Development and application of sample preparation and shear test system for soft crushed coal
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摘要:
研究松软破碎煤体力学性质对巷道支护和煤与瓦斯突出预测等工作具有重要意义，但当前缺乏有效的松软破碎煤体取样、制样及力学特性分析装置。为此，研发了一套松软破碎煤体取制样与剪切试验系统，主要由取样装置、制样装置和力学特性参数测试系统组成，各部分具有以下主要功能与特点：①取样装置中的单动三管取芯器包含脑袋总成、外管总成及内管总成3部分，内外管间设置稳定环，保证内外管同心，内管总成腔体内部设置衬管用于储存煤心，取芯钻进时内管不随外管旋转；当钻取的煤心充满衬管后，退出取芯器，拆卸取出衬管，将煤心连同衬管一并取出并进行封装。取样装置灵活、轻便、易拆装携带。②制样装置包含脱模仪、切割机、冰箱、热风枪4部分，脱膜仪用于脱去煤心外层衬管，切割机、冰箱和热风枪用于对煤心进行切割、冷冻和热缩；制作标准煤心试件分为打孔润湿、冷冻切割和热缩脱模3个步骤，采用端头局部冷冻切割、脱模与热缩均匀同步等技术，实现多种标准尺寸试件制备，制样方法完善、成功率高。③力学特性参数测试系统包含主体结构、伺服油源控制装置和软件系统3部分，能实现限制性及非限制性直剪试验功能，主要用于开展松软破碎煤体标准试件不同法向应力下直剪试验、不同围压下三轴压缩试验。整体设计结构简单、操作方便。研究利用单动三管取芯器获取松软破碎煤体，利用脱模仪等制样装置将其制备成标准试件，进而在力学特性参数测试系统上分别开展松软破碎煤体标准试件在0.04、0.05、0.06、0.07、0.08、0.09 MPa法向应力下的直剪试验和0.2、0.3、0.4 MPa围压下的三轴压缩试验，并求得两种试验条件下松软破碎煤体的黏聚力和内摩擦角等抗剪强度参数，其中直剪试验求得的黏聚力和内摩擦角为0.125 kPa和37.2°，三轴压缩试验求得的黏聚力和内摩擦角为0.121 kPa和36.4°。结果表明，该套系统具有较好的实用性和可靠性，为研究松软破碎煤体力学特性提供了较好的试验平台和方法。
Abstract:The study of mechanical properties of soft crushed coal is of great significance for roadway support and prediction of coal and gas outburst, but there is a lack of effective equipment for sampling, sample preparation and mechanical properties analysis of soft crushed coal. Therefore, a set of sample preparation and shear test system for soft crushed coal was developed, which was mainly composed of sampling device, sample preparation device and mechanical property parameter test system. The main functions and characteristics of each part was as following. ① The single-action three-tube coring device in the sampling device was comprised of 3 parts of head assembly, outer tube assembly and inner tube assembly. A stability ring was arranged between the inner and outer tube to ensure that the inner tube and the outer tube were concentric. A liner was arranged inside the inner tube assembly cavity to store coal cores, and the inner tube does not rotate with the outer tube during coring and drilling. When the drilled coal core was full of liner, then the coring device was withdrawn. The liner was disassembled and taken out, and the coal cores and liner were taken out and packaged together. The sampling device was flexible, portable and easy to disassemble and carry. ② The sample preparation device was comprised of 4 prats of stripping instrument, cutting machine, refrigerator and hot fan. The stripping instrument was used to strip the outer lining pipe of coal core. Cutting machine, refrigerator and hot fan was used to cut, freeze and heat shrink coal core. The production of the standard coal core sample is divided into 3 steps of punching and wetting, freezing and cutting, heat shrinking and stripping. Adopting the technology of partial freezing and cutting at the end, and synchronizing the demolding and heat shrinkage uniformly to achieve the sample preparation with various standard size, with perfect sample making method and high success rate. ③ The mechanical property parameter test system was comprised of 3 parts of main structure servo oil source control device and software system, which can realize restrictive and non-restrictive straight shear test function. It was mainly used to carry out straight shear test under different normal stress and triaxial compression test under different confining pressure of soft crushed coal standard specimen. The overall design structure was simple and convenient to operate. A single action three-tube corer was used to obtain soft crushed coal, and a sample preparation device such as a demolding instrument was used to prepare them into standard specimen in this study. Then the straight shear test and triaxial compression test of soft crushed coal standard specimen by using the mechanical property parameter test system were conducted under normal stress of 0.04, 0.05, 0.06, 0.07, 0.08, 0.09 MPa and confining pressure of 0.2, 0.3, 0.4 MPa, respectively. The shear strength parameters such as cohesion and internal friction angle of soft crushed coal was obtained under the two test conditions. The cohesion and internal friction angle obtained from straight shear test were 0.125 kPa and 37.2°, and those obtained from triaxial compression test were 0.121 kPa and 36.4°, respectively. The results show that the system has great practicability and reliability, and provides a better test platform and method for studying the mechanical characteristics of soft crushed coal.
