王 華，王 飛，高亞斌，閆晶晶，李敬鈺，曹虎斌，郭樂宏，李午明

(1.太原理工大學(xué)安全與應(yīng)急管理工程學(xué)院，山西 太原 030024；2.山西省煤礦安全研究生教育創(chuàng)新中心，山西 太原 030024；3.潞安集團(tuán)潞寧煤業(yè)有限責(zé)任公司，山西 寧武 036706)

高位鉆孔抽采采空區(qū)瓦斯技術(shù)在我國煤礦已經(jīng)得到了普遍應(yīng)用，其抽采效果主要取決于裂隙帶高度[1-4]。針對我國煤礦裂隙帶高度發(fā)育的差異性，眾多學(xué)者做了一定研究。施龍青等[5]基于“上四帶”分布理論提出了裂隙帶力學(xué)推導(dǎo)公式，但存在條件適用性；楊俊哲[6]以大柳塔礦為工程背景，用多種方法分析了大柳塔礦的裂隙帶高度，在理論計(jì)算上未結(jié)合礦井地質(zhì)條件，經(jīng)驗(yàn)公式準(zhǔn)確性有待論證；王國華等[7]從數(shù)理統(tǒng)計(jì)方面入手，主要以工作面參數(shù)為因變量擬合了不同強(qiáng)度上覆巖裂隙帶發(fā)育的高度，雖然滿足了現(xiàn)場的要求，但不同礦井誤差較大，并不能保證普遍適用性；楊永良等[8]分析了采動(dòng)影響后裂隙發(fā)育區(qū)域，提出了鉆孔終孔應(yīng)布置在裂隙帶中下部，定性地給出了鉆孔布置層位。學(xué)者們在三帶的分布規(guī)律上做出了許多貢獻(xiàn)，但在不同地質(zhì)條件下裂隙帶的發(fā)育高度還存在很大差異。本文以潞寧煤礦特殊地質(zhì)條件為工程背景，結(jié)合高位鉆孔抽采效果研究了其在裂隙帶布置的最佳層位，為潞寧煤礦及相似地質(zhì)條件的礦井治理瓦斯提供參考。

1 工程概況

潞寧煤礦隸屬于潞安集團(tuán)，地處山西省忻州市寧武縣，礦井核定生產(chǎn)能力為1.80 Mt/a，2號煤層、3號煤層同時(shí)開采，礦井最大絕對瓦斯涌出量為53.39 m3/min，為高瓦斯礦井。22115工作面是潞寧煤礦的主采工作面，工作面平均走向長度為1 447.5 m，傾向長210 m，埋藏深度411～560 m，上部是22113采空區(qū)?？刹啥蚊簩悠骄穸?.3 m，煤層平均傾角4°，原始瓦斯含量平均值為3.1 m3/t。2號煤層的頂?shù)装鍘r性多為泥巖，局部為炭質(zhì)泥巖；直接頂厚0.5～2 m，層理發(fā)育，為易分化破碎碳質(zhì)泥巖；老頂為灰色砂巖，中細(xì)、中粗粒砂巖互層，成分以長石、石英為主，2號煤層頂?shù)装逯鶢顖D如圖1所示。U型通風(fēng)方式下，22115工作面回采期間瓦斯抽采設(shè)計(jì)如圖2所示。

2 采空區(qū)高位鉆孔動(dòng)態(tài)演化規(guī)律

采空區(qū)上方頂板破斷下沉后形成直觀的“三帶”分布，高位鉆孔抽采技術(shù)利用跨落形成的大量裂隙作為鉆孔抽采瓦斯的通道[9-10]。據(jù)此，將單個(gè)高位鉆孔抽采瓦斯分為3個(gè)階段，當(dāng)鉆孔的終孔位置落到采面的正上方時(shí)，開始對采空區(qū)瓦斯進(jìn)行抽采；工作面推進(jìn)到圖3(b)的過程中，瓦斯抽采濃度和流量在不斷升高，此時(shí)處于瓦斯抽采強(qiáng)化階段，瓦斯抽采效率也會(huì)在此過程中達(dá)到最大；隨著采面繼續(xù)前移，終孔位置逐漸進(jìn)入壓實(shí)區(qū)，在瓦斯儲(chǔ)量和空間位置上都不利于瓦斯抽采，瓦斯抽采濃度和流量隨之開始下降，此階段即為瓦斯抽采衰減階段；采空區(qū)繼續(xù)向鉆場方向移動(dòng)，終孔位置已經(jīng)完全落入壓實(shí)區(qū)內(nèi)，鉆孔逐漸向采空區(qū)的冒落帶靠近，鉆孔塌陷失效，此階段鉆孔已經(jīng)完全失效。當(dāng)鉆孔抽采處于衰減階段時(shí)，開啟下一組鉆孔，開始另一循環(huán)的抽采。

