中梁山南矿急倾斜近距离煤层群卸压瓦斯抽采技术的工程实践＊

李 栋 何兴玲 张邦安 覃 乐 廖春奎 贺洪才

（1.重庆市能源投资集团科技有限责任公司，重庆市南岸区，400060；2.重庆市煤层气开发企业工程技术研究中心，重庆市綦江区，401121；3.重庆中梁山煤电气有限公司，重庆市九龙坡区，400052）

目前，开采保护层是增大煤层透气性、提高瓦斯抽放率和防治煤 （岩）与瓦斯突出最有效的一种安全高效措施。国内外学者已经对保护层采后卸压瓦斯运移规律、有效保护范围划定及抽采技术进行了大量研究，但针对我国西南地区煤层透气性和瓦斯渗透率极低的急倾斜俯伪斜薄煤层群相关研究较少，导致难以准确掌握保护层开采后卸压瓦斯分布规律、正确选择有效抽放方法及合理设计瓦斯抽采参数，严重制约着矿井煤与瓦斯安全高效开采。本文采用理论计算与现场试验相结合的方法对保护层开采后的采动裂隙分布规律及卸压瓦斯运移规律进行了研究，并结合中梁山南矿地质条件，提出了急倾斜近距离薄煤层群俯伪斜保护层开采的卸压瓦斯综合立体抽采技术。

1 矿井概况

中梁山南矿含煤地层为龙潭组，含煤10 层（K1～K10煤层），主采层为K1、K9，除K2煤层不具有突出危险性，作为保护层首先开采外，其余煤层均具有煤与瓦斯突出危险，煤层倾角为68°～72°。矿 井 瓦 斯 相 对 涌 出 量 为 104.07 ～156.49m3／t，绝对涌出量为54.13～80.65 m3／min。煤层直接顶多为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩，底板多为粘土。矿井采用俯伪斜采煤法，采空区采用垮落法管理。

本次保护层开采采动裂隙及卸压瓦斯运移规律现场试验选择在+280 m 回风巷道高抽巷及+210m抽采巷C1～C3石门之间的巷道，分别布置1＃～6＃、7＃～12＃考察钻孔，其中1＃～3＃、7＃～9＃钻孔作为保护层采煤工作面超前被保护层K1、K3掘进工作面距离的瓦斯压力考察孔，4＃～6＃、10＃～12＃钻孔作为保护层采煤工作面超前被保护层K1、K3掘进工作面距离的瓦斯流量考察孔，通过考察钻孔瓦斯压力、流量及瓦斯抽采量随1325上采煤工作面位置的变化规律，综合分析确定保护层采煤工作面超前被保护层掘进工作面合理距离，其钻孔布置如图1。

图1 试验区考察钻孔的布置

2 保护层开采覆岩采动裂隙分布及卸压瓦斯运移规律

2.1 保护层开采采动裂隙分带计算

2.1.1 上覆岩层裂隙带

随着保护层K2工作面向前推进，采空区上方卸压范围不断沿走向延伸，按垂直方向顶板垮落和裂隙发育情况可分为 “三带”，即冒落带、裂隙带和弯曲带，如图2所示。

图2 上覆岩层裂隙分带示意图

由于中梁山南矿K2煤层直接顶为泥质粉砂岩，强度低，采后随冒随沉，则开采K2煤层后顶板裂隙带最大高度H裂，可用下式计算：

式中：M——煤层法线厚度；

h——回采阶段垂高。

冒落带最大高度H冒可用下式计算：

由试验区概况可计算出保护层开采后，覆岩的裂隙带最大高度为7.5 m，冒落带最大高度为3.5m，而K1、K2煤层间距平均仅为5.36 m，因此被保护层K1位于当K2煤层开采后的裂隙带内。

