低透气性煤层长钻孔爆破增透技术

胡刚，王晓波，王维维

(1.黑龙江科技学院矿业研究院，哈尔滨150027;2.黑龙江科技学院资源与环境工程学院，哈尔滨150027)

0 引言

我国95%的煤矿为地下开采。目前，国有重点煤矿70%以上是高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井，且大部分为低透气性煤层。随着煤层开采深度的逐年增加，瓦斯压力与地应力逐渐增大，瓦斯突出问题日渐凸显，严重制约着矿井的安全高效生产。对于透气系数低的煤层，国内外通常采取人工增加煤层透气系数的方法，措施有水力压裂、水力隔缝、长钻孔爆破、交叉钻孔和煤层的酸液处理等［1］。其中，长钻孔松动控制爆破方法以设备简单，增透效果好受到青睐。笔者以新安煤矿八号煤层作为研究对象，通过理论分析及ANSYS/LS－DYNA模拟，进行控制孔对煤岩裂隙区的影响过程及孔距大小的研究。

1 长钻孔松动控制爆破技术原理

1.1 岩石爆破的内部作用原理

岩石内部单个药包发生爆破作用时，除了在装药处形成扩大的空腔外，还从爆源向外依次产生压缩粉碎区、破裂区和震动区。压缩粉碎区的半径通常只有2～3倍的装药半径，岩石的爆破破坏半径主要为破裂区。依据哈努卡耶夫理论，按波阻抗值大小将岩石分为高中低三类。研究中突出煤层波阻抗小于5×105g/(cm3·cm/s)，属于低阻抗岩石，以爆生气体形成的破坏为主，故按爆生气体准静压作用计算其破裂区的大小［2－3］。

爆破瞬间产生的冲击波和爆生气体，压碎区外，冲击波衰变为压缩应力波，爆生气体在炮孔中等熵膨胀，充满炮孔时的爆生气体压力(p0)为

式中:ρe——炸药密度，kg/m3;

ve——炸药爆速，m/s;

dc——装药直径，mm;

db——炮孔直径，mm。

孔壁的应力状态类似于承受均匀内压的厚壁圆筒，根据厚壁筒理论，其径向压应力和切向拉应力数值相等，即

式中:r——距炮孔中心的距离，mm;

rb——炮孔半径，mm;

σr——径向压应力值，Pa;

σθ——切向压应力值，Pa。

以岩石的抗拉强度σt取代式(1)中的切向压=p/r。应力值σθ，即可求得裂隙区半径Rp(0b

选择煤矿许用三级乳化炸药，取ve=4 400 m/s，ρe=1.31 g/cm3，药卷rc=25.0 mm，rb=37.5 mm;σt=0.35 MPa可得，Rp=1.06 m，压碎区与裂隙区的半径之和约为1.13 m。

1.2 控制孔的作用原理

在爆破孔附近布置一定孔径的控制孔，相当于在径向方向增加了辅助自由面，对爆炸能量起到引导作用［4］。当压缩应力波传播到该自由面时，会反射成拉伸波;当拉伸波大于煤体的抗拉强度时，使煤体从自由面向里片落。同时反射拉伸波和径向裂隙尖端处的应力场，会进一步扩展。因此，布置控制孔时，爆破孔和控制孔的设计间距应该比单孔爆破产生的压缩粉碎区和破裂区半径之和稍大，具体布置方式通过数值模拟、爆破实验确定。

长钻孔松动控制爆破技术是在松动爆破的基础上，在一定范围内布置控制孔，提高爆破产生的裂隙范围，增强爆破效果，使煤体瓦斯得以提前缓慢排放、瓦斯压力下降，原集中应力带及高压瓦斯带移向煤体深部，有利于防止煤与瓦斯突出的发生［5］。同时可在控制孔直接进行瓦斯抽放，提高瓦斯抽放效率。

2 数值计算模型与材料参数

2.1 计算模型

模拟的工作面埋深590 m，煤层厚度1.7～1.8 m，平均倾角20°，普氏系数2～3，伪顶为1.1 m厚粉砂岩，直接顶为2 m的粉砂岩，老底为6.5 m厚的细砂岩。

由于炸药是中心起爆，具有结构对称性特点，所以建模时只取四分之一模型。边界条件设置为无反射边界。炸药、空气材料采用欧拉网格建模，单元使用多物质ALE算法，煤岩采用拉格朗日网格建模，空气与炸药、煤岩采用流固耦合［5］，模型如图1所示。数值采用g－cm－μs单位制，具体尺寸，模型1∶500 cm×500 cm×1 cm，模型2∶500 cm×500 cm×1 cm;依据理论计算爆破孔与控制孔间距取200 cm，孔径皆为75 mm，孔心位置沿煤层中线单排布置，药径50 mm，不耦合系数为1.5。

