蛇形山矿下保护层工作面高位钻孔抽采瓦斯技术研究设计专题报告

蛇形山矿下保护层工作面高位钻孔抽采瓦斯技术研究摘 要: 为了解决蛇形山煤矿保护层工作面回风流瓦斯超限问题，根据保护层开采对被保护 层的影响和保护层工作面瓦斯运移特征，在省内首次提出了 2341 工作面风巷走向高位钻 孔抽采邻近层瓦斯试验，研究表明，高位钻孔抽采采空区和邻近层瓦斯，能彻底解决回风 流瓦斯超限等问题，可供类似条件的矿井参考。关键词: 下保护层; 高位钻孔; 瓦斯抽采; 回风流; 瓦斯超限 引言蛇形山煤矿隶属于湖南煤业集团洪山殿矿业公司，是较严重的煤与瓦斯突出矿井，矿井采 取了开采保护层和底板巷预抽瓦斯技术等区域防突措施。基本形成了区域措施先行，局部 措施补充的瓦斯综合防治体系格局。但未进行区域措施效果检验和区域验证。为此，有效、 可靠地建立矿井区域防突措施先行、局部防突措施补充的瓦斯综合防突体系，是事关矿井 生存和提高矿井经济效益和社会效益的头等大事。生产实践表明，下保护层的开采使邻近层的瓦斯大量解吸，高浓度瓦斯沿开采裂隙大 量涌入煤层工作面，工作面回风流的瓦斯经常保持在 2% 4% 左右，工作面上隅角处 的瓦斯浓度最高达 5% 7%; 瓦斯频繁超限是制约回采工作面效能发挥和安全生产的首 要问题。同时，矿井发电瓦斯来源主要靠下保护层和采用底板瓦斯巷预抽下保护层煤层瓦 斯。为此，蛇形山矿在省内首次于 2341 工作面采空区及邻近层实施高位长钻孔抽采瓦斯， 打大直径钻孔到开采层顶板的裂隙带，抽采采空区和邻近煤层涌入开采层的大量解吸瓦斯， 消除了工作面上隅角瓦斯超限的隐患。研究表明，回风巷高位钻孔抽采采空区和邻近层瓦 斯，是解决回风流瓦斯超限的有效、可靠技术，在经济效益、社会效益和安全效益上取得 显著效果。1 矿井及试验工作面情况1. 1 矿井概况蛇形山矿已有 50 年的开采历史，隶属湖南省煤业集团有限公司，是湖南省重点贫瘦煤生 产基地。矿井设计能力为 30 万 t/a，核定为 18 万 t/a，2009 实际产量为 15 万 t。矿井 至 2009 年底保有地质储量 1423 万 t，可采储量 834. 2 万 t，按现有生产能力可采 50a。矿井井田煤系成煤时期为二迭纪龙潭组，可采煤层 4 层，由上至下分别为煤层、煤层、中煤层、煤层; 平均煤厚 1. 8 m，煤层倾角一般为 30 45，其中，煤主 采，、煤为局部可采。所有煤层均具有严重的煤与瓦斯突出危险。井田内地质构造复 杂，断层较多，褶皱幅度一般小于 10m，延展长度十余米至几百米。矿区中小断层十分发 育，其密度为 325 条/km2，频率为 47. 6 条/km，对煤层破坏较大。煤层具有自然发火倾向性，其发火期一般在一个月左右; 矿井煤尘爆炸指数为 15% 18%，具有爆炸危险性。 其中以瓦斯灾害最为严重，煤层瓦斯参数测定结果为: 煤层瓦斯含量为 26m3/ t、瓦斯压 力 3. 1MPa，矿井瓦斯储量达 388. 3Mm3。该矿建有高、低负压抽采系统。矿井拥有抽采 管路总长 27090m，为井下瓦斯治理提供了有效利用途径。1. 2 试验工作面情况2341 工作面是 23 采区第一个区段的下保护层工作面，为单斜构造，其北部为未开采的1347 工作面内块段，南部为待开采的 2343 工作面，其上部为被保护层、煤层，四 煤层上覆煤层由下向上依次为 3 中煤 ( 平均厚度为 0. 7m) 、3 煤层( 平均厚度为 1.2m) 、1 煤层 ( 平均厚度为 1. 2m) ，其中在本区内 1 煤层与 3 煤层有合槽现象。2341 回采工作面走向长 220 m，倾向长 60 m，煤层平均厚度约为 1. 4m，倾角 45 52， 平均 48。煤层直接顶为薄层状灰黑色细砂岩，厚度约为 1. 5m，老顶为灰白色中粒长石 石英砂岩，厚度为 18m; 煤层直接底为薄层细砂岩，遇水膨胀，老 底 灰 白 色 细 至 中 粒 砂 岩，垂 直 抗 压 强 度 为 197. 31MPa，厚度为 12 21m。煤层瓦斯含量 28 m3/ t，最大瓦斯压力 2. 8 MPa，工作面采用走向长壁炮采工艺回采，一次采全高，全部垮落法管理顶板。工作面回采过程中，平均瓦斯涌出量 4. 9m3/ min，最大可达 5. 6 m3/ min。2 岩层控制理论2.1 岩层控制的关键层理论采场老顶岩层“砌体梁”结构模型是针对开采过程中的矿山压力控制而提出来的.近年 来.为了解决岩层控制中更为广泛的问题.提出了岩层控制的关键层理论，关键层理论提出 的日的是为了研究覆岩中厚硬岩层对层状矿体开采中节理裂隙的分布及其对瓦斯抽放与 突水防治以及对开采沉陷控制等的影响。