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Keywords:
- soft crushed coal /
- corer sampling /
- standard coal sample preparation /
- shear test /
- shear strength
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0. 引 言
我国厚煤层煤炭储量丰富，占总储量的44 %，每年厚煤层煤炭产量占总产量的45 %以上[1]。一般煤厚8.0 m以上的煤层为特厚煤层，此类工作面多采用综放方式回采[2]，采煤过程中落煤量大，遗煤量多，与综采工作面相比，采空区瓦斯储量偏大，煤壁与邻近煤层瓦斯涌出速率较快。同时，在采煤过程中，由于采厚较大，易存在关键层进入垮落带，关键层破断表现为“悬臂梁–砌体梁”交替型式[3–4]，不同层位关键层下方会产生形态大小不一的离层裂隙，为采空区卸压瓦斯提供了储集空间。明确特厚煤层覆岩主要离层空间的分布与演化规律，准确判别采空区卸压瓦斯储集区位置，可实现特厚煤层综放开采卸压瓦斯高效抽采[5-7]。
特厚煤层覆岩离层空间的分布与演化规律主要受控于采场覆岩裂隙分布和运动结构特征。钱鸣高等[8-10]提出了“O”形圈、椭抛带和采动裂隙圆角矩形梯台带工程模型等覆岩形态，为研究采场覆岩提供了理论基础。基于此，国内外众多学者针对特厚煤层条件下伏岩的裂隙演化和运动结构进行研究，潘瑞凯等[11]对特厚煤层群开采后的覆岩裂隙发育规律进行研究，将覆岩划分为拱间优势空隙带和拱下微空隙带；张玉军等[12]通过UDEC模拟，分析了急倾斜特厚煤层覆岩裂隙演化特征，发现覆岩破坏受分层影响显著；王海军等[13]分析了特厚煤层开采过程中的覆岩运动和应力演化规律，发现应力集中程度随着工作面推进而增大，工作面附近裂缝与来压关系密切；孔令海等[14]发现在特厚煤层综放采场，上覆岩层下沉运动空间大，采动围岩超前破坏范围大，其下沉运动主要为回转失稳或剪切滑落失稳；侯运炳等[15]对特厚煤层大采高综放工作面覆岩的破断和组合形式进行了研究，并建立了覆岩力学模型；高建良等[16]通过FLAC3D模拟，分析了特厚煤层分层开采下伏煤层塑性破坏区的分布特征；崔峰等[17]研究了特厚煤层重复采动下覆岩裂隙的分布特征，发现覆岩裂隙数量基本随深度呈递增趋势；胡青峰等[18]通过二维相似材料模型，反演分析了特厚煤层开采时覆岩运动规律，发现单层开采时上覆岩层未发生显著的破坏和变形，重复采动下，覆岩以一定的角度向上垮落和裂隙发育。
以往研究工作在特厚煤层条件下伏岩裂隙演化和运动结构方面取得了丰硕成果，但特厚煤层覆岩演化规律较为复杂，仍需进一步研究。在前人研究基础上，采用3DEC数值模拟软件，对采场覆岩应力位移分布及卸压瓦斯储集区演化特征进行了研究，得到了特厚煤层卸压瓦斯储集区演化特征，提出了卸压瓦斯储集区位置判别方法，并设计试验工作面高位钻孔进行了工程应用，研究结果可为特厚煤层工作面卸压瓦斯抽采提供一定借鉴。
1. 特厚煤层开采卸压瓦斯储集演化模拟方案
1.1 试验背景
试验工作面位于黄陇煤田彬长矿区，走向2 977 m，倾向195 m，主采4号煤，近水平煤层，埋藏深度531～731 m，煤厚19 ~ 28 m，沿煤层上层开采，割煤高度3.5 m，平均放煤高度6.5 m，采用后退式走向长壁综合机械化放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。经现场实测，该工作面范围内煤层瓦斯含量为1.15～2.91 m3/t，预测绝对瓦斯涌出量在21.6 ~ 35.4 m3/min。
1.2 模型初始及边界条件
