中国煤炭资源绿色开采研究现状与展望.pdf

第26卷 第1期 2009年03月 采矿与安全工程学报 Journal of Mining 高等学校学科创新引智计划项目B07028 ;国家自然科学基金重 点项目50634050 作者简介缪协兴19592 , 男,江苏省江阴市人,博士,教授,博导,国家 “973计划” 项目首席科学家,从事力学与采矿工程方面的研究. E2mail xxmiao cumt. Tel 0516283995518 文章编号16732336320090120001214 中国煤炭资源绿色开采研究现状与展望 缪协兴,钱鸣高 中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏 徐州 221008 摘要中国是世界上少有的以煤炭作为主要能源的国家之一,煤炭产量已经超过了世界总产量 的三分之一,与煤炭生产相关的资源破坏、 环境损害以及生产事故现象十分突出,因而我国学者 率先提出了实现煤炭资源绿色开采的理念和科学研究与技术框架,继而又提出了实现科学采矿 的学术观点.本文从煤炭资源绿色开采的内涵与框架、 采动岩体结构理论和采动岩体渗流理论等 方面较为系统地论述了煤炭资源绿色开采基础研究方面取得的主要进展;以煤与瓦斯共采、 保水 采煤和矸石直接充填采煤等技术开发成果,综述了在突破传统采煤技术理念上的煤炭资源绿色 开采技术方面取得的重要进展;从实现煤炭资源绿色开采应重视的基础科学研究、 重点技术攻 关、 政府应履行的职能以及国家立法等方面对今后相关研究与技术开发工作作了简单展望. 关键词中国煤矿;绿色开采;关键层理论;煤与瓦斯共采;保水采煤;矸石直接充填采煤 中图分类号 TD 82 文献标识码 A Research on Green Mining of Coal Resources in China Current Status and Future Prospects MIAO Xie2xing , QIAN Ming2gao State Key Laboratory for Geomechanics green mining ; theory of key stratum ; simultaneous extraction of coal and gas; water preserved mining ; the coal mining with gangue backfilling 采矿与安全工程学报第26卷 目前,中国经济的发展严重依赖煤炭能源的支 撑作用.同时,近年来煤炭产量的迅猛增长,凸显对 资源与环境的影响.至今,与我国煤炭粗放型和超 产能生产相伴的矿难事故还没有完全得到控制,而 同样十分严峻的资源浪费与环境破坏也亟待从煤 炭开采的源头去解决.以2007年为例,中国全年生 产煤炭超过25亿t.据统计,与25亿t煤炭产量相 对应,排放煤层瓦斯气体200亿m3左右,利用率 仅为20 ;排放矿井水60亿m3左右,利用率仅为 26 ;排放煤矿矸石3. 5亿t左右,矸石排放除占 用大量的土地资源外,还会严重污染空气和地下 水,甚至存在矸石山爆炸危险;我国煤炭开采回收 率仅为40 左右,“三下” 压煤是其重要根源. 鉴于粗放型的煤炭开采引发的严重矿难灾害、 资源浪费和环境破坏现象,钱鸣高院士领导的研究 团队率先提出了实现煤炭资源绿色开采的理念,相 继发表了一系列旨在建立煤矿绿色开采基础理论 和技术框架的学术论文[1210],并得到了学术界和工 业界高度关注和广泛响应[11215].本文将围绕实现煤 炭资源绿色开采这个主题,简单总结一下近年来在 基础理论研究和应用技术开发方向取得的主要进 展,并作相关展望. 1 煤炭绿色开采的基础研究 发展煤炭绿色开采理论和技术,不是对现有采 煤理论、 方法和技术的否定,而是在此基础上的发 展与创新,并且具有更加丰富的技术内涵和经济原 则. 1. 1 煤炭资源绿色开采的内涵与框架 1 煤矿绿色开采的内涵 从广义资源的角度论,在矿区范围内的煤炭、 地下水、 煤层气瓦斯、 土地、 煤矸石以及在煤层附 近的其他矿床,都应该是经营这个矿区的开发和保 护对象.煤矿绿色开采以及相应的绿色开采技术, 在基本概念上是要从广义资源的角度上来认识和 对待煤、 瓦斯、 水等一切可以利用的各种资源.