高新宇,刘 健,2,张 超,张 驰
(1.安徽理工大学 能源与安全学院,安徽 淮南 232001;2.安徽理工大学 煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室,安徽 淮南 232001)
现如今大多煤层透气性差,瓦斯抽采困难且抽采效率低。基于已有的增透机理研究,在开采前采取各种增透技术[1-3],利用外力,增加煤层内部裂隙发育程度,提高煤层透气性,使吸附瓦斯易解离抽采。其中,控制爆破技术在增透领域广泛使用,刘健等[4]发现穿层钻孔模式下的深孔预裂爆破的增透效果要好于顺层钻孔。璩世杰等[5]发现当布置孔心连线与节理垂直时产生的裂隙网更加庞大。也有一些学者通过对装药的耦合度[6-7]研究发现通过实验可以找到最佳的不耦合系数。另外,采用聚能装药[8-10]方式可以保护巷道围岩完整。杨仁树等[11]空孔越大越利于裂缝向空孔方向聚集。还有一些学者进行了数值模拟研究也得到了上述结论[12-13]。
目前对于煤层瓦斯增透的理论研究丰富,现场应用也很多,但一些研究并没有应用到现场,而且很少有研究1个爆破孔同时对多个方向控制孔的深入影响情况。通过设计1种在4个方向布置控制孔的相似模拟的方法在实验室搭建试验台进行预试验,并且使用聚能药卷,采用超动态应变仪记录爆破瞬间控制孔附近的应变,来考察1个爆破孔对于多个控制孔的影响效果。通过理论分析多控制孔的增透效果,并且在现场试验中考察该方法在实际爆破后的瓦斯抽采率。
线性柱状装药方式爆炸后产生的冲击波虽是柱面波,但当爆破介质与爆破孔中心距离超过5倍的炮孔半径时,可以将柱面波近似为平面波处理[14],试验爆破孔与控制孔间距大于5倍炮孔半径。平面波入射到控制孔壁任一点处产生的反射入射,炸药爆炸产生的应力波在煤岩体中主要是纵波,纵波经过自由面时会产生入射纵波、反射纵波和反射横波。
由于控制孔孔壁是一个曲面,由曲面特征,孔壁上所受切向应力随入射角增大先增大后减。压缩应力波与入射波的叠加对控制孔附近的介质产生径向拉伸应力和切向拉伸应力,当切向拉伸应力大于其抗拉强度时,作用的介质被拉裂形成径向裂纹。同时控制孔具有位移补偿的作用,产生的位移补偿加剧了位移差和速度差,使控制孔附近各质点间产生拉伸应力,促进径向裂纹的发育延伸。所以控制孔具有导向作用,控制孔附近产生的裂隙主要集中于1个方向,同时存在环向裂纹,各方向裂纹交织成复杂的网状。
试验根据Froude[15]比例法,原型煤岩力学参数见表1。
表1 爆破模拟试验原型煤岩力学参数
试验用50 cm×50 cm×45 cm的模型模拟的某矿现场煤岩体。经实验室实验最终得到试验的材料配比参数(表2)。
表2 爆破模拟试验相似材料配比参数
在实验室设计搭建深孔预裂爆破模拟试验模型,其中设立1个爆破孔和4个控制孔。试验平台主要由模拟试样、CS动态电阻和AFT-0957-8型动态应变仪、聚能药包、导爆管雷管及起爆器等组成。
模型的中间,以轴对称方式布置4个控制孔,爆破孔为上表面中心位置,爆破孔直径为1 cm。其中控制孔的直径为2 cm,2对控制孔圆心与炮孔圆心距离分别为10、15 cm。控制孔贯穿底板与煤层直至煤层与顶板的煤岩分界面,控制孔深30 cm。炮孔深23 cm,煤层部分孔深8 cm。在控制孔径向布置应变砖,爆破模型结构图如图1。
图1 爆破模型结构图
养护14 d经检测合格后进行装药封孔,封孔使用湿润泥土长度控制在80~120 mm之间。将药管导线引至安全距离后用起爆器起爆。
爆破后模型纹理分布如图2。底板表面沿着4个控制孔方向形成了4条主要裂纹,若干条次生裂纹。其中2条较近的控制孔主导的主裂纹都直接沿着控制孔与爆破孔圆心之间的连线扩展的,而较远的控制孔主导的主裂纹其中1条发生了偏转,偏转角度为12.7°,缝宽最大值为7 mm。控制孔方向依然贯穿了1条次生裂纹,说明控制孔依然具有导向作用,从次生裂纹分叉处可以判断该处应该存在1个影响较大的自由面提前起到了导向作用,对预设引导方向产生了偏移效果,这是由于在浇筑模型时不可避免的部分不均匀,有些地方产生了一定的气泡,当气泡产生的自由面足够大时机会影响到裂缝的扩展。这也是通常在现场实验时会发现裂隙网要比模拟复杂的多的原因,因为实际的煤岩层的结构复杂的多。爆破后距离爆破孔10 cm的控制孔被拉断最大宽度变为2.8、3 cm,分别增大了40%和50%;距离爆破孔15 cm的控制孔拉断后最大宽度为2.1、2.4 cm,分别增大了5%和20%。近孔处产生的裂缝宽度是远孔处的8倍、2.5倍。
图2 爆破后模型裂纹分布图
