許疃煤礦2.4Mta新井設(shè)計(jì)含5張CAD圖-采礦工程.zip
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英文原文
CALCULATION OF ELECTROMAGNETIC RADIATION CRITERION FOR ROCKBURST HAZARD FORECAST IN COAL MINES V. FRID
Abstract——Intensive micro-fracturing of rock close to mining operations accompanies an increase in the likelihood of rockbursting. This fracturing causes an increase of the electromagnetic radiation (EMR) level by up two orders of magnitude, depending on the mining environment. Several examples of this enhanced EMR are presented in this paper. We first treat the EMR theoretical criterion of rockburst hazard in coal mines and compare it with the empirical criterion of EMR activity that was revealed on the basis of more than 400 dilTerent hazardous and non-hazardous situations in underground coal mines. Only the following parameters are needed to estimate the EMR criterion of rockburst hazard: limiting value of gum volume, mine working width, coal seam thickness, and coal elastic properties.
Key words: Rockburst, electromagnetic radiation, fracture, coal mines
1. Introduction
The phenomenon of rockbursting has long been known in mining. The rockburst hazard increases if the load on a given part of a coal seam exceeds some critical level,while the distance to the stress maximum in the zone of influence of a mine working is lower than the critical value (PETUKHOV and LIN'KOV, 1983). The rockburst hazard is usually determined by some standard geomechanical method, for example, gum volume measurement, measurement of hole diameter or number of disks that are created due to core fracturing as a result of drilling in a highly stressed zone, etc. (PETUKHOV, 1972). The method of gum volume measurement is generally used in coal mines of the former USSR.
All of these methods are very time-consuming and sometimes dangerous becausedrilling is required. For these reasons, rockburst hazard forecasting at a mineworking face must be made short-term and safe. Geophysical methods can help toreduce the risks (FALLON et al., 1997).
As noted by LOCKNER (1993, 1996), there is a strong parallel between the well-known Gutenberg-Richter relation for seismic events (from macro (earthquake) to micro (rock burst)) and power-law frequency magnitude relationship for acoustic emission (AE) events. This analogy suggests that micro shocks (high frequency and small magnitude) are precursors of macro failure (large magnitude and small frequency) and is the theoretical basis for rockburst forecasting by the AE method (KuKSENKO et al., 1982; MANSUROV, 1994). The EMR frequency range is close enough to the AE band. Therefore, both types of emissions are associated with rock fracture YAMADA et Cll., 1989; O'KEEFE and THIEL, 1995; RABINOVITCH et Cll., 1995.Hence, it would be correct to assume that electromagnetic radiation (EMR) could beuseful for rockburst hazard forecasting along with AE. Moreover, being non-contact, the EMR method has advantages over AE. For example, when a rapid and comprehensive prognosis of a short-term mine working region (for example, in a drift face) is needed, the roughness of the mine walls becomes a marked problem for the AE method for rapid data acquisition due to inferior contact between the AE transducer and the mine wall.
Numerous investigations have examined different aspects of the EMR (CRESS et Cll., 1987; FUJINAWA et Cll., 1992; NITSAN, 1977; OGAWA et Cll., 1985; WARWICK et al., 1982; YAMADA et al., 1989; YOSHINO et al., 1993). The EMR amplitude is a function of the crack area (RABINOVITCH et al., 1998, 1999). Moreover, an increase of elasticity, strength, and loading rate enhances the EMR amplitude (GoL'D et al., 1975; NITSAN, 1977; KHATIASHVILI, 1984; FRID et Cll., 1999).
Since the eighties, the interest in EMR has increased in connection with the problem of rockburst forecasting. KHATIASHVILLI et al. (1984) carried out an investigation of EMR in the Tkibulli deep shaft (Georgia) prior to an earthquake of 5.4 magnitude. The registration point (at the shaft position) was located 250 km from the earthquake epicenter. Prior to the earthquake itself, an increase of intensity of the lower part of the spectrum (1—100 kHz) and a corresponding decrease of intensity of higher frequencies (100-1000 kHz) were observed. An increase of the number and the sizes of cracks during the earthquake approach could, perhaps, explain this phenomenon. NESBITT and AUSTIN (1988) registered EMR in a gold mine (2.5 km depth). An EMR signal (1.2 mA/m amplitude) was generated seconds prior to the micro-seismic event (magnitude of -0.4). Registra-tion of EMR activity in Ural bauxite mines showed (ScITOVICH and LAZAREVICH, 1985) that its values sharply increased with rockburst hazard increase. Analogous works in Noril'sk polymetal deposit (Krasnoyarsk region) revealed an increase of EMR amplitude (up to 150-200 mV/m) and activity in the rockburst hazardous zones (REDSKIN et al., 1985). MARKOV and IPATOV(1986) investigated EMR activity changes in an apatite underground mine (Khibin deposit, Kola peninsula) and ascertained that EMR amplitude in rockburst hazardous zones was in therange of 8-25 mV/m and EMR activity here was significantly higher than the regular noise level. This very limited overview demonstrates that the EMR is a multi-scale phenomenon that is currently investigated in laboratories and in .situ (before earthquake and rockburst). However, all EMR mine investigations have usually been empirical, and the degree of their theoretical generalization is not enough to be useful for rockburst forecasting. This paper first considers a development of the theoretical EMR criterion for rockburst forecasting.
2. Comparison of EMR and Gum Methods
The promotion of a new method for rockburst forecasting is a very responsible undertaking. Hence, the new method must be comprehensively compared with the method which is currently being used. In this section of the paper we consider the methodological foundation of the gum method that has been used for rockburst forecasting before discussing EMR and the EMR methodology. Finally, several examples of EMR and gum investigations are presented.
2.1. Methodology of Gum Measurement
Drilling of a highly stressed coal seam leads to an intensive fracturing process in the zone, influenced by the drill hole. The volume of this highly cracked zone depends on the hole diameter, the drilling rate and, especially, the stress level. Hence, if the first two parameters remain invariant for a given coal seam, the stress value in the coal seam (Fig. 1) is responsible for the volume of drilled coal rubble that is recovered from the hole (i.e., from the highly stressed zone drilled by the hole). If the drilling is dry, the drilled coal rubble is called
"gum." The non-dimensional diameter，of the highly stressed zone (ratio of the non-elastic deformation zone, diameter D, to the hole diameter d=0.043 m, Fig. 2) can be calculated from the following formula (PETUKHOV, 1972):
（1）
where n,. is the coefficient of coal loosening on borehole wall that is generally equal to 1.3-1.4, Mo is the gum volume of a borehole (MD=}d2/4A, A is the borehole length), and M,S. is the gum volume induced by drilling in a stressed zone) TUKHOv et al., 1976). The vertical stress in the coal seam can be determined as follows (PETUKHOv et al., 1976)
（2）
where is the coal shear strength. Forecast boreholes are usually drilled in intervals (the length of each interval is 1 m). Hence, if we determine the gum volume for each meter of the hole, we can predict the vertical stress distribution in the coal seam near the mine working face.where k is the coal shear strength. Forecast boreholes are usually drilled in intervals (the length of each interval is 1 m). Hence, if we determine the gum volume for each meter of the hole, we can predict the vertical stress distribution in the coal seam near the mine working face.
After the drilling of each interval, the gum volume is measured and if it exceeds a definite limiting value (experience at the mining works in North Kuzbass shows that the limiting values are 5 to 8 liters per meter at the fourth and the seventh drilling meter from the drift face, respectively (Table 1)), drilling is stopped, and that part of the mine working, is considered rockburst hazardous.
2.2. EMR Methodology for Mine Measurement
Figure 3 explains the EMR activity definition. The EMR activity is defined by the number of intersections of the EMR voltage signal (per unit time) with a given volt 100 age level (of a special counter). The EMR activity was measured by a resonance 士1 kHz antenna. Our preliminary mine estimation of electromagnetic patibility conditions showed that the given resonance frequency would allow com-us to accurately extract the useful signal from the industrial background noise.
Table 1 Calculation of rockburst hazardous zone paramete
Figure 1
The vertical stress distribution in the zone of influence of the mine working (all parameters are discussed in the text).
The zone of non-elastic deformation excited by drilling in the high stressed zone (b is the non-dimensioned diameter of this zone:the ratio of the non-elastic deformation zone diameter n to the hole diameter d=0.043 m)
Figure 3
The EMR signal that intersects counter voltage level.
