祁東煤礦0.9Mta新井設計-采礦工程含5張CAD圖.zip

祁東煤礦0.9Mta新井設計-采礦工程含5張CAD圖.zip,祁東,煤礦,0.9,Mta,設計,采礦工程,CAD 蛇形山礦下保護層工作面高位鉆孔抽采瓦斯技術研究 摘 要: 為了解決蛇形山煤礦保護層工作面回風流瓦斯超限問題，根據保護層開采對被保護 層的影響和保護層工作面瓦斯運移特征，在省內首次提出了 2341 工作面風巷走向高位鉆 孔抽采鄰近層瓦斯試驗，研究表明，高位鉆孔抽采采空區(qū)和鄰近層瓦斯，能徹底解決回風 流瓦斯超限等問題，可供類似條件的礦井參考。 關鍵詞: 下保護層; 高位鉆孔; 瓦斯抽采; 回風流; 瓦斯超限 引言 蛇形山煤礦隸屬于湖南煤業(yè)集團洪山殿礦業(yè)公司，是較嚴重的煤與瓦斯突出礦井，礦井采 取了開采保護層和底板巷預抽瓦斯技術等區(qū)域防突措施。基本形成了區(qū)域措施先行，局部 措施補充的瓦斯綜合防治體系格局。但未進行區(qū)域措施效果檢驗和區(qū)域驗證。為此，有效、 可靠地建立礦井區(qū)域防突措施先行、局部防突措施補充的瓦斯綜合防突體系，是事關礦井 生存和提高礦井經濟效益和社會效益的頭等大事。 生產實踐表明，下保護層的開采使鄰近層的瓦斯大量解吸，高濃度瓦斯沿開采裂隙大 量涌入Ⅳ煤層工作面，工作面回風流的瓦斯經常保持在 2% ～4% 左右，工作面上隅角處 的瓦斯?jié)舛茸罡哌_ 5% ～7%; 瓦斯頻繁超限是制約回采工作面效能發(fā)揮和安全生產的首 要問題。同時，礦井發(fā)電瓦斯來源主要靠下保護層和采用底板瓦斯巷預抽下保護層煤層瓦 斯。為此，蛇形山礦在省內首次于 2341 工作面采空區(qū)及鄰近層實施高位長鉆孔抽采瓦斯， 打大直徑鉆孔到開采層頂板的裂隙帶，抽采采空區(qū)和鄰近煤層涌入開采層的大量解吸瓦斯， 消除了工作面上隅角瓦斯超限的隱患。研究表明，回風巷高位鉆孔抽采采空區(qū)和鄰近層瓦 斯，是解決回風流瓦斯超限的有效、可靠技術，在經濟效益、社會效益和安全效益上取得 顯著效果。 1 礦井及試驗工作面情況 1. 1 礦井概況 蛇形山礦已有 50 年的開采歷史，隸屬湖南省煤業(yè)集團有限公司，是湖南省重點貧瘦煤生 產基地。礦井設計能力為 30 萬 t/a，核定為 18 萬 t/a，2009 實際產量為 15 萬 t。礦井 至 2009 年底保有地質儲量 1423 萬 t，可采儲量 834. 2 萬 t，按現(xiàn)有生產能力可采 50a。 礦井井田煤系成煤時期為二迭紀龍?zhí)督M，可采煤層 4 層，由上至下分別為Ⅰ煤層、Ⅲ煤 層、Ⅲ中煤層、Ⅳ煤層; 平均煤厚 1. 8 m，煤層傾角一般為 30° ～ 45°，其中，Ⅳ煤主 采，Ⅰ、Ⅲ煤為局部可采。所有煤層均具有嚴重的煤與瓦斯突出危險。井田內地質構造復 雜，斷層較多，褶皺幅度一般小于 10m，延展長度十余米至幾百米。礦區(qū)中小斷層十分發(fā) 育，其密度為 325 條/km2，頻率為 47. 6 條/km，對煤層破壞較大。煤層具有自然發(fā)火傾 向性，其發(fā)火期一般在一個月左右; 礦井煤塵爆炸指數(shù)為 15% ～18%，具有爆炸危險性。 其中以瓦斯災害最為嚴重，煤層瓦斯參數(shù)測定結果為: Ⅳ煤層瓦斯含量為 26m3/ t、瓦斯壓 力 3. 1MPa，礦井瓦斯儲量達 388. 3Mm3。該礦建有高、低負壓抽采系統(tǒng)。礦井擁有抽采 管路總長 27090m，為井下瓦斯治理提供了有效利用途徑。 1. 2 試驗工作面情況 2341 工作面是 23 采區(qū)第一個區(qū)段的下保護層工作面，為單斜構造，其北部為未開采的 1347 工作面內塊段，南部為待開采的 2343 工作面，其上部為被保護層Ⅰ、Ⅲ煤層，四 煤層上覆煤層由下向上依次為 3 中煤 ( 平均厚度為 0. 7m) 、3 煤層( 平均厚度為 1. 2m) 、1 煤層 ( 平均厚度為 1. 2m) ，其中在本區(qū)內 1 煤層與 3 煤層有合槽現(xiàn)象。2341 回采工作面走向長 220 m，傾向長 60 m，煤層平均厚度約為 1. 4m，傾角 45° ～52°， 平均 48°。煤層直接頂為薄層狀灰黑色細砂巖，厚度約為 1. 5m，老頂為灰白色中粒長石 石英砂巖，厚度為 18m; 煤層直接底為薄層細砂巖，遇水膨脹，老 底 灰 白 色 細 至 中 粒 砂 巖，垂 直 抗 壓 強 度 為 197. 31MPa，厚度為 12 ～ 21m。煤層瓦斯含量 28 m3/ t，最大瓦斯壓力 2. 8 MPa，工作面采用走向長壁炮采工藝回采，一次采全高，全部垮落法 管理頂板。工作面回采過程中，平均瓦斯涌出量 4. 9m3/ min，最大可達 5. 6 m3/ min。 2 巖層控制理論 2.1 巖層控制的關鍵層理論 采場老頂巖層“砌體梁”結構模型是針對開采過程中的礦山壓力控制而提出來的.近年 來.為了解決巖層控制中更為廣泛的問題.提出了巖層控制的關鍵層理論，關鍵層理論提出 的日的是為了研究覆巖中厚硬巖層對層狀礦體開采中節(jié)理裂隙的分布及其對瓦斯抽放與 突水防治以及對開采沉陷控制等的影響。 