周西華，張瀟文，白 剛，邊 強(qiáng)，趙璐璐

(1.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，遼寧 阜新 123000；2.礦山熱動(dòng)力災(zāi)害與防治教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，遼寧 阜新 123000；3.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 煤炭資源安全開(kāi)采與潔凈利用工程研究中心，遼寧 阜新 123000；4. 晉煤集團(tuán)趙莊煤業(yè)有限責(zé)任公司，山西 長(zhǎng)治 046605)

0 引言

我國(guó)“十三五”規(guī)劃中提出實(shí)現(xiàn)到2020年天然氣占能源消費(fèi)總量比重提高到10%左右的目標(biāo)，并進(jìn)一步加大對(duì)甲烷等非二氧化碳溫室氣體的控排力度。為實(shí)現(xiàn)節(jié)能減排與災(zāi)害防治的統(tǒng)一，礦井瓦斯抽采在實(shí)際生產(chǎn)中備受重視。研究瓦斯抽采過(guò)程中瓦斯?jié)B流規(guī)律對(duì)抽采影響，合理調(diào)整抽采鉆孔技術(shù)參數(shù)，可保證有效抽采同時(shí)節(jié)省人力物力[1]。目前，井下抽采參數(shù)的優(yōu)化大多通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)調(diào)試對(duì)比抽采效果實(shí)現(xiàn)，缺乏理論依據(jù)。含水煤層受水影響，日常監(jiān)測(cè)抽采瓦斯流量等參數(shù)波動(dòng)較大，最優(yōu)抽采參數(shù)更加難以獲得。

井下施工前通過(guò)建立數(shù)學(xué)模型對(duì)煤層瓦斯抽采進(jìn)行模擬可分析瓦斯壓力等參數(shù)變化規(guī)律，進(jìn)而為調(diào)整合理抽采參數(shù)提供依據(jù)。近年來(lái)眾多學(xué)者在煤層瓦斯抽采流固耦合模型研究方面做了大量工作。梁冰等[2]首次提出考慮煤層瓦斯吸附對(duì)煤體變形耦合作用的數(shù)學(xué)模型,為煤層及采空區(qū)瓦斯抽采提供理論基礎(chǔ)和依據(jù)；王錦山等[3-4]建立了考慮煤體變形場(chǎng)的瓦斯?jié)B流模型，并測(cè)定了氣水兩相流的相對(duì)滲透率；孫可明等[5]考慮氣體在水中的溶解性，并建立了氣水兩相流滲流場(chǎng)與煤體變形場(chǎng)結(jié)合的流固耦合模型，實(shí)現(xiàn)流固耦合相互作用；肖曉春等[6]建立了考慮滑脫效應(yīng)影響的氣水兩相滲流模型，并得出滑脫效應(yīng)對(duì)瓦斯壓力場(chǎng)無(wú)明顯影響的結(jié)論；周西華等[7-8]針對(duì)低透煤層在彈性損傷理論基礎(chǔ)上建立了損傷應(yīng)力滲流耦合模型，并對(duì)煤層水力壓裂條件下抽采進(jìn)行數(shù)值模擬，分析煤層彈性模量瓦斯壓力等參數(shù)變化規(guī)律。

上述傳統(tǒng)流固耦合方程是考慮瓦斯?jié)B流與煤體骨架變形耦合作用的過(guò)程,很少考慮煤層瓦斯抽采中地下水滲流作用。本文在已有流固耦合模型基礎(chǔ)上，考慮煤層孔隙結(jié)構(gòu)及地下水滲流特性，建立考慮氣水兩相流的流固耦合方程，并借助COMSOL Multiphysics對(duì)順層鉆孔抽采進(jìn)行數(shù)值模擬并分析不同抽采參數(shù)下的煤層參數(shù)變化規(guī)律，結(jié)合趙莊礦實(shí)際條件進(jìn)行了工程應(yīng)用，調(diào)整了抽采參數(shù)。

1 流固模型

1.1 基本假設(shè)

井下瓦斯抽采環(huán)境影響因素眾多，且瓦斯?jié)B流過(guò)程復(fù)雜，因此建立的流固耦合數(shù)學(xué)模型在如下假設(shè)[7,9]下進(jìn)行簡(jiǎn)化：

