Research on the Application of Top-board High-positioned Directional Drilling Gas Control Technology in Uda Mine Area
-
摘要:
随着矿井开采深度的延伸和开采强度的增大，瓦斯涌出问题日益凸显，成为制约煤矿安全高效生产的关键因素。顶板高位钻孔抽采煤岩裂隙带卸压瓦斯是解决矿井采空区瓦斯涌出问题的重要手段。定向钻孔具有抽采时间长、抽采效果好、抽采成本低等显著优势，采用顶板高位定向钻孔技术取代高位倾向钻孔进行瓦斯抽采，成为当前煤矿采空区瓦斯治理的主流趋势。为了解决乌达矿区高瓦斯矿井近距离煤层群瓦斯涌出治理难题，以乌达矿区黄白次煤矿9号煤层开采采空区瓦斯治理为研究背景，对顶板高位定向钻孔瓦斯治理技术进行了应用研究。采用理论分析、数值模拟和试验考察等手段，在分析覆岩采动裂隙分布和卸压瓦斯涌出运移规律基础上，重点对黄白茨煤矿020913工作面推进过程中1号～3号高位钻场不同层位钻孔瓦斯抽采与覆岩裂隙演化的耦合关系进行分析，从而确定了高位定向钻孔的合理布置层位。研究结果表明：2号高位钻场钻孔平均层位高度28.17 m时，钻孔能够保持较高的瓦斯抽采浓度（60%以上），与1号高位钻场钻孔平均层位高度29.22 m时瓦斯抽采效果基本一致；3号高位钻场钻孔平均层位高度23.25 m时，钻孔层位偏低，瓦斯抽采效果不佳，但是总体上优于1号高位钻场钻孔平均层位高度13.77 m时的瓦斯抽采效果。通过对比分析最终确定乌达矿区9号煤层回采工作面高位定向钻孔垂向层位布置在顶板25～30 m范围、倾向距离回风巷10～35 m范围时，钻孔处于裂隙圈发育范围内，顶板高位定向钻孔能够发挥最佳的抽采效果。本文研究成果为顶板定向长钻孔技术在乌达矿区的进一步推广应用奠定坚实基础。
Abstract:With the increase of mining depth and mining intensity, the problem of gas emission has become increasingly prominent, which has become a key factor restricting the safe and efficient production of coal mines. It is an important means to solve the problem of gas emission in the gob area by drilling at the top of the roof. Directional drilling has the advantages of long extraction time, good extraction effect and low extraction cost. It has become the mainstream trend of gas control in goaf of coal mine to replace high dip drilling with high directional drilling technology. In order to solve the problem of gas emission control in short distance coal seam group of high gas mine in Wuda mining area, taking the gas control in goaf of No. 9 coal seam of Huangbaici Coal Mine in Wuda mining area as the research background, the gas control technology of roof high directional drilling is applied. By means of theoretical analysis, numerical simulation and experimental investigation, on the basis of analyzing the distribution of mining fracture in overlying rock and the law of gas emission and migration under pressure relief, the coupling relationship between drilling gas extraction and the evolution of overlying rock fracture in the No.1～No.3 high level drilling field during the advance of 020913 working face in Huangbaici Coal Mine is analyzed. Therefore, the reasonable layout of high directional drilling is determined. The results show that the gas extraction concentration can be maintained at 28.17 m in the No.2 high position drilling field, which is basically the same as that at 29.22 m in the No.1 high position drilling field. When the average layer height of the drilling hole is 23.25 m, the drilling hole level is low and the gas extraction effect is not good, but the gas extraction effect is better than that of the average layer height of the drilling hole in the drilling field of No.3 high level is 13.77 m. Through comparative analysis, it is finally determined that when the vertical level of