2.1.1 邻硬岩层间相互作用的复合效应 关键层复合破断研究表明一定条件下相邻两层关键层会同步破断.如假设相邻两关键层岩性相同.厚度分别为 h, ,h.各自承担的岩层组厚度分别为艺 h2, h3.则按梁的破断距计算公式可导出h1 与 h2 同时垮落应满足的条件为 h3十 h2=（ h2十 h,）(h2/h1,)2(1)例如:h2 是 h1 的 2 倍.则 h3十 h2 只要等于或大于 h2十 h1 的 4 倍,h2 和 h1 将同时垮落.此虽然 h2 远大于 h1，但上部关键层将不会产生离层.2.1. 2 关键层初次破断前的离层与采动裂隙“o”形 圈1 ）沿工作而推进力一向.关键层下离层动态分布呈现两阶段发展规律:即关键层初次破 断前.随着工作而推进.离层量不断增大.最大离层位于采空区中部.关键层初次破断后.关键 层在采空区中部离层趋于压实，而在采空区两侧仍各自保持一个离层区.工作而侧的离层区 是随着工作而开采而不断前移的.工作而侧离层区最大高度仅为关键层初次破断前最大离 层量的 1/31/4(参见图 2).从平而看.在采空区四周存在图 3 所示一沿层而横向连通的离层发 育区.称之为采动裂隙“O”形圈.图 2 关键层破断前后离层分布Fig. 2The bed separation distribution when the kev stratum break图 3 采动裂隙分布的”o”形图Fig.3The()一 shaped circle of the mining-induced fractures图中数宁为离层率2)沿顶板高度力一向.随工作而推进离层呈跳跃式由下往上发展.首先.第 1 层亚关键层下出现离层.当其破断后其下离层呈“O”形圈分布;此时.上部第 2 层亚关键层下出现离层. 当其破断后其下离层呈“O”形圈分布.如此发展直至主关键层.3)贯通的竖向裂隙是水与瓦斯涌入工作而的通道.对“导气”裂隙发育动态过程的研究 表明.在开采初期.下位关键层的破断运动对“导气”裂隙从下往上发展的动态过程起控制 作用.导气裂隙高度由下往上发展是非均速的.随关键层的破断而突变.当采空区而积达一定 值后.“导气”裂隙的分布也同样呈“O”形圈特征.它是正常回采期间邻近层卸压瓦斯流向 采空区的主要通道.上述成果对对 “卸压瓦斯抽放”的钻孔布置起指导作用.2.2采空区破碎煤岩渗透率2.2.1 渗透率计算将采空区冒落煤岩看做多孔介质.根据双重介质模型理论,由于在采动区域内影响流体渗透 率的主要是采动裂隙,原始孔隙的渗透率要比采动裂隙低好几个数量级.因此认为采动裂隙 是采空区内风流流动的主要通道,而原始孔隙则是主要的瓦斯涌出源.冒落煤岩的采动裂隙 的渗透率是反应采空区内气体流动难易的参数,原始孔隙的渗透率对于采空区气体流动影 响不大.根据达西定律 p = - v/ k 我们可以知道,在多孔介质层流中,在压力降到一定的情况下,气体的流动速度与多孔介质的 渗透率成反比.因此在模拟采空区瓦斯流动的模拟过程中,对于采空区破碎煤岩的渗流特性 也就是采空区渗透率 k 的研究起着至关重要的作用.利用 Blake- Kozeny 公式可以估算出采空区垮落带的渗透率值. Blake- Kozeny 公式式中: Dp 为平均粒子直径, m ; 为空间所占的分数,即空间(不包括原有孔隙) 的体积除以总体积,取 0. 10. 25.从 Blake2Kozeny 公式可以看出破碎煤岩的渗流特性取决于煤岩颗粒的调和粒径Dp 和孔隙率理论的调和粒径 Dp 应该小于组成颗粒的最小粒径，但是由于垮落带区域内的破碎煤岩 仅仅是在经过破碎和一次压实后混合形成的多孔介质，破碎煤岩由不同粒径的煤岩颗粒组 成，因此会出现两种状态.大颗粒之间存在较大空间而没有被小颗粒充填;大小颗粒由于混 合不均匀而出现部分集中.不均匀混合就导致了实际采空区垮落带破碎煤岩之间的间隙依然很大，破碎煤岩为非饱和状态，在经过一次压实的非饱和状态下的破碎煤岩的调和粒径 应该大于同样构成饱和状态下的调和粒径.不同工作而的垮落带破碎煤岩的调和粒径应根 据工作而煤岩特性和对垮落情况的实际观测得出. 2.2.2 空隙率分布规律空隙率作为多孔介质渗透率影响因素的重要组成部分，下面主要分析采空区内的空隙 率分布规律.根据上覆岩层在采动影响后的“砌体梁”力学模型，上覆岩层的形态曲线即为 岩层内部的移动曲线.岩层内部移动曲线指的是在竖直方向上的空间压缩状态.因此我们可 以由此推出竖直一维方向上的空隙率随采空区深度 x 的变化，如果将采空区垮落带煤岩看 作各向同性，则可以得出采空区渗透率随 x 的变化规律.