0 引 言
近年来，随科学技术进步和煤炭高产高效安全开采、生产高度集约化需求提高，大采高一次采全厚开采技术在我国得到了广泛应用和发展。而受矿井开采深度不断增加、煤层瓦斯含量不断增高等因素影响，大采高高强度开采和快速推进导致工作面及采空区瓦斯涌出量不断增长，大采高采场瓦斯超限问题日益突出，给矿井安全生产造成了严重威胁[1-3]。当前，大采高采场多采取“一进两回”、“两进一回”、“三进两回”等多巷通风系统[4-6]，很大程度上解决了采场及采空区瓦斯，实现了煤炭高产高效开采；但此类通风系统存在采空区通风的安全隐患，并与《煤矿安全规程》第一百五十三条规定的“采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区”严重不符。由于采场通风系统和风流流场直接影响瓦斯在采场及采空区的运移和分布[7]；而合理的瓦斯抽采方法优化配合采场通风系统可系统改变大采高采场及采空区的流场和瓦斯运移，并控制其瓦斯浓度分布。因此，分析大采高采场的瓦斯治理模型，并优化其通风系统，改变现有多巷通风系统格局，实行矿井瓦斯抽采利用，不但可提高矿井安全条件和经济效益，也可减少煤柱损失，对减少温室气体排放等均具有重要意义。
为分析采场及采空区的瓦斯运移特征及通风系统对流场和瓦斯运移的影响，许多专家学者开展了大量研究工作，为现场瓦斯控制提供了指导和借鉴作用；如梁运涛等[8]建立了垮落带介质孔隙率和渗透率的非均匀连续分布模型；卢平等[9]提出并实施了Y型通风工作面留巷段采空区卸压瓦斯抽采技术；吴玉国等[10]对双U型通风系统综放工作面采空区采样并模拟分析了采空区瓦斯的分布特征；丁厚成[11]获得了U+L型通风采空区瓦斯运移规律；李宗翔等[12-13]建立了非均质采空区瓦斯渗流-扩散数值模型，基于两相混溶气体渗流-扩散方程构建了非均质采空区瓦斯涌出与风流交换的模型。同时，近年大直径钻孔瓦斯抽采及钻进技术成果显著，如文献[14-15]成功应用了顶板大直径定向钻孔瓦斯抽采技术并有效解决了综采工作面的瓦斯超限问题；赵建国等[16]提出了采空区顶板大直径定向钻孔的施工新技术；邬喜仓等[17]现场应用大直径煤层钻孔埋管抽采技术得出其具有降低施工成本、缩短工期、钻进安全性高等优点。但针对大采高采场瓦斯治理及其与通风系统关系的研究较少涉及，基于此，笔者建立了大采高采场瓦斯治理模型，应用数值计算分析了不同通风系统下采空区瓦斯的运移特征，优化了大采高采场通风系统，并进行了大流量抽采验证，从而为大采高采场煤与瓦斯安全高效开采提供了保障。
1 大采高采场瓦斯治理模型
大采高工作面开采后，采场及采空区瓦斯在通风系统的导向风流及浮升作用下不断向上隅角运移，而通风系统改变可使导向风流变化并影响风流流场，进而改变采场和上隅角处瓦斯的运移及分布特征。结合当前大采高采场通风系统应用及瓦斯抽采现状，构建了大采高采场采空区瓦斯治理模型如图1所示。
图1 大采高采场瓦斯治理模型
Fig.1 Gas control model of large mining height working face
受通风系统导向风流影响，采空区垮落带和裂隙带内瓦斯扩散和运移的抽采-渗流定解模型[12-13]为
(1)
其中：wg为单位面积上的瓦斯涌出强度；p为风压，其与工作面风量Q、单位长度风阻r1及抽采方式相关；k=b(Kp-1)3/Kp，H=KpM/(K0p-1)，k为采空区渗透系数；b为待定系数；M为采高；H为随冒落变化的流场高度；Kp为岩石碎胀系数；Kp=K′p
K′p)e-ax，K′为残余碎胀系数，
为初始冒落碎胀系数；a为衰减率，由矿压观测确定；x为距采场支架掩护梁的距离；l为工作面长度；y为距采场下部边界的距离；q为采空区瓦斯抽采管入口的流量。
