煤与瓦斯突出煤层的开采技术专题报告

煤与瓦斯突出煤层的开采技术摘要：近年，我国煤炭行业主管部门颁布的煤矿安全规程中明确规定：“矿井在开采过程中，只要发生过一次煤与瓦斯突出的现象，该矿井即定为突出矿井，发生突出的煤层即定为突出煤层。”随着开采深度的增加, 煤层瓦斯含量逐渐增高, 因此研究我国煤层条件下的煤与瓦斯突出煤层的开采技术，已是亟需解决的问题。突出矿井的开采技术条件普遍比较复杂，它同非突出矿井的开采比较，主要在开采程序、巷道布置、采掘通风、安全措施及技术管理等方面都存在较大的区别和更为严格的开采安全要求。煤层瓦斯是矿井发生瓦斯爆炸和瓦斯突出灾害事故的根源, 是高产高效矿井建设过程中的主要障碍,作为温室气体，直接排放无疑会造成大气污染。 实践证明, 煤与瓦斯共采能够有效减少矿井瓦斯灾害, 实现煤矿安全绿色开采, 但是现有煤与瓦斯共采理论和技术仍存在许多不足亟待解决。在介绍煤与瓦斯突出理论基础与技术现状的基础上, 结合煤与瓦斯突出煤层开采技术的应用实例, 提出了煤与瓦斯突出煤层开采技术现存问题, 并对此提出了展望。关键字：煤与瓦斯突出 煤与瓦斯共采 瓦斯抽放 保护层 无保护层 绿色开采1 煤与瓦斯突出的基本概述1.1基本概念所谓煤与瓦斯突出是指在压力作用下，破碎的煤与瓦斯由煤体内突然向采掘空间大量喷出，是一种类型的瓦斯特殊涌出。1.2基本特征煤与瓦斯突出基本特征有：（1）突出的煤向外抛出距离较远，具有分选现象；（2）抛出的煤堆积角小于煤的自然安息角；（3）抛出的煤破碎程度高，含有大量的块煤和手捻无粒感的煤粉；（4）有明显的动力效应，破坏支架，推倒矿车，破坏和抛出安装在巷道内的设施；（5）有大量的瓦斯涌出，瓦斯涌出量远远超过突出煤的瓦斯含量，有时会使风流逆转；（6）突出孔洞呈口小腔大的梨形、倒瓶形以及其它分岔形等。1.3发生前的征兆煤与瓦斯突出发生前有较为明显的预兆，分为无声预兆和有声预兆两类。（1）无声预兆煤层结构变化，层理紊乱，煤层由硬变软、由薄变厚，倾角由小变大，煤由湿变干，光泽暗淡，煤层顶、底板出现断裂，煤岩严重破坏等；工作面煤体和支架压力增大，煤壁外鼓、掉碴、煤块进出等；瓦斯增大或忽小忽大，煤尘增多。（2）有声预兆煤爆声、闷雷声、深部岩石或煤层的破裂声、支柱折断等。每次突出前都有预兆出现，但出现预兆的种类和时间是不同的，熟悉和掌握预兆，对于及时撤出人员、减少伤亡具有重要的意义。1.4一般规律煤与瓦斯突出的一般规律是：（1）突出与地质构造的关系,突出多发生在地质构造带内，如断层、褶曲和火成岩侵入区附近；（2）突出与瓦斯的关系,煤层中的瓦斯压力与含量是突出的重要因素之一。一般说来，瓦斯压力和瓦斯含量越大，突出的危险性越大。但突出与煤层的瓦斯含量和瓦斯压力之间，没有固定的关系。瓦斯压力低、含量小的煤层可以发生突出；反之，瓦斯压力高，含量大的煤层也可能不突出，因为突出是多种因素综合作用的结果；（3）突出与地压的关系,地压愈大，突出的危险性愈大。当深度增加时，突出的次数和强度都可能增加；在集中压力区内突出的危险性增加；（4）突出与煤层构造的关系,煤层构造主要指煤的破坏类型和煤的强度。一般情况下煤的破坏类型愈高强度愈小，突出的危险性愈大。故突出多发生在软煤层或软分层中；（5）突出与围岩性质的关系,若煤层顶底板为坚硬而致密的岩层且厚度较大时，其集中应力较大，瓦斯不易排放，故突出危险性愈大；反之则小。若顶底板中具有容易风化和遇水变软的岩层时，将减少突出危险性；（6）突出与水文地质的关系,实践表明，煤层比较湿润，矿井涌水量较大，则突出危险性较小；反之则大，这是由于地下水流动，可带走瓦斯，溶解某些矿物，给瓦斯流动创造了条件；（7）突出具有延期性，突出的延期性变化就是震动放炮后没有诱导突出而相隔一段时间后才发生突出。其延迟时间从几分钟到几小时。2 煤与瓦斯突出的机理研究概况煤与瓦斯突出给煤矿安全生产，特别是井下人员的生命财产安全造成了极其严重的威胁。为了防止这类灾害事故的发生，保障煤矿井下安全生产，世界上各主要产煤国均投入了大量的人力、物力研究煤与瓦斯突出机理，以便为突出危险性预测和防突措施的制定与实施提供科学依据。但是，迄今为止，人们对于突出过程中煤岩体破坏与发展机制的认识还停留在定性与假说性阶段，对于突出过程中哪些因素起主要作用以及与其它因素间的作用机理还把握不准，故而只能对某些突出现象给予解释，还不能形成统一完整的理论体系。2.1单因素作用假说单因素作用假说主要有：瓦斯主导作用假说，地压主导作用假说以及化学本质作用假说，其主要特点是强调单因素起主导作用。2.1.1瓦斯主导作用假说以瓦斯为主导作用的假说。(1) “瓦斯包”学说。前苏联的比尔沙留金和英国的R威廉姆等提倡的“瓦斯包”学说认为，煤层内存在着可以积聚高压瓦斯的空洞，其压力超过煤层强度降低区的煤体强度极限，当工作面接近这种“瓦斯包”时，煤壁就会发生破坏，产生突出。(2)粉煤带说：前苏联的几比贝可夫、德国的M鲁夫、英国的H布列斯克以及日本的植木七郎提倡的粉煤带说认为，由于地质构造或矿山压力的作用，原生煤层被破碎成粉状，这些粉煤极易放出瓦斯。当巷道接近这一地带时，粉煤在较小的瓦斯压力作用下，就能与瓦斯一起喷出。