基本 出发点是防止或尽可能减轻开采煤炭对环境和其 他资源的不良影响.目标是取得最佳的经济效益和 社会效益.根据煤矿中土地、 地下水、 瓦斯以及矸石 排放等,绿色开采技术主要包括以下内容水资源 保护 形成 “保水开采” 技术;土地与建筑物保护 形成 “充填开采” 技术;瓦斯抽放 形成 “煤与瓦斯 共采” 技术等等. 开采引起的安全与环境问题都与开采后造成 的岩层运动有关岩体不破坏上述问题都不会发 生 , 因此,绿色开采的重大基础理论为采矿后岩 层内的 “节理裂隙场” 分布以及离层规律;开采对岩 层与地表移动的影响规律;水与瓦斯在裂隙岩体中 的渗流规律;岩体应力场分布规律及岩层控制技术 等等. 2 煤矿绿色开采的经济原则 随着经济的发展和国家对环境的要求,绿色开 采技术必然将受到充分的重视.随着科技的发展, 绿色开采中的部分技术可以成为产业,甚至可以利 用变废为宝以进一步降低开采成本.另一方面若处 理不好很容易增加煤矿企业的成本,尤其使一些本 来开采成本较高的煤炭企业难以接受. 资源开发必须与环境协调,这是采矿者的责 任.但首先必须解决煤炭开发的经济问题,在市场 经济条件下矿业开发具有其本身的发展规律,例如 煤炭的价值是由整个产业链系统表现出来,而具体 的煤炭作为商品很难体现其在开采时的难度及技 术含量.煤炭开采成本与售价不仅与技术有关,还 与赋存状况及区位等条件有关,这显然与加工类型 企业有本质的区别.如有些条件下煤质虽差,但开 采难度大采深增加,构造复杂等 , 成本就很高,相 反成本反而很低. 因此为了满足国家经济发展对能源的要求,而 又要实现资源开发与环境的协调,必须从煤炭开采 到利用的整个系统来考虑加以宏观调控,政府应根 据各类情况在政策与税收等方面加以支持,以使煤 炭企业得到健康发展.各个矿区开采对环境影响是 不同的,加上开采成本也不一样,因此必须分类作 出成本核算,以便提出希望政府给予的政策支持. 3 煤矿绿色开采的研究框架 实现煤炭资源的绿色开采是一项巨大的系统 工程,单从科学技术研究来说也十分复杂,目前的 进展在理论研究方向主要体现在采动岩体的结构 运动理论和渗流理论等方面,在技术开发方面重点 体现在煤与瓦斯共采、 保水采煤和矸石直接充填采 煤等方面.因此,现有的重点研究框架见图1. 图1 煤炭资源绿色开采的基本框架 Fig. 1 Basic system of the coal resource green mining 2 第1期缪协兴等中国煤炭资源绿色开采研究现状与展望 1. 2 采动岩体结构理论 采动岩体结构理论[16226]是在采场矿压理论等 基础上发展起来的,最重要的核心是由采场矿压砌 体梁力学模型发展到岩层控制的结构关键层力学 模型.在采场覆岩中存在多个岩层时,对岩体活动 全部或局部起控制作用的岩层称为结构关键层.结 构关键层判别的主要依据是其变形和破断特征,在 关键层破断时,其上部全部岩层或局部岩层的下沉 变形是相互协调一致的,前者称为岩层活动的主结 构关键层,后者称为亚结构关键层.也就是说,结构 关键层的断裂将导致全部或相当部分的上覆岩层 产生整体运动. 建立岩层控制的结构关键层力学模型,采用了 典型的力学建模方法,抓住错综复杂的采动岩体运 动中的主要因素 关键层结构,研究其变形、 破 断和结构运动规律,不仅解析了岩体内部的运动规 律,更重要的是其控制地表移动和采动与巷道围岩 的矿压显现,同时还控制采动岩体内部的裂隙演 化.因此,与绿色开采有关的水与瓦斯在采动岩体 中的运移规律,地表沉陷控制规律都可在深入研究 采动岩体结构运动理论和渗流理论中得到揭示. 1 结构关键层运动对采场矿压的影响 控制采场与巷道围岩稳定性是开发煤与瓦斯 共采、 保水采煤和矸石直接充填采煤等技术的基本 理论内容,而采动岩体结构关键层运动对采场矿压 起主要控制作用.这里,以主关键层运动控制采场 来压为例. 所谓主关键层,是指对其上覆所有岩层运动起 控制作用的坚硬岩层,主关键层破断会引起其上覆 直至地表所有岩层的同步破断下沉.当覆岩中存在 典型的主关键层时,由于其一次破断运动的岩层范 围大,往往会对采场来压造成影响,尤其当主关键 层初次破断时,将引起采场强烈的来压显现. 潞安王庄煤矿某综放工作面是一个超长试验 工作面.工作面斜长达270 m ,走向长700 m.开采 3 煤层,煤层倾角2 ～13,煤层埋深225～243 m , 煤层厚度6. 