邱春亮，趙鵬翔，王緒友，劉殿福，張雪濤，安學東，楊俊生

(1.兗礦新疆礦業(yè)有限公司 硫磺溝煤礦，新疆 昌吉 831100；2.西安科技大學 安全科學與工程學院，陜西 西安 710054；3.西安科技大學 西部礦井開采及災害防治教育部重點實驗室，陜西 西安 710054)

0 引 言

中國煤炭儲量豐富,目前已探明地質儲量10 000億t,同時也是世界上煤層甲烷(煤層氣、煤層瓦斯)資源最豐富的國家之一,目前與礦物燃料相比,替代能源依然昂貴得令 人望而卻步。因此，能否安全、高效、潔凈地開發(fā)和利用豐富的煤炭資源和煤層氣資源，對于從事煤層與甲烷安全共采理論與技術的研究是一項很有意義的事[1]。

隨著煤炭開采機械化程度的不斷增大，導致工作面瓦斯涌出量不斷增加，容易造成上隅角瓦斯超限，嚴重制約著工作面安全高效回采[2]。針對上隅角瓦斯超限這一難題，許多學者開展了大量的研究，并得到相應的理論及技術體系[3-6]。受采動影響，瓦斯從煤體中解吸出來進入采動空間[7-9]，受到風流的作用升浮至采動覆巖裂隙區(qū)并形成瓦斯富集區(qū)[10-12]。如將高位鉆孔終孔位置布置在瓦斯富集區(qū)內，能有效提高瓦斯抽采效果。因此，準確掌握覆巖采動“三帶”分布特征[13]，對設計高位鉆孔終孔位置尤為重要。文中針對硫磺溝煤礦(4-5)04工作面實際情況，對工作面采動覆巖“三帶”分布特征開展實驗，結合實驗結果設計高位鉆場的布置方案及鉆孔的施工參數，為硫磺溝煤礦上隅角瓦斯超限治理提供了技術支持。

1 覆巖“三帶”物理相似模擬實驗設計

1.1 (4-5)04工作面概況

(4-5)04工作面位于(4-5)02工作面北部，與(4-5)02皮帶順槽傾斜距離為40 m煤柱，西鄰井田邊界(32勘探線)130 m，東部為副斜井保護煤柱，北部為未采動的實體煤。工作面走向長度2 636 m，傾斜長為180 m，沿傾向布置走向回采，煤層傾角22°～26°，平均24°；開采厚度6.06～7.52 m，平均開采厚度6.15 m，割煤高度3.0 m，平均放煤高度3.15 m，采放比為1∶1.1。瓦斯含量3～4 m3/t.軌道順槽、皮帶順槽沿4-5號煤層底板掘進，切眼沿4-5號煤層頂板掘進，工作面配風量平均為1 048 m3/min.

1.2 實驗相似比及參數確定

實驗利用西安科技大學西部煤礦開采及災害防治重點實驗室二維平面模擬實驗臺，按幾何比例1∶100沿工作面傾向及走向對(4-5)04工作面開展采動覆巖“三帶”分布特征物理相似模擬實驗。傾向模型尺寸(長×寬×高)為2 000 mm×200 mm×1 300 mm，走向模型尺寸(長×寬×高)為2 000 mm×200 mm×1 100 mm，模型高度以上的煤層采用物理相似的配種進行均勻加載。

根據已有的物理相似模擬實驗相似準則及(4-5)04工作面實際情況，確定物理相似模擬實驗時間相似常數為10，容重相似常數為1.5，泊松比相似常數為1.0，應力及抗壓強度相似常數為150，選取相應的材料配比開展傾向及走向采動覆巖“三帶”特征物理相似模擬實驗。

1.3 測點布置

傾向模型與煤層平行布置9條測線，沿測線布置22個測點，相鄰測點間距為10 cm，同一條測線相鄰10 cm，如圖1所示，由此觀測實驗過程中煤層采后覆巖“三帶”特征及巖層下沉量變化規(guī)律。走向模型與煤層平行布置10 測線，沿測線布置20個測點，相鄰測點間距為10 cm，如圖2所示，其作用于傾向模型中測點相同。