1)含瓦斯煤巖為均質(zhì)各項(xiàng)同性的彈塑性體;

2)含瓦斯煤巖被單相的瓦斯所飽和;

3)井下煤層溫度變化不大，瓦斯在煤層中流動(dòng)過(guò)程按等溫過(guò)程來(lái)處理;

4)瓦斯視為理想氣體，流動(dòng)遵從達(dá)西定律；

5)煤層瓦斯以吸附和游離兩種狀態(tài)賦存于煤體內(nèi)，且含量遵從Langmuir方程;

6)含瓦斯煤巖的變形為小變形。

1.2 滲流場(chǎng)控制方程

在瓦斯抽采過(guò)程中，煤層中存在地下水和瓦斯氣體，流體處于氣-水兩相流狀態(tài)，存于孔、裂隙空間內(nèi)。水、瓦斯在孔、裂隙中運(yùn)移滿(mǎn)足氣-水兩相滲流的廣義Darcy滲流定律。

氣體質(zhì)量平衡方程為：

(1)

式中：m為氣體組分含量，kg/m3；t為時(shí)間, s；ρg為標(biāo)況下瓦斯密度，kg/m3；qg為氣體總的滲流速度，m/s；Qs為源匯項(xiàng)，kg/(m3·s)；

由理想氣體方程得氣體密度：

(2)

式中：T為煤層溫度，K；Mg為瓦斯摩爾質(zhì)量，kg /mol; R為瓦斯摩爾常量, J/(mol·K)；pg為瓦斯壓力，MPa。

煤體中水的連續(xù)性方程可表示為：

(3)

式中：mw為單位體積煤體中水的質(zhì)量，kg；ρw為水的密度kg/m3；qw為水源項(xiàng)，kg/(m3·s)；Vw為水的滲流速度Vw=-kkrwpfw/μw，其中，k為絕對(duì)滲透率，m2；krw為水相對(duì)滲透率；μw水動(dòng)力粘度，Pa·s；pfw為裂隙中水壓力，MPa；單位體積內(nèi)煤中含水質(zhì)量mw=ρwφSw；φ為孔隙度；Sw為水相飽和度，Sg為氣相對(duì)飽和度且Sg+Sw=1。

氣-水兩相流的相對(duì)滲透率為[10]：

(4)

式中:SR為Roszelle飽和度，SR=Sw/(1-Swr);Swr為束縛水飽和度。

聯(lián)立上式(1)～(4)化簡(jiǎn)可得氣水兩相流控制方程為：

(5)

式中：krg為瓦斯相對(duì)滲透率;μg為瓦斯動(dòng)力粘度，Pa·s;b為滑脫因子，Pa；krg0為氣相的相對(duì)滲透率初始值；krw0為水的相對(duì)滲透率初始值。

1.3 煤巖變形控制方程及耦合項(xiàng)

各向同性彈性體考慮吸附作用煤巖體應(yīng)力應(yīng)變的關(guān)系得本構(gòu)方程[11-12]為：

(6)

變形滿(mǎn)足柯西方程，可得變形方程為：

(7)

式中：ui,j表示i方向上的位移在j方向上的偏導(dǎo)數(shù)。

靜力平衡關(guān)系得平衡方程為：

σij,j+Fj=0

(8)

式中：Fj為體積力，MPa。

綜上，由式(6)～(8)得應(yīng)力控制方程為：

(9)

根據(jù)滲透率k與孔隙度φ的關(guān)系[13-14]，滲透率k的表達(dá)式可改寫(xiě)為：

(10)

式中：Kf為修正的裂隙剛度，GPa/m；εa，εa0分別為骨架吸附瓦斯應(yīng)變量與應(yīng)變量初始值；εV，εV0分別為煤的體積應(yīng)變量與應(yīng)變量初始值。

將式(10)與式(5)、式(9)聯(lián)立，得到考慮水滲流作用的流固耦合模型，采用Comsol軟件進(jìn)行求解，可研究低透煤層順層抽采不同抽采參數(shù)下的抽采規(guī)律，進(jìn)而優(yōu)化抽采方案。