图11 /4模型示意Fig.1 Layout diagram of 1/4 of model

2.2 材料参数

计算中，煤岩体采用非线性塑性PLASTIC－KINEMATIC材料模型，主要力学参数见表1。

表1 煤岩物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of coal seam

炸药采用HIGH_EXPLOSIVE_BURN模型以及EOS_JWL状态方程描述:

式中，p为爆轰压力;A、B、R1、R2、ω为与材料性质有关的常数，V为相对体积，E0为初始比内能，具体参数见表2［6］。

表2 炸药参数Table 2 Parameter list of explosives

空气选择NULL材料模型以及LINEAR_POLYNOMIAL状态方程描述:

式中，E为单位体积内能。当线性多项式状态方程用于空气模型时，C0=C1=C2=C3=C6=0，C4=C5=0.4。空气密度取1.23 kg/m3，初始相对体积V0取1.0［7－8］。

3 模拟结果分析

3.1 控制孔对煤岩裂隙区的影响

煤岩模拟材料为非线性塑性材料，当以流动形式破坏时，应该采用第三或第四强度理论，故模拟中选用Von mises等效应力作为衡量应力水平的主要指标。模拟结果在LS－PrePost软件中打开，对模型1、2进行镜像处理，观察爆破作用过程。截取镜像处理后的模型2在四个不同时刻的Von mises stress变化，如图2所示。图2a～d分别为89、199、339和401 μs时的镜像。在图2a～c中可见，应力波以起爆点为圆心，以环状向外传播的过程中，强度随着传播距离的增加不断衰减，在爆破孔周围产生环向裂隙。在图2c～d中可见，应力波传播至控制孔处发生反射，在中线上形成拉伸波。当该拉伸波的强度大于煤体的抗拉强度时，煤体向里片落，产生径向裂隙。同时，反射波与径向应力波相互叠加，促使裂隙区内的裂隙增多。这与理论分析相符。

图2 模型2不同时刻的等效应力Fig.2 Von mises stress of modle 2 at different points of time

3.2 裂隙区的范围

在模型1、2的炮孔布置中线上分别取三个观测点A、B、C，观测点距离爆破孔分别为1.2、1.5、1.8 m，读取各单元应力时程曲线，如图3所示。从图3中可知，单元应力达到峰值的时间随其距起爆点距离的增加而增加，峰值大小随其距起爆点距离的增加而不断减小;同一位置，模型2中的应力极值低于模型1，说明一定距离内布置有控制孔时，煤岩裂隙增多;模型2中1.8 m附近单元应力接近煤岩的抗拉强度，说明在不耦合系数为1.5，控制孔距爆破孔2 m时，裂隙区的范围约为爆破孔径的25倍。

图3 单元应力时程曲线Fig.3 Stress time-history curves of element

4 结束语

长钻孔爆破增透技术可以提高松动爆破的卸压和瓦斯排放效果，数值模拟结果说明合理布置控制孔可以增加裂隙区的范围，进而有效防止煤与瓦斯突出的发生，为工作面安全回采创造了较长的防护区。

将模拟结果作为新安煤矿八号煤层工作面长钻孔松动爆破工程参数设计的依据，最终确定爆破孔与控制孔间距为2 m，爆破孔间距为4 m。进行长钻孔松动控制爆破后，抽放浓度和抽放量增大，抽放率明显提高。在工作面回采过程中，回采工作面回风流中的瓦斯浓度得到有效控制，未出现超限现象。

［1］ 张国枢.通风安全学［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2007.

［2］ 东兆星，邵鹏.爆破技术［M］.北京:中国建筑工业出版社，2005.

［3］ 杨军，陈鹏万，胡刚.现代爆破技术［M］.北京:北京理工大学出版社，2004.

［4］ 刘泽功，蔡峰，肖应祺.煤层深孔预裂爆破卸压增透效果数值模拟分析［J］.安徽理工大学学报:自然科学版，2008，28(4):16－24.

［5］ 邵方，张红灿，高加传.深孔松动爆破防治煤与瓦斯突出的技术研究［J］.山西建筑，2010，36(14):134－138.

［6］ 时党勇，李裕春，张胜民.基于ANSYS/LS－DYNA8.1进行显示动力分析［M］.北京:清华大学出版社，2005.

［7］ 白金泽.LS-DYNA3D理论基础与实例分析［M］.北京:科学出版社，2005.

［8］ 石少卿，康建功，汪敏，等.ANSYS/LS－DYNA在爆炸与冲击领域内的工程应用［M］.北京:中国建筑工业出版社，2011.