数值模拟试验选取适用于研究节理岩体变形和破坏现象的3DEC离散元软件，根据试验工作面地质钻孔柱状信息及岩层物理力学参数(表1)，适当简化后建立3DEC数值计算模型。
表 1 工作面覆岩岩性参数Table 1. Overburden lithology parameters of working face岩性 密度
(kg·m−3)体积模
量/GPa剪切模
量/GPa内摩擦
角/(°)黏聚力/
MPa抗拉强
度/MPa煤 1500 15.00 4.63 36.15 2.76 0.47 泥岩 2650 8.81 6.07 39.77 1.32 1.52 砂质泥岩 2620 9.87 6.21 35.43 2.18 0.89 粉砂岩 2510 23.40 17.60 36.90 3.47 1.99 细粒砂岩 2590 43.70 27.50 39.09 3.32 1.97 中粒砂岩 2580 41.50 27.30 39.39 3.34 1.91 粗粒砂岩 2550 35.60 27.80 35.56 4.05 1.86 砾岩 2220 17.80 12.80 33.00 4.05 1.60 含砾粗砂岩 1980 27.20 20.40 30.00 3.17 0.24 为提高运算速度，建立二维数值计算模型，尺寸550 m×1 m×342 m(长×宽×高)，煤岩层水平布置。模型采用Mohr – Coulomb岩体破坏准则，顶部边界施加等效载荷5.76 MPa[19]，外侧及底部边界设置速度v = 0的固定边界，防止滑移[20]。
依据关键层判别方法[21]，得到试验工作面覆岩关键层位置，具体判别结果如图1所示。
1.3 网格划分及试验步骤
计算前对模型整体进行网格化处理，在地应力平衡过程中系统不平衡力收敛至105 N以下，则说明模型未发生整体失稳现象[22]，网格划分合理性得到验证，模型系统不平衡力分布曲线收敛结果如图2所示。
为消除边界效应，模型两端各预留50 m煤柱。煤层开挖9 m作为工作面开切眼，开切眼后开挖步距为20 m，共开挖440 m。计算过程中对采空区顶板不同高度、距开切眼不同距离位置处应力和位移进行跟踪监测。监测点走向间隔20 m均布，设28个测点；垂向按各关键层位置，相邻关键层范围内均布，设26个测点，总计设置728个监测点，使用history命令记录监测结果。
2. 卸压瓦斯储集区演化规律及判别
2.1 特厚煤层覆岩应力及位移分布特征
煤层回采后，采空区覆岩应力重新分布，岩层失稳，产生断裂垮落、离层和弯曲下沉等现象，试验工作面覆岩应力及位移分布模拟结果如图3所示。
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图 3 覆岩应力及位移分布模拟结果Figure 3. Simulation results of overlying rock stress and displacement distribution通过应力和位移分布云图(图3a、图3b)可以看出，采空区前后50 m范围内，岩层未破断失稳，覆岩位移量变化较小，但受煤层开采扰动影响，覆岩自重产生的载荷传递到煤壁上方，出现了应力集中现象；采空区两端岩层破断后产生卸压作用，覆岩应力大幅降低，位移增加，关键层下方形成一定离层空间；采空区中部岩层垮落后随时间逐步压实，位移达到最大值，岩层应力明显回升。基于此，以应力集中系数(K，岩层当前应力与原岩应力之比)表征采动过程中覆岩应力的动态变化，结合覆岩位移变化，统计不同高度关键层在回采推进中应力及位移分布规律，如图3c，3e所示。