圖1 地層柱狀圖Fig.1 Stratigraphic histogram

圖2 22115工作面抽采系統(tǒng)示意圖Fig.2 22115 working face drainage system diagram

圖3 高位鉆孔隨煤體采動(dòng)示意圖Fig.3 High borehole with coal mining diagram

圖4 上覆巖冒落規(guī)律Fig.4 Overburden fall pattern

根據(jù)高位鉆孔抽采采空區(qū)瓦斯動(dòng)態(tài)演化規(guī)律，在鉆孔抽采階段既要抽掉大量高濃度瓦斯，還要盡可能提高鉆孔服務(wù)期限，為此將高位鉆孔終孔位置布置在裂隙帶內(nèi)拉張區(qū)和閉合區(qū)交界處(圖4)。

3 裂隙帶高度理論計(jì)算

高位鉆孔抽采過程決定了其設(shè)計(jì)的關(guān)鍵在于裂隙帶高度的確定。22115工作面采空區(qū)頂板垮落受外界影響因素較多，從力學(xué)角度分析頂板垮落的高度很難考慮周全，故從立體空間角度計(jì)算冒落帶、裂隙帶的高度。

假設(shè)：煤層開采厚度為h，上覆巖各個(gè)巖層的厚度為mi，直接頂巖層的碎脹系數(shù)為ki，則空間高度滿足式(1)時(shí)直接頂發(fā)生冒落。

(1)

當(dāng)巖層冒落發(fā)育到第n層時(shí)，允許充填高度不足以容納第n+1層的冒落，則第n層為發(fā)生冒落的極限層次。第n+1層往上的巖層在自身和上部巖層重力及冒落巖塊的支撐作用下產(chǎn)生剪切斷裂，頂板巖層破碎后形成近似梯型堆積，運(yùn)用微積分原理將每層巖層劃分成微小矩形，則在空間體積上跨落和產(chǎn)生裂隙巖塊共同填充采空區(qū)。在煤層開挖后形成的空洞與頂板破碎膨脹多出的體積存在等量關(guān)系[11]，見式(2)。

(2)

式中：H為煤層厚度，取3.28 m；L為工作面走向長度，取1 448 m；W為工作面傾向長度，取212 m；Ks為巖層殘余碎脹系數(shù)；Xi為第i層巖層上端到煤層下端垂距；α為巖層破斷邊界角,取60°；n為裂隙帶發(fā)育最高層數(shù)。

由式(1)可知，巖層的碎脹系數(shù)為1.2時(shí)，放頂冒落的高度為16.4 m；由式(2)和表1中殘余碎脹系數(shù)可知，當(dāng)n=8時(shí)，上式右邊計(jì)算值小于左邊；當(dāng)n=9時(shí)，式(2)右邊計(jì)算值大于左邊，由此得出裂隙帶發(fā)育高度介于第16層與第17層巖層上部之間。

4 裂隙帶高度模擬

4.1 模型建立

FLAC3D軟件是目前采礦工程解決巖土問題普遍運(yùn)用的軟件。根據(jù)潞寧煤礦的地質(zhì)資料以及上下巖層的物理參數(shù)建立數(shù)學(xué)模型，將模型共劃分為18個(gè)巖煤層，在頂部施加7.0 MPa豎向壓應(yīng)力代替模型上部所有巖層的自身重力，為了消除模型開挖時(shí)的邊界效應(yīng)，模型尺寸設(shè)置為400 m×270 m×146 m，走向長度為400 m，傾向長度為270 m，豎直方向高度為146 m。模型共劃分86 400個(gè)單元、92 988個(gè)節(jié)點(diǎn)，初始模型如圖5所示，2號煤層及部分頂板巖層具體參數(shù)見表1。