(3)煤孔隙结构不均匀说：前苏联的PM克里切夫斯基等人提出了这一假说。这一假说认为，煤层中有透气性变化剧烈的区域，在这些区域的边缘，瓦斯流动速度变化很大。如果透气性小的恰好是坚硬的煤而透气性大的又是不坚硬的煤，那么当巷道接近这两种煤的边界时，瓦斯潜能就有可能使煤突出。(4)突出波说：前苏联的C儿赫里斯基阿诺维奇提倡的这一假说认为，瓦斯潜能要比煤的弹性变形能大十倍左右，在煤的强度低的地区，煤的瓦斯压力大于煤的极限破坏强度。当巷道接近这一地区时，在瓦斯压力的作用下，可产生连续的破碎煤体的突出波，引起突出。(5)裂缝堵塞说：前苏联的HL1阿莫索夫提倡这一假说。他认为由于均匀排放瓦斯的裂缝被封闭和堵塞，在煤层中形成增高的瓦斯压力带，从而引起突出。(6)闭合孔隙瓦斯释放说：前苏联的儿比合尔巴尼提出了这一假说。他认为，近工作面地带，由于煤吸收和解吸瓦斯的周期性，使其机械强度降低，包含在闭合孔隙中的瓦斯、在孔隙闭合面与敞开面之间产生了很大的压力差。当煤体被破坏时，使被解吸的瓦斯抛向巷道。(7)瓦斯膨胀说：前苏联的BLL尼柯林等人提倡这一假说。他们认为在煤层中存在着瓦斯含量增高带，因而引起煤体膨胀和煤层应力增高，此处煤层的透气性接近于零。当巷道掘进到该处时，其应力急剧降低，造成煤的破碎和突出。(8)卸压瓦斯说：前苏联的GK里热夫斯基提出的这一假说认为，突出煤层富含瓦斯，但透气性低，瓦斯难以流出。而采掘工作可使局部卸压，迅速卸压的瓦斯涌向煤壁，造成煤壁局部瓦斯压力升高，使粉碎的煤迅速抛出或向巷道挤出。(9)火山瓦斯说：日本的栗原一雄提倡这一假说。他认为，瓦斯突出的动力来源于煤层中的游离瓦斯，突出时瓦斯压力能达到一千几百个大气压。由于火山的活动，煤受到了二次热力变质，产生瓦斯和热流体带来的岩浆瓦斯，从而在煤层内，特别是在断层内，形成高压瓦斯区，当进入这一地区进行采掘作业时，即能引起突出。(10)地质破坏带说：日本的兵库倍一郎提倡的这一假说认为，由于有地质破坏带的存在，潜藏着一定数量的高压瓦斯。当巷道或工作面接近该带时，在爆破及地压的影响下，煤、岩壁裂缝增多，如覆盖层的阻力与瓦斯压力的平衡遭到破坏时，将会发生突出。它的中心点在于：由于地质破坏带的存在，增加了周围岩体的异常拱压，当工作面接近这一破坏带时，工作面与地质破坏带之间的煤层会被迅速破坏从而引起突出。(11)瓦斯解吸说：原民主德国的K克歇尔倡导这一假说。他认为，卸压时煤的微孔隙扩展、孔隙吸附潜能降低，吸附和吸着瓦斯解吸，潜伏的压力(吸附瓦斯的内能)转化为“游离瓦斯”压力，使瓦斯压力增高，可破坏不坚硬的煤体而引起突出。瓦斯说能解释突出中的一些现象、但与下面一些情况不符或不能解释：迄今为止在煤层内从未发现过上述的“瓦斯包”或持定的粉煤带；后来实践中的统计资料表明：突出危险性与煤层瓦斯含量之间没有直接的联系；在突出孔洞周围出现过重复突出；岩石错动的强烈声响往往发生在突出之前的煤体深处；打小直径排放钻孔，并不能有效地防治突出；突出地点煤和岩石的温度升高，抛出的煤体温度也较高；煤层的自行揭开；过煤门时的突出；突出孔洞发生变形（体积缩小）；大多数平巷的突出空洞位于上隅角。2.1.2地压主导作用假说以地压为主导作用的假说。(1)岩石变形潜能说：前苏联的11M别楚克和D1阿尔沙瓦、法国的莫连、加拿大的伊格拿季叶夫及日本的外尾善次郎提倡这一假说。他们认为突出的发生是变形的弹性岩石所积聚的潜能引起的。这些岩石位于煤层周围，而这种潜能是以往的地质构造运动造成的。当巷道掘到该处时，弹性岩石便像弹簧一样伸张开来，从而破坏和粉碎煤体而引起突出。(2)应力集中说：前苏联的D1L别楚克和D1M卡尔波夫提倡这一假说。他们认为，在采煤工作面前方的支撑压力带，由于厚弹性顶板的悬顶和突然沉降引起附加应力、煤体在此集中应力的作用下产生移动相遇到破坏。如果再施加动载荷，煤体就会冲破工作面煤壁而发生突出。煤突出时，伴随有大量的瓦斯涌出。(3)塑性变形说：前苏联的AB瓦尔琴等提倡这一假说。他们认为，突出煤层发生弹塑性交形，使巷道周围煤体突然破碎，引起突出。(4)冲击式移近说：前苏联的儿A包利生科倡导这一假说。他认为，在突出中起主导作用的是地压，具体地说是顶底板的冲击式移近。冲击式移近发生的可能性和大小取决于岩体的性质、巷道参数、掘进方式和速度。其条件是：第一、煤层紧张程度增大；第二，煤层边缘有脆性破坏；第三，从破坏的煤中涌出的瓦斯有一定的压力。(5)拉应力波说：前苏联的51L梅德维杰夫提倡这一假说。他认为，突出煤层的力量是拉应力波。而这个拉应力波是脆性材料在地压的作用下储蓄了大量的弹性能，当巷道工作面附近的煤体由三向受压状态转为复杂应力状态时，掘进工作面破坏了平衡，造成能量释放而产生突出。在拉应力波作用下，煤体破碎并抛出，而瓦斯的迅速排放又使动力效应更加猛烈。(6)应力叠加说：日本的矢野贞三提倡这一假说。他认为，突出是由于地质构造应力、火山与岩浆活动的热力变形应力、自重应力、采掘应力和放顶动压等叠加而引起的。突出危险煤层具有持殊的“分支性裂隙”的显微结构。(7)放炮突出说：日本桥本清等提倡这一假说。