特厚煤层工作面回采过程中，根据关键层应力划分3个区域：应力集中区、卸压区和原岩应力区。随着回采，开切眼形成工作面后，应力原有平衡状态被打破，在重新平衡过程中，应力向煤壁传递，从而在采空区前后50 m内形成超前应力集中区和后方应力集中区，区域内关键层应力超过原岩应力，位移量变化较小。在采空区范围内形成卸压区，受采动影响，区域内关键层弹性势能释放，裂隙迅速发育沟通，透气性增加，K值降低，位移增加；工作面侧关键层失稳后，其下方易形成一定的结构空间，造成卸压瓦斯的集聚。随着工作面继续推进，原本卸压状态的岩块受挤压逐渐压实，采空区中部K值回升，范围内裂隙逐渐压实闭合，透气性降低，关键层位移达9 ~ 10 m。远端未回采区域受采动影响较小，处于原岩应力区，区域内无显著位移变化，应力趋于原岩应力，K值趋于1。
整个回采过程中，靠近回采煤层的关键层应力分布区域形成的更早，区域类型更为丰富，且受采动影响范围更大。同时，分布区域随着回采推进发生时空演化，随着工作面推进，原本超前应力集中区演变为卸压区，原岩应力区演变为应力集中区。
2.2 特厚煤层卸压瓦斯储集区演化特征
特厚煤层回采后，工作面侧卸压区关键层下方易形成一定的结构空间，造成卸压瓦斯集聚，形成卸压瓦斯储集区。基于采空区覆岩“三带”特征，按照层位高低，将卸压瓦斯储集区划分3类：关键层处于弯曲下沉带，其下方形成高位储集区；关键层处于断裂带，砌体梁下方形成中位储集区，关键层处于垮落带，悬臂梁下方形成低位储集区。工作面不同推进距离下卸压瓦斯储集区演化特征如图4所示。
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图 4 不同推进距离下卸压瓦斯储集区演化特征Figure 4. Evolution characteristics of pressure relief gas reservoir area under different advancing distance亚关键层1破断前，对覆岩起到强承载作用，此时亚关键层1下方形成低位储集区。当工作面继续推进，亚关键层1破断垮落，工作面侧形成悬臂梁结构，下方形成低位储集区；亚关键层1所控制的覆岩垮落至亚关键层2下方，形成中位储集区，储集区岩梁跨度68.1 m，高度8.9 m，是卸压瓦斯主要储集区域，如图4a所示。
工作面推进至距开切眼260 m，覆岩垮落至主关键层下方，形成高位储集区，储集区岩梁跨度144.4 m，高度7.6 m；此时亚关键层2破断形成砌体梁结构，中位储集区空间减小；低位储集区空间随回采推进稳定发育，如图4b所示。
工作面的持续推进至距开切眼420 m，覆岩垮落带高度为49.5 m，断裂带高度为104 m。此时主关键层弯曲下沉，高位储集区空间显著减小；中位储集区和低位储集区随着回采稳定发育，如图4c所示。
卸压瓦斯储集区形态演化如图5所示。由图5a可知，亚关键层1未破断时，下方低位储集区形态呈矩形，拓展到三维空间为矩形截面环体，如图5中①；破断后，待断岩块与未断岩块形成悬臂梁结构，悬臂梁垮落前，低位储集区形态呈梯形，拓展到三维空间为梯形截面环体，如图5a中②，悬臂梁垮落后形态恢复为矩形，如图5b中②；此后直至回采结束，低位储集区形态不断重复“梯形–矩形”过程。
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图 5 卸压瓦斯储集区形态演化示意Figure 5. Schematic of morphological evolution of pressure relief gas reservoir area由图5b可知，亚关键层2未破断时，中位储集区位于其下方，形态呈半椭圆形，拓展到三维空间为椭圆截面半椭球体，如图5b中①；随着工作面继续推进，亚关键层2破断，破断岩块与未断岩块之间组成铰接结构，形成砌体梁，如图5b中①，中位储集区形态由半椭圆形演变为三角形，拓展到三维空间为三角形截面环体，如图5b中②；此后直至回采结束，形态维持三角形。
