深孔預裂對采空區瓦斯抽采效果的影響研究

吉曉波，王 飛，高亞斌，李敬鈺，郭樂宏，李午明

(1.太原理工大學安全與應急管理工程學院，山西 太原 030024；2.山西省煤礦安全研究生教育創新中心，山西 太原 030024；3.山西潞安集團潞寧煤業有限公司，山西 寧武 036706)

我國地域廣闊，煤層開采條件復雜多樣，隨著煤層開采強度和開采跨距的增加，采空區上覆堅硬巖層來壓強度和來壓步距逐步增大[1-2]。一方面，強烈的動力破斷對綜采面液壓支架造成沖擊，進而引發各種次生災害；另一方面，采空區形成大面積無裂隙懸頂，給鉆孔和巷道瓦斯抽采造成很大困難[3-5]。我國學者在預防此類災害方面做了大量工作，李重情等[6]基于小撓度理論得出初次來壓步距，并證實頂板弱化后對瓦斯抽采率有明顯的提升作用；賈瑞榮等[7]針對博斯坦礦利用薄板理論得出頂板破斷步距，優化了頂板深孔預爆參數；譚毅等[8]采用數值模擬、現場勘測技術研究了淺部煤層堅硬頂板條件下導水裂隙帶的發育高度，為堅硬頂板采空區瓦斯抽采提供了借鑒；李迎富等[9]運用相似模擬實驗，通過力學結構模型導出支架失穩時臨界阻力計算公式，指出強制放頂后可降低來壓強度。

預先弱化是處理堅硬頂板的常見方式，但針對其和采空區瓦斯治理相互影響規律研究較少，本文以潞寧煤礦堅硬頂板大跨度工作面的地質條件為工程背景，研究了深孔爆破后的來壓步距，以及來壓前后對鉆孔、瓦斯抽采系統抽采量的影響規律。

1 工程背景

潞寧煤礦24102工作面埋藏深度為353～484 m，工作面平均走向長度為2 601 m，傾向長236 m，煤層平均厚度為3.28 m，煤層平均傾角5°。工作面采用走向長壁式一次采全高綜合機械化采煤方法，頂板管理為超前深孔強制預裂頂板、全部垮落法。工作面的直接頂為3.0～7.3 m的泥巖，層理發育，易分化破碎，老頂主要為細粒砂巖，呈層狀、細粒結構，成分以石英為主，裂隙不發育。2號煤層為Ⅱ級自燃煤層，煤塵具有爆炸性。為治理采空區瓦斯，在工作面風巷上幫施工高位鉆孔、在風巷下幫布置插管，兩趟Φ325 mm瓦斯抽采管路沿風巷回風聯巷與總回Φ630 mm負壓主管路連接。

2 正常跨落數值模擬

FLAC3D軟件目前普通用于采礦工程以解決巖土問題[10]。根據潞寧煤礦的地質資料以及上下巖層的物理參數建立數學模型，將模型共劃分為18個煤巖層，頂部施加7.0 MPa豎向壓應力，模型尺寸設置為：400 m×270 m×146 m，走向長度為400 m，傾向長度為270 m，豎直方向高度為146 m。模型共劃分86 400個單元、92 988個節點，初始模型及部分巖層參數見圖1和表1。按10 m的步距對2號煤層開挖，煤層開挖后頂板沿走向的塑性變形如圖2所示。

圖1 24102工作面的網格模型

表1 煤層頂板參數

由圖2可知，煤層開挖的前10 m上覆巖未發生明顯的變化，當開采到20 m后直接頂開始受到拉伸破壞，出現跨落現象；當開挖到40 m時老頂開始出現剪切破壞，且隨著開采面的繼續推進，上覆巖老頂剪切破壞和拉伸破壞的面積開始逐步橫向增加，推到60 m時破碎發育完全，且老頂出現大面積的跨落，說明此時老頂初次來壓。工作面繼續推進上覆巖層的破碎區主要沿著橫向發展進而周期性跨落。由此認為，老頂的初次來壓步距為60 m，且根據煤礦開采初期對該礦上覆巖層的礦壓分析，確定弱化前的老頂初次來壓步距為64 m[10]。

3 堅硬頂板深孔爆破研究

3.1 深孔爆破治理瓦斯原理

如圖3所示，深孔爆破的過程是能量沿著爆孔中心向外圍輻射的過程，在外加能量的作用下原有平衡狀態被打破。貼近爆孔的巖石圈所承受沖擊壓力超過巖石強度，巖石發生剪切和拉伸破壞，破壞后產生的巖石碎塊在重力和爆轟氣流的作用下被剝離，形成內部中空區；能量經過一次衰減后仍足以將深部巖層壓斷，但爆轟氣流無法對破斷巖塊形成有效的拋擲作用，進而轉變為相互粘連的破碎巖塊；隨著爆破能量被沿途巖石的吸收，沖擊波與爆轟氣體的能量都有大幅度的減弱，沖擊波只沿著抗剪切能力較弱的節理面傳遞，致其產生大量裂縫；而外層只是受到微小的動力擾動，不足以克服巖石的內聚力，因此形成震動區[12]。