他们认为，大多数瓦斯突出(包括冲击地压)主要是由于爆破的应力作用而造成的。他们认为：如果突出是由地压引起的话，那么，采煤工作面应该比巷道突出次数多，但事实与此相反。(8)顶板位移不均匀说：日友的小田仁平次等提倡这一假说。他们认为，瓦斯突出是由于煤层顶底板不规则和不连续移动而引起的一种动力现象。并指出，顶底板移近速度值增加又下降后，才发生突出。以地压为主导作用的假说同样也能解释相当一部分突出现场的现象，但也还有许多观象不能解释，如：在瓦斯不大的矿井，即使开采深度很深(400-500 m)，也不会发生突出；二氧化碳参与突出的平均强度比甲烷参与突出的平均强度大；突出前出现风流中的瓦斯浓度增大或忽大忽小的预兆，也出现工作面煤壁或空气温度下降的预兆；煤与瓦斯突出时，从突出煤的分选现象中可见到大量的细尘状粉煤；如果突出的发生是由地压引起的，那么突出的孔洞应该是圆锥形，而实际的突出孔洞常常是一些口小腔大特殊形状的孔洞(如梨形、椭球形)；在一些特大型的突出中，每吨喷出煤的瓦斯涌出量比煤层瓦斯含量高得多即可以在短时间内涌出数十万以致上百万立方米瓦斯气体逆风流运行并可充满数千米的巷道；准备巷道中地压显现不如回采巷道明显，但准备巷道的突出次数与强度均比回采巷道工作面的大；在平巷及下山也发生突出；在进行工作面支护甚至无人作业时，地压作用并不大，也有突出发生；当增加煤体水分降低煤体强度时，煤的突出危险性反而降低。2.1.3化学本质作用假说以化学本质为作用的假说。(1)瓦斯水化物说：前苏联的BT巴利维列夫、阳Y马何贡和1卜克留金等提出了这一假说。他们认为，在某些地质构造活动区，在一定的温度压力下，有可能生成瓦斯水化物(CH46H2O)，并以介稳状态保存在煤层和岩石渗透孔隙内，它具有很大的潜能,受到采掘工作影响后,即迅速分解,形成高压瓦斯(可达数百个大气压)，破坏煤体而造成突出。(2)地球化学说：前苏联的儿M库兹聂左夫提出这一假说。他认为，瓦斯突出现象是煤层中不断进行的地球化学过程煤层中的氧化还原过程。由于活性氧及放射性气体的存在而加剧，生成一些活性中间物，导致高压瓦斯的形成。中间产物和煤中有机物的相互作用，使煤分子遭到破坏。(3)硝基化合物说：前苏联的BB萨夫琴柯等提倡这一假说。他们认为，突出煤中积蓄有硝基化合物，只要有不大的活化能量(如活动着的岩石应力不均匀、瓦斯压力等)就能产生热反应。当其热量超过分子的活化能时，反应将自发地加速发生突出。化学本质说没有得到多大的支持和拥护，其原因是迄今为止在矿井中尚未发现瓦斯的水化物的实物。2.2综合作用假说综合作用假说认为：煤与瓦斯突出是由地应力、包含在煤体中的瓦斯以及煤体自身物理力学性质三者综合作用的结果。持综合作用假说观点的学者都承认，煤与瓦斯突出是综合因素作用的结果，但对各种因素在突出中所起的作用却说法不一。例如，法国学者入伯兰等认为瓦斯因素是主要的；而前苏联学者B比霍多持、日本学者肌部俊郎等许多学者则认为地应力是主要的，即地应力是发动突出、发展突出的主要因素，瓦斯是帮助突出发展的因素。目前，具有代表性的综合作用假说主要有： (1)振动说：前苏联的儿M克利奥鲁奇科认为，煤与瓦斯突出的形成不是一个单独的过程，而是由围岩对煤层的振动作用有关的三个连续阶段组成的：第一阶段，煤受到来自围岩方面的压力作用而破坏，煤的体积缩小，游离瓦斯压力增大，并有一部分转化为吸附瓦斯；第二阶段，卸压，煤层体积膨胀，瓦斯压力降低，瓦斯解吸；第三阶段，包含粉碎的煤和大量的游离瓦斯的煤层又再次受压，瓦斯压力再次增大。当巷道工作面接近上述破坏带时，处于高压的粉煤和瓦斯混合物就有可能冲破煤壁而发生突出。因此该假说认为：瓦斯是造成突出的主体。而煤粉碎、瓦斯解吸和瓦斯粉煤混合物的喷出所需的能量是由煤层的围岩通过振动来传递的。(2)分层分离说：前苏联的1LM被图霍夫等人认为突出是由地应力和瓦斯共同作用的结果。突出过程分三个阶段：准备阶段。工作面附近的煤层始终处于地应力的作用下，造成了发生突出的条件，增加了瓦斯向巷道方向渗透的阻力，促使煤层保持高的瓦斯压力，煤体强度降低，煤较易于煤体中分离。颗粒分离波的传播阶段。突出时，颗粒的分离过程是一层一层进行的。当突出危险带表面急剧暴露时，由于瓦斯压力梯度作用使分层承受拉力，当拉力大于分层强度时，即发生分层从煤体上的分离。分层分离是一切突出的重要组成部分，影响着突出的主要特征，但并没有全面反映突出过程的多种形式。例如，分层分离波通过部分的压碎带，通常决定于地压作用，伴随声响激发此时暴露面上的分层分离。突出常常是重复的破坏组合，一部分是瓦斯参与下的分层分离而破坏，另一部分是地应力破坏。在急倾斜煤层的某些部分，则在自身的重力作用下分离。瓦斯和颗粒混合物的运动阶段。从煤体分离的煤颗粒和瓦斯急速冲向巷道，随着混合物运动，瓦斯进一步膨胀，速度继续加快。当其遇到阻碍时，速度降低而压力升高，直到增高的压力不能超过破坏条件时，过程才停止。(3)破坏区说：日本的矾部俊郎等人认为，典型的冲击地压是由于集中应力所造成的破坏现象，而典型的瓦斯突出是瓦斯作用的结果。介于二者之间的现象，称为冲击地压式突出，或叫做突出式的冲击地压。它是瓦斯压力和地应力共同作用的结果。