由图5c可知，受主关键层强承载作用影响，裂隙至主关键层下方不再向上发育，在此形成高位储集区，形状呈半椭圆形，拓展到三维空间为椭圆截面半椭球体，如图5c中①；随着工作面继续推进，主关键层弯曲下沉，高位储集区空间受到压缩，如图5c中区域②；直至回采结束，形态未显著变化，如图5c中②。
空间越大，可集聚和储集的瓦斯量越大，采用面积来表征空间，通过AutoCAD软件得到各储集区面积，研究其动态演化特征，如图6所示。
工作面回采后，亚关键层1下方形成低位储集区，在亚关键层1破断前面积持续增加，最大值达311 m2。工作面推进至距开切眼80 m时，亚关键层1破断，其所控制的上覆岩层随之垮落，直至亚关键层2下方，低位储集区空间受到挤压，面积降至86 m2，同时，亚关键层2下方形成中位储集区。工作面推进至距开切眼120 m时，中位储集区面积达到最大值640 m2，随工作面继续推进，亚关键层2破断，中位储集区面积减至142 m2，且由于亚关键层1处于垮落带，岩层破断距小，岩块破碎度高，故中位储集区面积在回采过程中始终高于低位储集区。当工作面推进至距开切眼180 m，裂隙发育至主关键层下方，高位储集区形成，面积在主关键层弯曲下沉前持续上升，在260 m处达到最大值697 m2；此后高位储集区面积随主关键层的弯曲下沉而降低，并随进一步回采逐渐低于中位储集区面积。随着回采，各个储集区发育稳定后，面积随覆岩来压呈现周期性变化，低中高位储集区平均面积分别为92.6、151.9和153.1 m2。
2.3 卸压瓦斯储集区位置判别方法
根据前述分析可知，采空区工作面侧卸压区内关键层下方会形成卸压瓦斯储集区，结合卸压瓦斯储集区划分原则，提出其位置判别方法，并以试验工作面示例，判别方法步骤如下：
第1步：明确采空区覆岩所有硬岩层，确定全部关键层层位。
据此确定出试验工作面编号5、9、20的粗粒砂岩和编号24的砾岩分别为关键层1 ~ 4。
$$ h_i＞1.5\left\{\left[M-{\displaystyle \sum _{j=0}^{K_{i-1}}h_j}\right](k_z-1)-{\displaystyle \sum _{j=K_i}^{N_i+K_i-1}h_j}(k_{\rm{T}}-1)\right\} $$ (1) $$ l_{i0}=h_i\sqrt{\frac{2\sigma _i}{q_i}}＞2h_i $$ (2) 式中，hi为由下向上第i层关键层的厚度，m；M为煤层采高，m；
$\displaystyle\sum\limits_{j = 0}^{K_{i - 1}} {hj}$ 为第i层关键层下的岩层厚度，m；kZ为第i层关键层下的碎胀系数，取1.33 ~ 1.50；$\displaystyle\sum\limits_{j = K_i}^{N_i + K_i - 1} {h_j}$ 为第i层关键层及所控软岩厚度，m；kT为第i层关键层及所控软岩碎胀系数，取1.15 ~ 1.33；li0为第i层关键层的周期断裂距，m；σi为第i层关键层的抗拉强度，MPa；qi为第i层关键层承受的载荷，MPa。从第1层关键层开始由下向上依次计算，满足式(1)和式(2)时第i层关键层进入断裂带，且位于断裂带最底层位，其下方形成中位储集区，此时若第i层关键层下方还存在有关键层，则该关键层进入垮落带，下方形成低位储集区。
根据工作面实况及模拟结果，由下向上依次计算，至第2层关键层时，选取参数h2 = 8.5 m，M = 10 m，