the high directional borehole in the mining face of No. 9 coal seam in Wuda Mining area is arranged in the range of 25～30 m in the roof and 10～35 m in the inclined distance from the return air lane, the borehole is in the developing range of fracture circle, and the high directional borehole in the roof can play the best extraction effect. The research results of this paper lay a solid foundation for the further popularization and application of roof directional long drilling technology in Wuda mining area.
-
Keywords:
- high drilling /
- directional drilling /
- gas control /
- level arrangement
-
0. 引 言
我国煤矿地质条件极其复杂且瓦斯灾害威胁严重，瓦斯作为煤炭开采过程中的主要安全隐患，高浓度瓦斯积聚极易引发瓦斯爆炸和窒息事故，严重威胁煤矿安全生产 [1-3]。随着矿井开采深度的增加和开采强度的增大，煤矿井下采空区瓦斯涌出问题日益凸显，成为制约煤矿安全高效生产的关键因素 [4-6]。顶板高位钻孔抽采煤岩裂隙带卸压瓦斯是解决矿井采空区瓦斯涌出问题的重要手段，在全国高瓦斯突出矿井得到成熟推广应用。近年来，顶板高位定向长钻孔瓦斯治理技术通过精确控制钻孔轨迹，实现长距离、大角度定向钻进，有效穿透煤层中的瓦斯富集区，大大提高了瓦斯抽采效率 [7-8]。相较于传统的普通钻机施工的高位倾向钻孔 [9]，定向长钻孔具有抽采时间长、抽采效果好、抽采成本低等显著优势，采用高位定向长钻孔技术逐渐取代高位倾向钻孔，成为当前煤矿采空区瓦斯治理的主流趋势[10-12]。
在顶板高位定向钻孔瓦斯治理技术方面，国内外学者和工程技术人员进行了大量研究和实践 [13-14]。袁亮等 [15-16]、林海飞等 [17]、赵鹏翔等[18]基于煤层顶板高位定向钻孔抽采工作面采动影响区裂隙带理论，总结形成了煤层顶板岩层高位定向钻孔层位布设理论依据，为顶板定向长钻孔技术的实际应用提供了坚实的理论基础。赵建国等[19]提出了顶板定向长钻孔“定向先导孔+扩孔”的施工工艺，并在现场成功进行试验应用。郭明杰等[20]引入液动冲击辅助碎岩扩孔钻进与大直径孔定向钻进技术，通过增大钻孔终孔直径，提升了钻孔施工效率和钻孔施工安全。此外，部分企业和科研院所还研发了多种自动化装备以支持顶板定向长钻孔技术的高效实施。王文彬等[21]研发了大流量高压力泥浆泵车、连续补杆车、履带式除渣车等智能辅助钻进设备，大大提高了施工效率和安全性。随着顶板定向长钻孔技术实施效果的显现，该技术在国内贵州[22]、山西[23]、河南[24]、云南[25]等地多个矿区得到了示范推广。平煤股份八矿的试验结果显示，高位定向长钻孔的瓦斯抽采总纯量最大值为11.8 m3/min，平均值为8.0 m3/min，单孔瓦斯抽采浓度最大值达到60%，平均值为20%[26]。
综上所述，顶板定向长钻孔技术在技术原理、施工工艺、智能化与自动化发展以及应用效果与示范推广等方面均取得了显著进展。但是，卸压瓦斯的运移储集与采空区覆岩裂隙演化发展密切相关，顶板高位定向钻孔瓦斯抽采技术在解决施工工艺难题基础上，为了实现高效抽采，关键还在于确定最佳的钻孔布置层位。目前研究大多基于理论分析和数值模拟研究，并以现场结果进行验证。实际上，现场煤岩赋存条件复杂多变，理论分析和数值模拟手段只能提供辅助决策，并不能完全指导现场应用。
为了解决乌达矿区高瓦斯矿井近距离煤层群瓦斯涌出治理难题，乌海能源公司引进和试验推广顶板高位定向钻孔瓦斯治理技术。为了确定顶板高位定向钻孔的合理布置层位，以乌达矿区黄白次煤矿9号煤层开采采空区瓦斯治理为研究背景，在理论分析和数值模拟研究基础上，以现场试验考察对比分析为重点，对高位钻场不同层位钻孔瓦斯抽采与覆岩裂隙演化的耦合关系进行分析，最终研究确定了高位定向钻孔的合理布置层位，并取得了较好的应用效果，研究成果为顶板高位定向钻孔瓦斯治理技术在乌达矿区的进一步推广应用奠定了坚实基础，也为全国类似条件矿区提供了示范。
1. 工程背景
1.1 矿区概况
内蒙古自治区乌达煤田位于乌海市西北部，下辖五虎山（井工）、苏海图（露天）、黄白茨（井工）3个井田。煤田总积为35 km2，总地质储量6.3亿吨，剩余地质储量约2.8亿吨，可采储量约1.9亿吨。乌达矿区主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组，共含可采和局部可采煤层24层，其中主采煤层14层。矿区内煤层赋存条件良好，呈单斜构造，煤层走向近似南北，倾向东，煤层倾角：5～15°。本区煤层属于中等变质程度烟煤，煤种有焦煤、1/3焦煤和肥煤。乌达矿区矿井总的设计能力4.2 Mt/a，其中黄白茨矿为1.2 Mt/a，苏海图矿为1.5 Mt/a，五虎山矿为1.5 Mt/a。
乌达矿区五虎山煤矿现布置2个盘区，分别是9号、10号煤层联合布置盘区和12号煤层盘区，开采9号、10号、12号煤层，煤层厚度分别为2.82 m、2.07 m、4.31 m，煤层层间距分别为4.11 m、24.07 m。黄白茨煤矿井田只有一个开采盘区，为9号、10号煤层联合布置盘区，12号、13上2号煤层联合布置，开采9号、10号、12号、13上2号煤层，煤层厚度分别为2.88 m、2.32 m、4.81 m、1.49 m，煤层层间距分别为5.04 m、27.68 m、14.38 m。各矿井布置走向长壁工作面，采用后退式全部垮落法综合机械化采煤工艺，黄白茨煤矿12号煤层部分区域采用连采连充采煤工艺。
乌达矿区五虎山煤矿和黄白茨煤矿均为高瓦斯矿井，实测区域内五虎山煤矿9号、10号、12号煤层原始瓦斯含量最大分别为8.098 m3/t、6.853 m3/t、6.782 m3/t，黄白茨煤矿9号、10号、12号、13上2号煤层原始瓦斯含量最大分别为10.67 m3/t、8.641 m3/t、6.651 m3/t、4.680 m3/t。
1.2 试验工作面概况