86～7. 14 m ,平均7. 0 m.工作面采用 低位放顶煤一次采全高,全部垮落法处理采空区. 采高3. 0 m ,放煤高度4. 0 m ,一采一放为一循环, 循环进度0. 8 m.采用的ZZP4800217/ 33F放顶煤 支架的额定初撑力为3 958 kN ,额定工作阻力为 4 800 kN ,支护强度0. 65 MPa.该综放面覆岩关键 层位置为第2层厚7. 5 m的砂岩与第12层厚12 m的砂岩,其中第1层关键层为基本顶,第2层关 键层为主关键层. 该综放面开采过程中进行了采场矿压观测,同 时开展了地表下沉观测.工作面矿压观测结果表 明,第1层关键层即基本顶的初次破断距为23 m , 周期来压步距为8. 4～12. 7 m ,周期来压的动载系 数平均为1. 25.基本顶初次来压和周期来压对工 作面造成比较强烈的矿山压力显现,主要表现为煤 壁片帮、 支架阻力急剧上升,在工作面还能听到顶 板断裂的声音.但来压期间支架工作阻力并未超出 其额定值,最大值为4 023 kN ,支架安全阀没有达 到开启的程度. 地表沉陷实测结果表明,该综放面在推进60 m时,地表开始出现下沉,推进到84. 5 m时,地表 下沉急剧增大,最大达0. 92 m ,地表有裂缝出现, 局部隆起,地表下沉盆地开始出现,最大下沉点的 下沉速度0. 1 m/昼夜.由此可以推断,当工作面推 进到85 m左右时,上覆主关键层初次破断,导致 地表沉陷加剧.工作面矿压观测表明,当工作面推 进到80～90 m时,工作面矿压显现突然加剧,煤 壁片帮深度在1. 0 m以上,并且几乎整个工作面 范围都出现片帮,端面上方部分区域出现断裂线, 裂缝宽度达20～30 mm.继煤壁片帮之后,即出现 支架迅速增阻,速度可达每小时400 kN/架,支柱 迅速下缩,个别支架后柱可缩量仅剩50～60 mm , 支架空间变小,安全阀开启率达22 ,动载系数达 1. 64.可见,造成工作面矿压显现加剧是由于主关 键层初次破断引起的. 2 结构关键层运动对地表沉陷的影响 研究表明,主关键层运动将对地表沉陷产生决 定性影响,因而控制主关键运动是充填开采等技术 的主控目标.上述实测给出了潞安王庄矿某综放工 作面主结构关键层破断对地表变形的影响,这里用 数值模拟的方法更加详细地说明主关键层对地表 下沉影响的动态过程. 模型走向长度450 m ,垂直高度110 m ,开采 深度103 m.煤层为水平煤层,厚度3. 0 m.距煤层 30 m ,厚10 m的细砂岩为覆岩主关键层,其上部 为厚60 m的表土层. 根据设计的计算模型,主关键层将在采72 m 时初次破断,采112 m时顶板发生第1次周期破 断,采152 m时顶板第2次周期破断.由此得到主 关键层破断前后地表下沉速度曲线如图2所示.由 图2可见,主关键层破断时的地表下沉速度较主关 键层破断前的地表下沉速度显著增大,从而导致地 表下沉速度随主关键层破断呈现周期性增大的现 象. 3 采矿与安全工程学报第26卷 图2 主关键层破断前后地表下沉速度曲线 Fig. 2 Velocity curves for surface subsidence pre and post broken of main key strata 3 结构关键层运动对采动裂隙的影响 研究表明,结构关键层运动对采动裂隙演化起 主要控制作用.这里,以沛城某矿实际覆岩结构,采 用模型实验对覆岩关键层下离层动态分布规律进 行研究.图3为距煤层30. 5 m处的主关键层下离 层量沿走向分布随工作面推进变化的实验结果,图 4为主关键层下最大离层量随工作面推进的变化. 图3 主关键层下离层分布随工作面推进的变化 Fig. 3 Distribution of the separated strata below the main key strata with the advancing of working face 图4 主关键层下最大离层量随工作面推进的变化 Fig. 4 The maximum separated strata below the main key strata with the advancing of working face 由图3 ,4可以看出,随着工作面推进,覆岩关 键层下离层动态分布总体上呈现2阶段规律 阶段 Ⅰ从开切眼开始至关键层初次垮落.