2.1.1 鄰硬巖層間相互作用的復合效應 關鍵層復合破斷研究表明一定條件下相鄰兩層關鍵層會同步破斷.如假設相鄰兩關鍵 層巖性相同.厚度分別為 h, ,h.各自承擔的巖層組厚度分別為藝 h2, h3.則按梁的破斷距 計算公式可導出 h1 與 h2 同時垮落應滿足的條件為 h3十 h2=（ h2十 h,）(h2/h1,)2 (1) 例如:h2 是 h1 的 2 倍.則 h3十 h2 只要等于或大于 h2十 h1 的 4 倍,h2 和 h1 將同時垮落. 此雖然 h2 遠大于 h1，但上部關鍵層將不會產生離層. 2.1. 2 關鍵層初次破斷前的離層與采動裂隙“o”形 圈 1 ）沿工作而推進力一向.關鍵層下離層動態(tài)分布呈現(xiàn)兩階段發(fā)展規(guī)律:即關鍵層初次破 斷前.隨著工作而推進.離層量不斷增大.最大離層位于采空區(qū)中部.關鍵層初次破斷后.關鍵 層在采空區(qū)中部離層趨于壓實，而在采空區(qū)兩側仍各自保持一個離層區(qū).工作而側的離層區(qū) 是隨著工作而開采而不斷前移的.工作而側離層區(qū)最大高度僅為關鍵層初次破斷前最大離 層量的 1/31/4(參見圖 2).從平而看.在采空區(qū)四周存在圖 3 所示一沿層而橫向連通的離層發(fā) 育區(qū).稱之為采動裂隙“O”形圈. 圖 2 關鍵層破斷前后離層分布 Fig. 2 The bed separation distribution when the kev stratum break 圖 3 采動裂隙分布的”o”形圖 Fig.3 The()一 shaped circle of the mining-induced fractures 圖中數(shù)寧為離層率 2)沿頂板高度力一向.隨工作而推進離層呈跳躍式由下往上發(fā)展.首先.第 1 層亞關鍵層 下出現(xiàn)離層.當其破斷后其下離層呈“O”形圈分布;此時.上部第 2 層亞關鍵層下出現(xiàn)離層. 當其破斷后其下離層呈“O”形圈分布.如此發(fā)展直至主關鍵層. 3)貫通的豎向裂隙是水與瓦斯涌入工作而的通道.對“導氣”裂隙發(fā)育動態(tài)過程的研究 表明.在開采初期.下位關鍵層的破斷運動對“導氣”裂隙從下往上發(fā)展的動態(tài)過程起控制 作用.導氣裂隙高度由下往上發(fā)展是非均速的.隨關鍵層的破斷而突變.當采空區(qū)而積達一定 值后.“導氣”裂隙的分布也同樣呈“O”形圈特征.它是正?；夭善陂g鄰近層卸壓瓦斯流向 采空區(qū)的主要通道. 上述成果對對 “卸壓瓦斯抽放”的鉆孔布置起指導作用. 2.2 采空區(qū)破碎煤巖滲透率 2.2.1 滲透率計算 將采空區(qū)冒落煤巖看做多孔介質.根據雙重介質模型理論,由于在采動區(qū)域內影響流體滲透 率的主要是采動裂隙,原始孔隙的滲透率要比采動裂隙低好幾個數(shù)量級.因此認為采動裂隙 是采空區(qū)內風流流動的主要通道,而原始孔隙則是主要的瓦斯涌出源.冒落煤巖的采動裂隙 的滲透率是反應采空區(qū)內氣體流動難易的參數(shù),原始孔隙的滲透率對于采空區(qū)氣體流動影 響不大. 根據達西定律 Δ p = -μ v/ k 我們可以知道,在多孔介質層流中,在壓力降到一定的情況下,氣體的流動速度與多孔介質的 滲透率成反比.因此在模擬采空區(qū)瓦斯流動的模擬過程中,對于采空區(qū)破碎煤巖的滲流特性 也就是采空區(qū)滲透率 k 的研究起著至關重要的作用. 利用 Blake- Kozeny 公式可以估算出采空區(qū)垮落帶的滲透率值. Blake- Kozeny 公式 式中: Dp 為平均粒子直徑, m ; ε 為空間所占的分數(shù), 即空間(不包括原有孔隙) 的體積除以總體積,取 0. 1～0. 25. 從 Blake2Kozeny 公式可以看出破碎煤巖的滲流特性取決于煤巖顆粒的調和粒徑 Dp 和孔隙率ε 理論的調和粒徑 Dp 應該小于組成顆粒的最小粒徑，但是由于垮落帶區(qū)域內的破碎煤巖 僅僅是在經過破碎和一次壓實后混合形成的多孔介質，破碎煤巖由不同粒徑的煤巖顆粒組 成，因此會出現(xiàn)兩種狀態(tài).大顆粒之間存在較大空間而沒有被小顆粒充填;大小顆粒由于混 合不均勻而出現(xiàn)部分集中.不均勻混合就導致了實際采空區(qū)垮落帶破碎煤巖之間的間隙依 然很大，破碎煤巖為非飽和狀態(tài)，在經過一次壓實的非飽和狀態(tài)下的破碎煤巖的調和粒徑 應該大于同樣構成飽和狀態(tài)下的調和粒徑.不同工作而的垮落帶破碎煤巖的調和粒徑應根 據工作而煤巖特性和對垮落情況的實際觀測得出. . 2.2.2 空隙率分布規(guī)律 空隙率作為多孔介質滲透率影響因素的重要組成部分，下面主要分析采空區(qū)內的空隙 率分布規(guī)律.根據上覆巖層在采動影響后的“砌體梁”力學模型，上覆巖層的形態(tài)曲線即為 巖層內部的移動曲線.巖層內部移動曲線指的是在豎直方向上的空間壓縮狀態(tài).因此我們可 以由此推出豎直一維方向上的空隙率隨采空區(qū)深度 x 的變化，如果將采空區(qū)垮落帶煤巖看 作各向同性，則可以得出采空區(qū)滲透 率隨 x 的變化規(guī)律.