目前我国煤炭开采深度最深已达1 500 m，并且以10～25 m/a的速度向深部延伸，中东部主要矿井开采深度已达800～1 000 m[1]。随着开采深度的增加，高地应力、高地温、高岩溶水压的力学特征显著[2]，由此导致了高瓦斯含量、低透气性的工程问题，矿井瓦斯涌出量逐步增加，高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井数量越来越多，尤其对于近距离煤层群条件矿井，瓦斯治理成为越发突出的技术难题[3-4]。煤与瓦斯共采是煤层群安全开采的典型方法[5]，走向高抽巷作为一种成熟的邻近层瓦斯抽采方法被广泛应用于近距离煤层群煤矿，并取得显著成效。朱红青、杨宏民、张慧杰等[6-10]均对走向高抽巷的布置层位等关键参数开展了研究，为本研究提供了参考。

阳泉矿区是典型的近距离煤层群，是国内瓦斯涌出量最大的矿区之一[11]，笔者总结了走向高抽巷抽采邻近层瓦斯的作用原理，基于裂缝带高度经验公式及关键层理论，提出走向高抽巷层位的理论计算方法，并统计阳泉矿区已有典型走向高抽巷的层位布置及抽采效果，以期为走向高抽巷层位布置提供技术支撑。

1 走向高抽巷抽采邻近层瓦斯作用原理

长壁垮落法回采工作面受采动影响会形成“横三带”及“纵三带”[12]，其中“纵三带”又包含“顶三带”及“底三带”，对于采空区上覆岩层，则形成由垮落带、裂缝带及弯曲下沉带组成的“顶三带”。在覆岩运动形成“顶三带”过程中，在地应力作用下离层裂隙不断发育，导致裂隙场不断演化，形成通过裂隙网络连通的“O”形圈[13]，同时，裂隙的生成及扩展导致含瓦斯煤岩自由空间不断增加，游离瓦斯的压力降低造成了瓦斯压力梯度的产生，促进瓦斯解吸，形成瓦斯富集区；因而，将走向高抽巷布置于裂缝带“O”形圈范围内，则可实现卸压抽采，走向高抽巷抽采邻近层瓦斯作用原理如图1所示。

采动覆岩裂隙的“O”形圈分布特征是指导走向高抽巷抽采卸压瓦斯的理论基础。受采动影响，采空区上方关键层以下煤岩层逐一破断，待煤岩层下沉一定时间后，最终形成环绕工作面的采动裂隙“O”形圈。在此基础上，李树刚[14]通过开展综放开采物理模拟试验发现，上覆岩层的采动裂缝带呈现椭圆抛物面形状，提出了覆岩裂隙的椭抛带动态分布；林海飞[15]继而建立了“采动裂隙圆角矩形梯台带”工程简化模型，描述了采动裂缝带的动态演化过程。采动裂隙演化规律及高抽巷布置如图2所示。

瓦斯在采动覆岩内的流动形式为渗流，根据雷诺数Re的不同可分为线性层流(1≤Re≤10)、非线性层流(10<Re≤100)及紊流(Re>100)，其瓦斯流动可分别采用达西定律和非线性渗透定律描述：

(1)

式中：qn——n点处的比流量，m3/(m2·d)；

m——指数，取值范围为1～2，若m取1，则为达西定律，若m取大于1，则为非线性渗透定律；

P——瓦斯压力的平方，MPa2；

λ——煤层透气性系数，m2/(MPa2·d)。

2 走向高抽巷层位的理论计算方法

2.1 基于经验公式的走向高抽巷层位确定

走向高抽巷的抽采效果与“O”形圈分布密切相关，巷道层位需依据采动覆岩的裂缝带高度确定，布设层位Hg应满足下式[16]：

Hm<Hg<Hl

(2)

式中：Hm——垮落带高度，m；

Hg——高抽巷布设层位，m;

Hl——裂缝带高度，m。

垮落带高度可由下式确定：

(3)

式中：M——工作面回采高度，m；

k——垮落岩石平均碎胀系数；

α——煤层倾角，(°)。

裂缝带高度可由以下经验公式确定：

(4)

式中：a、b、c——常数，可由表1确定。

将式(3)和(4)代入式(2)，可得：

(5)

