外錯高抽巷高位鉆孔卸壓瓦斯抽采技術(shù)

王紅勝，李樹剛，雙海清，杜政賢，由臨東，劉浪

（1. 西安科技大學 能源學院，陜西 西安，710054；2. 西部礦井開采及災(zāi)害防治教育部重點實驗室，陜西 西安，710054）

外錯高抽巷高位鉆孔卸壓瓦斯抽采技術(shù)

王紅勝1， 2，李樹剛1， 2，雙海清1，杜政賢1，由臨東1，劉浪1， 2

（1. 西安科技大學 能源學院，陜西 西安，710054；
2. 西部礦井開采及災(zāi)害防治教育部重點實驗室，陜西 西安，710054）

為解決相鄰兩工作面上隅角瓦斯超限難題和實現(xiàn)高抽巷“一巷兩用”，提出外錯高抽巷布置方式：沿上工作面回風順槽側(cè)，在煤層頂板內(nèi)外錯布置走向高抽巷；在高抽巷服務(wù)前期，在其內(nèi)采用高位鉆孔抽采上工作面采動卸壓瓦斯；在高抽巷服務(wù)后期，直接采用高抽巷抽采下工作面采動卸壓瓦斯；實現(xiàn)1條高抽巷服務(wù)于相鄰兩工作面，提高高抽巷利用效率?；谏轿骰糁菝弘娂瘓F李雅莊煤礦2-603工作面地質(zhì)條件，建立外錯高抽巷圍巖結(jié)構(gòu)力學模型，采用理論分析、數(shù)值模擬、相似材料模擬及現(xiàn)場實測等研究方法系統(tǒng)分析工作面覆巖采動裂隙發(fā)育特征，研究覆巖采動裂隙分布規(guī)律，確定外錯高抽巷和高位抽采鉆孔布置參數(shù)；基于高位鉆孔測斜結(jié)果，提出角度補償糾偏方法及糾偏效果評價指標。高抽巷位于2煤層頂板25.0 m處，外錯2-603工作面25.0 m；高位鉆孔終孔位于頂板44.0 m處，水平及傾斜方向上的糾偏角分別為-3°和-2°。研究結(jié)果表明：高抽巷受2-603工作面采動影響較小，巷道斷面能滿足下區(qū)段2-605工作面抽采要求；高位鉆孔終孔位置合理，高位鉆孔抽采瓦斯體積分數(shù)高，且持續(xù)抽采時間長；采用角度補償糾偏方法后鉆孔瓦斯體積分數(shù)的最大值和平均值較糾偏前分別提高15.3% 和11.6%，2-603工作面生產(chǎn)班、檢修班上隅角瓦斯體積分數(shù)分別為0.504%～0.951%和0.467%～0.893%，解決了工作面隅角瓦斯超限難題，保障了工作面安全高效開采。

外錯高抽巷；采動裂隙；卸壓瓦斯；一巷兩用；鉆孔測斜；鉆孔糾偏；角度補償

工作面回采后，采場上覆巖層會發(fā)生運移和破斷，覆巖層內(nèi)將產(chǎn)生大量裂隙，這些裂隙是瓦斯儲存、流動的場所和通道［1-4］。受采動影響，煤層卸壓后大量瓦斯沿頂板裂隙進入裂隙帶，若將抽采鉆孔或巷道布置在裂隙帶內(nèi)，則將有效提高卸壓瓦斯抽采效果［5-8］，避免工作面隅角瓦斯超限。目前，卸壓瓦斯抽采方法主要有巷道抽采和鉆孔抽采。合理的高抽巷層位及鉆孔終孔位置決定了卸壓瓦斯抽采效果［9-11］，但確定高抽巷層位及鉆孔終孔位置要考慮巖層巖性、采動影響強弱程度、覆巖采動裂隙發(fā)育程度及分布特征等因素影響，若高抽巷層位及鉆孔終孔位置不合理，則形成抽采盲區(qū)，降低抽采效果，易致使工作面上隅角瓦斯超限。李雅莊煤礦為山西霍州煤電集團唯一高瓦斯礦井，在2-603工作面回采巷道形成后，在上下順槽內(nèi)向煤層布置順層平行鉆孔預抽煤層瓦斯，預抽時間約為 2 a。由于煤層透氣性低，順層平行鉆孔預抽效果差，回采2-603工作面時，上隅角瓦斯易超限。為解決上隅角瓦斯超限難題和提高高抽巷利用效率，提出了相鄰2個工作面共用外錯高抽巷卸壓瓦斯抽采技術(shù)，即沿2-603工作面回風順槽側(cè)，在煤層頂板內(nèi)外錯（內(nèi)錯2-605工作面）布置走向高抽巷。在高抽巷服務(wù)前期，在其內(nèi)采用高位鉆孔抽采 2-603工作面采動卸壓瓦斯；在高抽巷服務(wù)后期，直接采用高抽巷抽采 2-605工作面采動卸壓瓦斯。本文作者對覆巖采動裂隙發(fā)育特征、高抽巷合理層位、抽采鉆孔終孔位置及鉆孔測斜與糾偏等關(guān)鍵問題進行較系統(tǒng)分析，以便解決相鄰2個工作面隅角瓦斯超限難題，實現(xiàn)高抽巷的“一巷兩用”。