圖2 煤層開挖后頂板塑性圖

圖3 深孔爆破原理圖

在順槽、工作面頂板施工若干深孔進行爆破后，相鄰炮孔間形成相互貫通的裂縫，上覆巖體蓄積的勢能得到釋放且集中應力重新分布，導致煤層頂板強度降低。隨著工作面向前推進，頂板逐漸形成中間強度低的懸臂梁，在重力的作用下，巖梁發生破斷跨落[13-14]。如圖4所示，深孔爆破后加速裂隙的發展，上覆巖在跨落后形成直觀的“三帶”分布，采空區內瓦斯由于密度較輕，瓦斯升浮蓄積到裂隙帶內，形成的大量裂隙為采空區瓦斯抽采提供了通道。

圖4 預裂后頂板跨落示意圖

3.2 深孔爆破現場研究

由前文對2號煤層開挖模擬研究可知，24102工作面回采后采空區頂板必然會出現大面積懸頂。綜合考慮礦井實際條件，炮孔布置如圖5所示，切眼深孔爆破主要布置39個炮孔，分別為A炮孔、B炮孔、C炮孔、D1炮孔～D14炮孔、E1炮孔～E16炮孔、G炮孔、H炮孔、M1炮孔、M2炮孔、N1炮孔、N2炮孔。其中，A炮孔、B炮孔、C炮孔、D1炮孔～D14炮孔、G炮孔、H炮孔布置在切眼靠近老塘側，距切眼靠老塘側煤墻距離≤500 mm，E1炮孔～E16炮孔布置在距D排孔1 m的平行線上。A炮孔位置在運巷中線處，A炮孔與B炮孔孔口間距7.5 m，B炮孔、C炮孔、D1炮孔～D14炮孔孔口間距15 m，G炮孔與D14炮孔孔口間距5 m、G炮孔與H炮孔孔口間距4 m，H炮孔孔口距風巷上幫2.1 m；E1炮孔～E16炮孔孔口間距15 m，E1炮孔與運巷下幫間距17.5 m，E16炮孔與E15炮孔間距14.5 m、與風巷上幫3.7 m；M1炮孔、M2炮孔和N1炮孔、N2炮孔分別布置在運巷、風巷超前支護段內，沿著巷道中線間距7.5 m且平行于兩巷并向老空方向鉆進，炮孔各參數見表2。 現場選用Φ42 mm的鉆桿超前工作面煤層壁40 m打眼，在工作面每推進3刀的位置處裝藥爆破，爆破完切眼炮孔后相繼爆破風巷和運巷孔，每次爆破3個炮孔，每個炮孔采用連續偶合方式裝藥，雙雷管、雙導索引爆，炮孔用炮泥連續密實封堵。

圖5 深孔爆破炮孔布置圖

表2 深孔爆破炮孔參數

工作面推進過程中，沿工作面傾向從進風側依次選取10號支架、80號支架、150號支架，分析支架載荷隨采動距離的變化規律，如圖6所示。根據現場經驗將支架載荷的均值與其1～2倍均方差的和作為老頂來壓的判別依據[15]，其中，圓點標記點即為來壓節點。

隨著24102工作面推進距離的增加，頂板懸掛長度逐漸加大，10號支架載荷出現無規律波動，開采到33 m后10號支架載荷第一次出現了急劇增加，在36 m處達到最大值24 MPa，老頂初次來壓，在后續的39～50 m 10號支架載荷變化平緩，在54 m處10號支架載荷值到達低谷，63 m后10號支架載荷快速上升，進入下一個來壓周期，平均周期來壓為26 m；工作面推進190 m的過程中，80號支架相繼出現6次來壓，平均來壓步距為24 m；而根據150號支架載荷判斷，工作面推進33 m后頂板初次來壓，在繼續推進190 m的過程中出現了5次周期來壓，來壓步距為15～32 m。

采取深孔預裂頂板后，工作面傾向上來壓并不同步，老頂初次來壓步距減小為31～45 m，縮減為放頂前的1/2；來壓步距的變化對采空區瓦斯抽采有著直接的影響。

3.3 深孔爆破對瓦斯治理的影響

圖7為高位鉆孔瓦斯抽采數據隨時間變化規律圖，其中，圖7(a)為新切眼采煤階段采取深孔爆破放頂時采空區高位鉆孔抽采瓦斯數據圖，圖7(b)為舊切眼采煤階段未采取深孔爆破放頂時采空區高位鉆孔抽采瓦斯數據圖。