圖1 (4-5)04工作面傾向模型Fig.1 Tend model of(4-5)04 working face

圖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工作面覆巖“三帶”分布特征

2.1 (4-5)04工作面傾向“三帶”分布特征

通過對(4-5)04工作面開展傾向物理相似模擬實驗，得出如圖4所示的覆巖“三帶”分布，并通過布置的測點得到巖層下稱量的變化規(guī)律。從圖3可以看到，當工作面開采后，在采空區(qū)上方的覆巖由彈性狀態(tài)逐漸向塑性轉變，當工作面推進到一定距離時，其上覆巖體發(fā)生移動、破斷及垮落，從而在工作面傾斜方向上形成覆巖“三帶”(即冒落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶)，工作面上隅角處的冒落角為71°左右，工作面下隅角處的冒落角為60°左右，上隅角處裂隙較為發(fā)育，為高位鉆孔抽采上隅角瓦斯提供了良好的環(huán)境。通過開展物理相似模擬實驗得到(4-5)04工作面傾斜方向冒落帶高度為25 m，裂隙帶的高度為110 m，其上為彎曲下沉帶[18]。

圖3 (4-5)04工作面傾向“三帶”分布特征Fig.3 “Three zones” distribution property in tend of(4-5)04 working face

圖4 傾斜方向測點下沉量Fig.4 Sinkage of point in tend

從圖4可知，在(4-5)04工作面沿傾斜方向，覆巖移動規(guī)律離煤層頂板越遠，移動過程越連續(xù)。覆巖垮落后，由于煤層傾角的影響，一般位于采空區(qū)中部偏回風巷側頂板下沉較為充分，頂板巖層有垂直于層面的法向彎曲移動及沿層面向下滑移運動，當強度與變形超過極限值時巖層斷裂或垮落，但空間結構高度沿工作面傾斜方向上呈現下端小、上端大的變化形態(tài)。

2.2 (4-5)04工作面走向“三帶”分布特征

對工作面走向回采過程開展物理相似模擬實驗，采動覆巖裂隙“三帶”分布特征，如圖5所示。工作面回采過程中覆巖共發(fā)生7次礦壓顯現，其中初次來呀步距為36 m，周期來壓步距為12～22 m，平均16.6 m.冒落帶高度(不規(guī)則冒落帶+規(guī)則冒落帶)為26.8 m，裂隙帶高度為109.2 m，其上為彎曲下沉帶。與傾向物理相似模擬實驗結果十分相近，因此，結合走向與傾向物理相似模擬實驗結果，得到(4-5)04工作面回采完成后會形成“圓角矩形梯臺帶”的三維形態(tài)。

圖5 (4-5)04工作面走向“三帶”分布特征Fig.5 “Three zones” distribution property in direction of(4-5)04 working face

圖6 (4-5)04工作面開采后裂隙區(qū)域劃分Fig.6 Cracked zone partition after(4-5)04 working face mining

根據物理相似模擬可知，當煤層開采后，根據裂隙所處的狀態(tài)，可將采空區(qū)覆巖裂隙發(fā)育的區(qū)域分為壓實區(qū)和裂隙區(qū)，如圖6所示，壓實區(qū)是裂隙基本處于閉合狀態(tài)的區(qū)域；裂隙區(qū)是裂隙處于張開狀態(tài)的區(qū)域，裂隙區(qū)對壓實區(qū)形成了半包圍，包括處于壓實區(qū)上方裂隙區(qū)和處于壓實區(qū)周圍的裂隙區(qū)。裂隙區(qū)寬度在切眼附近約40 m(即0.7倍初次來壓步距)，回風巷及進風巷附近約30 m(約0.5倍初次來壓步距)，在工作面附近20～40 m(即1～2倍周期來壓步距)變化。由于裂隙的存在，為采動卸壓瓦斯運移提供了通道，將高位鉆孔的終孔位置布置在該區(qū)域能實現對上隅角及采空區(qū)瓦斯的抽采[19]。

3 高位鉆孔抽采瓦斯參數設計

3.1 高位鉆場布置

根據前人研究成果及物理相似模擬實驗所得到的(4-5)04工作面采動覆巖“三帶”分布特征、來壓步距及覆巖裂隙區(qū)分布范圍，確定將高位鉆場布置在該工作面回風順槽實體煤一側，在該側巷幫起坡45°角掘進至煤層頂板，鉆場規(guī)格設計為4 m×3.6 m×2.6 m(長×寬×高)，鉆場間距為65 m，鉆場壓茬距離為35 m.

