关于急倾斜近距离薄煤层群卸压瓦斯立体抽采技术的研究

尚勇 王雄

（重庆中梁山煤电气有限公司矿业分公司 重庆 400052）

关于急倾斜近距离薄煤层群卸压瓦斯立体抽采技术的研究

尚勇 王雄

（重庆中梁山煤电气有限公司矿业分公司 重庆 400052）

为了在急倾斜近距离薄煤层群的保护层开采中，确保卸压瓦斯抽采的高效性，本文将以某急倾斜近距离薄煤层群的卸压瓦斯立体抽采技术的应用为例，进行了具体的分析。

急倾斜近距离；薄煤层群；卸压瓦斯；立体抽采；技术

引言

就目前而言，我国的急倾斜近距离薄煤层群开采过程中，存在着单一平面防突措施不足的问题，导致煤层的开采不能取得预期的经济及安全效益。本文将以某煤层为例，采用卸压瓦斯立体抽采技术，制订切合实际的抽采方案，实施合理的抽采技术。

1 矿区概况及煤层瓦斯赋存情况

1.1 矿区概况

该矿区为急倾斜近距离的薄煤层群，构造背斜，其总体走向是北东→南西向，东、西两翼极为陡峻甚至直立，最终形成十分典型的平顶陡边对称“覆舟”型的构造。将矿井分为南矿、北矿两个分别开采，所开采的煤层属于急倾斜近距离、严重突出、构造复杂且容易自燃的薄煤层群。采用的矿井开拓方式是综合开拓，即平硐+立井+暗斜井，采煤的工作面布置为走向长壁、走向短壁，选择伪俯斜短壁、柔性掩护支架的采煤法。

1.2 瓦斯的赋存情况

本矿区瓦斯赋存情况丰富，目前瓦斯储量大约有25.79亿m3。其中，可采的储量约有22.2亿m3。煤层的瓦斯含量在15.41～19.30m3/t之间，瓦斯的压力大约为5.7MPa，同时有随埋深增加而增大的趋势。

2 保护层开采的卸压瓦斯运移规律

开始采掘前，在煤层的底板抽采巷中选择立体网格式穿层钻孔，以全覆盖的抽采采掘的区域，对K2保护层进行开采后，采取残抽方式将终孔至K1煤层钻孔抽采泄压，以保证矿井瓦斯得以综合治理，以免发生事故。

2.1 时间分布规律

一般来说，K1以及K3-K10的煤层卸压瓦斯运移分为三个阶段：①渗流阶段。在对保护层K2工作面进行开采的初期，瓦斯的主要来源是本煤层原有的游离瓦斯，渗透至裂隙；②扩散阶段。当游离瓦斯发生渗流以后，K2煤层和被保护层K1以及K3-K10煤层间存在的瓦斯具有浓度差，导致K1以及K3-K10煤层的瓦斯向原先K2煤层采动的裂隙之间扩散；③吸附瓦斯的解吸阶段。煤体中游离瓦斯朝外渗透并扩散之后，煤体的内外形成了瓦斯浓度差，导致吸附瓦斯从微孔中解吸出来。解吸出的瓦斯向外扩散、渗流并反复循环，最终形成了卸压瓦斯流动“渗流→扩散→解吸”的循环过程。

2.2 空间分布规律

对K2保护层进行开采之后，其顶、底板会产生开裂、变形和位移，导致周围的岩体和邻近煤层也随之开裂、变形和位移。K1煤层处于保护层K2开采之后的上覆岩体裂隙带中，而K3-K5则处在下伏岩体底鼓裂隙带中，提供了瓦斯运移的动力。由于受到采动影响，K2煤层的顶板方向构成一垮落圈，基于地应力作用，K2工作面采空区与顶板垮落圈会遭受顶板岩体与K1煤层向下作用力，导致挤压现象的出现，底板岩体与K3煤层出现底鼓与垮落问题，采空区与垮落圈逐渐填实，而K1与K3煤层出现位移、变形、开裂等现象，产生了一个卸压圈，K2工作面不断推进的过程中，反复出现”垮落-压实-开裂-变形”的现象，同时由于压力差、浓度差作用，会导致瓦斯朝着工作面与钻孔内运动，形成卸压瓦斯空间运移规律（图 1）。