24102工作面新切眼開采到7 d時，工作面推進35 m左右，老頂初次來壓，且由圖7(a)知，此時為鉆孔瓦斯濃度和流量變化的轉折點。在此之前，鉆孔瓦斯濃度、流量均偏低，且鉆孔流量變化幅度較小；頂板跨落后，采空區氣體在負壓作用下從大量發育良好的裂隙流向高位鉆孔，此時鉆孔瓦斯濃度和流量都有大幅度的提升，但稍微滯后于頂板初次來壓的時間。 在老頂跨落之后的3～4 d內鉆孔抽采濃度和抽采純流量達到最大值，分別為11%、0.34 m3/min，比來壓前分別增加了1.8倍、5.6倍，而鉆孔混合流量由于后期抽采管路負壓有所調節，最大值與純流量和瓦斯濃度并不同步。 隨著采動時間的推移，鉆孔終孔逐漸進入采空區后方的壓實區，在空間位置和瓦斯儲量上都不利于瓦斯抽采，此時單個鉆孔瓦斯濃度維持在1.5%左右，瓦斯純流量在0.07 m3/min波動。對比圖7(a)和圖7(b)可知，采空區高位鉆孔瓦斯濃度和流量變化趨勢基本一致，先上升后下降；而未采取深孔預裂時高位鉆孔抽采瓦斯量明顯偏低，且抽采最佳時間點滯后于采取深孔預裂措施。

圖6 支架載荷變化規律

24102工作面針對采空區瓦斯治理采用了高位鉆孔和插管抽采相結合的方法，為對比研究堅硬頂板預裂后對兩者瓦斯治理效果的影響，分別在新舊切眼采煤階段統計了為期21 d的回風巷瓦斯流量、插管抽采瓦斯流量、裂隙帶抽采瓦斯流量以及瓦斯治理占比，得到了工作面瓦斯數據變化曲線(圖8)。

結合圖6和圖8(a)知，24102工作面初次來壓前，采空區上方存在一定面積的懸頂，工作面支架載荷最大達到30 MPa，此時采空區插管在瓦斯治理中起著關鍵作用，瓦斯抽采量是高位鉆孔的3～10倍，瓦斯治理中抽采占比40%。煤層開采到第7 d，頂板出現第一次跨落，來壓后采空區空間的急劇縮小和頂板裂隙的發育為瓦斯抽采提供了條件，抽采管路和巷道中瓦斯流量隨之急劇增加，風巷瓦斯流量最高達到了7 m3/min，高位鉆孔抽采量最高達6 m3/min，且超過插管抽采并保持較高抽采量，此時瓦斯抽采占比首次超過風排瓦斯量。工作面隨后推進的過程中，高位鉆孔瓦斯抽采量呈下降趨勢，但總體抽采量高于插管，在瓦斯抽采中占據主導地位，而插管抽采瓦斯量維持在1.50 m3/min。工作面推進至16 d后頂板第二次周期來壓，且高位鉆孔、插管和風巷瓦斯量同步增加，插管抽采量增加梯度偏小，風巷和高位鉆孔瓦斯流量增加至2倍，抽采量在瓦斯治理中占比達60%。對比圖8(b)，在舊切眼采煤階段未采取深孔爆破預裂頂板時，風巷較長時間段處于高瓦斯流量狀態，瓦斯抽采占比隨著時間的推移有所提高，但整體瓦斯抽采效率相對較低，維持在25%～40%。

圖7 高位鉆孔抽采瓦斯變化規律

圖8 新舊切眼采煤階段瓦斯變化曲線

4 結 論

1) 根據潞寧煤礦2號煤層頂板參數，FLAC3D模擬結果表明采空區頂板初次來壓的步距為60 m，與現場基本吻合，對煤礦安全生產造成嚴重威脅。

2) 基于深孔爆破和采空區高位鉆孔抽采瓦斯原理，在工作面切眼及進回風巷布置若干爆破孔，對工作面傾向不同位置處的支架載荷研究結果表明，大跨度工作面不同位置處來壓步距不同步，且頂板初次來壓步距為31～45 m，來壓步距的縮短在頂板裂隙的形成上起到了促進作用，對采空區高位鉆孔治理瓦斯起到了關鍵性的作用。

3) 現場研究表明，采取深孔預裂措施對采空區高位鉆孔和插管抽采均具有促進作用，而對高位鉆孔抽采影響幅度更大，來壓后高位鉆孔瓦斯抽采濃度和流量分別增加了1.8倍、5.6倍，在工作面瓦斯治理中，以抽采瓦斯為主，且其占比提高到了60%，對潞寧煤礦24102工作面瓦斯治理起到了良好的效果。