年 軍,李潤芝,劉 浩,回春偉
(1.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全與工程學(xué)院,遼寧 阜新 123000;2.煤科集團(tuán)沈陽研究院有限公司,遼寧 沈陽 110000;3.煤礦安全技術(shù)國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,遼寧 撫順 113000)
隨著煤礦開采強(qiáng)度的不斷增大及開采深度的不斷加深,采空區(qū)瓦斯逐漸成為制約礦井安全生產(chǎn)的主要因素[1-2]。尤其在放頂煤采煤工藝下,工作面受開采強(qiáng)度大、采空區(qū)遺煤多等因素的影響,使得放頂煤工作面同比其他采煤工藝下的生產(chǎn)工作面存有采空區(qū)瓦斯治理范圍大、治理難度高等問題[3-5]。
目前,采空區(qū)的瓦斯治理措施主要有高、低位裂隙鉆孔、高抽巷、采空區(qū)埋管等方法[6-9],上述方法雖然在一定程度上起到了治理采空區(qū)瓦斯的效果,但仍留有一些弊端。高位鉆孔施工期間普遍面臨鉆孔有效長度短、鉆孔工程量大等問題;高抽巷施工過程中主要面臨掘進(jìn)工程量大、施工工期長、人工及支護(hù)成本高等問題;采空區(qū)埋管主要用于治理采空區(qū)上隅角瓦斯,因此一般僅作為輔助治理手段而使用。
頂板超長定向鉆孔作為一種新興的采空區(qū)瓦斯治理技術(shù),不僅取替了傳統(tǒng)的綜合抽放方式,節(jié)省了巷道掘進(jìn)造成的人工、材料成本;而且工程施工工期短、抽采瓦斯?jié)舛雀撸瑵M足采空區(qū)瓦斯的治理需求。本文以先進(jìn)的鉆探技術(shù)和鉆機(jī)設(shè)備為依托,基于采動(dòng)裂隙橢拋帶理論提出采空區(qū)頂板超長定向鉆孔的層位布置原理,通過經(jīng)驗(yàn)公式與數(shù)值模擬相結(jié)合的手段,確定頂板超長定向鉆孔的合理層位,旨在提高采空區(qū)瓦斯的抽采效率,解決高瓦斯礦井存在的瓦斯治理難題。
騰暉煤業(yè)隸屬于山西省河津市,井田面積為6.53 km2。2-100工作面位于井田中南部,為礦井一采區(qū)的第六個(gè)工作面,2-100工作面設(shè)計(jì)巷道長度600 m,開切眼200 m,工作面主采2號(hào)煤層,平均煤層厚度為5.5 m。2-100工作面通風(fēng)方式為一進(jìn)一回“U”型通風(fēng),工作面原始噸煤瓦斯含量9 m3/t,2-100回采工作面預(yù)計(jì)絕對(duì)涌出量24 m3/min,相對(duì)瓦斯涌出量7 m3/t。
采空區(qū)頂板超長定向鉆孔瓦斯抽采技術(shù)是依據(jù)高位鉆孔的抽采原理,以先進(jìn)的鉆探技術(shù)和鉆機(jī)設(shè)備為基礎(chǔ),對(duì)采空區(qū)的瓦斯進(jìn)行治理的新方法。煤層開采后將引起上覆巖層的移動(dòng)與破斷,從而在覆巖中形成采動(dòng)裂隙。當(dāng)采空區(qū)頂板充分垮落后,采動(dòng)裂隙中的離層和破斷裂隙之間相互貫通,采空區(qū)上覆巖層裂隙區(qū)域產(chǎn)生形似橢球體表面的曲面邊界,稱外橢拋面;位于采空區(qū)頂板裂隙中部的壓實(shí)區(qū)域產(chǎn)生曲面邊界,稱內(nèi)橢拋面[10-12]。在整個(gè)采空區(qū)覆巖中,內(nèi)外橢拋面之間形成了類似帽狀的采動(dòng)裂隙區(qū)間,稱其為橢圓拋物帶,如圖1所示。在采空區(qū)頂板裂隙周圍,受頂板覆巖不完全垮落的影響,形成鉸接結(jié)構(gòu),離層裂隙之間的離層量較大;而中部壓實(shí)區(qū)中離層裂隙被壓實(shí),裂隙處于相對(duì)閉合的狀態(tài),離層量較小。