過斷層破碎帶瓦斯應力分析及抽放工藝設計

張永剛，鮑俊睿

（山西潞安礦業集團慈林山煤業有限公司 李村煤礦，山西 長治 046000）

李村煤礦1301 工作面為礦井驗收試運轉工作面，據地層資料顯示，該工作面前方存在有1 條傾角為60°的正斷層FJ10。斷層破碎帶周圍形成了高應力瓦斯積聚區，嚴重威脅到工作面的正?；夭蒣1]。因此，為確保安全回采，采用數值模擬的方式判斷瓦斯積聚的應力集中區范圍，并通過分析工作面發生瓦斯異常涌出時的極限距離，設計瓦斯超前應力釋放的最小超前距，并根據實際抽采過程時的應力現象，優化抽采工藝，提高瓦斯抽采的安全系數[2]。

1 工程概況

李村煤礦1301 工作面采用大采高一次采全高沿空留巷工藝回采?，F回采煤層為3#煤層，工作面采高為6 m，煤層與頂底板參數見表1。根據地層資料顯示 ，工作面前方存在1 個正斷層，走向為175°，傾向85°，落差2 m，延伸長度為218 m。

2 工作面過斷層數值模擬

2.1 模型建立與開挖

模擬對象為工作面前方正斷層附近的影響巖層，通過采用FLAC3D數值分析中的接觸面命令進行模擬分析，模型中選取斷層傾角60°，模擬煤層與頂底板巖性參照表1 中數據進行參數設置。模型頂部施加均布載荷12.7 MPa，模型長×寬×高為100 m×80 m× 100 m，數值分析模型如圖1。

當工作面開始回采后，在斷層帶影響下，工作面圍巖內的瓦斯分布狀況發生了改變，為確保工作面在回采過程中的安全性，需對不同回采距離下的采場應力分布進行進一步分析。因此，設計了工作面距斷層40、30、20 m 時的開挖分析模型，模擬時采用彈性材料對模型采空區進行回填處理，對采空區進行無塑性區處理，以免影響分析結果[3-4]。

表1 李村煤礦3 號煤層與頂底板參數Table 1 3# coal seam and top and bottom plate parameters of Licun Coal Mine

圖1 數值分析模型Fig.1 Numerical analysis model

2.2 數值模擬結果

工作面進行回采時，斷層附近的應力場隨采動應力的不斷變化而發生改變，通過對比工作面距斷層40、30、20 m 3 種情形下的應力分布情況，可以預測出煤壁發生瓦斯事故的極限危險距離，不同回采距離下圍巖主應力分布如圖2。

對比3 種回采模型下的主應力分布圖可以得出，隨著工作面的推進，在工作面與斷層之間的一定范圍內出現了應力增高現象，且其應力峰值隨著推進距離的不斷增大而增大。當工作面距斷層40 m時，工作面前方出現應力增高現象，且應力峰值約為10.5 MPa，斷層尾端也同樣出現應力集中現象，且應力峰值為13.9 MPa，此時2 個應力區相距較遠，并未發生應力貫通；當工作面距斷層30 m 時，工作面前方的應力區與斷層帶下側的應力區范圍不斷擴大，并呈現出相互貫通的擴散態勢，此時工作面前方的應力峰值為約12.5 MPa，斷層尾端的應力峰值約為15.7 MPa；當工作面距離斷層20 m 時，工作面前方與斷層破碎帶的2 組應力場相互疊加，形成貫通，此時兩應力區發生能量轉移與釋放，工作面前方的應力峰值逐漸減小至10.5 MPa，斷層尾端的應力峰值逐漸減小至13.6 MPa。

圖2 不同回采距離下圍巖主應力分布Fig.2 Distribution of principal stress of surrounding rock under different mining distances

為進一步分析應力貫通時的塑性分布狀況，截取工作面距斷層20 m 時的塑性區分布（圖3）。

由圖3 可知，隨著工作面與斷層距離的不斷縮小，斷層上盤受開采擾動影響范圍增大。究其原因是泥巖受剪切破壞嚴重，導致孔隙率增大，為瓦斯的擴散提供了有利渠道。并且，當工作面推進至距斷層20 m 處時，裂隙發生貫通，瓦斯應力瞬間釋放，此時工作面煤壁在受到高瓦斯應力與地層應力的雙重疊加作用下剝離煤體，發生大面積片幫，并向采空區側噴射彈性能，是發生瓦斯事故的邊界距離。

圖3 距離斷層20 m 時塑性區分布Fig.3 Distribution of rock layer plastic zone at 20 m from fault

3 瓦斯防治措施方案

3.1 斷層破碎帶對鉆孔的影響

由于工作面前方存在應力異常區，在打鉆過程中會出現吸鉆、卡鉆現象，不僅會影響抽采進程，而且斷留在煤壁內的鉆桿會對工作面的回采造成安全隱患。經統計，在對1301 工作面2 個運輸巷進行瓦斯預抽采時，大多數鉆孔不滿足成孔要求，其中50～80 m 長的成孔數量約占20%，30～50 m 長的成孔數量約占22%，30 m 長的成孔數量約占7.5%，卡鉆孔約占2.2%，且這些不滿足成孔要求的鉆孔分布范圍較為集中。由此可知，此區域內的瓦斯壓力較大，且與孔內空間形成較大的壓力差，嚴重影響了瓦斯的抽采效果。究其原因是在進行鉆孔抽采時，前方煤壁為瓦斯應力集中區，當鉆孔鉆進一段距離后，會出現噴孔現象，孔內壓力與應力集中區應力梯度較大，噴孔源頭周圍的孔壁進入加速變形階段，瞬間增大變形量，導致鉆孔內壁與鉆桿之間的孔隙減小，造成排渣困難。并且隨著鉆孔深度的增大，鉆屑不斷積累并箍緊鉆頭，從而出現卡鉆現象[5-6]。