理论推导是在“砌体梁”力学模型假设的基础上建立的，因此需要满足 以下两条假设.假设 1)上覆岩层可看作“砌体梁”力学模型，并符合“砌体梁”力学模型的 假设;假设 2)直接顶冒落后充满基本顶以下的空间，基本顶下面不存在空顶，见图 1. 所得出的岩层内部移动曲线方程为式中:(W,)i，为第 i 组结构的移动曲线; x 为采空区深度. ;RT，hi;分别为第/组坚硬岩层的抗拉强度及厚度渭为其自重及其上软岩层的载荷;(Wo)，为 上覆岩层的理论最大下沉量，数值为负值，表示下沉.当开采为综采或者综放工作而时， 其计算公式为式中:M 为本煤层层高; 为煤层的回采率;( h)i 为第 i 组结构到煤层顶板的距离; (Kp)为( h)i+M(1- )内煤岩层的残余碎胀系数.根据岩层移动规律和“O”型圈理论，垮落带内破碎煤岩的碎胀系数分布规律为:在综放面正常回采期基本顶初次断裂以后，基本顶破断形成初次来压，使得直接顶形成的破碎 煤岩承受来自上方垮落基本顶的压力，垮落带的破碎煤岩由自然碎胀状态变为承压状态. 从工作面到采空区深部，随着采深的增加，垮落带内破碎煤岩的碎胀系数由工作面附近的 自然碎胀系数逐渐变为采空区深部的残余碎胀系数，碎胀系数由函数 Kp (D,)表示.直接顶 冒落后破碎煤岩经过一次破碎形成的煤岩是处于自然碎胀状态.根据空隙率和自然碎胀率 的公式式中:Kp 为自然碎胀系数 为自然碎胀状态下的空隙率. 在引入上而的岩层内部移动曲线方程得到基本顶破段后垮落带孔隙率 C 随采空区深度x 的变化规律为下式将上而求得的空隙率代入 Blake- Kozeny 公式，得出渗透率随采空区深度变化的公式如下当垮落带破碎煤岩的调和直径 D。取值看作随着采空区深度变化不大的时候，采空区孔 隙率随平空区深 l 今仆钡律如图 2上面得到的采空区渗透率是基于砌体梁理论得出的工作面中部区域竖直二维平面的变化 规律，而采空区在进回风两巷附近由于基本顶受到保护煤柱的支撑，垮落的破碎煤岩不会 被基本顶压实，因此破碎煤岩从两端到采空区中部也是从自然碎胀到压实的一个过程，其 渗透率的变化为从两端到采空区中部逐渐变小.综合得出采空区垮落带内破碎煤岩的渗透 率分布规律如图 3 所示.由于垮落带内的破碎煤岩压实程度取决于承受来自上覆岩层的重 力，其值和垮落带内破碎煤岩自身的重力要大很多.我们可以认为垮落带内破碎煤岩的渗透 率在竖直方向内近似不变.图 3 的渗透率变化规律可以近似为垮落带采空区的渗透率分布 规律.在采空区的裂隙带内的渗透率主要是上覆岩层因为下部的岩层垮落而产生沉降形成裂 隙，其值在垮落带和裂隙带交界处突然增加.从工作而高度开始，以垮落角为界限，在垮落 角以外的煤岩还处于卸压状态，在同一高度下卸压区域渗透率的大小可近似为常数，但是 从垮落带和裂隙带的交界处开始随着工作而高度的增加，裂隙带的渗透率逐渐变小.研究表明，工作面在推进过程中，煤层上覆岩层被破坏、移动产生裂隙，上覆岩层 在竖直方向上分为垮落带、裂隙带、下沉弯曲带; 在工作面推进方向则出现“重新压实区、 离层区、煤壁支撑影响区”，即工作面开采过程中的 “三带”、 “三区”。走向高位钻孔 的布置原则是将钻孔的终孔位置布置到煤层工作面上覆岩层的裂隙带内，同时抽采本煤层 工作面采空区瓦斯和上被保护层的裂隙瓦斯。因此，准确定位煤层工作面上覆岩层的裂隙 带是走向高位钻孔布置的关键。煤层上覆岩层在开采的影响下，其垮落带和裂隙带分别按 照式( 1) 、( 2) 进行计算。上覆岩层垮落带高度为: Hm= m( k 1) cos( 1) 式中Hm为垮落带高度，m; m为煤层采高，m; k为岩石膨胀系数，取 1. 4; 为煤层倾角，( ) 。将 2341 工作面有关参数代入式( 1) ，经计算得到该工作面垮落带高度约为 5.04m。 上覆岩层裂隙带高度为:Hm =100 M2.1 M +16 2. 5( 2)中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计式中 M累计开采厚度，m。3.抽放瓦斯的理论研究3.1 抽放瓦斯的理论及方法边抽边掘抽放瓦斯效率，除了与煤层的透气性有关外，还与巷道周围的应力分布有很 大关系.所谓静态应力是指掘进工作面静止的条件下掘进头周围及巷道周围煤岩体内存在 的应力场。只要工作面不向前延伸，巷道两壁不破坏，这种应力变化就很小，工作面周围 及巷道周围的应力场一般都可以看作静态应力场，只有在工作面向前推进及发生煤与瓦斯 突出时，才转变为动态应力场，并且突出时的动态应力场与平时的静态应力场有着一定的 联系，研究突出时的动态应力场正是为研究动态应力场作准备。