硫磺沟矿(4-5)04工作面高位钻孔抽采瓦斯技术
2018-05-31邱春亮赵鹏翔王绪友刘殿福张雪涛安学东杨俊生
邱春亮,赵鹏翔,王绪友,刘殿福,张雪涛,安学东,杨俊生
(1.兖矿新疆矿业有限公司 硫磺沟煤矿,新疆 昌吉 831100;2.西安科技大学 安全科学与工程学院,陕西 西安 710054;3.西安科技大学 西部矿井开采及灾害防治教育部重点实验室,陕西 西安 710054)
0 引 言
中国煤炭储量丰富,目前已探明地质储量10 000亿t,同时也是世界上煤层甲烷(煤层气、煤层瓦斯)资源最丰富的国家之一,目前与矿物燃料相比,替代能源依然昂贵得令 人望而却步。因此,能否安全、高效、洁净地开发和利用丰富的煤炭资源和煤层气资源,对于从事煤层与甲烷安全共采理论与技术的研究是一项很有意义的事[1]。
随着煤炭开采机械化程度的不断增大,导致工作面瓦斯涌出量不断增加,容易造成上隅角瓦斯超限,严重制约着工作面安全高效回采[2]。针对上隅角瓦斯超限这一难题,许多学者开展了大量的研究,并得到相应的理论及技术体系[3-6]。受采动影响,瓦斯从煤体中解吸出来进入采动空间[7-9],受到风流的作用升浮至采动覆岩裂隙区并形成瓦斯富集区[10-12]。如将高位钻孔终孔位置布置在瓦斯富集区内,能有效提高瓦斯抽采效果。因此,准确掌握覆岩采动“三带”分布特征[13],对设计高位钻孔终孔位置尤为重要。文中针对硫磺沟煤矿(4-5)04工作面实际情况,对工作面采动覆岩“三带”分布特征开展实验,结合实验结果设计高位钻场的布置方案及钻孔的施工参数,为硫磺沟煤矿上隅角瓦斯超限治理提供了技术支持。
1 覆岩“三带”物理相似模拟实验设计
1.1 (4-5)04工作面概况
(4-5)04工作面位于(4-5)02工作面北部,与(4-5)02皮带顺槽倾斜距离为40 m煤柱,西邻井田边界(32勘探线)130 m,东部为副斜井保护煤柱,北部为未采动的实体煤。工作面走向长度2 636 m,倾斜长为180 m,沿倾向布置走向回采,煤层倾角22°~26°,平均24°;开采厚度6.06~7.52 m,平均开采厚度6.15 m,割煤高度3.0 m,平均放煤高度3.15 m,采放比为1∶1.1。瓦斯含量3~4 m3/t.轨道顺槽、皮带顺槽沿4-5号煤层底板掘进,切眼沿4-5号煤层顶板掘进,工作面配风量平均为1 048 m3/min.