试验考察工作面为黄白茨煤矿020913工作面，工作面标高894～910 m。工作面西部为已经回采完毕的020911工作面，下伏的10号、12号、13上2号煤层均为实体煤，如图1所示。020913工作面走向长度
1 255 m，倾斜宽165 m，采高3.0 m，工作面日产量4 000 ～5 000 t/d。采用走向长壁后退式综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。020913工作面回采范围内煤层可采厚度0.88～4.96 m，平均2.84 m，属中厚煤层，倾角5～15°。煤层顶板岩性多为炭质泥岩、泥岩及粘土岩，出现少量粉砂岩；煤层底板岩性一般为炭质泥岩、泥岩及粘土岩，部分钻孔中出现粉砂岩。2. 覆岩采动裂隙分布特征
2.1 覆岩采动裂隙分布的区域划分
根据经典的矿山压力理论[13-14,27]，采场中上覆岩层受到煤层采动影响时，工作面开采后岩层垮落和运移分布的形态在垂直方向分为“竖三带”，即垮落带、弯曲下沉带和裂隙带，水平方向分为“横三区”，即煤壁支撑影响区、岩层离层区和重新压实区。比较采空区顶板的岩性特征和采后岩体垮落破坏特征，又可将采空区在水平方向上划分为自然堆积区、载荷影响区和压实稳定区。图2为工作面采空区“竖三带”和“横三区”的划分示意图。
在煤层开采过程中，工作面采场周围完整结构被打破，随着工作面的不断推进，覆岩运动的“竖三带”与“横三区”状态呈现由下往上、从前至后的动态演化形式，围岩采动裂隙不断发育和稳定。在垮落带，煤层被采出以后，直接顶垮落，破碎岩块不断堆积，岩块间隙大，连通性好，孔隙度和渗透系数较大，为瓦斯气体的储存和循环运移提供了重要通道。在裂隙带，直接顶上部岩层发生断裂产生大量贯穿裂隙和离层裂隙，自上而下呈扩散式发展，大量裂隙的存在，为卸压瓦斯流动提供了主要通道。在弯曲下沉带，岩层呈整体性移动，存在少量裂隙并随着岩层的不断垮落重新被压实，连通性较差，不适宜瓦斯气体的运移。
随着工作面的不断推进，顶板岩层不断冒落，采动裂隙不断发育，当工作面推进到一定距离以后，工作面采空区中部逐渐被重新压实，而围绕中部的环形裂隙圈内仍然存在大量相互贯通的裂隙并稳定存在，该裂隙圈被称为采动裂隙“O”形圈，其在平面方向和竖直方向的分布形态如图3所示[27]。在“O”形圈内，垮落岩层透气性能较好，为采空区卸压瓦斯的运移和储集提供了重要的通道和空间，成为采空区卸压瓦斯的主要富集区域。如果将瓦斯抽采钻孔布置在“O”形圈范围内，瓦斯抽采效果将大大提高。
2.2 覆岩采动裂隙分布的高度判断
根据前述对覆岩运动的“竖三带”与“横三区”以及“O”形圈的划分结果可知，冒落带和裂隙带是采空区卸压瓦斯流动和储存的主要富集区域，“O”形裂隙圈是采空区卸压瓦斯的运移和储集的重要通道和空间。因此，只有将高位钻孔布置在以上瓦斯富集区域层位时，钻孔才能稳定有效地将采空区裂隙带内的高浓度瓦斯连续不断地抽采出来。
目前，对于覆岩采动裂隙分布的“三带”高度和“O”形裂隙圈的宽度并没有统一的判定方法，在实际应用工程中通常采用经验公式对垂直带高度进行估算。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采指南》，当煤层顶板覆岩内为坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时，垮落带及裂隙带（二者之和称为导气裂隙带）高度可参照表1中的经验公式进行计算。
表 1 垮落带和裂隙带高度的经验计算公式覆岩岩性(单向抗压强度及主要岩石) 垮落带高度
Hm/m裂隙带高度
Lm/m坚硬(40～80 MPa，石英砂岩、砂质页岩、砾岩) $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{2.1\; {\rm{m}} + 16}} \pm 2.5 $ $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{1.2\; {\rm{m}} + 2.0}} \pm 8.9 $ 中硬(20～40 MPa，砂岩、
泥质灰岩、砂页岩、页岩)$ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{7.9\; {\rm{m}} + 19}} \pm 2.2 $ $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{1.6\; {\rm{m}} + 3.6}} \pm 5.6 $ 软弱(10～20 MPa，泥岩、
泥质灰岩)$ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{6.2\; {\rm{m}} + 32}} \pm 1.5 $ $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{3.1\; {\rm{m}} + 5}} \pm 4.0 $ 极软弱(<10 MPa，铝土岩、风化泥岩、粘土、砂质粘土) $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{7.0\; {\rm{m}} + 63}} \pm 1.2 $ $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{5.0\; {\rm{m}} + 8.0}} \pm 3.0 $ 乌达矿区五虎山煤矿、黄白茨煤矿开采煤层工作面顶板岩层岩性主要以页岩和砂岩为主，属于中等硬度岩层。以黄白次煤矿试验工作面020913综采工作面为例，该工作面9号煤层平均开采厚度为2.84 m，因此根据表1经验公式可以计算得到020913综采工作面煤层开采后垮落带高度为4.83～9.23 m，裂隙带高度为30.11～41.31 m。同时，根据后期跟踪020913综采工作面不同层位施工的高位钻孔数据表明，在相同抽采负压下，终孔平均高度为7.82 m的钻孔实测瓦斯浓度最高能达到10.84%，终孔平均高度为13.77 m的钻孔实测瓦斯浓度最高能达到终孔平均高度为29.22 m的钻孔实际瓦斯浓度最高能达到28.69%，终孔平均高度为29.22 m的钻孔实测瓦斯浓度最高能达到88.11%，裂隙带越发育，抽采效果越好，进一步间接证明裂隙带高度预计在30 m附近。
3. 瓦斯涌出来源分析及运移规律
3.1 瓦斯涌出来源分析
