顶板裂隙带大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术研究

王 凯

（潞安化工集团高河能源有限公司，山西 长治 046000）

0 引 言

高河煤矿综放工作面采空区瓦斯治理方式主要是“Y 型（W 型）通风+顶板高抽巷+预抽”，瓦斯治理效果明显。但高抽巷布置在顶板岩层中，具有施工难度大、周期长、成本高等特点。且在回采初期，顶板裂隙形成尚不充分，制约了高抽巷排放瓦斯的效率。同时，高抽巷在施工过程中产生大量矸石造成环境污染。为了解决上述难题，潞安集团公司决定在我矿采空区实施“综采工作面高位大直径钻孔技术”，对比施工高位大直径钻孔和高抽巷的瓦斯抽采效果，最终确定可有效解决瓦斯治理难题的方案。

1 工程概况

1.1 工作面位置

本试验所选用的E2306 工作面埋藏深度为440.5～482.5 m，工作面井下为东二盘区工作面，南边为E2305 工作面采空区，北边为E2307 工作面采空区；西边为+450 m 水平北翼大巷，东边为9 号村庄保护煤柱，工作面位置示意图如图1。

图1 E2306 工作面井下位置图

图2 相似模拟实验开挖方案

E2306 工作面切眼长度310 m，胶带顺槽全长981 m，与进风顺槽相距310 m；进风顺槽全长1 054 m；工作面设计可采长度496 m，煤层平均厚度为6.41 m，容重为1.4 t/m3，回收率为93%，工作面采用Y 型通风方式。

1.2 试验流程设计

在改进瓦斯治理技术方面，根据试验地点煤层赋存条件及煤岩力学参数，进行综放工作面开采覆岩裂隙演化相似模拟实验。其次在得到采场应力演化和覆岩移动规律的基础上，确定大直径长钻孔施工区域位置。随后结合现场工况设计W 型和Y 型综采工作面钻孔参数，开展大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术效果对比，论证高河能源综放工作面瓦斯治理新技术的可行性，最终确定可有效解决瓦斯治理难题的方案。

2 开采覆岩裂隙演化相似试验

2.1 相似试验实施步骤

1）模型铺装。将模型清理干净，在实验台内部两侧壁面上粘贴塑料布，保证岩层垮落，减小边界摩擦；将纵向加载装置安装到位并安装槽钢；配料时，单次铺设层厚不超过2 cm，如有岩层厚度大于2 cm则将其分层；装填时，按坐标埋设应力盒。应力传感器无缝隙面朝上，应力传感器头附近连线埋设过程中呈S 型分布。模型堆砌完成后，拆下面板进行晾干，根据该季节室温与湿度晾干时间为10 d。

2）开采前模型准备。连接应力传感器，使用泰斯特静态数据采集仪记录应力数据；制定数据记录表格，横坐标为测点距工作面距离，纵坐标为应变值。测点距工作面距离依据开挖步距与测点位置确定。散斑点布置时，按照位移测点布置图即可。

3）试验数据采集。每次开挖完成后或模型发生垮落后记录一组应力值，并及时生成曲线；开采过程中及时对较明显岩层移动变形现象进行拍照记录。

2.2 采场应力演化试验

本次实验支承压力分析时，对覆岩原岩应力进行处理使其为“0”。利用应力盒实时监测采动过程中覆岩应力变化值，并绘制不同来压时煤层顶板5 m至75 m 间距内的应力变化过程。

如图5（c）所示，回采面推进至77.5 cm 时，顶板发生第三次垮落，仍为煤层上方3 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从20.93～67.44 mm 不等，采空区中部及其左侧、右侧下沉位移增加，且位移曲线总体呈“U”型分布。

如图5 所示，随工作面向前推进，顶板悬露面积逐渐增大，当达到极限跨距时，顶板岩层将出现拉断破坏，并依次出现直接顶初次垮落、基本顶初次来压和基本顶周期来压现象。实验模型岩层上共布置336 个散斑点，如图2 所示。将从下至上第四行，从右到左第一例的散斑作为原点，分析散斑位移量与推进距离的关系。