圖5 回采工作面22115的網(wǎng)格模型Fig.5 The mesh model of the 22115 working face

表1 煤層頂板巖層參數(shù)表Table 1 Parameters of roof strata in coal seam

序號巖性厚度/m容重/(kg/m3)抗拉強(qiáng)度/MPa內(nèi)摩擦角/(°)體積模量/MPa殘余碎脹系數(shù)17泥巖75.002 4830.47233 0301.0516砂質(zhì)泥巖4.602 5100.75284 0101.0615粉砂巖4.002 4601.003610 3001.1014粗砂巖5.602 5600.80343 9001.1113中砂巖2.342 5800.97295 6901.1312細(xì)砂巖3.502 8730.95296 1001.1211粉砂巖3.142 4601.003610 3001.1010砂質(zhì)泥巖3.002 5100.75284 0101.069泥巖2.002 4830.47233 0301.0582號煤層3.281 4000.50221 970-7泥巖3.002 4830.47233 0301.056粉砂巖10.002 4601.003610 3001.105泥巖3.002 4830.47233 0301.054細(xì)砂巖5.602 8730.95296 1001.123砂質(zhì)泥巖5.202 5100.75284 0101.062泥巖2.502 4830.47233 0301.0513號煤層1.231 4000.50221 970-0泥巖8.002 4830.47233 0301.05

4.2 結(jié)果及分析

按照10 m步距對2號煤層進(jìn)行開挖，為了研究工作面推進(jìn)不同距離上覆巖的演化規(guī)律，在采空區(qū)中部沿煤層走向?qū)ζ溥M(jìn)行切片，上覆巖受采動(dòng)影響后的破壞狀態(tài)及豎直應(yīng)力如圖6所示。隨著2號煤層的開挖，卸壓區(qū)呈梭子形狀移動(dòng)且擴(kuò)展，在切眼前方出現(xiàn)應(yīng)力集中區(qū)，且應(yīng)力最大達(dá)到42 MPa，進(jìn)入采空區(qū)后頂板壓力沿縱向向上逐漸增大，在開挖的前180 m卸壓區(qū)主要隨著工作面的推進(jìn)在縱向延伸，開挖180 m后主要轉(zhuǎn)向橫向發(fā)展。而煤層上覆巖隨煤層采動(dòng)主要發(fā)生拉伸和剪切破壞，塑性破壞區(qū)面積在橫向和縱向上都有發(fā)展，開挖180 m后，縱向延伸發(fā)展呈“馬鞍”形且基本趨于穩(wěn)定，依據(jù)覆巖三帶的力學(xué)界定準(zhǔn)則，工作面開挖完成后裂隙帶的上限高度距離煤層頂板59 m。

5 裂隙帶高度現(xiàn)場測試

煤層開采后造成上覆巖垮落變形，形成垮落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶，在垮落帶內(nèi)巖石破碎，巖塊之間空隙大，鉆孔在此空間內(nèi)無法成形，導(dǎo)致鉆孔流量受采動(dòng)影響而波動(dòng)較大，瓦斯?jié)舛绕停辉谄渖喜康牧严稁?nèi)，存在大量破斷裂隙和離層裂隙，這些裂隙與采場、采空區(qū)互相聯(lián)通，采空區(qū)內(nèi)瓦斯沿裂隙通道不斷上升運(yùn)移，在裂隙帶內(nèi)易積聚大量瓦斯，且?guī)r層保持較完整的連續(xù)性，終孔在此區(qū)域利用裂隙通道可以抽出大量瓦斯；上部的彎曲下沉帶內(nèi)，破斷裂隙不發(fā)育，裂隙之間無法貫通，瓦斯難以運(yùn)移，終孔在此區(qū)域抽采的瓦斯?jié)舛?、流量普遍偏低?；诖?，在現(xiàn)場展開了采空區(qū)高位鉆孔終孔最佳布置層位的測試[12]。