根据乌达矿区黄白茨煤矿和五虎山煤矿开采煤层及层间位置关系，两座矿井均为典型的高瓦斯近距离煤层群开采矿井，煤层开采顺序均由上而下开采，首采9号煤层。结合图1所示黄白次煤矿020913工作面开采布置及煤层层位关系可知，9号煤层开采过程中，除了受本煤层采落煤炭以及采空区遗煤瓦斯涌出影响外，受采动卸压影响，工作面底板变形破坏产生大量的贯通裂隙，下伏10号、12号、13上2号煤层卸压瓦斯将通过层间岩层裂隙不断运移至工作面和采空区，并在一定范围内积聚甚至在工作面垮落带和裂隙带富集。
根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018—2006)，对黄白次煤矿020913工作面回采期间瓦斯涌出量进行预测。020913工作面回采时，下伏10号、12号煤层为下邻近层，其它煤层距020913工作面煤层间距较大，对其影响较小。020913工作面9号煤层残余瓦斯含量为6.56 m3/t，该区域10号、12号煤层瓦斯含量为7.47 m3/t、8.20 m3/t，因此计算得到工作面本煤层、邻近层、采空区相对瓦斯涌出量及占比分别为3.30 m3/t（占比44.78%）、2.84 m3/t（占比38.53%）、1.23 m3/t（占比16.69%），工作面日产量最大日产量按
4000 ～5000 t/d计算，工作面绝对瓦斯涌出量为20.47～25.59 m3/min。3.2 瓦斯涌出特征分析
乌达矿区9号、10号、12号、13号煤层均采用综合机械化采煤工艺，单位时间内割煤的煤量大，瓦斯涌出也相应变大，随着煤层的开采，本煤层瓦斯在煤体破碎后解吸进入工作面，各煤层上覆岩层及邻近煤层就会受到采动的影响，产生大量的裂隙，煤层中大量卸压瓦斯沿着裂缝涌向回采工作面。瓦斯涌出基本特征如下：
1）当开采处于初采阶段，绝对瓦斯涌出量大体上会随着工作面的推进向前而不断增加，并且增大幅度相对较大；随着工作面的不断推进，瓦斯涌出量的波动变化也较大，即初采期瓦斯涌出量具有不稳定性。
2）在开采初期，工作面的瓦斯主要是本煤层的瓦斯和采空区泄漏到工作面的瓦斯。在初采期，9号煤层工作面中布置高位钻孔还没有完全发挥作用，由于工作面的不断推进，直接顶和老顶相继垮落，冒落带的瓦斯不断涌入工作面，因此在初采时期的风排瓦斯量要比正常回采时期的瓦斯量较高。
3）随着工作面的开采，绝对瓦斯涌出量出现了峰值，是因为直接顶的垮落会使应力发生剧烈的变化，从而使一定范围内的煤层卸压，这就导致原本存在于卸压带中的瓦斯快速发生解吸，从煤层中沿着裂隙流向工作面，导致瓦斯涌出量迅速上升。
4）随着工作面进一步开采，高位钻孔瓦斯抽采逐渐发挥作用，同时工作面顶板周期来压，瓦斯涌出呈现周期波动趋势。
3.3 瓦斯涌出运移分布规律
工作面煤层开采后，上覆地层垮落、移动和变形，采空区下部逐渐被压实，上覆岩层垮落后呈现破碎状态，采空区中部和上部破碎岩石中间不能被完全被压实，形成拱形的裂隙区域，采空区渗透率在垂向分布上呈现从垮落带至裂隙带逐渐增大的特征。卸压瓦斯在浓度梯度驱动下，经过采动形成的离层裂隙与竖向破断裂隙通道自下而上进入采动裂隙带内。工作面采空区瓦斯气体运移是一个特别复杂的整体性过程，与采空区内部空间压实程度、煤岩特性、孔隙率的大小以及采空区内混合气体成分都有很大的关系。通过采用数值模拟手段，利用数学公式进行模型化，可以简略模拟采空区内气体运移分布规律。
图4a、图4b为020913工作面不采取任何抽采措施条件下，采空区卸压瓦斯分布特征。研究表明，垂直方向上，自工作面底板到顶板，瓦斯浓度逐渐增大，且分层现象明显，表明受工作面回采影响，靠近工作面底板垮落区域逐渐被压实渗透率降低，采空区中上部裂隙区域渗透率增大，采空区卸压瓦斯向渗透率较大的裂隙区运移，形成上部裂隙区域瓦斯积聚现象，垂向上由于渗透率分布差异，进一步导致垂向上瓦斯运移启动压力梯度不同，形成垂向上瓦斯浓度分层现象。
沿工作面走向方向，自工作面向采空区深处，瓦斯浓度逐渐增大，靠近工作面回风侧在风流稀释作用下，瓦斯浓度逐渐降低。表明工作面巷道风流仅能对巷道附近有限区域的采空区瓦斯运移产生影响，随着进入采空区深部，垮落区域进一步压实，采空区深部区域渗透率降低，由于瓦斯运移阻力增大和风流稀释能力衰减的共同作用，深部区域瓦斯运移能力进一步减弱，形成采空区深部区域瓦斯积聚，表现为走向分布上随着深入采空区，瓦斯浓度逐渐增大的规律。
沿工作面倾向方向，工作面风流从运输巷进风，回风巷回风，叠加采空区漏风等影响因素，表现为采空区运输巷侧瓦斯浓度低于回风巷侧瓦斯浓度，并在工作面上隅角附近存在一定积聚的特征。
图4c、图4d为020913工作面在采取高位钻孔抽采措施条件下的瓦斯模拟分布状态图。高位钻孔布置层位在距底板30 m位置，且沿工作面倾向中部布置，走向长度150 m。从图5可以看出，总体上各个方向卸压瓦斯分布与不采用高位钻孔时分布规律大体一致，唯一存在差异的是垂向上顶板布置的高位钻孔对采空区上部裂隙带附近瓦斯进行截留，导致垂向上距底板相同距离区域的瓦斯浓度明显小于不采取措施时瓦斯浓度。
同时，采用高位钻孔引起了瓦斯流场的变化和瓦斯浓度分布的变化，造成走向上瓦斯浓度分布特征趋于复杂。与未采取使任何措施时相比，采空区瓦斯浓度降低幅度较大，最深处瓦斯浓度下降到12%左右，比未抽采时下降了13%左右，靠近回风侧瓦斯浓度由5%左右下降到3.6%左右。
研究表明，通过模拟高位钻孔抽采，当高位钻孔布置于工作面顶板裂隙区域时，由于该区域渗透率明显大于采空区其他区域，高位钻孔带来的抽采负压进一步增强了该区域瓦斯驱动能力，诱导采空区瓦斯进一步向高位钻孔附近运移，并通过高位钻孔抽采至地面，降低了采空区瓦斯浓度，对采空区瓦斯形成了有效的治理。
综上分析，采用高位钻孔抽采方式可以改变采空区卸压瓦斯的流场形态，增强裂隙区域高位钻孔附近瓦斯驱动能力，促使工作面采空区瓦斯源源不断被抽出，从而减少采空区瓦斯积聚，对采空区瓦斯形成截留效应，阻止采空区瓦斯向工作面上隅角大量运移，从而避免工作面瓦斯超限。
4. 试验考察钻孔布置及抽采规律分析
4.1 试验考察钻孔布置
根据黄白茨煤矿020913工作面煤岩赋存条件，结合前述对覆岩采动裂隙分布、垮落带和裂隙带高度以及瓦斯运移分布规律的研究，笔者以020913工作面1号高位钻场钻孔为试验考察钻孔。为了获取不同层位高位定向钻孔瓦斯抽采浓度随工作面推进的变化规律，试验考察钻孔在垂直方向钻孔层位按照距工作面顶板10、15、25 m进行设计和布置，倾向方向钻孔控制范围距离回风巷30 m左右。实际施工时根据现场条件，钻孔层位提高至30 m进行布置，1号高位钻场定向钻孔竣工图如图5所示，钻孔实际竣工参数见表2。