他们认为，不论是突出还是冲击地压，首先必须破坏煤体。而煤体的破坏过程是一致的，在不均质的煤内，各点的强度不同，在高压力的作用下，由强度最低的点先发生破坏，并在其周围造成应力集中，如邻点的强度小于这个集中应力，就会被破坏成破坏区。在这种破坏区中，煤的强度显著下降，变成弱应力区。此区内的吸附瓦斯由于煤体破坏时释放的弹性能供给热量而解吸，煤粒子间的瓦斯使煤的内摩擦力下降，变成易于流动的状态。当这种粉碎的煤流喷射出时，便形成了突出。(4)游离瓦斯压力说：法国的J耿代尔等认为，突出是煤质、地应力、瓦斯压力综合作用的结果，但瓦斯因素是主要的，煤体内游离瓦斯压力是发动突出的主要力量，解吸的瓦斯仅参与突出煤的搬运过程。如果工作面在突出危险区是逐渐推进的，那么工作面前方煤体处于匀速动态的状态；如果工作面前方的过载应力区的围岩突然变化，将出现加速的动态而突出。有利的突出条件是：煤的结构紊乱，瓦斯压力高，煤和固岩的应力大。上述的综合假说比前面的单向因素的假说大大进了一步，它们能解释的突出现象也比其它各种单项因素的假说多。但是，还有其它一些突出现象不能解释，如：突出的区域性分布；石门的自行揭开；过煤门时的大强度突出；震动放炮揭开煤层时的延期突出；突出时瓦斯喷出量超过煤层的瓦斯含量几十倍甚至几百倍。3 我国煤与瓦斯突出防治技术现状煤与瓦斯突出是煤矿生产过程中常发生的严重自然灾害之一。自从我国1950年辽源矿务局富国西二矿首次发生突出以来，国内防突科技人员先后试验应用了松动爆破、超前排放钻孔、深孔控制卸压爆破、水力软化等多项防突措施，有效的降低了突出强度和突出粗疏，取得了明显的防突效果，选择合理有效的防突技术是突出矿井实现高产高效的关键。3.1煤与瓦斯突出区域防治措施3.1.1危险煤层的抽放和湿润对突出煤层的瓦斯预抽，可以降低煤层的瓦斯潜能。由于煤层瓦斯得到排放，煤体发生收缩变形，因此缓和了煤体的应力紧张状态，可以部分地释放煤体的弹性潜能。煤体瓦斯的排出，提高了煤的强度。因此，总体来说增大了突出的阻力，从而降低了突出威胁。而煤层湿润使裂隙和煤层空隙中的瓦斯局部封闭并提高煤的塑性，因此阻止了吸附瓦斯向自由状态的转变，从而共同起到防突的作用。3.1.2超前开采保护层保护层超前开采后，被保护层的应力变形状态、煤结构和瓦斯动力参数发生显著变化，从发生变化的时间看，卸压作用是最早出现的，有些卸压过程甚至在保护层工作面前方10-20m处开始，一般在工作面后方。当膨胀变形速度加快时，瓦斯动力参数才发生显著变化。开采保护层防突机理可表述如下：开采保护层岩层移动被保护层卸压（地应力降低、煤层膨胀变形）透气性增加、瓦斯解吸煤（岩）层瓦斯排放能力增高瓦斯排放、钻孔瓦斯流量增大瓦斯压力降低瓦斯含量减少煤机械强度提高应力进一步降低降低煤与瓦斯突出威胁。3.2煤与瓦斯突出局部防治措施3.2.1煤层水力松动水力松动的实质是在回采工作面或准备巷道工作面施工钻孔，通过钻孔向煤层压入特殊的水溶液，通过水对煤体结构的破坏作用改变工作面附近煤层的瓦斯动力状态和应力应变状态。当向煤层以水力压裂方式注入水溶液时，液体在压力的作用下通过裂隙渗入煤层，形成的裂隙大多平行煤层暴露面。进行水力松动是在工作面附近煤层形成裂隙，导致煤层失去支撑能力，引起集中应力带向煤体深部转移。由于煤层失去支撑能力，在工作面附近形成卸压带，同时伴有瓦斯向外排放。3.2.2超前钻孔在煤巷掘进工作面的前方，打直径为75-300mm的钻孔，排放瓦斯，并在钻孔周围形成卸压带，以防止发生突出。一般钻孔深15-20m。超前钻孔常用于煤层较厚、赋质较软、透气性较好的情况下。对于煤层较硬，可以与微差控制爆破结合使用。3.2.3煤层的水力爆破处理水力爆破可以理解为炸药在充水钻孔中的爆破。煤层的水力爆破处理可以与煤层预先注水一起进行，或不注水。在煤层水力爆破处理时，通过煤的松动和由此引起的工作面附近煤层应力重新分布和瓦斯排放，达到防止煤与瓦斯突出的作用，所以煤层爆破作用参数应保证煤必需的松动程度和卸压排放结果。采用以煤体水力爆破处理为基础的措施，与打孔有密切关系，同时打钻可能引起煤与瓦斯突出。当打直径60mm以下的钻孔时，煤与瓦斯突出的概率很小，所以煤体水力爆破处理时，钻孔直径应限制在60mm以下。3.3“四位一体”综合防突技术“四位一体”综合防突技术充分考虑了问题的复杂性和不确定性，本着以人身安全为主、防止突出事故发生、避免防突工作的盲目性、减少人力和财力的浪费、提高突出矿井生产效率的目的，把防突工作分为4 个环节，即突出预测、防突措施、措施效果检验和安全防护措施。4 有保护层的煤与瓦斯突出煤层的开采技术突出煤层瓦斯治理措施有区域性和局部性两种。对于突出危险煤层，应优先选择保护层开采或预抽煤层瓦斯等区域性防治突出措施；在煤层群条件下，应优先选择开采保护层。长期以来，国内外许多学者对保护层开采后覆岩裂隙、离层演化以及卸压瓦斯的赋存和运移规律进行了大量的研究，但对上覆岩层中存在巨厚坚硬岩层( 数十米至百米以上) 特殊地质条件下远距离下保护层开采未进行系统的研究。下面就具体实例介绍这一开采技术。