理論推導是在“砌體梁”力學模型假設的基礎上建立的，因此需要滿足 以下兩條假設.假設 1)上覆巖層可看作“砌體梁”力學模型，并符合“砌體梁”力學模型的 假設;假設 2)直接頂冒落后充滿基本頂以下的空間，基本頂下面不存在空頂，見圖 1. 所得出的巖層內部移動曲線方程為 式中:(W,)i，為第 i 組結構的移動曲線; x 為采空區(qū)深度. ; RT，hi;分別為第/組堅硬巖層的抗拉強度及厚度渭為其自重及其上軟巖層的載荷;(Wo)，為 上覆巖層的理論最大下沉量，數(shù)值為負值，表示下沉.當開采為綜采或者綜放工作而時， 其計算公式為 式中:M 為本煤層層高; Φ 為煤層的回采率;( h′)i 為第 i 組結構到煤層頂板的距離; (K'p)為( h′)i+M(1-Φ )內煤巖層的殘余碎脹系數(shù). 根據巖層移動規(guī)律和“O”型圈理論，垮落帶內破碎煤巖的碎脹系數(shù)分布規(guī)律為:在綜 放面正常回采期基本頂初次斷裂以后，基本頂破斷形成初次來壓，使得直接頂形成的破碎 煤巖承受來自上方垮落基本頂?shù)膲毫?，垮落帶的破碎煤巖由自然碎脹狀態(tài)變?yōu)槌袎籂顟B(tài). 從工作面到采空區(qū)深部，隨著采深的增加，垮落帶內破碎煤巖的碎脹系數(shù)由工作面附近的 自然碎脹系數(shù)逐漸變?yōu)椴煽諈^(qū)深部的殘余碎脹系數(shù)，碎脹系數(shù)由函數(shù) Kp (D,)表示.直接頂 冒落后破碎煤巖經過一次破碎形成的煤巖是處于自然碎脹狀態(tài).根據空隙率和自然碎脹率 的公式 式中:Kp 為自然碎脹系數(shù)ε 為自然碎脹狀態(tài)下的空隙率. 在引入上而的巖層內部移動曲線方程得到基本頂破段后垮落帶孔隙率 C 隨采空區(qū)深度 x 的變化規(guī)律為下式 將上而求得的空隙率代入 Blake- Kozeny 公式，得出滲透率隨采空區(qū)深度變化的公式如下 當垮落帶破碎煤巖的調和直徑 D。取值看作隨著采空區(qū)深度變化不大的時候，采空區(qū)孔 隙率隨平空區(qū)深 l 今仆鋇律如圖 2 上面得到的采空區(qū)滲透率是基于砌體梁理論得出的工作面中部區(qū)域豎直二維平面的變化 規(guī)律，而采空區(qū)在進回風兩巷附近由于基本頂受到保護煤柱的支撐，垮落的破碎煤巖不會 被基本頂壓實，因此破碎煤巖從兩端到采空區(qū)中部也是從自然碎脹到壓實的一個過程，其 滲透率的變化為從兩端到采空區(qū)中部逐漸變小.綜合得出采空區(qū)垮落帶內破碎煤巖的滲透 率分布規(guī)律如圖 3 所示.由于垮落帶內的破碎煤巖壓實程度取決于承受來自上覆巖層的重 力，其值和垮落帶內破碎煤巖自身的重力要大很多.我們可以認為垮落帶內破碎煤巖的滲透 率在豎直方向內近似不變.圖 3 的滲透率變化規(guī)律可以近似為垮落帶采空區(qū)的滲透率分布 規(guī)律. 在采空區(qū)的裂隙帶內的滲透率主要是上覆巖層因為下部的巖層垮落而產生沉降形成裂 隙，其值在垮落帶和裂隙帶交界處突然增加.從工作而高度開始，以垮落角為界限，在垮落 角以外的煤巖還處于卸壓狀態(tài)，在同一高度下卸壓區(qū)域滲透率的大小可近似為常數(shù)，但是 從垮落帶和裂隙帶的交界處開始隨著工作而高度的增加，裂隙帶的滲透率逐漸變小. 研究表明，工作面在推進過程中，煤層上覆巖層被破壞、移動產生裂隙，上覆巖層 在豎直方向上分為垮落帶、裂隙帶、下沉彎曲帶; 在工作面推進方向則出現(xiàn)“重新壓實區(qū)、 離層區(qū)、煤壁支撐影響區(qū)”，即工作面開采過程中的 “三帶”、 “三區(qū)”。走向高位鉆孔 的布置原則是將鉆孔的終孔位置布置到煤層工作面上覆巖層的裂隙帶內，同時抽采本煤層 工作面采空區(qū)瓦斯和上被保護層的裂隙瓦斯。因此，準確定位煤層工作面上覆巖層的裂隙 帶是走向高位鉆孔布置的關鍵。煤層上覆巖層在開采的影響下，其垮落帶和裂隙帶分別按 照式( 1) 、( 2) 進行計算。 上覆巖層垮落帶高度為: Hm= m( k － 1) cosα ( 1) 式中 Hm———為垮落帶高度，m; m———為煤層采高，m; k———為巖石膨脹系數(shù)，取 1. 4; α —為煤層傾角，( °) 。 將 2341 工作面有關參數(shù)代入式( 1) ，經計算得到該工作面垮落帶高度約為 5.04m。 上覆巖層裂隙帶高度為: Hm = 100 M 2.1 M +16 ± 2. 5( 2) 中國礦業(yè)大學 2012 屆本科生畢業(yè)設計 式中 ∑M———累計開采厚度，m。 3.抽放瓦斯的理論研究 3.1 抽放瓦斯的理論及方法 邊抽邊掘抽放瓦斯效率，除了與煤層的透氣性有關外，還與巷道周圍的應力分布有很 大關系.所謂靜態(tài)應力是指掘進工作面靜止的條件下掘進頭周圍及巷道周圍煤巖體內存在 的應力場。只要工作面不向前延伸，巷道兩壁不破壞，這種應力變化就很小，工作面周圍 及巷道周圍的應力場一般都可以看作靜態(tài)應力場，只有在工作面向前推進及發(fā)生煤與瓦斯 突出時，才轉變?yōu)閯討B(tài)應力場，并且突出時的動態(tài)應力場與平時的靜態(tài)應力場有著一定的 聯(lián)系，研究突出時的動態(tài)應力場正是為研究動態(tài)應力場作準備。 