因此，采高增大后，采空区流场高度增加，岩石碎胀系数变化，不同通风系统和抽采方式下采场涌出的瓦斯将产生不同程度的扩散和运移。
当采用多巷系统风排瓦斯时，在风流导向作用下部分瓦斯随采空区漏风量经轨道回风巷排出，部分瓦斯随风量q经瓦斯抽采联络巷排出，从而降低采场和上隅角瓦斯体积分数；但当大采高开采破煤量骤然增加或推进速度过快导致瓦斯涌出快速增长时，风流流场及风量无法及时改变将导致上隅角瓦斯超限。
为有效降低采场瓦斯体积分数，当前现场多采用高位抽放钻孔或中高位定向钻孔配合多巷通风系统抽采瓦斯，从而改变瓦斯流场分布以降低上隅角瓦斯，则抽采钻孔入口处的抽采边界条件为
-k·gradp1=q1
(2)
式中：p1为钻孔的抽采负压；q1为抽采钻孔流量。
中高位裂隙带钻孔通过负压抽采聚集在采场上部及采空区区域内的高浓度瓦斯，且当局部地段瓦斯涌出量增加时在瓦斯自身浮升作用下不断向采空区顶板裂隙带内积聚将更利于钻孔抽采，一定程度上解决了瓦斯超限，但仍存在采空区通风的安全隐患。
为解决大采高采场多巷系统采空区通风的弊端，晋煤集团长平矿在4314工作面开采时将多巷通风改为U型通风，在瓦斯抽采巷与轨道回风巷间的煤柱内施工ø250 mm大直径穿透钻孔抽采上隅角瓦斯代替回风通道风排上隅角瓦斯。同时，在顶板中高位裂隙带内施工ø153 mm大直径定向钻孔以提高抽采流量和抽采能力，从而形成了U型通风系统下大直径穿透钻孔配合大直径中高位定向钻孔抽采采空区瓦斯的大流量抽采技术，系统改变采空区和上隅角瓦斯流场，则其穿透钻孔抽采入口处的边界条件改变为：
-k·gradp2=q2
(3)
式中：p2、q2分别为穿透钻孔抽采负压、流量。
根据式(1)—式(3)可知，通过风排瓦斯、定向钻孔抽采或穿透钻孔抽采改变通风系统的边界条件可系统改变大采高采场的瓦斯扩散和运移，并影响采场上隅角及采空区瓦斯分布，据此可结合数值模拟进一步研究其瓦斯运移特征并优化通风系统，从而为大采高采场的安全高效开采提供保障。
2 大采高采场瓦斯治理数值分析
晋煤集团长平矿采用倾斜长壁综合机械化大采高一次采全厚采煤法主采3号煤层，全部垮落法管理顶板，煤厚平均5.6 m，倾角平均5°，矿井瓦斯相对涌出量为6.77 m3/t、瓦斯绝对涌出量为61.45 m3/min，属高瓦斯矿井，煤层开采前采取本煤层预抽等措施降低瓦斯含量消除突出危险性，工作面风量2 500 m3/min左右。工作面多采用多巷通风系统，部分风流经上隅角高浓度瓦斯区域至瓦斯排放联络巷段的回风通道(图1)引导至回风巷以解决瓦斯超限问题；由于回风通道仅采用木垛支护，未与采空区隔开，风流经采空区后排出大量瓦斯，造成回风通道和瓦斯抽采联络巷内瓦斯大，易造成瓦斯超限，且人员在回风通道内作业安全性差；同时，工作面通风设施多，系统调整频繁，稳定性差，瓦斯管控难度大。
2.1 数值模型构建
为分析大采高采场采用多巷通风或U型通风配合定向钻孔抽采或穿透钻孔抽采后瓦斯的扩散和运移特征，依据长平矿4314工作面地质及开采技术条件建立Fluent数值模型，分别模拟多巷通风系统(以一进两回通风为例)、多巷通风+定向抽采系统、U型通风+大流量抽采系统3种方案的瓦斯运移特征。结合4314工作面实际状况，进风巷、回风巷、瓦斯抽采巷长度分别取80、80、125 m，工作面斜长为220 m，进、回风巷宽、高均为5.6 m，数值模型长宽高为300 m×220 m×54 m；根据采空区竖三带和横三区理论[18-19]，确定采空区垮落带高度24 m，裂隙带高度30 m，自然堆积区20 m，载荷影响区80 m，压实稳定区200 m，如图1所示。根据实测岩石碎胀系数，计算各区域岩石孔隙率与渗透率，并根据前述Kp计算采空区岩石的平均碎胀系数，再计算各区域瓦斯涌出源项，计算结果见表1。