2 鉆孔數(shù)值模擬

2.1 研究背景

選取沁水煤田東南部晉煤集團(tuán)趙莊礦3#煤層1盤(pán)區(qū)1309工作面為研究背景，煤層厚度6 m，瓦斯含量8.07～11.57 m3/t，煤層滲透率1.49×10-17～2.98×10-17m2。1309工作面走向長(zhǎng)2 860 m，傾向長(zhǎng)230 m。放散初速度Δp為21～25 mmHg，堅(jiān)固性系數(shù)f為0.25～0.65。井下實(shí)測(cè)煤層原始瓦斯壓力0.56 MPa。為防止瓦斯涌出量過(guò)大，13091巷掘進(jìn)過(guò)程中布置順層平行抽采鉆孔施行采前預(yù)抽。

2.2 物理模型

模型取13091巷掘進(jìn)煤層方向上長(zhǎng)120 m，寬20 m，高6 m煤體。設(shè)置煤體、瓦斯鉆孔2個(gè)計(jì)算域。瓦斯抽采鉆孔孔徑為94 mm，孔深90 m，前10 m為封孔段，后80 m為抽采段。單孔瓦斯抽采模型如圖1所示。

圖1 單孔瓦斯抽采數(shù)值模擬模型Fig.1 Model of numerical simulation for single hole gas extraction

經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)取樣實(shí)驗(yàn)室測(cè)得的基礎(chǔ)參數(shù)，結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)測(cè)定的1309工作面煤層相關(guān)模型求解參數(shù)見(jiàn)表1。

表1 計(jì)算參數(shù)Table 1 Parameters used in the calculation

2.3 定解條件

初始條件設(shè)置為應(yīng)力場(chǎng)位移為ui=0。邊界條件設(shè)置煤層頂?shù)装鍖?duì)瓦斯和水位無(wú)滲流邊界，抽采孔前10 m設(shè)置為不滲流邊界，后80 m按照要求設(shè)置為壓力邊界,抽采負(fù)壓p分別為15，25和35 kPa。煤層頂部施加16 MPa的均布載荷；模型垂直下端邊界及水平左右端邊界假設(shè)為位移約束邊界。按此設(shè)置分別進(jìn)行不同抽采負(fù)壓和不同鉆孔間距瓦斯抽采模擬。

根據(jù)計(jì)算極限抽采時(shí)間[15]，不同抽采負(fù)壓計(jì)算煤層瓦斯壓力時(shí)瞬態(tài)求解器時(shí)間設(shè)置分別為0,10,30,60,90和120 d，利用COMSOL Multiphysics中固體力學(xué)模塊及所建立的流固耦合模型進(jìn)行計(jì)算。

2.4 模擬結(jié)果分析

2.4.1 水滲流作用影響分析

為驗(yàn)證考慮水滲流作用對(duì)流固耦合模型計(jì)算結(jié)果的影響。分別對(duì)考慮水滲流作用與僅考慮瓦斯?jié)B流的兩種流固耦合模型按以抽采負(fù)壓15 kPa為例。取接近極限抽采時(shí)間的90 d時(shí)監(jiān)測(cè)線(xiàn)上瓦斯壓力計(jì)算結(jié)果進(jìn)行對(duì)比。對(duì)比結(jié)果如圖2所示。

由圖2中可以看出，兩模型瓦斯壓力隨距鉆孔距離增加變化趨勢(shì)呈一致?？紤]水滲流作用后的流固耦合模型在鉆孔周?chē)幟后w瓦斯壓力較傳統(tǒng)模型得到的抽采后的瓦斯壓力略高。在相同抽采時(shí)間條件下瓦斯壓力下降相比較慢。距鉆孔遠(yuǎn)處煤體受抽采影響相對(duì)較小，瓦斯壓力基本相同。證明煤體孔隙中水的存在一定程度上影響了瓦斯抽采。

圖2 鉆孔周?chē)咚箟毫ψ兓瘜?duì)比Fig.2 Contrast curve of gas pressure change around borehole