中文譯文
電磁輻射在煤礦沖擊地壓預(yù)測中的應(yīng)用
韋.弗瑞德
摘要：采礦活動引起的強(qiáng)烈?guī)r石破碎導(dǎo)致沖擊礦壓發(fā)生的可能性增加。這些采礦環(huán)境導(dǎo)致的巖石破碎引起電磁放射(EMR)的水平增加。本文闡述了電磁輻射規(guī)律顯現(xiàn)的幾個例子。我們首先對煤礦在開采期基于400多個采動和非采動環(huán)境下礦壓顯現(xiàn)狀況引起的電磁輻射顯現(xiàn)現(xiàn)象作了統(tǒng)計(jì)。其中只需以下參數(shù)來對礦壓顯現(xiàn)導(dǎo)致的電磁輻射作評價(jià)：聲發(fā)射、工作面長度、煤厚、煤層硬度。
關(guān)鍵詞：沖擊礦壓 電磁輻射 破碎 煤礦
1. 簡介
人們在采礦方面認(rèn)識沖擊礦壓現(xiàn)象已經(jīng)很久了。在部分煤體上的負(fù)荷超過一定的水平，沖擊礦壓發(fā)生的可能性就大大增加(PETUKHOV和LIN'KOV, 1983)。對于沖擊礦壓發(fā)生的預(yù)測常常考慮地質(zhì)因素：生發(fā)射的測量、裂隙大小的測量、高應(yīng)力區(qū)域開采導(dǎo)致的巖石破碎度等(PETUKHOV, 1972)。在應(yīng)用方面，聲發(fā)射法經(jīng)常用于前蘇聯(lián)的煤礦。
所有的這些方法都非常耗時而且有時很危險(xiǎn)，因?yàn)樾枰陂_采區(qū)域打鉆孔，這將導(dǎo)致巖石的應(yīng)力釋放。因?yàn)檫@些原因，工作面沖擊礦壓危險(xiǎn)性預(yù)測必須耗時少并且安全。地質(zhì)方法可以并不能幫助降低這些工作的風(fēng)險(xiǎn)(FALLON等, 1997)。
據(jù)LOCKNER (1993, 1996)記載, 因?yàn)榈卣鹪颍墓诺菍毥缑婧屠聿榈陆缑嬗泻艽蟮钠叫忻娑矣芯薮竽芰康穆暟l(fā)射。這個相似點(diǎn)意味著微震 (高頻率、小振幅) 是大震 (大振幅、小頻率) 的前兆，并且意味著這是聲發(fā)射法預(yù)測沖擊礦壓的理論基礎(chǔ) (KuKSENKO等，1982; MANSUROV, 1994)。電磁輻射的頻率范圍與聲發(fā)射的關(guān)系極為密切。因此，兩種類型的輻射與巖石破碎有關(guān)(YAMADA等, 1989; O'KEEFE和THIEL, 1995; RABINOVITCH 等, 1995) 。因此,電磁輻射可以和聲發(fā)射一起應(yīng)用于沖擊礦壓預(yù)測。而且，遙控操作使電磁輻射法比聲發(fā)射法占優(yōu)勢。 舉例來說，如果在一個快速推進(jìn)的工作區(qū)域 ( 例如,在一個無人工作面) 礦井巷道的粗糙影響聲發(fā)射的傳輸和聲發(fā)射所需要的各種精確數(shù)據(jù)構(gòu)成了矛盾。
很多的研究成果已經(jīng)測試了電磁輻射的不同方面的性能(CRESS等., 1987; FUJINAWA 等., 1992; NITSAN, 1977; OGAWA 等, 1985;
WARWICK等, 1982; YAMADA , 1989; YOSHINO , 1993) 。電磁輻射振幅是裂隙區(qū)域運(yùn)動的一個函數(shù)(RABINOVITCH et al., 1998, 1999) 。而且，彈力，壓力以及它們作用的頻率增加會增大電磁輻射的振幅 (GoL'D, 1975; NITSAN, 1977; KHATIASHVILI, 1984; FRID, 1999) 。
自80年代以來, 對電磁輻射預(yù)測沖擊礦壓問題的研究熱度一直在增加。KHATIASHVILLI . (1984)做了一個在深井下預(yù)測出5.4級地震的研究。他在井底的觀測點(diǎn)距離震源足足有250千米。伴隨地震的發(fā)生，1-100千赫的低頻波急劇增加，而100-1000千赫的高頻波在減少。在地震過程種巖石破碎的數(shù)量和大小可以，或者大概可以解釋這些現(xiàn)象。NESBITT 和 AUSTIN（1988）再次在地表2.5千米下的一個金礦對電磁輻射作了研究。有記載一次微震前一串電磁輻射信號提前發(fā)射出來(ScITOVICH 和 LAZAREVICH,1985)。研究還發(fā)現(xiàn)烏拉山脈的鐵礬土礦的電磁輻射活動顯示它的輻射程度迅速地以沖擊地壓增加而增加(REDSKIN 等, 1985)。類似的情況也在多金屬沉淀地層發(fā)生，電磁輻射隨著巖塊破斷產(chǎn)生了巨大能量。MARKOV 和IPATOV(1986)在井工礦調(diào)查一個磷灰石的電磁輻射活動變化是，確定巖石破斷導(dǎo)致的電磁輻射范圍在 8-25 mV/ m之間，而且電磁輻射活動在這里也比一般輻射要強(qiáng)。這個非常有限的觀點(diǎn)表示，電磁輻射現(xiàn)在是一種普遍在實(shí)驗(yàn)室和現(xiàn)場(在地震和沖擊礦壓之前)被研究的現(xiàn)象。然而, 所有的關(guān)于電磁輻射的研究通常是基于經(jīng)驗(yàn)的，而且理論上的不足對沖擊礦壓預(yù)測是有限的。本文首次拓展基于電磁輻射理論的沖擊礦壓預(yù)測標(biāo)準(zhǔn)。
2. 電磁輻射和聲發(fā)射方法的比較
為沖擊礦壓預(yù)測的方法升級是一個非常有意義的事業(yè)。因此，新的方法一定要在各個方面與現(xiàn)在目前使用的方法進(jìn)行比較。在論文的這一部分中我們在討論電磁輻射法和電磁輻射應(yīng)用之前，首先討論目前使用的聲發(fā)射法，最后將列舉電磁輻射和聲發(fā)射法應(yīng)用的一些例子。
2.1 聲發(fā)射法
對高應(yīng)力煤層打鉆的過程導(dǎo)致了一個受鉆孔影響的巖石破碎過程。這個高度破碎區(qū)域的體積受鉆孔直徑，打鉆速度，尤其是應(yīng)力大小的影響。 因此，如果前面兩個參數(shù)在給定的開采煤層中保持不變，如圖1 壓力值會對聲發(fā)射大小有影響。如果干法打鉆, 被打的煤巖被叫做 “箱體”(PETUKHOV, 1972)。高應(yīng)力下的鉆孔直徑β， (強(qiáng)力毀壞區(qū)域的直徑D,洞直徑 d=0.043 m
(見圖2) 可以由下式求得
（1）
其中nr是煤的松散系數(shù)，大致為1.3-1.4。Mo是鉆孔的聲發(fā)射值。（TUKHOv et al, 1976). Ms是在高應(yīng)力區(qū)域打鉆時的聲發(fā)射值，煤層應(yīng)力可由下式確定(PETUKHO等,1976)：
（2）
其中k*為作用在煤壁上的剪切力。常常把探測鉆孔間隔打(間隔距離1 m)。因此，如果我們?yōu)槁暟l(fā)射探測每公尺布置一個鉆孔,我們能預(yù)測工作面煤壁的垂直壓力分配。
在每打鉆之后，就獲得一次聲發(fā)射值，而且到達(dá)一定值就停止鉆孔。試驗(yàn)工作面被衡量為有沖擊礦壓發(fā)生危險(xiǎn)。聲發(fā)射被測得，而且如果它超過明確的極限(在North Kuzbass的采礦經(jīng)驗(yàn)聲發(fā)射限值是每公尺 5 到 8 個單位，出現(xiàn)在第四個和第七個鉆孔, (見表 1))。
2.2 電磁輻射法在礦井中的應(yīng)用
圖3 顯示了電磁輻射活動規(guī)律。電磁輻射活動規(guī)律是由給定(用特殊計(jì)算器)的電磁輻射電壓信號(每隔單位時間發(fā)射)決定的。電磁輻射活動規(guī)律由一個士1 kHz測量儀器測量。
表1沖擊礦壓危險(xiǎn)區(qū)參數(shù)計(jì)算
圖1
工作面礦壓影響范圍內(nèi)的垂直應(yīng)力分布圖(所有的叁數(shù)在本文中都已定義)
圖2
在高應(yīng)力區(qū)打鉆將會對巖體造成塑性破壞 (b 是該區(qū)域直徑于塑性破壞區(qū)直徑的比 d=0.043 m)
圖 3
不同電壓信號下的電磁輻射顯現(xiàn)
煤礦瓦斯抽采技術(shù)研究及應(yīng)用
摘 要：煤礦瓦斯事故是最嚴(yán)重的礦井自然災(zāi)害之一，它也是長期制約著我國乃至全世界煤礦安全生產(chǎn)工作的“瓶頸”。近年來，盡管國內(nèi)外專家、學(xué)者對其防治工作進(jìn)行了較為深入的研究和探索，并取得了很大的技術(shù)突破，但由于實(shí)際生產(chǎn)過程中影響煤礦瓦斯賦存、分布、涌出、運(yùn)移和流動規(guī)律的因素較多(如煤吸附常數(shù)、煤層孔隙率、煤層瓦斯壓力、煤層透氣性系數(shù)、煤的變質(zhì)程度、煤層厚度、煤層埋深、采動裂隙的大小、上覆基巖厚度和水文地質(zhì)條件等)，想要準(zhǔn)確得到礦井瓦斯的分布和運(yùn)移規(guī)律、預(yù)測礦井瓦斯涌出量和定位合理有效的瓦斯抽采鉆孔位置都存在一定難度。
本文通過基礎(chǔ)理論分析、建立數(shù)學(xué)模型，實(shí)驗(yàn)室模擬和現(xiàn)場實(shí)際測定等手段:首先分析了礦井瓦斯地質(zhì)賦存和分布特征、影響瓦斯涌出因素和煤層瓦斯受采動影響后的運(yùn)移規(guī)律等方面問題。其次建立了具有連續(xù)性和動態(tài)特征的煤礦瓦斯涌出量分源預(yù)測數(shù)學(xué)模型，即綜采工作面瓦斯涌出量預(yù)測模型、掘進(jìn)工作面瓦斯涌出量預(yù)測模型。
關(guān)鍵詞:煤礦瓦斯;賦存運(yùn)移規(guī)律;涌出量預(yù)測;相似模擬;抽采技術(shù)
1 緒論
1.1 引言
瓦斯事故是最嚴(yán)重的礦井災(zāi)害之一。我國的煤礦瓦斯與煤塵爆炸事故、煤與瓦斯突出事故頻繁發(fā)生，傷亡人數(shù)多，嚴(yán)重影響著煤礦的安全生產(chǎn)。目前，全國共有高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井約9000多處，占生產(chǎn)礦井總數(shù)的30%左右。建國50多年來，我國一次傷亡100人以上的特別重大事故共發(fā)生71次，僅瓦斯爆炸事故就達(dá)49起，占全部特別重大事故的69%?？梢哉f，礦井瓦斯災(zāi)害防治工作不論是過去還是將來，一直是煤礦安全工作的重中之重。我國的瓦斯綜合治理工作任重而道遠(yuǎn)。