为了保证海孜煤矿深部高瓦斯保护层工作面安全回采，给被保护煤层开采创造时空条件，需要采取多种有效的瓦斯综合治理措施。对远程被保护层顶板覆岩存在巨厚岩层时的裂隙演化及瓦斯运移规律进行分析，根据海孜煤矿邻近层与本煤层瓦斯涌出的特点，在1023工作面采取地面钻孔、远距离穿层钻孔、水平顺层钻孔、高位钻孔等全方位立体交叉综合抽采瓦斯手段，有效地控制了保护层工作面的瓦斯涌出，为深部高瓦斯工作面的安全高效开采奠定了基础。4.1试验工作面基本情况试验地点为淮北矿业集团海孜煤矿，其主采煤层为7、8、9、10煤层，且这4个煤层均为煤与瓦斯突出煤层。10煤层突出危险性相对较小，赋存稳定，选其作为中组煤7、8、9煤层的远距离下保护层。10煤层距9煤层平均84m，距7煤层平均115m，距7煤层顶板55m处有1层均厚为120m的火成岩。煤层赋存总体情况如图1所示。海孜矿中、西部沿5煤层侵入的岩浆岩( 称之为巨厚火成岩) 呈岩床分布，沿走向绵延长度6.5km，在102 采区分布稳定，其厚度一般大于120m，主要由闪长岩和闪长玢岩组成。通过取芯实验室力学参数测定，火成岩的平均单轴抗压强度为144.21 MPa，平均抗拉强度为10.91 MPa，平均RQD岩石质量指标在90%以上，原生结构面极少，岩性单一，地下水作用不明显，故判定为“巨厚整体块状结构”，为矿井的主关键层。其破断步距明显大于一般岩层，极限垮落破断距在200m 以上。1023工作面为102采区东翼10煤层二阶段，工作面标高为-630-695m，工作面设计走向长度平均为1020m，倾斜长度为160m，煤厚2.43.7m，平均厚2.8m，煤层倾角平均为13。该工作面里段为炮采工作面，外段为综采工作面。中国矿业大学2010年对102采区10煤层的区域划分结果显示，1023工作面位于突出危险区。作为保护层开采工作面，10煤层在回采前已经采用大面积顺层钻孔预抽技术消除了本煤层的工作面突出危险性，根据煤层赋存特点，预计在回采过程中瓦斯涌出量较大，需根据顶板岩层裂隙演化和瓦斯流动特点制订合适的瓦斯综合治理措施。图1 煤层参数及层间距示意图4.2巨厚关键层下远程被保护层裂隙演化规律煤层采出后，采空区周围原有的应力平衡状态受到破坏，引起应力的重新分布，从而引起岩层的变形、破坏与移动，并由下向上发展至地表引起地表的移动。当采用全部垮落法控制顶板时，根据采空区上覆岩层移动破坏程度，可以将上覆岩层分为“三带”，即垮落带、断裂带、弯曲带。在弯曲带内的岩层移动过程呈现连续性和整体性，上覆岩层的挠度值基本相同，在垂直剖面上，其上下各部分的下沉差值较小，但此时若上下层位的岩层抗弯刚度不同，下位岩层较上位岩层刚度小，即导致不同步变形，下位岩层与上位岩层共同承受载荷的情况不复存在，下位岩层在其跨度中央处与上位岩层之间产生离层。随着时间的推移，上覆岩层中的裂隙与离层将逐渐闭合，最终表现为地表沉陷，上覆岩层形成一个由动态到静态的沉陷发展过程。在弯曲下沉带被保护层顶板出现巨厚岩层( 数十米至百米以上) 情况下，采用远距离下保护层开采时的岩层移动规律见图2。图2 巨厚关键层下岩层移动示意图由图2可以看出，巨厚岩层为矿井的主关键层，其厚度大、抗弯刚度大，不易发生断裂，控制着上覆地层不发生整体下沉。由于巨厚坚硬关键层的存在，其下伏岩层受采动影响会产生较大的裂隙、离层，煤体发生膨胀变形，煤( 岩) 体由于沉降速度存在差异而导致不协调下沉，在煤体上方及关键层下部产生“弧形”离层。且在巨厚关键层下方出现最为发育的离层。由于是煤层群开采，开采顺序为，10煤层7煤层8煤层9煤层，而且均为突出煤层，在开采10煤层时，7、8、9三层煤受采动影响，将会有大量的卸压瓦斯通过10煤层回采后形成的裂隙涌向10煤层工作面。4.3工作面瓦斯综合治理措施根据工作面的实际情况，制订了利用地面抽采系统抽采穿层钻孔及地面钻孔瓦斯，采用井下移动式局部抽采系统抽采高位钻孔、水平长钻孔瓦斯，若效果不好再采用上隅角抽采瓦斯的技术措施。4.3.1地面钻孔对于远距离下保护层开采，利用地面钻孔抽采卸压瓦斯，其原理是: 在被保护层工作面对应的地面施工大直径钻孔，钻孔穿过被保护层至保护层上方岩石的断裂带内，利用被保护层受采动影响产生的“卸压增透增流”作用，从地面直接抽采被保护层的卸压瓦斯，同时抽采保护层的采空区瓦斯。1023工作面设计施工地面钻孔3个，其中第1个钻孔距工作面切眼约120 m，钻孔间距250m。钻孔自地表至基岩硬岩止采用311 mm钻头钻进，下279 mm9mm套管护壁，壁后注水泥浆固孔，以防第四纪含水层水涌入井下。基岩段改用216mm钻头钻进至7煤层顶板以上25m，下 177.8 mm9.18mm的套管，并在壁后注浆固管。7煤层顶板至10煤层顶钻孔为152mm，至10煤层顶板78m止，此段下放139.7 mm10mm的筛管，不固孔，本段筛管是卸压瓦斯及采煤释放出的瓦斯进气通道。10煤层顶板至终孔采用94 mm钻孔，钻进10煤层底板35m后，下放95mm的木塞堵孔，其作用一是防止采煤过钻孔时井内突然出水涌入工作面，二是检查钻孔实际偏斜位置。