3.1.1 已取得的研究成果 關于靜態(tài)應力場研究，以往已作了一些研究工作。中國礦業(yè)大學研究的成果是把掘進 工作面把看作球對稱體，取掘進頭的半徑R,=2m，無限遠處作用在煤(巖)體骨架上的應力 為14.7M Pa.瓦斯壓力P=0，然后根據表3-1的巖性條件導出了周圍含瓦斯煤(巖)體多孔介 質中的靜態(tài)應力場分布如圖3-1所示。 從圖中可以看出，對于每一種巖石條件，在掘進頭前方，破壞帶中的應力由淺入深 是逐步增加的，到破裂帶的邊緣處，球向應力大于原始應力并達到最大值。因此在破裂帶 邊緣，逐漸接近原始應力，而徑向應力則繼續(xù)增加，也逐漸接近原始應力。如果掘進頭按 原始斷面向前推進，推進過程中的應力分布比較復雜，但穩(wěn)定以后的應力分布將仍然與圖 3-1一樣〔據中國礦大研究成果]在相同的地應力及巷道幾何條件下，掘進頭前方的破裂帶 半徑，取決于巖性條件。巖石越堅硬，破裂半徑越小。即砂巖的破裂半徑最小，硬煤次之， 軟煤破裂半徑最大。相應破裂帶邊緣上的球向應力集中系數(shù)是砂巖最大，硬煤次之，而軟 煤最小。 3.1.2 煤巷周圍煤體(巖)內的靜態(tài)應力分布 煤層巷道在煤層的層位關系。通常有四種情況，一是巷道兩幫是煤層，頂、底板是巖 層;二是兩幫和頂板是煤層，底板是巖層;三是兩幫和底板是煤層，頂板是巖層;四是巷道 兩幫是煤層、頂、底板均是煤層?；茨系V區(qū)C,3-:采用分層開采時其巷道的布置形式多屬 第三種類型、開采Bit時其巷道的布置形式多屬第一種類型。質物體內，應力的計算是很 困難的，煤礦中多采用實測的方法來了解巷道兩Y`9的應力分布情況。 3.1.3 煤巷周圍含瓦斯煤體(巖)蠕變狀態(tài) 在煤礦井下采掘空間形成初期，首先在空間界面附近會形成較高的集中應力，當集中 應力值達到含瓦斯煤的強度后，該部分煤體發(fā)生屈服變形，使集中應力移向深部的煤體: 隨著集中應力向煤體深部的傳播，應力集中系數(shù)將衰減，集中應力的分布也將發(fā)生變化。 上述這些變化都是時間的函數(shù)，因而是一種蠕變現(xiàn)象。經過一定時間后，煤體的蠕變將趨 于穩(wěn)定，煤體由動壓作用下的劇烈蠕變狀態(tài)進入常壓作用下的準蠕變狀態(tài)。隨著蠕變時間 的增長，集中應力區(qū)仍會緩慢向煤體深部傳播，直到集中應力值小于含瓦斯煤的長時強度， 這種傳播才會停止。 煤巷掘進工作面前方煤層動壓效應。根據支承壓力分布狀態(tài)，可按時間順序將掘進工 作面前方煤體蠕變過程劃分為瞬態(tài)蠕變階段、動態(tài)蠕變階段和蠕變階段。對于蠕變階段， 可按空間位置將掘進工作面前方煤體劃分為三個區(qū)域，即松弛區(qū)域(動態(tài)蠕變階段發(fā)生屈 服的區(qū)城)、集中應力區(qū)域和穩(wěn)態(tài)蠕變區(qū)域. 采掘空間在煤層中形成后，工作面前方煤體的松弛區(qū)域(動態(tài)蠕變階段發(fā)生屈服的區(qū) 城)、集中應力區(qū)域和穩(wěn)態(tài)蠕變區(qū)域始終存在，且隨著工作面向前推進，這幾個區(qū)域也隨 之向前移動。工作面每次進尺后蠕變的3區(qū)域始終存在。通過分析可知，在瞬態(tài)和動態(tài)蠕 變階段，由于淺部煤體應力增加速度較大，這部分煤體在較短時間內屈服破壞，使集中應 力向深部傳播而卸壓進入松弛狀態(tài);在蠕變階段中，受采動影響，煤體在穩(wěn)定的大于長時 強度外載荷作用下，煤體內微裂隙繼續(xù)擴展并在局部區(qū)域內貫通，形成剪切滑移面，一般 情況下，滑移面方向沿最大剪應力方向，其宏觀表現(xiàn)為頂?shù)装逑鄬σ平侩S時間增富含瓦 斯的煤體在強大的地應力作用下可以顯示出明顯的蠕動和位移。例如在四川南恫礦務局直 屬一井四號層中發(fā)生的5000t大突出的孔洞周圍150m處回采時，工作面上就發(fā)現(xiàn)煤體有明 顯位移的痕跡。 在新的采掘空間形成后的短時間內，作用于采掘工作面前方含瓦斯煤層上的集中應力 將以一定的速度向煤體深部傳播，且傳播的速度會逐漸衰減并趨向于零，在這個影響范圍 內含瓦斯煤體進入蠕變階段.在下一次循環(huán)進尺之前，這個區(qū)域內的含瓦斯煤體是在近似 為恒應力的條件下蠕變，即穩(wěn)態(tài)蠕變。穩(wěn)態(tài)蠕變可看作為突出的準備階段。 3.2 瓦斯在煤層的流動規(guī)律 瓦斯在煤層中的運動通稱為瓦斯流動。一般情況下，由于瓦斯是以承壓狀態(tài)存在于煤 層中:當回采、掘進、打鉆等開采工作破壞了煤層中原有的瓦斯壓力平衡后，便會使瓦斯 產生由高壓處向低壓處的流動.目前認為，煤層瓦斯流動是一個復雜的運動過程，它與介 質的結構和瓦斯賦存形式密切相關。由于煤體屬多孔裂隙性介質，所以煤層瓦斯流動可以 看作是氣體在多孔介質中的流動。 3.2.1 瓦斯在煤層中流動的基本規(guī)律 煤體是由孔隙一裂隙組成的多孔介質。目前，一般認為，在裂隙系統(tǒng)中，煤層瓦斯的 流動多屬于層流運動，而在孔隙結構的微孔中，則是擴散運動。