表 2 1号高位钻场钻孔竣工参数表钻孔编号 布置层位/m 倾向位置/m 钻孔长度/m 1 7.82 4.30 244 2 9.29 247 3 13.40 238 4 19.73 238 5 23.71 238 6 31.42 238 7 13.77 8.05 250 8 11.8 250 9 21.67 250 10 27.44 250 11 30.72 250 12 32.97 250 13 29.22 11.60 250 14 16.18 135 15 20.02 250 4.2 试验考察钻孔瓦斯抽采规律分析
根据020913工作面1号高位钻场钻孔布置，通过分析不同层位高位钻孔瓦斯抽采浓度随工作面推进的变化关系，进而分析得出工作面推进过程中覆岩裂隙演化发展规律，从而确定“O”形圈的大致范围，为优化布置钻孔层位提供依据。1号高位钻场钻场距工作面开切眼240 m，钻孔瓦斯抽采浓度随工作面推进距离的变化规律如图6所示。
图6a所示为020913工作面1号高位钻场10 m层位1号～6号钻孔瓦斯抽采浓度随工作面推进的变化规律。根据钻孔竣工参数，结合图5可知1号～6号钻孔终孔位置均距煤层顶板10 m以内，垂向高度平均值为7.82 m，倾向方向距回风巷4.30～31.42 m。从图6a可以看出，工作面推进过程中，整体上各钻孔瓦斯抽采浓度、抽采纯量均比较低，浓度基本保持在3%以下，且倾向上距离回风巷不同距离钻孔瓦斯抽采浓度差异不太明显，结合理论研究该区域位于工作面垮落带中，受上覆岩层压实作用，渗透率低，相同抽采负压条件下，该区域高位抽采钻孔瓦斯浓度偏低进一步佐证了该区域不利于采空区瓦斯积聚。
图6b所示为020913工作面1号高位钻场15 m层位7号～12号钻孔瓦斯抽采浓度随工作面推进的变化规律。根据钻孔竣工参数，结合图6可知7号～12号钻孔终孔位置距煤层顶板垂向高度平均值为13.77 m，倾向方向距回风巷8.05～32.97 m。
从图6b可以看出，随着工作面的不断推进，采空区覆岩裂隙逐渐发育，钻孔瓦斯抽采浓度有较为明显的升高趋势。工作面推进80 m以后，8号、11号、12号钻孔瓦斯浓度、纯量明显增大，瓦斯抽采浓度保持在20%～30%，直至工作面推进160 m以后钻孔瓦斯浓度下降至5%以下。7号、9号、10号钻孔瓦斯浓度虽然升高趋势不明显，但是与10 m层位钻孔相比，整体上瓦斯浓度仍然有明显的增大，结合理论研究结论该区域高位钻孔布置于垮落带顶部，垂向上，该区域已出现部分裂隙，渗透率大于下部垮落带渗透率，该区域瓦斯运移阻力减小，相同抽采负压条件下瓦斯运移能力更强，钻孔抽采效果优于下部垮落带。
图6c所示为020913工作面1号高位钻场25 m层位13号、14号、15号钻孔瓦斯抽采浓度随工作面推进的变化规律。根据钻孔竣工参数，结合图6可知13号、14号、15号钻孔终孔位置距煤层顶板垂向高度平均值为29.22 m，倾向方向距回风巷11.60～20.02 m。13号、15号钻孔走向方向终孔位置均位于工作面开切眼上方，工作面推进90 m以后，13号、15号钻孔瓦斯抽采浓度开始明显增大。在工作面推进145 m以后，15号钻孔瓦斯浓度、纯量开始下降，工作面推进180 m以后浓度下降至5%以下；而13号钻孔在工作面推进过程中瓦斯抽采浓度均保持在60%～90%范围内，直至工作面推进210 m以后瓦斯浓度迅速下降，之后钻孔失效。14号钻孔走向方向终孔位置距离工作面开切眼107.5 m位置，工作面推进120 m以后，钻孔瓦斯浓度、纯量开始增大，工作面推进160 m时瓦斯浓度达到最大值94.78%，之后瓦斯浓度逐渐下降，直至工作面推进180 m以后下降至5%以下。造成此现象原因为高位钻孔布置于工作面顶板裂隙带附近，垂向上该区域渗透率大于下部垮落带区域，瓦斯运移阻力相对较小。相同抽采负压条件下，该区域瓦斯运移能力大于垮落带区域，促使更多卸压瓦斯进入高位钻孔。沿工作面推进方向随着工作面推进导致顶板裂隙区域在顶板周期来压作用下，不断形成和压实直至钻孔开口位置，形成钻孔瓦斯浓度出现先增大后减小的现象。
综合上述分析，可以初步得出，25 m层位钻孔（终孔实际层位29.22 m）瓦斯抽采浓度、纯量远远高于10 m和15 m层位钻孔瓦斯抽采浓度、纯量。
4.3 覆岩裂隙演化与钻孔布置层位的对比分析
研究表明，随着工作面的不断推进，顶板周期性垮落，垮落带和裂隙带逐渐向顶板方向发育和延伸，直至工作面推进到一定距离时，垮落带和裂隙带高度趋于稳定。工作面不同推进距离条件下不同层位高位钻孔瓦斯抽采浓度的变化可以很好地反映覆岩裂隙演化发展规律，也为高位钻孔合理抽采层位的确定提供了重要依据。根据试验考察钻孔瓦斯抽采规律分析可知，不同层位钻孔之间瓦斯抽采浓度的变化规律有明显的差异性，且与覆岩裂隙演化发展密切相关。下面将进行详细的分析。
图6a所示10 m层位钻孔终孔平均高度为7.82 m，10 m层位钻孔仅1号钻孔（垂向高度9.36 m，倾向宽度4.30 m）在工作面推进距离为94～121 m（与钻场距离146～119 m）时瓦斯浓度有一定的增大，最大为10.84%。根据前述经验公式计算得到020913综采工作面煤层开采后垮落带高度为4.83～9.23 m，因此10 m层位钻孔均总体处于垮落带范围内。由于1号钻孔距离工作面回风巷较近且层位高度最大，1号钻孔短暂处于裂隙带范围内，瓦斯抽采浓度有一定上升，但是随着工作面的进一步推进，垮落带范围进一步扩大，1号钻孔层位最终进入垮落带区域，导致瓦斯抽采效果不佳。由此可以得出10 m层位高位钻孔布置层位太低，无法对上覆裂隙带瓦斯进行持续性高效抽采。
图6b所示15 m层位钻孔终孔平均高度为13.77 m，在工作面推进过程中，随着垮落带和裂隙带的不断演化发展，瓦斯抽采钻孔逐渐进入裂隙带发育范围内，瓦斯抽采浓度较10 m层位钻孔有较为明显的增大，但沿工作面倾向方向8号、11号、12号钻孔瓦斯抽采浓度及变化趋势无明显差异性。另一方面，15 m层位8号、11号、12号钻孔在工作面推进145 m以后瓦斯抽采浓度开始明显下降，此时根据图6b可知，钻孔布置层位已下降至距工作面顶板12 m以下，之后层位逐渐下降至垮落带范围，因此造成工作面瓦斯抽采浓度持续下降。因此，15 m层位高位钻孔瓦斯抽采可以发挥一定效果，但是总体上瓦斯抽采浓度较低，不能维持稳定高效抽采状态。
