0 引 言
综采放顶煤开采技术是我国煤矿高产高效的重要技术手段和煤矿开采技术的重要发展方向，对于特厚煤层来说，更是如此。特厚煤层放顶煤工作面具有放煤强度大、瓦斯瞬间涌出量高的特点，目前，厚煤层工作面瓦斯治理主要采用大流量、大直径的抽采方法，以顶抽巷为主要方式，为保证抽采效果，顶抽巷需要布置在煤层顶板上部煤、岩层内，众所周知，岩巷掘进成本高、掘进速度慢，会造成矿井采掘接替紧张，一般情况下，矿井会选择将顶抽巷布置在主采煤层上部、层间距相对适中的煤层中，但对于上部煤层赋存条件要求较高；而对于存在近距离、上部自燃煤层采空区的特厚煤层来说，顶抽巷掘进过程中存在误穿采空区，造成重大人员伤亡的安全隐患；跨采空区、近距离采空区下的大流量抽采容易引发采空区火灾、有害气体下泄等安全事故。鉴于上述因素影响，巷道抽采技术推广受到了严重制约。
特厚煤层放顶煤工作面回采期间经常出现邻空侧回风巷片帮、底鼓、巷道严重变形等现象，不仅影响工作面正常通风，处于应力升高区的巷道还容易引发冒顶、冲击地压等造成人员伤亡的重大灾害事故[1-2]，根据“砌体梁”结构关键块的S-R稳定理论[3]、采场结构力学模型图[4]，采用将工作面保护煤柱及准备巷道布置在应力降低区内的小煤柱掘进方式，可以将应力升高区与回采工作面超前应力叠加区控制在工作面一侧，减少巷道变形量，文献[5-7]研究表明，只要小煤柱留设尺寸合理、支护得当，巷道变形量可得到有效控制。小煤柱布置方式虽然解决了矿压与支护问题，但因位于应力降低区的煤体弹性受到破坏，煤体以塑性、破碎状存在，整体密闭性、抗压能力较差，同等条件下，工作面顶板垮落后邻近采空区气体涌出总量增大，加重了回采工作面通风负担。因此，针对特厚煤层放顶煤工作面，急需探索一种具有流量大、对煤层赋存要求低、施工便利的新方法，笔者对此展开了研究。
1 地面钻孔抽采可行性分析
放顶煤易燃工作面采空区是最重要的灾害源之一，灾害形式主要为煤自燃及瓦斯超限引起的瓦斯事故[8]，研究表明：高瓦斯涌出矿井，采空区深部瓦斯涌出的影响是强势的，高强度瓦斯涌出切实抑制了大面积采空区的自燃氧化，使自燃氧化区和自燃高温区的范围缩小[9]，有利于采空区防灭火管理，但高浓度瓦斯却存在上隅角瓦斯超限、采空区瓦斯爆炸的重大安全隐患；单纯的采空区瓦斯抽采会造成采空区漏风量增加，采空区供氧量增大，加速遗煤氧化，对采空区防灭火工作面十分不利。基于上述矛盾，文献[10-16]对瓦斯与煤自燃机理、抽采条件下的自燃危险区域划分、瓦斯涌出与煤层自燃关系、采空区瓦斯抽采技术与浮煤自燃耦合治理、顶板巷瓦斯抽采诱导煤自燃机制及安全抽采量进行了研究，鉴于前人的研究成果，结合矿井实践经验，工作面采空区防灭火工作依靠井下注氮、喷洒阻化剂、采空区束管监控技术可以解决。
文献[17-20]对地面钻孔抽采卸压瓦斯、高位定向钻孔、走向高位长钻孔，以孔代巷等抽采技术，在高瓦斯矿井的应用进行了研究，但上述学者研究成果并不完全适用于超厚煤层放顶煤工作面。超厚煤层瓦斯赋存规律基本相同，主要以吸附态存在，但涌出方式差别较大，结合放顶煤开采工艺工作面瓦斯涌出主要来源(图1)，包括割煤、破碎煤体、采空区三部分，割煤涌出大部分瓦斯会被工作面主风流稀释排入回风巷，综放支架放煤时，上部煤体松动卸压，煤体内瓦斯集中涌出，积聚在支架顶部的无风流瓦斯，在顶煤垮落时随之进入工作面，在风流带动下进入回风巷或最终集聚到上隅角，造成工作面回风流浓度突然升高、上隅角瓦斯超限；而采空区涌出瓦斯在工作面漏风风流及浮力作用下首先涌向工作面上隅角及上部冒落带[21]。根据分析，对于不具有预抽可行性的放顶煤工作面，治理瓦斯问题的关键是在采空区瓦斯涌入上隅角之前进行大流量引流。
图1 放顶煤工作面瓦斯涌出分布
Fig.1 Gas distribution in the caving face