因此，根據煤體中孔隙分 布和煤層中存在的裂隙系統(tǒng)，可以認為，瓦斯在煤層中的流動，主要是擴散運動和層流滲 透運動 1) 擴散運動 擴散是分子的自由運動使得物質由高濃度體系運移到低濃度體系的濃度平衡過程。而 擴散規(guī)律則正是研究擴散流體的速度和這種流體的濃度梯度之間的聯(lián)系。煤是一種多孔介 質，根據國外許多研究者的研究表明，當瓦斯流動的孔隙直徑很小(一般認為<1 um)，氣 體分子不能自由運動時，瓦斯的質量流將與瓦斯密度梯度成正比，符合擴散即菲克(Fick ) 定律: (3-1) 式中： J一一擴散速度，m3/(m2.d); X一-煤體瓦斯含量，m3/m3; D一一-煤體瓦斯擴散系數(shù)，M2/d . 2) 層 流 運動 瓦斯在中孔(>1um)以上的孔隙或裂隙內的運移，可能有兩種形式:層流與紊流;而層 流通常又可分為線性滲透與非線性滲透。 當瓦斯在煤層中的流動為線性滲透時，即瓦斯的流速與煤層中的瓦斯壓力梯度成正 比時，呈線性規(guī)律，符合達西(Darcy)定律: 式中: (3-2) U—流 速 ， m/s; K一 多 孔介質的滲透率，m2; u— 流體 的動力粘度，Pa.s; dp— 在 dx長度內的壓差，Pa; dx 一 和流體流動方向一致的極小長度，m 瓦斯在煤層中主要以吸附和游離兩種狀態(tài)存在，在只考慮游離瓦斯時，根據B.B霍多 特對煤層孔隙結構的研究和卡爾洪關于氣體滲流的研究結果，瓦斯在煤層中的流動應符合 達西定律?？柡楹图s斯特(Galhoun and Yuster,1946 )總結了些事實，認為當孔隙直徑 與氣體分子平均自由程大小差不多或比它小時，達西定律就失效。根據計算，在瓦斯壓力 為0.1-5.OMpa范圍內，甲烷分子直徑為4.14 * 10-10m,其平均自由程為1.0-5.2*10-4m。因此， 除在一些直徑小于10-7cm的微孔內，瓦斯在煤層中的流動應符合達西定律. 在考慮煤層孔隙壁面的吸附瓦斯時，根據一些研究者的結果，這部分瓦斯會產生所 謂的“滑流現(xiàn)象”(氣體分子沿孔隙壁面發(fā)生滑動)，使其滲透率明顯地依賴于氣體壓力， 但當流動氣體的壓力足夠大時，“滑流現(xiàn)象”可以忽略，從而仍可使用適西定律，但這時 的滲透率實質上相當于等效滲透率. 3.2.2 煤層瓦斯流動的基本參數(shù) 1) 煤層瓦斯壓力 煤層瓦斯壓力是煤層孔隙內氣體分子自由熱運動撞擊所產生的作用力，它在某一點上各 向大小相等，方向與孔隙壁垂直。 煤層瓦斯壓力是決定煤層含量多少、瓦斯流動動力高低以及瓦斯動力現(xiàn)象的潛能大小 的基本參數(shù)，在研究與評價瓦斯儲量、瓦斯涌出、瓦斯流動、瓦斯抽放與瓦斯突出問題中， 掌握準確可靠的瓦斯壓力數(shù)據最為重要。 根據國內外在瓦斯煤層大量的測定結果，在甲烷帶內，煤層的瓦斯壓力隨深度的增加 而增加，多數(shù)煤層呈線性增加，瓦斯壓力梯度隨地質條件而異，在地質條件相近的塊段內 相同深度的同一煤層具有大體相同的瓦斯壓力，因此，可以按下式預測深部煤層的瓦斯壓 力: 式中: （3-3） P 一 甲烷帶內深度為H(m)煤層壓力，Mpa; P'— 甲烷帶內深度為萬(m)已知的煤層瓦斯壓力，MPa; C 一 瓦斯壓力梯度，MPalm，一般變化范圍為0.01+0.005. 淮南礦區(qū) B11;C13-1煤層瓦斯壓力測量數(shù)值統(tǒng)計結果如圖示所示。 2) 煤層瓦斯含量 煤層瓦斯含量是指煤層或巖層在自然條件下單位重量或單位體積所含的瓦斯量，一般 用m3/t或m3/m3表示。而瓦斯含量包括游離瓦斯和吸附瓦斯兩部分。 瓦斯含量的間接測定方法通常用的室內容量法。它是將采取的未經氧化的新鮮煤樣裝 在鐵罐或玻璃容器中，蓋緊密封送至實驗室，破碎成0.2-0.25mm粒度，在恒溫60oC、水銀 柱壓力10-2—10-5mm的真空條件下，進行長時間的抽氣，然后在低壓0-800mm水銀柱或高壓 0.1-5Mpa，溫度0-40℃條件下進行吸附(吸附氣體為甲烷)，最后換算成在標準壓力下每克 煤中的吸附瓦斯量。 吸附作用隨著瓦斯壓力的增長率增加而增加，隨著溫度的升高而降低。因此，各因素 的改變都會導致吸附值的變化。煤與瓦斯間的吸附作用符合格繆爾方程，并可求得吸附常 數(shù)a和b。 只要在實驗室做出吸附數(shù)據，并根據井下煤層的實測瓦斯壓力、煤的物理力學性質， 采用一系列校正系數(shù)即可計算出煤層吸附瓦斯含量和游離瓦斯含量。如果所測瓦斯壓力接 近實際壓力，校正系數(shù)適當，那么計算的瓦斯含量可視為煤層的瓦斯含量。 瓦斯含量分為游離瓦斯含量和吸附瓦斯含量。其計算式為: （3-4） 式中:V— 單位體積煤體的孔隙容積，m3/m3; n— 煤層孔隙 率，m3/m3; p一 煤層瓦斯壓力，MPa; Po，T o一 一標準狀態(tài)下，大氣壓(為0.101325MPa)和絕對溫度(273K) ξ — 瓦 斯 壓 縮系數(shù); a —煤的最大吸附瓦斯量，m3/t; b 一 吸 附 常 數(shù); γ — 煤 的 容 重，m3/t; W， A - 煤水分、灰分，%; t 一煤層溫度，℃。 