4.3.2穿层钻孔由于海孜矿7煤层顶板存在均厚120m的巨厚火成岩，火成岩控制着其上覆岩层的整体运动，巨厚火成岩能够长期保持不断裂，其下伏的离层与裂隙能够长期保持不断裂，裂隙成为瓦斯流动的通道，离层成为瓦斯的富集区域，可以直接从保护层10煤层施工远距离穿层钻孔至7煤层顶板来抽采大量的卸压瓦斯。利用高位抽采巷，在巷道内施工穿层钻孔，其终孔间距为100m，钻孔采用108mm钻头钻进，施工至9煤层时，采用压风过煤，至7煤层顶板0.5m终孔，然后下PE塑料管，孔口段20 m为实管，其他的均为花管。4.3.3水平长钻孔在工作面风巷内施工高位抽采巷，在风巷内以25上坡将巷道抬高至煤层顶板25m，在水平方向上位于风巷下20m；该工作面共设计3条高位抽采巷；在高位抽采巷迎头钻场内施工水平长钻孔，每个高位抽采巷内共施工6个水平长孔，钻孔终孔间距6m，钻孔直径为108mm，钻孔长度为2条高抽巷间距加50m超前距。4.3.4 高位钻孔在工作面风巷内施工钻场，向煤层顶板施工，钻场底板位于煤层顶板1.5m处，在钻场内施工钻孔，每个钻场设计6个钻孔，钻孔终孔于煤层顶板1030m，呈上中下3排布置，其中：下层钻孔位于煤层顶板10m左右，用于抽采上隅角处低浓度瓦斯，主要是防止过钻场期间瓦斯超限；中层钻孔位于煤层顶板17m左右，用于抽采采空区内瓦斯；上层钻孔位于煤层顶板2530m，用于拦截中煤组卸压瓦斯。4.4工作面瓦斯抽采效果分析4.4.1地面钻孔该工作面共设计3个地面钻孔，目前已全部施工完毕，其中1#地面钻孔距切眼115m，2 #地面钻孔距切眼540m，3#地面钻孔距切眼756m。地面钻孔在距切眼97.5m的位置开始抽采，瓦斯抽采浓度为13%，抽采纯量为0.5m3/min；当推至距切眼128m时，瓦斯抽采浓度由16%上升至31%，抽采纯量上升至1.6m3/min；推至距切眼169m处，瓦斯抽采浓度上升至最高，为92%，抽采纯量上升至5.7m3/min。从距切眼139.5m至183m时，瓦斯抽采浓度一直稳定在60%以上。4.4.2穿层钻孔穿层钻孔在距切眼77.5m开始抽采，瓦斯抽采浓度为7%，抽采纯量为0.1m3/min；当工作面采至距切眼220m时，瓦斯抽采浓度上升至最高，为20.7%，抽采纯量为0.97m3/min。除工作面距切眼97.5111.5m，185206m段瓦斯抽采浓度在10%以上，其他段内均在10%以下。4.4.3水平长钻孔水平长钻孔在距切眼50m的位置开始抽采，瓦斯抽采浓度为12%，抽采纯量为1.13m3/min；当推至距切眼86m时，瓦斯抽采浓度由16%上升至40%，抽采纯量上升为3.94m3/min；推至距切眼98m处，瓦斯抽采浓度上升至68%，抽采纯量上升为6.4m3/min；推至距切眼147m处，瓦斯抽采浓度上升至最高，为82%，抽采纯量上升至6.63m3/min。从距切眼98184m时，瓦斯抽采浓度一直稳定在60%以上。4.4.4高位钻孔当工作面推至距切眼10m时开始抽采，瓦斯抽采浓度为6%，抽采纯量为0.82m3/min；当推至距切眼103m时，瓦斯抽采浓度由9%上升至22%；当抽采高位钻场，距切眼121.5m 时，瓦斯抽采浓度为54%，抽采纯量为5.63m3/min；当距切眼206m时，高位钻孔停止抽采。4.4.5工作面总体瓦斯抽采情况当工作面距切眼84m时瓦斯抽采纯量由1.6m3/min增至4.5m3/min，距切眼98m处增加至8.3 m3/min，距切眼115m处增加至11.1m3/min，距切眼179m处瓦斯抽采量达到最高，为17.8 m3/min。4.5结论1) 远距离下保护层条件下，处于弯曲下沉带的被保护层上覆巨厚火成岩为矿井主关键层，受采动影响的上覆岩层出现裂隙与离层，且在巨厚关键层下的离层最为发育。2) 巨厚关键层能长期保持不下沉、不断裂，导致其下伏岩层的裂隙与离层长期不闭合，裂隙成为瓦斯流动的通道，离层区域成为瓦斯富集区域。3) 采用地面钻孔、水平长钻孔、穿层钻孔及高位钻孔对工作面瓦斯进行抽采，解决了保护层10煤层工作面回采期间瓦斯涌出量高的问题，回风瓦斯浓度控制在0.3%以下，保证了矿井安全生产。5 无保护层的煤与瓦斯突出煤层的开采技术5.1无保护层突出煤层的开采特点无保护层突出煤层的开采是我国现在煤炭资源开采的主要形式之一，由于开采过程中煤矿缺少必要的保护层，而大大增加了煤炭开采的危险性和难度。无保护层突出煤层的开采如果不能采取科学、合理的技术手段和安全措施，必然会埋下发生安全事故的隐患，甚至会造成较大规模的人员伤亡和经济财产损失。开采程序的确定是无保护层突出煤层开采中技术应用与强化的重要环节之一。对突出矿井煤层群而言，首先应合理学则无保护层进行有计划的开采，并结合抽放瓦斯的安全防护措施。煤炭开采无保护层的选择应根据煤层赋存状况，及现有开采技术条件来确定，这样做有利于突出煤层瓦斯的泄放。开采的无保护层可以是被无保护层顶板之上的煤层，还可以是在其底板以下的部分煤层。开采被无保护层顶板之上的煤层通常被称之为上无保护层。反之，开采层底板以下的煤层则称之为下无保护层。开采无保护层选择完毕后，在突出煤层中受到保护的区域可以按无突出危险煤层安排掘进和采煤作业，这就是突出矿井特有的开采程序。