中梁山南礦急傾斜近距離煤層群卸壓瓦斯抽采技術的工程實踐＊

李 棟 何興玲 張邦安 覃 樂 廖春奎 賀洪才

（1.重慶市能源投資集團科技有限責任公司，重慶市南岸區，400060；2.重慶市煤層氣開發企業工程技術研究中心，重慶市綦江區，401121；3.重慶中梁山煤電氣有限公司，重慶市九龍坡區，400052）

目前，開采保護層是增大煤層透氣性、提高瓦斯抽放率和防治煤 （巖）與瓦斯突出最有效的一種安全高效措施。國內外學者已經對保護層采后卸壓瓦斯運移規律、有效保護范圍劃定及抽采技術進行了大量研究，但針對我國西南地區煤層透氣性和瓦斯滲透率極低的急傾斜俯偽斜薄煤層群相關研究較少，導致難以準確掌握保護層開采后卸壓瓦斯分布規律、正確選擇有效抽放方法及合理設計瓦斯抽采參數，嚴重制約著礦井煤與瓦斯安全高效開采。本文采用理論計算與現場試驗相結合的方法對保護層開采后的采動裂隙分布規律及卸壓瓦斯運移規律進行了研究，并結合中梁山南礦地質條件，提出了急傾斜近距離薄煤層群俯偽斜保護層開采的卸壓瓦斯綜合立體抽采技術。

1 礦井概況

中梁山南礦含煤地層為龍潭組，含煤10 層（K1～K10煤層），主采層為K1、K9，除K2煤層不具有突出危險性，作為保護層首先開采外，其余煤層均具有煤與瓦斯突出危險，煤層傾角為68°～72°。礦 井 瓦 斯 相 對 涌 出 量 為 104.07 ～156.49m3／t，絕對涌出量為54.13～80.65 m3／min。煤層直接頂多為泥質粉砂巖、粉砂質泥巖、泥巖，底板多為粘土。礦井采用俯偽斜采煤法，采空區采用垮落法管理。

本次保護層開采采動裂隙及卸壓瓦斯運移規律現場試驗選擇在+280 m 回風巷道高抽巷及+210m抽采巷C1～C3石門之間的巷道，分別布置1＃～6＃、7＃～12＃考察鉆孔，其中1＃～3＃、7＃～9＃鉆孔作為保護層采煤工作面超前被保護層K1、K3掘進工作面距離的瓦斯壓力考察孔，4＃～6＃、10＃～12＃鉆孔作為保護層采煤工作面超前被保護層K1、K3掘進工作面距離的瓦斯流量考察孔，通過考察鉆孔瓦斯壓力、流量及瓦斯抽采量隨1325上采煤工作面位置的變化規律，綜合分析確定保護層采煤工作面超前被保護層掘進工作面合理距離，其鉆孔布置如圖1。

圖1 試驗區考察鉆孔的布置

2 保護層開采覆巖采動裂隙分布及卸壓瓦斯運移規律

2.1 保護層開采采動裂隙分帶計算

2.1.1 上覆巖層裂隙帶

隨著保護層K2工作面向前推進，采空區上方卸壓范圍不斷沿走向延伸，按垂直方向頂板垮落和裂隙發育情況可分為 “三帶”，即冒落帶、裂隙帶和彎曲帶，如圖2所示。

圖2 上覆巖層裂隙分帶示意圖

由于中梁山南礦K2煤層直接頂為泥質粉砂巖，強度低，采后隨冒隨沉，則開采K2煤層后頂板裂隙帶最大高度H裂，可用下式計算：

式中：M——煤層法線厚度；

h——回采階段垂高。

冒落帶最大高度H冒可用下式計算：

由試驗區概況可計算出保護層開采后，覆巖的裂隙帶最大高度為7.5 m，冒落帶最大高度為3.5m，而K1、K2煤層間距平均僅為5.36 m，因此被保護層K1位于當K2煤層開采后的裂隙帶內。