随着钻进装备的发展，大直径地面钻孔逐渐被引入煤炭行业，主要用于煤层气抽采、密闭采空区抽采、采空区防灭火等领域，但地面钻孔治理回采工作面瓦斯的应用较为少见。研究表明：采空区内气体存在较明显分层现象，瓦斯浓度自上至下整体呈下降趋势，在采空区上部形成瓦斯富集区，采空区作为一种多孔块体，内部气体能够自由流动，利用抽采设备能够引流高浓度瓦斯[22-25]。根据回采工作面矿山压力规律及采场覆岩移动规律、采空区“O”型圈等理论，结合传统地面钻孔全孔段套管护孔的施工特点，决定通过改变地面钻孔施工套管长度，实现裂隙带、冒落带瓦斯同时抽采，即仅将地面钻孔套管施工至裂隙带中部，下部钻孔选用裸孔，施工至距煤层底板10 m处，通过人造孔洞、顶板垮落裂隙抽采工作面瓦斯。这种抽采工艺关键是确定地面钻孔套管施工长度与钻孔孔间距。
2 地面钻孔施工工艺选择
微地震现象是岩体破坏失稳发生前给出的重要信息，矿山采场及巷道围岩破坏前后发生的微震，属于矿体-围岩系统在其力学平衡状态被破坏并且释放出大于消耗能量的瞬间震动。每次能量的突然释放均伴随应力平衡状态的破坏，同时从物理破坏点(震源)向外传播地震波[26]，微地震监测能够揭示的采场围岩空间破裂形态[27]。山西某矿设计生产能力为15 Mt/a，采用综采放顶煤开采石炭二叠系3-5号煤层，平均煤层厚度为16 m，煤层赋存稳定，属自燃煤层，单个综放开采工作面年产达1 000万t。结合该矿综放工作面围岩运动微地震监测的成果，如图2所示，判定高位破裂带高度为75～145 m，低位破裂带高度为30～75 m，结合矿井生产经验裂隙带高度一般为3～5倍采高，判定该矿裂隙带高度为80～140 m。根据8204工作面巷道布置情况，决定在距离8204工作面布置6个瓦斯抽采钻孔，开孔直径425 mm，套管直径311 mm，裸孔深度约为530 m(距离煤层底板10 m)，套管长度约为300 m。
图2 微震监测效果
Fig.2 Impression drawing of microseismic monitoring
由于瓦斯抽采钻孔主要是利用工作面上方相互导通裂隙进行抽采，而工作面产生裂隙的根本原因是工作面顶板垮落，根据采场覆岩移动规律、采空区O型圈等理论，考虑钻孔沿程阻力损失，认为地面钻孔抽采半径应为1个工作面周期来压步距，该矿周期来压步距约为30 m，考虑5 m压茬间距，将地面钻孔抽采间距定为50 m左右，地面钻孔平面布置及参数如图3、表1所示。
图3 地面钻孔平面布置
Fig.3 Surface drilling layout
回采期间保证3个钻孔同时工作，当采位距离下一钻孔50 m左右时开启下一钻孔，关闭采空区深部钻孔，以期随着工作面推进，单孔实现煤体预抽、工作面上部煤体卸压抽采、采空区抽采的三重作用；一旦采空区出现发火征兆，直接将瓦斯抽采孔作为注氮、注浆孔使用。地面钻孔采用临时泵站内布置的2台额定抽采量为750 m3/min的2BEC87型水环真空泵，一用一备，通过DN900主管路抽采；利用地面二风井4台额定制氮量为3 200 m3/h的制氮机，两用两备，通过工作面预埋2趟108 mm管路对采空区进行注氮作业，注氮量保证2 500 m3/h，工作面及上、下隅角喷洒阻化剂，防止工作面发火。
3 地面钻孔抽采效果考察
通过对1—6号地面钻孔抽采数据整理分析(7号孔数据丢失)，得出各钻孔抽采浓度随采位变化关系，如图4所示。整体上来看，6个地面钻孔抽采浓度均呈现先升高后降低的趋势，钻孔最大抽采浓度出现在终孔位置距工作面水平距离7～10 m 处，结合矿井采煤工艺该位置应处于后运输机附近，工作面放煤作业导致上部煤体松动卸压，释放大量瓦斯，而卸压作业导致煤体缝隙迅速发育，位于冒落带内的地面钻孔直接将该部分瓦斯引流，另外，地面钻孔内错回风巷20～44 m，位于采空区漏风通道内，可以截流部分采空区涌向工作面上隅角的瓦斯，2种作用叠加使得该位置附近抽采瓦斯浓度最高。根据上图趋势，选取抽采瓦斯体积分数5%为最佳抽采界限，结合钻孔终孔位置与工作面采位关系可以得出：1—6号钻孔超前作用距离分别为11、15、10、14、17、11 m，平均为13 m；滞后作用距离分别为42、45、46、40、45、41 m，平均为43 m；最佳作用距离分别为53、60、56、54、61、52 m，平均约为56 m，排除仪器测试、人工取样等误差，可以得出地面钻孔最佳抽采距离约为矿井2个周期来压步距60 m，抽采半径约为1个周期来压步距30 m，但抽采范围具有不均衡性，平均滞后作用距离是平均超前作用距离的3.3倍。
图4 钻孔抽采浓度随采位变化关系