利用頂板超長定向鉆孔治理采空區(qū)瓦斯時(shí),頂板超長定向鉆孔的終孔層位以及頂板超長定向鉆孔的內(nèi)錯(cuò)距離對(duì)采空區(qū)瓦斯抽采效果有直接影響。如果布置層位過低,在回采過程中,工作面前方煤巖體經(jīng)應(yīng)力集中和卸壓之后產(chǎn)生的裂隙會(huì)與鉆孔相互貫通,導(dǎo)致抽采效果欠佳;若布置層位過高,則不能有效解決上隅角瓦斯超限等問題。同時(shí),鉆孔終孔位置與回風(fēng)巷內(nèi)錯(cuò)距離較大,布置在壓實(shí)區(qū)時(shí),也會(huì)產(chǎn)生抽采濃度較低的問題,因此,鉆孔終孔位置應(yīng)布置在壓實(shí)區(qū)輪廓線之外,采動(dòng)裂隙輪廓線以內(nèi)。
圖1 頂板采動(dòng)裂隙發(fā)育形態(tài)示意Fig.1 Schematic diagram for development form of roof mining fissure
VLD-1000型定向鉆機(jī)設(shè)備主要包括千米履帶定向鉆機(jī)、專用定向鉆具、隨鉆導(dǎo)向裝置、配套鉆機(jī)工藝4部分,如圖2所示。其工作原理是利用其導(dǎo)向系統(tǒng)使近水平鉆孔軌跡按設(shè)計(jì)要求延伸鉆進(jìn)至預(yù)定目標(biāo)的一種鉆探方法,即有目的地將鉆孔軸線由彎變直或由直變彎。同時(shí)孔底導(dǎo)向裝置實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)鉆孔參數(shù),進(jìn)而確定孔底螺桿馬達(dá)的造斜方向。
圖2 VLD-1000型定向鉆機(jī)主要設(shè)備Fig.2 Main equipments of VLD-1000 directional drilling rig
UDEC 3.0能夠較好地適應(yīng)不同巖性和不同開挖狀態(tài)條件下的巖層運(yùn)動(dòng)的需要,是目前模擬巖層破斷后移動(dòng)過程較為理想的數(shù)值模擬軟件。通過對(duì)2號(hào)煤層頂板80 m范圍內(nèi)不同層位巖性的物理力學(xué)參數(shù)進(jìn)行測(cè)定,作為2-100工作面計(jì)算模型的參數(shù)設(shè)置依據(jù)。模擬騰暉煤業(yè)2-100工作面回采后,頂板巖層裂隙變化的分布情況。通過對(duì)2-100綜采工作面的現(xiàn)場(chǎng)狀況進(jìn)行簡(jiǎn)化,將計(jì)算模型設(shè)為水平模型(見圖3),工作面垂直距離的考慮范圍為100 m。計(jì)算模型選取沿工作面方向?yàn)閤軸,沿工作面垂直方向?yàn)閥軸方向。其中,在x軸方向上,工作面巷道兩側(cè)實(shí)體煤側(cè)各取30 m,工作面切眼長度為200 m,共計(jì)260 m;在y軸方向上,按照地質(zhì)綜合柱狀圖選定2號(hào)煤底板為y軸零點(diǎn),往上取100 m,共計(jì)100 m;模型尺寸為260×100 m。圍巖本構(gòu)關(guān)系采用摩爾-庫侖模型。本工作面煤層以及頂?shù)装鍘r層的參數(shù)如表1所示。
圖3 2-100工作面物理模型Fig.3 Physical model of 2-100 working face
表1 上覆煤巖層力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of overlying coal and rock seam