表1 4314工作面及采空区数值模拟参数
Table 1 Numerical simulation parameters of No.4314 working face and goaf
项目垮落带自然堆积区载荷影响区压实稳定区裂隙带孔隙率/%2415103碎胀系数1.321.181.111.03渗透率/m29.24×10-83.61×10-81.61×10-81.44×10-9瓦斯涌出源项/(kg·m-3·s-1)8.34×10-92.98×10-87.01×10-81.08×10-7
模型中采空区内气体流动为定常流动，各区域内的孔隙率分布均匀，采用非耦合求解方法。进风巷设置为速度入口边界，风速为2 m/s，回风巷为自由流出边界，巷道壁面为固定边界；钻孔抽采负压为35 kPa。
模拟瓦斯抽采时，采用7个定向钻孔或2个穿透钻孔，其直径分别为153、250 mm，定向钻孔布置在顶板中高位裂隙带内，穿透钻孔布置在距巷道顶板0.5 m处，距上隅角5 m，钻孔间距5 m。
2.2 不同通风系统下采空区流场分布
为分析通风系统对风流导向作用的影响，导出了不同通风系统的流场分布如图2所示。由图2可知，采用不同通风系统时采空区流场分布发生明显变化。多巷通风系统的漏风风流集中于上隅角和瓦斯抽采联络巷入口处如图2a，且瓦斯抽采联络巷入口处的风流较上隅角更强，采空区深部流场紊乱；而采用定向抽采配合多巷通风系统后，瓦斯抽采联络巷入口处风流稍强于上隅角处，但两者差别不大，采空区风流流动较稳定；采用大流量抽采系统配合U型通风系统后，受大直径定向钻孔和穿透钻孔大流量抽采影响，进风风流凸显，且采空区深部流场分布更均匀，风流流动程度降低。因此，与多巷通风系统和多巷通风+定向抽采系统相比，大流量抽采配合U型通风将更利于采场风流流动和瓦斯抽采。
图2 不同通风系统下大采高采空区流场分布
Fig.2 Flow fields of goaf in the large mining height under different ventilation systems
2.3 不同通风系统下采空区瓦斯运移特征
为研究不同通风系统下采空区瓦斯的运移特征，导出了沿煤层倾向、走向及垂向的采场及采空区瓦斯体积分数分布特征分别如图3—图5所示。
图3 沿煤层倾向采场及采空区瓦斯体积分数分布特征
Fig.3 Gas concentration distribution characteristics of working face and goaf along the dip of coal seam
根据图3a，多巷通风时，在瓦斯抽采联络巷导向风流作用下，采空区内瓦斯涌向瓦斯抽采联络巷入口处并导致其周围瓦斯体积分数较高，瓦斯体积分数最大位于入口上方的采空区顶板裂隙带内，但受风排能力影响上隅角瓦斯体积分数仍超过1%，故多巷通风系统瓦斯多向上隅角和瓦斯抽采巷入口运移积聚。图3b和图3c中，采场附近瓦斯在定向钻孔导向作用下运移至中高位裂隙带被抽采，在抽采作用下上隅角瓦斯体积分数均明显低于1%，而采空区深部抽采导向作用减弱，顶板瓦斯运移扩散程度低并造成瓦斯积聚，但不会对工作面开采造成影响；同时，图3b中联络巷入口处瓦斯体积分数较高，易造成瓦斯抽采巷瓦斯超限，而图3c定向钻孔及穿透钻孔导向作用下，采场内及上隅角瓦斯体积分数分布较稳定，瓦斯多扩散运移至抽采钻孔入口处被抽采。