5.1 現(xiàn)場實(shí)測

本研究采用CXK12(A)—Z礦用本安型鉆孔成像儀對22115工作面裂隙帶高度進(jìn)行現(xiàn)場測試，此方法相對其他測試手段具有直觀、便捷、適應(yīng)井下惡劣條件的優(yōu)勢，能為前期理論研究提供衡量標(biāo)準(zhǔn)。

用于觀察裂隙帶發(fā)育高度的采空區(qū)高位鉆孔布置在22115工作面回風(fēng)順槽距切眼41 m的位置處。其中，鉆孔直徑為94 mm，仰角、方位角均為48.5°，孔深91 m，鉆孔終孔位置落在工作面煤壁上方。工作面推進(jìn)的過程中，鉆孔孔壁變化狀態(tài)如圖7所示。

工作面推進(jìn)20 m后，探頭探測深度控制在70 m，此位置距煤層頂板的垂距為54 m，如圖7(a)所示，孔壁保持完整無損的狀態(tài)，認(rèn)為此范圍附近屬于彎曲下沉帶；繼續(xù)向后退窺視桿，觀察孔壁的變化狀態(tài)，探測深度控制在60 m時(shí)，如圖7(b)所示，孔壁周圍出現(xiàn)大量發(fā)育良好的裂縫，此位置距煤層頂板的垂距為46 m，確認(rèn)裂隙發(fā)育最佳的高度在46 m附近；工作面繼續(xù)推進(jìn)10 m后，窺視桿伸入30 m后，探頭推進(jìn)受阻無法前移，此時(shí)圖像如圖7(c)所示，鉆孔已經(jīng)發(fā)生坍塌破壞。

圖6 煤層開采過程中煤巖體破壞應(yīng)力演化規(guī)律Fig.6 The evolution law of coal rock mass destruction stress during coal mining

圖7 鉆孔觀測圖Fig.7 Drilling observation diagram

5.2 鉆場及鉆孔的布置

沿22115工作面風(fēng)巷下幫每隔50 m布置一個(gè)5 m×4.5 m×3.3 m瓦斯抽采鉆場，鉆場共布置有21個(gè)。如圖8所示，礦方每個(gè)鉆場分上下兩排，每排各布置5個(gè)鉆孔，上下兩排鉆孔起鉆位置距頂板分別為0.3 m、0.8 m，孔間距0.7 m，孔徑Φ94 mm。由圖9可知，由于工作面推進(jìn)過程中傾向距離變大，1號鉆場的礦方實(shí)際鉆孔在工作面采空區(qū)橫向覆蓋區(qū)域十分有限，平距僅為0～13 m，且有部分鉆孔未打到采空區(qū)上方。表2表明，礦方鉆孔垂距基本分布在20～30 m，導(dǎo)致鉆孔整體瓦斯抽采濃度偏低?；诂F(xiàn)有鉆孔布置參數(shù)的不合理化，結(jié)合前述研究結(jié)果，選擇在1號鉆場布置10個(gè)測試鉆孔，通過測定16.4～59.0 m不同終孔垂距的鉆孔瓦斯抽采濃度和流量，為22115工作面的鉆孔終孔層位的布置提供依據(jù)。

圖8 1號地點(diǎn)開孔位置Fig.8 Hole opening position at No.1 location

圖9 1號地點(diǎn)鉆孔投影圖Fig.9 Borehole projections at No.1 location

表2 1號鉆場鉆孔參數(shù)Table 2 Borehole parameter at No.1 drilling field

孔號方位角/(°)仰角/(°)孔深/m終孔垂距/m終孔平距/m礦方設(shè)計(jì)礦方設(shè)計(jì)礦方設(shè)計(jì)礦方設(shè)計(jì)礦方設(shè)計(jì)礦方設(shè)計(jì)1補(bǔ)1號11.013.09.212.015216026.635.028.615.02補(bǔ)2號10.516.09.211.515216026.535.027.325.03補(bǔ)3號10.019.09.311.015216026.535.026.135.04補(bǔ)4號9.523.09.310.515216026.435.024.845.05補(bǔ)5號9.026.09.310.515216026.335.023.555.06補(bǔ)6號7.229.09.110.015216025.635.018.865.07補(bǔ)7號6.723.08.414.015216023.645.017.545.08補(bǔ)8號6.223.08.418.015216023.555.016.245.09補(bǔ)9號5.729.08.414.015216023.445.014.965.010補(bǔ)10號5.229.08.418.015216023.355.013.665.0