该 阶段内关键层下离层量沿走向分布曲线呈高帽状, 采空区中部离层最发育.不同推进距时关键层下的 最大离层量均位于各自走向采长的中部,如由切眼 采至68 ,135 ,165 m时,关键层下的最大离层位置 距切眼距离分别为34 ,70 ,85 m处.此阶段内关键 层下离层发展由如下3个区组成. 离层始动区Ⅰ1 当岩移未发展至覆岩关键 层下部时,则关键层下不会出现离层,一旦工作面 推进距达到一定值时,岩移发展至关键层下,导致 关键层下开始出现离层,但其离层量很小,该推进 距称为关键层下离层始动距ds , 从切眼至离层始 动距区间称为离层始动区.实验结果表明,主关键 层下的ds 68 m左右,此时主关键层下最大离层 量仅为8. 8 cm左右. 离层扩展区Ⅰ2 随着工作面继续推进,关键 层下离层量不断增大,当工作面推进距达某一值 时,关键层下离层量达到其最大值,此时工作面距 切眼距离称为最大离层距dm , 从开始出现离层 至离层达最大值区间称为离层扩展区.实验结果表 明,主关键层的dm为105 m左右,此时主关键层 下最大离层量为119 cm ,离层扩展区的长度为 dm-ds105-6837m . 离层闭合区Ⅰ3 当工作面推进距超过dm 后,关键层下软岩的快速下沉过程已经结束,其下 沉速度小于上覆关键层下沉速度,从而导致关键层 下离层逐渐减少呈闭合趋势,直至关键层发生初次 垮落,此时工作面距切眼距离称为关键层离层闭合 距dc , 从最大离层至关键层初次垮落的区间称为 关键层离层闭合区.实验结果表明,主关键层的dc 为195 m左右,此时主关键层在采空区中部离层 仅为4 cm左右,离层闭合区长度为 dc-dm195-10590m . 阶段 Ⅱ关键层初次垮落以后.此阶段内关键 层在采空区中部离层趋于压实,而在采空区两侧 即切眼侧与工作面侧仍各自保持一个离层区,关 键层下离层量沿走向采长分布曲线呈驼峰状.切眼 侧的离层区是固定不动的,而工作面侧的离层区是 随着工作面开采而不断前移的,该离层区的长度 db、 最大离层量及最大离层量距工作面侧煤壁距 离,随着工作面推进基本保持不变.实验结果表明, 工作面侧离层区的长度db 60～75 m ,相当于主 关键层离层闭合距dc的1/ 3左右,该离层区最大 4 第1期缪协兴等中国煤炭资源绿色开采研究现状与展望 离层量为26. 5～35. 5 cm ,是阶段 Ⅰ最大离层量 119 cm的1/ 4左右. 上述实验结果表明,在关键层破断后的阶段 Ⅱ 区域,采空区中部离层趋于闭合,而在采空区两侧 仍各保持一个离层发育区.因此,从平面看,由于关 键层破断时形成的 “砌体梁” 结构,在采空区四周存 在一沿层面横向连通的采动离层发育区,称之为采 动裂隙 “O” 形圈. 1. 3 采动岩体渗流理论 孔隙岩体或裂隙岩体的渗流多为定常渗流,而 煤矿突水和煤与瓦斯突出等事故多为渗流突变所 致.因而传统岩石渗流理论无法合理描述采动破碎 岩体渗流特性.由于受采动影响,采场围岩一般处 于峰后应力状态,而破碎岩体的渗透率要远比孔隙 岩体高得多,加之附近承压水源的作用,这就会由 于渗流突变而引起重大突水事故.采动破碎岩体大 致可分为2类 1 岩体原有构造再加开挖应力作 用应力超过峰值破碎后仍处原位置的岩体,可称 原位采动破碎岩体 ;2 开挖破碎冒落后的堆积体, 可称为堆积采动破碎岩体.不论是何类破碎岩体, 其渗流特性与一般孔隙或裂隙岩体有着显著差异, 最本质的区别在于采动破碎岩体会发生渗流突变, 而采动破碎岩体中水的渗流突变是煤矿突水和煤 与瓦斯突出等的主要根源.为了实现对煤矿突水瓦 斯灾害的有效防治,开发保水采煤和煤与瓦斯共采 技术,必须从整体上掌握采动破碎岩体渗流与渗流 突变规律,建立采动岩体渗流理论[27232]. 1 采动破碎岩体渗流规律 由于采动破碎岩体渗流特性与一般岩体渗流 特性有着显著差异,现有的岩石渗流研究试验方 法、 手段无法适用,所以为了测定其渗流特性和规 律,专门开发了2种专利试验装置,即原位采动破 碎岩体渗流特性试验装置见图5a ,堆积采动破 碎岩体渗流特性试验装置见图5b . 图5 渗流试验装置 Fig. 5 Seepage equipment 这些装置与MTS815. 02岩石力学伺服试验 系统组合成一种新的试验系统,研究采动破碎岩体 渗透性的非Darcy渗流特征. 