1.2 國內(nèi)外研究現(xiàn)狀
為滿足經(jīng)濟(jì)快速發(fā)展的需要，世界各國煤炭生產(chǎn)規(guī)模和產(chǎn)量正在不斷擴(kuò)大。而礦井瓦斯抽采效果和效率是制約礦井增產(chǎn)的重要因素，與此同時，隨著井下開采深度的不斷增加，低透氣性高瓦斯煤層也越來越多。因此，怎樣卸載瓦斯壓力、增加煤層透氣性、加快瓦斯抽采速度、提高其抽采效率并最大限度的預(yù)防和控制煤與瓦斯突出事故的發(fā)生頻率和危害性己經(jīng)成為礦井安全工作人員和煤礦瓦斯防治專家所關(guān)注和研究的重中之重。歷史上最早的瓦斯抽采記錄顯示，英國煤礦在十八世紀(jì)就己經(jīng)開始進(jìn)行了瓦斯抽采。礦井技術(shù)人員發(fā)現(xiàn)，當(dāng)豎井掘至76.8m深時，井下有大量瓦斯涌出。因此人們用直徑為50mm管密后，將瓦斯引至井外，以供當(dāng)?shù)匾晃粚W(xué)者的實(shí)驗(yàn)使用。上個世紀(jì)80年代，美國率先采用地面鉆井瓦斯抽采技術(shù)，對未投入生產(chǎn)的礦井進(jìn)行采前預(yù)抽工作，并得到了較好的收效。總的來說，世界煤炭主要生產(chǎn)國根據(jù)各自的煤地質(zhì)狀況，相應(yīng)采取不同的瓦斯抽采方法，如煤層預(yù)抽采瓦斯，掘進(jìn)面抽采瓦斯、工作面抽采瓦斯、采空區(qū)抽采瓦斯、和地面鉆井抽采瓦斯等。而我國瓦斯抽采技術(shù)也經(jīng)歷了幾個不同的發(fā)展階段。最初在1905年遼寧撫順采用了高透氣性煤層瓦斯預(yù)抽技術(shù)。到了1955年，山西陽泉礦務(wù)局開采使用了鄰近層卸壓瓦斯抽采技術(shù)，隨后該技術(shù)被廣泛應(yīng)用。1970年左右，國內(nèi)瓦斯防治專家又研究出了瓦斯抽采強(qiáng)化方法(如水力割縫法、大直徑千米鉆孔法、松動爆破法、高壓注水法和水壓致裂法等)。近幾年，隨著煤層開采深度的不斷增加，任何單一瓦斯抽采方法都無法有效地解決煤礦瓦斯隱患。因此，國內(nèi)礦井，特別是高瓦斯低透氣性礦井開始采取多種瓦斯抽采技術(shù)綜合應(yīng)用的辦法，大力發(fā)展高產(chǎn)高效的煤與瓦斯共采的綠色環(huán)保綜合抽采技術(shù)。
1、國外瓦斯抽采情況統(tǒng)計(jì)
隨著瓦斯抽采技術(shù)的不斷進(jìn)步，世界各國的可抽采瓦斯礦井和瓦斯抽采量也有了顯著的提高。早在二十世紀(jì)五十年代末，歐洲的英國、比利時等國家就先后進(jìn)行了大規(guī)模的工業(yè)瓦斯抽采，年抽采量達(dá)到了5700m3。從二十世紀(jì)60年代到90年代，全世界的礦井瓦斯總抽采迅速攀升，1951年世界瓦斯抽采量為1.246億m3，到了1987年，其總量增加到54.31億m3。單個礦井的抽采量也由原來的198萬m3/井增至577萬m3/井。而可抽采瓦斯礦井的數(shù)目增加了近十倍，由最初的68個增加到后來619個。最新數(shù)據(jù)表明，從全世界范圍來看，應(yīng)用瓦斯抽采技術(shù)的國家己達(dá)到17之多，前蘇聯(lián)的抽采量最大，一年就高達(dá)為24億m3左右，而且更多的國家開始致力于該項(xiàng)技術(shù)的研究和應(yīng)用。瓦斯抽采為滿足經(jīng)濟(jì)快速發(fā)展的需要，世界各國煤炭生產(chǎn)規(guī)模和產(chǎn)量正在不斷擴(kuò)大。而礦井瓦斯抽采效果和效率是制約礦井增產(chǎn)的重要因素，與此同時，隨著井下開采深度的不斷增加，低透氣性高瓦斯煤層也越來越多。因此，怎樣卸載瓦斯壓力、增加煤層透氣性、加快瓦斯抽采速度、提高其抽采效率并最大限度的預(yù)防和控制煤與瓦斯突出事故的發(fā)生工作己經(jīng)被這些國家作為預(yù)防礦井災(zāi)害發(fā)生，保證安全生產(chǎn)工作的基本技術(shù)手段和必不可少的煤炭生產(chǎn)技術(shù)環(huán)節(jié)。
2、國內(nèi)瓦斯抽采情況統(tǒng)計(jì)
近年來，我國也開始重視對煤層氣的開發(fā)和利用，煤礦井下瓦斯抽采從少到多，據(jù)統(tǒng)計(jì)表明:2005年全國煤礦瓦斯累計(jì)抽采瓦斯量達(dá)23億立方米。而2006年的抽采量到32一億立方米，利用量達(dá)11.5億立方米。到了2007年，全國瓦斯抽采達(dá)47.35億立方米，利用量14.46億立方米。2008年我國礦井瓦斯抽采量達(dá)到55億立方米，同年8月，國土資源部最新的煤層氣資源評價(jià)中指出:中國煤層氣資源非常豐富，全國埋深2000米以淺煤層氣地質(zhì)資源量為36.8萬億立方米，相當(dāng)于國內(nèi)目前常規(guī)天然氣的地質(zhì)資源量(35萬億立方米)，是僅次于俄羅斯、加拿大的世界第三大煤層氣儲藏國。到了2009年，全國煤礦瓦斯抽采量達(dá)到61.7億立方米、利用量達(dá)到17.7億立方米。2011年1月5日，全國煤礦瓦斯防治部際協(xié)調(diào)領(lǐng)導(dǎo)小組第八次會議在北京召開，會議中指出2010年全國煤層氣抽采量88億立方米，利用量36億立方米。另外會議還要求，2011年我國煤層氣抽采量要達(dá)110億立方米，利用量要達(dá)50億立方米。
1.3 本文主要研究內(nèi)容
綜上所述，綜觀國內(nèi)外礦井瓦斯防治技術(shù)的研究現(xiàn)狀，我們認(rèn)為，前人的研究領(lǐng)域已經(jīng)十分的深入和廣泛，并己取得了許多重要研究成果，為礦井的安全生產(chǎn)做出了重大貢獻(xiàn)。本文作者試圖在廣泛學(xué)習(xí)、借鑒的基礎(chǔ)上，結(jié)合付家焉礦井的生產(chǎn)實(shí)際，就礦井生產(chǎn)中的瓦斯抽采技術(shù)管理體系建設(shè)及其應(yīng)用等方面進(jìn)行一些有益的分析、探索和研究。
本文綜合運(yùn)用多種研究方法對其進(jìn)行深入研究，如基礎(chǔ)理論分析法、相似材料模擬實(shí)驗(yàn)法、計(jì)算機(jī)模擬法和現(xiàn)場的工業(yè)試驗(yàn)等方法。通過對付家焉煤礦生產(chǎn)及通風(fēng)瓦斯資料的收集、現(xiàn)場調(diào)研、實(shí)地考察等方式，通過對該礦瓦斯地質(zhì)賦存狀態(tài)、瓦斯分布及涌出規(guī)律、瓦斯抽采工藝技術(shù)和煤與瓦斯突出預(yù)測及防治等問題進(jìn)行深入分析、研究、論證和技術(shù)方案的比較，試圖得到解決付家焉煤礦高瓦斯災(zāi)害的方案模式，其具體研究內(nèi)容主要包括以下幾個方面:
1、對整個礦區(qū)地質(zhì)構(gòu)造、構(gòu)造控制特點(diǎn)和瓦斯地質(zhì)分布、賦存規(guī)律的研究依據(jù)區(qū)域地質(zhì)構(gòu)造理論，研究和分析了礦區(qū)地質(zhì)構(gòu)造在不同時期的位置;分析了由于構(gòu)造運(yùn)動引起的應(yīng)力場變化特點(diǎn)、地殼運(yùn)動作用規(guī)律及其對煤、巖層中瓦斯的產(chǎn)生、分布、運(yùn)動、存儲前提的影響和對煤礦乃至整個礦區(qū)瓦斯突出危險(xiǎn)區(qū)域的嚴(yán)重影響。在此基礎(chǔ)之上，筆者研究了礦井構(gòu)造對瓦斯賦存和分布的掌控，仔細(xì)探究了褶曲、斷層和陷落柱關(guān)鍵地質(zhì)因素對瓦斯分布、流動的的影響。
2、對礦井回采工作面及采空區(qū)的瓦斯分布和運(yùn)移規(guī)律的研究。通過在實(shí)驗(yàn)室建立相似模式通風(fēng)系統(tǒng)模型，采用多種通風(fēng)方式進(jìn)行通風(fēng)，并進(jìn)行有針對性的測定，最終確定礦井采空區(qū)瓦斯分布和運(yùn)移的普遍規(guī)律。根據(jù)付家焉煤礦的實(shí)際情況，找出該礦井的回采工作面及采空區(qū)瓦斯分布、涌出規(guī)律，確定瓦斯流動的基礎(chǔ)參數(shù)測試和計(jì)算。并根據(jù)所得規(guī)律建立回采工作面及采空區(qū)的瓦斯涌出預(yù)測模型，為付家焉煤礦的瓦斯抽采和煤與瓦斯突出防治工作提供基本依據(jù)。
3、對瓦斯涌出量預(yù)測的研究無論是煤礦通風(fēng)專篇設(shè)計(jì)，還是瓦斯抽采和管理設(shè)計(jì)都離不開礦井瓦斯涌出量的確定。通過對多種瓦斯預(yù)測方法的比較，最終確定采用分源預(yù)測法對付家焉煤礦瓦斯涌出量進(jìn)行有針對性的預(yù)測。該預(yù)測方法主要依據(jù)煤層瓦斯含量，按照煤礦瓦斯主用涌出地帶，即回采(開采層、圍巖和鄰近層)、掘進(jìn)和采空區(qū)瓦斯涌出量進(jìn)行計(jì)算，進(jìn)而達(dá)到預(yù)測掘進(jìn)工作面、回采工作及采空區(qū)瓦斯涌出量之目的。
4、對采空區(qū)瓦斯運(yùn)移規(guī)律的相似模擬實(shí)驗(yàn)研究。本文通過對付家焉煤礦采空區(qū)的相似模擬實(shí)驗(yàn)研究，得到了該礦采空區(qū)瓦斯分布和運(yùn)移規(guī)律，為該礦瓦斯抽采設(shè)計(jì)方案提供了參考。
5、對抽采方法的選擇的研究。根據(jù)不同礦一井地質(zhì)條件下瓦斯抽采方法選擇的基本原則和根據(jù)付家焉煤礦的實(shí)際情況，確定出了兩種主要的瓦斯抽采方式:第一種是本煤層抽采，即掘進(jìn)工作面邊掘邊抽和回采工作面采前預(yù)抽和邊采邊抽。第二是采空區(qū)抽采，即老采空區(qū)全封閉抽采、高位鉆孔抽采(鉆場布置在煤層內(nèi))和采空區(qū)(上隅角)插管抽采。
6、對瓦斯抽采鉆孔參數(shù)的研究。依照對不同鉆孔參數(shù)(如長度、直徑、間距、負(fù)壓等)條件下的瓦斯抽采效果來進(jìn)行現(xiàn)場試驗(yàn)研究，探究不同鉆孔參數(shù)與瓦斯抽采量、抽采速度的關(guān)系，從而確定符合付家焉煤礦客觀實(shí)際情況的最佳瓦斯抽采鉆孔工藝。