$\displaystyle\sum\limits_{j = 0}^{K_2 - 1} {h_j}$ = 49.5 m，kZ = 1.33，$\displaystyle\sum\limits_{j = K_i}^{N_2 + K_2 - 1} {h_j}$ = 58.5 m，kT = 1.15，σ2 = 25.29 MPa，q2 = 12.31 MPa，经计算后满足式(1)和式(2)，关键层2进入断裂带，下方形成中位储集区，在关键层2破断前，储集区形态表现为半椭圆形，破断后关键层2形成砌体梁动态平衡结构，储集区形态转变为三角形。下位关键层1进入垮落带，下方形成低位储集区，在关键层1破断前，储集区形态表现为矩形，破断后形成悬臂梁结构，储集区形态转变为梯形。第3步：得到满足上步的第i关键层后，继续向上判断下一关键层下方最大自由空间高度
$\varDelta_ \max $ 为否超过该层极限跨距时的最大弯曲下沉量ωmax[24]，即：$$ \omega_{ \max} = \frac{{q_iL_i^4}}{{384E_iI_{\textit{z}}}} $$ (3) $$ \omega _{\max} \geqslant \varDelta_{ \max }$$ (4) 式中，ωmax为第i层关键层最大弯曲下沉量，mm；qi为第i层关键层承受的均布载荷，MPa；Li为第i层关键层极限跨距，m；Ei为第i层关键层的弹性模量，MPa；Iz为截面惯性矩，m4；
$\varDelta _{\max}$ 为第i层关键层下方最大自由空间高度，m。若式(3)和(4)满足时，第i层关键层达到极限跨距，在跨距中部已与采空区矸石接触，此时可认为该层进入弯曲下沉带，其下方形成高位储集区。若不满足，则说明该关键层仍处于断裂带，其下方形成中位储集区。
根据工作面实况及模拟结果，计算至第4层关键层时，选取q4 = 9.07 MPa，L4 = 104.75 m，E = 31.14 MPa，Iz = 10.42 m4，代入式(3)得ωmax = 8.76 m，而
$ \varDelta_{\max }$ = 8.52 m，满足式(4)。此时，其下方形成高位储集区，形态表现为半椭圆形，随上覆岩层弯曲下沉后，储集区空间受挤压，但形态未发生显著变化。卸压瓦斯储集区位置判别方法如图7所示。3. 现场应用
3.1 高位抽采钻孔布置
随着工作面推进，采场覆岩关键层下方形成卸压瓦斯储集区，由于瓦斯升浮通道以纵向破断裂隙为主，而采场覆岩中存在的坚硬厚岩层会对升浮造成阻碍，结合关键层理论和模拟结果可知，采场覆岩裂隙从亚关键层2开始纵向破断裂隙向上逐渐减少，位于亚关键层2下方的中位储集区更易聚集大量瓦斯，并随着回采推进挤压卸压瓦斯向回采空间涌出，造成工作面瓦斯体积分数大幅提高。基于此，结合现场生产条件，将高位抽采钻孔的终孔位置布置在中位储集区范围，可抽采较高浓度瓦斯，保证工作面安全回采。试验工作面卸压瓦斯储集区分布及高位抽采钻孔布置情况如图8所示。
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图 8 卸压瓦斯储集区高位钻孔布置示意Figure 8. Schematic of high-level borehole layout in pressure relief gas reservoir area根据试验工作面生产条件和瓦斯涌出情况(21.6 ~ 35.4 m3/min)，总共设计9个钻孔，钻孔终孔位置覆盖工作面中低位储集区层位布置，钻场钻孔布置参数见表2。
表 2 高位抽采钻孔布置参数Table 2. Parameters of high level drilling arrangement孔号 钻孔长度/m 距回风巷平距/m 距煤层底板垂距/m 1 165.60 44.99 63.85 2 162.14 35.45 60.34 3 156.66 18.15 51.38 4 154.86 8.92 47.46 5 160.20 49.64 36.47 6 156.00 40.20 24.85 7 153.50 30.80 20.62 8 150.66 13.65 13.34 9 150.06 4.19 11.39 3.2 卸压瓦斯抽采效果
