黄陵一号煤矿中厚煤层110 工法瓦斯治理技术研究

石新禹

（陕西陕煤黄陵矿业有限公司 一号煤矿，陕西 延安 727306）

0 引 言

随着机械化程度提高，煤炭采出速率不断提升，留设煤柱开采方式下资源浪费问题愈发突出[1-2]，由于留设煤柱上方应力集中而引起煤与瓦斯突出十分严重[3]。沿空留巷是一项安全高效的无煤柱开采技术，是我国煤炭可持续发展及科学采矿的重要发展方向之一[4-5]。由于预裂切顶及通风方式的转变对瓦斯治理增加难度[6-7]，需进一步深入研究。因此，沿空留巷无煤柱开采下煤与瓦斯共采的探索对我国无煤柱开采技术发展具有重要意义，不仅提高了资源的整体利用率，同时降低了瓦斯事故对煤炭行业安全生产的威胁[8]。

煤层开采会引起采场周围岩体产生剧烈的岩层移动和应力调整，使得上覆岩层产生裂隙，为卸压瓦斯运移提供通道。无煤柱开采条件下采动覆岩裂隙形态、通风方式均会发生改变，对卸压瓦斯抽采造成一定影响[9-13]。因此，对于无煤柱开采覆岩裂隙演化特征需进一步研究，使其能够尽快地在无煤柱煤与瓦斯共采领域发挥应有的作用，以实现煤与瓦斯的安全高效共采。

1 切顶留巷全过程围岩运动结构模型

切顶卸压沿空留巷的围岩运动一般具有阶段特征性，根据围岩变形特征及施工工序，一般将切顶成巷围岩移动变形归纳为以下几个阶段，如图1 所示。

图1 无煤柱自成巷围岩运动结构模型Fig.1 Surrounding rock movement structure model of self-formed roadway without coal pillar

阶段I：未实施切顶卸压前，上覆岩层顶板围岩保持原有的完整性，此时巷道顶板两端固支，如不考虑煤层倾角、水平应力等情况，则此时可视为顶板沿巷道断面呈对称分布，此时巷道稳定，未发生变形特征。

阶段II：实施切顶卸压后，切顶预裂爆破切断采空区顶板与留巷顶板力学联系，切缝线两侧由于切缝裂隙导致围岩完整性被削弱，随巷道采动压力，裂隙进一步扩张，切缝两侧约束进一步削弱，随后顶板结构可视为一端固支一端简支的结构和受力状态。该阶段，部分荷载已转移至下一工作面，但由于工作面未推过，切缝线偏向该工作面，因此煤体对顶板亦起到斜撑作用，顶板几乎不产生下沉变形，但随着工作面的不断推采，采动应力进一步影响切缝效果，巷道受超前支承压力影响，出现矿压显现现象。

阶段III：随着工作面推采超越切缝线，此时，工作面端头老顶处于悬顶状态，但由于顶板切顶预裂，此时老顶悬顶距离普遍不大，顶板逐渐垮落，然而，由于垮落不充分，此时老顶与垮落空间范围内存在未充实空间。上位岩层之间形成顶梁铰接结构，将荷载传递至较远的实体煤和采空区。此时，切缝范围内顶板可视为一端固支一端悬臂的结构状态。此阶段内，采空区顶板岩层处于运动状态，因此该阶段的围岩控制是保证成巷稳定的关键。

阶段IV：随着工作面的继续推进，采空区逐渐被垮落矸石充实完毕，上位老顶岩层运移基本趋于稳定。这一期间，顶板载荷少部传递至实体煤，多部传递至采空区深部，顶板浅部离层受锚索支护效果，逐渐与锚索深部岩层形成一体。

2 数值模拟研究

2.1 数值模拟方案

（1） 数值模型的建立。

以陕西黄陵一号煤矿1009 工作面开采技术条件及工程地质条件为背景，通过3DEC 数值模拟研究切顶成巷全过程采动裂隙分布特征，为卸压瓦斯抽采钻孔布置层位提供参考依据。

1009 工作面工作面设计可采走向长度2 822 m，倾斜宽度235 m，采用一次采全高、走向长壁后退式、切顶留巷综合机械化方法采煤，全部垮落法管理顶板；工作面煤层赋存平缓，煤层底板标高为850—885 m，地表标高1 162—1 302 m，埋藏深度277 ～452 m，煤层厚度1.0 ～2.75 m，平均2.2 m，煤层倾角1°～5°。根据工作面综合柱状图建立数值模型，为了保证数值模拟运算速度，模型尺寸设定为300 m×305 m×175 m，如图2 所示。

图2 数值模型建立Fig.2 Establishment of numerical model

（2） 边界条件。

固定模型下部边界，约束模型四周侧向位移，顶部为自由边界。模型中未模拟的部分岩层以顶部施加均布载荷替代：

式中：P 为压力，Pa；ρ 为密度，取2 400 kg/m3；h为厚度，取257 m；g 取9.8 N/kg。

通过计算，应在模型上部施加6.05 MPa 压力来替代未模拟岩层。

（3） 模拟方案设计。

模型建立完毕后，对整体模型进行地应力平衡，收敛比率设置为10-5，该步骤完成后，将模型中的位移清零。数值模拟中边界效应可能会影响结果的准确性，故分别在工作面四周预留30 m的煤柱。

