煤炭工程 ２０１１年第７期 七台河新立矿近距离薄煤层群煤与 瓦斯共采技术 舒彦民 ，赵 益 ，孙建华 ，范兴玉 ，张俊文 （１．黑龙江龙煤矿业集团股份有限公司七台河分公司，黑龙江七台河１５４６００； ２．黑龙江科技学院，黑龙江哈尔滨１５００２７； ３．黑龙江龙煤矿业集团股份有限公司，黑龙江哈尔滨１５００９０） 摘要：文章以七台河新立矿区为背景，采用顶板高位近水平长钻孔瓦斯抽采技术，构建了 新立矿区近距离薄煤层群煤与瓦斯共采技术体系，并在邻近层卸压瓦斯抽采技术原理分析的基础 上，运用ＵＤＥＣ４．０数值模拟软件计算得出采空区冒落带和裂隙带高度为６—８ｍ和ｌ８～２０ｍ。抽 采结果表明，顶板高位钻孔组瓦斯抽采技术治理瓦斯效果明显，上隅角瓦斯体积分数稳定在 ０．８％以下，且钻孔抽采瓦斯体积分数达５５％以上，抽采量达５０ｍ ／ｍｉｎ以上，实现煤与瓦斯安 全高效共采。 关键词：煤与瓦斯共采；近距离；薄煤层群；顶板高位钻孔；瓦斯抽采；顸板裂隙 中图分类号：ＴＤ７１２ ．６ 文献标识码：Ｂ 文章编号：１６７１—０９５９（２０１１）０７－００４２－０３ Ｊｏｉｎｔ Ｍｉｎｉｎｇ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ Ｇａｓ ａｎｄ Ｃｏａｌ ｉｎ Ｔｈｉｎ Ｓｅａｍ Ｇｒｏｕｐ、ｖｉｔｈ Ｃｌｏｓｅｄ Ｄｉｓｔａｎｃｅ ｉｎ Ｑｉａｔｉｈｅ ＸｉＩｌｌｉ Ｍｉｎｅ ＳＨＵ Ｙａｎ—ｍｉｎ ，ＺＨＡ０ Ｙｉ ，ＳＵＮ Ｊｉａｎ—ｈｕａ ，ＦＡＮ Ｘｉｎｇ—ｙｕ ，ＺＨＡＮＧ Ｊｕｎ—ｗｅｎ （１．Ｑｉｔａｉｈｅ Ｂｒａｎｃｈ，Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｌｏｎｇｍａｙ Ｍｉｎｉｎｇ Ｈｏｌｄｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ Ｌｔｄ．，Ｑｉｔａｉｈｅ １５４６００，Ｃｈｉｎａ； ２．Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｈａｒｂｉｎ １５００２７，Ｃｈｉｎａ； ３．Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｌｏｎｇｍａｙ Ｍｉｎｉｎｇ Ｈｏｌｄｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ Ｌｔｄ．，Ｈａｒｂｉｎ １５００９０，Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｂａｓｅ ｏｎ ｔｈｅ Ｑｉｔａｉｈｅ Ｘｉｎｌｉ Ｍｉｎｉｎｇ Ａｒｅａ ａｓ ｔｈｅ ｂａｃｋｇｒｏｕｎｄ，ｔｈｅ ｇａｓ ｄｒａｉｎａｇｅ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｗｉｔｈ ｈｉｇｈ ｌｅｖｅｌ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｌｏｎｇ ｂｏｒｅｈｏｌｅ ｉｎ ｒｏｏｆ ｗａｓ ａｐｐｌｉｅｄ ｔｏ ｅｓｔａｂｌｉｓｈ ｔｈｅ ｊｏｉｎｔ ｍｉｎｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｙｇ ｓｙｓｔｅｍ ｏｆ ｇａｓ ａｎｄ ｃｏａｌ ｉｎ ｔｈｅ ｔｈｉｎ ｓｅａｍ ｇｒｏｕｐ ｗｉｔｈ ａ ｃｌｏｓｅｄ ｄｉｓｔａｎｃｅ ｉｎ Ｘｉｎｌｉ Ｍｉｎｉｎｇ Ａｒｅａ．Ａｎｄ ｂａｓｅ ｏｎ ｔｈｅ ｐｒｉｎｃｉｐｌｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｎ ｔｈｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｒｅｌｅａｓｉｎｇ ａｎｄ ｇａｓ ｄｒａｉｎａｇｅ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，ｔｈｅ ＵＤＥＣ４．０ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｏｎ ｓｏｆｔｗａｒｅ ｗａｓ ａｐｐｌｉｅｄ ｔｏ ｈａｖｅ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ｆａｌｌｉｎｇ ｚｏｎｅ ｈｅｉｇｈｔ ａｎｄ ｔｈｅ ｃｒａｃｋ ｚｏｎｅ ｈｅｉｇｈｔ ｉｎ ｔｈｅ ｇｏａｆ ｉｎｄｉｖｉｄｕａｌｌｙ ａｓ ６～８ｍ ａｎｄ ｌ ８～２０ｍ ｂｙ ｔｈｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ．Ｔｈｅ ｇａｓ ａｎｄ ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ ｄｒａｉｎａｇｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｇａｓ ｍｉｎｉｒｉｇ ａｎｄ ｄｒａｉｎａｇｅ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｗｉｔｈ ｈｉｇｈ ｌｅｖｅｌ ｂｏｒｅｈｏｌｅ ｇｒｏｕｐ ｉｎ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ａｐｐｌｉｅｄ，ｔｈｅ ｇａｓ ｃｏｎｔｒｏｌ ｅｆｆｅｃｔ ｗａｓ ｏｂｖｉｏｕｓ，ｔｈｅ ｇａｓ ｖｏｌｕｍｅ ｆｒａｃｔｉｏｎ ａｔ ｔｈｅ ｔｏｐ ｃｏｍｅｒ ｗｏｕｌｄ ｂｅ ｋｅｐｔ ｉｎ ｓｔｂａｌｅ ｂｅｌｏｗ ０．８％，ｔｈｅ ｇａｓ ｖｏｌｕｍｅ ｆｒａｃｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｂｏｒｅｈｏｌｅ ｇａｓ ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ ｄｒａｉｎａｇｅ ｃｏｕｌｄ ｒｅａｃｈ ｏｖｅｒ ５５％ａｎｄ ｔｈｅ ｇａｓ ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ ｄｒａｉｎａｇｅ ｖａｌｕｅ ｃｏｕｌｄ ｂｅ ｏｖｅｒ ５０ｍ ／ｍｉｎ． Ｔｈｅｒｅｆｏｒｅ ａ ｓａｆｅｔｙ ａｎｄ ｈｉｇｈ ｅｉｆｃｉｅｎｔ ｊｏｉｎｔ ｍｉｎｉｎｇ ｏｆ ｔｈｅ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｃｏｕｌｄ ｂｅ ｒｅａｌｉｚｅｄ． Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｊｏｉｎｔ ｍｉｎｉｎｇ ｏｆ ｇａｓ ａｎｄ ｃｏａｌ；ｃｌｏｓｅｄ ｄｉｓｔａｎｃｅ；ｔｈｉｎ ｓｅａｍ ｇｒｏｕｐ；ｈｉｇｈ ｌｅｖｅｌ ｂｏｒｅｈｏｌｅ ｄｒｉｌｌｉｎｇ ｉｎ ｒｏｏｆ；ｇａｓ ｄｒａｉｎａｇｅ；ｒｏｏｆ ｃｒａｃｋ 七台河新立矿区具有煤层薄、透气性差、煤坚固性系 板高位近水平大直径长钻孔瓦斯抽采技术，构建了新立矿 数小、瓦斯含量高、吸附性强、瓦斯涌出初速度衰减快等 区近距离薄煤层群煤与瓦斯共采技术体系，实现连续抽采 特点，同时煤层群具有分组性，各组内煤层间距较小，主 卸压瓦斯与回采工作面采煤同步推进，实现高效的工业化 采煤层９０ 、９１ 平均间距约５ｍ。为解决邻近层瓦斯涌出量 煤与瓦斯共采，抽采的高、低浓度瓦斯分开输送到地面加 大、顺层钻孔施工难度大、本煤层抽放效果差、回采工作 以利用。 