7、對瓦斯抽采效果的預(yù)測研究。首先依據(jù)付家焉煤礦的實(shí)際走向、傾斜、鉆孔間距和鉆孔長度來確定開采煤層的預(yù)計(jì)抽采量;其次預(yù)測出付家焉煤礦回采工作面及其采空區(qū)瓦斯(包括圍巖、鄰近層瓦斯)涌出量;再次是根據(jù)掘進(jìn)工作面的鉆孔數(shù)和鉆孔直徑來確定掘進(jìn)工作面瓦斯抽采量;最后將三者抽采量相加得到付家焉煤礦礦井瓦斯抽采總量。
本論文以高瓦斯突出礦井基本研究對象，并從該礦井的實(shí)際情況出發(fā)，綜合對比、分析和研究了該礦井的基本地質(zhì)構(gòu)造、可采情況、基本參數(shù)瓦斯地質(zhì)賦存、分布、涌出及運(yùn)移規(guī)律、通風(fēng)排放瓦斯極限能力煤層分布和、瓦斯抽采(如抽采鉆孔參數(shù)等)和抽采系統(tǒng)。采用基礎(chǔ)理論分析、實(shí)地考察、現(xiàn)場觀測、實(shí)驗(yàn)室相似模擬采空區(qū)實(shí)驗(yàn)和基礎(chǔ)數(shù)據(jù)搜集等多種方式相結(jié)合的辦法，預(yù)測了付家焉煤礦的瓦斯涌出量、探討了對該礦進(jìn)行瓦斯抽采的必要性和可行性、綜合對比了多種瓦斯抽采方法，并確定了適合該礦一井瓦斯抽采的最優(yōu)方案。
2. 礦井瓦斯運(yùn)移規(guī)律分析
2.1 瓦斯在煤體中的賦存規(guī)律
煤體是由孔隙和裂隙共同組成的，煤層屬于多孔介質(zhì)結(jié)構(gòu)，其中充滿了各種形狀的微小孔隙和裂隙。當(dāng)煤炭開采工作接觸到煤層的時候，瓦斯從內(nèi)部煤層向外涌出，這個運(yùn)移過程不僅十分復(fù)雜，而且受到煤層的原始條件、采煤方法、地下應(yīng)力場及履巖運(yùn)動等因素的影響。所以說，從宏觀的角度來探究某一特定區(qū)域煤層瓦斯運(yùn)移規(guī)律是可以的。煤層中的裂、孔隙的大小、形狀不相同，因此說裂隙較大區(qū)域會出現(xiàn)紊流狀態(tài)，較小的區(qū)域會出現(xiàn)層流運(yùn)動，而微孔裂隙會出現(xiàn)擴(kuò)散分子滑動的現(xiàn)象。前人根據(jù)數(shù)值模擬、實(shí)驗(yàn)室模擬以及現(xiàn)在實(shí)測，得出了瓦斯流動的主要規(guī)律符合達(dá)西定律(層流運(yùn)動)。
2.1.1 瓦斯在煤層中運(yùn)移的基本參數(shù)
1、煤層瓦斯壓力
在煤層中，由游離瓦斯所產(chǎn)生的氣體壓力被稱為煤層瓦斯壓力。地下礦井瓦斯賦存帶的上部所產(chǎn)生的瓦斯壓力為0.15~0.2MPa，隨著礦井深度的增加，其瓦斯壓力也逐漸增加，資料顯示，井下深度的增加8~14m，瓦斯壓力約增加0.1MPa。通常情況下，當(dāng)煤層的賦存情況穩(wěn)定，且煤田地質(zhì)構(gòu)造沒有受到大的破壞的情況下，相同煤層和深度的各點(diǎn)的瓦斯壓力基本相同。而當(dāng)?shù)刭|(zhì)構(gòu)造出現(xiàn)較大變化時，會直接影響瓦斯壓力的分布。例如，在某些地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜的地帶，由于受到強(qiáng)大的構(gòu)造應(yīng)力的影響，煤體中所包含的一些大的裂隙和孔隙會變小甚至完全閉合，減少了瓦斯流動、滲流和擴(kuò)散的通道，或者干脆形成了相互隔離的空間。這就使地應(yīng)力大大增高，而隔離空間中的瓦斯也大大增高，最終導(dǎo)致了局部地帶瓦斯壓力驟增的情況。除了地質(zhì)構(gòu)造對瓦斯壓力分布有影響之外，采動應(yīng)力也會使局部低瓦斯壓力增高。
此外，煤層瓦斯壓力的分布還和煤層所在位置受到的地應(yīng)力影響的強(qiáng)弱有關(guān)系。通常情況下，因?yàn)槭艿酵咚癸L(fēng)化帶的影響，處于淺部煤層的構(gòu)造地應(yīng)力較小，所以其瓦斯壓力比較小或者與靜水壓力相似，p/MPa=0.01H/m。而在井下更深的地帶，因?yàn)榈貞?yīng)力(如自重應(yīng)力、溫度應(yīng)力和構(gòu)造應(yīng)力)會隨著井下深度的增加而增加，會出現(xiàn)瓦斯壓力大于靜水壓力的情況，p/PM的值會達(dá)到(0.013~0.015) H/m。個別開采或構(gòu)造應(yīng)力很大的區(qū)域，其瓦斯瓦斯會更高。
2、煤層透氣性系數(shù)
和處于多孔介質(zhì)中的水流動時產(chǎn)生的滲透系數(shù)入相似，煤層瓦斯運(yùn)移的難易程度通?？梢杂妹簩油笟庑韵禂?shù)來表示。因?yàn)橥咚棺鳛橐环N氣體，其流動和運(yùn)移過程中的密度較小，體積可以膨脹，所以其流動情況稍顯復(fù)雜。
通常情況下，由于地質(zhì)構(gòu)造的完整性，原始煤層的透氣性很低，煤層中瓦斯的流速較慢，每天不超過幾米。由于瓦斯的溫度與煤層溫度一致，所以可以認(rèn)為其整個流動過程是一個等溫的過程。煤層瓦斯流動的整個過程基本符合達(dá)西定律。
煤層內(nèi)部裂隙和孔隙的大小、形狀和分布決定了煤層透氣性的大小。而煤層中的裂隙主要有兩種:一是煤體內(nèi)部作用力(煤層層理及煤的膠粒結(jié)構(gòu))而形成的裂隙;二是由于受到外部作用力(煤炭開采及地質(zhì)構(gòu)造應(yīng)力)而形成的新裂隙。
煤層層理對煤層透氣性也有一定影響。垂直層理與沿層層理方向透氣性的差別較大，少則幾倍，多則幾十倍。煤質(zhì)不均一，軟硬變化千差萬別，地應(yīng)力活動無規(guī)律及地質(zhì)結(jié)構(gòu)發(fā)生巨變都會導(dǎo)致裂隙對煤層透氣性影響較大，所以說煤層內(nèi)各個地點(diǎn)的透氣性不盡相同，一般只能借助綜合平均的數(shù)值表示某地區(qū)煤層的透氣系數(shù)。當(dāng)在松軟煤帶開展采煤工作的時候，采動地壓作用使得煤層本身更加容易破碎，煤壁周圍的軟煤形成很寬的卸壓帶，煤層透氣性和瓦斯涌出量大大增加，這就是為什么在地質(zhì)破壞嚴(yán)重地帶的煤層打鉆孔時會發(fā)生瓦斯噴出的現(xiàn)象。
盡管前人對煤層透氣性系數(shù)進(jìn)行了大量研究，可至今還沒有可靠標(biāo)準(zhǔn)來預(yù)測瓦斯突出災(zāi)害的發(fā)生。煤炭開采過程引起原始地應(yīng)力變化會導(dǎo)致煤層透氣性的變化加大。煤層透氣性系數(shù)能在集中應(yīng)力區(qū)域降低50%以上，而在卸壓帶能提高上千倍。所以說卸壓可以大大提高煤層透氣性系數(shù)，使得煤層中瓦斯的流動速度加快。
2.1.2 瓦斯在煤層中的運(yùn)移規(guī)律
在較大的孔隙和裂隙內(nèi)，瓦斯的運(yùn)移會同時出現(xiàn)層流和紊流兩種情況。通常情況下，只有出現(xiàn)煤與瓦斯突出或者瓦斯噴出的時候會發(fā)生紊流狀態(tài)，而原始煤層中的瓦斯運(yùn)移屬于層流運(yùn)動。
1、線性滲透
當(dāng)煤層中瓦斯流動的速度與瓦斯壓力梯度符合正比例關(guān)系的時候(即煤層中的瓦斯流動為線性滲透狀態(tài))，可視為線性規(guī)律(達(dá)西定律)。前人在經(jīng)過大量實(shí)驗(yàn)證明出:大孔隙和裂隙內(nèi)的瓦斯流動完全符合達(dá)西定律，公式如下:
公式中：q一一比流量，m3/(m2·d);
一煤層的透氣性系數(shù)，m2/(Mpa2·d);
P1—入口處瓦斯壓力的平方，MPa2;
P2—出口處瓦斯壓力的平方，Mpa2;
L—煤樣長度，m。
20世紀(jì)40年代以前，人們認(rèn)為層流運(yùn)動符合達(dá)西定律，而不符合達(dá)西定律的流動屬于紊流。后來大量實(shí)驗(yàn)表明:當(dāng)?shù)叵铝黧w的雷諾數(shù)Re遠(yuǎn)小于2000的時候，流體流動不服從達(dá)西定律。在引入雷諾數(shù)概念后，煤體中瓦斯的流動狀態(tài)可分為種情況:當(dāng)Re的值小于10的時候，粘滯力很大，可視為線性層流區(qū)域，完全符合達(dá)西定律;當(dāng)Re大于10且小于100的時候，粘滯力一般，可視為非線性層流區(qū)域，符合非線性滲透定律;當(dāng)Re大于100的時候，慣性力很大而粘滯力很小，流動阻力與流動速度的平方成正比。
上圖反映了流體在多孔介質(zhì)中的流動狀態(tài)和變化規(guī)律，有圖可知層流運(yùn)動比達(dá)西定律適用的范圍要大一些。事實(shí)上，流體運(yùn)動狀態(tài)的改變都是逐漸的，沒有準(zhǔn)確的分界線。煤體內(nèi)瓦斯流動的通道是彎曲不規(guī)則的，斷面復(fù)雜多變，所有流體質(zhì)點(diǎn)都做曲線運(yùn)動，且速度和加速度都在不斷變化。當(dāng)孔隙直徑小或者流體流動速度低的時候，粘滯力所產(chǎn)生的摩擦阻力大于慣性力，此時符合達(dá)西定律。而當(dāng)孔隙直徑大或者流體流速快的時候，慣性力大于摩擦阻力的數(shù)量級，則不符合達(dá)西定律。由于煤體內(nèi)的孔、裂隙大小、形狀、曲率、結(jié)構(gòu)等參數(shù)不均，所以這種變化情況主要出現(xiàn)在層、紊流交替之時?？蓮暮暧^的角度來分析這個現(xiàn)象，多數(shù)狀態(tài)下，某一特定區(qū)域煤層瓦斯的運(yùn)移仍可能符合線性滲流。
2、非線性滲透
當(dāng)雷諾數(shù)Re達(dá)到很大的時候，煤層中的瓦斯便不再符合達(dá)西定律，而是出于非線性滲流狀態(tài)。在這種條件下，比流量和壓力差之間的關(guān)系如下面方程所示:
式中:qn—n點(diǎn)的比流量，m3/(m2.d);
m—滲透指數(shù)，m=l~2;
dP—瓦斯的壓力平方差，MPa2;
dn一和瓦斯運(yùn)移方向相同的某個極小的長度，m;
—煤層的透氣性系數(shù)，m2/(Mpa2.d)。
當(dāng)m取1的時候，公式(2-3-6)和達(dá)西定律一致;當(dāng)m大于1的時候，若雷諾數(shù)
Re增加，流體在具有局部阻力的區(qū)域(轉(zhuǎn)彎處，突然擴(kuò)大或縮小區(qū))會損耗更多的壓