图6c所示25 m层位钻孔实际终孔平均高度为29.22 m，在工作面推进过程中，随着覆岩裂隙的进一步发育和稳定，13号、14号、15号钻孔瓦斯抽采浓度均发挥了较好的抽采效果，尤其是13号钻孔在整个抽采周期内均保持较高和稳定的瓦斯抽采浓度。根据图6c和图5b可知，15号钻孔从工作面推进距离94～145 m（与钻场距离146～95 m）时，瓦斯浓度逐渐升高并达到最大值88.11%，此时钻孔层位从推进距离94～110 m范围的27.40 m逐步下降至15.99 m，之后钻孔层位进一步降低，瓦斯抽采浓度也逐步下降。至工作面推进距离171 m（与钻场距离69 m，层位10.10 m）时15号钻孔瓦斯抽采浓度下降至20%以下，而此时13号、14号钻孔垂向层位分别为16.66 m、13.07 m，瓦斯抽采浓度仍然保持在70%以上。在工作面推进距离203 m（与钻场距离37 m）时，13号、14号钻孔垂向层位分别降低至8.89 m、6.16 m，钻孔失效，瓦斯抽采浓度也急剧下降。此外，13号钻孔在抽采后期仍然保持较高瓦斯浓度，原因还在于虽然钻孔层位在逐渐下降，但是钻孔距离工作面回风巷的距离也在逐渐减小，使得钻孔始终处于裂隙带范围内，与图2所示采动裂隙“O”形圈理论范围的划定基本一致。由以上分析可以得出，25 m层位覆岩裂隙发育比较充分，钻孔布置在该层位时能够发挥较好的抽采效果。
在工作面倾向上，结合图6和表2综合分析可知，距离回风巷不同位置钻孔瓦斯抽采效果无明显差异。实际上，根据图2所示采动裂隙“O”形圈倾向宽度的分布范围可知，靠近回风巷侧钻孔布置层位相对较低时，但仍然处于裂隙带发育范围内，高位钻孔也会发挥较好的效果。因此，在倾向方向钻孔控制范围距离工作面回风巷一般不大于35 m，且倾向上靠近工作面中部可适当提高钻孔层位、靠近回风巷可适当降低高位钻孔层位（图7）。
5. 高位定向钻孔优化布置及效果分析
5.1 瓦斯抽采钻孔布置
为了进一步验证最佳的钻孔布置层位，对020913工作面2号、3号高位钻场定向钻孔进行优化布置，各钻场25 m层位设计各布置6个钻孔。2号高位钻场钻孔编号为10号～15号，钻孔终孔平均层位高度为28.17 m，倾向方向控制范围距工作面回风巷11.02～38.92 m；3号高位钻场钻孔编号为7号～12号，钻孔终孔平均层位高度为23.25 m，倾向方向控制范围距工作面回风巷10.61～45.60 m；各钻场钻孔走向方向搭接长度50 m左右。2号高位钻场钻孔布置如图8所示，钻孔竣工参数见表3。
表 3 2号高位钻场钻孔竣工参数表钻场编号 钻孔编号 布置层位/m 倾向位置/m 钻孔长度/m 2 10 28.17 29.35 327 11 38.92 318 12 32.31 411 13 10.61 366 14 16.49 411 15 22.94 411 3 7 23.25 10.61 411 8 13.85 411 9 22.16 411 10 32.97 210 11 31.08 210 12 45.60 411 5.2 瓦斯抽采效果分析
根据020913工作面2号、3号高位钻场钻孔瓦斯抽采参数统计，得到了工作面与高位钻场不同距离时钻孔瓦斯抽采浓度的变化规律如图9所示。
根据图9a可知，2号高位钻场层位在28.17 m时，020913工作面推进过程中，各钻孔总体上保持较高的瓦斯抽采浓度，其中12号、13号、14号、15号钻孔最大瓦斯抽采浓度均在80%～90%以上，10号、11号钻孔瓦斯抽采浓度虽然无明显增大，但是仍然保持在10%～20%左右。在工作面推进至距2号高位钻场120 m以后，钻孔层位开始逐渐下降，至90 m以后钻孔层位下降至15 m以下并进入冒落带区域，瓦斯抽采浓度急剧下降。此外，11号钻孔在倾向上距离工作面回风巷距离38.92 m，倾向布置距离可能偏大，导致瓦斯抽采浓度整体偏低。
根据图9b可知，3号高位钻场层位在23.25 m时，020913工作面推进过程中，除12号钻孔以外，其他钻孔瓦斯抽采浓度能够达到25%～40%。同时，在工作面推进至距3号高位钻场110 m以后钻孔层位下降至15 m以下并进入冒落带区域，瓦斯抽采浓度急剧下降。此外，12号钻孔在倾向上距离工作面回风巷距离45.60 m，倾向布置距离过大，也导致瓦斯抽采浓度低于10%，抽采效果不佳。
由以上分析可以得出，2号高位钻场钻孔平均层位高度28.17 m时，钻孔能够保持较高的瓦斯抽采浓度，与1号高位钻场钻孔平均层位高度29.22 m时瓦斯抽采效果基本一致，而2号高位钻场钻孔平均层位高度23.25 m时，钻孔层位偏低，瓦斯抽采效果不佳，但是总体上优于1号高位钻场钻孔平均层位高度13.77 m时的瓦斯抽采效果。由此得出020913工作面高位定向钻孔层位控制在25～30 m范围内、倾向控制范围距离回风巷10～35 m时，钻孔处于裂隙带范围内，可以发挥最佳的抽采效果。
5.3 瓦斯抽采总体效果分析
根据020913工作面1号高位钻场和2号高位钻场钻孔布置层位的分析和优化，基本上得到了高位定向钻孔合理的层位范围。020913工作面回采期间，采取顶板高位定向钻孔抽采瓦斯治理措施，共布置4个高位钻场，结合工作面煤层起伏变化的实际情况，通过不断优化调整钻孔布置层位，取得了较好的瓦斯治理效果。试验考察期间，1号、2号、3号高位钻场瓦斯抽采流量的变化规律如图10所示。
根据图10可知，初期工作面瓦斯抽采流量较大，之后逐渐减小，其中1号高位钻场瓦斯抽采流量保持在15～25 m3/min范围，2号高位钻场瓦斯抽采流量保持在5～15 m3/min范围，3号高位钻场瓦斯抽采流量保持在5～6 m3/min范围。总体上各高位钻场瓦斯抽采流量保持稳定且呈现先增大后减小的趋势。据统计，020913工作面配风量为
1300 m3/min左右，工作面回采期间最大瓦斯浓度为0.41%，回风最大瓦斯浓度为0.52%，上隅角瓦斯浓度最大不超过0.6%，工作面瓦斯抽采量最大达到26.69 m3/min，瓦斯抽采率达到70%以上。6. 结 论
1）理论分析和数值模拟研究得出，在工作面顶板裂隙带布置高位钻孔抽采采空区瓦斯时，沿采空区内部自顶板到底板的垂直方向上高位钻孔对采空区上部裂隙带附近瓦斯形成截留效果，使得采空区瓦斯浓度降低幅度较大，相比未抽采时，瓦斯浓度下降了13%左右，降低比例约50%。
2）试验考察研究表明，2号高位钻场钻孔平均层位高度28.17 m时，钻孔能够保持较高的瓦斯抽采浓度，与1号高位钻场钻孔平均层位高度29.22 m时瓦斯抽采效果基本一致，而3号高位钻场钻孔平均层位高度23.25 m时，钻孔层位偏低，瓦斯抽采效果不佳，但是总体上优于1号高位钻场钻孔平均层位高度13.77 m时的瓦斯抽采效果。
3）通过对比分析最终确定乌达矿区9号煤层回采工作面高位定向钻孔垂向层位布置在顶板25～30 m范围、倾向距离回风巷10～35 m范围时，钻孔处于裂隙圈发育范围内，顶板高位定向钻孔能够发挥最佳的抽采效果。
-
表 1 垮落带和裂隙带高度的经验计算公式
覆岩岩性(单向抗压强度及主要岩石) 垮落带高度
Hm/m裂隙带高度