对试验工作面高位钻场中的典型钻孔瓦斯抽采浓度进行监测，即9 号低层位钻孔、5 号中层位钻孔和1 号高层位钻孔，得到典型钻孔瓦斯抽采浓度随工作面推进的变化趋势。同时，由于各典型钻孔终孔层位随工作面推进逐渐降低，为明确高位钻孔瓦斯抽采浓度在处于瓦斯储集区层位时的变化，图中标出中位和低位储集区范围，如图9所示。
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图 9 高位钻孔单孔瓦斯抽采效果Figure 9. Single hole gas drainage effect of high-position long borehole当钻场与工作面距离122 ~ 150 m，低层位钻孔进入储集区抽采阶段，平均抽采浓度达15.63%；随着工作面推进，抽采浓度逐步降至3.3%，钻孔退出低位储集区范围，整体变化趋势如图9a所示。中层位钻孔进入储集区抽采阶段前，平均抽采浓度由17.7%降至13.6%；当进入低位储集区抽采后，瓦斯抽采浓度明显回升，平均抽采浓度达14.3 %；退出储集区抽采阶段后，抽采浓度持续下降，最低达4.3%，整体变化趋势如图9b所示。高层位钻孔初始终孔位置位于中位储集区上方，开始抽采后，终孔层位很快进入中位储集区，抽采浓度迅速上升，最大达34.5%；随着终孔层位下降，抽采浓度持续下降，最低达8.9%；当终孔层位进入低位储集区，瓦斯抽采浓度小幅回升，平均抽采浓度达16.8%；退出低位储集区后，抽采浓度再次降低，最低达10.6%，整体变化趋势如图9c所示。
由上述规律可以看出，当钻孔终孔位置进入卸压瓦斯储集区时，瓦斯抽采浓度显著回升，钻孔可抽采出较高浓度瓦斯。因此，高位抽采钻孔终孔位置应尽量布置在卸压瓦斯储集区靠上位置，可以有效抽采高浓度的卸压瓦斯。
试验工作面回采期间，高位钻场瓦斯抽采整体效果如图10所示。
由图10可知，高位钻场抽采量与工作面绝对瓦斯涌出量基本保持一致，瓦斯抽采率维持在80%以上，最大抽采率达90.38%，瓦斯抽采效果良好。工作面、上隅角和回风巷瓦斯体积分数分别为0.15%，0.55%和0.36%，解决了瓦斯超限，保证了工作面的安全回采。
4. 结 论
1)试验工作面开采后，垮落带高度49.5 m，断裂带高度104 m。特厚煤层回采过程中，应力集中区K值增大，位移变化较小；卸压区K值减小，位移增大，随回采推进，中部K值回升，位移达最大值；原岩应力区K值趋于1，位移无显著变化。
2)特厚煤层回采后，工作面侧卸压区内关键层失稳后，下方形成卸压瓦斯储集区，据此提出卸压瓦斯储集区位置判别方法。根据采空区覆岩“三带”特征，按照层位高低，将卸压瓦斯储集区划分3类：关键层处于弯曲下沉带，其下方形成高位储集区；关键层处于断裂带，砌体梁下方形成中位储集区；关键层处于垮落带，悬臂梁下方形成低位储集区。
3)卸压瓦斯位储集区形态面积随关键层破断变化。破断前面积持续上升，低位储集区呈矩形，中位和高位储集区呈半椭圆形，最大面积分别达311、640 和697 m2，三维形态对应矩形截面环体和椭圆截面半椭球体；破断后面积快速下降，之后随覆岩来压呈现周期性变化，低位储集区呈梯形，中位储集区呈三角形，高位储集区呈半椭圆形，平均面积分别为92.6、151.9 和153.1 m2，三维形态对应矩形截面环体、三角形截面环体和椭圆截面半椭球体。
4)根据判别结果，将高位钻孔的终孔位置布置在中位储集区范围。当钻孔终孔位置进入卸压瓦斯储集区，瓦斯抽采浓度显著回升，中位储集区抽采浓度22.6% ~ 34.5%，低位储集区平均抽采浓度14.3% ~ 16.8%。抽采后工作面、上隅角和回风巷瓦斯体积分数分别为0.15%、0.55%和0.36%，保证了工作面的安全回采。
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图 1 单动三管取芯器