力，導(dǎo)致比流量q。降低，此時多孔介質(zhì)中流體流動呈非線性滲流。當(dāng)壓力梯度較小或流
體流動速度很低的時候會產(chǎn)生非線性滲流。壁面分子對流體分子產(chǎn)生的引力會減小流動速度，即產(chǎn)生非牛頓流動現(xiàn)象。當(dāng)多孔介質(zhì)的孔隙和裂隙小于或遠(yuǎn)小于流過的氣體分子平均自由程的時候，分子不能呈氣體狀態(tài)進(jìn)行自由的運(yùn)動，而只能在孔隙壁面上產(chǎn)生滑動，即分子滑流現(xiàn)象(克林伯格效應(yīng))，此時流體的流動狀態(tài)也屬于非線性滲流狀態(tài)。
2.2 上履煤、巖層采后卸壓和采動裂隙分布特征規(guī)律研究
2.2.1 履巖分帶和分區(qū)的依據(jù)
1、綜采面上覆巖層沿工作面推進(jìn)方向(X方向)的劃分
在煤壁支撐區(qū)，隨著煤炭開采的進(jìn)行，煤層上方的巖層沿綜采工作面前方十幾米處開始產(chǎn)生強(qiáng)烈的變形。這一區(qū)域的突出特征是垂直移動距離很小，而水平移動距離較大，在極少數(shù)的情況下還會產(chǎn)生巖層上移的特殊現(xiàn)象。一般情況下，當(dāng)回采工作面推過此區(qū)域后會出現(xiàn)垂直移動劇烈的情況。沿煤壁支撐影響區(qū)遠(yuǎn)離回采工作面的方向上，垂直移動的情況開始急劇。由于開采水平的不同，各個巖層的垂直移動速率也不盡相同，總的來講是越向上層越緩慢。在這個區(qū)域內(nèi)的煤、巖層會形成間離層，因此為此區(qū)域?yàn)閹r層
離層區(qū)。從此區(qū)域再向深處，變形曲線開始趨于緩和，這是因?yàn)榧航?jīng)破斷的煤層和斷裂巖層開始重新受到冒落研石的支撐因此，該區(qū)域稱為重新壓實(shí)區(qū)。在該區(qū)域內(nèi)，被采煤
層下層巖層的移動速率遠(yuǎn)緩于其上層巖層，各巖層也重新進(jìn)入相互混合壓實(shí)的階段。特別的，采空區(qū)淺部的煤壁支撐影響區(qū)和巖層離層區(qū)是瓦斯集中的重點(diǎn)區(qū)域，因?yàn)檫@兩個區(qū)域的的裂隙較大，透氣性相對較好。因此說對這兩個區(qū)域的垮落特征、高度和寬度的分析是應(yīng)對綜采工作面瓦斯超限問題的重點(diǎn)。
2、沿回采工作面長度方向(Y方向)的劃分
頂板壓力的不同是對采空區(qū)寬度方向上區(qū)域劃分的主要因素。這個方面的劃分方法與上覆巖層的劃分方法相近，但也有其不同點(diǎn)。在距離煤壁一個周期來壓的左右區(qū)域內(nèi)，老頂下沉的較少，垮落的煤體和巖體與其上方頂板之間存在著一定空間，此時垮落的煤體和巖體不受任何外界壓力，處于完全自然下落和堆積的狀態(tài)，因此稱此區(qū)域?yàn)樽匀欢逊e區(qū)。之后隨著此煤層回采的進(jìn)行，剛剛垮落煤體和巖體的區(qū)域就都為自然堆積區(qū)。而先前垮落的煤體和巖體開始逐漸受到上部頂板的壓力，此時頂板間的空隙也不復(fù)存在，因此最初垮落的區(qū)域變成為載荷影響區(qū)。當(dāng)此煤層開采到最后的時候，先前垮落的煤層。和巖層區(qū)域變成了載荷影響區(qū)，而由自然堆積區(qū)轉(zhuǎn)變?yōu)檩d荷影響區(qū)的區(qū)域受到了嚴(yán)重的頂板下沉壓力，幾乎沒有任何空隙，此時，該區(qū)域被稱為壓實(shí)穩(wěn)定區(qū)。需要強(qiáng)調(diào)的是，采空區(qū)內(nèi)部的自然堆積區(qū)和載荷影響區(qū)是瓦斯集中的重點(diǎn)區(qū)域，因?yàn)檫@兩個區(qū)域的的裂隙較大，透氣性較好。因此說對這兩個區(qū)域的高、寬度及垮落特點(diǎn)的分析和研究是治理綜采工作面瓦斯超限的關(guān)鍵環(huán)節(jié)。
3、沿頂?shù)装宕怪狈较?Z方向)的特征及劃分
依據(jù)礦山壓力控制理論和巖層控制理論，沿煤層頂?shù)装宕怪狈较蚩蓪⒉煽諈^(qū)自下而上劃分為下部垮落帶、頂板裂隙帶和彎曲下沉帶。具體來說，綜采面進(jìn)行煤炭開采時，煤層上方頂板不斷垮落大量的煤、巖體，從而形成了垮落帶。只有當(dāng)不斷垮落的煤、巖體體積充滿整個采空區(qū)之后，且能完全支撐其上方頂板由于采動所產(chǎn)生巖層斷裂帶的時候，整個垮落帶結(jié)束垮落。有些時候，盡管頂板下方主要巖層下方仍有空隙，但由于采空區(qū)暴露面積較小或受到采動的影響較小，這些主要巖層能自動形成砌體梁結(jié)構(gòu)并得到平衡，此時垮落也會結(jié)束。
垮落帶內(nèi)破裂和斷裂所產(chǎn)生的煤、巖塊大小不一，形狀各異，無規(guī)則可循，且排列十分混亂，破碎和膨脹系數(shù)非常大。因此，處于采空區(qū)的采落煤、被采煤層、上鄰近層及周圍巖體所涌出瓦斯的分布和移動創(chuàng)造了大量空間。影響垮落帶高度的因素很多，如被采煤層厚度、垮落煤、巖體的破碎膨脹系數(shù)及再壓實(shí)程度、上部頂板主要巖層具體位置、基本結(jié)構(gòu)和變形程度。在煤炭開采過程中，垮落帶上部所形成的采動破碎斷裂帶內(nèi)的巖層分為主要巖層和次要巖層，它們不僅支撐著更高層次的巖層，且決定著其上部巖層的運(yùn)動和變形。處于斷裂帶內(nèi)的各個巖層沿著層理斷裂產(chǎn)生大小不等的離層，并在地應(yīng)力的作用下形成很多垂直或斜交于這些巖層的空隙和裂隙。此帶巖無有大量垮落，可由于下層巖體垮落產(chǎn)生大量裂隙，導(dǎo)致了該地帶的整體性被破壞。盡管如此，主要巖層斷裂之后仍會形成砌體梁結(jié)構(gòu)以保證地質(zhì)平衡，這也決定了裂隙帶內(nèi)巖層有規(guī)律的向采空區(qū)移動。該層的可壓實(shí)性相對較小，故其破碎膨脹系數(shù)也很小。
垮落帶形成的離層裂隙與斷裂帶內(nèi)的裂隙相互貫通，為瓦斯的涌出、擴(kuò)散和運(yùn)動提供了廣闊的空間和暢通的通道。由于本身的密度小于空氣，無論是來自垮落帶、鄰近層還是周圍巖體的瓦斯都會大量向上層巖層的裂隙上升、移動。這也直接給煤炭的采掘過程制造了巨大的阻礙。由此我們可以得出這樣的結(jié)論:因?yàn)槊奥鋷Ш土严稁У膶?dǎo)氣性都很好，所以將此二帶統(tǒng)稱為導(dǎo)氣帶。巖層最下方的垮落帶大量垮落和相對上方的裂隙帶產(chǎn)生劇烈形變，直接引起了裂隙帶上方的關(guān)鍵巖層在自身重力的作用下出現(xiàn)整體移動且略微形變和下沉的現(xiàn)象，因此說此層的完整性保持的較好，基本不會再出現(xiàn)巖層斷裂和破碎等情況。正是由于其受采動影響較小，受到破壞而產(chǎn)生的斷裂裂隙相對較少，此帶內(nèi)基本不會出現(xiàn)可以大量導(dǎo)氣的裂隙。需要說明的是，不同礦井采空區(qū)上部的彎曲下沉帶厚度也不盡相同，其主要受到巖層性質(zhì)的影響。比如說，自身為既脆又硬的巖層所產(chǎn)生的下沉帶大都是其下部采動裂隙帶的3到5倍，而自身為相對較軟的巖層所產(chǎn)生的下沉帶大都是其下部采動裂隙帶十倍或數(shù)十倍以上，少數(shù)情況會直接通向地表。
2.2.2 履巖的基本劃分情況
對上履煤、巖層開采卸壓后的瓦斯賦存、分布及運(yùn)移規(guī)律的研究是高瓦斯地滲透率綜采面卸壓抽采瓦斯技術(shù)的理論基礎(chǔ)。綜采面的瓦斯來源是多方面的，其中主要有回采工作面煤壁所釋放的瓦斯、回采工作面采落煤解析的瓦斯和采空區(qū)用處的瓦斯。而三者相比較而言，采空區(qū)所產(chǎn)生的瓦斯最多、濃度最高。由于受到煤炭開采過程中的地應(yīng)力重新分布的影響，采動斷裂帶產(chǎn)生斷裂裂隙和離層裂隙，而與采空區(qū)相連的整個采動裂隙網(wǎng)絡(luò)變成了采動裂隙帶。在本身的上升、懸浮、擴(kuò)散、滲透和流動的作用下，大量瓦斯聚集在采動裂隙帶中，便形成了瓦斯抽采重點(diǎn)區(qū)帶。在對卸壓面瓦斯?jié)B流規(guī)律研究之前，必要搞清楚卸壓綜放面煤體、巖體的基本垮落的特性;確定出自然堆積區(qū)、載荷影響區(qū)和壓實(shí)穩(wěn)定區(qū)各自的膨脹系數(shù)、孔隙率等分布特征。采場上覆巖層采后變形、移動的基本道理和經(jīng)典礦山壓力理論將采場周圍的煤、巖體變形空間進(jìn)行了基本的劃分。沿綜采面及采空區(qū)垂直方向上(Z方向)，自下而上分別為頂板垮落帶、煤巖裂隙帶和彎曲下沉帶;而沿工作面走向長度的方向上(X方向)，自左到右分別為煤壁支撐區(qū)、煤巖離層區(qū)和重新壓實(shí)區(qū)。依據(jù)采掘空間上覆巖層運(yùn)動學(xué)說，探究煤層開采后采空區(qū)上部頂板巖石性質(zhì)及己經(jīng)垮落煤體和巖體的破壞情況，也能將采空區(qū)在寬度方向(Y方向)上劃定為三個區(qū)域，即自然堆放區(qū)、載荷影響區(qū)和壓實(shí)穩(wěn)定區(qū)，具體的直觀效果圖如下
2.3 首采關(guān)鍵卸壓煤層瓦斯運(yùn)移規(guī)律
采空側(cè)圍巖結(jié)構(gòu)運(yùn)動及裂隙發(fā)育規(guī)律研究表明，煤層群首采關(guān)鍵卸壓層開采后，在采空側(cè)頂板存在“豎向裂隙發(fā)育區(qū)”，采空側(cè)采動影響區(qū)內(nèi)頂板巖層裂隙呈現(xiàn)動態(tài)演化。豎向裂隙區(qū)外側(cè)為增壓區(qū)、內(nèi)側(cè)為卸壓膨脹穩(wěn)定區(qū)。冒落帶巖體呈不規(guī)則堆積，由于采動應(yīng)力影響，沿工作面推進(jìn)方向，采空側(cè)空隙分布呈“O”形，由于瓦斯比重小，氣體上浮，采空區(qū)瓦斯易于富集在上部沿空留巷采動冒落空隙區(qū)(圖3-1-1中的1區(qū))。規(guī)則冒落帶和裂隙帶中豎向裂隙區(qū)(圖3-1-1中的2區(qū))頂板巖層產(chǎn)生卸壓膨脹，該位置區(qū)域離層裂隙和豎向破斷裂隙發(fā)育，橫向和豎向裂隙貫通，并和不規(guī)則冒落帶相連通，為圍巖卸壓瓦斯和采空區(qū)積極的瓦斯提供良好的儲集場所。彎曲下沉帶內(nèi)由于煤體發(fā)生膨脹變形，彎曲下沉帶內(nèi)煤體中離層裂隙為主，煤層的透氣性顯著增加，處于彎曲下沉帶豎向裂隙區(qū)中的煤層(圖3-1-1中的3區(qū))為遠(yuǎn)程卸壓抽采瓦斯提供了良好的通道。底板遠(yuǎn)程卸壓膨脹區(qū)的卸壓煤層離層裂隙發(fā)育，煤層中富含大量的卸壓瓦斯(圖3-1-1中的3區(qū))。
