近距離煤層群開采上保護層被保護層卸壓瓦斯治理實踐

李 麗講師 陳志平高級工程師 張以晨教授 焦雯淼

(1.長春工程學院，吉林 長春 130021；2.鐵法煤業集團 大興煤礦，遼寧 調兵山 112700)

0 引言

煤層瓦斯是與煤共生并存儲于煤巖中的，在地層開挖和煤炭生產過程中，它會以多種形式涌入采掘空間。瓦斯具有燃燒性、爆炸性和窒息性，一旦發生事故，不僅可能引發地質動力災害，還可能造成人員傷亡和經濟損失，因此，瓦斯的存在嚴重制約著煤炭工業高效安全發展；同時它亦是一種清潔燃料，有效的利用可以改善能源結構，促進環境保護。協調好煤炭開采與瓦斯資源抽采利用關系，在國民經濟建設中具有十分重大的戰略意義。

在開采具有突出危險的煤層群時，開采保護層、抽采卸壓瓦斯是當前防治煤與瓦斯突出的首選區域防突措施。撒占友等基于Poyting Thomson模型構建煤巖體蠕變動力學模型，借助Comsol Multiphysics 5.2軟件對下伏煤層膨脹變形及卸壓分布規律進行仿真模擬，并提出上保護層的開采有助于下伏煤層瓦斯卸壓通道的形成，有利于下伏煤層瓦斯的抽采；楊博利用近距離突出煤層群開采上保護層解放下保護層實踐基于綜合瓦斯治理方法，并分析防控工作面上隅角瓦斯治理的關鍵技術；張挺哲研究表明開采上保護層抽采下部煤層瓦斯在治理保護層工作面上隅角瓦斯濃度超限的同時，可進一步減少下部煤層內的瓦斯含量和瓦斯突出危險性；申晉豪等通過對上保護層開采時瓦斯來源以及瓦斯運移分析提出降低保護層瓦斯超限的方法，并進行不同層間距對被保護層和保護層抽采鉆孔布置時機的影響分析和解決方法研究；胡俊峰等通過上保護層開采時沿空留巷施工下向穿層鉆孔抽采被保護層卸壓瓦斯，達到進一步擴大瓦斯抽采的保護范圍目的。綜上所述，前人著重研究卸壓瓦斯涌入開采層采空區的影響及其治理措施，很少涉及卸壓瓦斯的時空運移規律與工作面推進關聯的研究。

本文基于工程實踐，提出開采保護層作為區域防突措施的關鍵在于被保護層卸壓瓦斯抽采最大化，即通過不同抽采方法的組合實現卸壓瓦斯抽采做到盡可能抽采。保護層工作面上隅角瓦斯有效治理關系到本層開采的直接安全與效率，底板瓦斯道作為卸壓瓦斯抽采的主要措施施工地點，現場作業安全環境條件的創建也是十分必要的，并要協同考慮瓦斯涌出與圍巖蠕變的時空關聯性。

1 工程概況

遼寧某礦屬煤與瓦斯突出礦井，從建井至今共發生10次煤與瓦斯突出。北二采區分上、下2個煤組進行開采，上煤組已大部分回采完畢，下煤組主要開采12、13、14-1煤層，煤層開采順序由上而下。采用集中下山聯合布置的準備形式，共布置3條下山，分別為集中皮帶道(巖)、12層軌道中巷(煤)、北二12層回風中巷(巖)。由于F44號斷層西側與井田邊界之間布置有大量水平壓裂孔和立壓裂孔，壓裂影響范圍之內暫時不能布置回采工作面；并且F44號斷層貫穿整個采區中部，其兩側地質構造及火成巖分布情況復雜，對采區工作面的總體布置影響較大。因此，礦井對北二采區設計在首先探明F44斷層及其兩側的地質及火成巖的分布情況下，將靠近F44斷層的北二1203工作面作為首采工作面。

北二1203工作面位于北二采區中部，可采走向長1 688m、傾向寬150m，沿走向在工作面中部設一條底板瓦斯道，設計層位距離14-1煤層底板12m，用于施工穿層鉆孔抽采煤層組瓦斯。工作面巷道布置，如圖1。

圖1 北二1203綜采工作面布置示意圖Fig.1 Schematic diagram of layout of 1203 fully mechanized mining face