分別計(jì)算監(jiān)測(cè)線(xiàn)上平均瓦斯壓力與平均水壓，繪制其隨抽采時(shí)間變化曲線(xiàn)如圖3所示。從圖3中可以看出，抽采初期煤體水壓下降明顯，壓力梯度最大，而后期水壓下降趨緩，壓力梯度減小；水壓下降的過(guò)程即抽采產(chǎn)水的過(guò)程，抽采后期由于含水飽和度接近束縛水飽和度，此時(shí)水壓幾乎不再下降。在瓦斯抽采過(guò)程中，抽采初期由于水的滲流作用，水從煤體裂隙排出促進(jìn)基質(zhì)中瓦斯解吸，瓦斯壓力緩慢下降后下降幅度增大；抽采后期，煤層瓦斯壓力總體降低，瓦斯壓力梯度小，瓦斯壓力下降緩慢。觀(guān)察圖3曲線(xiàn)可以看出，增加抽采負(fù)壓，水壓下降速度略有增加，但隨著抽采的進(jìn)行，不同抽采負(fù)壓下的煤層水壓最終基本趨于一致。對(duì)比抽采負(fù)壓分別為15，25和35 kPa下的瓦斯壓力值，結(jié)果表明，在相同抽采時(shí)間內(nèi)抽采負(fù)壓越大瓦斯壓力值越低。

圖3 平均瓦斯壓力與平均水相壓力變化Fig.3 Curves of average gas pressure and average water pressure

水相相對(duì)滲透率krw與瓦斯相對(duì)滲透率krg可表征流體在煤體中的流動(dòng)能力。圖4為不同壓力下煤層相對(duì)滲透率隨時(shí)間的變化。對(duì)比分析圖4中相對(duì)滲透率變化可以看到，煤層的水相相對(duì)滲透率在初始階段快速下降，后期下降趨于平緩后不再變化，這一趨勢(shì)與水壓變化規(guī)律相同。氣相瓦斯相對(duì)滲透率隨抽采進(jìn)行先上升較快，后上升趨勢(shì)逐步平緩直至穩(wěn)定幾乎不變。由于抽采初始時(shí)刻，水大量排出，瓦斯?jié)B流通道增大，瓦斯?jié)B透率隨著抽采的進(jìn)行逐漸增大。抽采后期水壓不再降低，煤層的氣相滲透率逐步達(dá)到最大值。由圖4中可以看出不同抽采負(fù)壓下的水相滲透率與瓦斯?jié)B透率曲線(xiàn)無(wú)明顯差異，抽采負(fù)壓對(duì)滲透率幾乎無(wú)影響。

圖4 煤層相對(duì)滲透率變化Fig.4 Relative permeability change of coal seam

2.4.2 不同抽采負(fù)壓下瓦斯壓力分布

在鉆孔孔底(x，90，3)設(shè)置監(jiān)測(cè)AB線(xiàn),考察監(jiān)測(cè)線(xiàn)上瓦斯壓力，滲透率等相關(guān)參數(shù)以15 kPa抽采負(fù)壓為例，監(jiān)測(cè)線(xiàn)切面上瓦斯壓力隨抽采時(shí)間變化如圖5所示。

由圖5可以直觀(guān)看出，抽采負(fù)壓為15 kPa在120 d內(nèi)距鉆孔2 m內(nèi)瓦斯壓力變化較明顯。由監(jiān)測(cè)線(xiàn)上瓦斯壓力結(jié)果可知，初始瓦斯壓力為0.56 MPa，距鉆孔2 m處瓦斯壓力由1 d時(shí)的0.558 MPa下降到120d時(shí)的0.382 MPa，瓦斯壓力較初始下降31.5%；抽采負(fù)壓為25 kPa時(shí)，經(jīng)120 d抽采，距鉆孔1 m處瓦斯壓力降至0.356 MPa，距鉆孔2 m處降至0.305 MPa，分別下降36.4%和45.5%；抽采負(fù)壓為35 kPa時(shí)，經(jīng)120 d抽采距鉆孔1 m處瓦斯壓力降至0.341 MPa，距鉆孔2 m處降至0.293 MPa，分別下降了39.1%和47.6%。

橫向?qū)Ρ劝l(fā)現(xiàn)，隨著抽采的進(jìn)行，瓦斯壓力逐漸下降，并且壓力下降區(qū)域逐漸擴(kuò)散增大，證明抽采影響圈范圍越來(lái)越大?？v向?qū)Ρ劝l(fā)現(xiàn)，抽采負(fù)壓越大，相同抽采時(shí)間下瓦斯壓力隨負(fù)壓增大而下降，但下降的幅度趨緩。提高抽采負(fù)壓對(duì)增大抽采影響半徑的效應(yīng)逐漸減弱。