1　外錯高抽巷“一巷兩用”布置方式

1.1工作面概況

李雅莊煤礦2-603工作面井下標高為+190.0～+250.0 m，埋深為+628.0～+650.0 m。井下位于六采區(qū)西翼，西南部緊鄰井田邊界，西部為2-226采空區(qū)，西北部為未開采2-605工作面。工作面沿煤層傾向布置，傾斜長度為230.0 m；沿走向推進，推進長度為2 168.0 m。采用綜合機械化開采、全部垮落法管理采空區(qū)頂板。煤層傾角為5°～16°，平均為8°。工作面頂?shù)装鍘r層柱狀見圖1。

圖1　工作面巖層柱狀Fig. 1　Rock column of coalface

1.2瓦斯賦存條件

2煤瓦斯壓力為 0.68 MPa，放散初速度 ΔP=7.5 mL/s。原始瓦斯含量為7.32 m3/t，可解吸瓦斯量為5.70 m3/t，不可解吸量為1.62 m3/t。煤層極限吸附常數(shù)a=18.03～45.05 m3/t，b=0.409～0.638 MPa-1。煤層孔隙率為6.45%～8.05%，透氣性系數(shù)為0.137 1 m2/（MPa2·d），鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)為0.006 5～0.008 9 d-1，屬于可抽采煤層。

1.3工作面抽采現(xiàn)狀及抽采效果

在2-6031和2-6032巷內(nèi)施工本煤層順層平行鉆孔，鉆孔間距分別為2.4 m和1.6 m。鉆孔水平角垂直于煤壁，鉆孔傾角平行于煤層傾角，采用 ZDY-3200型鉆機施工，孔深為150.0～180.0 m。2-6032巷由切眼往外，在巷道頂板間隔80.0 m施工1組低位裂隙鉆孔，每組5個孔，孔深為120.0 m。在2-603工作面上隅角埋管抽放，采用兩趟Φ280抽放管路邁步交替抽放方式，始終保持1趟管路伸入上隅角12.0～20.0 m，工作面每推進60.0 m，斷管1次；上隅角瓦斯抽放管路通過六采區(qū)軌道巷移動抽放泵站抽采。工作面采用瓦斯綜合抽采技術(shù)，但抽采效果差，工作面回采時上隅角瓦斯易發(fā)生超限事故。

1.4外錯高抽巷布置方式的提出

為解決2-603工作面上隅角瓦斯超限難題，也為實現(xiàn)高抽巷的“一巷兩用”，基于2-603和2-605相鄰2個工作面地質(zhì)條件，提出外錯高抽巷布置方式，見圖2。由圖2可知：沿2-603工作面回風順槽側(cè)，在煤層頂板內(nèi)外錯（內(nèi)錯2-605工作面）布置走向高抽巷。在高抽巷服務(wù)前期，在其內(nèi)采用高位鉆孔抽采2-603工作面采動卸壓瓦斯；在高抽巷服務(wù)后期，直接采用高抽巷抽采2-605工作面采動卸壓瓦斯。高抽巷這種布置方式可達到降低2-603和2-605相鄰2個工作面隅角瓦斯體積分數(shù)，避免工作面瓦斯超限事故發(fā)生。