本工作面為北二采區下煤組首個上保護層開采工作面，四周未采動。工作面東側為F15-1和FN2-3號斷層；西側為F44號斷層；南側為主副井工業廣場保護煤柱；北側為F15號邊界斷層。上鄰10-2煤層，不可采，平均煤厚為0.43m，與12煤層平均間距59.37m；12煤層上部小范圍內發育有12-1煤層，煤厚1.09m，與12煤層間距為0.85m；工作面下鄰13煤層，未采動，平均煤厚為2.66m，與12煤層間距平均為12.88m。12煤層的工業牌號為氣煤。煤層厚度在3.02～5.13m之間，平均為4.12m。

本工作面煤巖形態總體為單斜構造，斷層構造發育復雜，火成巖構造以不規則巖墻形式小規?；鸪蓭r體侵入開采層。

綜上，所采的下煤組各煤層鑒定結果均具有突出危險性，優先選取開采上保護層、抽采被保護層卸壓瓦斯的總體區域防突方案。通過綜合抽采開采層采空區瓦斯有效控制上隅角瓦斯超限，為保護層開采工作面創造安全保障條件；在被保護層的卸壓瓦斯抽采上，充分利用采動壓的增透效應，利用穿層鉆孔抽采實現被保護層瓦斯抽采最大化；實踐觀測分析得出卸壓瓦斯涌出的時空演化關系；并研究底板瓦斯道組作為施工穿層鉆孔空間環境的安全保障方法。

2 瓦斯涌出分析

2.1 工作面瓦斯涌出分析

北二1203工作面為北二采區首采工作面，開采區域為突出危險區。瓦斯涌出來源主要有開采層瓦斯涌出和鄰近層卸壓瓦斯涌出。回采期間的瓦斯治理采用風排和抽采的方式，工作面主要采用底板瓦斯道施工穿層抽采卸壓煤層瓦斯、鉆孔抽采采空區卸壓瓦斯、順層鉆孔抽采本煤層瓦斯、工作面上隅角埋管等抽采方法。工作面瓦斯抽采量與總涌出量隨工作面推進時間變化情況，如圖2。

圖2 工作面瓦斯涌出量隨推進時間變化曲線Fig.2 Variation curve of gas emission from working face with propulsion time

由圖2可以看出，工作面開采前，平均絕對瓦斯涌出量為5.66m/min，隨著工作面開始向前推進，風排瓦斯涌出量增大到14.50m/min，此時的瓦斯涌出量可以認為是本煤層瓦斯涌出量；當回采推進到45m左右時，工作面頂板初次來壓，下鄰近層卸壓瓦斯涌出明顯增大，工作面總瓦斯涌出量，此后抽采瓦斯量急劇增大；隨著工作面繼續推進，瓦斯涌出量呈起伏變化，平均絕對瓦斯涌出量為50.41m/min，平均抽采瓦斯量為42.51m/min，鄰近煤層瓦斯涌出量占總瓦斯涌出量的70%以上。

2.2 卸壓瓦斯涌出分析

工作面開采后，頂底板圍巖發生移動，下鄰近層的卸壓瓦斯將解吸運移涌入采掘空間。通過對本工作面正?；夭善陂g開采層斜交鉆孔和底板瓦斯道穿層鉆孔抽采瓦斯量的連續統計，繪制工作面卸壓瓦斯抽采隨推進時間變化曲線，如圖3?？梢钥闯鲋苯訉Ρ槐Ｗo層進行瓦斯抽采的穩定性要高于卸壓瓦斯涌入開采層再抽采。

圖3 工作面卸壓瓦斯抽采隨推進時間變化曲線Fig.3 Variation curve of pressure relief gas drainage with propulsion time in working face

隨著工作面的逐步推進，工作面上下鄰近層圍巖發生運移而導致煤體卸壓，底板瓦斯道穿層鉆孔抽采瓦斯純量也逐漸增大。從工作面推進74m開始到239m，平均抽采純瓦斯量為15.26m/min。底板瓦斯道平均抽采瓦斯量占絕對瓦斯涌出量的29.9%，占總抽采量的34.9%。

由圖4中斜交鉆孔抽采本層采空區瓦斯和底板瓦斯道穿層鉆孔抽采下鄰近層瓦斯流量變化可以看出，二者之間表現出共軛趨勢。結合圖2和圖3，分析表明下鄰近層瓦斯在工作面開采后滯后于工作面涌入本層采空區，通過穿層鉆孔抽采卸壓瓦斯是有效控制下鄰近層瓦斯涌入開采層的措施。

