高新宇,劉 健,2,張 超,張 馳
(1.安徽理工大學 能源與安全學院,安徽 淮南 232001;2.安徽理工大學 煤礦安全高效開采省部共建教育部重點實驗室,安徽 淮南 232001)
現如今大多煤層透氣性差,瓦斯抽采困難且抽采效率低。基于已有的增透機理研究,在開采前采取各種增透技術[1-3],利用外力,增加煤層內部裂隙發育程度,提高煤層透氣性,使吸附瓦斯易解離抽采。其中,控制爆破技術在增透領域廣泛使用,劉健等[4]發現穿層鉆孔模式下的深孔預裂爆破的增透效果要好于順層鉆孔。璩世杰等[5]發現當布置孔心連線與節理垂直時產生的裂隙網更加龐大。也有一些學者通過對裝藥的耦合度[6-7]研究發現通過實驗可以找到最佳的不耦合系數。另外,采用聚能裝藥[8-10]方式可以保護巷道圍巖完整。楊仁樹等[11]空孔越大越利于裂縫向空孔方向聚集。還有一些學者進行了數值模擬研究也得到了上述結論[12-13]。
目前對于煤層瓦斯增透的理論研究豐富,現場應用也很多,但一些研究并沒有應用到現場,而且很少有研究1個爆破孔同時對多個方向控制孔的深入影響情況。通過設計1種在4個方向布置控制孔的相似模擬的方法在實驗室搭建試驗臺進行預試驗,并且使用聚能藥卷,采用超動態應變儀記錄爆破瞬間控制孔附近的應變,來考察1個爆破孔對于多個控制孔的影響效果。通過理論分析多控制孔的增透效果,并且在現場試驗中考察該方法在實際爆破后的瓦斯抽采率。
線性柱狀裝藥方式爆炸后產生的沖擊波雖是柱面波,但當爆破介質與爆破孔中心距離超過5倍的炮孔半徑時,可以將柱面波近似為平面波處理[14],試驗爆破孔與控制孔間距大于5倍炮孔半徑。平面波入射到控制孔壁任一點處產生的反射入射,炸藥爆炸產生的應力波在煤巖體中主要是縱波,縱波經過自由面時會產生入射縱波、反射縱波和反射橫波。
由于控制孔孔壁是一個曲面,由曲面特征,孔壁上所受切向應力隨入射角增大先增大后減。壓縮應力波與入射波的疊加對控制孔附近的介質產生徑向拉伸應力和切向拉伸應力,當切向拉伸應力大于其抗拉強度時,作用的介質被拉裂形成徑向裂紋。同時控制孔具有位移補償的作用,產生的位移補償加劇了位移差和速度差,使控制孔附近各質點間產生拉伸應力,促進徑向裂紋的發育延伸。所以控制孔具有導向作用,控制孔附近產生的裂隙主要集中于1個方向,同時存在環向裂紋,各方向裂紋交織成復雜的網狀。
試驗根據Froude[15]比例法,原型煤巖力學參數見表1。

表1 爆破模擬試驗原型煤巖力學參數
試驗用50 cm×50 cm×45 cm的模型模擬的某礦現場煤巖體。經實驗室實驗最終得到試驗的材料配比參數(表2)。

表2 爆破模擬試驗相似材料配比參數
在實驗室設計搭建深孔預裂爆破模擬試驗模型,其中設立1個爆破孔和4個控制孔。試驗平臺主要由模擬試樣、CS動態電阻和AFT-0957-8型動態應變儀、聚能藥包、導爆管雷管及起爆器等組成。
模型的中間,以軸對稱方式布置4個控制孔,爆破孔為上表面中心位置,爆破孔直徑為1 cm。其中控制孔的直徑為2 cm,2對控制孔圓心與炮孔圓心距離分別為10、15 cm。控制孔貫穿底板與煤層直至煤層與頂板的煤巖分界面,控制孔深30 cm。炮孔深23 cm,煤層部分孔深8 cm。在控制孔徑向布置應變磚,爆破模型結構圖如圖1。