3) 煤層透氣系數(shù) 煤層透氣系數(shù)是煤層瓦斯流動難易的標志，也是衡量煤與瓦斯突出危險性及瓦斯抽放 可行性的重要參數(shù)。 其計算公式為: （3-5） 式中:Y一流量準數(shù)，無因次; F0 一 時間準數(shù)，無因次; A,B 一 系 數(shù); 式中:P0一煤層原始瓦斯壓力，Mpa; （3-6） P1 一 鉆孔中瓦斯排放時壓力，一般為 O.1Mpa r1— 鉆孔半徑，m; α — 瓦斯含量系數(shù)，m3/( m3.MPa1/2 q一 在排放時間t內量，鉆孔單位暴露面積上的瓦斯流量，m3/ (m2d) ,q= q0l( anr.m); q0一在排放時間t內，鉆孔平均瓦斯流量，m 3/d; m— 煤層厚度， λ — 透氣系數(shù)，m2/( MPa2-d )。 t一 鉆孔 開始發(fā)生瓦斯流動，到測量q0時的總時間，d。 由上述方法確定的透氣系數(shù)，一般為煤層原始透氣系數(shù)。由于在煤體中打鉆、開掘巷 道等影響，使得靠近鉆孔及巷道邊緣煤體的透氣系數(shù)大大高于原始透氣系數(shù)。這樣一來， 如果按等透氣系數(shù)進行解算，所得結果可能和實際有所差異。為了改變這種狀況，采用變 透氣性系數(shù)解算鉆孔瓦斯流場流動方程應更為合理。 變透氣系數(shù)的確定方法是，假定鉆孔或巷道影響范圍以外煤體為原始透氣系數(shù)，而影 響范圍以內煤體的透氣系數(shù)按負指數(shù)規(guī)律變化，其變化規(guī)律如圖3-3所示。 （3-7） 式中: λ ‘一煤壁暴露面處的透氣系數(shù); λ0— 煤層原始透氣系數(shù); A— 系數(shù)。 λ ‘一般由模擬方法確定，即首先假定λ 代入方程進行解算，把解算結果和實測結果 對比，從而確定符合實際要求的λ ‘值. 3.3 鉆孔周圍瓦斯流動方程 3.3.1 基本假設 鉆孔瓦斯抽放是防治瓦斯涌出的主要措施之一，合理地選擇瓦斯抽放參數(shù)是一項具有 重要意義的工作。而瓦斯抽放參數(shù)的確定和鉆孔瓦斯流動規(guī)律緊密相關。防突措施主要為 工作面鉆孔瓦斯抽放。目前，邊掘邊抽鉆孔抽放瓦斯為淮南礦務局掘進工作面的主要局部 防突措施，為計算鉆孔瓦斯抽放量與負壓、抽放量與抽放時間的關系及鉆孔周圍瓦斯壓力 分布，編制了一套抽放鉆孔瓦斯流動解算軟件，該軟件可用于確定抽放鉆孔直徑、抽放鉆 孔間距、抽放時間等重要參數(shù)，對現(xiàn)場瓦斯抽放具有較大的參考價值和指導意義。 煤在形成過程中受到很多因素的影響，使煤層具有非均質性，但從宏觀上看，在一個 較大的區(qū)域內，除斷層等地質構造帶外，可以看作是均質的;煤層內的原始瓦斯壓力在一 定的區(qū)域內也可以看作是均勻的。因此，為使問題簡化，按以下假設來推導瓦斯流動方程。 ① 煤層頂?shù)装逋笟庑员让簩右〉枚啵梢詫⒚簩禹數(shù)装逡暈椴煌笟鈳r層; ② 煤層各向同必性，透氣系數(shù)及孔隙率不受煤層中瓦斯壓力變化的影響，但在巷道及鉆 孔周圍的卸壓范圍內增大; ③瓦斯可視為理想氣體，瓦斯?jié)B流過程按等溫過程來處理; ④吸附瓦斯符合朗格繆爾方程，煤層中瓦斯解析在瞬間完成; ⑤瓦斯在煤層中的流動服從達西定律。 孔瓦斯流動為徑向流動，如圖3-4示: 3.3.2 瓦斯流動方程數(shù)學模型的建立 煤體抽放鉆 在以上假設的基礎上，根據流體在多孔介質中的質量守恒定律，得到如下方程組： （3-8） 式中ρ — 瓦斯壓力為P時的瓦斯密度，t/m3; V 一 瓦 斯流動的速度向量，m/d; M 一單 位體積煤體所含的瓦斯量，t/m3; k— 煤 的滲透率，m2; μ — 瓦 斯的絕對粘度，MPa2d, ρ n — 瓦 斯壓力為P、時的瓦斯密度，t/m3. Pn- 1個標準大氣壓，MPa; P— 煤 層瓦斯壓力，MPaa 以上 (3- 8)三式分別為瓦斯在煤層中流動時的連續(xù)方程、運動方程和狀態(tài)方程。又因： 可得： （3-9）  （3-10） 式中： t— 瓦斯在流動過程中的溫度，℃; λ — 煤層透氣系數(shù)，m2/(MPa2d ), 令式(3-10)中的 P2 =U，得 式中： （3-11） 式中λ = f（x,y) 。 井下大多數(shù)瓦斯流場都可以簡化為一維平行流動、一維徑向流動和二維平面流動的有 限流場及無限流場或者它們的組合。邊掘邊抽鉆孔抽放瓦斯流場是二維平面流動的有限流 場，因此，有: （3-12） 3.3.3 瓦斯流動方程的定解條件 瓦斯流動屬于彈性驅動方式下的滲流，特點是，流動最先發(fā)生在煤層的暴露面，然后 流動不斷向縱深發(fā)展。設煤層暴露面外界壓力為常壓P1。:在原始狀態(tài)，煤層內各點瓦斯壓 力為P0。在t=0時刻，層內各點瓦斯壓力為Po.在開始流動的一個極短瞬間，煤壁上的瓦斯 壓力由Po降至p:，與此同時，在煤層內部形成一個降壓區(qū)域。 本文為瓦斯流動的有限流場，流場的外邊界沒有瓦斯源，即當流場影響到邊界以后， 始終有L= 0，其中L為流場長度。