圖5 瓦斯壓力隨抽采時(shí)間變化等值線(xiàn)Fig.5 The contour map of gas pressure with the change of extraction time

瓦斯抽采率可通過(guò)煤層殘存瓦斯壓力表示。以煤層瓦斯壓力下降51%的壓降半徑作為瓦斯抽采有效影響半徑判定標(biāo)準(zhǔn)[14-15]，即瓦斯壓力由0.56 MPa下降到0.27 MPa。統(tǒng)計(jì)不同抽采負(fù)壓和不同時(shí)間的鉆孔抽采有效影響半徑，并擬合繪制出有效影響半徑與瓦斯抽采時(shí)間的關(guān)系，見(jiàn)圖6。當(dāng)抽采負(fù)壓為15 kPa時(shí)，抽采30 d時(shí)鉆孔抽采有效影響半徑僅為1.7 m，120 d時(shí)為2.4 m；負(fù)壓為25 kPa抽采120 d時(shí)的影響半徑為2.7 m；35 kPa時(shí)抽采120 d影響半徑為2.8 m。隨著抽采時(shí)間的增加鉆孔壓降影響半徑逐漸擴(kuò)大，在90 d后到120 d這一區(qū)間雖仍有增加，但是增長(zhǎng)速率十分平緩逐漸趨于穩(wěn)定。鉆孔瓦斯抽采120 d時(shí)壓降有效影響半徑隨抽采負(fù)壓增大而逐漸增大成指數(shù)關(guān)系，經(jīng)擬合后120 d有效影響半徑r(單位：m)與抽采負(fù)壓p(單位：kPa)的關(guān)系式為：

r=2.95-1.49e-p/14

(11)

圖6 有效影響半徑與抽采時(shí)間的關(guān)系Fig.6 Relationship between effective influencing radius and extraction time

由擬合關(guān)系式(11)可知，當(dāng)負(fù)壓增大到27 kPa時(shí)，有效影響半徑為2.73 m，其后，抽采負(fù)壓每增加1 kPa，有效影響半徑僅增加0.01 m，增大負(fù)壓已無(wú)實(shí)際意義。在實(shí)際生產(chǎn)中僅會(huì)增加生產(chǎn)成本。結(jié)合不同抽采負(fù)壓對(duì)滲透率變化影響，以及1309工作面抽采系統(tǒng)實(shí)際情況，確定合理抽采負(fù)壓為27 kPa。

2.4.3 鉆孔間距影響

圖7 不同鉆孔間距下煤體瓦斯壓力變化Fig.7 Variation curves of coal gas pressure under different borehole spacing

為選擇合理鉆孔間距，避免鉆孔間距過(guò)小增加施工成本造成串孔，同時(shí)間距過(guò)大則會(huì)留下抽采盲區(qū)的現(xiàn)象，根據(jù)合理鉆孔間距范圍[16]，在單孔模型的基礎(chǔ)上設(shè)置雙孔模型，2鉆孔連線(xiàn)中點(diǎn)開(kāi)孔坐標(biāo)固定為 (10，0，3)，分別設(shè)置鉆孔間距為3，5，7 m。對(duì)不同鉆孔間距模型，進(jìn)行孔抽采影響的流固耦合模型數(shù)值模擬分析。監(jiān)測(cè)線(xiàn)上的瓦斯壓力值如圖7所示。由圖7中可以看出，鉆孔間距為3 m時(shí)，抽采120 d后2鉆孔之間煤層瓦斯壓力最大為0.24 MPa，抽采率為57%完全滿(mǎn)足相關(guān)抽采要求。鉆孔間距為5 m時(shí)，抽采120 d后2鉆孔之間煤層瓦斯壓力最大為0.28 MPa，可以滿(mǎn)足煤層瓦斯壓力降低一半以上的要求。鉆孔間距為7 m時(shí)抽采120 d后監(jiān)測(cè)線(xiàn)上瓦斯壓力最大為0.31 MPa，此處瓦斯壓力仍然較大，證明存在抽采盲區(qū)，鉆孔間距過(guò)大，抽采效果不好。從工程施工量和抽采效果等方面綜合考慮，在滿(mǎn)足抽采效果的同時(shí)可適當(dāng)增加鉆孔間距，因此應(yīng)重點(diǎn)對(duì)鉆孔間距3～5 m抽采效果進(jìn)行考察。