Lm/m坚硬(40～80 MPa，石英砂岩、砂质页岩、砾岩) $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{2.1\; {\rm{m}} + 16}} \pm 2.5 $ $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{1.2\; {\rm{m}} + 2.0}} \pm 8.9 $ 中硬(20～40 MPa，砂岩、
泥质灰岩、砂页岩、页岩)$ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{7.9\; {\rm{m}} + 19}} \pm 2.2 $ $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{1.6\; {\rm{m}} + 3.6}} \pm 5.6 $ 软弱(10～20 MPa，泥岩、
泥质灰岩)$ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{6.2\; {\rm{m}} + 32}} \pm 1.5 $ $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{3.1\; {\rm{m}} + 5}} \pm 4.0 $ 极软弱(<10 MPa，铝土岩、风化泥岩、粘土、砂质粘土) $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{7.0\; {\rm{m}} + 63}} \pm 1.2 $ $ \dfrac{{100\; {\rm{m}}}}{{5.0\; {\rm{m}} + 8.0}} \pm 3.0 $ 
下载: 导出CSV
表 2 1号高位钻场钻孔竣工参数表
钻孔编号 布置层位/m 倾向位置/m 钻孔长度/m 1 7.82 4.30 244 2 9.29 247 3 13.40 238 4 19.73 238 5 23.71 238 6 31.42 238 7 13.77 8.05 250 8 11.8 250 9 21.67 250 10 27.44 250 11 30.72 250 12 32.97 250 13 29.22 11.60 250 14 16.18 135 15 20.02 250
下载: 导出CSV
表 3 2号高位钻场钻孔竣工参数表
钻场编号 钻孔编号 布置层位/m 倾向位置/m 钻孔长度/m 2 10 28.17 29.35 327 11 38.92 318 12 32.31 411 13 10.61 366 14 16.49 411 15 22.94 411 3 7 23.25 10.61 411 8 13.85 411 9 22.16 411 10 32.97 210 11 31.08 210 12 45.60 411
下载: 导出CSV
-
[1] 林柏泉,翟成. 煤炭开采过程中诱发的瓦斯爆炸机理及预防措施[J]. 采矿与安全工程学报,2006,23(1):19−23. LIN Baiquan,ZHAI Cheng. Mechanism of gas explosion in coal exploitation and its preventive measures[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2006,23(1):19−23.
[2] 袁亮. 煤矿瓦斯治理与利用的技术对策[J]. 煤炭科学技术,2013,41(9):6−12. [3] 程远平,俞启香. 中国煤矿区域性瓦斯治理技术的发展[J]. 采矿与安全工程学报,2007,24(4):383−390. CHENG Yuanping,YU Qixiang. Development of regional gas control technology for Chinese coalmines[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2007,24(4):383−390.
[4] 程远平,付建华,俞启香. 中国煤矿瓦斯抽采技术的发展现状与挑战[J]. 中国煤炭,2009,35(10):5−10. [5] 王兆丰,刘军. 我国煤矿瓦斯抽放存在的问题及对策探讨[J]. 煤矿安全,2005,36(3):29−32,44. WANG Zhaofeng,LIU Jun. Problems existing in methane drainage in coal mines of China and probing into the countermeasures[J]. Safety in Coal Mines,2005,36(3):29−32,44.
[6] 袁亮. 瓦斯治理理念和煤与瓦斯共采技术[J]. 中国煤炭,2010,36(6):5−12. YUAN Liang. Concept of gas control and simultaneous extraction of coal and gas[J]. China Coal,2010,36(6):5−12.
[7] 张国华,王兆丰,陈向军. 顶板定向长钻孔技术在矿井瓦斯治理中的应用[J]. 煤炭科学技术,2023,51(1):123−130. [8] 孙海涛,李树刚,成连华. 采空区高位钻孔瓦斯抽采技术研究[J]. 煤炭工程,2011(1):65−67. [9] 梁广宁,王振,徐腾飞. 乌达矿区千米定向钻孔瓦斯抽采技术研究[J]. 能源技术与管理,2014,39(3):36−37,48. LIANG Guangning,WANG Zhen,XU Tengfei. Study on gas drainage technology of kilometers directional borehole in Wuda mining area[J]. Energy Technology and Management,2014,39(3):36−37,48.
[10] 王海锋,程远平,吴冬梅. 高位定向钻孔抽采采空区瓦斯数值模拟[J]. 煤炭学报,2014,39(6):973−979. [11] 柴发英,赵龙,张玉生. 顶板高位定向钻孔瓦斯(CO2)治理技术研究与应用[J]. 中国煤炭,2023,49(4):35−40. CHAI Faying,ZHAO Long,ZHANG Yusheng. Research and application of gas (CO2) control technology in roof high-level directional drilling[J]. China Coal,2023,49(4):35−40.
