高瓦斯工作面水力压裂试验及联管抽采技术研究.pdf

高瓦斯工作面水力压裂试验及联管抽采技术研究 王惠风ꎬ 陈殿赋 中国神华神东煤炭集团 保德煤矿ꎬ 山西 保德 ０３６６００ [摘 要] 为了解决 ８１５０４ 工作面回采时瓦斯大量涌出制约高产高效的难题ꎬ 通过对钻孔参数 合理优化ꎬ 采用新式封孔技术提高封孔效果ꎬ 结合水力压裂技术对煤储层增透、 平衡应力场及抑制瓦 斯涌出等作用ꎬ 应用联管带抽钻孔瓦斯ꎬ 形成了 “钻孔封孔压裂抽采” 一体化的瓦斯抽采过 程ꎮ 结果表明 通过现场试验ꎬ ８１５０４ 工作面高瓦斯区域钻孔瓦斯流量大幅度增加ꎬ 钻孔流量衰减系 数减小了约２ 倍ꎬ 煤层透气性系数增大了１３􀆱 ４３ 倍ꎬ 煤层瓦斯含量由４􀆱 ８３ｍ３/ ｔ 降为２􀆱 ３５ｍ３/ ｔꎬ 最终提 高了瓦斯抽采效率ꎬ 缩短了瓦斯抽放时间ꎬ 实现了高瓦斯工作面向低瓦斯工作面的转变ꎬ 同时增加了 煤层的含水量ꎬ 极大地降低了产尘量ꎬ 削弱了煤尘爆炸的危险性ꎬ 为矿井的安全高效生产提供了必要 条件ꎮ [关键词] 水力压裂ꎻ 联管抽采ꎻ 钻孔设计ꎻ 封孔技术ꎻ 效果分析 [中图分类号] ＴＤ７１２􀆱 ６ [文献标识码] Ｂ [文章编号] １００６￣６２２５ ２０１８ ０３￣０１０３￣０４ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｄｒａｉｎａｇｅ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ａｎｄ Ｈｙｄｒａｕｌｉｃ Ｆｒａｃｔｕｒｅ Ｔｅｓｔｉｎｇ ｏｆ Ｈｉｇｈ Ｇａｓ Ｗｏｒｋｉｎｇ Ｆａｃｅ [收稿日期] ２０１８－０１－１２[ＤＯＩ] １０􀆱 １３５３２/ ｊ􀆱 ｃｎｋｉ􀆱 ｃｎ１１－３６７７/ ｔｄ􀆱 ２０１８􀆱 ０３􀆱 ０２６ [作者简介] 王惠风 １９８４－ꎬ 男ꎬ 河南商丘人ꎬ 研究生ꎬ 工程师ꎬ 目前在神东保德煤矿生产办从事技术研究工作ꎮ [引用格式] 王惠风ꎬ 陈殿赋 􀆱 高瓦斯工作面水力压裂试验及联管抽采技术研究 [Ｊ]. 煤矿开采ꎬ ２０１８ꎬ ２３ ３ １０３－１０６ꎬ ９１􀆱 近年来随着开采深度的逐步增加ꎬ 我国现有的 矿井多数进入了深部开采阶段ꎬ 煤层埋深的增加使 矿井的地应力增大、 煤层的透气性系数变差、 瓦斯 含量增大[１]ꎮ 我国 ９５％ 以上的高瓦斯和突出矿井 所开采的煤层具有低压、 低渗、 低饱和度等特征ꎬ 透气性系数只有 １０ －３ １０ －４ ｍＤꎬ 瓦斯抽采难度极 大ꎬ 想要达到理想的瓦斯抽采效果可以对煤层采取 造穴增透、 联管抽放ꎬ 实施水力压裂、 新型封孔技 术和抽采方式等联合布置是易行高效的方法之 一[２－１３]ꎮ 