图1 保护层K2煤层开采时邻近层卸压瓦斯的运移示意图

有上述分析可知，K1、K3-K10煤层内卸压瓦斯运移和采动裂隙带具有一定的时、空规律，若是瓦斯涌入保护层工作面后，没有对其进行及时、合理的4处理，则直接会导致开采工作受影响，效率、安全性均会大大降低。基于此，必须采取有效的处理措施，消除进入保护层工作面的瓦斯。

3 卸压瓦斯立体抽采技术

3.1 立体抽采技术原理

在该矿区煤层群开采中，为了能够全面消除瓦斯的突出危险，有效减少瓦斯涌出量，将无突出危险K2煤层当作保护层开展开采作业，通过一段时期顺层钻孔抽采后，K2煤层瓦斯压力与含量下降，煤层弹性减小，而煤体应力也下降，使得煤体强度与透气性都得以增强，瓦斯抽采顺利进行。开采了保护层K2后，导致保护层K1、K3-K10煤层群出现整体的变形、位移以及卸压现象，相应的被保护范围的地应力下降，透气性增强，而卸压瓦斯遵循“解吸—扩散—渗流”的方式流动，并同时在卸压煤层实施瓦斯抽采，令煤层瓦斯的压力与含量同时降低，相应的突出煤层的地应力也会降低，煤层出现膨胀现象，钻孔内的瓦斯流量增多，涌往K2煤层涌的瓦斯量大大减少，同时抽采本煤层与邻近层中涌入采空区的瓦斯，确保整个的煤层群实现安全开采，令煤矿开采经济、社会效益得以有效保障。如图2所示即为立体抽采技术原理示意图。

3.2 立体抽采技术应用

（1）底板穿层钻孔抽采

①矿井的抽采巷与钻场的布置。将抽采巷布设于茅口灰岩内，与茅口边界的距离处于20～30m范围内，比同水平的回采工作面的运输巷应低5.0m（不得超过此数值）。钻场的底部要高于抽采巷底部0.3m，钻场宽、深、高分别为4m、3m、2.6m，而钻场碛头要高于外缘0.3m。若是抽采巷需兼作运输巷，则必须每隔20m就要设置一个正规的钻场（例如：+50mSE、NE区）；若是抽采巷不兼作运输巷，则每隔40/20m，设置一个正规的钻场。若是采取每隔40m布置一个钻场的方式，则需在中间设置钻位，具体见图 3（a）。

图2 立体抽采技术原理示意图

②矿井区域钻孔布置。采取钻场区别控制的方式，也就是1个钻场钻孔全部终孔于K1煤层，抽K1-K10煤层瓦斯，而相邻1个钻场需终孔至K3、K7、K9煤层，抽K3-K10煤层瓦斯。钻孔开孔之间相距需超过0.2m，而抽采半径应是7.5m，走向上的钻孔终孔之间应相距10m。当终孔K1煤层钻孔，第1排钻孔的开孔位置应定为抽采巷道底部上0.5m，倾角为0°，倾向上的控制高度是上阶段终采之后沿着倾向上保护边界，不得超过17.5m。终孔K3煤层钻孔，则第1排的钻孔开孔位置定为抽采巷底部上0.5m，倾角为0.5～3.0°，钻孔倾向上的控制高度需与上阶段终采线的距离保持在32.5m内，所有的钻孔都要避免和终孔K1煤层钻孔相交汇。对于特殊的地点，例如：边界、地质构造带以及倾伏端需缩小抽采的半径，钻孔布置加密，具体如图3所示。

图3 底板穿层钻孔布置图

③底板穿层钻孔抽采卸压瓦斯的布置。终孔K3、K7、K9煤层进行区域性网格式的预抽钻孔，也就是兼做区域性网格式的预抽钻孔与卸压瓦斯抽采钻孔。K2保护层开采过程中，对于邻近煤层的卸压瓦斯就利用此钻孔开展抽采工作。