3.1.1 已取得的研究成果 关于静态应力场研究，以往已作了一些研究工作。中国矿业大学研究的成果是把掘进工作面把看作球对称体，取掘进头的半径R,=2m，无限远处作用在煤(岩)体骨架上的应力 为14.7M Pa.瓦斯压力P=0，然后根据表3-1的岩性条件导出了周围含瓦斯煤(岩)体多孔介 质中的静态应力场分布如图3-1所示。从图中可以看出，对于每一种岩石条件，在掘进头前方，破坏带中的应力由浅入深 是逐步增加的，到破裂带的边缘处，球向应力大于原始应力并达到最大值。因此在破裂带 边缘，逐渐接近原始应力，而径向应力则继续增加，也逐渐接近原始应力。如果掘进头按 原始断面向前推进，推进过程中的应力分布比较复杂，但稳定以后的应力分布将仍然与图 3-1一样据中国矿大研究成果在相同的地应力及巷道几何条件下，掘进头前方的破裂带 半径，取决于岩性条件。岩石越坚硬，破裂半径越小。即砂岩的破裂半径最小，硬煤次之， 软煤破裂半径最大。相应破裂带边缘上的球向应力集中系数是砂岩最大，硬煤次之，而软 煤最小。3.1.2 煤巷周围煤体(岩)内的静态应力分布煤层巷道在煤层的层位关系。通常有四种情况，一是巷道两帮是煤层，顶、底板是岩 层;二是两帮和顶板是煤层，底板是岩层;三是两帮和底板是煤层，顶板是岩层;四是巷道 两帮是煤层、顶、底板均是煤层。淮南矿区C,3-:采用分层开采时其巷道的布置形式多属 第三种类型、开采Bit时其巷道的布置形式多属第一种类型。质物体内，应力的计算是很 困难的，煤矿中多采用实测的方法来了解巷道两Y9的应力分布情况。3.1.3 煤巷周围含瓦斯煤体(岩)蠕变状态 在煤矿井下采掘空间形成初期，首先在空间界面附近会形成较高的集中应力，当集中应力值达到含瓦斯煤的强度后，该部分煤体发生屈服变形，使集中应力移向深部的煤体: 随着集中应力向煤体深部的传播，应力集中系数将衰减，集中应力的分布也将发生变化。 上述这些变化都是时间的函数，因而是一种蠕变现象。经过一定时间后，煤体的蠕变将趋 于稳定，煤体由动压作用下的剧烈蠕变状态进入常压作用下的准蠕变状态。随着蠕变时间 的增长，集中应力区仍会缓慢向煤体深部传播，直到集中应力值小于含瓦斯煤的长时强度， 这种传播才会停止。煤巷掘进工作面前方煤层动压效应。根据支承压力分布状态，可按时间顺序将掘进工 作面前方煤体蠕变过程划分为瞬态蠕变阶段、动态蠕变阶段和蠕变阶段。对于蠕变阶段， 可按空间位置将掘进工作面前方煤体划分为三个区域，即松弛区域(动态蠕变阶段发生屈 服的区城)、集中应力区域和稳态蠕变区域.采掘空间在煤层中形成后，工作面前方煤体的松弛区域(动态蠕变阶段发生屈服的区 城)、集中应力区域和稳态蠕变区域始终存在，且随着工作面向前推进，这几个区域也随 之向前移动。工作面每次进尺后蠕变的3区域始终存在。通过分析可知，在瞬态和动态蠕 变阶段，由于浅部煤体应力增加速度较大，这部分煤体在较短时间内屈服破坏，使集中应 力向深部传播而卸压进入松弛状态;在蠕变阶段中，受采动影响，煤体在稳定的大于长时 强度外载荷作用下，煤体内微裂隙继续扩展并在局部区域内贯通，形成剪切滑移面，一般 情况下，滑移面方向沿最大剪应力方向，其宏观表现为顶底板相对移近量随时间增富含瓦 斯的煤体在强大的地应力作用下可以显示出明显的蠕动和位移。例如在四川南恫矿务局直 属一井四号层中发生的5000t大突出的孔洞周围150m处回采时，工作面上就发现煤体有明 显位移的痕迹。在新的采掘空间形成后的短时间内，作用于采掘工作面前方含瓦斯煤层上的集中应力 将以一定的速度向煤体深部传播，且传播的速度会逐渐衰减并趋向于零，在这个影响范围 内含瓦斯煤体进入蠕变阶段.在下一次循环进尺之前，这个区域内的含瓦斯煤体是在近似 为恒应力的条件下蠕变，即稳态蠕变。稳态蠕变可看作为突出的准备阶段。3.2 瓦斯在煤层的流动规律瓦斯在煤层中的运动通称为瓦斯流动。一般情况下，由于瓦斯是以承压状态存在于煤 层中:当回采、掘进、打钻等开采工作破坏了煤层中原有的瓦斯压力平衡后，便会使瓦斯产生由高压处向低压处的流动.目前认为，煤层瓦斯流动是一个复杂的运动过程，它与介 质的结构和瓦斯赋存形式密切相关。由于煤体属多孔裂隙性介质，所以煤层瓦斯流动可以 看作是气体在多孔介质中的流动。3.2.1 瓦斯在煤层中流动的基本规律 煤体是由孔隙一裂隙组成的多孔介质。目前，一般认为，在裂隙系统中，煤层瓦斯的流动多属于层流运动，而在孔隙结构的微孔中，则是扩散运动。