面上隅角和回风流中瓦斯浓度容易超限等难题，提出了顶 收稿日期：２０１１一Ｏ１—１５ 作者简介：舒彦民（１９６６一），男，黑龙江阿城人，高级工程师，１９８９年毕业于黑龙江科技学院采矿专业，现在黑龙江 龙煤矿业集团股份有限公司七台河分公司从事技术管理工作。 ４２ ２０１ １年第７期 １煤与瓦斯共采基础理论 煤炭工程 降低９０ 煤层丁作面上隅角￥１１．１ Ｊｘｌ流瓦斯浓度 “煤与瓦斯共采”是指根据地层条件，把煤和瓦斯共同 作为资源开采。随着煤层的开采，顶底板岩层冒落、移动， ９Ｏ 煤层高效 安伞开采 煤炭资源 坝板煤岩体 产生裂隙 煤与瓦斯高效 安全共采 顾板高位近水平钻孔 工作面走向倾斜钻孔 瓦斯资源 高效安伞开采 产生采动裂隙。瓦斯具有升浮移动和渗流性质，瓦斯沿裂 隙通道汇集到裂隙充分发育区，即汇集到环形裂隙圈内， 高效安伞开采 ９１ 煤层高效 即“ｏ”型圈，在“ｏ”型裂隙圈内形成瓦斯“积存库”。 采空区竖直方向上，形成一个“ｎ”型拱采动裂隙区，采 降低９１ 煤层瓦斯含量 空区瓦斯在浮力作用下沿采动裂隙通道上升，上升过程中 掺入周围气体，混合气体聚集在裂隙带上部的离层裂隙内， “ｎ”型拱采动裂隙区是瓦斯的聚集区。把抽采钻孔布置在 “ｏ”型裂隙圈和“ｎ”型拱采动裂隙区附近，能够获得较 好的抽采效果，从而避免采空区瓦斯大量涌人到回采空间。 瓦斯抽采可大幅度地降低“卸压煤层”的瓦斯含量，减少 卸压煤层开采时的瓦斯涌出量，消除其煤与瓦斯突出危险 性，从而实现卸压煤层的安全高效开采 ０ ，同时瓦斯可作 为资源使用，避免瓦斯排放对大气产生的污染。“ｏ”型圈 裂隙分布及瓦斯流动通道如图１所示。 采 卒 沿 倾 向 长 度 采空区走 长度 图１ “Ｏ”型圈裂隙分布及瓦斯流动通道 ２煤与瓦斯共采技术 ２．１ 煤与瓦斯共采技术体系 结合七台河矿区煤层薄、透气性差、煤坚固性系数小、 瓦斯含量高、吸附性强、瓦斯涌出初速度衰减快等特点， 同时考虑到新立煤矿主采煤层９０ 、９１ 层间距较小，９０ 煤 层的临近层瓦斯涌出量大，本煤层瓦斯抽放难度大，单一 的瓦斯抽采方法难以彻底解决上隅角和回风巷道瓦斯浓度 高的问题，因此根据上述煤与瓦斯共采原理及新立煤矿 ９０ 、９１ 煤层赋存的特点，提出了新立矿近距离薄煤层群煤 与瓦斯共采技术体系，如图２所示。 ２．２顶板高位近水平长钻孔抽采技术 顶板高位近水平长钻孔抽采瓦斯是在沿工作面走向中 部和倾斜方向靠近回风巷侧各布置一组近水平大直径瓦斯 抽采钻孔，利用“ｏ”型采动裂隙圈和“ｎ”型拱采动裂 隙区作为通道来抽采采空区瓦斯，如图３所示。顶板钻孔 组布置在靠近“ｏ”型采动裂隙圈和“ｎ”型拱采动裂隙 区，改变了采空区的瓦斯流场，能够解决工作面上隅角和 回风流瓦斯超限的问题，且“ｏ”型采动裂隙圈存在时间 安全开采 降低９ｊ 煤层工作面上隅角午¨四风流 瓦斯浓度 图２新立矿近距离薄煤层群煤与瓦斯共采技术体系 较长，抽采钻孔能够持续稳定地抽采出高含量瓦斯。 拙 开 【ⅡＪ Ｊｘ【巷 进风巷 图３顶板高位长钻孔布置示意图 ３工程应用 ３．１ 工程概况 新立矿位于黑龙江省七台河市西北直距１５ｋｍ处，其行 政区划归于七台河市新兴区管辖。原矿井设计生产能力为 ２１万ｔ／ａ，１９９８年经过技术改造，２００７年核定其生产能力 为９０万ｔ／ａ。矿井开采煤层为７７ 、７９ 、８２ 、８５ 、８７ 、 ９０ 、９１ 、９３ 、９４ 、９５ 、９６ 煤层，开采深度为１３１～ 一８００ｍ标高，开拓方式为片盘斜井。 工作面位于三水平二片～三片左９０ 层，该工作面标高 为一２５６．６１一一３４４．４１ｍ，平均倾角为１０．６。。煤体透气性 差，煤体内瓦斯含量较高。工作面内煤层最小采高为０．９５ｍ， 最大采高为１．２１ｍ，煤层平均采高为１．１ｍ，煤层及顶底板特 征见表１，该煤层结构简单，煤层由外向里逐渐变薄，９ｏ 与 ９１ 层间距为５ｍ。工作面倾斜长度平均为１８０ｍ，走向长度平 均为４４０ｍ，９０ 煤层顶、底板裂隙及煤层中瓦斯含量大，瓦 斯涌出量较高，绝对涌出量为８～１２ｍ ／ｍｉｎ。 ３．２顶板裂隙发育数值模拟 ３．２．１模型的建立 本次数值模拟采用离散元软件ＵＤＥＣ（Ｕｎｉｖｅｒｓａｌ Ｄｉｓｔｉｎｃｔ Ｅｌｅｍｅｎｔ Ｃｏｄｅ），根据新立煤矿地质和工作面开采资料，建 立模型为１８０ｍ（长）×６０ｍ（高），模拟岩层包括９０ 、９１ 及 其顶板。围岩结构关系采用摩尔～库仑模型。模型左右两 边保留３０ｍ保护煤柱，工作面前方２０ｍ作为应力观测 区域。 在选定计算模型范围的基础上，确定边界： ４３ 煤炭 工程 ２０１ １年第７期 １）将载荷的分布形式简化为均布荷载，上部为应力边 界条件，即Ｐ＝Ｚｙｈ＝２５００×１０ ｘ４７５＝１１．８７５ＭＰａ。 ２）下部边界为底板，简化为位移边界条件，在ｘ方向 上可以运动，在Ｙ方向上固定的铰支，即 ＝０。 ３）模型的左侧和右侧边界均为岩体和实体煤，简化为 位移边界条件，在Ｙ方向上可以运动，在ｘ方向上固定的 铰支，即” ＝０。 表１煤层及顶底板特征 ３．２．２模型的运行过程 数值计算模型运行１２２７１步，达到平衡。在开挖过程 中，覆岩裂隙发育情况选取了有代表性的两步做为说明， 如图４、图５所示。从模拟围岩裂隙发育图发现，竖直方向 上，在采空区中部顶板上方约６—８ｍ处的应力裂隙较为发 育且紊乱，可判断为冒落带的上界；在煤层顶板上部约１８ ～开采煤层顶板垂高在１６～２０ｍ范围内；回风侧顶板高位长 钻孔组的钻孔数为３个，在垂直面上成三角形布置，钻孑Ｌ 布置在开采煤层顶板垂高１０～１６ｍ范围内，回风侧水平距 离在１０—３５ｍ范围内。 在三水平二片一三片左９Ｏ 层工作面采用顶板高位近水 平长钻孔对工作面采空区顶板裂隙带进行瓦斯抽采后，上 隅角瓦斯体积分数稳定在０．８％以下，且钻孔抽采瓦斯体积 分数达５５％以上，抽采量达５０ｒｎ ／ｍｉｎ以上，解决了工作面 … 上隅角和回风流瓦斯超限问题，实现了煤与瓦斯共采目标。 ２０ｒｎ处的应力裂隙较为稀疏，数值也偏小，且应力裂隙 在垂直于顶板方向逐渐地减小而趋近于零，可判断这一区 域是裂隙带高度的上界，是布置抽采瓦斯钻孔的合理区域。 ４结论 １）在邻近层卸压瓦斯抽采技术原理分析的基础上，采 用ＵＤＥＣ４．０数值模拟软件计算得出采空区冒落带和裂隙带 高度，与现场实际较为吻合，可以为钻孔瓦斯抽采设计提 供理论指导。 ２）顶板高位近水平钻孔瓦斯抽采技术治理瓦斯效果明 显，上隅角瓦斯体积分数稳定在０．８％以下，且钻孑Ｌ抽采瓦 斯体积分数达５５％以上，抽采量达５０ｍ ／ｍｉｎ以上，可以实 现七台河矿区其它类似矿井的煤与瓦斯安全高效共采。 图４推进３０ｍ时采空区中部围岩裂隙变化 ，参考文献： ．． 俞启香．矿井瓦斯防治［Ｍ］．徐州：中国矿业大学出版社， １９９２． 程远平，俞启香，袁亮，等．煤与远程卸压瓦斯安全高效共 采试验研究［Ｊ］．中国矿业大学学报，２００４，３３（２）： １３２～１３６． 吴财芳，曾勇，秦勇．煤与瓦斯共采技术的研究现状及其应 用发展［Ｊ］．中国矿业大学学报，２００４，３３（２）： １３７～１４０． 袁亮．留巷钻孔法煤与瓦斯共采技术［Ｊ］．煤炭学报， ６ ２５０ ６．７５０ ７．２５０ ７．７５０ ８．２５０ ８．７５０ ２００８，３３（８）：８９８～９０２． 图５ 推进５０ｍ时采空区中部围岩裂隙变化 谢生荣，武华太，赵耀江，等．高瓦斯煤层群“煤与瓦斯 共采”技术研究［Ｊ］．采矿与安全工程学报，２００９，２６ ３．３抽采参数及效果 根据三水平二片～三片左９０ 层工作面采空区顶板裂隙 发育规律，采用顶板高位长钻孔抽采技术对工作面采空区 顶底板裂隙带进行瓦斯抽采，主要抽采参数为：工作面走 （２）：１７３—１７８． 赵耀江，郭海东，袁胜军．综采面顶板走向大直径长钻孔瓦 斯抽采技术参数的研究［Ｊ］．太原理工大学学报，２００９， ４Ｏ（１）：７４～７７． 向中部顶板高位长钻孑Ｌ组的钻孔数为３个，水平布置在距 ４４ （责任编辑张宝优）