Ⅰ—冒落帶；Ⅱ—裂隙帶；Ⅲ—彎曲下沉帶；A—煤壁支撐影響區(qū)；B—離層區(qū)；C—重新壓實(shí)區(qū)；
1—上部采動冒落空隙區(qū)；2—裂隙帶內(nèi)的豎向裂隙發(fā)育區(qū)；3—遠(yuǎn)程卸壓煤層裂隙發(fā)育區(qū)
圖3-1-1 采動覆巖移動“豎三帶”、“橫三區(qū)”和“裂隙發(fā)育區(qū)”模型
從圖3-1-1中可以看出，由于煤層看出后上覆巖體形成承重巖層，承受的重量將轉(zhuǎn)移到工作面前后方和兩側(cè)的媒體上，從而在采空區(qū)下方形成卸壓區(qū)?？闯雒簩禹?shù)装褰?jīng)歷了采前壓力升高、采后壓力降低、壓力逐漸恢復(fù)幾個階段。在留巷邊界處向小于原始應(yīng)力的垂直等應(yīng)力曲線作切線，便可得到上部煤層開采以后，在采空區(qū)上下方形成的卸壓區(qū)范圍。卸壓開采瓦斯下向抽采鉆孔應(yīng)布置在該區(qū)，該區(qū)域左邊界角為采動卸壓角。
卸壓開采沿空留巷采場裂隙演化特征為卸壓瓦斯抽采鉆孔的布置提供了理論依據(jù)。
2.4 卸壓瓦斯富集區(qū)分布規(guī)律
首采關(guān)鍵卸壓煤層工作面的瓦斯主要來源于本煤層、采空區(qū)和鄰近層的卸壓解吸瓦斯。由于煤層松軟、透氣性低，穿層、順層鉆孔施工困難，抽采效果極差。U形通風(fēng)全冒采煤法開采的工作面若對采空區(qū)實(shí)施大面積抽采，工程難度大，而且抽不出高濃度瓦斯。沿空留巷Y形通風(fēng)方式開采的工作面，留巷處于采空側(cè)，為首采關(guān)鍵卸壓層抽采覆巖卸壓瓦斯提供了必要和有利的條件。因此，尋找卸壓瓦斯運(yùn)移的裂隙通道和瓦斯富集區(qū)是實(shí)施有效煤與瓦斯共采的技術(shù)關(guān)鍵。
根據(jù)礦山巖層移動理論，煤層在開采過程中，頂?shù)装鍘r層冒落、移動，產(chǎn)生裂隙，遠(yuǎn)程煤層卸壓，煤層透氣性顯著增加，為卸壓煤與瓦斯共采創(chuàng)造良好的條件；首采關(guān)鍵卸壓煤層和相鄰卸壓煤層內(nèi)的瓦斯卸壓、解吸，出于瓦斯具有升浮移動和滲流特性，來自于大面積的卸壓煤層的瓦斯沿裂隙通道匯集到頂板豎向裂隙充分發(fā)育區(qū)，即匯集到頂扳豎向裂隙區(qū)，在頂板豎向裂隙槽內(nèi)形成卸壓瓦斯積存庫。基于沿空留巷條件，把抽采鉆孔布置在頂板豎向裂隙槽，能夠獲得理想的抽采低位高濃度瓦斯效果，從而避免采空區(qū)瓦斯大量涌入回采空間。
(1) 首采層采空區(qū)頂板瓦斯富集區(qū)
根據(jù)淮南C13煤層的賦存特征，工作面的布置參數(shù)，U形通風(fēng)方式條件，應(yīng)用FLAC數(shù)值計(jì)算，采用彈性物理模型和Mohr—Coulomb強(qiáng)度淮則，模擬采場空間頂板冒落帶及裂隙發(fā)育特證，并利用數(shù)值模擬結(jié)果找豎向裂隙區(qū)存在的位置。模擬的條件為工作面傾向長度180m，采高3m，煤層頂板模擬高度45m，底板厚10m，傾角10°。巖石力學(xué)主要參數(shù)取自開采試驗(yàn)資料、鉆孔巖芯取樣試驗(yàn)及頂板巖性分類資料。圖2-4-1為數(shù)值模擬結(jié)果，表明淮南C13開采時，復(fù)合頂板的采場頂板豎向裂隙區(qū)的位置：以留巷上風(fēng)巷為界，右邊角60°，左邊角95°；垂直煤層頂板向2.8~8.3倍采高(8~25m)，傾斜方向0~30m，為裂隙充分發(fā)育區(qū)。數(shù)值模擬結(jié)果與實(shí)驗(yàn)室相似材料模擬試驗(yàn)結(jié)果十分吻合。
(2) 卸壓開采上向卸壓煤巖層卸壓瓦斯分布規(guī)律
淮南礦區(qū)煤層賦存特征是高瓦斯、低透氣性松軟煤層，新區(qū)多為遠(yuǎn)距離煤層群，如B11煤和C13煤層間距約70~90m，潘一礦遠(yuǎn)程下卸壓層開采工程實(shí)踐表明：在層間距近70m，相對層間距(層間距與開采煤層采高之比)35倍條件下，通過現(xiàn)場考察，得出的卸壓煤層遠(yuǎn)程卸壓相關(guān)參數(shù)的變化規(guī)律：在卸壓保護(hù)區(qū)內(nèi)，煤層膨脹變形最大達(dá)到2.633%，上部卸壓煤層透氣性系數(shù)由0.01135m2/(MPa2·d)增加到32.687m2/(MPa2·d)，增加了約2880倍；由于遠(yuǎn)程卸壓煤層距離首采關(guān)鍵卸壓煤層距離遠(yuǎn)，遠(yuǎn)程卸壓煤層與首采卸壓層中間具有致密隔氣性較好的泥巖，遠(yuǎn)程煤層中高壓瓦斯不能通過中間卸壓層流入首采關(guān)鍵層的采動空間。因此，遠(yuǎn)程卸壓煤層中的富含高壓瓦斯儲集在煤層中，而煤層的透氣性由于受采動卸壓大幅度增加，煤層的瓦斯可抽性，因此，在留巷內(nèi)向遠(yuǎn)程卸壓煤層施工穿層瓦斯抽采鉆孔，把鉆孔布置在遠(yuǎn)程煤層卸壓區(qū)內(nèi)，能夠獲得理想的抽采高濃度大流量瓦斯效果?，F(xiàn)場實(shí)驗(yàn)研究得出：被卸壓煤層瓦斯抽采率達(dá)到65%左右，實(shí)現(xiàn)了高瓦斯煤與瓦斯突出煤層向低瓦斯?fàn)顟B(tài)的轉(zhuǎn)變。
圖2-4-1 首采層開采后頂板裂隙發(fā)育狀態(tài)的數(shù)值模擬結(jié)果
淮南礦區(qū)首采卸壓層采用巷道法法試驗(yàn)研究得到的上向卸壓范圍為：
1) 開采下卸壓層時，沿煤層傾向的卸壓范圍向高度方向發(fā)散，淮南礦區(qū)老區(qū)開采下卸壓層傾向卸壓角在110.2°~118.9°之間；新區(qū)開采下卸壓層傾向卸壓角在102.0°~110.0°之間。
2) 淮南礦區(qū)老區(qū)開采下卸壓層傾向卸壓范圍(K<0.9區(qū)域)向頂板方向發(fā)展高度超過130m，新區(qū)開采下卸壓層傾向卸壓范圍向頂板方向發(fā)展高度達(dá)到150m。
(3) 卸壓開采下向卸壓煤巖層卸壓瓦斯分布
淮南市新莊孜煤礦B8煤層與B4煤層層間距為41.92m，相對間距(層間距與開采煤層采高之比)20.9倍條件下，首采卸壓煤層開采后，采空區(qū)底板發(fā)生膨脹變形，通過現(xiàn)場考察，上保護(hù)層卸壓開采后B4煤層膨脹變形此時達(dá)到了最大值27.1×10-3，遠(yuǎn)遠(yuǎn)超過了6‰；下部卸壓煤層透氣性能大大增加到了22.2 m2/(MPa2?d)，即是原始透飛性系數(shù)的約600~890倍。
淮南礦區(qū)首采卸壓層采用巷道法實(shí)驗(yàn)研究得到的下向采用范圍為：
1) 開采上卸壓層時煤層傾向的卸壓范圍向深度方向收斂，淮南礦區(qū)老區(qū)開采上卸壓層傾向卸壓角在75.0°~82.0°之間；新區(qū)開采上卸壓層傾向卸壓角在83.0°~85.0°之間。
2) 淮南礦區(qū)老區(qū)開采上卸壓層傾向卸壓范圍(K<1.0區(qū)域)向底板方向發(fā)展深度超過100m，新區(qū)開采上卸壓層傾向卸壓范圍向底板方向發(fā)展深度超過80m；裂隙發(fā)育深度到B10煤底板28~31m。
由于瓦斯比重輕，底板裂隙發(fā)育區(qū)有豎向裂隙與采空區(qū)裂隙貫通，因此，底板卸壓瓦斯上浮運(yùn)移至采空區(qū)，在底板裂隙發(fā)育區(qū)沒有顯著的瓦斯富集區(qū)。但在底板28~31m以下具有致密隔氣性較好的泥巖遠(yuǎn)程卸壓煤層中，存在高壓富瓦斯煤層，煤層具有一定的采動層間離層裂隙，煤層透氣性大大增加，在該卸壓煤層卸壓區(qū)上部部置抽采瓦斯鉆孔，卸壓煤層底部的瓦斯解吸并通過層間裂隙運(yùn)移到上部抽采鉆孔周圍而被抽采。在下向鉆孔密封性保證條件下，下部遠(yuǎn)程卸壓煤層能抽采較高濃度的瓦斯?，F(xiàn)場實(shí)驗(yàn)研究得出開采首層被卸壓煤層瓦斯抽采率達(dá)40%，多重卸壓后被卸壓煤層瓦斯抽采率達(dá)60%左右。
3 煤礦瓦斯抽放技術(shù)
3.1 首采區(qū)煤與瓦斯共采抽采
(1) 抽采卸壓瓦斯機(jī)理
長期理論研究突出危險(xiǎn)煤層的開采實(shí)踐證明，對于低透高瓦斯煤層群條件，開采首采關(guān)鍵卸壓層和預(yù)抽被保護(hù)區(qū)卸壓煤層瓦斯是有效地防治煤與瓦斯突出和實(shí)現(xiàn)安全本質(zhì)型生產(chǎn)的區(qū)域性措施，該方法可以避免長期與突出危險(xiǎn)煤層處于短兵相接狀態(tài)，提高了防治煤與瓦斯突出措施的安全性和可靠性。
高瓦斯突出危險(xiǎn)煤層透氣性通常比較低，直接進(jìn)行原始煤體瓦斯抽采瓦斯消突，需鉆孔布置密集、抽放時間長、效果差。利用首采關(guān)鍵卸壓開采形成的卸壓作用，可幾十倍、幾百倍甚至數(shù)千倍的提高被保護(hù)煤層的透氣性。根據(jù)首采關(guān)鍵卸壓層開采的具體情況，配合各種形式的卸壓瓦斯抽采技術(shù)，能夠抽出大量的卸壓瓦斯，不但能消除被保護(hù)卸壓區(qū)域煤體的突出危險(xiǎn)性，而且能夠減小首采關(guān)鍵層和被保護(hù)卸壓煤層工作面回采的瓦斯涌出，保障回采過程的安全、高效。另外，抽出的大量高濃度瓦斯可以開發(fā)利用，如發(fā)電和民用川，減少了大量溫室氣體的排放，不但促進(jìn)了高效潔凈能源的利用，而且保護(hù)了人類的生存環(huán)境。
首采關(guān)鍵卸壓層開采后，巖體中形成自由空間，破壞了原巖應(yīng)力平衡，巖體向采空區(qū)方向移動，發(fā)生頂板冒落與下沉、底板鼓起等現(xiàn)象，如圖2-4-2所示。
圖3-1-3 沿空留巷鉆孔法抽采卸壓瓦斯煤層煤與瓦斯共采原理圖