因此，根据煤体中孔隙分 布和煤层中存在的裂隙系统，可以认为，瓦斯在煤层中的流动，主要是扩散运动和层流渗 透运动1) 扩散运动 扩散是分子的自由运动使得物质由高浓度体系运移到低浓度体系的浓度平衡过程。而扩散规律则正是研究扩散流体的速度和这种流体的浓度梯度之间的联系。煤是一种多孔介 质，根据国外许多研究者的研究表明，当瓦斯流动的孔隙直径很小(一般认为1um)以上的孔隙或裂隙内的运移，可能有两种形式:层流与紊流;而层 流通常又可分为线性渗透与非线性渗透。当瓦斯在煤层中的流动为线性渗透时，即瓦斯的流速与煤层中的瓦斯压力梯度成正 比时，呈线性规律，符合达西(Darcy)定律:式中:(3-2)U流 速 ， m/s;K一 多 孔介质的渗透率，m2; u 流体 的动力粘度，Pa.s; dp 在 dx长度内的压差，Pa;dx 一 和流体流动方向一致的极小长度，m 瓦斯在煤层中主要以吸附和游离两种状态存在，在只考虑游离瓦斯时，根据B.B霍多特对煤层孔隙结构的研究和卡尔洪关于气体渗流的研究结果，瓦斯在煤层中的流动应符合 达西定律。卡尔洪和约斯特(Galhoun and Yuster,1946 )总结了些事实，认为当孔隙直径 与气体分子平均自由程大小差不多或比它小时，达西定律就失效。根据计算，在瓦斯压力 为0.1-5.OMpa范围内，甲烷分子直径为4.14 * 10-10m,其平均自由程为1.0-5.2*10-4m。因此， 除在一些直径小于10-7cm的微孔内，瓦斯在煤层中的流动应符合达西定律.在考虑煤层孔隙壁面的吸附瓦斯时，根据一些研究者的结果，这部分瓦斯会产生所 谓的“滑流现象”(气体分子沿孔隙壁面发生滑动)，使其渗透率明显地依赖于气体压力， 但当流动气体的压力足够大时，“滑流现象”可以忽略，从而仍可使用适西定律，但这时 的渗透率实质上相当于等效渗透率.3.2.2 煤层瓦斯流动的基本参数1) 煤层瓦斯压力 煤层瓦斯压力是煤层孔隙内气体分子自由热运动撞击所产生的作用力，它在某一点上各向大小相等，方向与孔隙壁垂直。 煤层瓦斯压力是决定煤层含量多少、瓦斯流动动力高低以及瓦斯动力现象的潜能大小的基本参数，在研究与评价瓦斯储量、瓦斯涌出、瓦斯流动、瓦斯抽放与瓦斯突出问题中， 掌握准确可靠的瓦斯压力数据最为重要。根据国内外在瓦斯煤层大量的测定结果，在甲烷带内，煤层的瓦斯压力随深度的增加 而增加，多数煤层呈线性增加，瓦斯压力梯度随地质条件而异，在地质条件相近的块段内 相同深度的同一煤层具有大体相同的瓦斯压力，因此，可以按下式预测深部煤层的瓦斯压 力:式中:（3-3）P 一 甲烷带内深度为H(m)煤层压力，Mpa;P 甲烷带内深度为万(m)已知的煤层瓦斯压力，MPa;C 一 瓦斯压力梯度，MPalm，一般变化范围为0.01+0.005. 淮南矿区 B11;C13-1煤层瓦斯压力测量数值统计结果如图示所示。2) 煤层瓦斯含量 煤层瓦斯含量是指煤层或岩层在自然条件下单位重量或单位体积所含的瓦斯量，一般用m3/t或m3/m3表示。而瓦斯含量包括游离瓦斯和吸附瓦斯两部分。 瓦斯含量的间接测定方法通常用的室内容量法。它是将采取的未经氧化的新鲜煤样装在铁罐或玻璃容器中，盖紧密封送至实验室，破碎成0.2-0.25mm粒度，在恒温60oC、水银 柱压力10-210-5mm的真空条件下，进行长时间的抽气，然后在低压0-800mm水银柱或高压 0.1-5Mpa，温度0-40条件下进行吸附(吸附气体为甲烷)，最后换算成在标准压力下每克 煤中的吸附瓦斯量。吸附作用随着瓦斯压力的增长率增加而增加，随着温度的升高而降低。因此，各因素 的改变都会导致吸附值的变化。煤与瓦斯间的吸附作用符合格缪尔方程，并可求得吸附常 数a和b。只要在实验室做出吸附数据，并根据井下煤层的实测瓦斯压力、煤的物理力学性质， 采用一系列校正系数即可计算出煤层吸附瓦斯含量和游离瓦斯含量。如果所测瓦斯压力接 近实际压力，校正系数适当，那么计算的瓦斯含量可视为煤层的瓦斯含量。瓦斯含量分为游离瓦斯含量和吸附瓦斯含量。其计算式为:（3-4）式中:V 单位体积煤体的孔隙容积，m3/m3; n 煤层孔隙 率，m3/m3;p一 煤层瓦斯压力，MPa;Po，T o一 一标准状态下，大气压(为0.101325MPa)和绝对温度(273K) 瓦 斯 压 缩系数;a 煤的最大吸附瓦斯量，m3/t; b 一 吸 附 常 数; 煤 的 容 重，m3/t; W， A - 煤水分、灰分，%; t 一煤层温度，。3) 煤层透气系数 煤层透气系数是煤层瓦斯流动难易的标志，也是衡量煤与瓦斯突出危险性及瓦斯抽放可行性的重要参数。 