按照巖層的實(shí)際屬性和賦存狀態(tài)對(duì)模型進(jìn)行相應(yīng)的巖層布置及參數(shù)設(shè)計(jì)后,對(duì)模型四周添加邊界條件,運(yùn)行至模型的平均不平衡力為最大不平衡力的1/10 000,使模型基本處于平衡狀態(tài)。沿既定邊界進(jìn)行切眼開挖,一次成型,切眼長度為200 m。以原始的地質(zhì)條件和巖層的實(shí)際屬性和賦存狀態(tài)為基礎(chǔ),通過對(duì)頂板覆巖不同巖性的參數(shù)在模型中進(jìn)行相應(yīng)的布置,添加邊界條件,在選定計(jì)算模型范圍的基礎(chǔ)上,確定邊界條件。原始圍巖結(jié)構(gòu)計(jì)算模型如圖3所示。
本計(jì)算模型的邊界條件如下:
上部邊界條件:基本頂上方載荷與上覆巖層的重力(q=∑γ·H)有關(guān),將載荷的分布形式簡(jiǎn)化為均布荷載,為更真實(shí)地模擬埋深400 m地下應(yīng)力環(huán)境,在模型上部施加8 MPa 的均布載荷。
下部邊界條件:本模型的下部邊界為底板,簡(jiǎn)化為位移邊界條件,在x方向上可以運(yùn)動(dòng),y方向上固定的鉸支,即u=0。
左側(cè)和右側(cè)邊界條件:本模型的左側(cè)和右側(cè)邊界均為實(shí)體煤和巖體,簡(jiǎn)化為位移邊界條件,在y方向上可以運(yùn)動(dòng),x方向上固定的鉸支,即u=0。
模型監(jiān)測(cè)點(diǎn)的布置是確定頂板超長定向鉆孔合理終孔位置的基礎(chǔ),通過理論計(jì)算確定模型監(jiān)測(cè)點(diǎn)的布置范圍,再根據(jù)模擬結(jié)果中模型監(jiān)測(cè)點(diǎn)的位移變化確定頂板超長定向鉆孔的合理終孔位置。
瓦斯密度相比于空氣密度較小,使得采空區(qū)內(nèi)的瓦斯有向上方運(yùn)移的動(dòng)力。頂板超長定向鉆孔終孔位置距煤層頂板的距離可參照煤層頂板上覆巖層冒落帶、裂隙帶發(fā)育高度的計(jì)算公式,2號(hào)煤層上覆巖層為泥巖、粉砂巖,細(xì)粒砂巖等組成,屬中硬類型。根據(jù)相關(guān)資料上覆中硬巖層冒落帶、裂隙帶的發(fā)育高度經(jīng)驗(yàn)公式為:
式中:Hm為冒落帶的高度,m;HLi為裂隙帶的高度,m;∑M為累計(jì)煤厚,m。
受回采工作面進(jìn)風(fēng)巷與回風(fēng)巷壓力差的影響,使得流經(jīng)工作面的瓦斯流有向回風(fēng)隅角匯集的趨勢(shì),因此頂板超長定向鉆孔、高位鉆孔、專用瓦斯抽放巷均布置在工作面的回風(fēng)巷道側(cè)。頂板超長定向鉆孔終孔位置與回風(fēng)巷水平距離的范圍可參照專用瓦斯抽放巷與回風(fēng)巷的水平距離的計(jì)算公式,計(jì)算公式如下:
hB=HbM/h1
h=h1cosβ+hB
Sp=λ(L-Lb)/2
S=hcos(α-β)+Sp
式中:M為采高,m;h1為垮落帶高度;β煤層傾角,8°;hB為防止高抽巷破壞安全保險(xiǎn)高度,m;α為回風(fēng)巷側(cè)斷裂帶垮落角,考慮試驗(yàn)工作面設(shè)計(jì)推進(jìn)速度,取60°;Sp為與采動(dòng)裂隙邊界水平距離,m;L為工作面推進(jìn)距離,m;λ為系數(shù),λ約為0.46倍回風(fēng)巷側(cè)斷裂帶寬度,回風(fēng)側(cè)斷裂帶寬度可近似看成0.5倍的推進(jìn)距減壓實(shí)區(qū)寬度。