1.2 实验相似比及参数确定
实验利用西安科技大学西部煤矿开采及灾害防治重点实验室二维平面模拟实验台,按几何比例1∶100沿工作面倾向及走向对(4-5)04工作面开展采动覆岩“三带”分布特征物理相似模拟实验。倾向模型尺寸(长×宽×高)为2 000 mm×200 mm×1 300 mm,走向模型尺寸(长×宽×高)为2 000 mm×200 mm×1 100 mm,模型高度以上的煤层采用物理相似的配种进行均匀加载。
根据已有的物理相似模拟实验相似准则及(4-5)04工作面实际情况,确定物理相似模拟实验时间相似常数为10,容重相似常数为1.5,泊松比相似常数为1.0,应力及抗压强度相似常数为150,选取相应的材料配比开展倾向及走向采动覆岩“三带”特征物理相似模拟实验。
1.3 测点布置
倾向模型与煤层平行布置9条测线,沿测线布置22个测点,相邻测点间距为10 cm,同一条测线相邻10 cm,如图1所示,由此观测实验过程中煤层采后覆岩“三带”特征及岩层下沉量变化规律。走向模型与煤层平行布置10 测线,沿测线布置20个测点,相邻测点间距为10 cm,如图2所示,其作用于倾向模型中测点相同。
图1 (4-5)04工作面倾向模型Fig.1 Tend model of(4-5)04 working face
图2 (4-5)04工作面走向模型Fig.2 Direction model of(4-5)04 working face
2 (4-5)04工作面覆岩“三带”分布特征
2.1 (4-5)04工作面倾向“三带”分布特征
通过对(4-5)04工作面开展倾向物理相似模拟实验,得出如图4所示的覆岩“三带”分布,并通过布置的测点得到岩层下称量的变化规律。从图3可以看到,当工作面开采后,在采空区上方的覆岩由弹性状态逐渐向塑性转变,当工作面推进到一定距离时,其上覆岩体发生移动、破断及垮落,从而在工作面倾斜方向上形成覆岩“三带”(即冒落带、裂隙带和弯曲下沉带),工作面上隅角处的冒落角为71°左右,工作面下隅角处的冒落角为60°左右,上隅角处裂隙较为发育,为高位钻孔抽采上隅角瓦斯提供了良好的环境。通过开展物理相似模拟实验得到(4-5)04工作面倾斜方向冒落带高度为25 m,裂隙带的高度为110 m,其上为弯曲下沉带[18]。
图3 (4-5)04工作面倾向“三带”分布特征Fig.3 “Three zones” distribution property in tend of(4-5)04 working face
图4 倾斜方向测点下沉量Fig.4 Sinkage of point in tend
从图4可知,在(4-5)04工作面沿倾斜方向,覆岩移动规律离煤层顶板越远,移动过程越连续。覆岩垮落后,由于煤层倾角的影响,一般位于采空区中部偏回风巷侧顶板下沉较为充分,顶板岩层有垂直于层面的法向弯曲移动及沿层面向下滑移运动,当强度与变形超过极限值时岩层断裂或垮落,但空间结构高度沿工作面倾斜方向上呈现下端小、上端大的变化形态。
2.2 (4-5)04工作面走向“三带”分布特征
对工作面走向回采过程开展物理相似模拟实验,采动覆岩裂隙“三带”分布特征,如图5所示。工作面回采过程中覆岩共发生7次矿压显现,其中初次来呀步距为36 m,周期来压步距为12~22 m,平均16.6 m.冒落带高度(不规则冒落带+规则冒落带)为26.8 m,裂隙带高度为109.2 m,其上为弯曲下沉带。与倾向物理相似模拟实验结果十分相近,因此,结合走向与倾向物理相似模拟实验结果,得到(4-5)04工作面回采完成后会形成“圆角矩形梯台带”的三维形态。
图5 (4-5)04工作面走向“三带”分布特征Fig.5 “Three zones” distribution property in direction of(4-5)04 working face
图6 (4-5)04工作面开采后裂隙区域划分Fig.6 Cracked zone partition after(4-5)04 working face mining
根据物理相似模拟可知,当煤层开采后,根据裂隙所处的状态,可将采空区覆岩裂隙发育的区域分为压实区和裂隙区,如图6所示,压实区是裂隙基本处于闭合状态的区域;裂隙区是裂隙处于张开状态的区域,裂隙区对压实区形成了半包围,包括处于压实区上方裂隙区和处于压实区周围的裂隙区。裂隙区宽度在切眼附近约40 m(即0.7倍初次来压步距),回风巷及进风巷附近约30 m(约0.5倍初次来压步距),在工作面附近20~40 m(即1~2倍周期来压步距)变化。由于裂隙的存在,为采动卸压瓦斯运移提供了通道,将高位钻孔的终孔位置布置在该区域能实现对上隅角及采空区瓦斯的抽采[19]。
3 高位钻孔抽采瓦斯参数设计
3.1 高位钻场布置
根据前人研究成果及物理相似模拟实验所得到的(4-5)04工作面采动覆岩“三带”分布特征、来压步距及覆岩裂隙区分布范围,确定将高位钻场布置在该工作面回风顺槽实体煤一侧,在该侧巷帮起坡45°角掘进至煤层顶板,钻场规格设计为4 m×3.6 m×2.6 m(长×宽×高),钻场间距为65 m,钻场压茬距离为35 m.