Fig.4 Relationship between drill gas concentration and mining position
1号钻孔最大抽采瓦斯体积分数达28.69%，2号钻孔最大抽采瓦斯体积分数达12.11%，其余钻孔最大抽采瓦斯体积分数约为9%，笔者认为造成这种现象的原因是工作面初采期间，工作面关键层未垮落，采空区面积较小，瓦斯聚集较为集中，流通通道有限，采空区与地面钻孔沟通后瓦斯被集中抽采，浓度较高，随着工作面推进，采空区面积增大，特别是工作面初次来压后，瓦斯流通通道增多，瓦斯集聚相对分散，地面钻孔抽采瓦斯总量减少，而非工作面前方钻孔对煤体预抽作用起到降低煤层瓦斯含量造成的；笔者认为本工作面同时工作的3个钻孔利用一趟抽采系统，主管路负压相同，第1个钻孔与工作面沟通后必然影响其他2个钻孔的孔内负压，难以实现预抽效果，这一推断从2、3号钻孔前期平均抽采瓦斯体积分数仅为1.3%可以验证，因此，从本次实践可以证明在进行煤层预抽、采空区抽采时应分高、低负压2套系统进行抽采，1套系统同时进行煤层预抽与采空区抽采，基本不能达到煤层预抽效果。
通过工作面上隅角瓦斯浓度随采位关系(图5)，可知：随着工作面采位与钻孔终孔位置的减小，上隅角瓦斯浓度逐渐减低，在推进过终孔位置7～10 m处上隅角瓦斯浓度最低，随后逐渐增大，此时地面钻孔位于后输送机上部附近，抽采范围基本涵盖了采空区瓦斯涌向工作面的通道，截流了预放煤体、采空区释放的瓦斯，瓦斯来源减少，最直观的反应为上隅角瓦斯浓度降低，与上文叙述的钻孔抽采高浓度瓦斯范围相重合；整体来看，上隅角瓦斯体积分数控制在0.5%以下区域，位于钻孔前后60 m范围内，也印证了地面钻孔最佳抽采距离约为工作面2个周期来压步距的观点。
图5 上隅角瓦斯浓度随采位变化关系
Fig.5 Relationship between upper corner gas concentration and mining position
从整体上来看，在钻孔交接处上隅角瓦斯体积分数均在0.5%以上，但并未超过瓦斯体积分数小于0.8%的内部界限，该现象与钻孔边缘抽采效果相对减弱，抽采效率降低有关。采用地面钻孔与顶抽巷治理效果相比，上隅角最高瓦斯体积分数由0.55%上升至0.63%，仅升高了0.08%，平均由瓦斯体积分数0.34%上升至0.41%，仅升高了0.07%，推测产生这种现象的原因，一方面与其他工作面采用顶抽巷可以实现采空区线性连续抽采，而地面钻孔为点式扩散抽采，达到同样效果所需时间较长有关；另一方面与小煤柱整体密闭性相对较差，回采期间邻近采空区有害气体涌入工作面总量更大有关，该矿尚未在宽煤柱工作面应用地面钻孔抽采技术，因此无法进行直接对比；本工作面回采期间未出现煤层自燃、CO超限等火灾事故，证明该技术能够保证工作面的安全生产。
另外，以本矿为例，DN300地面钻孔施工成本约为0.05万元/m，钻进速度约为40 m/d，施工材料运输方便，成孔后基本无需维护，方便管理；岩巷施工成本为1.3万元/m，掘进速度5 m/d，巷道内需铺300 mm厚岩粉，每200 m安装一组水幕，控制巷道内瓦斯体积分数低于4%，防止巷道岩层垮落产生火花发生瓦斯爆炸，安全管理要求较高，因此，从施工成本、掘进速度、维护管理及治理效果综合分析，认为地面钻孔结合井下注氮技术能够有效保障超厚煤层小煤柱易燃工作面的安全生产，具有一定的推广价值。
4 结 论
1)地面钻孔结合井下注氮的治理方法，能够解决超厚煤层小煤柱易燃工作面瓦斯火灾问题，与顶抽巷相比具有一定的优越性。
2)地面钻孔最佳抽采距离约等于2个工作面周期来压步距60 m，抽采半径约为1个周期来压步距30 m，但抽采范围具有不均衡性，滞后作用距离是超前作用距离的3.3倍。
3)采用地面钻孔与顶抽巷治理效果相比，上隅角最高瓦斯体积分数由0.55%上升至0.63%，仅升高了0.08%，平均瓦斯体积分数由0.34%上升至0.41%，仅升高了0.07%；瓦斯治理效果基本相同，但DN300地面钻孔施工速度是岩巷掘进的8倍，施工成本是其1/26，优势明显。
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