圖1 爆破模型結構圖
養護14 d經檢測合格后進行裝藥封孔,封孔使用濕潤泥土長度控制在80~120 mm之間。將藥管導線引至安全距離后用起爆器起爆。
爆破后模型紋理分布如圖2。底板表面沿著4個控制孔方向形成了4條主要裂紋,若干條次生裂紋。其中2條較近的控制孔主導的主裂紋都直接沿著控制孔與爆破孔圓心之間的連線擴展的,而較遠的控制孔主導的主裂紋其中1條發生了偏轉,偏轉角度為12.7°,縫寬最大值為7 mm。控制孔方向依然貫穿了1條次生裂紋,說明控制孔依然具有導向作用,從次生裂紋分叉處可以判斷該處應該存在1個影響較大的自由面提前起到了導向作用,對預設引導方向產生了偏移效果,這是由于在澆筑模型時不可避免的部分不均勻,有些地方產生了一定的氣泡,當氣泡產生的自由面足夠大時機會影響到裂縫的擴展。這也是通常在現場實驗時會發現裂隙網要比模擬復雜的多的原因,因為實際的煤巖層的結構復雜的多。爆破后距離爆破孔10 cm的控制孔被拉斷最大寬度變為2.8、3 cm,分別增大了40%和50%;距離爆破孔15 cm的控制孔拉斷后最大寬度為2.1、2.4 cm,分別增大了5%和20%。近孔處產生的裂縫寬度是遠孔處的8倍、2.5倍。

圖2 爆破后模型裂紋分布圖
煤層裂隙較底板要復雜的多,通過對比煤層處爆破產生的爆破壓碎區是底板的4~5倍,由于能量消耗在粉碎圈中的較多,其產生的主裂紋沒有底板效果強烈。沿聚能方向產生了明顯的一段煤層侵徹距離。煤層產生的裂紋依然貫穿控制孔,受到煤層性質的影響,主貫穿的裂紋較細,但是圍繞控制孔附近會產生許多的其他方向的細裂紋,在4#孔附近還產生了復雜的裂隙與壓碎共存區,該區域在澆筑時產生了1塊較為薄弱的區域。煤層復雜的裂隙對于預期的效果較好,明顯可以促進整個煤層瓦斯透氣性的升高,助于瓦斯溢出抽采。距離爆破孔10 cm的控制孔最大寬度變為2.6 cm和4 cm,分別增大了30%和100%,距離爆破孔15 cm的控制孔最大寬度變為2.3 cm和2.5 cm,分別增大了15%和25%。近孔處產生的裂縫寬是遠孔處的2倍和4倍。
爆破應力波在試樣傳播過程中會產生壓縮、拉伸2種作用方式,沿入射應力波方向產生壓縮作用,入射應力波經反射后與未反射的入射應力波疊加產生拉伸作用。應變片每接收一次應力波就以電信號的形式傳輸給超動態應變儀,受力方向的不同,以正負值的形式表示。接收到數據經應變率轉化,得到的爆破瞬間應變片應變如圖3。