图3 实验散斑布置模型

由图4 可知，高河能源E2306 工作面采场支承压力分布形态总体上呈“马鞍状”。随着工作面的回采，工作面前方应力峰值增加并向前方移动，在应力集中处，煤岩体受压裂隙闭合阻碍瓦斯流动。顶板初次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为0.85、1.15 MPa，支承压力增载系数分别为0.85、1.15；顶板第二次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为0.9、1.27 MPa，支承压力增载系数分别为0.9、1.27；顶板第五次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为1.31 MPa、0.4 MPa，支承压力增载系数分别为1.31、0.4；顶板第六次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为1.36、2.61 MPa，支承压力增载系数分别为1.36、2.61；顶板第七次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为1.8、3.33 MPa，支承压力增载系数分别为1.8、3.33；顶板第八次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为9.12、7.8 MPa，支承压力增载系数分别为9.12、7.8；顶板第九次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为5.27、5.65 MPa，支承压力增载系数分别为5.27、5.65。

图4 覆岩应力演化曲线

2.3 采场覆岩垮落移动规律

高河能源E2306 工作面顶板发生周期性破坏和垮落时，覆岩上部形成应力集中区和应力释放区，应力释放区是裂隙大量发育的主要区域。来压时覆岩支承压力变化曲线如图3 所示。

图5 顶板分次垮落图与垮落位移曲线

模型右边留设45 cm 的保护煤柱后，对E2306工作面的煤层开切眼，采高为3 cm，沿煤层倾向由右至左开采，采4 cm 后改为采全高6.0 cm。

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如图5（a） 所示，工作面自切眼开始推进约57.2 cm 时，E2306 工作面直接顶初次垮落，垮落高度2 cm，垮落距离49 cm，冒落的上覆岩层整体性好，且初次来压时煤层散斑测点未发生下沉，只在煤层上方3 cm 有极小的位移变化，其余测点也未发生移动。

如图5（b）所示，回采面推进至65.5 cm 时，顶板发生第二次垮落，煤层上方3 cm 散斑测点产生下沉位移，位移量为33.53～49.42 mm。由于煤壁和切眼侧煤柱支撑作用，顶板最大下沉值位于采空区中部，较初次垮落最大位移增加49.18 mm

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如图5（d）所示，回采面推进至97.5 cm 时，顶板发生第四次垮落。煤层上方3、13 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从20.93～67.44 mm 不等，上覆岩层进一步压实采空区。

事后问责是可以起到一定的警示作用，但所造成的资金低效、无效已成为既成事实。事中纠偏，还资金运用的应有本源，才是财政监督应有之义。长期的实践表明，事中监控是专员办部门预算监管工作必须坚守的一条“生命线”。

如图5（f）所示，回采面推进至121.5 m 时，顶板发生第六次较大范围垮落，垮落高度到达42.5 cm，煤层上方3、13、23、33 cm 散斑测点产生下沉位移，位移量从10.85～48.19 mm 不等。

如图5（i）所示，回采面推进至189.5 cm 时，顶板发生第九次垮落，垮落高度仍为97 cm，接近模型顶端，煤层上方3～83 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从10.08～77.53 mm 不等，较上次垮落最小和最大位移量未发生改变。

1～6 号各钻孔随推进距离的增加，钻孔抽采混量、浓度、垂高等相关参数的变化如图8 所示，并将各稳定阶段数据汇总至表2。

③明挖段隧道为出地面结构，场地所在桥下现状地面为一南北走向斜坡，斜坡高差达20m，桩基托换在地面上实施，施工作业场地困难。

如图5（g）所示，回采面推进至137.5 cm 时，顶板发生第七次大范围垮落，垮落高度到达97 cm，接近模型顶端，煤层上方3～83cm 散斑测点产生下沉位移，位移量从1.64～45.37 mm 不等，由于切眼侧遗留煤柱的作用，顶板垮落位移曲线呈“W”型分布。