神东保德煤矿属高瓦斯矿井ꎬ 随着开采强度和 开采深度的增加ꎬ 瓦斯超限问题日益突出ꎮ ８ 号煤 层属于高瓦斯低透气性煤层ꎬ 瓦斯抽采困难ꎬ 瓦斯 的治理工作为亟待解决的难题ꎮ 根据 ８１５０４ 综放面 煤层特征ꎬ 结合地质结构参数ꎬ 设计了水力压裂增 透试验方案、 “两堵一注” 新型带压封孔技术及联 管抽放工艺ꎬ 并进行了现场工业试验ꎬ 对试验效果 进行了考察研究及分析ꎮ 目前ꎬ 煤矿井下水力压裂 技术日趋成熟ꎬ 实践证明多个高突矿井或高瓦斯矿 井都已实施过此技术ꎬ 达到了高突区域消突或高瓦 斯面向低瓦斯面转变的目的ꎮ 同时ꎬ 应用水力压裂 技术具有增加煤储层透气性系数、 平衡应力场及压 力场、 抑制瓦斯涌出、 降低钻孔衰减系数和降尘降 温等作用ꎮ １ 试验区概况 保德煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为 ９５􀆱 ２５ｍ３/ ｍｉｎꎬ 相对瓦斯涌出量为 １０􀆱 １９ｍ３/ ｔꎮ 目前开采的 ８ 号煤属于 ＩＩ 类自燃煤层ꎬ 自然发火期为 ４ ６ 个 月ꎬ 火焰长度 ３００ｍｍꎻ 煤尘具有爆炸危险ꎬ 爆炸 指数为 ３５􀆱 ３３％ꎮ ８１５０４ 工作面位于矿井五盘区ꎬ 北为实煤体ꎬ 南邻五盘区集中辅运大巷ꎬ 以东为 ８１５０３ 采空区ꎬ 以西为 ８１５０５ 备用工作面ꎮ 工作面 长 ２４０ｍꎬ 推进长度 ２３９１ｍꎬ 煤层厚度 ６􀆱 ６ ８􀆱 ２ｍꎬ 平均厚度 ７􀆱 ４ｍꎬ 煤层结构较为复杂ꎬ 含夹矸 ４ ５ 层ꎬ 煤层倾角 ３ ９ꎬ 平均 ４左右ꎬ 煤层走向近 南北ꎮ 基本顶为中粗粒砂岩ꎬ 平均厚度 ２７􀆱 ９ｍꎻ 直 接顶为泥岩ꎬ 平均厚度 ８􀆱 ４６ｍꎻ 直接底为砂质泥 岩ꎬ 平均厚度３􀆱 ５ｍꎮ 煤质为中－富灰、 特低硫、 低 －中磷高灰熔点的气煤ꎬ 煤的坚固性系数 ｆ＝０􀆱 ７２ꎬ 瓦斯含量 ３􀆱 ９２ ４􀆱 ８３ｍ３/ ｔꎬ 平均 ４􀆱 ３８ｍ３/ ｔꎬ 瓦斯 放散初速度为 １４􀆱 １ꎻ 工作面沿煤层倾斜布置走向 推进ꎬ 采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤 方法ꎬ 全部垮落法管理顶板ꎬ 通风方式采用三进二 回的 “Ｕ” 型通风ꎬ 设计风量为 ２５００ｍ３/ ｍｉｎꎮ ２ 水力压裂试验技术参数 水力压裂选点在 ８１５０４ 一号回风巷 １０ 联巷、 ３０１ 第 ２３ 卷 第 ３ 期 总第 １４２ 期 ２０１８ 年 ６ 月 煤 矿 开 采 ＣＯＡＬ ＭＩＮＩＮＧ ＴＥＣＨＮＯＬＯＧＹ Ｖｏｌ􀆱 ２３Ｎｏ􀆱 ３ Ｓｅｒｉｅｓ Ｎｏ􀆱 １４２ Ｊｕｎｅ ２０１８ １５ 联巷及 ２０ 联巷ꎬ 依次布置 ３ 个压裂孔ꎬ 编号分 