由圖2（b）可知：受2-603工作面采動影響，大量卸壓瓦斯聚集到2-6032回風順槽側(cè)覆巖裂隙帶內(nèi)，形成瓦斯富集區(qū)，在外錯高抽巷內(nèi)向瓦斯富集區(qū)布置高位抽采鉆孔，抽采裂隙帶內(nèi)卸壓瓦斯，能有效降低工作面上隅角瓦斯體積分數(shù)，避免瓦斯超限事故發(fā)生。

圖2　外錯高抽巷布置方式Fig. 2　Layout of lateral high drainage roadway

2　采場覆巖采動裂隙分布規(guī)律

2.1“二帶”高度理論分析

根據(jù)2-603工作面頂板巖性、采煤方法、采空區(qū)頂板管理方法確定“兩帶”高度理論計算公式［12］如下。

冒落帶最大高度（Hk）的統(tǒng)計經(jīng)驗公式為

裂隙帶最大高度（Hd）的統(tǒng)計經(jīng)驗公式為

式中：∑M為采高，m；Hk為冒落帶最大高度，m；Hd為裂隙帶最大高度，m。2煤厚為3.14～3.70 m，平均為3.58 m。經(jīng)計算，冒落帶高度最大為11.5～12.4 m，平均為12.2 m；最小為7.1～8.0 m，平均為7.8 m。裂隙帶高度最大為42.0～44.5 m，平均為44.0 m；最小為30.8～33.3 m，平均為32.8 m。

2.2覆巖采動裂隙發(fā)育特征UDEC2D數(shù)值模擬分析

2.2.1模型建立

參照L-70鉆孔（位于2-603工作面內(nèi)）柱狀圖，采用離散單元數(shù)值模擬分析軟件UDEC2D4.0建立數(shù)值模型，模型長×高為400.0 m×190.0 m，工作面采高為3.0 m，開挖步距為15.0 m。固定模型下部邊界的垂直位移和左、右邊界的水平位移。水平地應(yīng)力、垂直應(yīng)力分別為9.22 MPa和14.49 MPa，水平地應(yīng)力與垂直應(yīng)力的比值為 0.636 3。煤層及頂?shù)装鍘r層均采用Mohr-Coulumb本構(gòu)關(guān)系模型。

2.2.2采場覆巖采動應(yīng)力及裂隙分布規(guī)律

工作面開挖后，覆巖采動應(yīng)力及裂隙分布規(guī)律見圖3。由圖3可知：工作面上端頭底板12.0 m處、下端頭底板外錯10.0 m處處于應(yīng)力增高區(qū)，應(yīng)力分別達到35 MPa和45 MPa；工作面上端頭頂板51.0 m處、下端頭頂板 62.0 m 處處于應(yīng)力增高區(qū)，應(yīng)力達到45 MPa。這些區(qū)域裂隙不發(fā)育。工作面中部沒有支撐，煤層回采后，直接頂發(fā)生冒落，導致基本頂大面積垮落，冒落巖石被上覆巖層逐漸壓實，導致裂隙逐漸閉合，應(yīng)力逐漸恢復，這些區(qū)域裂隙較發(fā)育。工作面開挖后，因工作面上、下端頭煤層的支撐作用，導致上、下端頭處覆巖不能充分垮落，形成了“砌體梁”結(jié)構(gòu)，這些區(qū)域處于卸壓區(qū)，裂隙發(fā)育。

2.2.3上端頭覆巖采動裂隙分布特征

開挖后采場覆巖采動裂隙呈“分區(qū)”集中分布特征見圖4。垂直方向上集中分布在2個區(qū)域即第1和第2區(qū)域，分別距離底板13.0～25.0 m和38.6～50.0 m，裂隙帶寬度分別約為65.0 m和50.0 m，裂隙帶距采空區(qū)邊界分別為12.0 m和28.0 m，且在上山采動角62°以內(nèi)。