原位采动破碎岩体渗流规律以砂岩为例,通 过对一系列试样测试结果的分析,得到渗透率和非 Darcy流β因子β的均值、 均方差及其与轴向应变 εα的回归关系分别为 Ek与轴向应变ε a之间的回归关系 E k 4.9310 -3e193ε αμm2 . E β与轴向应变εa之间的回归关系 E β 1.141013e -207ε αmm-1 . σ k与轴向应变ε a之间的回归关系 σk 5.1410- 3e193ε αμm2 . σβ与轴向应变ε a之间的回归关系 σβ 2.811013e -188ε αmm-1 . βk2的均值和标准差 E βk2 5.27108e198 ε αμm4/ mm , σβk2 7.63108e203 ε αμm4/ mm . 砂岩在单轴峰后状态下的渗透率很大,远远超 出超出2个量级以上MTS815. 02系统瞬态法测 试岩石渗透率的最大值,岩样的渗透率均值为指数 规律增长关系. 砂岩在单轴峰后应变状态下的非Darcy 流β 因子β随ε增长而指数规律降低,这说明β随着渗 透率增加而降低,但与渗流系统失稳有关的量βk2 的均值按指数规律增长. 砂岩渗透特性k和β的离散性随着应变ε增 加没有显著变化.一般岩石的渗透呈非Darcy流特 性,尤其在低围压高轴压情况下更是如此. 大量测试结果表明原位采动破碎岩体渗流一 般不符合Darcy定律,其渗透特性的均值和均方差 都随应变呈指数规律变化,且变异系数较大,一般 在1～5之间,与完整岩体相比,渗透率呈量级增 长,这是岩石工程中发生渗流突变事故的主要因素 之一. 堆积采动破碎岩体渗流特性以砂岩为例,在 压实渗透试验中,为避免由于选取的时间过短而未 能够读取稳定时的渗透数据结果,采样时段一律取 到3 min ,即180 s.另外,考虑到一次试验可能不具 代表性,故对每种粒径做3组相同的试验,以3组 试验结果的平均值作为所需测定的渗透性质参数. 图6,7给出了破碎砂岩在压实渗透的时间历 程中渗透压差和渗透系数的变化曲线.图8,9给出 了破碎砂岩渗透压差和渗透系数随轴压的变化曲 线. 5 采矿与安全工程学报第26卷 图6 5～10 mm粒径砂岩渗透压差随时间变化 Fig. 6 Curves of permeability pressure difference vs. time for 5～10 mm sandrock 图7 5～10 mm粒径砂岩渗透系数随时间变化 Fig. 7 Curves of permeability coefficient vs. time for 5～10 mm sandrock 图8 破碎砂岩渗透压差随轴压的变化 Fig. 8 Curves of permeability pressure difference vs. axial stress for broken sandrock 图9 破碎砂岩渗透系数随轴压的变化 Fig. 9 Curves of permeability coefficient vs. axial stress for broken sandrock 大量测试结果表明较高压力作用下,破碎岩 体的渗透系数比完整岩体有量级增加.随着压力增 加,不同粒径破碎岩体的渗透系数都将下降,渗透 系数随轴压呈负指数规律变化.相同压力作用下, 破碎岩体粒径越小渗透越困难,对砂岩而言混合粒 径时渗透系数最小.压力不变时,渗透系数随粒径 呈幂次规律变化.水流速度对孔隙压有影响,对渗 透系数的影响不大,随着流速的增加,渗透系数略 有下降.在较高压力作用下,强度高而黏结力小的 岩体破碎以后渗透系数随压力的变化要相对较小, 随粒径的变化则相对较大.在压力达到较高数值以 后,粒径和岩性对渗透系数的影响都不再明显. 2 采动破碎岩体渗流突变规律 由于采动破碎岩体的渗透率在10 - 15 m2量级 以上,孔隙岩体渗透率一般为10 - 20 m2,在渗流系 统的控制方程中,必须考虑惯性项,采动破碎岩体 非Darcy渗流是含有多个控制参量的偏微分方程 描述的动力系统.通过建立在平衡态附近的演化方 程,利用谱截断方法对系统的演化方程进行降阶, 并利用Lyapunov第一近似理论分析了系统的分 岔行为.