3.2 钻孔参数设计
钻场中设计施工10个钻孔,分两排布置(图7),上排钻孔距钻场底板2.0 m,下排钻孔局钻场底板1.5 m,下排钻场第一个钻孔距离钻场外帮0.4 m,其余钻孔间距为0.8 m,钻孔终孔位置在煤层顶板以上9~34 m范围内均匀分布,平距为距离回风巷中线-1.3~22.7 m范围内均匀分布。
4 高位钻场抽采瓦斯效果分析
4.1 高位钻孔单孔抽采效果分析
通过对高位钻场中典型钻孔单孔抽采瓦斯浓度实施观测,并对数据整理分析后得到如图8所示的变化趋势,随和钻场与工作面距离的变化,钻场抽采瓦斯浓度可分为3个阶段:当钻场距工作面55~81 m时,由于工作面距离钻场过远,覆岩裂隙发育及应力变化还未影响到钻孔,导致这时期的钻孔抽采瓦斯浓度较低;当钻场距离工作面13~75 m范围内,随着工作面不断向前推进,在采动应力的影响下钻孔所在岩层发生变形,覆岩裂隙逐步发育至钻孔,使得这一阶段瓦斯呈现逐步上升的发展趋势;当钻场距离工作面小于13~32 m范围时,底层为钻孔瓦斯浓度出现骤减,高层位钻孔瓦斯浓度出现平缓下降的变化趋势,这是由于工作面推进至离钻孔较近的位置时,钻孔的终孔位置已经进入冒落带,抽出的气体主要为含有低浓度瓦斯的空气,因此,就要求瓦斯高位钻场在此时进行搭接,弥补抽采瓦斯浓度的不足。
从图8(a)、(b)可以看出,1-3#,1-4#在整个抽采过程中钻孔内瓦斯浓度在钻场距离工作面54~75 m的范围内开始上升,最大浓度值为19%~27%,平均浓度为23%,瓦斯浓度峰值较为稳定,同时高浓度(瓦斯浓度大于等于5%)瓦斯段的长度分别为钻场距工作面49~8 m,75~8 m,平均长度为54 m.
从图8(c)、(d)可以看出,2-4#,2-6#在整个抽采过程中钻孔内瓦斯浓度在钻场距离工作面60~66 m的范围内开始上升,浓度开始上升的方位比较集中,最大浓度值为18.9%~20.8%,平均浓度为19.85%,瓦斯浓度峰值较为稳定,同时高浓度(瓦斯浓度大于等于5%)瓦斯段的长度分别为钻场距工作面63~8 m,63~8 m,平均长度为55 m.
4.2 高位钻场抽采效果分析
从图9可以看出,在(4-5)04工作面正常回采过程中,高位钻场瓦斯抽采量占绝对瓦斯涌出总量的49.94%~89.88%,风排瓦斯量占到绝对瓦斯总涌出量的10.12%~50.06%.