圖3　工作面覆巖采動應(yīng)力及裂隙分布規(guī)律Fig. 3　Distribution caws of mining-induced stress and fracture

圖4　上端頭覆巖采動裂隙“分區(qū)”特征Fig. 4　Mining-induced fracture distribution law

2.3覆巖采動裂隙發(fā)育特征物理模擬分析

2.3.1模型建立

參照 L-70鉆孔柱狀圖，采用長×寬×高為 3.0 m×0.2 m×2.0 m的平面應(yīng)力模型試驗臺［13］模擬工作面開挖，模型鋪設(shè)規(guī)格為2.0 m×0.2 m×1.0 m。根據(jù)相似三定理［14］，確定模型幾何相似比α1=100，容重相似比 αγ=1.69，時間相似比 αt=10，強度相似比為αR=169。煤層采高為 3.0 m，由左向右開挖，開挖步距為15.0 m，在煤層底板鋪設(shè)60個應(yīng)力計。

2.3.2覆巖采動裂隙分布規(guī)律

2-603工作面開挖195 m時，覆巖采動裂隙分布規(guī)律及煤層底板應(yīng)力分布規(guī)律見圖5。

圖5　2-603工作面開挖195 m時的裂隙分布與應(yīng)力分布Fig. 5　Distribution of crack and stress of excavation 195 m of No.2-603 coal face

由圖5（a）可知：采空區(qū)中部覆巖逐漸被壓實，導致離層裂隙和穿層裂隙逐漸閉合；工作面2個端頭上方巖層因形成了“砌體梁”結(jié)構(gòu)而不能充分垮落，這些區(qū)域裂隙發(fā)育。裂隙主要分布在2個區(qū)域：第1個區(qū)域位于頂板15.9 m以下范圍內(nèi)，第2個區(qū)域距離底板33.6～47.5 m的范圍內(nèi)，且在上山采動角54°以內(nèi)。

由圖5（b）可知：采空區(qū)上方巖層已充分垮落，采空區(qū)中部應(yīng)力開始恢復。模型右側(cè)端頭附近，因煤壁支撐作用，上方覆巖不能充分冒落，形成了“砌體梁”結(jié)構(gòu)，在煤壁內(nèi)形成了固定支承壓力，其中煤壁內(nèi)0～5.0 m為應(yīng)力降低區(qū)，5.0～25.0 m為壓力增高區(qū)，25.0 m以上應(yīng)力逐漸恢復到原巖應(yīng)力。

3　外錯高抽巷布置參數(shù)

3.1高抽巷層位的確定

外錯高抽巷位置應(yīng)避開應(yīng)力增高區(qū)，同時兼顧抽采鉆孔施工長度和高抽巷后期抽采效果，在水平方向上高抽巷外錯25 m，在垂直方向上布置在裂隙帶下部或冒落帶頂部，距離煤層頂板為 20.0～25.0 m，見圖5（a）。

2-605工作面開挖100.0 m時，剩下寬為5.0 m窄煤柱，覆巖采動裂隙分布特征及煤層底板應(yīng)力分布規(guī)律見圖6。由圖6可知：窄煤柱受壓破壞后，覆巖采動裂隙貫通高抽巷，有利于后期高抽巷抽采2-605工作面下端頭覆巖采動卸壓瓦斯。

圖6　2-605工作面開挖100 m裂隙分布與應(yīng)力分布Fig. 6　Distribution of crack and stress of excavation 100 m of No.2-605 coal face

3.2高抽巷布置參數(shù)

外錯2-603工作面24.5～26.4 m布置高抽巷，高抽巷為矩形斷面，其高×寬為3.0 m×3.5 m。高抽巷開口位置從2-6032回風順槽12號導線點前2.2 m處沿306.7°方位角水平施工7.7 m，到位后左拐沿216.7°方位角4°上山施工20.0 m，再按20°上山施工43.0 m，到位后沿3‰坡度施工。高抽巷與2-6032回風順槽平行掘進，設(shè)計長度為1 422.4 m。受2煤起伏變化影響，高抽巷底板距2煤頂板為17～29 m，平均約為25.0 m。在高抽巷內(nèi)鋪設(shè)瓦斯抽采系統(tǒng)，鋪設(shè)直徑為280.0 mm的螺紋管路，鋪設(shè)長度為1 420.0 m。為便于數(shù)據(jù)測量及分析，在管路起始端安設(shè)控制閥門和孔板流量計各1組。