基于理論計(jì)算為選取數(shù)值模型的監(jiān)測(cè)區(qū)域提供科學(xué)依據(jù),結(jié)果可得:冒落帶的高度范圍為17.9~30.9 m;裂隙帶的高度范圍為56.3~74.1 m;頂板超長定向鉆孔終孔位置與回風(fēng)巷水平距離的范圍為50.2 m。模擬監(jiān)測(cè)點(diǎn)的范圍針對(duì)裂隙帶高度范圍、終孔位置與回風(fēng)巷水平距離范圍所涵蓋的區(qū)域進(jìn)行均勻布置。本次共設(shè)置豎直測(cè)線5條,監(jiān)測(cè)點(diǎn)40個(gè)。模擬結(jié)果僅觀測(cè)不同監(jiān)測(cè)點(diǎn)沿豎直方向的位移變化,不考慮不同巖性碎脹系數(shù)的不同對(duì)頂板裂隙的影響。監(jiān)測(cè)點(diǎn)坐標(biāo)如表2所示。
表2 頂板覆巖位移監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置Table 2 Arrangement of displacement monitoring points for roof overlying strata
頂板覆巖位移下沉量變化如圖4所示。
圖4 頂板覆巖位移下沉量變化Fig.4 Variation of displacement subsidence of roof overlying strata
測(cè)線1各監(jiān)測(cè)點(diǎn)頂板下沉量最大可達(dá)4.85 m,位于裂隙帶下部測(cè)點(diǎn)的頂板下沉量大于裂隙帶上部測(cè)點(diǎn)的頂板下沉量;工作面采高為5.2 m,距工作面豎直距離56 m監(jiān)測(cè)點(diǎn)的頂板下沉量為4.85 m,其余監(jiān)測(cè)點(diǎn)下沉量隨著距工作面豎直距離的增大呈減小趨勢(shì),但整體而言,測(cè)線1各監(jiān)測(cè)點(diǎn)頂板下沉量相差較小,由此可知測(cè)線1各監(jiān)測(cè)點(diǎn)層間裂隙較?。环治銎湓?yàn)闇y(cè)線1位于壓實(shí)區(qū),其頂板巖層全部垮落,因此,各監(jiān)測(cè)點(diǎn)下沉量基本相同,受巖石碎脹的影響,頂板監(jiān)測(cè)點(diǎn)的下沉量隨頂板距工作面豎直距離的增大呈減小趨勢(shì)。測(cè)線2、測(cè)線3、測(cè)線4監(jiān)測(cè)點(diǎn)下沉量隨著距工作面豎直距離的增大均呈減小趨勢(shì),3條測(cè)線各監(jiān)測(cè)點(diǎn)頂板下沉量均小于測(cè)線1監(jiān)測(cè)點(diǎn),3條測(cè)線監(jiān)測(cè)點(diǎn)下沉量沿豎直距離降低的幅度相比測(cè)線1較大且同一層位監(jiān)測(cè)點(diǎn)頂板下沉量基本相同,由此可判斷該區(qū)域?qū)娱g裂隙發(fā)育情況較好且測(cè)線沿橫向距離互相連通,此區(qū)域裂隙發(fā)育最好。測(cè)線5監(jiān)測(cè)點(diǎn)下沉量較小,這主要是由于該測(cè)點(diǎn)位于切眼的兩端,而切眼兩端頭的頂板在一邊有煤柱支撐,沒有完全垮落下來,所以頂板下沉量會(huì)小于中部測(cè)點(diǎn)。
總體而言,位于同一層位的監(jiān)測(cè)點(diǎn)距離巷道兩幫的越近,頂板下沉量越??;位于同一測(cè)線的監(jiān)測(cè)點(diǎn)隨著距工作面豎直距離的增大呈減小趨勢(shì)。