3.2 鉆孔參數設計

鉆場中設計施工10個鉆孔，分兩排布置(圖7)，上排鉆孔距鉆場底板2.0 m，下排鉆孔局鉆場底板1.5 m，下排鉆場第一個鉆孔距離鉆場外幫0.4 m，其余鉆孔間距為0.8 m，鉆孔終孔位置在煤層頂板以上9～34 m范圍內均勻分布，平距為距離回風巷中線-1.3～22.7 m范圍內均勻分布。

4 高位鉆場抽采瓦斯效果分析

4.1 高位鉆孔單孔抽采效果分析

通過對高位鉆場中典型鉆孔單孔抽采瓦斯?jié)舛葘嵤┯^測，并對數據整理分析后得到如圖8所示的變化趨勢，隨和鉆場與工作面距離的變化，鉆場抽采瓦斯?jié)舛瓤煞譃?個階段：當鉆場距工作面55～81 m時，由于工作面距離鉆場過遠，覆巖裂隙發(fā)育及應力變化還未影響到鉆孔，導致這時期的鉆孔抽采瓦斯?jié)舛容^低；當鉆場距離工作面13～75 m范圍內，隨著工作面不斷向前推進，在采動應力的影響下鉆孔所在巖層發(fā)生變形，覆巖裂隙逐步發(fā)育至鉆孔，使得這一階段瓦斯呈現逐步上升的發(fā)展趨勢；當鉆場距離工作面小于13～32 m范圍時，底層為鉆孔瓦斯?jié)舛瘸霈F驟減，高層位鉆孔瓦斯?jié)舛瘸霈F平緩下降的變化趨勢，這是由于工作面推進至離鉆孔較近的位置時，鉆孔的終孔位置已經進入冒落帶，抽出的氣體主要為含有低濃度瓦斯的空氣，因此，就要求瓦斯高位鉆場在此時進行搭接，彌補抽采瓦斯?jié)舛鹊牟蛔恪?/p>

從圖8(a)、(b)可以看出，1-3#，1-4#在整個抽采過程中鉆孔內瓦斯?jié)舛仍阢@場距離工作面54～75 m的范圍內開始上升，最大濃度值為19%～27%，平均濃度為23%，瓦斯?jié)舛确逯递^為穩(wěn)定，同時高濃度(瓦斯?jié)舛却笥诘扔?%)瓦斯段的長度分別為鉆場距工作面49～8 m，75～8 m，平均長度為54 m.

從圖8(c)、(d)可以看出，2-4#，2-6#在整個抽采過程中鉆孔內瓦斯?jié)舛仍阢@場距離工作面60～66 m的范圍內開始上升，濃度開始上升的方位比較集中，最大濃度值為18.9%～20.8%，平均濃度為19.85%，瓦斯?jié)舛确逯递^為穩(wěn)定，同時高濃度(瓦斯?jié)舛却笥诘扔?%)瓦斯段的長度分別為鉆場距工作面63～8 m，63～8 m，平均長度為55 m.

4.2 高位鉆場抽采效果分析

從圖9可以看出，在(4-5)04工作面正常回采過程中，高位鉆場瓦斯抽采量占絕對瓦斯涌出總量的49.94%～89.88%，風排瓦斯量占到絕對瓦斯總涌出量的10.12%～50.06%.

從圖9還可以看出，高位鉆場抽采前期，抽采瓦斯量持續(xù)升高，風排瓦斯兩逐漸降低，從而達到了減輕風排瓦斯的壓力，達到了高位鉆場抽采瓦斯的目的，隨著工作面與鉆場間距的不斷減小，高位鉆孔的層位逐漸降低使得高位鉆孔只能抽取大量含有低濃度瓦斯的空氣，使得瓦斯抽采純量不斷下降，風排瓦斯兩出現明顯的上升，增大了風排瓦斯的壓力。

圖7 高位鉆場鉆孔布置方式Fig.7 Layout of borehole in high level drilling field

圖8 典型鉆孔抽采濃度與工作面距離的關系Fig.8 Relationship between borehole drainage concentration and distance of working face