从图9还可以看出,高位钻场抽采前期,抽采瓦斯量持续升高,风排瓦斯两逐渐降低,从而达到了减轻风排瓦斯的压力,达到了高位钻场抽采瓦斯的目的,随着工作面与钻场间距的不断减小,高位钻孔的层位逐渐降低使得高位钻孔只能抽取大量含有低浓度瓦斯的空气,使得瓦斯抽采纯量不断下降,风排瓦斯两出现明显的上升,增大了风排瓦斯的压力。
图7 高位钻场钻孔布置方式Fig.7 Layout of borehole in high level drilling field
图8 典型钻孔抽采浓度与工作面距离的关系Fig.8 Relationship between borehole drainage concentration and distance of working face
图9 高位钻场抽采瓦斯效果Fig.9 Extraction effect of high level drilling field
4.3 高位钻场抽采瓦斯治理效果
通过对瓦斯上隅角及回风巷瓦斯浓度的实时观测,得到如图10所示的在高位钻场抽采条件下,上隅角及回风巷瓦斯浓度的变化情况,由此验证了高位钻孔抽采瓦斯对工作面上隅角及回风巷瓦斯浓度的控制效果。保证上隅角瓦斯瓦斯浓度维持在0.08%~0.45%,回风巷瓦斯浓度维持在0.15%~0.48%,保证(4-5)04工作面安全高效回采。
图10 上隅角及回风巷瓦斯浓度变化Fig.10 Variation of gas concentration at upper corner and reture airway
5 结 论
1)通过对(4-5)04工作面开展倾向物理相似模拟实验,得出倾斜煤层覆岩“三带”分布及上覆岩层裂隙分布范围;
2)通过开展倾向及走向物理相似模拟实验得到(4-5)04工作面冒落带高度为25~26.8 m,裂隙带高度为109.2~110 m,初次来压步距为36 m,周期来压步距平均为16.6 m,得到切眼附近裂隙区宽度约为40 m,回风巷及进风巷附近约30 m,工作面附近约20~40 m,与现场实际情况基本吻合,所以,对现场安全指导具有实际意义;
3)通过对典型钻场中的钻孔进行分析后,得到钻孔抽采浓度为19.85%~23%,有效抽采段距离平均为54.5 m,抽采过程中上隅角及工作面瓦斯分别为0.08%~0.45%及0.15%~0.48%,所以高位钻孔抽采可以有效控制(4-5)04工作面上隅角及采空区瓦斯浓度;
4)物理相似模拟实验从二维层面研究了采动覆岩特征,还可以通过三维物理模拟和数值模拟来进一步分析倾斜煤层瓦斯抽采的有效方法。
参考文献(References):
[1] 李树刚.综放开采围岩活动及瓦斯运移[M].徐州:中国矿业大学出版社,2000.
LI Shu-gang.Movement of the surrounding rock and gas delivery in fully-mechanized top coal caving[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2000.
[2] 李树刚,钱鸣高.中国煤层与甲烷安全共采技术的可行性[J].科技导报,2000(6):39-41.
LI Shu-gang,QIAN Ming-gao.Simultaneous safety extraction of coal and caol-bed methane in China[J].Science and Technology Review,2000(6):39-41.
[3] 程远平,付建华,俞启香.中国煤矿瓦斯抽采技术的发展[J].采矿与安全工程学报,2009,26(2):127-139.
CHENG Yuan-ping,FU Jian-hua,YU Qi-xiang.Development of gas extraction technology in coal mines of China[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2009,26(2):127-139.
[4] 李树刚,钱鸣高,石平五.综放开采覆岩离层裂隙变化及空隙渗流特性研究[J].岩石力学与工程学报,2000,19(5):604-607.
LI Shu-gang,QIAN Ming-gao,SHI Ping-wu.Study on bed-separated fissures of overlying stratum and interstice permeability in fully-mechanized top coal caving[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2000,19(5):604-607.
[5] 许家林,钱鸣高,金宏伟.基于岩层移动的“煤与煤层气共采”技术研究[J].煤炭学报,2004,29(2):129-132.
XU Jia-lin,QIAN Ming-gao,JIN Hong-wei.Study on“coal and coal-bed methane simultaneous extraction” technique on the basis of strata movement[J].Journal of China Coal Society,2004,29(2):129-132.
[6] LIU Shui-wen,QU Shi-jia,LI Ji-lai,et al.Analysis on influence factors of top corner gas concentration and trend prediction[J].Advanced Materials Research,2013,2203(634):3587-3591.
[7] 李树刚,李生彩,林海飞,等.卸压瓦斯抽取及煤与瓦斯共采技术研究[J].西安科技大学学报,2002,22(3):247-249.
LI Shu-gang,LI Sheng-cai,LIN Hai-fei,et al.Technique of drawing relieved methane and simultaneous extraction of coal and coalbed methane[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2002,22(3):247-249.
[8] 袁 亮.卸压开采抽采瓦斯理论及煤与瓦斯共采技术体系[J].煤炭学报,2009,34(1):1-8.