4　高位鉆孔終孔位置的確定

4.1布置區(qū)域確定

工作面上端頭覆巖采動裂隙分布主要集中在2個區(qū)域。第1區(qū)域距離工作面較近，漏風嚴重，由瓦斯升浮特性可知，瓦斯主要聚集在第2區(qū)域，因此，鉆孔終孔位置應(yīng)布置在第2區(qū)域內(nèi)，以確保鉆孔持續(xù)、有效抽采工作面覆巖采動卸壓瓦斯。

4.2鉆孔終孔位置優(yōu)化

為確定鉆孔終孔合理位置，滯后工作面15.0 m，在115號鉆孔附近，沿工作面推進方向，依次布置3組共計6個試驗鉆孔。1-1和1-2鉆孔孔深為61.0 m，傾角為17°，終孔位置距煤層頂板44.0 m；2-1和2-2鉆孔孔深為 57.0 m，傾角為 7°，終孔位置煤層頂板32.8 m；3-1和3-2鉆孔孔深為55.0 m，傾角為-4°，終孔位置煤層頂板22.0 m。6個鉆孔呈扇形布置，鉆孔直徑為113.0 mm，孔口間距為5.0 m，開孔位置距巷道底板1.0 m，在采空區(qū)內(nèi)鉆孔投影長度不小于28.0 m。試驗鉆孔布置參數(shù)見圖7。

圖7　試驗鉆孔布置參數(shù)Fig. 7　Borehole layout parameters

6個試驗鉆孔瓦斯體積分數(shù)監(jiān)測結(jié)果見表1。由表1可知：1-1和1-2鉆孔抽采時間長，抽采體積分數(shù)高，表明1-1和1-2鉆孔抽采效果好，其布置參數(shù)合理可行。

表1　試驗鉆孔抽采時間Table 1 Drainage results of the test boreholes d

5　角度補償糾偏方法及效果評價

5.1角度補償糾偏方法

角度補償糾偏原理見圖8。由圖8可知：OA為鉆孔原設(shè)計軌跡，OB為鉆孔實際軌跡；鉆孔偏斜距離為D1，偏斜角度為α；糾偏后鉆孔設(shè)計軌跡為OC。在鉆孔傾角變化較小時，鉆孔偏斜也較小，可通過鏡像原理實現(xiàn)角度補償。在鉆機、地質(zhì)條件、鉆孔施工技術(shù)及工藝水平等因素［15］不變前提下，糾偏后鉆孔仍然向上偏斜D1，糾偏后鉆孔設(shè)計終孔與鉆孔原設(shè)計終孔距離為D2。D1與D2關(guān)系為

當鉆孔偏斜角度α＜10°時，因為cosα≥0.984 8，鉆孔糾偏精度至少可達到0.984 8，所以，D1與D2偏差小，鉆孔糾偏精度高。當鉆孔偏斜角度 10°＜α＜25°時，因為0.906 4≤cosα≤0.984 8，所以，D1與D2偏差較大，但在對鉆孔糾偏精度要求不高時也可滿足施工要求。因此，鉆孔偏斜角度越小，鉆孔實際軌跡越接近鉆孔設(shè)計軌跡。

圖8　角度補償糾偏原理Fig. 8　Principle of angle compensation correction

5.2糾偏效果評價

鉆孔軌跡簡化為直線，見圖9。圖9中：l1，l2和l3分別為鉆孔原設(shè)計軌跡、糾偏后鉆孔設(shè)計軌跡、糾偏后鉆孔鉆進軌跡；l1與l3終孔水平投影為f，傾向投影高度差為Δh；l1至l3終孔距離為f與Δh矢量和。由空間幾何及余弦定理可得：