无保护层开采的效果与其煤层间距离、煤层厚度、顶底板岩石性质，及采煤方法等因素有关被保护范围的划定方法，及相关参数应根据实际考察结果因矿井条件的不同而有所差异。没有无保护层开采的煤层群，应重点选择其中突出危险性相对较小、开采条件较好的煤层。开采的程序一般为：首先打超前钻孔，顶抽煤层瓦斯之后再采煤。同时，单一突出煤层的开采也需要首先抽放矿井内的瓦斯。对与无保护层开采的煤层群和单一突出煤层预抽瓦斯，目前，国内普遍采用“网格预抽”防灾技术，这一技术首先在我国四川芙蓉白皎煤矿试验成功，取得了极好的实际效果，并逐步在我国大部分矿区推广应用。“网格预抽”防灾技术尤其对局部防灾措施实施困难，极难治理的严重突出矿井更为适用。“网格预抽”防灾技术的基本原理是：从煤层底(顶)板巷道，向突出煤层打穿层钻孔，等距离大约为8m x 8m，或者是10m x 10m的标准规格，终孔在煤层顶(底)板，顶抽瓦斯一段时间，其中抽出控制区瓦斯储量可达到25以上，这就有效致使煤体应力下降，并发生收缩变形的现象，瓦斯压力和瓦斯含量的大幅度降低，有利于煤层透气性的增加，也造成了瓦斯和应力分布不均匀状况的良性改变。5.2无保护层的突出煤层采煤方法的基本原则近年来，我国各地频频发生重大煤矿安全事故，深究其主客观原因是表现在多方面的。其中最为重要的安全事故原因为：无保护层的突出煤层采煤过程中，采矿工人和矿区管理人员视煤炭开采安全原则于不顾，片面追求经济收益，而忽略了自身安全。目前，我国对于无保护层的突出煤层采煤方法进行了深入的研究和总结，并借鉴了世界其他国家的一些宝贵经验，逐渐制定了一套适用于我国无保护层的突出煤层采煤的基本原则，其具体内容和要求如下：（1）对于无保护层的突出煤层采煤方法的基本要求是要尽量减少矿井内应力的集中，即所选择的每层采煤方法必须严格保证“不留煤柱”的基本开采原则，煤炭运输工作中也要尽可能保持直线运输的路线，严格禁止相向回采等不科学的开采方法。（2）在开采无保护层突出煤层度过程中，对于每层表面的开采厚度应尽量控制在最低点，同时还应采取必要的防突措施。对于其它分层则可以按照无突出危险煤层的开采技术和措施进行合理的开采，其开采厚度可适当调大一些，但是也要注意尺度。（3）无保护层突出煤层开采中，要尽可能的应采用远距离控制的机械进行无人采煤，对于开采中硬以及中硬以下的煤层，刨煤机和浅截式机组是有发展前途的。为了减少突出的可能，相应制定了保证回采工作面前方有最大卸压和瓦斯排放带的工艺参数。5.3无保护层的突出煤层采煤方法列举无保护层的突出煤层的产状本来是平稳或带有波浪起伏的状态，后来由于受到地壳变动的影响，大多数煤层就改变了原来的生成位置，形成程度不同的地表存在状态。无保护层的突出煤层是现代煤炭开采行业共同面临的技术与安全问题之一。目前，我国无保护层的突出煤层采煤方法主要以长壁体系采煤方法为主，并取得了较好的效果。长壁式体系采煤法按所采煤层倾角分为缓倾斜、倾斜煤层采煤法和急倾斜煤层采煤法；按煤层厚度，可分为薄煤层采煤法、中厚煤层采煤法和厚煤层采煤法。按采用的采煤工艺不同，可分为爆破采煤法、普通机械化采煤法和综合机械化采煤法。按采空区处理方法不同，可分为垮落采煤法、刀柱(煤往支撑)采煤法、充填采煤法。长壁体系采煤方法的一般特点为：煤炭开采的工作面长度较长，有效防止了单一位置的过度开采现象。但是随着采煤工作面的逐步推进，顶板暴露面积增大，矿山压力显现较为强烈。柱式体系采煤法也是我国无保护层的突出煤层采煤的主要方法之一。柱式体系采煤法以房、柱间隔进行采煤为主要标志。高度机械化的柱式体系采煤方法，一般只分为房式采煤法和房柱式采煤法两类。房间煤柱不回收，作为永久煤柱支撑顶板的称房式采煤法；房间煤柱作为暂时支撑，在采房结束后进行回收的称为房柱式采煤法。柱式体系采煤法一般特点为：在煤层内布置一系列宽为5-9m的煤房，采煤房时形成窄工作面成组向前推进。房与房之间留设煤柱，煤柱宽数米至二、三十米不等，每隔一定距离用联络巷贯通，构成生产系统，并形成条状或块状煤柱，支撑顶板；采房时矿山压力显现较缓和，用锚杆支护工作空间，支护较简单。下面就另一实例介绍这一开采方法。5.4矿井煤与瓦斯突出状况平宝公司首山一矿井田位于平顶山矿区李口向斜北翼东段。矿井设计生产能力240万t/a，于2010年7月14日正式移交投产。矿井采用1对立井、石门开拓，井田设计一、二2个水平开采。主采的戊9-10、己15及己16-17煤层具有突出危险性，矿井为煤与瓦斯突出矿井。目前开采煤层为己组煤层(戊组煤层瓦斯压力大，不具备安全开采条件)。矿井通风方式为中央分列抽出式，地面建有瓦斯抽放泵站，井田范围内不具备保护层开采条件，采取的区域防突措施为预抽煤层瓦斯。首山一矿位于平顶山矿区东部，矿井煤层埋深500-1000m，煤层埋藏深，地应力大。2006年3月，首山一矿-600m轨道石门施工在过己16-17煤层时发生过一次煤与瓦斯突出，突出瓦斯量3000 m3，突出煤量50t。己15-12010采面位于己二采区东翼上部，西靠-600m轨道运输石门、己二采区运输下山及己二采区回风巷，东至高沟逆断层保护煤柱线，北为己二采区北边界(紧贴白石山背斜轴)，南为12030设计采面(尚未开采)。