别为 １ 号、 ２ 号、 ３ 号 孔ꎬ 间 距 分 别 为 ２８５ｍꎬ ２９０ｍꎮ 每个压裂孔周围布置 ３ 个检验孔ꎬ 编号分 别为 １ 号－１ꎬ １ 号－２ꎬ １ 号－３ꎬ ２ 号－１ꎬ ２ 号－２ꎬ ２ 号－３ꎬ３ 号－１ꎬ３ 号－２ꎬ３ 号－３ꎮ 本文选择 １ 号压裂 孔进行分析研究ꎬ 钻孔间布置示意如图 １ 所示ꎮ 图 １ 钻孔间布置示意 ２􀆱 １ 钻机及钻孔参数 水力压裂试验施工压裂注水孔和检验孔选用 ＺＤＹ－４０００Ｓ 的液压钻机ꎬ 该钻机是一种低转速、 大扭矩的深孔钻机ꎬ 具有灵活摆布、 搬迁及运输方 便、 快捷等优点ꎮ 钻杆直径为 ７３ｍｍꎬ 钻头直径选 用 ９４ｍｍ 复合片钻头ꎮ 钻机的主要技术性能参数见 表 １ꎮ 依据 ８１５０４ 工作面的地质构造ꎬ 结合煤层厚 度、 倾角等情况ꎬ 水力压裂技术参数记录见表 ２ꎮ 表 １ 钻机的主要技术性能参数 钻孔深度/ ｍ终孔直径/ ｍｍ最大转速/ ｒ􀅱ｍｉｎ －１ ３５０１５０ ２００２４０ 最大扭矩/ Ｎ􀅱ｍ给进起拔力/ ｋＮ功率/ ｋＷ ４０００１２０５５ 表 ２ ８１５０４ 工作面水力压裂技术参数 孔号角度/ 方位角/ 高度/ ｍ深度/ ｍ封孔深度/ ｍ封孔材料见煤情况 １ 号压裂孔２垂直巷帮１􀆱 ５７０２０膨胀水泥全煤 １ 号－１ 检验孔１垂直巷帮１􀆱 ５７０７􀆱 ５马丽散、 膨胀水泥全煤 １ 号－２ 检验孔２垂直巷帮１􀆱 ５７０７􀆱 ５马丽散、 膨胀水泥全煤 １ 号－３ 检验孔２垂直巷帮１􀆱 ５７０７􀆱 ５马丽散、 膨胀水泥全煤 注 压裂孔一般设计为仰角孔ꎬ 压裂后水易返排ꎬ 有利于瓦斯逸散ꎮ ２􀆱 ２ 封孔工艺 在总结多次水力压裂封孔长度及深度的基础 上ꎬ 结合煤层裂隙发育程度、 地应力方向、 钻孔方 位等ꎬ １ 号压裂孔封孔深度为 ２０ｍꎬ 封孔材料为膨 胀水泥ꎮ 采用 “两堵一注” 封孔工艺ꎬ 即囊袋式 封孔装置采用囊袋封堵钻孔ꎬ ２ 个囊袋间有 １ 个出 浆嘴ꎬ 利用注浆管向位于 ４ｍ 和 １９ｍ 位置的囊袋注 浆ꎬ 囊袋膨胀后ꎬ 囊袋与钻孔壁紧密接触ꎬ 当注浆 压力超过注浆嘴的开启压力时ꎬ 注浆嘴向 ２ 个囊袋 之间的空隙注浆ꎬ 浆液进入囊袋与钻孔壁的缝隙以 及钻孔周边一定深度的煤体裂隙ꎬ 从而实现抽采钻 孔的封孔ꎮ “两堵一注” 封孔示意如图 ２ 所示ꎮ 图 ２ “两堵一注” 封孔示意 水泥浆液在一定的注浆压力作用下ꎬ 能够充 填、 胶结和封闭破碎煤体之间的裂隙ꎬ 使钻孔封孔 密实ꎬ 能有效提高抽采浓度ꎬ 延长钻孔有效抽采时 间ꎬ 提高瓦斯抽采效率ꎮ 实践表明此方法封孔抽采 瓦斯浓度均在 ８５％ 左右ꎬ 封孔效果非常好ꎮ 检验 孔采用矿常规抽采孔封孔方法ꎬ 即封孔深度 ７􀆱 ５ｍ 左右ꎬ 