YUAN Liang.Theory of pressure-relieved gas extraction and technique system of integrated coal production and gas extraction[J].Journal of China Coal Society,2009,34(1):1-8.
[9] 双海清,王红胜,李树刚,等.覆岩采动卸压瓦斯高位钻孔抽采技术研究[J].西安科技大学学报,2015,35(6):683-687.
SHUANG Hai-qing,WANG Hong-sheng,LI Shu-gang,et al.High level borehole drainage technique of the overlyin strata mining-induced pressure-relief gas[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2015,35(6):683-687.
[10] 钱鸣高,许家林.覆岩采动裂隙分布的“O”形圈特征研究[J].煤炭学报,1998,23(5):466-469.
QIAN Ming-gao,XU Jia-lin.Study on the“O shape”circle distribution characteristics of mining induced fractures in the overlaying strata[J].Journal of China Coal Society,1998,23(5):466-469.
[11] 许家林,孟广石.应用上覆岩层采动裂隙“O”形圈特征抽放采空区瓦斯[J].煤矿安全,1995(7):1-3.
XU Jia-lin,MENG Guang-shi.Application of overlying rock mining-induced fractures “O” ring characteristics of goaf gas drainage[J].Safety in Coal Mines,1995(7):1-3.
[12] LIU Chao,XUE Jun-hua,YU Guo-feng,et al.Fractal characterization for the mining crack evolution process of overlying strata based on microseismic monitoring technology[J].International Journal of Mining Science and Technology,2016,26(2).
[13] 李宵尖,姚精明,何富连.高位钻孔瓦斯抽放技术理论与实践[J].煤炭科学技术,2007,35(4):16-17.
LI Xiao-jian,YAO Jing-ming,HE Fu-lian.Theory and practices on high level borehole gas drainage technology[J].Coal Science and Technology,2007,35(4):16-17.
[14] 朱红青,张民波,王 宁,等.Y型通风高位钻孔抽采被保护层卸压瓦斯研究[J].煤炭科学技术,2013,41(2):56-59.
ZHU Hong-qing,ZHANG Min-bo,WANG Ning,et al.Study on pressure released gas drainage in protected seam with high level borehole under Y type ventilation[J].Coal Science and Technology,2013,41(2):56-59.
[15] 王耀锋,聂荣山.基于采动裂隙演化特征的高位钻孔优化研究[J].煤炭科学技术,2014,42(6):86-91.
WANG Yao-feng,NIE Rong-shan.Study on high level borehole optimization based on evolving characteristics of mining induced fracture[J].Coal Science and Technology,2014,42(6):86-91.
[16] 刘桂丽,杨跃奎,撒占友.高位钻孔瓦斯抽采参数优化设计[J].西安科技大学学报,2012,32(4):450-458.
LIU Gui-li,YANG Yue-kui,SA Zhan-you.Optimal design of high position boring drainage parameters[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2012,32(4):450-458.
[17] 李树刚,秦伟博,李志梁,等.重复采动覆岩裂隙网络演化分形特征[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版,2016,35(12):1384-1389.
LI Shu-gang,QIN Wei-bo,LI Zhi-liang,et al.Repeated overlying rock crack network evolution fractal characteristics[J].Liaoning Technical University:Natural Science Edition,2016,35(12):1384-1389.
[18] 李树刚,林海飞,赵鹏翔,等.采动裂隙椭抛带动态演化及煤与甲烷共采[J].煤炭学报,2014,39(8):1455-1462.
LI Shu-gang,LIN Hai-fei,ZHAO Peng-xiang,et al.Dynamic evolution of coal mining fissure elliptical belt and co-production of coal and methane[J].Editorial Office of Chinese Journal of Coal Mine,2014,39(8):1455-1462.
[19] 李春元,张 勇,李 佳,等.采空区瓦斯宏观流动通道的高位钻孔抽采技术[J].采矿与安全工程学报,2017,34(2):391-397.
LI Chun-yuan,ZHANG Yong,LI Jia,et al.High borehole extraction technology of methane macro-flow channel in goaf[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2017,34(2):391-397.