2.2 基于关键层理论的走向高抽巷层位确定

走向高抽巷的层位还可通过关键层定量判别确定，一般而言，裂缝带高度受关键层控制。许家林[17]提出以破断距作为判断指标来确定关键层，关键层判断方法叙述如下。

2.2.1 确定坚硬岩层

自下而上分析岩层的载荷，假设第1层岩层为坚硬岩层，1～m层岩层均与之协调变形，则考虑到第m层岩层对第1层坚硬岩层的作用载荷为：

(6)

式中：q1(x)m——第m层岩层对第1层坚硬岩层的作用载荷，MPa；

hi——第i岩层的厚度，m；

γi——第i岩层的容重，MN/m3；

Ei——第i岩层的弹性模量，MPa。

假设第m+1层岩层不与第1层坚硬岩层协调变形，则

q1(x)m+1<q1(x)m

(7)

将式(6)代入式(7)，可得坚硬岩层的判别公式：

(8)

可据此方法依次计算出第1层到第m层坚硬岩层。

2.2.2 计算破断距

自下而上第k层硬岩层的破断距lk可按以下公式计算：

(9)

式中：hk——第k层硬岩层的厚度，m；

σk——第k层硬岩层的抗拉强度，MPa；

qk——第k层硬岩层所承受的载荷，MPa。

其中，qk可按下式计算：

(10)

式中：j——第k组岩层中的第j层岩层；

mk——第k组岩层的岩层数量；

Ek,j——第k组岩层第j层岩层的弹性模量，MPa；

hk,j——第k组岩层第j层岩层的厚度，m；

γk,j——第k组岩层第j层岩层的容重，MN/m3；

Ek,0——第k组岩层中第1层硬岩层的弹性模量,MPa;

hk,0——第k组岩层中第1层硬岩层的厚度,m。

2.2.3 关键层判断

按照坚硬岩层的破断距确定关键层位置的判别流程如图3所示。

3 近距离煤层群走向高抽巷层位布置效果分析

3.1 阳泉矿区概况

阳泉矿区位于山西省沁水煤田东北部，煤种主要为无烟煤，是全国瓦斯涌出量最大、瓦斯突出事故频率最高的矿区之一。阳泉矿区属低透气性煤层群条件，矿区内煤层包括3、6、8上、8、9、12、13、15、15下号煤层，3号、15号煤层属稳定可采煤层。15号煤层厚度3.53～9.50 m，煤层瓦斯压力为0.25～2.30 MPa，瓦斯含量7.13～26.73 m3/t，矿井相对瓦斯涌出量最大达64 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量最大达600 m3/min，尤为重要的是，矿井瓦斯涌出量中邻近层瓦斯涌出量的占比超过80%。为解决邻近层瓦斯涌出问题，走向高抽巷作为一种经长期试验效果良好的抽采技术被广泛采用。

3.2 走向高抽巷布置层位确定

3.2.1 依据经验公式确定裂缝带高度范围

依据式(3)，工作面回采高度M取6.3 m，垮落岩石平均碎胀系数k取1.2，煤层倾角取10°，则垮落带高度Hm为31.99 m；依据式(4)，阳泉矿区15号煤层上覆岩层属中硬或坚硬，若按中硬计算，a取1.6，b取3.6，c取5.6，则裂缝带高度Hl为51.65m，若按坚硬计算，a取1.2，b取2.0，c取8.9，则裂缝带高度Hl为74.80 m。

为保证取值合理，按计算结果的并集取值，布设层位Hg满足：31.99 m<Hg<74.80 m。

3.2.2 依据关键层理论判别坚硬岩层

以阳泉矿区兴峪矿为例，X-4号地勘钻孔15号煤层上覆岩层分布见表2(序号按岩层由上而下递增)。由于煤岩层物理力学参数获取的局限性，无法对兴峪矿15号煤层上覆所有岩层进行分析，也就无法确定关键层，但是根据这一方法判断出坚硬岩层也对裂缝带高度的确定有指导作用。通过式(8)计算自下而上的岩层参数，可得15号煤层上覆第6层细砂岩和第20层中砂岩是坚硬岩层。