采用散装玛丽散、 膨胀水泥封孔ꎮ ３ 水力压裂试验及瓦斯参数测试 水力压裂过程可以分为应力积累、 裂缝稳定扩 展和裂缝失稳扩展 ３ 个阶段ꎮ 由各个条件下的压裂 过程还可以看出ꎬ 煤体起裂时并没有立即导致煤层 发生失稳破坏ꎬ 而是必须继续注入高压水才能使裂 纹扩展、 延伸及形成相互交错的裂隙网ꎮ ３􀆱 １ 水力压裂试验过程 水力压裂试验采用 ＢＺＷ－２００/５６ 型乳化液作 为注水泵使用ꎬ 其额定压力为５６ＭＰａꎬ 额定流量为 ０􀆱 ２ｍ３/ ｍｉｎꎬ 与乳化液泵相连的是容量为 １ｍ３的 ＲＸ１０００ 型乳化液箱ꎬ 试运行正常之后打开水路阀 门ꎬ 泵压力调试为 ２ＭＰａꎬ 开始进行洗孔作业ꎮ ２ｍｉｎ 后开始对压裂孔进行高压注水作业ꎬ 持续注 水约 １ｍｉｎ 后ꎬ 压力急剧升高ꎬ 表明此时高压水已 经充满钻孔空间和高压管汇ꎬ 开始进入煤层ꎬ 准备 进入较大裂隙空间ꎻ 约 ５ｍｉｎ 后ꎬ 出现一个短暂的 憋压状态ꎬ 压力由 １５􀆱 ３ＭＰａ 迅速上升至 １９􀆱 ２ＭＰａꎻ 约 １５ｍｉｎ 后ꎬ 压力突然从 １９􀆱 ２ＭＰａ 降至 １０􀆱 ９ＭＰａꎬ 表明此时煤层中部分裂隙已经被压开ꎬ 煤层起裂压 力为 １９􀆱 ２ＭＰａꎻ 约 １６ ２０ｍｉｎ 之间ꎬ 压力有个瞬间 升高又跌落的过程ꎬ 推断多次小范围压开后ꎬ 裂纹 逐渐扩展的过程ꎮ 在 ２０ ９０ｍｉｎ 之间ꎬ 压力比较平 稳ꎬ 推断煤层中的裂隙被进一步扩展并延伸、 连 通ꎬ 形成相互交错的裂隙网ꎬ 到 １００ｍｉｎ 停泵ꎬ 期 间没有出现大的压力波动ꎬ 这段时间为裂隙网的形 成过程ꎬ 最终耗水量为 ２０ｍ３ꎬ 耗时 １００ｍｉｎꎬ 水力 压裂曲线如图 ３ 所示ꎮ 停泵卸压后ꎬ 打开压裂孔ꎬ 有大量水外排ꎬ 持续几个小时ꎬ 水中夹杂着碎煤块 流出ꎬ 表明煤层部分被破坏及压裂孔周围煤体形成 了弹性或塑形状态ꎬ 本次压裂结束ꎮ ４０１ 总第 １４２ 期煤 矿 开 采２０１８ 年第 ３ 期 图 ３ 水力压裂施工曲线 ３􀆱 ２ 瓦斯参数测试 采用 １００％光学瓦检仪和流量表分别进行瓦斯 浓度和瓦斯流量的测试ꎬ 本次测试 ２０ｄꎬ 并对压裂 前、 压裂后汇总进行对比分析ꎬ 发现压裂前、 后瓦 斯浓度差别不大ꎬ 平均为 ８５％ 左右ꎻ 但压裂后瓦 斯流量明显增大ꎬ 压前瓦斯流量平均为 ０􀆱 ０３４１ｍ３/ ｍｉｎꎬ 压后瓦斯流量平均为 ０􀆱 １８２ｍ３/ ｍｉｎꎻ 压裂前 后自然瓦斯参数对比如图 ４ 所示ꎮ 图 ４ 压裂前后自然瓦斯参数对比 依据瓦斯流量的测定ꎬ 结合保德煤矿 ８１５０４ 工 作面其他瓦斯参数ꎬ 通过井下现场测试数据并计算 得出压裂前、 后钻孔流量衰减系数和煤层渗透性系 数ꎮ 压裂孔压裂前后钻孔流量衰减系数分别为 ０􀆱 ０４２７ ｄ －１ 和 ０􀆱 ０２５５ ｄ －１ ꎬ 煤层渗透性系数分别为 ０􀆱 ０６２５ｍ２/ ＭＰａ２􀅱 ｄ 和 ０􀆱 ８３９６ｍ２/ ＭＰａ２􀅱 ｄꎬ 实现了由较难抽放向可以抽放的转化ꎮ ４ 瓦斯抽采联管系统及效果分析 ４􀆱 １ 瓦斯抽采联管设计 管路中瓦斯浓度低大多是由于管路连接处漏气 造成的ꎬ 为了提高瓦斯抽放效果及抽放参数检测ꎬ 联管时将 １０ 个钻孔联为 １ 组ꎬ 每组留设流量过桥 计 １ 个ꎬ 孔与孔之间采用 ϕ１００ｍｍ 支管进行连接ꎬ 然后经 ϕ２００ｍｍ 抽放联管通过三通与 ϕ８２０ｍｍ 瓦斯 抽放主管路相连ꎮ 实施钻孔分组抽放及管理ꎬ 既有 利于检测管路中瓦斯流量、 浓度等参数ꎬ 又增加了 每组数据的对比性ꎬ 能及时辨识出各组支管的质量 状况ꎮ 瓦斯主管路的吊挂应靠帮、 靠顶ꎬ 高冒处的 吊挂适度调整ꎬ 保持管路平直ꎻ 瓦斯直管及流量计 过桥的吊挂高度应高于胶带架ꎬ 便于人员检查管路 内的抽放参数为宜ꎻ 抽放负压控制在 ３０ｋＰａ 左右ꎬ 当采面推进距钻孔 ５０ｍ 位置时及时对钻孔进行拆 除ꎬ 每次拆除 １ 组抽放支管ꎬ 然后通过瓦斯抽放孔 对工作面进行注水工作ꎮ 瓦斯抽放联管系统如图 ５ 所示ꎮ 图 ５ 瓦斯抽放联管系统示意 ４􀆱 ２ 水力压裂影响范围 在 １ 号压裂孔向 １ 号 － １ 检验孔方向布置 ϕ４２ｍｍ 的考察钻孔ꎬ 每隔 １ｍ 施工 １ 个钻孔ꎮ 钻孔 参数为 垂直煤壁ꎬ 角度为 ２ꎬ 深度为 ７０ｍꎬ 方 向与 １ 号压裂孔平行ꎬ 采用马丽散、 膨胀水泥进行 封孔ꎬ 封孔深度 ７􀆱 ５ｍꎬ 共施工 １５ 个钻孔ꎮ 每个考 察钻孔取前 ２０ｄ 的瓦斯抽放浓度进行对比分析ꎬ 其 结果如图 ６ 所示ꎮ 由图 ６ 观测数据可知ꎬ 水力压裂 前后考察钻孔瓦斯抽放浓度发生了显著的变化ꎬ 压 裂后瓦斯浓度有了明显增加ꎮ １０ｍ 考察钻孔瓦斯抽 放浓度与压裂前比较平均提高了约 １６􀆱 ７５％ꎻ １２ｍꎬ １５ｍ 考察钻孔瓦斯抽放浓度与压裂前的变化不大ꎬ 可以近似得出本次水力压裂的有效影响范围为 １１ １２ｍꎮ 图 ６ 水力压裂后考察钻孔瓦斯浓度变化 ４􀆱 ３ 抽采效果分析 通过 ２０ｄ 的时间对压裂孔及压后检验孔抽采流 ５０１ 王惠风等 高瓦斯工作面水力压裂试验及联管抽采技术研究２０１８ 年第 ３ 期 量及浓度跟踪测试ꎬ 其均值如图 ７ 所示ꎮ 图 ７ 瓦斯抽采效果对比 压裂孔瓦斯浓度平均为 ６５􀆱 ６％ꎬ 瓦斯抽采流 量平均为 ０􀆱 ２３８ｍ３/ ｍｉｎꎻ １ 号检验孔瓦斯浓度平均 为 ４４􀆱 ９％ꎬ 瓦斯抽采流量平均为 ０􀆱 １８０ｍ３/ ｍｉｎꎻ ２ 号检验孔瓦斯浓度平均为 ４３􀆱 ３％ꎬ 瓦斯抽采流量 平均为 ０􀆱 １８３ｍ３/ ｍｉｎꎻ ３ 号检验孔瓦斯浓度平均为 ４６􀆱 ８％ꎬ 瓦斯抽采流量平均为 ０􀆱 １７９ｍ３/ ｍｉｎꎻ 原钻 孔瓦斯浓度平均为 ４０􀆱 ７％ꎬ 瓦斯抽采流量平均为 ０􀆱 １０８ｍ３/ ｍｉｎꎮ 由测试数据可知ꎬ 压裂后压裂孔的 瓦斯抽采流量约为压裂前的 ２􀆱 ２ 倍ꎬ 浓度提高了约 １􀆱 ６ 倍ꎻ 检验孔的抽采流量增大了约 １􀆱 ７ 倍ꎬ 浓度 提高了约 １􀆱 １ 倍ꎬ 有效提高了抽采效果ꎬ 缩减了抽 采时间ꎮ 压裂孔的瓦斯流量和浓度都是最大的ꎬ 检 验孔瓦斯抽采流量呈现远离压裂孔逐渐减少的趋 势ꎻ 检验孔瓦斯浓度均小于压裂孔瓦斯浓度ꎬ 表明 采用 “两堵一注” 带压封孔效果更好ꎮ 经过 １１ 个 月的联管抽采后ꎬ ８１５０４ 工作面高瓦斯区域含量由 之前的 ４􀆱 ８３ｍ３/ ｔ 降为现在的 ２􀆱 ３５ｍ３/ ｔꎬ 实现了向 低瓦斯工作面的转变ꎮ ４􀆱 ４ 煤层含水率变化分析 压裂结束后对压裂孔放水７２ ｈꎬ 之后施工３ 个 检验孔ꎬ 测定煤层含水量ꎮ 煤层原始含水率为 ３􀆱 ４０％ꎬ １ 号孔压裂后含水率为 ９􀆱 ２４％ꎬ 是原始含 水率的 ２􀆱 ７２ 倍ꎻ １ 号－１ꎬ １ 号－２ 及 １ 号－３ 检验孔 压裂后含水率为 ５􀆱 ６１％ ７􀆱 ５３％ꎬ 平均为 ６􀆱 ４１％ꎬ 是原始含水率的 １􀆱 ８９ 倍ꎮ 各观测孔的煤样含水率 对比见表 ３ꎮ 表 ３ 压裂后各观测孔含水率变化 孔号含水率/ ％倍数 １ 号９􀆱 ２４２􀆱 ７２ １ 号－１６􀆱 ０８１􀆱 ７９ １ 号－２７􀆱 ５３２􀆱 ２１ １ 号－３５􀆱 ６１１􀆱 ６５ 由表 ３ 可知ꎬ 水力压裂后各观测孔的含水率均 呈现不等程度的增加ꎬ 说明水力压裂后已形成相互 交错的裂隙网ꎬ 有效地增加了孔隙中的水分ꎬ 进而 增加煤体的含水量ꎻ 随着与压裂孔距离增大ꎬ 煤层 含水率增加幅度逐渐减少ꎬ 说明水力压裂增透影响 半径是有限的ꎮ 煤体含水量的增加可以更高效、 更 全面地润湿煤体ꎬ 进而降低了浮尘的产尘量ꎬ 改变 了煤体的物理力学性质ꎬ 软化了煤体ꎬ 减少了煤体 的脆性破裂ꎬ 增加了塑性变形ꎬ 最终降低了煤尘的 产尘量ꎬ 极大地削弱了粉尘爆炸的危险性ꎮ 从现场 的测尘数据对比分析ꎬ 煤层注水大大降低了工作面 割煤、 移动支架及煤炭运输过程中的产尘量ꎬ 为员 工作业提供了更好的工作环境ꎬ 为创建安全高效矿 井提供了良好的生产条件ꎮ ５ 结 论 １ 通过钻孔参数的优化、 “两堵一注” 式带 压封孔方法的应用、 水力压裂的实施和联管强化抽 采布置等技术的应用ꎬ 大大提高了钻孔瓦斯的涌出 量及浓度ꎬ 提高了瓦斯抽采效率ꎬ 减少了抽放时 间ꎬ 同时提高了掘进工作面消突效果ꎬ 缩减了 “抽掘采” 接续时间ꎮ ２ 水力压裂的实施ꎬ 