[12] 翟成,李全贵,孙臣. 煤矿井下定向长钻孔水力压裂煤层增透技术[J]. 煤炭科学技术,2012,40(10):1−5. [13] 段志成,陈国平,康军,等. 高位钻孔在黄白茨煤矿瓦斯治理中的应用[J]. 能源与环保,2024,46(2):40−44,49. DUAN Zhicheng,CHEN Guoping,KANG Jun,et al. Application of high level drilling in gas control in Huangbaici Coal Mine[J]. China Energy and Environmental Protection,2024,46(2):40−44,49.
[14] 林海飞,刘思博,双海清,等. 沿空留巷开采覆岩裂隙演化规律及卸压瓦斯抽采技术[J]. 采矿与岩层控制工程学报,2024,6(1):52−64. LIN Haifei,LIU Sibo,SHUANG Haiqing,et al. Overburden rock fracture evolution law and pressure relief gas extraction technology of gob-side entry retaining mining[J]. Journal of Mining and Strata Control Engineering,2024,6(1):52−64.
[15] 袁亮,郭华,沈宝堂,等. 低透气性煤层群煤与瓦斯共采中的高位环形裂隙体[J]. 煤炭学报,2011,36(3):357−365. YUAN Liang,GUO Hua,SHEN Baotang,et al. Circular overlying zone at longwall panel for efficient methane capture of mutiple coal seams with low permeability[J]. Journal of China Coal Society,2011,36(3):357−365.
[16] 袁亮. 卸压开采抽采瓦斯理论及煤与瓦斯共采技术体系[J]. 煤炭学报,2009,34(1):1−8. doi: 10.3321/j.issn:0253-9993.2009.01.001 YUAN Liang. Theory of pressure-relieved gas extraction and technique system of integrated coal production and gas extraction[J]. Journal of China Coal Society,2009,34(1):1−8. doi: 10.3321/j.issn:0253-9993.2009.01.001
[17] 林海飞,李树刚,赵鹏翔,等. 我国煤矿覆岩采动裂隙带卸压瓦斯抽采技术研究进展[J]. 煤炭科学技术,2018,46(1):28−35. LIN Haifei,LI Shugang,ZHAO Pengxiang,et al. Research progress on pressure released gas drainage technology of mining cracking zone in overburden strata of coal mine in China[J]. Coal Science and Technology,2018,46(1):28−35.
[18] 赵鹏翔,康新朋,李树刚,等. 卸压瓦斯运移区 “孔-巷” 协同抽采布置参数优化及高效抽采[J]. 煤炭科学技术,2022,50(2):137−146. ZHAO Pengxiang,KANG Xinpeng,LI Shugang,et al. Optimization of\ “hole-drift” collaborative drainage layout parameters and high efficient drainage in pressure relief gas migration area[J]. Coal Science and Technology,2022,50(2):137−146.
[19] 赵建国. 煤层顶板高位定向钻孔施工技术与发展趋势[J]. 煤炭科学技术,2017,45(6):137−141,195. ZHAO Jianguo. Construction technology and development tendency of high level directional drilling in seam roof[J]. Coal Science and Technology,2017,45(6):137−141,195.
[20] 郭明杰. 采动覆岩裂隙内定向长钻孔瓦斯抽采参数及应用研究[D]. 焦作:河南理工大学,2022. GUO Mingjie. Study on gas extraction parameters and application of directional long borehole in cracks of overlying strata during mining[D]. Jiaozuo:Henan Polytechnic University,2022.
[21] 王文彬,张军义,王露. 煤层顶板裂隙高位定向长钻孔安全高效抽采技术的研究与应用[J]. 能源与环保,2020,42(12):65−70. WANG Wenbin,ZHANG Junyi,WANG Lu. Research and application of safe and high-efficiency drainage technology with high-level directional long holes in coal roof cracks[J]. China Energy and Environmental Protection,2020,42(12):65−70.
[22] 张国雷,徐九洲,马涛. “以孔代巷” 高位定向长钻孔的实践与研究[J]. 内蒙古煤炭经济,2020(8):40,42. ZHANG Guolei,XU Jiuzhou,MA Tao. Practice and research on “replacing roadway with hole” high-level directional long drilling[J]. Inner Mongolia Coal Economy,2020(8):40,42.
[23] 李炎涛. 低位长距离钻孔“以孔代巷” 瓦斯抽采技术研究[J]. 山西煤炭,2020,40(4):46−51. LI Yantao. Low-level long-distance drilling gas drainage technology of replacing roadway with borehole[J]. Shanxi Coal,2020,40(4):46−51.
[24] 王浩昌,李国栋. 单一煤层以孔代巷区域瓦斯治理技术研究及应用[J]. 内蒙古煤炭经济,2018(11):1−2. doi: 10.3969/j.issn.1008-0155.2018.11.001 WANG Haochang,LI Guodong. Research and application of gas control technology in single seam with hole replacing roadway area[J]. Inner Mongolia Coal Economy,2018(11):1−2. doi: 10.3969/j.issn.1008-0155.2018.11.001
[25] 贾晓亮. 老厂矿区高位定向长钻孔“以孔代巷” 瓦斯抽采技术研究[J]. 矿业安全与环保,2021,48(5):103−107. JIA Xiaoliang. Research on gas drainage technology by high level directional long drilling to replace drainage gateway in Laochang mining area[J]. Mining Safety & Environmental Protection,2021,48(5):103−107.
[26] 郭明功,张帆,王广森,等. 高位定向长钻孔以孔代巷技术及现场应用[J]. 煤炭技术,2023,42(12):38−41. GUO Minggong,ZHANG Fan,WANG Guangsen,et al. Borehole instead of roadway technology by high-level directional long borehole and field application[J]. Coal Technology,2023,42(12):38−41.
[27] 范飞杰. 高瓦斯工作面采空区高位瓦斯抽采钻孔优化布置研究[D]. 徐州:中国矿业大学,2021. FAN Feijie. Study on optimal layout of high-level gas drainage boreholes in goaf of high gas working face[D]. Xuzhou:China University of Mining and Technology,2021.
计量
- 文章访问数: 11
- HTML全文浏览量: 4
- PDF下载量: 6