2.1.2 下覆岩层裂隙带

保护层K2开采后，底板一定范围的煤岩层发生底臌破坏和膨胀变形，受到采动影响的底板煤岩层分为底臌裂隙带和底臌变形带。根据相关资料统计分析，底臌裂隙带下限为底板下方15～25m，主要为沿层理的顺层张裂隙和岩层破断后垂直、斜交层理形成的穿层裂隙，将该带内的煤层与采空区导通，煤层瓦斯可沿穿层裂隙进入保护层采空区，瓦斯涌入采空区的阻力随深度的增加逐渐加大；底臌变形带下限为底板下方50～60m，以沿层理形成的顺层张裂隙为主，处于该带的被保护层发生膨胀变形，吸附瓦斯解吸，大量卸压瓦斯汇集在煤层中的裂隙内，裂隙随层间距加大逐渐减少。

根据中梁山南矿煤系地质情况可以判断，保护层K2开采后，下覆被保护层K3～K5煤层处于底臌裂隙带中，K6～K10煤层处于底臌变形带中。下覆岩层裂隙分带情况见图3。

图3 下覆岩层裂隙分带示意图

2.2 保护层开采卸压瓦斯运移规律研究

在开采保护层K2过程中，对被保护层K1、K3煤层瓦斯动力参数进行了测试。通过现场考察试验，得到了K1、K3煤层的卸压瓦斯运移规律。

（1）瓦斯压力。考察钻孔的瓦斯压力随保护层K2煤层的工作面推进变化如图4所示。

图4 K1、K3煤层瓦斯压力变化规律

从图4可知，1225下工作面对应的K1、K3煤层原始瓦斯压力最大值分别为4.2 MPa 和4.3 MPa。分别位于保护层K2煤层工作面前方55m和60m 处，被保护层K1、K3煤层的瓦斯压力开始下降；在保护层K2煤层工作面采过之后，被保护层K1、K3煤层的瓦斯压力很快下降到0.3～0.5 MPa，低于 《煤矿安全规程》规定的0.74 MPa。这是由于上保护层K2煤层开采引起了K1、K3煤层的充分卸压，使K1、K3煤层的瓦斯迅速解吸，并通过钻孔被抽出或通过层间裂隙涌向K2煤层的采空区所致。

（2）瓦斯流量。本次考察5＃、12＃钻孔测到的数据比较齐全，能较完整地反映出K1、K3煤层的瓦斯流量随K2煤层工作面推进的变化规律，如图5所示。

图5 K1、K3煤层瓦斯流量变化规律

由图4和图5可知，由于卸压瓦斯的解吸和排放需要一个过程，使得被保护层钻孔瓦斯流量的卸压过程要落后于瓦斯压力的卸压过程，出现滞后现象。由图5的结果可以看出，被保护层的钻孔瓦斯流量出现了两次流量峰值。

（3）煤层透气性系数。本次考察试验区域的煤层透气性系数的测定结果如表1所示。

表1 煤层透气性系数测定结果

由表1 可知，保护层K2煤层工作面开采后，被保护层K1、K3煤层的透气性系数有明显增加，在超前1 倍层间距时，透气性系数分别增加了近200倍和220倍。

（4）保护层开采的保护效果分析。通过以上分析，可得卸压瓦斯动力参数变化 “四带”的范围，即正常压力带 （工作面前方55～60m 以外范围）、集中压力带 （工作面前方55～20 m 范围内）、过渡变化带 （工作面前方20 m 到工作面后方36 m范围内）、充分卸压带 （工作面后方36 m 以外范围）。被保护层的卸压瓦斯流量及瓦斯压力都随着保护层K2工作面的推进经历了开采前方及开采后方两次卸压过程。

3 急倾斜近距离煤层群卸压瓦斯综合立体抽采技术

根据中梁山南矿实际情况，建立了以本煤层顺层钻孔抽采、顶板高位巷走向钻孔抽采、采空区尾巷密闭抽采及底板穿层钻孔抽采为主的急倾斜近距离薄煤层群保护层开采卸压瓦斯分层分源综合立体抽采技术体系。