结果表明,系统存在跨临界的Hopf分岔 和切分岔,系统的动力学响应具有以下特点相轨 线具有包括平衡态吸引子、 周期吸引子、 混沌吸引 子等多种形态;峰后岩石非Darcy渗流系统的动力 学响应不是连续地依赖于控制参数,在一定条件 下,控制参数的微小变化会引起系统稳定性的变 化;当非线性项逐渐增大时,非Darcy渗流系统相 轨线的对称性发生破缺,从而进入混沌状态. 在采矿工程中,随着工作面的推进,围岩的应 力状态和孔隙、 裂隙结构是时变的,从而围岩渗透 特性和边界条件也是时变的.在对渗透特性变化规 律合理简化的基础上,采用Chebyshev配点法对 时变渗透特性和时变边界条件的渗流系统的动力 学响应进行了系统研究,发现渗透特性的变化和边 界压力的变化都能导致渗流系统失稳.理论分析和 数值计算均表明在渗透特性变化过程中,当达到 临界条件时,系统不会向新的平衡态演化,必定失 稳突变;在周期性压力边界条件下,非Darcy渗流 系统可能演化成新平衡态附近的周期运动,也可能 失稳;边界压力的微小周期变化,可能导致渗流系 统稳定性的突变.从而在机理上揭示了采动破碎岩 体会发生渗流突变的特性.因此,可以根据采动破 碎岩体发生渗流突变的条件和参数,判别煤矿突水 和煤与瓦斯突出发生的危险性. 3 采动岩体渗流突变判据 从煤矿采动破碎岩体渗流特性参数测定入手, 建立了采动岩体的非Darcy渗流运动控制方程,再 通过非线性动力学分析,揭示了该系统会发生渗流 突变的动力学现象,因而给出了判断系统稳定性的 条件. 不同的围岩条件,将会形成不同的突水或瓦斯 突出判据,这里以采场顶底板突水判据k为例,如 下 6 第1期缪协兴等中国煤炭资源绿色开采研究现状与展望 k 4ρ0 p 0-pn ∑ n i 1 1 c i a ∑ n j 1 βjhj c j a ∑ n i 1 μhi αi 2 1,1 式中hi为n层岩层中各层的厚度;αi为渗透率;βi 为非Darcy流β因子;c i a为加速度系数; pi- 1和pi i 1,2,⋯ , n 为两端的压力;ρ为水的质量密度; μ为水的动力黏度;ρ0为参考压力p0下对应的流 体质量密度. 当k 1时,关键层与其上的岩层复合仍具有 隔水作用,不会出现渗流突变;当k≥1时,关键层 与其上的岩层复合已经不具备隔水作用,会出现渗 流突变,即突水灾害. 2 煤与瓦斯共采 2. 1 煤与瓦斯共采的 “O” 形圈原理 煤层瓦斯抽放方法可分为2类 1 煤层采前 抽放 ;2 煤层开采过程中及采后的卸压抽放.研究 表明,我国煤储层普遍具有变质程度高、 渗透率低、 压力小和含气饱和度低的特点,70 以上煤层的渗 透率小于110 - 3μm2 ,这对我国开展煤层瓦斯采 前预抽是极为不利的.而如何提高煤层采前渗透率 是目前尚未解决的难题.实践表明,一旦煤层开采 引起岩层移动,即使是渗透率很低的煤层,其渗透 率也将增大数十倍到数百倍,甚至更多,为瓦斯运 移和抽放创造了条件.因此,应充分利用采动过程 中岩层移动对煤层渗透率的增大作用,重视对采动 卸压瓦斯抽放的研究,走 “煤与瓦斯共采” 之路. 覆岩采动裂隙分为2类 1 沿层离层裂隙,它 将在整个上覆岩层范围内发展,导致煤层膨胀卸 压 ;2 穿层竖向破断裂隙,它是上覆邻近层卸压瓦 斯流向开采工作面及其采空区的通道,仅在覆岩一 定高度范围内发育,其高度称之为 “导气裂隙带” 高度与煤层采高及覆岩岩性有关,一般工作面非 综放面不超过70～100 m.而处于 “导气裂隙带” 高度以上覆岩区称之为 “上覆远距离采动区” , 煤 层卸压瓦斯不能流动到下部工作面及其采空区.相 对开采煤层而言,可将卸压瓦斯分为3类本煤层 卸压瓦斯;邻近层卸压瓦斯,包括上邻近层与下邻 近层;上覆远距离煤层卸压瓦斯.其中本煤层与邻 近层卸压瓦斯会涌入回采工作面及其采空区,引起 回采空间尤其是工作面上隅角瓦斯积聚与超限,造 成安全隐患.上覆远距离煤层卸压瓦斯不能流入开 采工作面,因而不会对回采安全造成危害,且就煤 层气资源开发而言,上覆远距离煤层卸压瓦斯可大 面积抽放出来. 国内外卸压瓦斯抽放研究存在2个方面不足 1 对覆岩采动裂隙场分布特征缺乏整体把握与理 性认识,影响到抽放钻孔布置的优化 ;2 国内外卸 压瓦斯抽放是从开采层工作面安全生产出发,主要 研究本煤层与邻近层卸压瓦斯抽放,而对上覆远距 离煤层卸压程度及卸压瓦斯抽放效果缺乏研究.针 对上述不足,基于岩层移动关键层理论,将覆岩移 动及其裂隙场分布规律应用于卸压瓦斯抽放研究 之中,建立了卸压瓦斯抽放钻孔布置的基本原则, 即卸压瓦斯抽放 “O” 形圈原理. 