圖9　鉆孔軌跡及投影Fig. 9　Borehole track and its projection

式中：l1為鉆孔原設(shè)計孔深，m；l2為糾偏后鉆孔設(shè)計孔深，m；l3為糾偏后鉆孔鉆進孔深，m；α2為糾偏后鉆孔設(shè)計水平投影角，（°）；β1為鉆孔原設(shè)計傾角，（°）；β2為糾偏后鉆孔設(shè)計傾角，（°）；m為糾偏后鉆孔設(shè)計水平偏斜距離，m；n為糾偏后鉆孔設(shè)計上、下偏斜距離，m；k為l1與l3終孔距離，m。

圖10　上隅角瓦斯體積分數(shù)監(jiān)測結(jié)果Fig. 10 Gas concentration variation law of the upper corner

當糾偏后鉆孔鉆進軌跡距其設(shè)計軌跡越近，k就越小，故k可以用于衡量鉆孔糾偏效果。

5.3糾偏效果

采用YHX7.2礦用回轉(zhuǎn)鉆機測斜儀對外錯高抽巷內(nèi)151號和152號鉆孔進行測斜，得到鉆孔的偏斜程度?；跍y斜結(jié)果，通過糾偏方案對比分析，確定糾偏參數(shù)為水平方向上鉆孔右偏 3°，傾斜方向上下偏2°。糾偏前后高位鉆孔瓦斯抽采體積分數(shù)的最大值、平均值分別提高15.3%和11.6%，且抽采時間延長1～6 d，表明糾偏前后鉆孔抽采效果有明顯提高。有關(guān)鉆孔測斜與糾偏內(nèi)容見文獻［15］。

6　工程應(yīng)用分析

綜合以上分析，自159號鉆孔以后，布置高位鉆孔，其布置參數(shù)參照1-1和1-2試驗鉆孔參數(shù)進行設(shè)計，且高位鉆孔在施工時進行角度補償糾偏，并對鉆孔進行瓦斯體積分數(shù)監(jiān)測。

6.1高位鉆孔布置參數(shù)

在外錯高抽巷內(nèi)，滯后2-603工作面15.0 m由內(nèi)向外施工高位鉆孔，間距為1.8 m，孔口距高抽巷底板為1.0 m。根據(jù)2-6032回風順槽與外錯高抽巷相對高差，實時變更鉆孔角度，使高位鉆孔終孔位于2煤頂板44.0 m處，且在采空區(qū)內(nèi)投影長度不小于28.0 m。

6.2鉆孔糾偏參數(shù)

鉆孔施工時進行糾偏，水平方向上鉆孔右偏3°，傾斜方向上下偏2°。由于鉆孔偏斜程度受地質(zhì)條件、施工技術(shù)、鉆孔角度等因素影響，因此，每班都要進行1個鉆孔測斜分析，根據(jù)測斜結(jié)果及時調(diào)整補償角度，以保證鉆孔實際軌跡達到設(shè)計要求。

6.3應(yīng)用效果

2-603工作面已回采結(jié)束，回采期間安排專人檢測高抽巷支管路、高位鉆孔和工作面上隅角瓦斯體積分數(shù)。結(jié)果表明：

1） 高抽巷抽放支管路同時連接15～20個鉆孔，每個鉆孔可抽采 20～40 d，瓦斯抽采體積分數(shù)為10%～65%。其中，瓦斯抽采體積分數(shù)≥50%和30%～50%的時間分別占總抽采時間的 16%～36%和23%～50%。支管路流量為90 m3/min，瓦斯抽采體積分數(shù)為18.4%～31.4%，平均為24.8%；純瓦斯流量為16.6～28.3 m3/min，平均為22.3 m3/min。

2） 自 2014-04項目實施后，生產(chǎn)班、檢修班的2-603工作面上隅角瓦斯體積分數(shù)分別為0.50%～0.95%和0.47%～0.89%，見圖10。應(yīng)用效果表明：采用高位鉆孔有效抽采了2-603工作面覆巖采動卸壓瓦斯，避免了上隅角瓦斯超限事故發(fā)生，有效保障了工作面安全高效開采。