根据图4可知，沿煤层走向不同通风系统的采场及采空区瓦斯体积分数分布差异大。受轨道回风巷侧定向钻孔负压抽采影响，图4b和图4c中采空区顶板裂隙带内的高浓度瓦斯被抽出，在采场下部及上隅角处形成了大范围的低瓦斯区域；但图4a和图4b中瓦斯抽采联络巷入口处瓦斯体积分数均较高，而采用U型通风+大流量抽采系统后，在降低上隅角和采空区内瓦斯体积分数的同时，穿透钻孔也可以将上隅角和采空区内高浓度瓦斯抽采至地面利用。
图4 沿煤层走向采场及采空区瓦斯体积分数分布特征
Fig.4 Gas concentration distribution characteristics of working face and goaf along the strike of coal seam
由图5可知，定向钻孔抽采作用明显，但采空区深部瓦斯扩散运移至瓦斯抽采联络巷入口处，导致该处瓦斯积聚；图5c采用大流量抽采配合U型通风系统时，沿煤层垂向采空区下部形成了较大范围的低浓度瓦斯区域。故穿透钻孔配合定向钻孔抽采瓦斯，可有效控制采场及上隅角瓦斯积聚，大流量穿透钻孔的抽采作用远大于瓦斯抽采联络巷的导流作用。
图5 沿煤层垂向采场及采空区瓦斯体积分数分布特征
Fig.5 Gas concentration distribution characteristics of working face and goaf along the vertical direction of coal seam
因此，抽采钻孔的导向作用系统改变了采场及采空区流场，高浓度瓦斯随抽采作用运移至抽采钻孔入口处并使采场附近的采空区下部形成低瓦斯区域；采用大流量抽采配合U型通风系统时采场内、上隅角及采空区下部瓦斯运移及分布较稳定；而多巷通风系统采空区深部流场紊乱，瓦斯积聚范围大。
2.4 不同通风系统下采场瓦斯治理效果分析
统计绘制了各通风系统下回采巷道不同位置处的瓦斯体积分数曲线如图6所示。
图6 不同通风系统下采场瓦斯治理效果
Fig.6 Gas control results of working face under different ventilation systems
当采用多巷通风系统时，采场上隅角处瓦斯体积分数最大达3.4%；定向抽采配合多巷通风时，受定向抽采钻孔位于轨道回风巷侧影响，上隅角处瓦斯体积分数降低至0.6%，但距上隅角30～80 m段采场瓦斯体积分数高于1%，最大为1.9%；而采用大流量抽采配合U型通风可显著降低上隅角及采场瓦斯体积分数，上隅角处瓦斯体积分数最高也仅为0.6%。在轨道回风巷内，采用多巷通风系统时，瓦斯体积分数均位于3.3%以上，但采用抽采系统配合风排瓦斯时可将轨道回风巷内瓦斯体积分数降低至0.9%以下。而在瓦斯抽采巷内，多巷通风系统风排瓦斯时抽采巷内瓦斯体积分数最大达2.4%，而采用大流量抽采配合U型通风时抽采巷内瓦斯体积分数最大也仅0.1%，差别较大。
对比可知，定向钻孔及穿透钻孔抽采对采场及采空区风流具有导向作用，降低了流经采场上隅角的风流强度及瓦斯体积分数；定向钻孔抽采一定程度上降低了采场及上隅角瓦斯体积分数，但对瓦斯抽采巷的影响较小，且采场部分区域瓦斯体积分数依然超限；而穿透钻孔抽采对上隅角风流的强导向作用使流经上隅角和瓦斯抽采巷内的风流强度减弱，瓦斯体积分数大幅降低。因此，采用U型通风+大流量抽采系统后采场瓦斯治理效果最好，多巷通风+定向抽采系统次之，仅采用多巷通风系统风排瓦斯治理效果最差。
3 大采高采场通风系统优化及抽采验证
根据前述，当大采高采场瓦斯涌出量增大，多巷通风风排瓦斯不足以将上隅角瓦斯控制在1%以下时，可结合大直径定向钻孔配合大直径穿透钻孔对其通风系统进行优化，并形成采空区大流量抽采技术。
3.1 大采高采场通风系统优化