通過對(duì)測(cè)線2、測(cè)線3、測(cè)線4各監(jiān)測(cè)點(diǎn)的層間間隙進(jìn)行分析,測(cè)線2中7號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)與12號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)(終孔層位為60 m)、測(cè)線3中8號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)與13號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)(終孔層位為60 m)、測(cè)點(diǎn)4中14號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)與19號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)(終孔層位為63 m)層間間隙較大,其與水平方向的監(jiān)測(cè)點(diǎn)頂板下沉量也基本相同,由此可判斷該點(diǎn)的裂隙發(fā)育較好。
定向鉆孔的施工地點(diǎn)位于2-100工作面回風(fēng)巷。為了方便鉆孔抽采期間的管理,鉆孔設(shè)計(jì)長度不宜過長,2-100工作面回風(fēng)巷設(shè)計(jì)長度為600 m,因此,在該回風(fēng)巷共布置2個(gè)鉆場(chǎng)用于施工定向鉆孔,1號(hào)鉆場(chǎng)位于回風(fēng)巷工作面?zhèn)染嗲醒?00 m處,2號(hào)鉆場(chǎng)位于工作面回風(fēng)聯(lián)巷處。騰暉煤業(yè)2-100工作面絕對(duì)瓦斯涌出量為24 m3/min,頂板超長定向鉆孔需要抽采的瓦斯量為12 m3/min。根據(jù)鉆孔的預(yù)計(jì)單孔抽采能力,平均單孔瓦斯抽采純量為2.88 m3/min,因此滿足抽采需要至少要布置5個(gè)鉆孔。根據(jù)模擬結(jié)果可知:騰暉煤業(yè)頂板超長定向鉆孔距回風(fēng)巷的距離為20~40 m,相鄰定向鉆孔的終孔間距為5 m;1號(hào)、3號(hào)、5號(hào)鉆孔位于監(jiān)測(cè)線上,其終孔層位距煤層頂板距離取測(cè)線監(jiān)測(cè)點(diǎn)間層間裂隙較大的點(diǎn),依次為60,60,63 m;2號(hào)、4號(hào)鉆孔位于監(jiān)測(cè)線之間,其終孔層位距煤層頂板距離取相鄰兩測(cè)線監(jiān)測(cè)點(diǎn)間層間裂隙最大點(diǎn)間連線與相鄰兩測(cè)線中線的交點(diǎn),依次為60 ,61 m。定向鉆孔的目標(biāo)方位角均為180°,定向鉆孔的鉆孔直徑為153 mm。鉆孔施工參數(shù)見表3。
表3 鉆孔施工參數(shù)Table 3 Borehole construction parameters
頂板超長定向鉆孔應(yīng)用后,通過對(duì)1~5號(hào)頂板超長定向鉆孔的抽采情況進(jìn)行連續(xù)觀測(cè),觀測(cè)結(jié)果表明:5個(gè)頂板超長定向鉆孔的抽采負(fù)壓分別為8,7,8,8,9 kPa;抽采期間流量達(dá)到的最大值分別為46.48, 44.88, 45.39, 48.45, 47.68 m3/min;抽采濃度變化范圍為20.36~30.52%;抽采純量達(dá)到的最大值分別為13.88, 13.92, 13.96, 14.24, 14.32 m3/min。
觀測(cè)工作面推進(jìn)200 m期間,鉆孔抽采瓦斯純量隨工作面推進(jìn)距離的變化規(guī)律,如圖5所示。
圖5 瓦斯抽采純量隨工作面推進(jìn)距離的變化Fig.5 Variation of pure drainage quantity of gas with advancement distance of working face