2.1.2 下覆巖層裂隙帶

保護層K2開采后，底板一定范圍的煤巖層發生底臌破壞和膨脹變形，受到采動影響的底板煤巖層分為底臌裂隙帶和底臌變形帶。根據相關資料統計分析，底臌裂隙帶下限為底板下方15～25m，主要為沿層理的順層張裂隙和巖層破斷后垂直、斜交層理形成的穿層裂隙，將該帶內的煤層與采空區導通，煤層瓦斯可沿穿層裂隙進入保護層采空區，瓦斯涌入采空區的阻力隨深度的增加逐漸加大；底臌變形帶下限為底板下方50～60m，以沿層理形成的順層張裂隙為主，處于該帶的被保護層發生膨脹變形，吸附瓦斯解吸，大量卸壓瓦斯匯集在煤層中的裂隙內，裂隙隨層間距加大逐漸減少。

根據中梁山南礦煤系地質情況可以判斷，保護層K2開采后，下覆被保護層K3～K5煤層處于底臌裂隙帶中，K6～K10煤層處于底臌變形帶中。下覆巖層裂隙分帶情況見圖3。

圖3 下覆巖層裂隙分帶示意圖

2.2 保護層開采卸壓瓦斯運移規律研究

在開采保護層K2過程中，對被保護層K1、K3煤層瓦斯動力參數進行了測試。通過現場考察試驗，得到了K1、K3煤層的卸壓瓦斯運移規律。

（1）瓦斯壓力。考察鉆孔的瓦斯壓力隨保護層K2煤層的工作面推進變化如圖4所示。

圖4 K1、K3煤層瓦斯壓力變化規律

從圖4可知，1225下工作面對應的K1、K3煤層原始瓦斯壓力最大值分別為4.2 MPa 和4.3 MPa。分別位于保護層K2煤層工作面前方55m和60m 處，被保護層K1、K3煤層的瓦斯壓力開始下降；在保護層K2煤層工作面采過之后，被保護層K1、K3煤層的瓦斯壓力很快下降到0.3～0.5 MPa，低于 《煤礦安全規程》規定的0.74 MPa。這是由于上保護層K2煤層開采引起了K1、K3煤層的充分卸壓，使K1、K3煤層的瓦斯迅速解吸，并通過鉆孔被抽出或通過層間裂隙涌向K2煤層的采空區所致。

（2）瓦斯流量。本次考察5＃、12＃鉆孔測到的數據比較齊全，能較完整地反映出K1、K3煤層的瓦斯流量隨K2煤層工作面推進的變化規律，如圖5所示。

圖5 K1、K3煤層瓦斯流量變化規律

由圖4和圖5可知，由于卸壓瓦斯的解吸和排放需要一個過程，使得被保護層鉆孔瓦斯流量的卸壓過程要落后于瓦斯壓力的卸壓過程，出現滯后現象。由圖5的結果可以看出，被保護層的鉆孔瓦斯流量出現了兩次流量峰值。

（3）煤層透氣性系數。本次考察試驗區域的煤層透氣性系數的測定結果如表1所示。

表1 煤層透氣性系數測定結果

由表1 可知，保護層K2煤層工作面開采后，被保護層K1、K3煤層的透氣性系數有明顯增加，在超前1 倍層間距時，透氣性系數分別增加了近200倍和220倍。

（4）保護層開采的保護效果分析。通過以上分析，可得卸壓瓦斯動力參數變化 “四帶”的范圍，即正常壓力帶 （工作面前方55～60m 以外范圍）、集中壓力帶 （工作面前方55～20 m 范圍內）、過渡變化帶 （工作面前方20 m 到工作面后方36 m范圍內）、充分卸壓帶 （工作面后方36 m 以外范圍）。被保護層的卸壓瓦斯流量及瓦斯壓力都隨著保護層K2工作面的推進經歷了開采前方及開采后方兩次卸壓過程。

3 急傾斜近距離煤層群卸壓瓦斯綜合立體抽采技術

根據中梁山南礦實際情況，建立了以本煤層順層鉆孔抽采、頂板高位巷走向鉆孔抽采、采空區尾巷密閉抽采及底板穿層鉆孔抽采為主的急傾斜近距離薄煤層群保護層開采卸壓瓦斯分層分源綜合立體抽采技術體系。