3.1 本煤层回采工作面顺层钻孔抽采

1325上采煤工作面回采前，利用高负压瓦斯抽采系统，在回采工作面进、回风巷平行工作面 （垂直工作面巷道）分别向本煤层施工抽采钻孔，钻孔平行布置，钻孔终孔间距2 m，上钻孔长度为80m，下钻孔长度为50m，上、下钻孔间隔布置，钻孔直径75 mm。在工作面回采前预先对本煤层瓦斯进行抽采，预抽时间为10个月。单孔抽采浓度30%～45%，抽采负压在13～28kPa，单孔抽采纯瓦斯流量在0.08～0.12m3／min，抽采总量达8～12m3／min。

3.2 顶板高位穿层钻孔抽采

顶板高位穿层钻孔抽采下水平的瓦斯，即在上水平专用瓦斯巷内每隔30m 做一个钻场，向下部煤层及采空区布置扇形钻孔，每个钻场内布置6～8个钻孔，钻孔间距15 m，钻孔倾斜长约80～100m，孔底以穿透邻近煤层或采空区3～5 m 为准，钻孔直径75 mm。抽采浓度25%～40%，抽采负压在5～12kPa，单孔抽采纯瓦斯流量在0.01～0.5m3／min，抽采总量达1.2～5m3／min。顶板高位穿层钻孔布置见图6。

图6 顶板高位抽采钻孔布置图

3.3 采空区尾巷密闭抽采

采空区尾巷密闭抽采技术是根据中梁山南矿上行Y 型通风方式采取的一种有效抽采采空区上隅角积聚瓦斯的技术。将Y 型通风系统中瓦斯尾巷与采空区连通的横贯密闭接出一组直径150mm 的抽采管路，与瓦斯尾巷内敷设超大直径抽采管连接，最终接入抽采主管路进行瓦斯抽采。抽采浓度30%～65%，抽采负压在4～10kPa，抽采纯瓦斯流量在1.5～3.5m3／min。

3.4 底板穿层钻孔抽采

底板穿层钻孔抽采邻近层的瓦斯，即在专用瓦斯抽采巷内每隔30m 做一个钻场，向上部煤层布置扇形钻孔，每个钻场内布置15个钻孔，钻孔间距20m，两侧钻孔距巷道10m，钻孔斜长约75～100m，孔底以穿透邻近煤层3～5 m 为准，钻孔直径75mm。抽采浓度25%～55%，抽采负压在6～15kPa，单孔抽采纯瓦斯流量在0.05～0.83 m3／min，抽采总量达12～23.5m3／min。底板穿层钻孔布置见图7。

图7 底板专用抽采巷道钻孔布置图

4 结论

（1）通过理论计算，得到保护层K2的开采不会破坏被保护层开采条件，被保护层均处在保护层采动裂隙有效影响范围内，即K1位于K2开采后裂隙带中，K3～K5位于底臌裂隙带中，K6～K10位于底臌变形带中，为卸压瓦斯提供运移通道。

（2）通过现场试验得出了卸压瓦斯动力参数变化“四带”的范围，即正常压力带 （工作面前方55～60 m 以外范围）、集中压力带 （工作面前方55～20m 范围内）、过渡变化带 （工作面前方20m～工作面后方36 m范围内）、充分卸压带 （工作面后方36 m 以外范围）。被保护层的卸压瓦斯流量及瓦斯压力随着保护层K2工作面的推进经历了开采前方及开采后方两次卸压过程。

（3）建立了符合中梁山南矿实际情况，以本煤层顺层钻孔抽采、顶板高位巷走向钻孔抽采、采空区尾巷密闭抽采及底板穿层钻孔抽采为主的急倾斜近距离薄煤层群保护层开采卸压瓦斯分层分源综合立体抽采技术体系，瓦斯抽采率达到了70%以上，克服了单一平面防突措施的不足。

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