如图5（e）所示，回采面推进至105.5 cm 时，顶板发生第五次垮落，煤层上方3、13、23、33 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从3.86～44.03 mm不等，此时最大位移测点仍在冒落破坏区，最小位移测点处于煤层上方33 cm 岩层靠近工作面方向位置。

专家1对e11的评价为u1,运用式(7)计算该证据对于各个风险等级的隶属度，进行归一化，得me111=(0.928 6，0.071 4，0，0)。同理，可得出其他专家对于对e11的模糊评语隶属于各个风险等级的程度，用矩阵T表示。

综上所述，综放工作面相似试验表明，E2306 工作面开采初次来压步距57.5 m，周期来压步距8～30 m，平均周期来压步距16.5 m。冒落带的高度为19 m 左右，为采高2.8 倍；裂隙带高度约为50 m，为采高的7.9 倍。自开切眼开始，随工作面的向前推进，离层裂隙自煤层顶板不断向上发育，采空区中部离层裂隙充分发育；多次来压后，采空区中部离层裂隙趋于压实，离层率下降；在顺槽内错一定范围内，覆岩离层裂隙仍能保持，离层率较大。此区域也是采空区瓦斯富集区，是布置水平长钻孔的目标区。从相似材料模拟实验中可以得出，水平长钻孔垂直层位宜布置在煤层顶板上方19～50 m 裂隙带范围内，利用采动形成的裂隙抽采采空区瓦斯。

3 大直径长钻孔技术现场试验

3.1 钻孔施工位置

由于距煤层顶板24.65 m、厚度为7.1 m 的粉砂岩硬度适中，且该砂岩层正好在工作面顶板的裂隙带内，结合相似试验得出的结论，选择该粉砂岩岩层作为定向高位钻孔的主体施工岩层。

学生在合作学习过程中，由于特殊原因可能会出现冷场的现象。教师要通过课堂观察，及时分析冷场的原因，及时对学生的合作学习进行引导，激活学生合作学习思维，主动地展示自我；

施工时采用ZDY15000LD 型煤矿用履带式全液压坑道钻机在E2306 进风顺槽右侧3 号钻场内施工6 个高位钻孔，控制进风顺槽侧工作面范围，钻孔终孔位于煤层顶板裂隙带内。孔径203 mm，单孔孔深650 m 左右，总孔长度3 900 m，封孔长度16 m。工作面钻孔布置图，如图6、图7 所示。

图6 高位大直径钻孔平面布置图

图7 高位大直径钻孔平面布置图

3.2 施工过程控制

各钻孔距E2306 进风南帮平距由近及远分别为：2 号钻孔26.67 m，3 号钻孔31.72 m，4 号钻孔40.11 m，5 号钻孔48.42 m，6 号钻孔59.18 m，1 号钻孔64.32 m。各个钻孔与煤层顶板之间的最大距离由近及远分别为：5 号钻孔21.16 m，2 号钻孔22.74 m，1 号钻孔23.58 m，4 号钻孔24.66 m，3 号钻孔26.14 m，6 号钻孔36.46 m；其中2～3 号钻孔水平间距为5.05 m，3～4 号钻孔水平间距为8.39 m，4～5号钻孔水平间距为8.31 m，5～6 号钻孔水平间距10.76 m，6～1 号钻孔水平间距为5.05 m，其余施工参数见表1。

表1 钻孔施工工况统计表

4 大孔径长钻孔与高抽巷瓦斯治理技术分析

4.1 各大直径长钻孔抽采技术分析

如图5（h）所示，回采面推进至159.5 cm 时，顶板发生第八次垮落，垮落高度仍为97cm，煤层上方3～83 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从6.97～48.8 mm 不等。