以“一进两回”多巷通风系统为例分析大采高采场多巷通风系统的弊端如图7a所示，其采用瓦斯抽采联络巷抽采瓦斯，需在工作面上隅角高浓度瓦斯区域至瓦斯抽采联络巷段的回风通道内采用木垛支护，劳动量大，支护成本高。同时，由于大釆高采场回采巷道高，顶板压力大，回风通道断面收缩严重并易垮塌，造成上隅角风流不稳定，木垛维护困难，系统管控难度大，安全性差。
图7 大采高采场通风系统示意
Fig.7 Ventilation system sketch of large mining height mining
为有效解决大采高采场的瓦斯超限问题及采空区通风的安全隐患，晋煤集团长平矿在多巷系统布置条件下采用U型通风系统，在顶板中高位岩层内布设大直径定向钻孔抽采采场及采空区瓦斯，并在上区段煤柱内打设大直径穿透钻孔抽采上隅角区域的高浓度瓦斯如图7b所示，从而形成了大直径定向钻孔与大直径穿透钻孔相结合的采空区大流量抽采技术，系统改变采空区和上隅角瓦斯流场，以弥补U型通风系统的不足，充分发挥U型通风系统简单、稳定的优势，从而解决U型通风系统的关键技术难题。
3.2 大采高采场大流量抽采验证
1)中高位定向钻孔抽采。大采高采场采高增大后，垮落带高度增加，进而导致“砌体梁”结构上移，下位坚硬岩层处于垮落带范围内，垮落带高度可根据式(4)计算[19]。
∑h=M/(Kp-1)
(4)
式中，∑h为垮落带高度。
垮落带岩层之上即裂隙带岩层，但由于裂隙带下部为“砌体梁”结构的关键层及其同步破断层，在“砌体梁”结构破断作用下裂隙分布范围大，缝隙宽，抽采浓度及效率低。结合关键层理论[19]，应将抽采钻孔布置在“砌体梁”结构之上的中上位关键层内。同时，在岩石碎胀及残余碎胀作用下，当顶板关键层及其同步破断层下沉后，裂隙向上发育至采空区完全压实停止，其上部层界按前述流场高度H计算。结合4314工作面顶板岩性特征确定定向钻孔布置在距煤层顶面26～42 m的中上位关键层中。
现场在瓦斯抽采联络巷内采用ZDY-12000LD大功率定向钻机及ø96 mm钻头钻进施工定向钻孔。为验证分析钻孔孔径及钻孔层位对大采高采空区瓦斯抽采的影响，对2—4号、6—7号钻孔采用ø153 mm钻头全程扩孔，并将1—3号、4—7号钻孔分别作为中低位、中高位抽采钻孔对比分析抽采效果。钻孔布置参数见表2；观测统计了各钻孔的瓦斯抽采流量如图8所示。
表2 定向钻孔布置参数
Table 2 Arrangement parameters of directional boreholes
孔号层位钻孔直径/mm开孔高度/m设计深度/m至煤层顶板距离/m至回风巷帮距离/m123中低位962.533618151532.534221221532.534224294567中高位1532.53422736963.534839401533.534837301533.53423420
图8 定向抽采钻孔不同孔径抽采瓦斯流量
Fig.8 Gas drainage flow of directional boreholes with different borehole diameter
根据图8，除1、5号孔抽采混量约4 m3/min，其余孔均大于10 m3/min；ø153 mm钻孔抽采混量为ø96 mm的2～3倍；而当孔径相同时，中低位钻孔瓦斯抽采混量较中高位低，且生产期间中高位钻孔浓度保持在22%左右，为中低位钻孔8%～9%的2.4倍。可见，ø153 mm的大直径定向钻孔抽采优于ø96 mm钻孔；且钻孔以布置在中位关键层的中上部为宜，故现场采用ø153 mm高位定向钻孔适于大流量抽采。