7　結(jié)論

1） 提出了外錯高抽巷布置方式及其內(nèi)涵。沿上工作面回風順槽側(cè)，在煤層頂板內(nèi)外錯布置走向高抽巷；高抽巷服務(wù)前期，在其內(nèi)采用高位鉆孔抽采上工作面采動卸壓瓦斯；高抽巷服務(wù)后期，直接采用高抽巷抽采下工作面采動卸壓瓦斯；實現(xiàn)了1條高抽巷服務(wù)于相鄰兩工作面，提高了高抽巷利用效率，實現(xiàn)了“一巷兩用”。

2） 1-1和1-2鉆孔終孔位于覆巖采動裂隙瓦斯富集區(qū)內(nèi)，其終孔位置合理可行。

3） 提出了角度補償糾偏方法和糾偏效果評價指標。糾偏前后高位鉆孔瓦斯抽采體積分數(shù)的最大值、平均值分別提高 15.3%和 11.6%，且抽采時間延長了1～6 d，表明糾偏前后鉆孔抽采效果有明顯提高。

4） 工作面生產(chǎn)班、檢修班上隅角瓦斯體積分數(shù)分別為0.504%～0.951%和0.467%～0.893%；外錯高抽巷高位鉆孔卸壓瓦斯抽采技術(shù)的成功實施，有效抽采了2-603工作面覆巖采動卸壓瓦斯，避免了工作面上隅角瓦斯超限。

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（編輯 陳燦華）

Pressure-relief gas drainage technique by high level borehole in lateral high drainage roadway

WANG Hongsheng1， 2， LI Shugang1， 2， SHUANG Haiqing1， DU Zhengxian1， YOU Lindong1， LIU Lang1， 2

（1. School of Energy Engineering， Xi’an University of Science and Technology， Xi’an 710054，China；
2. Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention of the Ministry of Education， Xi’an 710054， China）

To solve the problems of the gas consistence exceeding limit at the upper corner of the two adjacent coalfaces and to realize the high drainage roadway with two utilizations， the arrangement mode and the connotation of the lateral high drainage roadway （LHDR） were proposed. Along the air return way of the upper coalface， strike high-bleeding roadway in roof was laid on lateral upper coalface， pressure relief gas in fractured zone of the upper coalface’s overlying strata was extracted by boreholes in high drainage roadway at the earlier stage of service， pressure relief gas in fractured zone of the next coalface’s overlying strata was extracted by the roadway at the later stage of service， the LHDR could serve two coalfaces， and the utilization ratio of the LHDR was improved. Based on the geological conditions of No.2-603 coalface of Liyazhuang coal mine in Huozhou， Shanxi Province， mechanical model of the LHDR was established. Theoverlying strata’s mining-induced fracture development features were analyzed by the methods of the theoretical analysis，numerical simulation， similar material simulation and field measurement， the overlying strata’s mining-induced fracture distribution law was obtained， and the layout parameters of the LHDR and drainage boreholes were determined. Based on the borehole inclination survey results， borehole angle compensation correction method and the evaluation index of borehole correction effect were proposed. The high drainage roadway was located at 25.0 m to the roof of No.2 coal seam，and 25.0 m to the No.2-603 coalface. The borehole’s final hole location was 44.0 m in height over the roof， and the correction angles of the horizontal direction and inclined direction were -3° and -2° respectively. The results show that，mining of the No.2-603 coalface has little influence on the lateral high drainage gateway， the roadway section can meet the drainage requirements of No.2-605 coalface， the borehole’s final hole location is reasonable， and the maximum and average value of the gas concentration is improved by 15.3% and 11.6%， and the gas consistence at the upper corner is 0.504%-0.953% and 0.467%-0.893%.The problem of the gas consistence exceeding limit is solved， and the coalface is mined safely and effectively.

lateral high drainage roadway； mining-induced fracture； pressure-relief gas； one gateway with two utilizations； borehole inclination survey； borehole correction； angle compensation

TD712.6

A

1672-7207（2016）04-1319-08

10.11817/j.issn.1672-7207.2016.04.031

2015-05-28；

2015-07-26

國家重點基礎(chǔ)研究計劃（973計劃）項目（2015CB251600）（Project （2015CB251600） supported by the National Basic Research Development Program （973 Program） of China）

王紅勝，博士，副教授，從事礦山壓力與巖層控制研究；E-mail：cumtwhs@xust.edu.cn