其计算公式为:（3-5）式中:Y一流量准数，无因次;F0 一 时间准数，无因次; A,B 一 系 数;式中:P0一煤层原始瓦斯压力，Mpa;（3-6）P1 一 钻孔中瓦斯排放时压力，一般为 O.1Mpa r1 钻孔半径，m; 瓦斯含量系数，m3/( m3.MPa1/2q一 在排放时间t内量，钻孔单位暴露面积上的瓦斯流量，m3/ (m2d) ,q= q0l( anr.m);q0一在排放时间t内，钻孔平均瓦斯流量，m 3/d; m 煤层厚度， 透气系数，m2/( MPa2-d )。t一 钻孔 开始发生瓦斯流动，到测量q0时的总时间，d。 由上述方法确定的透气系数，一般为煤层原始透气系数。由于在煤体中打钻、开掘巷道等影响，使得靠近钻孔及巷道边缘煤体的透气系数大大高于原始透气系数。这样一来， 如果按等透气系数进行解算，所得结果可能和实际有所差异。为了改变这种状况，采用变 透气性系数解算钻孔瓦斯流场流动方程应更为合理。变透气系数的确定方法是，假定钻孔或巷道影响范围以外煤体为原始透气系数，而影 响范围以内煤体的透气系数按负指数规律变化，其变化规律如图3-3所示。（3-7）式中: 一煤壁暴露面处的透气系数;0 煤层原始透气系数;A 系数。 一般由模拟方法确定，即首先假定 代入方程进行解算，把解算结果和实测结果 对比，从而确定符合实际要求的 值.3.3 钻孔周围瓦斯流动方程3.3.1 基本假设 钻孔瓦斯抽放是防治瓦斯涌出的主要措施之一，合理地选择瓦斯抽放参数是一项具有重要意义的工作。而瓦斯抽放参数的确定和钻孔瓦斯流动规律紧密相关。防突措施主要为 工作面钻孔瓦斯抽放。目前，边掘边抽钻孔抽放瓦斯为淮南矿务局掘进工作面的主要局部 防突措施，为计算钻孔瓦斯抽放量与负压、抽放量与抽放时间的关系及钻孔周围瓦斯压力 分布，编制了一套抽放钻孔瓦斯流动解算软件，该软件可用于确定抽放钻孔直径、抽放钻 孔间距、抽放时间等重要参数，对现场瓦斯抽放具有较大的参考价值和指导意义。煤在形成过程中受到很多因素的影响，使煤层具有非均质性，但从宏观上看，在一个 较大的区域内，除断层等地质构造带外，可以看作是均质的;煤层内的原始瓦斯压力在一 定的区域内也可以看作是均匀的。因此，为使问题简化，按以下假设来推导瓦斯流动方程。 煤层顶底板透气性比煤层要小得多，可以将煤层顶底板视为不透气岩层; 煤层各向同必性，透气系数及孔隙率不受煤层中瓦斯压力变化的影响，但在巷道及钻 孔周围的卸压范围内增大;瓦斯可视为理想气体，瓦斯渗流过程按等温过程来处理;吸附瓦斯符合朗格缪尔方程，煤层中瓦斯解析在瞬间完成;瓦斯在煤层中的流动服从达西定律。孔瓦斯流动为径向流动，如图3-4示:3.3.2 瓦斯流动方程数学模型的建立 煤体抽放钻在以上假设的基础上，根据流体在多孔介质中的质量守恒定律，得到如下方程组：（3-8）式中 瓦斯压力为P时的瓦斯密度，t/m3; V 一 瓦 斯流动的速度向量，m/d;M 一单 位体积煤体所含的瓦斯量，t/m3; k 煤 的渗透率，m2; 瓦 斯的绝对粘度，MPad, n 瓦 斯压力为P、时的瓦斯密度，t/m3. Pn- 1个标准大气压，MPa;P 煤 层瓦斯压力，MPaa以上 (3- 8)三式分别为瓦斯在煤层中流动时的连续方程、运动方程和状态方程。又因：可得：（3-9）（3-10）式中：t 瓦斯在流动过程中的温度，; 煤层透气系数，m2/(MPa2d ), 令式(3-10)中的 P2 =U，得式中：（3-11）式中 = f（x,y) 。井下大多数瓦斯流场都可以简化为一维平行流动、一维径向流动和二维平面流动的有 限流场及无限流场或者它们的组合。边掘边抽钻孔抽放瓦斯流场是二维平面流动的有限流 场，因此，有:（3-12）3.3.3 瓦斯流动方程的定解条件瓦斯流动属于弹性驱动方式下的渗流，特点是，流动最先发生在煤层的暴露面，然后 流动不断向纵深发展。设煤层暴露面外界压力为常压P1。:在原始状态，煤层内各点瓦斯压 力为P0。在t=0时刻，层内各点瓦斯压力为Po.在开始流动的一个极短瞬间，煤壁上的瓦斯 压力由Po降至p:，与此同时，在煤层内部形成一个降压区域。本文为瓦斯流动的有限流场，流场的外边界没有瓦斯源，即当流场影响到边界以后， 始终有L= 0，其中L为流场长度。其流场的定解条件如下所示:其初 始 条 件为:t=O,U=Uo=P20其边界条件为:（3-13）式中 r0 钻孔半径， Uo一煤层中原始瓦斯压力的平方，MPa2. U-钻孔中瓦斯压力的平方，MPa2;P0 煤层中原始瓦斯压力，MPa; P1 钻 孔中的瓦斯压力，MPa; m一 煤层厚度之半，m 3.3.4瓦斯流动方程的解算瓦斯在煤层中的流动微分方程属于二阶非线性抛物型微分方程，要使问题得到解决就 得解二阶非线性抛物型方程;但一般无法找到它的解析解，数值计算和计算机的结合为解 决这类问题开辟了新的途径，一般说来，采用差分方法，可以根据流场流动的特点应用变 步长较为准确地描述流场内各处在不同时刻的状态。