煤層與巖體發(fā)生卸壓、鼓脹，同時產(chǎn)生大小不同的裂縫，透氣性增大，卸壓瓦斯得以排放，瓦斯壓力和瓦斯含量下降，煤體變硬，進(jìn)而達(dá)到消除煤層突出危險(xiǎn)件的目的。傳統(tǒng)的保護(hù)層開采技術(shù)的核心是被保護(hù)層的卸壓作用和卸壓瓦斯通過開采形成層間裂隙的自然排放，目的是為了消除被保護(hù)層的煤與瓦斯突出危險(xiǎn)性。隨著首采關(guān)鍵卸也層開采技術(shù)的發(fā)展，其技術(shù)核心已經(jīng)轉(zhuǎn)化為被保護(hù)卸壓煤層的卸壓作用和卸壓瓦斯的強(qiáng)化抽采。這樣既可以降低保護(hù)層工作面回采過程中的瓦斯涌出，實(shí)現(xiàn)保護(hù)層工作面的安全開采；又可以降低被保護(hù)卸壓煤層的瓦斯壓力和瓦斯含量，變高瓦斯突出危除煤層為低瓦斯無突出危險(xiǎn)煤層，實(shí)現(xiàn)被保護(hù)層煤和瓦斯資源的安全高效開采。
(3) 沿空留巷無煤柱Y形通風(fēng)煤與瓦斯共采瓦斯抽采
淮南市礦區(qū)卸壓開采沿空留巷無煤柱Y形通風(fēng)煤與瓦斯共采試驗(yàn)發(fā)現(xiàn)，卸壓瓦斯分布規(guī)律為：首采層采空區(qū)頂板瓦斯密集區(qū)，現(xiàn)場鉆孔(1號)驗(yàn)證，抽采瓦斯?jié)舛?0%~30%，單孔抽采流量0.2~1.3m3/min，鉆孔有效抽采區(qū)域?yàn)榇怪泵簩禹敯逑蛏?.0~12.0倍采高(8.0~36.6m)，傾斜方向0~40m，留巷內(nèi)鉆孔有效抽采長度500~600m；遠(yuǎn)程上向卸壓煤層有效抽采瓦斯區(qū)，現(xiàn)場鉆孔(2號，3號)驗(yàn)證，抽采瓦斯?jié)舛?0%~95%，單孔抽采流量0.25~1.50 m3/min，鉆場有效抽采卸壓瓦斯的走向長度超過200m(約40d)，相當(dāng)于3倍的層間距，鉆孔有效抽采區(qū)域?yàn)樽筮吔切∮?5°，頂板方向發(fā)展高度越過130m；遠(yuǎn)程下向卸煤層有效抽采瓦斯區(qū)，現(xiàn)場鉆孔(4號，5號)驗(yàn)證，抽采瓦斯?jié)舛?5%~100%，單孔抽采流量0.12~0.98 m3/min，留巷下向鉆孔有效抽采卸壓瓦斯的走向長度120~150m(約40~50d)，鉆孔有效抽采區(qū)域?yàn)樽筮吔切∮?5°，底板方向發(fā)展深度達(dá)到100m。
3.1.1 低位鉆孔法抽采采空區(qū)頂板裂隙區(qū)富集瓦斯技術(shù)
淮南礦區(qū)可采煤層層數(shù)多，煤層富含瓦斯、煤層透氣性差；隨著向深部并采，瓦斯治理的難度越來越大。據(jù)統(tǒng)計(jì)，采空區(qū)瓦斯涌出量占采煤工作面瓦斯涌出量的60%以上。為了解決工作面回采時風(fēng)排瓦斯量，1998年以來淮南礦區(qū)研究并實(shí)施了走向頂板高位抽放技術(shù)，大大降低了采煤工作面瓦斯威肋，但走向高抽巷或長鉆孔工程量大，成本高，前期淮備工作量大；走向高位抽放有效區(qū)域受頂板覆巖結(jié)構(gòu)和關(guān)鍵層位置影響大，合理抽放的區(qū)域變化大，層位難以控制，抽放瓦斯效果難以得到充分的保證。同時，傳統(tǒng)的U形通風(fēng)方式，由于采空區(qū)漏風(fēng)攜帶采空區(qū)高濃度瓦斯匯集至工作面上隅角并由出風(fēng)流排山，無論采用高位鉆孔、埋管抽放，還是利用高抽巷，都不能從根本上解決上隅角瓦斯超限和瓦斯集聚問題，影響采煤工作面的安全和高效生產(chǎn)。
研究和實(shí)踐表明：首采關(guān)鍵卸壓層開采后，在采空區(qū)上部走向方向上存在一連通的豎向裂隙發(fā)育區(qū)。該豎向裂隙發(fā)育區(qū)的存在，為采空區(qū)積存的高濃度瓦斯和上覆卸壓煤巖層的卸壓瓦斯流動提供了流動通道和空間，是采空區(qū)高濃度瓦斯富集區(qū)域。采空區(qū)遺煤解吸瓦斯和上、下鄰近煤層卸壓瓦斯通過采動裂隙流向采空區(qū)，并在采空區(qū)及其頂板豎向裂隙區(qū)內(nèi)聚集，形成高濃度瓦斯庫。沿空留巷Y形通風(fēng)工作面上、下巷均進(jìn)風(fēng)，工作面上隅角處于進(jìn)風(fēng)側(cè)，解決了工作面上隅角瓦斯超限問題；工作面實(shí)際遇過風(fēng)量較U形通風(fēng)低，工作面上、下兩端壓差小，工作面采空區(qū)漏風(fēng)量小，采空區(qū)漏風(fēng)攜帶的瓦斯量??；沿空留巷通過密實(shí)性支護(hù)形成較好的封閉區(qū)域，易于在工作面采空區(qū)形成高濃度瓦斯庫。由于瓦斯密度小，采空區(qū)瓦斯積聚在工作面采空區(qū)上部及其上覆巖層卸壓豎向裂隙區(qū)。
在沿空留巷采空區(qū)頂板卸壓區(qū)，對于自開采層和卸壓層通過采空區(qū)上覆巖層受采動影響形成的裂隙通道匯集到采空區(qū)上部及豎向帶狀裂隙區(qū)內(nèi)的解吸游離瓦斯，在沿空留巷內(nèi)由布置在卸壓豎向帶狀裂隙區(qū)中的傾向抽采瓦斯鉆孔進(jìn)行抽采，卸壓豎向帶狀裂隙區(qū)位于Y形通風(fēng)工作面回風(fēng)留巷的采空區(qū)頂板冒落帶以上的離層裂隙帶內(nèi)。
低位鉆孔抽采采空區(qū)富集瓦斯技術(shù)特點(diǎn)：
如圖3-2-1和圖3-2-2所示，在煤層開采后，工作面的上巷采空區(qū)側(cè)通過支護(hù)形成沿空留巷，作為采煤工作面回風(fēng)巷，以工作面機(jī)巷和材料巷作為進(jìn)風(fēng)巷，并以工作面機(jī)巷作為主進(jìn)風(fēng)巷，進(jìn)風(fēng)量占工作面總進(jìn)風(fēng)量的2/3~3/4，以材料巷作為輔助進(jìn)風(fēng)巷，進(jìn)風(fēng)量為工作面總進(jìn)風(fēng)量的1/4~1/3，工作面回風(fēng)由沿空留巷經(jīng)邊界回風(fēng)巷或回風(fēng)石門流出，建立沿空留巷Y形工作面通風(fēng)系統(tǒng)。
圖3-2-1 沿空留巷Y形通風(fēng)采空區(qū)頂板低位鉆孔抽采卸壓瓦斯原理圖
1—運(yùn)輸巷(下巷)；2—材料巷(上巷)；3—留巷充填體；4—采煤工作面；5—抽采管道；
6—低位抽采鉆孔；7—留巷(回風(fēng)巷)；8—邊界回風(fēng)巷；9—采空區(qū)
圖3-2-2沿空留巷Y形通風(fēng)低位鉆孔抽采瓦斯布置圖
在材料巷和沿空留巷中設(shè)置抽采瓦斯管道，各傾向抽采瓦斯鉆孔與抽采瓦斯管道形成連通，構(gòu)成所述匯集在采空區(qū)上部及環(huán)形裂隙圈內(nèi)的解吸游離瓦斯通過傾向抽采瓦斯鉆孔、并通過抽采瓦斯管進(jìn)入瓦斯抽采系統(tǒng)。
所述傾向抽采瓦斯鈾鉆孔布置的參數(shù)選取為：傾向抽采瓦斯鉆孔終孔位置距采煤工作面回風(fēng)巷的水平距離為10~30m，距煤層頂板法向距離8~10倍采高，并且不小于30m。
所述傾向抽采瓦斯鉆孔的傾角小于采動卸壓角，包括：對于緩緩傾煤層，鉆孔傾角不大于80°，對于急傾斜煤層，鉆孔傾角不大于75°。
所述傾向抽采瓦斯鉆孔的施工時間在采煤工作面采后20m以后外始施工，成組設(shè)置，每組數(shù)量不小于兩個，鉆孔直徑不小于90mm，鉆孔偏向工作面的角度60°~70°，鉆孔組間間距20~25m。
所述傾向抽采瓦斯鉆孔的孔口端下有套管，孔口的封孔長度在開采煤層頂板法向上大于采動規(guī)則冒落帶的高度，且抽采鉆孔法向上封孔深度不小于5倍采高。
對于中近距離保護(hù)層開采工作面，由留巷回風(fēng)巷中施工的抽采瓦斯鉆孔可直接穿過上保護(hù)層，進(jìn)行被保護(hù)卸壓瓦斯抽采。與已有技術(shù)相比，Y形通風(fēng)沿空留巷低位鉆孔抽采本煤層采空區(qū)富集瓦斯技術(shù)有益效果體現(xiàn)在以下3個方面：
(1) 通過沿空留巷Y形通風(fēng)在采空區(qū)內(nèi)形成高濃度瓦斯源，傾向抽采瓦斯鉆孔布置在沿空留巷形成的聚集瓦斯的采動裂隙“豎向帶狀裂隙區(qū)”，在瓦斯抽采泵負(fù)壓的作用下，大量的覆巖卸壓瓦斯和采空區(qū)高濃度瓦斯被抽出，根本上解決了上隅角瓦斯超限和瓦斯積聚問題，有效地解決了回風(fēng)流瓦斯超限問題，實(shí)現(xiàn)采空區(qū)高濃度瓦斯抽采利用，保證了礦井的安全生產(chǎn)。
(2) 抽采瓦斯鉆孔為傾向抽采瓦斯鉆孔，鉆孔依次貫穿采動覆巖冒落帶、裂隙帶至彎曲沉降帶，解決頂板走向抽采瓦斯鉆孔布置層位受煤系地層覆巖結(jié)構(gòu)影響需準(zhǔn)確研究確定和有效抽采長度小的問題，抽放瓦斯效果得到保證。傾向抽采瓦斯鉆孔抽采瓦斯較頂板走向高位鉆孔或高抽巷抽采工程量小。
(3) 沿空留巷Y形通風(fēng)瓦斯抽采方法，實(shí)現(xiàn)無煤柱開采，沒有煤柱影響區(qū)的應(yīng)力集中，消除被保護(hù)突出煤層應(yīng)力集中區(qū)煤與瓦斯突小出危險(xiǎn)威脅。在留巷回風(fēng)巷內(nèi)優(yōu)化布置近距離被保護(hù)突出煤層卸壓抽采瓦斯鉆孔，可替代高、底抽巷，工程量大大降低。
3.1.2 留巷段采空區(qū)埋管抽采瓦斯技術(shù)
高瓦斯煤層群開采，首采關(guān)鍵卸壓層后，鄰近卸壓煤層瓦斯將大量涌人回采空間，在不采取留巷鉆孔卸壓抽采情況下，工作面絕對瓦斯涌出量中鄰近煤層瓦斯斯可達(dá)90%以上。雖然采取留巷頂、底板穿層鉆孔抽采采動卸壓瓦斯，由于近距離鄰近卸壓煤層涌出的瓦斯量大，仍可能造成瞬間回風(fēng)瓦斯超限，因此，首采關(guān)鍵卸壓層無煤柱開采時，留巷段采空區(qū)埋管抽采瓦斯可作為防止采空區(qū)瓦斯大量向工作面誦出的輔助措施。如淮南新莊孜52210Y形通風(fēng)工作面，在留巷充填體施工過程中，每間隔10m預(yù)留一直徑不小于150mm的抽采管道，通過三通和連接管接入風(fēng)巷一趟φ300mm抽放管道上，在每一分支管道上設(shè)置一個閘閥，通過閘閥控制埋管抽放的數(shù)量，在留巷內(nèi)保持6~8個采空區(qū)抽采管道與埋管抽采的主管道連通，抽放口與工作面上口的距離20~80mm；采空區(qū)抽采管道的閘閥關(guān)閉，當(dāng)工作面瓦斯涌出量大或瓦斯涌出異常時，通過控制采空區(qū)埋管抽采管道口的數(shù)量和開啟程度控制采空區(qū)瓦斯抽采量和抽采瓦斯?jié)舛取?