通过相似模型实验、 计算机图像分析、 离散元 数值模拟、 实测等方法,揭示了长壁开采覆岩采动 裂隙场两阶段发展与 “O” 形圈分布规律.即从开切 眼开始,随着工作面推进,采动裂隙不断发展,采空 区中部采动裂隙最发育,此为采动裂隙发展的第1 阶段.当采出面积达一定值后,进入采动裂隙发展 的第2阶段,此时,位于采空区中部的采动裂隙趋 于压实,而在采空区四周存在一连通的采动裂隙发 育区,称其为采动裂隙 “O” 形圈.采动裂隙 “O” 形圈 能长期保持,是卸压瓦斯的储存空间与流动通道. 煤层卸压瓦斯的流动是一个连续的2步过程 第1步,以扩散的形式,瓦斯从没有裂隙的煤体中 流到周围的裂隙中去;第2步,以渗流的形式,瓦斯 沿裂隙流到抽放钻孔处,采动裂隙成为瓦斯流动的 通道.显然,将抽放钻孔布置在裂隙发育且能长时 间保持的区域,有利于卸压瓦斯流动到抽放钻井 中.根据覆岩采动裂隙分布特征建立卸压瓦斯抽放 “O” 形圈原理为“O” 形圈相当于一条 “瓦斯河”,周 围煤岩体中的瓦斯解析后通过渗流不断地汇集到 这条 “瓦斯河” 中.因此,卸压瓦斯抽放钻孔应打到 采动裂隙 “O” 形圈内,以保证钻孔有较长的抽放时 间、 较大的抽放范围、 较高的瓦斯抽放率.为了将抽 放钻孔打到 “O” 形圈内,抽放孔的终孔点或抽放巷 位置距回风巷水平距离s应按下式确定 s H - B Hcotθtanα]sinα B Hcotθ / cosα,2 式中s为抽放孔的终孔点或抽放巷位置距回风巷 水平距离; H为抽放孔的终孔点或抽放巷与煤层 的垂直距离,不同类型的抽放孔巷取值不同; B 为钻孔巷距 “O” 形圈外边界的距离;α为煤层倾 角;θ为裂隙边界即 “O” 形圈外边界与开采边界 的连线与煤层的夹角. 卸压瓦斯抽放 “O” 形圈原理是指导卸压瓦斯 抽放孔巷布置的基本原则.这一原则已在淮北、 7 采矿与安全工程学报第26卷 阳泉等矿区的上覆远距离煤层卸压煤层气抽放、 邻 近层卸压瓦斯抽放、 本煤层采空区卸压瓦斯抽放中 进行了试验与应用. 2. 2 采动卸压瓦斯抽采技术 这里,以近距离4层煤层群为例,说明已经实 施的一些被保护层采动卸压瓦斯抽采方法.被保护 煤层卸压瓦斯抽采如图10所示,图10a～f分别展 示了走向高抽巷、 倾向高抽巷、 顶板走向孔、 地面钻 孔和上、 下煤层底板穿层孔布置方式的煤与瓦斯共 采方法. 图10 被保护煤层卸压瓦斯抽采图例 Fig. 10 Pressure2relief gas drainage in protected coal seams 中国煤矿保护层开采实践证明,保护层开采之 后,上被保护层膨胀变形可达0. 784 ～2. 64 , 煤层透气性增加1 000～3 000倍,卸压瓦斯抽采率 达60 以上,有效层间距达到150 m ;下被保护层 膨胀变形可达0. 2 ～0. 72 ,煤层透气性最大可 增加1 000多倍,卸压瓦斯抽采率达50 以上,有 效层间距达到50 m.通过卸压瓦斯的抽采,不仅可 以区域性消除煤层的突出危险性,而且可以实现变 高瓦斯煤层为低瓦斯煤层的目的,大幅度提高了突 出煤层安全开采效率.淮南矿业集团通过保护层开 采及被保护层卸压瓦斯抽采,突出煤层工作面单产 由平均1 800 t/ d提高到10 000 t/ d. 2. 3 煤与瓦斯共采的效果 经过近年来的科技攻关、 安全技术改造和加大 监管及监察力度,中国煤矿瓦斯治理科技水平、 装 备水平和管理水平取得了长足进步,煤与瓦斯共采 取得了显著成效.图11给出了中国煤矿瓦斯抽采 量的增长情况,中国煤矿瓦斯抽采技术的进步,有 利地促进了煤矿安全生产,在煤炭产量快速增长的 条件下,煤矿死亡人数和百万吨死亡率逐年下降, 2007年国有重点煤矿百万吨死亡率降低到0. 38 , 且没有发生瓦斯爆炸事故. 图11 中国煤矿瓦斯抽采量增长情况 Fig. 11 Increasing situation of gas drainage amount in coal mines of China 3 保水采煤 保水采煤包含水资源保护、 水资源利用煤水 共采和水灾害防治等多重内容. 3. 1 隔水关键层的定义 用图12来说明所谓隔水关键层.