1) 流动方程的解法对于二维流动方程，采用有限差分法的交替方向隐式方法(P-R法)，为了简化计算， 采用等距差分格式;x, y方向的空间步长都为h，时间步长都为:。则有如下的差分格式:（3-14）（3-15）引入式(3-13)的定解条件及y方向上的有限空间步数，式(3-14)的差分问题化为:（3-16）可写成式(3-16)所示的矩阵形式:M- X 方向空间总步数;n- y 方向的空间总步数;L一 时间总步数。式(3-16)的差分问题为:（3-17）（3-18）其余符号意义同前。值得注意的是，如果i,j 在钻孔内部，则x.Y 方向的空间总步数应作相应减少。在相 邻两个时间层之间交替使用(3-16)和(3-18)两式，前者只是关于x方向的求解，后者是关 于Y方向的求解。在每个时间层上所要解的方程组都是三对角的，可用追赶法求解。2) 数值解算过程中的误差控制 用差商代替微商，把Taylor级数的余项舍弃，使得差分方程与微分方程之间存在着截断误差;然而，在求解差分方程问题时，一般还会出现两种误差:一是计算机的舍入误差; 二是在确定初始条件或边界条件时引入的误差，即测量误差。用差分方法求解煤层瓦斯流 动问题时，由于是从初始时刻开始，利用初始条件或边界条件逐步地计算渗流区各离散点 的压力或流量值，如果在某个时刻某个离散点出现误差，在以后各时刻的计算中该误差将 会逐渐缩小或限制在某个范围内。因此，在数值解算过程中，可由程序控制计算误差在一 定的精度范围内，当计算结果不符合条件时，可以通过缩小时间步长重新计算初始条件下 的结果，直至达到精度要求的范围。在钻孔打出以后，初期瓦斯压力和瓦斯涌出量变化较大，而后随着时间的延长变化逐 渐减小。因此，在计算时，初期应采用小步长，随着时间的延长，应逐渐加大时间步长。 在计算过程中是按rkal二Ark来逐步增大时间步长的，但为保证计算精度，在采用变步长 时，还应设置一个判断准则，以判断时间步长的增长是否满足精度的要求，即:（3-20）式中: I,JK+1一时间步长为t，时MOO点的无因次的瓦斯压力; k一 时 间步长为:k时的(1j)点的无因次瓦斯压力; 给 定 的 最 大 允许误差。增长后的时间 步长Tk+1，若不满足式(4-3-16)，则仍按原步长计算;若满足则按tk+1= tk增长。其中A的大小根据经验选取，本次模拟计算取为1.5.4 走向高位钻孔布置将 2341 工作面有关参数代入式( 2) ，经计算得到该工作面裂隙带高度约为 4. 89 9.89m。所以，2341 工作面的垮落带和裂隙带的高度之和为 9. 93 14. 93m。回风巷内布 置高位钻孔的终孔应该位于这个范围之内。高位钻孔的设计主要是确定钻孔数目、开孔位 置、终孔控制层位及封孔技术; 自工作面上安全出口退后 20m( 即 F3 点退后 16. 5m) 为 第一组高位钻孔开孔点; 然后每隔 12m 依次设计一组高位抽放钻孔，本工作面风巷长度约 为 70m，共布置 4 组钻孔，每组钻孔布置 4 个高位钻孔，钻孔终孔落在裂隙带内。钻孔设计如图 1 所示。 具体钻场参数确定: 钻场内钻孔数、各钻孔间距、孔图 1 2341 工作面回风巷高位钻孔布置图径、封 孔方法、抽采管路管径等。1) 钻场内孔数。 增加孔数可以增加抽放量和抽放影响范围。在现有风量的前提下，为提高抽放率，确定每个钻场施工 4 个钻孔。2) 同一钻场内钻孔间距。主要是开孔间距与终孔间距，开孔间距过小，容易造成串孔不利 于钻孔施工，终孔间距 3m 左右，过密将造成互相干扰，不能达到增加抽放量的目的。 3) 孔径 110 mm，扇形均匀布置，孔深 60 m 左右。4) 终孔落在同岩层层位上; 终孔距风巷平距控制在 2 10m 范围内，距煤层顶板法距为6. 2 8m 处，钻孔终孔落在冒落带上方近 3 5m 处。5) 钻孔插管采用 90mm 钢管，封孔长度为 6m 以上，采用聚胺脂和水泥砂浆封孔; 外接 低负压瓦斯抽放支管。为达到瓦斯抽采效果，优化高位钻孔设计。在工作面风巷内建一高 位钻孔施钻硐室，采用水平走向钻孔施工长度可达 70 余米，故高位钻孔施工必须要先在 回风巷煤层顶板内掘一高位钻场。