（2）本煤层回采工作面的顺层钻孔抽采

布置好保护层的工作面，在工作面的运输巷向上对本煤层开展顺层钻孔施工，钻孔需保持平行布置。钻孔终孔需相距5m，向上钻孔长度为80m，钻孔直径75mm，共布置60个孔，共计4800m。保护层工作面进行开采前，需提前抽采本煤层的瓦斯，时间需持续半年，以保证区域的验证达标。同时，单孔抽采负压需处于13～20kPa范围内，单孔抽采的瓦斯纯量则保持在0.08～0.15m3/min范围内，瓦斯抽采的总流量需保持在4.8～9.0m3/min范围内。

保护层工作面进行开采时，为了能够及时抽采本煤层的超前卸压瓦斯与采空区上方的瓦斯，一方面需沿着工作面的进风巷，每隔50m布置1个钻场，且每1个钻场内需布设6个斜向下的钻孔，其中，钻孔的斜长保持在60～80m范围内，而钻孔的直径75mm，用于对本煤层的超前卸压瓦斯开展抽采；另一方面，沿着工作面的进风巷，每隔50m在棚顶布设一个钻场，钻场斜内需布设2～6个斜向上的钻孔，以对采空区上方的卸压瓦斯进行抽采。此种抽采钻孔方法，时间短，瓦斯的浓度变化十分大，起始浓度为45～60%，工作面越靠近钻孔，则浓度衰减得越快。

（3）采空区尾巷的密闭抽采

该抽采指的是布置好保护层K2工作面后，沿着逆向开采方向，于开切眼处（即：工作面尾巷）建设1道密闭，在密闭位置敷设2～5根准60mm的抽采管，将其与瓦斯尾巷内敷设抽采支管接通，一同并入抽采主管，对工作面尾巷采空区高浓度瓦斯开展抽采作业。采空区抽采必须定期取其气样进行化验分析，采取措施防治采空区自然发火。

（4）高位巷穿层钻孔抽采

高位巷穿层钻孔抽采瓦斯就是在全岩大巷或抽采巷道内，通过施工抽采钻孔至工作面顶、底板裂隙带区域，并对该区域进行有效抽采。保护层K2开采过后，顶板、底板形成裂隙空间，构成瓦斯流动通道，瓦斯压力与抽采负压作用下，抽出该区域瓦斯。高位巷穿层钻孔抽采具体可以分为两种：①顶板高位巷穿层钻孔抽采，其主要是通过本水平全岩大巷/抽采巷，向保护层工作面顶板与采空区施工向下的穿层钻孔，抽采下水平保护层与邻近层的卸压瓦斯，适合矿区边界倾伏端区保护层开采中的卸压瓦斯抽采。②底板高位巷穿层钻孔抽采，其主要是在K1煤层顶板方向的全岩大巷，向K2煤层的采空区布设抽采钻孔，采取的是类似于预抽钻孔的布置方式。底板高位巷穿层钻孔抽采的采空区卸压瓦斯布孔方式主要是利用上一水平或是阶段的底板瓦斯巷与抽采钻场，向下施工至K2煤层采空区与K3-K10原始煤层及岩体的扇形钻孔，每1个钻场布设6～8个钻孔，钻孔水平距离为15m，而倾斜间距为10m，钻孔倾斜长度保持在80～100m范围内，钻孔深度应保持为穿透采空区0.5m，钻孔直径为75mm。

4 结束语

综上所述，通过文章对急倾斜近距离薄煤层群的分析，了解卸压瓦斯立体抽采技术的工作原理，借助实例分析其在急倾斜近距离薄煤层群中卸压瓦斯抽采中的应用，制定恰当的技术方案，以保证获得预期的经济及社会效益。

[1]刘珂铭，张 勇，许力峰，等.近距离煤层群瓦斯立体抽采技术研究[J].煤炭科学技术，2012，40（6）：46～50.

[2]陈彝龙，黄文军.急倾斜煤层群被保护层卸压瓦斯抽采试验研究[J].煤，2015：123～124.

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TD712.6

A

1004-7344（2016）08-0174-02

2016-3-1