2)穿透钻孔抽采。为验证大直径穿透钻孔的瓦斯抽采效果，在瓦斯抽采巷内向临近采空区顶板钻设ø250 mm的穿透钻孔，其距瓦斯抽采联络巷巷帮10 m，如图7b；穿透钻孔终孔距回风巷顶板的距离宜在0.5 m内，开孔高度距巷道底板1.5 m如图9所示。当穿透钻孔进入切顶线和上隅角探头以里1 m内时开启钻孔抽采，并根据上隅角瓦斯浓度适当调节远处钻孔的开闭，但恒开数量不低于2个；且采场后方始终保持一个瓦斯抽采联络巷为调节状态，其余密闭。
图9 大流量穿透钻孔布置示意
Fig.9 Arrangement of large flow pierced boreholes
为测定不同钻孔间距的瓦斯抽采效率及抽采效果，设置3组间距分别为3、5、8 m的穿透钻孔；各历时15 d观测上隅角瓦斯探头每日最大瓦斯浓度，得到了不同间距下穿透钻孔抽采效果如图10所示。
图10 不同间距下大流量穿透钻孔抽采效果
Fig.10 Gas drainage results of large flow pierced boreholes with different interval
由图10知，穿透钻孔间距为3 m和5 m时，上隅角瓦斯抽采效果较好，间距3 m略优于5 m。间距3 m时上隅角瓦斯体积分数最大值平均约为0.35%，间距5 m时为0.37%，而间距8 m时却达0.53%。同时，推进相同距离时间距3 m与间距5 m的瓦斯抽采总量相差仅约10%，但间距8 m时其仅为间距3 m的50%。钻孔间距5 m时，上隅角瓦斯体积分数最大值为0.42%，与间距3 m抽采效果差别不大，考虑经济效益穿透钻孔间距设置5 m更合理。
3)采空区大流量抽采验证。在长平矿4314工作面实测了大直径定向钻孔、穿透钻孔及两者同时应用的抽采效果，统计发现：①当关闭穿透钻孔，开启定向钻孔时，定向钻孔单孔抽采混量在10 m3/min以上，且随工作面推进，中低位定向钻孔瓦斯体积分数平均为8%～9%，中高位钻孔瓦斯体积分数在22%左右；当工作面平均单日产量在12 000 t左右时上隅角瓦斯基本能平稳保持在0.65%左右。②当关闭定向钻孔，开启穿透钻孔时，穿透钻孔抽采混量可达12～15 m3/min；而当穿透钻孔距上隅角20 m以远时，正常生产时上隅角瓦斯有时会超过1%，日产量仅能维持在7 000 t左右。③当定向钻孔与穿透钻孔同时开启时，定向钻孔抽采量无明显变化，穿透钻孔抽采混量不稳定，但上隅角瓦斯体积分数基本保持在0.55%～0.60%，避免了瓦斯超限。
因此，长平矿大采高采场应用大直径穿透钻孔配合大直径定向钻孔抽采瓦斯的效果良好，抽采验证表明基于大采高采场采空区瓦斯运移特征优化后的U型通风系统可实现煤与瓦斯安全高效开采。
4 结 论
1)基于大采高采场通风系统及瓦斯抽采现状，建立了其瓦斯治理模型，应用采空区瓦斯扩散运移的抽采-渗流定解模型分析了不同通风系统下大采高采场的瓦斯运移特征。
2)应用数值计算分析了大采高开采时多巷通风系统、多巷通风+定向抽采系统、U型通风+大流量抽采系统3种方案的瓦斯运移特征，分析了不同通风系统下大采高采场的瓦斯治理效果，结果表明：抽采钻孔的导向作用系统改变了采场及采空区流场，高浓度瓦斯随抽采作用运移至抽采钻孔入口处并使采场附近的采空区下部形成低瓦斯区域；采用大流量抽采配合U型通风系统时采场内、上隅角及采空区下部瓦斯运移及分布较稳定，瓦斯治理效果最好。
3)结合大采高采场多巷通风系统的弊端及U型通风的特征，实测优化了U型通风系统下大直径定向钻孔及穿透钻孔的布置参数，结果表明顶板中高位裂隙带内ø153 mm大直径定向钻孔与间距5m的ø250 mm大直径穿透钻孔结合大幅提高了瓦斯抽采流量，并避免了大采高开采的瓦斯超限。
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