圖3 爆破瞬間應變片應變圖
根據測點應力變化曲線所呈現的規律,在1~4 μs時間段,可視為穿層鉆孔爆破的爆破載荷的動載階段。在爆破載荷的動載階段中,爆破試樣主要受到爆轟應力波的作用,兩者應力均出現了不同方向上的劇烈變化并出現了2次劇烈的壓縮與拉伸。這是由于煤層性質及邊界條件,第2次壓縮與拉伸迭加應力的效果較一般情況強烈,使該點的應力變化強度較大。
在4~6 μs時間段內可視為穿層鉆孔爆破的靜載階段,在爆破載荷的靜載階段中爆破試樣,主要受到爆轟氣體和圍巖靜力載荷的綜合作用,應變率在較小的范圍內發生波動,并且逐漸衰減。
某礦C1201工作面,埋深731.8~842.6 m,工作面伴有斷層的單斜構造,煤巖層走向北東,傾向北西,傾角 8°~12°,一般為5°左右。頂為黑色砂質泥巖,巖層完整,裂隙不發育,均厚10.24 m。底為灰黑色粉砂巖,中厚層狀,裂隙不發育,巖層較完整,均厚2.1 m。瓦斯含量為8.5 m3/t,瓦斯壓力為2.2~4.0 MPa,煤層的透氣性系數差,為0.005 4 m2/(MPa2·d),煤層具有突出危險性,屬于難抽煤層。
試驗采用鉆孔孔徑為94 mm,孔之間的連線在同一水平面上,并且垂直于巷道的輪廓。打鉆在煤層中預留1.5~2.0 m,在煤巖交界處爆破。
根據現場連續9 d的數據觀測(圖4),其中前3 d為爆破前抽采數據,與第3 d實施爆破,爆破后3 d瓦斯抽采濃度和抽采流量有顯著提高,爆破5 d后瓦斯濃度逐漸穩定,爆破前1號抽采孔的平均瓦斯濃度約為9.2%,爆破后的趨于穩定的瓦斯濃度約為17.7%,是原來的1.93倍;2號抽采孔爆破前瓦斯濃度約為9.33%,爆破后趨于穩定的瓦斯濃度約為28.5%,是原來的3.05倍;3號抽采孔爆破前的瓦斯濃度約為7.2%,爆破后趨于穩定的瓦斯濃度約為15.4%,是原來的2.14倍;4號抽采孔爆破前瓦斯濃度約為11.5%,爆破后趨于穩定的瓦斯濃度約為13.6%,是原來的1.18倍。

圖4 煤層深孔聚能爆破后瓦斯抽采情況
在爆破前1~4號抽采孔的采集流量依次約為0.04、0.03、0.03、0.05 m3/min,爆破之后的采集流量分別為 0.07、0.10、0.07、0.06 m3/min,爆破后的瓦斯抽采流量達到了爆破前的1.2~3.3倍。其中明顯2號抽采孔爆破后的效果最好,而4號抽采孔在爆破后的提升效果相對差一點,這是由于實際增透效果與現場實際地質條件密切相關;1號和3號爆破后的增透效果則是相近的。
從監測到的瓦斯濃度和瓦斯純量數據,深孔預裂聚能爆破改變了瓦斯應力分布場,增強了卸壓效應,使得爆破后抽采的瓦斯濃度和瓦斯流量均有明顯的上升趨勢,在該次工程試驗中,除了4個主控制孔收集到了明顯數據外,距離爆破孔4.5 m處收集的數據發生明顯變化,該抽采孔的爆破前后共6 h的抽采流量曲線如圖5。在實施爆破后1 h內,距離4.5 m處的瓦斯平均抽采流量約為爆破前的5倍。確定該次爆破試驗的影響半徑達到了4.5 m。

圖5 4.5 m處鉆孔瓦斯抽采流量曲線圖
綜上可知,在采用深孔預裂聚能爆破技術后,龐大的裂隙網使煤層的透氣系數明顯增大,提高了煤層瓦斯抽采率并且提高了煤礦開采的安全性。
1)通過搭建穿層鉆孔深孔預裂爆破模擬試驗平臺,觀察裂紋發育最終情況,孔間距10 cm的近控制孔處產生的裂縫寬度是遠孔附近的2~8倍,能量傳遞方向更集中;孔間距15 cm的控制孔處則產生裂縫寬度較細,裂縫分支較多,能量較為分散。
2)通過控制孔處的應變片采集數據可得,根據測點應變率曲線所呈現的規律,爆破試樣在爆炸壓縮荷載作用后會在其反方向形成拉伸卸載波,造成爆破試樣的裂紋擴展。
3)現場實際爆破后,瓦斯抽采濃度達到了爆破前的1.18~3.05倍,瓦斯抽采流量達到了爆破前的1.2~3.3倍;近控制孔處的抽采孔的抽采了濃度與抽采流量要高于遠控制孔附近的抽采孔,爆破后前3 d的效果明顯,后期開始下降趨于平穩,總體要高于爆破前的抽采效果,抽采半徑為4.5 m。