由圖5可知,工作面回采初期,鉆孔內(nèi)的瓦斯純量隨工作面的推進(jìn)呈逐漸增高的趨勢(shì);當(dāng)工作面推進(jìn)30 m左右時(shí),頂板初次垮落,此時(shí)鉆孔的瓦斯抽采純量急劇增大,單孔的瓦斯抽采純量基本保持在8 m3/min以上;頂板初次垮落后,單孔的瓦斯抽采純量隨著工作面推進(jìn)開始呈周期性變化,當(dāng)頂板巖層發(fā)生周期性垮落時(shí),鉆孔瓦斯抽采純量開始急劇升高。分析其原因?yàn)轫敯蹇迓浜螅敯辶严洞藭r(shí)發(fā)育最充分,鉆孔的抽采流量最大;同時(shí)積聚在采空區(qū)深處區(qū)域的瓦斯受頂板瞬間垮落的影響,部分采空區(qū)氣體急劇涌向采空區(qū)頂板,造成此時(shí)的瓦斯?jié)舛容^高。研究結(jié)果表明:距離巷幫較遠(yuǎn)的鉆孔抽采效果要略好于距離巷幫較近的鉆孔,該研究結(jié)果進(jìn)一步驗(yàn)證了頂板下沉量受巷幫支撐的影響。鉆孔抽采影響下上隅角、回風(fēng)流瓦斯?jié)舛茸兓鐖D6所示。
圖6 鉆孔抽采影響下上隅角、回風(fēng)流瓦斯?jié)舛茸兓疐ig.6 Variation of gas concentration at upper corner and gas concentration of return air flow influenced by borehole drainage
工作面回采初期,上隅角瓦斯?jié)舛扰c回風(fēng)流瓦斯?jié)舛入S工作面的推進(jìn)呈緩慢上升的趨勢(shì);當(dāng)工作面推進(jìn)30 m左右時(shí),頂板初次垮落,此時(shí)上隅角瓦斯?jié)舛扰c回風(fēng)流瓦斯?jié)舛扔忻黠@的上升趨勢(shì),隨后在鉆孔抽采影響下,上隅角瓦斯?jié)舛扰c回風(fēng)流瓦斯?jié)舛乳_始下降;頂板超長定向鉆孔抽采期間,上隅角瓦斯?jié)舛瘸手芷谛宰兓厔?shì),但整個(gè)過程中上隅角瓦斯?jié)舛染诳煽胤秶鷥?nèi),上隅角瓦斯?jié)舛仍?.32%~0.8%;回風(fēng)流瓦斯?jié)舛扰c上隅角瓦斯?jié)舛瘸释瑯拥淖兓厔?shì),頂板來壓也間接導(dǎo)致回風(fēng)流的瓦斯?jié)舛扔兴撸豁敯宄L定向鉆孔有效地解決了2-100工作面面臨的瓦斯難題。
1)同一層位的監(jiān)測(cè)點(diǎn)距離巷道兩幫越近,頂板下沉量越小;同一測(cè)線的監(jiān)測(cè)點(diǎn)隨著距工作面豎直距離的增大呈減小趨勢(shì)。測(cè)線2、測(cè)線3、測(cè)線4監(jiān)測(cè)點(diǎn)的層間間隙較大,是頂板超長定向鉆孔的合理內(nèi)錯(cuò)范圍。通過數(shù)值模擬進(jìn)一步確定1~5號(hào)頂板超長定向鉆孔的終孔層位依次為60,60,60,61,63 m。
2)當(dāng)工作面推進(jìn)30 m左右時(shí),頂板初次垮落后,頂板超長定向鉆孔開始發(fā)揮作用,單孔的瓦斯抽采純量隨著工作面推進(jìn)開始呈周期性變化,當(dāng)頂板巖層發(fā)生周期性垮落時(shí),鉆孔瓦斯抽采純量開始急劇升高。距離巷幫較遠(yuǎn)的鉆孔抽采效果要略好于距離巷幫較近的鉆孔,頂板下沉量受巷幫支撐的影響。
3)頂板超長定向鉆孔抽采期間,上隅角瓦斯?jié)舛扰c回風(fēng)流瓦斯?jié)舛瘸手芷谛宰兓厔?shì),受頂板垮落影響,上隅角瓦斯?jié)舛扰c回風(fēng)流瓦斯?jié)舛扔忻黠@的上升趨勢(shì),隨后在鉆孔抽采影響下,上隅角瓦斯?jié)舛扰c回風(fēng)流瓦斯?jié)舛乳_始下降;但整個(gè)過程中上隅角瓦斯?jié)舛染诳煽胤秶鷥?nèi),上隅角瓦斯?jié)舛仍?.32%~0.8%。