5 高位钻孔抽采效果及分析高位钻孔抽放实际是通过顶板钻孔抽放采空区冒落带及裂隙带的瓦斯，进而改变采空区流 场分布，从根本上解决采空区瓦斯从上隅角一带大量涌出，造成上隅角瓦斯大量积聚和回 风流瓦斯超限的问题。回采工作面生产过程中，工作面前方 30m 左右的巷道内开始变形， 水平移动较为剧烈。在垂直方向上，工作面推进约 50m 后，老顶初次来压。根据现场实 测，该工作面老顶周期来压步距约为 20m。由于老顶来压，顶板断裂面积增大，在煤壁支 撑区内矿山压力也增大，煤壁出现较多的裂隙，其煤内的瓦斯被大量解吸，以游离的形式 涌入采场空间，随上覆岩层裂隙面积增大，4 煤层上覆 1、3 煤内的瓦斯大量解吸，在采 面负压通风的作用下，高浓度瓦斯沿老顶裂隙大量涌入工作面采空区，进入回采工作面回 风巷，造成回风巷风流瓦斯浓度超限。实施高位钻孔抽采后，回风巷瓦斯浓度一般维持在 0. 3% 0. 4% 左右，生产状况和安全状况显著改善。2341 工作面回风巷高位钻孔抽采 瓦斯时，瓦斯涌出与工作面推进过程和抽采技术具有较大的相关性，如图 2、图 3 所示。申国矿业大幸 2012 属本刹盒毕业幢计.!ll 113 !)(7020SI 015202530AUA，。，2A哥、越剧底法国80nu句J推进距离Im图Z钻孔瓦斯浓度与推进距离曲线 图0I 0203040506070807060迦 so主运丢在 40时35 38huAUT3020100时间Id图3高位钻孔抽采瓦斯浓度变化曲线图1) 高位钻孔抽采的瓦斯浓度与推进距离有关。从切眼开始到工作面推进至 15m 以前，瓦 斯浓度逐渐升高，工作面推进到 15m 时，瓦斯浓度最高达 75%。而当工作面推进距离超 过 20m 时，瓦斯浓度有所下降，基本稳定在 50% 左右。这与工作面上覆岩层随工作面 推移而垮落的高度不断增高，裂隙带也不断向上发育，以致达到被保护层，形成了工作面 采空区瓦斯和被保护层瓦斯合流的高浓度瓦斯。这一过程随着工作面来压步距的变化而变 化，根据现场实测，该工作面老顶周期来压步距约为 20m。2) 高位钻孔抽采的瓦斯浓度与抽采的时间有关。当工作面一定时间后，随着工作面直接顶 和老顶的垮落，高位钻孔抽采的瓦斯浓度具有较大的变化。当工作面开采 20d 左右，抽采 到的瓦斯浓度最高达到 75%，一般在 60% 左右。随着抽采时间的延长，抽采瓦斯浓度有 所下降，基本保持在 50%左右。3) 瓦斯抽采量与时间有关。当高位钻孔抽采瓦斯时间达到 15 25d，抽采瓦斯量达到最 大值，一天的抽采瓦斯量达到 1700m3，随着时间的推移，高位钻孔日抽采瓦斯量有 所降低，维持在每天 1500m3。这样工作面的回风巷的瓦斯浓度有较大幅度的下降，由高 位钻孔抽采前的 0. 7%下降到 0. 35% ，下降幅度达 50% ，有效地保障了工作面的正常生 产。6 结 论工作面回风巷高位钻孔抽采瓦斯的试验研究表明，高位钻孔抽采瓦斯对保障工作面正常生 产和有效利用抽采瓦斯两方面均具有较好的应用前景。1) 下保护层工作面回风巷高位钻孔抽采瓦斯，其钻孔参数设计、钻孔施工、钻孔的封孔质 量等都具有较大的影响，其中准确判断煤层顶板垮落带和裂隙带的高度是钻孔参数设计的 关键。2) 下保护层工作面回风巷高位钻孔抽采瓦斯，其瓦斯浓度与工作面推进距离、钻孔抽采时 间等具有较大的正相关性，特别是与工作面的的周期来压密切相关，周期来压时，煤层老 顶垮落，导致裂隙发育到达上部被保护层，形成了工作面采空区瓦斯和被保护层瓦斯合流 的高浓度瓦斯。3) 保护层开采工作面一般由于煤层顶底板垮落及裂隙带发育至被保护层，导致保护层工作 面回风巷瓦斯超限，通过本煤层工作面通风及采空区时抽采，高位钻孔抽采瓦斯是一条有 效、可靠的技术途径，经济效益及安全效果十分明显。参考文献:1 国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局 防治煤 与瓦斯突出规定 M 北京: 煤炭工业出版社，20092 梁运培，文光才 顶板岩层 “三带”划分的综合分析法J 煤炭科学技术，2000，28( 5) : 39 423 周卫金，方小伟 高位钻孔抽放的瓦斯渗流研究 J 煤 炭科学技术，2006，34( 1) : 76 784 李霄尖，姚精明，何富连，等 高位钻孔瓦斯抽放技术理论 与实践 J 煤炭科学技术，2007，35( 4) : 16 215 国家煤炭工业局 建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设 与压煤开采规程 M 北京: 煤炭工业出版社，2000( 责任编辑 张宝优)