圖3-2-3為新莊孜52210Y形通風(fēng)工作面采空區(qū)埋管抽采瓦斯情況，從圖中可以看出，沿空留巷Y形通風(fēng)埋管抽采瓦斯具有施工布置方便，埋管抽采瓦斯量大(120~150m3/min，最大250m3/min)，實(shí)現(xiàn)采空區(qū)高濃皮瓦斯抽采，可顯著改變采空區(qū)流場結(jié)構(gòu)．有效解決了工作面上隅角瓦斯積聚問題。
圖3-2-3新莊孜52210Y形通風(fēng)工作面采空區(qū)埋管抽采瓦斯變化
3.1.3 抽采遠(yuǎn)程卸壓煤層瓦斯技術(shù)
長期理論研究和突山危險(xiǎn)煤層的開采實(shí)踐證明，對于低透高瓦斯煤層群條件，開采首采關(guān)鍵卸壓層和預(yù)抽被保護(hù)區(qū)卸壓煤層瓦斯是有效地防治煤與瓦斯突出和實(shí)現(xiàn)安全本質(zhì)型生產(chǎn)的區(qū)域性措施，該方法可以避免長期與突出危險(xiǎn)煤層處于短兵相接狀態(tài)，提高了防治煤與瓦斯突出措施的安全性和可靠性。
高瓦斯突出危險(xiǎn)煤層透氣性通常比較低，直接進(jìn)行原始煤體瓦斯抽采瓦斯消突，需鉆孔布置密集、抽放時間長、效果差。利用首采關(guān)鍵卸壓層開采形成的卸壓作用，可幾十倍、幾百倍其至數(shù)千倍的提高被保護(hù)煤層的透氣性。根據(jù)首采關(guān)鍵卸壓層開采的具體情況，配合各種形式的卸壓瓦斯抽采技術(shù)，能夠抽出大量的卸壓瓦斯，不但能消除被保護(hù)卸壓區(qū)域煤體的突出危險(xiǎn)性，而且能夠減小首采關(guān)鍵層和被保護(hù)卸壓煤層工作面回采的瓦斯涌出，保障回采過程的安全、高效。另外，拙出的大量高濃度瓦斯可以開發(fā)利用，如發(fā)電和民用，減少了大量溫空氣體的排放，不但促進(jìn)了高效潔凈能源的利用，而且保護(hù)了人類的生存環(huán)境。
現(xiàn)場考察表明：淮南新11煤層和13煤層間距約70~90m，11煤層開采后，在相對層間距層反間距與開采煤層采高之比)35倍條件下，在頂板遠(yuǎn)程卸壓區(qū)煤層鼓脹變形達(dá)到26.33%，上部遠(yuǎn)程卸壓煤層透氣性系數(shù)由0．01135m3/(MPa2?d)增加到32.687 m3/(MPa2?d) ，增加了2880倍；淮南老區(qū)B8煤層與B4煤層層間距為41.92m，在相對層間距20.9倍條件下，首采卸壓煤層B8開采后，下部遠(yuǎn)程B4卸壓煤層鼓脹變形最大值達(dá)27.1‰，下部B4卸壓煤層透氣性能大大增加到了22.2 m3/(MPa2?d)，即是原始煤層透氣性系數(shù)的600倍。由于遠(yuǎn)程卸壓煤層和首采關(guān)鍵卸壓煤層距離遠(yuǎn)，遠(yuǎn)程卸壓煤層與首采卸壓層中間致密隔氣性較好的泥巖，遠(yuǎn)程煤層中的高瓦斯不能通過中間卸壓層流人首采關(guān)鍵層的采動空間。
為解決遠(yuǎn)程卸壓煤層煤與瓦斯突出和回采時的瓦斯問題，必須利用采動卸壓技術(shù)在卸壓期內(nèi)將遠(yuǎn)程卸壓煤層瓦斯抽采出來，傳統(tǒng)的遠(yuǎn)程卸壓煤層瓦斯卸壓抽采方法是在首采卸壓煤層開采的，在遠(yuǎn)程卸壓煤層底板布置走向巖石巷道，在底板巷中每間隔一定距離設(shè)置鉆場，在鉆場中成組布置上向穿層抽采瓦斯鉆孔，利用采動卸壓進(jìn)行遠(yuǎn)程卸壓煤層瓦斯高效抽采。這種布置方式存在的問題：一是需在遠(yuǎn)程卸壓煤層底板布置巖石巷，底板巖石巷的長度與首采卸壓煤層采煤工作面的走向長度基木相當(dāng)，巖巷工作量大，在采掘接替緊張的情況下，根本就沒有時間布置底板巖石巷。二是對首采關(guān)鍵卸壓層上、下均存在遠(yuǎn)程卸壓煤層的條件下，需布冒2條以上巖巷。
沿空留巷Y形通風(fēng)方式的留巷為遠(yuǎn)程卸壓煤層提供了抽采遠(yuǎn)程卸壓煤層瓦斯抽采鉆孔的布置空間，在留巷內(nèi)布置上向穿層鉆孔抽采上部遠(yuǎn)程卸壓煤層瓦斯，下向穿層鉆孔抽采下部遠(yuǎn)程卸壓煤層瓦斯。
首采關(guān)鍵卸壓層留巷鉆孔法煤與瓦斯共采的核心是抽采鉆孔參數(shù)的確定。因?yàn)槌椴申P(guān)鍵層的卸壓參數(shù)直接影響煤與瓦斯共采效果，同時也是抽采管路設(shè)計(jì)的重要依據(jù)。首采關(guān)鍵卸壓層頂板垮落特征、瓦斯富集區(qū)分布規(guī)律及卸壓范圍決定了卸壓抽采鉆孔傾向的布置范圍，但抽采鉆孔的直徑和抽采半徑仍需認(rèn)真確定。
周世寧院士對擴(kuò)散—滲透、低滲透—滲透與均質(zhì)滲透3種模型進(jìn)行計(jì)算與對比。他認(rèn)為，采用達(dá)西定律來計(jì)算煤層瓦斯流動是可以的，能夠滿足工程實(shí)用的需要。內(nèi)滲流理論得出單向流動和徑向流動的流量準(zhǔn)數(shù)與時間準(zhǔn)數(shù)見表3-3-1。表3-3-1中流量準(zhǔn)數(shù) 與時間準(zhǔn)數(shù) 的關(guān)系為：
(3-1)
式中常數(shù) 、 由表3-3-2查得。
表3-3-1 流量準(zhǔn)數(shù)和時間準(zhǔn)數(shù)表
流 動 類 型
單 向 流 動
徑 向 流 動
(流量準(zhǔn)數(shù))
(時間準(zhǔn)數(shù))
注：——煤暴露表面排放瓦斯時間為時的比流量，m3/(m2·d)；
——流場長度，m；
——煤層透氣性系數(shù)，m3/(MPa2·d)；
——煤層原始瓦斯壓力，MPa；
——煤暴露表面的瓦斯壓力，MPa；
t——排放瓦斯時間，d；
——煤層瓦斯含量系數(shù)，m3/(m3·MPa0.5)；
——鉆孔半徑，m。
根據(jù)上述徑向瓦斯流動計(jì)算公式，結(jié)合淮南礦區(qū)高瓦斯低透氣性煤層的具體條件(煤層原始透氣性系數(shù)＝3.92×102 m3/(MPa2·d)，瓦斯斯含量系數(shù)=9 m3/(m3·MPa0.5)，煤層原始瓦斯壓力＝5MPa)直徑91mm和直徑200mm鉆孔瓦斯流動情況進(jìn)行了計(jì)算。圖3-3-1為91mm和200mm鉆孔瓦斯流量隨透氣性系數(shù)倍數(shù)變化的對比。由以上計(jì)算結(jié)果可以得出下述結(jié)論：
(1) 在抽放時間相同的條件下，200mm鉆孔瓦斯流量隨透氣性系數(shù)的增加優(yōu)于91mm鉆孔，兩者相比增加的幅度很小。例如，透氣性系數(shù)增加1500倍，抽放時間90d時，91mm鉆孔瓦斯流量為0.98m3/min而200mm鉆孔瓦斯流量僅為1.08m3/min；
(2) 在相同透氣性系數(shù)條什下，鉆孔瓦斯流量隨抽放時間的增加呈指數(shù)規(guī)律衰減，但在透氣件系數(shù)增加到1500倍時，鉆孔瓦斯流量衰減不大。例如，91mm鉆孔抽放時間1d時，瓦斯流量為1.31m3/min；30天時為1.05m3/min；90d時為0.98 m3/min；200mm鉆孔抽放時間1d時，瓦斯流量為1.451m3/min；30天時為1.16m3/min；90d時為1.08 m3/min；
(3) 在透氣性系數(shù)增加小于2000倍的條件下，200mm鉆孔和91mm鉆孔相比優(yōu)勢并不明顯。因此，遠(yuǎn)程卸壓抽采瓦斯選用直徑91mm的鉆孔；
(4) 根據(jù)淮南礦區(qū)淺部遠(yuǎn)程卸壓鉆孔抽采考察實(shí)踐，結(jié)合鉆孔瓦斯流量(1.0 m3/min)，按單孔連續(xù)有效抽放時間60d計(jì)算，上部遠(yuǎn)程卸壓抽采鉆孔直徑91mm，鉆孔有效間距為20m；下部遠(yuǎn)程卸壓抽采鉆孔直徑9lmm，有效間距為10m。
該項(xiàng)技術(shù)的有益效果體現(xiàn)在上向、下向穿層鉆孔替代遠(yuǎn)程卸壓煤層底板巖石巷及在該巷中布置的上向穿層鉆孔進(jìn)行遠(yuǎn)程卸壓煤層瓦斯抽采，節(jié)省多條底板巖石巷，工程量大大減少。
3.2 采空區(qū)瓦斯抽排抽放技術(shù)
3.2.1 利用尾巷抽排鄰近采空區(qū)瓦斯
通常在生產(chǎn)工作面鄰近采空區(qū)內(nèi)積聚著大量的處于游離狀態(tài)的瓦斯，若不對其進(jìn)行及時處理，這些鄰近采空區(qū)中的瓦斯將大量涌入正在生產(chǎn)的煤層工作面，直接威脅安全產(chǎn)生工作。
利用尾巷排放鄰近采空區(qū)內(nèi)瓦斯的技術(shù)原理是:在有控制措施的前提下，利用巷道全風(fēng)壓風(fēng)流對生產(chǎn)工作面鄰近采空區(qū)瓦斯進(jìn)行排放，從而降低鄰近采空區(qū)的瓦斯?jié)舛群筒煽諈^(qū)的壓力，減少向生產(chǎn)工作面的滲透和釋放量，使正在生產(chǎn)的采煤工作面回風(fēng)隅角瓦斯?jié)舛葴p少。
尾巷排放瓦斯技術(shù)中用于排放瓦斯的風(fēng)流為負(fù)壓風(fēng)流，即利用采空區(qū)兩端壓差產(chǎn)生的動力排放瓦斯。這與抽排風(fēng)機(jī)抽排瓦斯相比，能夠節(jié)約大量人力、物力和電力，簡便可行;同時通過控制風(fēng)流的大小，可以控制瓦斯的排放濃度，但操作起來會比直接使用瓦斯抽排風(fēng)機(jī)時困難些。相鄰已采區(qū)瓦斯尾排基本方法，見圖3.2.1所示。
3.2.1 鄰近采空區(qū)瓦斯尾排示意圖
3.2.2 利用鉆孔排放采空區(qū)瓦斯技術(shù)
在礦井巷道掘進(jìn)過程中，可能需要與位于采空區(qū)內(nèi)的盲巷貫通。這些盲巷中的瓦斯含量往往很高，但因巷道位于采空區(qū)，無法進(jìn)行常規(guī)的排放瓦斯工作。我礦通過巧妙利用鉆孔排放其中的瓦斯，就是在實(shí)踐中摸索出來的一項(xiàng)新技術(shù)。
在鉆孔排放技術(shù)的應(yīng)用過程中
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