其流場的定解條件如下所示:其初 始 條 件為:t=O,U =Uo=P2 0 其邊界條件為:  （3-13） 式中 r0 — 鉆孔半徑， Uo一煤層中原始瓦斯壓力的平方，MPa2. U-鉆孔中瓦斯壓力的平方，MPa2; P0— 煤層中原始瓦斯壓力，MPa; P1— 鉆 孔中的瓦斯壓力，MPa; m一 煤層厚度之半，m 3.3.4瓦斯流動方程的解算 瓦斯在煤層中的流動微分方程屬于二階非線性拋物型微分方程，要使問題得到解決就 得解二階非線性拋物型方程;但一般無法找到它的解析解，數(shù)值計算和計算機的結合為解 決這類問題開辟了新的途徑，一般說來，采用差分方法，可以根據流場流動的特點應用變 步長較為準確地描述流場內各處在不同時刻的狀態(tài)。 1) 流動方程的解法 對于二維流動方程，采用有限差分法的交替方向隱式方法(P-R法)，為了簡化計算， 采用等距差分格式;x, y方向的空間步長都為h，時間步長都為:。則有如下的差分格式: （3-14） （3-15） 引入式(3-13)的定解條件及y方向上的有限空間步數(shù)，式(3-14)的差分 問題化為: （3-16） 可寫成式(3-16)所示的矩陣形式: M- X 方向空間總步數(shù); n- y 方向的空間總步數(shù); L一 時間總步數(shù)。 式(3-16)的差分問題為:  （3-17） （3-18） 其余符號意義同前。 值得注意的是，如果i,j 在鉆孔內部，則x.Y 方向的空間總步數(shù)應作相應減少。在相 鄰兩個時間層之間交替使用(3-16)和(3-18)兩式，前者只是關于x方向的求解，后者是關 于Y方向的求解。在每個時間層上所要解的方程組都是三對角的，可用追趕法求解。 2) 數(shù)值解算過程中的誤差控制 用差商代替微商，把Taylor級數(shù)的余項舍棄，使得差分方程與微分方程之間存在著截 斷誤差;然而，在求解差分方程問題時，一般還會出現(xiàn)兩種誤差:一是計算機的舍入誤差; 二是在確定初始條件或邊界條件時引入的誤差，即測量誤差。用差分方法求解煤層瓦斯流 動問題時，由于是從初始時刻開始，利用初始條件或邊界條件逐步地計算滲流區(qū)各離散點 的壓力或流量值，如果在某個時刻某個離散點出現(xiàn)誤差，在以后各時刻的計算中該誤差將 會逐漸縮小或限制在某個范圍內。因此，在數(shù)值解算過程中，可由程序控制計算誤差在一 定的精度范圍內，當計算結果不符合條件時，可以通過縮小時間步長重新計算初始條件下 的結果，直至達到精度要求的范圍。 在鉆孔打出以后，初期瓦斯壓力和瓦斯涌出量變化較大，而后隨著時間的延長變化逐 漸減小。因此，在計算時，初期應采用小步長，隨著時間的延長，應逐漸加大時間步長。 在計算過程中是按rkal二Ark來逐步增大時間步長的，但為保證計算精度，在采用變步長 時，還應設置一個判斷準則，以判斷時間步長的增長是否滿足精度的要求，即: （3-20） 式中: μ I,J  K+1 一時間步長為t，時MOO點的無因次的瓦斯壓力; μ k一 時 間步長為:k時的(1j)點的無因次瓦斯壓力; ε — 給 定 的 最 大 允許誤差。 增長后的時間 步長Tk+1，若不滿足式(4-3-16)，則仍按原步長計算;若滿足則按tk+1= λ tk增長。其中A的大小根據經驗選取，本次模擬計算取為1.5. 4 走向高位鉆孔布置 將 2341 工作面有關參數(shù)代入式( 2) ，經計算得到該工作面裂隙帶高度約為 4. 89 ～9. 89m。所以，2341 工作面的垮落帶和裂隙帶的高度之和為 9. 93 ～ 14. 93m?；仫L巷內布 置高位鉆孔的終孔應該位于這個范圍之內。高位鉆孔的設計主要是確定鉆孔數(shù)目、開孔位 置、終孔控制層位及封孔技術; 自工作面上安全出口退后 20m( 即 F3 點退后 16. 5m) 為 第一組高位鉆孔開孔點; 然后每隔 12m 依次設計一組高位抽放鉆孔，本工作面風巷長度約 為 70m，共布置 4 組鉆孔，每組鉆孔布置 4 個高位鉆孔，鉆孔終孔落在裂隙帶內。鉆孔 設計如圖 1 所示。 具體鉆場參 數(shù)確定: 鉆場內鉆孔數(shù)、各鉆孔間距、孔圖 1 2341 工作面回風巷高位鉆孔布置圖徑、封 孔方法、抽采管路管徑等。 1) 鉆場內孔數(shù)。 增加孔數(shù)可以增加抽放量和抽放影響范圍。在現(xiàn)有風量的前提下，為提 高抽放率，確定每個鉆場施工 4 個鉆孔。 2) 同一鉆場內鉆孔間距。主要是開孔間距與終孔間距，開孔間距過小，容易造成串孔不利 于鉆孔施工，終孔間距 3m 左右，過密將造成互相干擾，不能達到增加抽放量的目的。 3) 孔徑 Φ 110 mm，扇形均勻布置，孔深 60 m 左右。 4) 終孔落在同巖層層位上; 終孔距風巷平距控制在 2～ 10m 范圍內，距煤層頂板法距為 6. 2 ～ 8m 處，鉆孔終孔落在冒落帶上方近 3 ～5m 處。 5) 鉆孔插管采用 90mm 鋼管，封孔長度為 6m 以上，采用聚胺脂和水泥砂漿封孔; 外接 低負壓瓦斯抽放支管。為達到瓦斯抽采效果，優(yōu)化高位鉆孔設計。在工作面風巷內建一高 位鉆孔施鉆硐室，采用水平走向鉆孔施工長度可達 70 余米，故高位鉆孔施工必須要先在 回風巷煤層頂板內掘一高位鉆場。 