使煤储层原有的小裂 隙得到充分的扩张、 延伸和连通并伴随次生裂隙的 产生ꎬ 在 １９􀆱 ２ＭＰａ 的水压下ꎬ 单孔压裂有效影响 范围为 １１ １２ｍꎻ 煤层透气性系数增大了 １３􀆱 ４３ 倍ꎬ 钻孔流量衰减系数减小了约 ２ 倍ꎬ 约 １１ 个月 的抽采ꎬ 煤层瓦斯含量由 ４􀆱 ８３ｍ３/ ｔ 降为 ２􀆱 ３５ｍ３/ ｔꎬ 极大地释放了煤层中的瓦斯ꎻ 同时增加了煤层的含 水量ꎬ 软化了煤体ꎬ 大幅度降低了产尘量ꎬ 削弱了 煤尘爆炸的危险性ꎮ ３ 应用水力压裂措施后ꎬ 单孔抽放平均浓 度增加了 ４０％ꎬ 瓦斯流量上升了 １２３％ꎬ 最终实现 了 ８１５０４ 工作面由高瓦斯面向低瓦斯面的转变ꎬ 为 以后工作面的安全高效开采ꎬ 提供了有力的保障ꎮ [参考文献] [１] 黄战峰ꎬ 任培良ꎬ 张洛花 􀆱 水力压裂技术提高低透气性煤层 抽放效果的应用分析 [Ｊ]. 煤炭技术ꎬ ２０１１ꎬ ３０ ５ １０４－ １０６􀆱 [２] 杜春志ꎬ 茅献彪ꎬ 卜万奎 􀆱 水力压裂时煤层缝裂的扩展分析 [Ｊ]. 采矿与安全工程学报ꎬ ２００８ꎬ ２５ ２ ２３１－２３５􀆱 [３] 贺天才 􀆱 晋城寺河矿井煤层气抽采实践与展望 [Ｊ].中国煤 层气ꎬ ２００５ꎬ ２ ３ １６－１８􀆱 [４] 林柏泉ꎬ 崔恒信 􀆱 矿井瓦斯防治理论与技术 [Ｍ]. 徐州 中 国矿业大学出版社ꎬ １９９８􀆱 [５] 刘明举ꎬ 孔留安ꎬ 郝福昌 􀆱 水力冲孔技术在严重突出煤层中 的应用 [Ｊ]. 煤炭学报ꎬ ２００５ꎬ ３０ ４ ４５１－４５４􀆱 下转 ９１ 页 ６０１ 总第 １４２ 期煤 矿 开 采２０１８ 年第 ３ 期 表 ３ 各测点断面变形参数计算结果 测点设计断面/ ｍ２测量面积/ ｍ２断面收缩/ ｍ２断面收缩率/ ％超挖面积/ ｍ２欠挖面积/ ｍ２最大超挖/ ｍ最大欠挖/ ｍ ２ 号１３􀆱 ５９６􀆱 ６９６􀆱 ９０５０􀆱 ７７２􀆱 ４７６􀆱 ７７００􀆱 ９６ ４ 号１３􀆱 ５９６􀆱 ６２６􀆱 ９７５１􀆱 ２９２􀆱 ６２６􀆱 ８４０１􀆱 ０３ ６ 号１３􀆱 ５９６􀆱 ６８６􀆱 ９１５０􀆱 ８５２􀆱 ５７６􀆱 ７７００􀆱 ９７ ２′号１３􀆱 ５９６􀆱 ５１７􀆱 ０８５２􀆱 １０３􀆱 １９６􀆱 ９４０１􀆱 ０２ ４′号１３􀆱 ５９６􀆱 ４５７􀆱 １４５２􀆱 ５４２􀆱 ４３７􀆱 ０２０１􀆱 ０２ ６′号１３􀆱 ５９６􀆱 ５６７􀆱 ０３５１􀆱 ７３１􀆱 ７８６􀆱 ９３００􀆱 ９６ 依据上述检测结果ꎬ 对 １４６０２ 回风巷及运输巷 围岩变形特点及变形规律分析如下 由图 ９ 可知ꎬ 与设计断面相比ꎬ 各实测断面均 呈现严重变形ꎬ 由表 ３ 计算结果可知ꎬ １４６０２ 回风 巷平均断面收缩率为 ５０􀆱 ９７％ꎬ １４６０２ 