采煤工作面剛推進至底板瓦斯道上方時，巷道內風流平均瓦斯濃度基本沒有變化；隨著工作面推進，底板瓦斯道逐漸進入采空區下方并伴著風流平均瓦斯濃度緩慢上升；當底板瓦斯道進入采空區走向深度達到50～60m時，回風流瓦斯快速由0.5%增大到0.8%以上，如圖4(a)。此時已經開始對鉆孔施工產生影響(設置回風0.8%斷電)，這表明下鄰近層瓦斯在采動壓作用下已經顯現出卸壓作用。

圖4 底板瓦斯道瓦斯涌出壓力及風流瓦斯濃度變化曲線Fig.4 Variation curve of gas emission pressure and air currentgas concentration of the floor gas roadway

為考察工作面下鄰近層瓦斯分帶，采取穿層鉆孔瓦斯涌出壓力作為指標參數，即在底板瓦斯道超前工作面推進方向預先施工穿層鉆孔，觀測煤層相對底板瓦斯道的壓差變化來判斷，如圖4(b)。可以看出，在工作面前方2m開始底板瓦斯道觀測的壓力值已經出現降低趨勢；當底板瓦斯道進入采空區深度達到17m左右時，觀測壓差變化急劇，說明瓦斯涌出最活躍；當進入采空區深度達到50m以上時，瓦斯涌出已經開始緩慢衰減。

3 保護層開采卸壓瓦斯解吸運移規律分析

在煤層開采后必將引起采場圍巖應力的重新分布，引起頂、底板煤巖層的破壞和移動，從而使得運動的煤巖層裂隙發育、煤巖中的瓦斯大量解吸運移流向開采中的采場。在開采的同時采用瓦斯抽采技術方法抽采鄰近煤巖的卸壓瓦斯，可使得鄰近煤層應力—應變狀態和瓦斯賦存狀態都發生不可逆的變化。

根據煤層群賦存特點和圍巖破壞規律優先開采上保護層之后，卸載圍壓后的底板有效作用范圍內的煤巖層產生移動導致應力場的重新分布和裂隙場發育改造，被保護范圍內的煤巖體滲透性顯著增大、煤層瓦斯大量解吸并沿著發育的裂隙通道運移，為卸壓瓦斯提供抽采和流動條件。此時，對被保護層卸壓瓦斯及時抽采可以有效控制被保護層卸壓瓦斯向保護層采場的涌入、保障保護層工作面的安全和能效、消除被保護層的煤與瓦斯突出危險并釋放產能。

下鄰近的被保護目標煤層受開采影響，會在時間和空間的相對關系上表現出分區現象，如圖5。

圖5 上保護層開采底板巖層采動影響示意圖Fig.5 Schematic diagram of the influence of mining in upper protection layer mining floor rock layer

隨著保護層工作面回采的推進，工作面正下方的煤巖層首先會形成應力集中區和卸壓區；應力集中區前方未受采動影響，區域的煤層及瓦斯賦存處于原始狀態，為原巖應力區；隨著采空區范圍的擴大和時間的推移，卸壓區后部在應力作用下逐漸形成應力再次平衡。應力集中區為沿工作面推進方向一定范圍內因采煤活動的擾動造成的應力增大區域，該區內的煤層受集中應力壓縮發生彈性形變。卸壓區為相對工作面位置前方的塑性變形區及采空區下部巖層破壞區，該區域裂隙發育、煤層透氣性劇增，煤層瓦斯大量解吸并運移，為主要的卸壓瓦斯涌出活躍區。應力恢復區在深部采空區下方，煤巖破壞蠕變后受采動影響逐漸減小而逐漸壓實直至再次達到應力平衡，采動裂隙隨時間變化逐漸閉合，該區內瓦斯涌出減小呈現衰竭狀態。

煤是一種多孔介質，煤巖形成的骨架、骨架孔隙和裂隙中賦存瓦斯氣體。煤巖體滲透率受應力作用，根據Kozeny-Carman方程可以計算滲透率隨著孔隙率的變化關系：

(1)

式中：

k

—常數；

φ

—孔隙率，%；

S

—煤體單位孔隙體積的孔隙表面積，cm。

煤巖受壓破壞后，其孔隙裂隙將增加、滲透性增大，這對瓦斯的解吸—運移提供良好條件。煤巖體受壓變形破壞過程中將引起滲透性的變化，如圖6。

圖6 煤巖體全應力應變對滲透性影響的變化對照圖Fig.6 Comparison diagram of permeability influence by changes ofcoal and rock mass total stress and strain