采面设计东西走向长1384m，南北倾向宽210m。标高为-580- -610m，垂深710-750m。白石山背斜轴在回风巷侧，回风巷600m处，背斜轴走向发生变化，进入采面中间。回风巷和运输巷应力大，在掘进过程中支护困难，经常发生断锚杆和锚索现象。5.5高应力突出危险掘进面瓦斯治理措施在采面回风巷和运输巷施工前，超前施工抽放巷工程，分别在采面回风巷和运输巷顶板以上10m的岩层中，运输巷平距外错20m(投影在采面以外)，回风巷内错20m(投影在采面内)，施工2条高位抽放巷。针对工作面地应力大、无保护层开采、突出危险性严重等特点，在抽放巷采取打抽放钻孔进行联网抽放、超前于煤巷松动爆破、采面穿层高压水力压裂、煤巷顺层钻孔等不同防治措施。(1)距离煤巷掘进工作面平距20m、垂距10m位置布置煤层顶板抽放巷，抽放巷超前工作面距离不小于300m。(2)在抽放巷内根据钻孔抽放半径合理布置抽放钻孔，钻孔控制到煤巷掘进位置，每4m布置1组，每组7个89mm钻孔，终孔位置分别控制到煤巷掘进工作面的下帮、巷道中和上帮15m以外。每组钻孔施工完后进行联网抽放(图3)。该项措施降低了煤层瓦斯压力和含量，使掘进影响范围内的煤体瓦斯含量由原来的10.46m3/t下降至3.60m3/t，同时截留掘进工作面前方两侧煤体的瓦斯，扩大了措施控制范围，有效防止突出和瓦斯超限。图3 抽放钻孔布置(3)在距离煤巷掘进工作面不少于60m的位置进行松动爆破，增加煤体孔隙、裂隙进而增加煤体瓦斯运移通道，达到强化瓦斯抽放的目的，进一步降低煤层瓦斯含量和应力。该项措施起到了降低煤巷掘进期间的地应力、煤层瓦斯压力和含量的作用，有效防止了煤巷掘进过程中煤与瓦斯突出。5.6回采期间瓦斯治理5.6.1施工本煤层钻孔在回风巷下帮、运输巷上帮沿煤层倾向布置顺层钻孔75mm，孔间距2-4m，上行孔55-100m，平均孔深71m，下行孔45-80m，平均孔深66m。运输巷本煤层钻孔于2007年11月开始施工，回风巷本煤层钻孔于2008年2月开始施工，现本煤层钻孔已施工完毕，最短预抽期为6个月以上。5.6.2高压水力压裂（1）压裂钻孔布置由于工作面被白石山背斜斜穿，本煤层钻孔不能有效消除抽放空白带(抽放空白带为75m )，根据水力压裂钻孔试验，压裂半径30-35m，因此对采面空白带采取水力压裂治理瓦斯技术。在回风巷高抽巷沿巷道走向每隔60m布置1个89mm、孔深不低于89m(外段孔深99m )的穿层钻孔。钻孔布置如图4所示, 参数见表1。图4 空白带压裂孔布置剖面表1 采面空白带高压水力压裂钻孔参数孔号距联巷口距离/m孔深/m过煤长度/m封孔长度/m压裂日期用时/min最大压力/MPa水量/m31561053540.020080515110264921161033337.52008051480284031761062835.02008031890263942361022832.52008032280263152961043037.52008033190243663561082937.520080415115274374161163147.520080415130264684761123542.52008041680274195361083132.520080513100304610596963335.020080512110265011656932745.02008051290264412716922732.52008051190275513776912437.52008051080284814836962835.02008050990285215896993735.02008050780294816956913337.5200804301602652（2）观测孔布置1)在回风巷高抽巷沿巷道走向每隔60m布置1个75mm孔深89m (外段99m)的穿层钻孔。2)在空白带压裂钻孔对应位置的回风巷和运输巷各取3个本煤层钻孔作为观测孔。（3）空白带治理效果分析1)高抽巷主干管瓦斯抽放浓度变化情况。高抽巷主干管抽放平均浓度由压裂前1%-6%上升到4.5%-18.0%，纯流量由压裂前0.2m3/min上升至0.6m3/min。2)压裂后运输、回风巷本煤层抽放钻孔抽放瓦斯情况。回风巷本煤层钻孔：在空白带压裂前实测瓦斯浓度5.6%，瓦斯纯流量1.33m3/min；压裂后平均浓度7.2%，瓦斯纯流量1.74m3/min，瓦斯浓度平均提高22.2%，纯流量提高23.6%。运输巷本煤层钻孔：空白带压裂前实测瓦斯浓度3.3%，瓦斯纯流量1.04m3/min；压裂后瓦斯浓度平均7.5%，瓦斯纯流量1.23m3/min，瓦斯浓度平均提高56%，纯流量提高15.4%。压裂后最高浓度稳定抽放期在2个月以上，目前仍有浓度在10%以上的钻孔。( 3)压裂后本煤层钻孔出水量分析。压裂前后回风、运输巷本煤层抽放主干管路水量有明显的增加，压裂前每天1班放2次水即可满足瓦斯抽采需要，压裂后每天3班6次放水可满足瓦斯抽采需要。5.6.3区域措施效果检验根据防治煤与瓦斯突出规定，分别在回风巷高抽巷和运输巷沿走