运输巷平均 断面收缩率为 ５２􀆱 １２％ꎮ 检测结果说明急倾斜煤层 开采过程中巷道在多重因素影响下ꎬ 位于工作面下 部的巷道在 “三角封闭” 结构中变形剧烈ꎬ 应该 加强工作面下部巷道支护强度ꎮ ４ 结 论 １ 在采煤工作面推进过程中ꎬ 其超前支承 压力形成 “类椭圆应力区”ꎮ ２ 急倾斜采煤工作面推进过程中ꎬ 基本顶 除受自身重力、 岩层之间的摩擦力、 上覆岩层对块 体 Ｂ 的载荷、 下部矸石支承力外ꎬ 还受传递岩梁 的作用力ꎮ 工作面两端传递岩梁的作用力方向不一 致ꎬ 促使采煤工作面下部 “三角封闭” 结构作用 力大于上部ꎬ 导致工作面下部巷道围岩应力、 变形 量大于工作面上部ꎮ ３ 急倾斜煤层开采过程中巷道在多重因素 影响下ꎬ 位于工作面下部的巷道在 “三角封闭” 结构中变形剧烈ꎬ 应该加强工作面下部巷道支护技 术ꎬ 并且为后期巷道支护和安全防范措施提供借鉴 和指导ꎮ [参考文献] [１] 伍永平ꎬ 解盘石ꎬ 任世广 􀆱 大倾角煤层开采围岩空间非对称 结构特征分析 [Ｊ]. 煤炭学报ꎬ ２０１０ꎬ ３５ ２ １８２－１８４􀆱 [２] 杨 科ꎬ 孔祥勇ꎬ 陆 伟ꎬ 等 􀆱 近距离采空区下急倾斜厚煤 层开采矿压显现规律研究 [Ｊ].岩石力学与工程学报ꎬ ２０１５ Ｓ２ ４２７８－４２８５􀆱 [３] 屠洪盛ꎬ 屠世浩ꎬ 白庆升ꎬ 等 􀆱 急倾斜煤层工作面区段煤柱 失稳机理及合理尺寸 [Ｊ].中国矿业大学学报ꎬ ２０１３ꎬ ４２ １ ６－１１􀆱 [４] 张金山ꎬ 徐国华ꎬ 马 猛ꎬ 等 􀆱 大倾角厚煤层综放工作面矿 压显现规律 [Ｊ]. 煤矿安全ꎬ ２０１４ꎬ ４５ ２ １８１－１８３􀆱 [５] 朱现磊ꎬ 杨仁树ꎬ 蔡志炯ꎬ 等 􀆱 大倾角松软煤层综放开采矿 压显现规律研究 [Ｊ]. 煤炭科学技术ꎬ ２０１４ꎬ ４２５２５－２８􀆱 [６] 赵元放ꎬ 张向阳ꎬ 涂 敏 􀆱 急倾斜煤层开采顶板垮落特征及 矿压显现规律 [Ｊ].采矿与安全工程学报ꎬ ２００７ꎬ ２４ ２ ２３１－２３４􀆱 [７] 张志康 􀆱 近距离煤层上行开采矿压显现规律数值模拟研究 [Ｊ]. 山西焦煤科技ꎬ ２００９ ５ １－３􀆱 [８] 余本胜ꎬ 周胜贵ꎬ 鄂长银 􀆱 急倾斜软煤层综采工作面矿压显 现规律研究 [Ｊ]. 煤炭工程ꎬ ２００５ꎬ ３７ ４ ５５－５７􀆱 [９] 王路军ꎬ 朱卫兵ꎬ 许家林ꎬ 等 􀆱 浅埋深极近距离煤层工作面 矿压显现规律研究 [Ｊ]. 煤炭科学技术ꎬ２０１３ꎬ４１３４７－５０􀆱 [１０] 张 伟ꎬ 张瑞新ꎬ 王云鹏ꎬ 等 􀆱 急倾斜水平分层综放开采矿 压显现规律 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年第 ３ 期