表2 高位大直径各钻孔稳定阶段抽采数据统计表

图8 各孔稳定阶段抽采情况随推进距离的变化

由图8 可知，1 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加而增大，最大为3.13 m3/min，平均为1.38 m3/min，稳定阶段平均抽采纯量为1.67 m3/min；2 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加而增大后趋于稳定，最小值为0.04 m3/min，最大达到4.59 m3/min，稳定阶段平均抽采浓度为0.92 m3/min；3 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加而逐渐提升，最小值为0.04 m3/min，最大值达到2.23 m3/min，整个回采阶段抽采纯量平均达到0.80 m3/min；4 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加而整体呈现上涨的趋势，抽采纯量为0.01～1.35 m3/min，稳定阶段平均抽采纯量为0.59 m3/min。5 号钻孔抽采纯量随着推进距离的增加的变化趋势与抽采浓度变化类似，抽采纯量为0.004～2.78 m3/min，平均达到0.76 m3/min，稳定阶段平均抽采纯量为1.78 m3/min，5 号钻孔稳定阶段抽采纯量是6 个钻孔中最好的。6 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加先逐渐增大后降低在逐渐升高，抽采纯量为0.01～1.52 m3/min，平均浓度达到0.55 m3/min。

由表2 分析可得，5 号钻孔所在层位最低，6 号钻孔层位最高，这也直接导致5 号钻孔的抽采混量相对较大，6 号钻孔的抽采混量相对较小，这也使得6 号孔内抽出的瓦斯含量比其他钻孔高出很多，即抽采浓度相较其他钻孔高出很多；1～4 号钻孔层位较为接近，1～6 号钻孔的抽采负压相差不大，最大的为3 号钻孔的21.53 kPa，最小为6 号钻孔的20.18 kPa；1、2、3、5 号钻孔的抽采混量也比较接近，最大为3 号钻孔的37.41 m3/min，最小为1 号钻孔的34.82 m3/min，而4 号钻孔抽采混量为19.78 m3/min，远小于上述4 个钻孔，6 号钻孔抽采混量更小，为1.43 m3/min，远未达到经济流速下的理论抽采值；1～5 号钻孔的抽采浓度存在差异，其中以1 号钻孔抽采浓度最大，达到4.90%，2 号钻孔抽采浓度最小，为2.55%；抽采纯量5 号钻孔最大，4 号钻孔最小，分别为1.78 m3/min 和0.59 m3/min；1、3 号抽采纯量与5 号钻孔基本一个水平，2 号钻孔处于中间水平，4 号和6 号钻孔抽采瓦斯能力最低，为0.59m3/min 和0.60 m3/min，又考虑到6 号钻孔抽采混量过小，6 号钻孔抽采效果不佳。

“咱们村，老头子媳妇去世后都愿意重新再找一个老伴，但是很多老太太老头去世以后，不愿意再找。咱们村好几个50多岁的寡妇，都不愿意重新找。”（C5,女，59岁）

4.2 大孔径长钻孔与高抽巷瓦斯治理技术对比

如表3 所示，稳定阶段各工作面风排瓦斯量：E2303 为13.53 m3/min；E2305 为17.2 m3/min；E2307为16 m3/min；E2306 为16 m3/min。

表3 E2306 工作面及邻面抽采占比

1）对于高抽巷抽采量，E2303 工作面高抽巷抽采量为7.48 m3/min，E2305 工作面为15.99 m3/min，E2307工作面为14.18 m3/min。

2）对于大直径长钻孔抽采量，E2306 工作面抽采纯量为9.21 m3/min。

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3）对于绝对瓦斯涌出量，E2303 工作面为30.68 m3/min，E2305 工作面为36.07 m3/min，E2307 工作面为35.44 m3/min，E2306 工作面为28 m3/min。

由表3 分析可知，对于使用高抽巷技术治理瓦斯时，其稳定阶段E2303 工作面抽采量占其总涌出量的24%；E2305 工作面抽采量占其总涌出量的44%；E2307 工作面抽采量占其总涌出量的40%；对于使用高位大直径长钻孔技术治理瓦斯时，E2306工作面抽采量占其总涌出量的33%。试验表明，大直径长钻孔瓦斯抽采效果介于相邻工作面高抽巷抽采效果之间。因此，在工作面涌出量接近30 m3/min 情况下，高位大直径长钻孔抽采+柔模埋管抽采+Y型通风可以达到有效治理瓦斯的目的。