5 高位鉆孔抽采效果及分析 高位鉆孔抽放實際是通過頂板鉆孔抽放采空區(qū)冒落帶及裂隙帶的瓦斯，進而改變采空區(qū)流 場分布，從根本上解決采空區(qū)瓦斯從上隅角一帶大量涌出，造成上隅角瓦斯大量積聚和回 風流瓦斯超限的問題。回采工作面生產過程中，工作面前方 30m 左右的巷道內開始變形， 水平移動較為劇烈。在垂直方向上，工作面推進約 50m 后，老頂初次來壓。根據現(xiàn)場實 測，該工作面老頂周期來壓步距約為 20m。由于老頂來壓，頂板斷裂面積增大，在煤壁支 撐區(qū)內礦山壓力也增大，煤壁出現(xiàn)較多的裂隙，其煤內的瓦斯被大量解吸，以游離的形式 涌入采場空間，隨上覆巖層裂隙面積增大，4 煤層上覆 1、3 煤內的瓦斯大量解吸，在采 面負壓通風的作用下，高濃度瓦斯沿老頂裂隙大量涌入工作面采空區(qū)，進入回采工作面回 風巷，造成回風巷風流瓦斯?jié)舛瘸?。實施高位鉆孔抽采后，回風巷瓦斯?jié)舛纫话憔S持在 0. 3% ～ 0. 4% 左右，生產狀況和安全狀況顯著改善。2341 工作面回風巷高位鉆孔抽采 瓦斯時，瓦斯涌出與工作面推進過程和抽采技術具有較大的相關性，如圖 2、圖 3 所示。 申國礦業(yè)大幸 2012 屬本剎盒畢業(yè)幢計 .!ll 113 !)( 70 20 S I 0 15 20 25 30 AU Aυ ，。 ，2 A哥、越劇底～法國 80 nu 句J 推進距離Im 圖Z 鉆孔瓦斯?jié)舛扰c推進距離曲線 圖 0 I 0 20 30 40 50 60 70 80 70 60 迦 so 主運 丟在 40 時 35 38 hu AUT 30 20 10 0 時間Id 圖3 高位鉆孔抽采瓦斯?jié)舛茸兓€圖 1) 高位鉆孔抽采的瓦斯?jié)舛扰c推進距離有關。從切眼開始到工作面推進至 15m 以前，瓦 斯?jié)舛戎饾u升高，工作面推進到 15m 時，瓦斯?jié)舛茸罡哌_ 75%。而當工作面推進距離超 過 20m 時，瓦斯?jié)舛扔兴陆担痉€(wěn)定在 50% 左右。這與工作面上覆巖層隨工作面 推移而垮落的高度不斷增高，裂隙帶也不斷向上發(fā)育，以致達到被保護層，形成了工作面 采空區(qū)瓦斯和被保護層瓦斯合流的高濃度瓦斯。這一過程隨著工作面來壓步距的變化而變 化，根據現(xiàn)場實測，該工作面老頂周期來壓步距約為 20m。 2) 高位鉆孔抽采的瓦斯?jié)舛扰c抽采的時間有關。當工作面一定時間后，隨著工作面直接頂 和老頂?shù)目迓?，高位鉆孔抽采的瓦斯?jié)舛染哂休^大的變化。當工作面開采 20d 左右，抽采 到的瓦斯?jié)舛茸罡哌_到 75%，一般在 60% 左右。隨著抽采時間的延長，抽采瓦斯?jié)舛扔?所下降，基本保持在 50%左右。 3) 瓦斯抽采量與時間有關。當高位鉆孔抽采瓦斯時間達到 15 ～25d，抽采瓦斯量達到最 大值，一天的抽采瓦斯量達到 1700m3，隨著時間的推移，高位鉆孔日抽采瓦斯量有 所降低，維持在每天 1500m3。這樣工作面的回風巷的瓦斯?jié)舛扔休^大幅度的下降，由高 位鉆孔抽采前的 0. 7%下降到 0. 35% ，下降幅度達 50% ，有效地保障了工作面的正常生 產。 6 結 論 工作面回風巷高位鉆孔抽采瓦斯的試驗研究表明，高位鉆孔抽采瓦斯對保障工作面正常生 產和有效利用抽采瓦斯兩方面均具有較好的應用前景。 1) 下保護層工作面回風巷高位鉆孔抽采瓦斯，其鉆孔參數(shù)設計、鉆孔施工、鉆孔的封孔質 量等都具有較大的影響，其中準確判斷煤層頂板垮落帶和裂隙帶的高度是鉆孔參數(shù)設計的 關鍵。 2) 下保護層工作面回風巷高位鉆孔抽采瓦斯，其瓦斯?jié)舛扰c工作面推進距離、鉆孔抽采時 間等具有較大的正相關性，特別是與工作面的的周期來壓密切相關，周期來壓時，煤層老 頂垮落，導致裂隙發(fā)育到達上部被保護層，形成了工作面采空區(qū)瓦斯和被保護層瓦斯合流 的高濃度瓦斯。 3) 保護層開采工作面一般由于煤層頂?shù)装蹇迓浼傲严稁Оl(fā)育至被保護層，導致保護層工作 面回風巷瓦斯超限，通過本煤層工作面通風及采空區(qū)時抽采，高位鉆孔抽采瓦斯是一條有 效、可靠的技術途徑，經濟效益及安全效果十分明顯。 參考文獻: ［1］ 國家安全生產監(jiān)督管理總局，國家煤礦安全監(jiān)察局． 防治煤 與瓦斯突出規(guī)定 ［M］． 北京: 煤炭工業(yè)出版社，2009． ［2］ 梁運培，文光才． 頂板巖層 “三帶”劃分的綜合分析法 ［J］． 煤炭科學技術，2000，28( 5) : 39 ～42． ［3］ 周衛(wèi)金，方小偉． 高位鉆孔抽放的瓦斯?jié)B流研究 ［J］． 煤 炭科學技術，2006，34( 1) : 76 ～78． ［4］ 李霄尖，姚精明，何富連，等． 高位鉆孔瓦斯抽放技術理論 與實踐 ［J］． 煤炭科學技術，2007，35( 4) : 16 ～21． ［5］ 國家煤炭工業(yè)局． 建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設 與壓煤開采規(guī)程 ［M］． 北京: 煤炭工業(yè)出版社，2000． ( 責任編輯 張寶優(yōu))