1—外管接头；2—连接器；3—直通式压注油杯；4—芯轴；5—角接触球轴承；6—轴承端盖；7—骨架油封；8—圆螺母；9—内管接头；10—O形圈；11—内管；12—衬管；13—卡簧座；14—外管；15—扩孔器；16—稳定环；17—钻头
Figure 1. Single acting three tube corer
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图 3 脱膜仪
1—连轴器；2—电机；3—底座版；4—滚珠丝杆；5—拉板；6—中底板；7—ø30 mm支撑柱；8—ø50 mm脱模版；9—脱模抓；10—煤样试件；11—活动横梁；12—ø30 mm顶头；13—立柱
Figure 3. Film stripper
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图 5 主体结构
1—支撑法兰；2—法向变形板；3—滑轨；4—挡块；5—围压底板；6—提升法兰；7—变形传感器；8—导轨底板；9—挡块；10—高压釜；11—ø50 mm垫块；12—活塞；13—活塞底座；14—围压支撑柱；15—气缸法兰；16—法向阀座；17—ø75 mm剪切盒；18—ø100 mm剪切盒；19—位移传感器；20—阀门；21—剪切阀座；22—剪切滑板；23—滑块；24—推力杆；25—ø50 mm垫块；26—ø50 mm剪切盒
Figure 5. Major structure
表 1 松软破碎煤体剪切试验系统主要技术参数
Table 1 Main technical parameters of shear test system for soft crushed coal
装置 主要参数 数值 气动架柱式钻机 额定转矩/(N·m) 200 额定转速/(r·m–1) 100 最大输出功率/kW 5 推进行程/mm 1100 适应巷道高度/mm 1900 ～4500 三轴试验装置 法向负荷/kN 0～500 法向加载速度/(kN·s–1) 5～10 法向位移/mm 0～100 变形传感器/mm ±6.25 变形分辨率/μm 0.2 围压/MPa 0-30 主机刚度/(GN·m–1) 6 剪切试验装置 剪切力/kN 0～200 剪切力波动度/N ±25 剪切位移/mm 0～100 变形传感器/mm ±6.25 位移分辨率/μm 0.2 变形控制速度范围/(mm·min–1) 0.002～2 
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表 2 直剪试验结果
Table 2 Direct shear test results
剪切面面积/mm2 法向应力/MPa 最大剪切力/kN 抗剪强度/MPa 1962.5 0.04 0.312 0.158 1962.5 0.05 0.324 0.163 1962.5 0.06 0.332 0.168 1962.5 0.07 0.345 0.176 1962.5 0.08 0.371 0.189 1962.5 0.09 0.381 0.194
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表 3 三轴压缩试验结果
Table 3 Results of triaxial compression test
截面面积/mm2 （σ1−σ3）/MPa σ3/MPa σ1/MPa 1962.5 1.10 0.2 1.3 1962.5 1.29 0.3 1.59 1962.5 1.79 0.4 2.19
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