3.1 本煤層回采工作面順層鉆孔抽采

1325上采煤工作面回采前，利用高負壓瓦斯抽采系統，在回采工作面進、回風巷平行工作面 （垂直工作面巷道）分別向本煤層施工抽采鉆孔，鉆孔平行布置，鉆孔終孔間距2 m，上鉆孔長度為80m，下鉆孔長度為50m，上、下鉆孔間隔布置，鉆孔直徑75 mm。在工作面回采前預先對本煤層瓦斯進行抽采，預抽時間為10個月。單孔抽采濃度30%～45%，抽采負壓在13～28kPa，單孔抽采純瓦斯流量在0.08～0.12m3／min，抽采總量達8～12m3／min。

3.2 頂板高位穿層鉆孔抽采

頂板高位穿層鉆孔抽采下水平的瓦斯，即在上水平專用瓦斯巷內每隔30m 做一個鉆場，向下部煤層及采空區布置扇形鉆孔，每個鉆場內布置6～8個鉆孔，鉆孔間距15 m，鉆孔傾斜長約80～100m，孔底以穿透鄰近煤層或采空區3～5 m 為準，鉆孔直徑75 mm。抽采濃度25%～40%，抽采負壓在5～12kPa，單孔抽采純瓦斯流量在0.01～0.5m3／min，抽采總量達1.2～5m3／min。頂板高位穿層鉆孔布置見圖6。

圖6 頂板高位抽采鉆孔布置圖

3.3 采空區尾巷密閉抽采

采空區尾巷密閉抽采技術是根據中梁山南礦上行Y 型通風方式采取的一種有效抽采采空區上隅角積聚瓦斯的技術。將Y 型通風系統中瓦斯尾巷與采空區連通的橫貫密閉接出一組直徑150mm 的抽采管路，與瓦斯尾巷內敷設超大直徑抽采管連接，最終接入抽采主管路進行瓦斯抽采。抽采濃度30%～65%，抽采負壓在4～10kPa，抽采純瓦斯流量在1.5～3.5m3／min。

3.4 底板穿層鉆孔抽采

底板穿層鉆孔抽采鄰近層的瓦斯，即在專用瓦斯抽采巷內每隔30m 做一個鉆場，向上部煤層布置扇形鉆孔，每個鉆場內布置15個鉆孔，鉆孔間距20m，兩側鉆孔距巷道10m，鉆孔斜長約75～100m，孔底以穿透鄰近煤層3～5 m 為準，鉆孔直徑75mm。抽采濃度25%～55%，抽采負壓在6～15kPa，單孔抽采純瓦斯流量在0.05～0.83 m3／min，抽采總量達12～23.5m3／min。底板穿層鉆孔布置見圖7。

圖7 底板專用抽采巷道鉆孔布置圖

4 結論

（1）通過理論計算，得到保護層K2的開采不會破壞被保護層開采條件，被保護層均處在保護層采動裂隙有效影響范圍內，即K1位于K2開采后裂隙帶中，K3～K5位于底臌裂隙帶中，K6～K10位于底臌變形帶中，為卸壓瓦斯提供運移通道。

（2）通過現場試驗得出了卸壓瓦斯動力參數變化“四帶”的范圍，即正常壓力帶 （工作面前方55～60 m 以外范圍）、集中壓力帶 （工作面前方55～20m 范圍內）、過渡變化帶 （工作面前方20m～工作面后方36 m范圍內）、充分卸壓帶 （工作面后方36 m 以外范圍）。被保護層的卸壓瓦斯流量及瓦斯壓力隨著保護層K2工作面的推進經歷了開采前方及開采后方兩次卸壓過程。

（3）建立了符合中梁山南礦實際情況，以本煤層順層鉆孔抽采、頂板高位巷走向鉆孔抽采、采空區尾巷密閉抽采及底板穿層鉆孔抽采為主的急傾斜近距離薄煤層群保護層開采卸壓瓦斯分層分源綜合立體抽采技術體系，瓦斯抽采率達到了70%以上，克服了單一平面防突措施的不足。

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