3.2 “孔內高壓”方案

瓦斯抽采是利用孔內空間與瓦斯積聚區的壓力梯度，實現瓦斯不斷由高壓側向低壓側空間運移的過程[7]。隨著鉆孔深度的不斷增大，鉆孔內壁壓力也逐漸增大，且呈現為非均勻性分布狀態。鉆孔越深，內壁裂隙擴張現象越明顯，單位時間的瓦斯釋放量越大。然而，大量瓦斯釋放后，瓦斯吸附壓力發生變化，這種變化又反作用于鉆孔內壁，進一步形成裂隙的擴張、延伸，持續推進瓦斯解吸反應[8-9]。

“孔內高壓”的抽采工藝是通過增大鉆孔內的風壓值，減小鉆孔與預抽采區瓦斯壓力的梯度差，從而減緩空隙內瓦斯的解吸反應，在滿足瓦斯抽放的同時，避免瓦斯壓力瞬間釋放時發生吸鉆、卡鉆現象；同時通過增大孔內壓力，可以對鉆孔內壁施加一定的支撐力，保持鉆孔內壁的完整性，避免塌孔現象發生，同時也為鉆孔形成的煤屑提供了釋放空間。

通過空壓機施加孔內高壓，可以有效避免因瓦斯應力迅速變化所造成的鉆孔內壁裂隙迅速擴張現象，可以有效控制單位時間內的瓦斯流量，提高成孔率。

式中：p 為空壓機出風口最低風壓，MPa；△p 為風壓損失量，MPa；pa為孔底風壓，MPa；pt為原始瓦斯壓力；△ps為煤屑克服阻力噴出鉆孔的風壓，MPa；p0為大氣壓強。

將煤屑的運動狀態近似為理想狀態，即將煤屑看作為粒度一致，混合均勻，有效排渣直徑穩定恒定的理想狀態[10]，則有：

式中：△ps0為當孔口的氣體密度與流速以不可壓縮氣體為參照時，吹出鉆渣所造成的阻力損失，Pa。

將風流近似看作為不可壓縮流體，結合瓦斯原始壓力 0.25 MPa，可以得到孔底風壓為 0.714 MPa，考慮到可能存在設備漏風及局部風壓損失，最終確定空壓機出口風壓不得低于 0.8～0.9 MPa。對比我國井下現有空壓機的設備性能，可選取ZDY1900S（MKD-5S）型鉆機進行風壓鉆孔，配套的鉆桿直徑為 63.5～73 mm。

3.3 抽采鉆孔參數

為優化1301 工作面順層預抽采鉆孔布置參數，確定合理的抽采半徑，采用觀測法對測壓鉆孔內的瓦斯流量進行對比分析。

在運輸巷中選取距斷層15 m 與40 m 2 組瓦斯流量測點，每組測點分別布置4 個間距2 m、長50 m、孔徑94 mm 的測試孔，且距2#孔1 m 處布置預抽孔，分析抽采前與抽采30 min 后的瓦斯流量。測壓鉆孔布置示意圖如圖4。

圖4 測壓鉆孔布置示意圖Fig.4 Schematic diagram of pressure measuring drilling

由觀測得到，抽采30 min 前后，靠近斷層側的2#孔瓦斯流量增加了23.7%，3#孔瓦斯流量增大了3.4%，1#孔與4#孔變化不明顯，可確定靠近斷層側抽采半徑為1 m；遠離斷層側的2#孔瓦斯流量增大了 32.6%，3#孔瓦斯流量增大了 21.8%，3#孔瓦斯流量增大了6.2%，4#孔變化不明顯，可確定遠離斷層測試抽采半徑為2 m。

但在實際抽采時常布置為多孔密集抽采，此時會存在著抽采疊加顯現，因此為盡可能減少鉆孔數量，應將遠離斷層側的抽采孔間距適當增大至2.5 m。為便于鉆孔，選取鉆孔高度1.5 m，垂直運輸巷并向上傾斜2°進行鉆孔，鉆孔全長約 130 m，孔徑 113 mm。

4 結 論

1）通過模擬工作面過斷層數值模型，可以得出當工作面距斷層20 m 時，斷層帶的應力區會與工作面前方煤壁處的應力區發生貫通，此時在高瓦斯應力與地層應力的雙重作用下，易發生工作面煤壁片幫以及瓦斯動力災害。因此需對超前工作面20 m范圍內的煤體進行應力釋放。

2）為有效提高成孔率，改善瓦斯抽采效果，提出了采用 ZDY1900S（MKD-5S）型鉆機實施“孔內高壓”的高風壓抽采方式，空壓機出風口風壓不得低于 0.8～0.9 MPa。

3）通過觀測測壓鉆孔瓦斯壓力變化，確定靠近斷層側鉆孔最佳布置間距為1 m，遠離斷層側鉆孔最佳布置間距為 2.5 m，鉆孔高取 1.5 m，鉆孔全長取130 m，孔徑取113 mm，鉆孔傾角為垂直運輸巷并向上傾斜2°。

4）采用此工藝進行瓦斯預抽采，能夠有效降低瓦斯積聚區的安全隱患，并減少打鉆時的卡鉆、吸鉆、塌孔現象，提高瓦斯抽采效率。