對(duì)鉆孔間距分別為3.5，4.0和4.5 m監(jiān)測(cè)線(xiàn)上瓦斯壓力值點(diǎn)最大值所能達(dá)到0.27 MPa所需的最短時(shí)間進(jìn)行計(jì)算。所需的時(shí)間分別為98，108和113 d。在能達(dá)到抽采要求的情況下，并無(wú)本質(zhì)差距。綜合考慮工程量，抽采效率，抽采效果等因素，同時(shí)留有一定安全余量取鉆孔間距為4.5 m，可以避免抽采盲區(qū)同時(shí)節(jié)約施工成本。

3 工程應(yīng)用

通過(guò)在13091巷東段選取100 m范圍進(jìn)行優(yōu)化參數(shù)后抽采現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)對(duì)數(shù)值模擬結(jié)果進(jìn)行驗(yàn)證。通過(guò)井下臨時(shí)抽采泵站調(diào)試抽采負(fù)壓為27 kPa，鉆孔間距為4.5 m，進(jìn)行聯(lián)網(wǎng)抽采。封孔方式為兩堵一注帶壓注漿封孔，封孔段長(zhǎng)度10 m。取2個(gè)抽采孔連線(xiàn)中心位置施工1個(gè)測(cè)壓孔，用以監(jiān)測(cè)瓦斯壓力變化。通過(guò)抽采孔測(cè)試混合流量與瓦斯?jié)舛?，?jì)算瓦斯純量并取平均值對(duì)抽采效果進(jìn)行檢驗(yàn)。

圖8 13091巷順層抽采瓦斯壓力與瓦斯純量隨抽采時(shí)間變化Fig.8 Variation curves of gas pressure and gas purity with extraction time in 13091 tunnel

在抽采120 d各鉆孔平均抽采流量瓦斯?jié)舛鹊某掷m(xù)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)與壓力檢測(cè)孔監(jiān)測(cè)瓦斯壓力如圖8所示。由圖8可知，煤層瓦斯壓力經(jīng)120 d抽采期后，由起始0.52 MPa下降到0.24 Mpa，壓力下降53%。各鉆孔抽采瓦斯純量平均值由最高0.141 m3/min下降到0.087 m3/min，抽采效果明顯。證明按抽采負(fù)壓27 kPa、鉆孔間距4.5 m布置可以滿(mǎn)足抽采要求，較原鉆孔間距3 m減小了施工成本，驗(yàn)證了考慮水滲流作用的流固耦合模型模擬計(jì)算的結(jié)果。對(duì)比計(jì)算結(jié)果與實(shí)測(cè)值發(fā)現(xiàn)模擬瓦斯壓力整體略低于實(shí)測(cè)值。由于模擬情況較理想，未考慮巷道中空氣可能通過(guò)封孔段煤體混流到抽采系統(tǒng)造成漏氣的情況。實(shí)際生產(chǎn)中應(yīng)加強(qiáng)封孔質(zhì)量，避免抽采系統(tǒng)瓦斯空氣混流造成抽采效率降低。

4 結(jié)論

1)煤層水壓在抽采初期快速下降后趨于穩(wěn)定，水相相對(duì)滲透率變化規(guī)律與水壓變化規(guī)律趨勢(shì)一致；瓦斯壓力在有效抽采時(shí)間內(nèi)逐步降低，瓦斯相對(duì)滲透率受水壓變化影響在抽采初期較快升高，后期緩慢上升直至不變。

2)提高抽采負(fù)壓可增加抽采有效影響半徑，并提高抽采效率，但增大到一應(yīng)程度后效果不再明顯；煤層相對(duì)滲透率不隨抽采負(fù)壓增加而改變。

3)綜合對(duì)比抽采效果，經(jīng)優(yōu)化后設(shè)計(jì)抽采負(fù)壓為27 kPa，鉆孔間距4.5 m，抽采120 d有效影響半徑2.73 m，在滿(mǎn)足抽采要求的同時(shí)較傳統(tǒng)抽采工藝節(jié)約施工成本。