首先施工1009 工作面顺槽，即1009 运输巷和1009 辅助运输巷，再完成1009 切眼开挖，切眼宽度7 m，每开挖一次进行计算，当模型最大不平衡力比率小于10-5时，开挖步骤完成，进行下一次开挖，开挖前预裂切顶，工作面总开挖长度240 m。

2.2 模拟结果分析

1009 工作面充分采动后后覆岩变形破坏特征如图3 所示。采空区中部基本顶下沉量较大首先出现断裂，断裂后切缝侧基本顶由于切缝影响，导致岩层以采空区中部触矸位置为支点沿切缝线充分滑落，而非切缝侧由于下部不稳定岩梁的支撑作用而继续形成一端触矸，另一端搭接在煤体的不稳定岩梁，如图3（a） 所示。此时工作面已经充分采动，垮落带的高度基本不再变化，稳定在7 m 左右，裂隙带的发育高度为55 m 左右，应力集中系数约为2.73。同时，采空区中部垮落带内裂隙已基本处于压实闭合状态，裂隙区宽度约为40 m，切眼处岩层破断角为67°，工作面停采处岩层破断角约为62°。

图3 充分采动覆岩移动特征Fig.3 Characteristics of fully mining overlying strata movement

3 工程实践

依据1009 工作面采动覆岩裂隙形态特征，结合数值模拟优化高位抽采钻孔参数、1009 工作面顺槽及生产系统布置情况，此次长距离大孔径高位裂隙钻孔钻场布置在1009 辅运顺槽原有倒车硐室内及本煤层钻场内，每个钻场设计施工钻孔8 个，钻孔定向稳斜段在水平位置上布置于距1009 工作面辅运顺槽主帮30 ～60 m，剖面位置上位于煤层以上30 ～45 m 的顶板裂隙带内，钻孔布置参数见表1。通过对1009 工作面辅助运输巷1 号钻场抽采参数进行监测，得到瓦斯抽采钻孔纯量变化情况，如图4 所示。

表1 1009 工作面1 号高位钻场长距离大孔径高位裂隙钻孔布置参数Table 1 1009 working face No.1 high-level drilling field long-distance large-aperture high-level fracture drilling layout parameter table

图4 各钻孔瓦斯抽采纯量Fig.4 Pure amount of gas extraction in each borehole

由图4 可知，在1 号钻场中，3、5、7、8 号钻孔抽采纯量较高，其中3 号钻孔抽采纯量最大，最大可达5.6 m3/min，其次为8 号钻孔，最大可达3.8 m3/min。因此可知，合理的布孔层位在30 ～44 m。将30 ～44 m 分成低、中、高3 个层位，分别为30 ～35 m、35 ～10 m、40 ～44 m，其中30 ～35 m 主要特征为抽采流量大，浓度小，并且流量浓度较为稳定，主要解决钻场抽采初期卸压瓦斯；35 ～40 m 主要特征为流量浓度随工作面推进呈现先增大后减小的趋势，主要解决钻场抽采中期卸压瓦斯；40 ～45 m 层位抽采钻孔主要特征为流量低，浓度高，主要解决钻场抽采末期卸压瓦斯。

从抽采纯量来看，低位钻孔抽采纯量比较稳定，但纯量较低，中位钻孔抽采纯量呈现先增高后降低的趋势，高位钻孔抽采纯量前期较低，末期增高。整体抽采效果良好，有效治理了1009 回风巷瓦斯浓度超限问题，监测得到回风巷瓦斯浓度如5所示。

由图5 可知，1009 工作面回风巷最大瓦斯浓度均控制在1%以内，实现了1009 工作面安全回采，验证了卸压瓦斯高位定向抽采钻孔的合理性。

图5 回风巷瓦斯浓度Fig.5 Gas concentration in return airway

4 结 论

（1） 根据110 工法开采过程顶板结构状态变化特征，将切顶留巷围岩结构运动划分为4 个阶段，其中阶段Ⅲ的围岩控制是保证成巷稳定的关键。

（2） 通过数值模拟研究试验工作面采动覆岩裂隙分布特征，随着工作面持续推进，上覆岩层经历变形、下沉、断裂、垮落的过程，裂隙带高度不断增长直至充分采动。工作面充分采动后，垮落带的高度基本不再变化，稳定在7 m 左右，裂隙带发育高度为55 m 左右，应力集中系数约为2.73，采空区中部垮落带内裂隙已基本处于压实闭合状态，裂隙区宽度约为40 m，切眼处岩层破断角为67°，工作面停采处岩层破断角约为62°。

（3） 根据1009 工作面切顶沿空留巷无煤柱开采技术下采动裂隙形态特征，施工定向高位钻孔，现场抽采效果良好，验证了卸压瓦斯高位定向抽采钻孔的合理性，有效治理了1009 回风巷瓦斯浓度超限问题，实现了1009 工作面安全回采。