圖9 高位鉆場抽采瓦斯效果Fig.9 Extraction effect of high level drilling field

4.3 高位鉆場抽采瓦斯治理效果

通過對瓦斯上隅角及回風巷瓦斯?jié)舛鹊膶崟r觀測，得到如圖10所示的在高位鉆場抽采條件下，上隅角及回風巷瓦斯?jié)舛鹊淖兓闆r，由此驗證了高位鉆孔抽采瓦斯對工作面上隅角及回風巷瓦斯?jié)舛鹊目刂菩Ч１ＷC上隅角瓦斯瓦斯?jié)舛染S持在0.08%～0.45%，回風巷瓦斯?jié)舛染S持在0.15%～0.48%，保證(4-5)04工作面安全高效回采。

圖10 上隅角及回風巷瓦斯?jié)舛茸兓疐ig.10 Variation of gas concentration at upper corner and reture airway

5 結 論

1)通過對(4-5)04工作面開展傾向物理相似模擬實驗，得出傾斜煤層覆巖“三帶”分布及上覆巖層裂隙分布范圍；

2)通過開展傾向及走向物理相似模擬實驗得到(4-5)04工作面冒落帶高度為25～26.8 m，裂隙帶高度為109.2～110 m，初次來壓步距為36 m，周期來壓步距平均為16.6 m，得到切眼附近裂隙區(qū)寬度約為40 m，回風巷及進風巷附近約30 m，工作面附近約20～40 m，與現場實際情況基本吻合，所以，對現場安全指導具有實際意義；

3)通過對典型鉆場中的鉆孔進行分析后，得到鉆孔抽采濃度為19.85%～23%，有效抽采段距離平均為54.5 m，抽采過程中上隅角及工作面瓦斯分別為0.08%～0.45%及0.15%～0.48%，所以高位鉆孔抽采可以有效控制(4-5)04工作面上隅角及采空區(qū)瓦斯?jié)舛龋?/p>

4)物理相似模擬實驗從二維層面研究了采動覆巖特征，還可以通過三維物理模擬和數值模擬來進一步分析傾斜煤層瓦斯抽采的有效方法。

參考文獻(References)：

[1] 李樹剛.綜放開采圍巖活動及瓦斯運移[M].徐州：中國礦業(yè)大學出版社，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] 李樹剛，錢鳴高.中國煤層與甲烷安全共采技術的可行性[J].科技導報，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] 程遠平，付建華，俞啟香．中國煤礦瓦斯抽采技術的發(fā)展[J]．采礦與安全工程學報，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] 李樹剛，錢鳴高，石平五．綜放開采覆巖離層裂隙變化及空隙滲流特性研究[J]．巖石力學與工程學報，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] 許家林，錢鳴高，金宏偉．基于巖層移動的“煤與煤層氣共采”技術研究[J]．煤炭學報，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] 李樹剛，李生彩，林海飛，等．卸壓瓦斯抽取及煤與瓦斯共采技術研究[J]．西安科技大學學報，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．卸壓開采抽采瓦斯理論及煤與瓦斯共采技術體系[J]．煤炭學報，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] 雙海清，王紅勝，李樹剛，等.覆巖采動卸壓瓦斯高位鉆孔抽采技術研究[J].西安科技大學學報，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] 錢鳴高，許家林．覆巖采動裂隙分布的“O”形圈特征研究[J]．煤炭學報，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] 許家林，孟廣石．應用上覆巖層采動裂隙“O”形圈特征抽放采空區(qū)瓦斯[J]．煤礦安全，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，何富連．高位鉆孔瓦斯抽放技術理論與實踐[J]．煤炭科學技術，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] 朱紅青，張民波，王 寧，等．Y型通風高位鉆孔抽采被保護層卸壓瓦斯研究[J]．煤炭科學技術，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] 王耀鋒，聶榮山．基于采動裂隙演化特征的高位鉆孔優(yōu)化研究[J]．煤炭科學技術，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] 劉桂麗，楊躍奎，撒占友．高位鉆孔瓦斯抽采參數優(yōu)化設計[J]．西安科技大學學報，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] 李樹剛，秦偉博，李志梁，等.重復采動覆巖裂隙網絡演化分形特征[J].遼寧工程技術大學學報：自然科學版，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] 李樹剛，林海飛，趙鵬翔，等.采動裂隙橢拋帶動態(tài)演化及煤與甲烷共采[J].煤炭學報，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，張 勇，李 佳，等.采空區(qū)瓦斯宏觀流動通道的高位鉆孔抽采技術[J].采礦與安全工程學報，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.