結合工作面走向被保護層采動應力分區特征及其煤巖體應力—應變特性，根據實際觀測瓦斯涌出形態表現出卸壓瓦斯涌出狀態具有明顯的分帶特征。

通過對底板瓦斯道對應工作面前后風流平均瓦斯濃度的觀測，繪制底板瓦斯道風流瓦斯濃度與工作面位置關系，如圖7?？梢钥闯?，在工作面前方25m以外瓦斯濃度不再增長，可以認為此為超前應力邊界；在深入采空區約15m至工作面前方25m范圍，瓦斯濃度變化較小，此區間可以認為瓦斯涌出處于過渡狀態；在過渡段向采空區推進35m，瓦斯濃度急劇增高；在此深入則瓦斯濃度變化緩慢。這與鉆孔相對壓差的結果基本一致，劃分瓦斯4帶范圍為：瓦斯初始帶(>25m)、瓦斯涌出過渡帶(25～-15m)、瓦斯涌出活躍帶(-15～-50m)、瓦斯涌出衰減帶(<-50m)。

圖7 底板瓦斯道瓦斯分布與工作面位置關系對照圖Fig.7 Comparison diagram of relationship between floor gas roadway distribution and working face position

4 卸壓瓦斯抽采技術

鑒于卸壓瓦斯涌出特征，采取斜交鉆孔抽采開采層采空區內卸壓瓦斯、底板瓦斯道穿層鉆孔抽采下鄰近卸壓瓦斯為主，回風順槽側采空區埋管和上隅角明管為輔的綜合抽采措施。為保證最大化抽采瓦斯效果和綜合利用抽采的瓦斯，設置高、低濃度瓦斯抽采2套系統。在實踐中，通過底板瓦斯道強化對下鄰近層卸壓瓦斯的抽采，有效控制瓦斯涌入開采空間，但底板瓦斯道的瓦斯治理必須重視風流瓦斯濃度的控制。

4.1 斜交鉆孔抽采

在回風順槽每隔30m 1個鉆場，布置6-8個鉆孔，鉆孔成扇形分布，終孔點在采空區裂隙帶內高低交錯。鉆孔走向控制長度為2.5倍鉆場間距，傾斜方向控制1/3工作面長度。全液壓鉆機施工，無芯鉆進，水力排渣，鉆頭直徑為94mm。終孔后，孔口段下封孔套管(φ75mm)長度6～9m、抽采段下護壁割縫產氣套管(φ50mm)，產氣套管長度根據巖性確定，其長度為過復合層進入砂巖2m。封孔采用兩堵一注帶壓封孔工藝。

4.2 底板瓦斯道穿層鉆孔抽采

在底板瓦斯道，利用全液壓鉆機占道后退式施工穿透14-1、13煤層鉆孔對鄰近被保護層瓦斯進行抽采。開孔點在巷道頂板、成組布置、扇形布孔，終孔點在平面上形成網格化，間距15m。無芯鉆進，水力排渣，鉆頭直徑為94mm。終孔后，孔口段下封孔套管(φ50mm)長度12～18m。封孔采用兩堵一注帶壓封孔工藝。

4.3 采空區埋管抽采

超前采煤工作面沿回風順槽巷道幫敷設直徑300mm鐵管，每隔20m設置1個三通，三通設置旁通和直通隔斷閥門，旁通接立庭管至巷道頂板，末端加盲板、割花眼，防止頂板掉落堵塞管道。埋管隨工作面推進延接，并與回風順槽抽采分支管路對接。當埋管進入采空區5m后，開啟旁通隔斷閥門、關閉直通隔斷閥門進行抽采。

4.4 上隅角明管抽采

在回風順槽超前支護外抽采分支管接引直徑150mm抗靜電軟膠管至后三角點，管路末端懸掛在上隅角頂板抽采漏風會攜帶采空區卸壓瓦斯。為保證抽采效果，要根據采煤機運行位置、頂板活動情況，調整管口位置。在端頭支架與巷道幫砌筑封堵墻或遮擋幛布，將采空區與開采空間相對隔離開，最優化控制瓦斯涌出。

4.5 瓦斯抽采系統

工作面回采前，分別建設完成回風順槽及底板瓦斯道抽采系統。回風順槽高低濃度分支管全部為DN300管路、底板瓦斯道設置高濃度分支管為DN300管路接引于采區高低濃度抽采干管(DN600管路)，利用地面永久抽采系統抽采。地面永久瓦斯泵站設置高濃度、中小流量水環式真空泵和低濃度、大流量水環式真空泵，并備用同等能力抽采設備。