从图12中可 看到,一般突水工作面到水源之间会被若干层岩层 所阻隔,而各岩层由于其分层特性和所处采动岩体 中的位置不同,其隔水性能是不同的,水最终需要 穿透的那部分岩层或最终被阻隔住的岩层被称为 隔水关键层.水要突破隔水关键层有2条途径,即 天然构造通道和采动裂隙贯通,无论那条通道被贯 通或两条通道被同时贯通,突水通道也即形成. 8 第1期缪协兴等中国煤炭资源绿色开采研究现状与展望 图12 隔水关键层示意图 Fig. 12 Sketch map of WKS 根据煤系地层的构造特征,可以推断出隔水关 键层具有3层含义 1 水源与工作面之间有明显 的较厚软弱隔水层例如厚表土层 , 则不易形成突 水灾害 ;2 假设煤层上部含水层在结构关键层的 上方,或煤层下部含水层在结构关键层的下方,如 果结构关键层采动后不破断,则结构关键层可起到 隔水作用,同时就是隔水关键层 ;3 如果结构关键 层采动后会发生破断,但破断裂隙被软弱岩层所充 填,裂隙被弥合,不形成渗流突水通道,则结构关键 层与软弱岩层组合形成复合隔水关键层.由隔水关 键层的含义可知,隔水关键层与岩层控制中的结构 关键层之间,既有区别,也有共性.因此,可以将煤 矿突水灾害防治和水资源保护的目标选定为对隔 水关键层完整性的保护,也即控制不形成突水通道 或渗流突变通道. 3. 2 隔水关键层原理 图13为保水采煤的隔水关键层原理. 图13 保水采煤的隔水关键层原理 Fig. 13 Principle of WKS in water2preserved mining 可见保水采煤的隔水关键原理可以归纳为4 个步骤第1步,判别隔水关键层的位置;第2步, 判别与控制隔水关键层结构的稳定性;第3步,判 别与控制隔水关键层渗流的稳定性;第4步,对渗 流突变通道的控制. 在判别隔水关键层的位置方面,主要包括井上 下物探分析,探明地质构造及水源分布规律等,进 而需要进行水文地质和构造地质等分析以及岩层 控制的结构关键层位置判别等,从物探、 地质和开 采等角度综合分析判别隔水关键层在采动岩体中 的位置. 在判别与控制隔水关键层结构稳定性方面,主 要包括开采设计,确定采区布置及工作面的大小 等,进而采用岩层控制的关键层等理论、 数值模拟 和物理模拟等方法分析结构关键层强度及破断规 律.如采动岩体结构关键层是稳定的,则可安全保 水开采. 在判别与控制隔水关键层渗流的稳定性方面, 包括井下采区工作面精细物探,更详细掌握结构 层、 软弱层、 构造及水源的分布,进而分析采动岩体 的渗流运动规律及发生渗流突变的通道与危险性. 如渗流运动是稳定的,则可安全开采. 在渗流突变通道的控制方面,主要包括进一步 优化采区和采场的设计,改变采动覆岩结构关键层 的破断形态,也即改变可能形成的渗流突变通道, 进而对构造和可能形成的渗流突变通道实施注浆 改造等措施,实现安全开采. 3. 3 采场底板突水防治 保水采煤在不同的矿区有不同的技术内涵,缺 水矿区要以水资源保护和利用为主;大水矿区,要 以减少水资源破坏和防治水灾害为主.这里,以大 水矿区为例,运用保水采煤的隔水关键层原理,在 苏北某矿区进行了采场底板突水灾害防治实践.第 1个实践区为某矿21201工作面,是屯头系煤层二 采区首采工作面,工作面东以东一采区隔离煤柱为 界,西以张庄大断层保护煤柱为界,工作面底板标 高- 370～- 420 m ,工作面长度120 m ,沿倾斜方 向推进长度800 m ,煤层倾角0～14,平均8,煤 层厚度1. 1～1. 65 m ,平均1. 5 m ,地质储量19. 7 万t ,可采储量18. 5万t. 煤层直接底为0. 4 m的土岩,老底为2. 2 m 粉砂岩及十三灰岩,均不含水,本溪组灰岩为底板 直接充水含水层,在未与奥灰连通的条件下,富水 量较弱,但从勘探报告及地面水文观察来看,两者 具有明显的水力联系. 本区域重要水害隐患是下部的奥陶系灰岩水, 该含水层距离屯头系煤层底板40～45 m ,具有水 量丰富、 水压大的特点,周围矿井在开采屯头系煤 9 采矿与安全工程学报第26卷 层过程中发生了多次重大突水事故.图14为具体 运用隔水关键层原理的分析判别过程.从图14中 可以看到,在具体隔水关键层位置判别时,进行了 采矿地质条件分析,该区域突水系数达到了临界值 的1. 5倍. 图14 隔水关键层原理在底板突水防治中的判别流程 Fig. 14 Differentiate f