5.3 終孔位置的確定

圖10 鉆孔瓦斯?jié)舛茸兓€Fig.10 Variation curve of borehole gas concentration

圖11 鉆孔流量變化曲線Fig.11 Variation curve of borehole flow

由圖10和圖11可知，補(bǔ)4號鉆孔在開始抽采階段瓦斯?jié)舛戎鸩皆黾?，但鉆孔流量一直小于0.1 m3/min，說明鉆孔終孔位置偏低而進(jìn)入冒落帶，隨著工作面向前推移，鉆孔因采空區(qū)頂板的垮落而塌陷堵塞，此時(shí)鉆孔周圍巖體極不穩(wěn)定，上覆巖產(chǎn)生的豎向裂隙與采空區(qū)聯(lián)通，鉆孔抽入大量空氣，導(dǎo)致后期流量雖有大幅度增加而瓦斯?jié)舛纫廊黄?；而補(bǔ)8號鉆孔終孔位置偏高，終孔位置裂隙發(fā)育不明顯，采空區(qū)瓦斯向上運(yùn)移受阻，在整個(gè)抽采階段鉆孔瓦斯?jié)舛群土髁科毡槠?，鉆孔流量在后期采動(dòng)影響下有小幅度增加，但此時(shí)鉆孔已失效，抽采濃度偏低；補(bǔ)7號鉆孔的終孔位置位于離層裂隙帶內(nèi)，離層裂隙的擴(kuò)展增大了其與豎向裂隙溝通的概率，采空區(qū)內(nèi)瓦斯向上運(yùn)移積聚在此處，因此，補(bǔ)7號鉆孔瓦斯?jié)舛取⒘髁孔兓荻让黠@，在距切眼100～150 m 距離內(nèi)瓦斯抽采濃度和流量逐步增加，在107 m處抽采濃度已達(dá)到最大值10%，鉆孔流量最大值稍滯后，此時(shí)鉆孔處于抽采強(qiáng)化階段；在隨后工作面推進(jìn)過程中，鉆孔受到采空區(qū)上覆巖體垮落的破壞而進(jìn)入衰減階段，流量和瓦斯抽采濃度出現(xiàn)大幅度下降，瓦斯?jié)舛冉抵?.8%。綜合確定22115工作面采空區(qū)高位鉆孔終孔最佳布置層位在距煤層頂板45 m處。

6 結(jié) 論

1) 高位鉆孔治理采空區(qū)瓦斯，需要合理地確定終孔層位，本文采用理論計(jì)算、數(shù)值模擬、鉆孔窺視技術(shù)手段，確定了采空區(qū)頂板裂隙高度?；诓煽諈^(qū)瓦斯儲(chǔ)集與上覆巖裂隙演化規(guī)律，根據(jù)現(xiàn)場設(shè)計(jì)鉆孔瓦斯抽采濃度、流量的變化規(guī)律，最終確定了潞寧煤礦22115工作面采空區(qū)高位鉆孔終孔的最佳布置層位。

2) 采空區(qū)頂板跨落受外界影響較大，故從空間角度運(yùn)用微積分原理分析兩帶發(fā)育高度，理論計(jì)算冒落帶高度為16.4 m，裂隙帶發(fā)育的最大高度在距煤層的第8層和第9層上部之間，F(xiàn)LAC3D模擬結(jié)果表明裂隙帶的最大發(fā)育高度為59 m，為現(xiàn)場測試鉆孔布置提供了理論支撐。

3) 基于前期分析計(jì)算，通過現(xiàn)場布置測試鉆孔研究表明，終孔垂高在45 m處鉆孔流量、瓦斯抽采濃度變化梯度明顯且濃度最高達(dá)到10%，即低于裂隙帶最大發(fā)育高度的拉張區(qū)和閉合區(qū)交界處是終孔最佳層位，為相似地質(zhì)條件的礦井采空區(qū)瓦斯抽采提供了借鑒。