當工作面回采至底板瓦斯道后，隨著瓦斯涌出量的增加，對底板瓦斯道增設低濃度瓦斯臨時抽采系統。即重新鋪設一條瓦斯管道(DN200管路)與設置在底板瓦斯道口的水環式真空泵對接，將抽采的低濃度瓦斯直接排放到采區專用回風道。

4.6 底板瓦斯道瓦斯超限預防措施

有研究表明，在正常巷道通風時有源瓦斯的涌出造成的頂板瓦斯層流取決于巷道空氣流動的狀況和流動速度。

根據頂板有源瓦斯涌出擴散特性，通過加大通風量，從而提高巷道平均風速是有效快速稀釋瓦斯的手段和消除巷道頂板瓦斯層流的有效措施。圖8是根據實測風流和平均風流瓦斯濃度繪制的關系曲線，可以看出，加大風量是有效的措施；根據本工作面情況，風速應不低于1.1m/s。

圖8 不同風速下巷道風流平均瓦斯濃度關系曲線Fig.8 Relation curve of average gas concentrationin roadway airflow under different wind speed

針對底板瓦斯道瓦斯涌出來源，結合井下實際條件，實施如下措施：加強通風，在回采初期，底板瓦斯道采用局部通風機壓入式通風，回采至底板瓦斯道后將掘進的下一區段底板瓦斯道與其貫通，由局部通風壓入式改為全負壓通風，增加底板瓦斯道的風量；施工頂板短鉆孔抽采和控制下鄰近層瓦斯沿裂隙涌入底板瓦斯道；超前加強頂板支護，控制采動裂隙發育演化；增設臨時瓦斯抽采泵站，根據抽采濃度分離高低濃鉆孔抽采，增加底板瓦斯道抽放高濃度卸壓瓦斯能力。

4.7 實施效果分析

通過采取綜合抽采措施，工作面平均瓦斯抽采率達到80%以上，為上保護層安全回采作業奠定安全基礎。卸壓瓦斯抽采有效地將被保護層殘余瓦斯含量降低到6m/t以下，為提升礦井后期接續產能提供保障。根據圍巖蠕變和瓦斯解吸運移的時空演化關系，底板瓦斯道的風流瓦斯濃度必須強化通風進行稀釋，必要時采取短鉆孔控制涌出是防治瓦斯超限的關鍵手段。U型通風的保護層工作面通過采空區埋管和明管抽采漏風源的瓦斯能夠保證上隅角瓦斯不超限。

5 結論

(1)開采上保護層作為近距離煤層群區域防突措施實踐時，實測到下鄰近層卸壓瓦斯涌出量占總瓦斯涌出量的70%以上，并且底板煤巖系隨工作面推進呈現出時空滯后的蠕變特征，鄰近層卸壓瓦斯涌出按其對應工作面位置的活躍程度表現為“四帶”：瓦斯初始帶(>25m)、瓦斯涌出過渡帶(25～-15m)、瓦斯涌出活躍帶(-15～-50m)、瓦斯涌出衰減帶(<-50m)。

(2)實踐表明，卸壓瓦斯依靠開采層采取施工鉆孔或巷道的抽采措施，對于上隅角瓦斯涌出控制不穩定、不可靠。而通過立體網格化實施底板瓦斯道+穿層鉆孔的措施，直接抽采被保護卸壓的下鄰近層更能降低被保護層殘余瓦斯含量，實現卸壓瓦斯抽采最大化。結合卸壓瓦斯的“四帶”時空演化規律，保持被保護層的直接抽采強度是有效減緩采場上隅角瓦斯治理壓力的有力措施。強化底板瓦斯道通風和利用短鉆孔控制卸壓瓦斯涌入是保障穿層鉆孔施工作業空間安全的保障措施。

(3)開采保護層是有效的、經濟的區域防突措施，對被保護層的卸壓瓦斯抽采效果不僅直接影響保護層的安全開采，而且在開采被保護層時也是釋放產能的重要措施。綜合抽采技術治理立體空間瓦斯是近距離煤層組開采上保護層的有效保障，應做好源頭瓦斯抽采最大化為關鍵、開采層采空區瓦斯抽采為輔助、涌出匯聚點抽采為控制保障的三級管控體系。