3.2.3 走向高抽巷合理层位理论分析

15号煤层上覆两层坚硬岩层，第1层坚硬岩层与15号煤层平均间距25.94 m，小于经验公式计算的垮落带高度31.99 m，该坚硬岩层对于走向高抽巷布置不具有指导意义；第2层坚硬岩层与15号煤层平均间距79.38 m，略大于经验公式计算的裂缝带高度74.80 m，该坚硬岩层层位对于裂缝带高度确定具有关键作用。基于经验公式及关键层理论计算结果可知，位于15号煤层上方约79.38 m的中砂岩可作为裂缝带顶部的标志层，高抽巷应在该坚硬岩层下方合适的层位处布置。

3.3 阳泉矿区走向高抽巷层位布置效果分析

走向高抽巷在阳泉矿区的应用十分广泛，总结已有实践经验对于不同地质条件下走向高抽巷的层位布置具有借鉴意义。统计阳泉矿区已有典型走向高抽巷的层位布置及抽采效果见表3。由表3可知，阳泉矿区以往走向高抽巷的布置基本符合本次理论分析的合理层位。为研究不同层位布置对抽采效果的影响规律，以高抽巷与15号煤层的层间距、层间距与煤厚的比值分别作横坐标，抽采量与抽采浓度作纵坐标，阳泉矿区不同层位走向高抽巷抽采参数对比见图4。

由图4(a)可知，在层间距由30 m增加至80 m期间，瓦斯浓度呈降低趋势且变化趋缓，抽采瓦斯混合量快速增大，抽采瓦斯纯量缓慢增大，变化趋势的拐点均为层间距约70 m处；由图4(b)可知，随层间距与煤厚比值自4.5增加至12.5，瓦斯浓度呈降低趋势且变化趋缓，抽采瓦斯混合量与抽采纯量均先增大后减小，且拐点处对应的层间距与煤厚比为9.5左右。抽采浓度与抽采流量与走向高抽巷层位的变化和裂隙发育程度有关，在层间距由30 m增加至80 m时，距离15号煤层上覆第2层坚硬岩层由远及近，推测离层裂隙发育程度呈增加趋势，坚硬岩层下方一定距离处为裂隙最为发育的区域。

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Research on layer layout of high-strike drainage roadway of short-distance coal seam group

LI Zhong1, ZHANG Huijie2,3, HAO Xiuming1, SHU Longyong2,3, ZHU Nannan2,3

(1. Xingyu Coal Industry Co., Ltd., Jinneng Holding Coal Industry Group, Yangquan, Shanxi 045100, China;2. Mine Safety Technology Branch of China Coal Research Institute, Chaoyang, Beijing 100013, China;3. State Key Laboratory of Coal Resources High-Efficiency Mining and Clean Utilization, China Coal Research Institute, Chaoyang, Beijing 100013, China)

Abstract Coal mining in deep and close coal seam group faces gas control problems. High-strike drainage roadway is one of the important technologies to solve gas drainage in adjacent layers, and the layer position of the high drainage roadway is the key to the drainage effect. Based on the theory of “O” ring of mining cracks, the principle of gas drainage in adjacent layers of high-strike drainage roadway was expounded. Based on the empirical formula of crack zone height and the theory of key layer, the theoretical calculation method of layer position of high-strike drainage road was proposed. The application practice in Yangquan mining area showed that when the distance between the high drainage roadway and the No. 15 coal seam increased from 30 m to 80 m, the gas concentration showed a decreasing trend and changed slowly, the mixed volume of drainage gas and the scalar volume of drainage gas showed an increasing trend, and the inflection point of the change trend was the interlayer spacing of 70 m or the ratio of the interlayer spacing to the coal thickness at about 9.5, which was consistent with the theoretical calculation results.

Key words close-distance coal seam group; high-strike drainage roadway; layer layout; fracture zone; key layer

引用格式：李忠，张慧杰，郝秀明，等.近距离煤层群走向高抽巷层位布置研究[J].中国煤炭，2022,48(1)∶27-32. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2022.01.005

LI Zhong, ZHANG Huijie, HAO Xiuming, et al.Research on layer layout of high-strike drainage roadway of short-distance coal seam group[J].China Coal,2022,48(1)∶27-32. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2022.01.005

基金项目：国家重点研发计划(2017YFC0804207)，煤炭科学技术研究院科技发展基金(2020CX-II-16，2020CX-I-07)

作者简介：李忠(1986-)，男，山西阳泉人，工程师，主要从事瓦斯治理工作。E-mail:634468925@qq.com

中图分类号 TD712

文献标志码 A

(责任编辑 张艳华)