煤层裂隙较底板要复杂的多,通过对比煤层处爆破产生的爆破压碎区是底板的4~5倍,由于能量消耗在粉碎圈中的较多,其产生的主裂纹没有底板效果强烈。沿聚能方向产生了明显的一段煤层侵彻距离。煤层产生的裂纹依然贯穿控制孔,受到煤层性质的影响,主贯穿的裂纹较细,但是围绕控制孔附近会产生许多的其他方向的细裂纹,在4#孔附近还产生了复杂的裂隙与压碎共存区,该区域在浇筑时产生了1块较为薄弱的区域。煤层复杂的裂隙对于预期的效果较好,明显可以促进整个煤层瓦斯透气性的升高,助于瓦斯溢出抽采。距离爆破孔10 cm的控制孔最大宽度变为2.6 cm和4 cm,分别增大了30%和100%,距离爆破孔15 cm的控制孔最大宽度变为2.3 cm和2.5 cm,分别增大了15%和25%。近孔处产生的裂缝宽是远孔处的2倍和4倍。
爆破应力波在试样传播过程中会产生压缩、拉伸2种作用方式,沿入射应力波方向产生压缩作用,入射应力波经反射后与未反射的入射应力波叠加产生拉伸作用。应变片每接收一次应力波就以电信号的形式传输给超动态应变仪,受力方向的不同,以正负值的形式表示。接收到数据经应变率转化,得到的爆破瞬间应变片应变如图3。
图3 爆破瞬间应变片应变图
根据测点应力变化曲线所呈现的规律,在1~4 μs时间段,可视为穿层钻孔爆破的爆破载荷的动载阶段。在爆破载荷的动载阶段中,爆破试样主要受到爆轰应力波的作用,两者应力均出现了不同方向上的剧烈变化并出现了2次剧烈的压缩与拉伸。这是由于煤层性质及边界条件,第2次压缩与拉伸迭加应力的效果较一般情况强烈,使该点的应力变化强度较大。
在4~6 μs时间段内可视为穿层钻孔爆破的静载阶段,在爆破载荷的静载阶段中爆破试样,主要受到爆轰气体和围岩静力载荷的综合作用,应变率在较小的范围内发生波动,并且逐渐衰减。
某矿C1201工作面,埋深731.8~842.6 m,工作面伴有断层的单斜构造,煤岩层走向北东,倾向北西,倾角 8°~12°,一般为5°左右。顶为黑色砂质泥岩,岩层完整,裂隙不发育,均厚10.24 m。底为灰黑色粉砂岩,中厚层状,裂隙不发育,岩层较完整,均厚2.1 m。瓦斯含量为8.5 m3/t,瓦斯压力为2.2~4.0 MPa,煤层的透气性系数差,为0.005 4 m2/(MPa2·d),煤层具有突出危险性,属于难抽煤层。
试验采用钻孔孔径为94 mm,孔之间的连线在同一水平面上,并且垂直于巷道的轮廓。打钻在煤层中预留1.5~2.0 m,在煤岩交界处爆破。
根据现场连续9 d的数据观测(图4),其中前3 d为爆破前抽采数据,与第3 d实施爆破,爆破后3 d瓦斯抽采浓度和抽采流量有显著提高,爆破5 d后瓦斯浓度逐渐稳定,爆破前1号抽采孔的平均瓦斯浓度约为9.2%,爆破后的趋于稳定的瓦斯浓度约为17.7%,是原来的1.93倍;2号抽采孔爆破前瓦斯浓度约为9.33%,爆破后趋于稳定的瓦斯浓度约为28.5%,是原来的3.05倍;3号抽采孔爆破前的瓦斯浓度约为7.2%,爆破后趋于稳定的瓦斯浓度约为15.4%,是原来的2.14倍;4号抽采孔爆破前瓦斯浓度约为11.5%,爆破后趋于稳定的瓦斯浓度约为13.6%,是原来的1.18倍。
图4 煤层深孔聚能爆破后瓦斯抽采情况
在爆破前1~4号抽采孔的采集流量依次约为0.04、0.03、0.03、0.05 m3/min,爆破之后的采集流量分别为 0.07、0.10、0.07、0.06 m3/min,爆破后的瓦斯抽采流量达到了爆破前的1.2~3.3倍。其中明显2号抽采孔爆破后的效果最好,而4号抽采孔在爆破后的提升效果相对差一点,这是由于实际增透效果与现场实际地质条件密切相关;1号和3号爆破后的增透效果则是相近的。
从监测到的瓦斯浓度和瓦斯纯量数据,深孔预裂聚能爆破改变了瓦斯应力分布场,增强了卸压效应,使得爆破后抽采的瓦斯浓度和瓦斯流量均有明显的上升趋势,在该次工程试验中,除了4个主控制孔收集到了明显数据外,距离爆破孔4.5 m处收集的数据发生明显变化,该抽采孔的爆破前后共6 h的抽采流量曲线如图5。在实施爆破后1 h内,距离4.5 m处的瓦斯平均抽采流量约为爆破前的5倍。确定该次爆破试验的影响半径达到了4.5 m。
图5 4.5 m处钻孔瓦斯抽采流量曲线图
综上可知,在采用深孔预裂聚能爆破技术后,庞大的裂隙网使煤层的透气系数明显增大,提高了煤层瓦斯抽采率并且提高了煤矿开采的安全性。
1)通过搭建穿层钻孔深孔预裂爆破模拟试验平台,观察裂纹发育最终情况,孔间距10 cm的近控制孔处产生的裂缝宽度是远孔附近的2~8倍,能量传递方向更集中;孔间距15 cm的控制孔处则产生裂缝宽度较细,裂缝分支较多,能量较为分散。
2)通过控制孔处的应变片采集数据可得,根据测点应变率曲线所呈现的规律,爆破试样在爆炸压缩荷载作用后会在其反方向形成拉伸卸载波,造成爆破试样的裂纹扩展。
3)现场实际爆破后,瓦斯抽采浓度达到了爆破前的1.18~3.05倍,瓦斯抽采流量达到了爆破前的1.2~3.3倍;近控制孔处的抽采孔的抽采了浓度与抽采流量要高于远控制孔附近的抽采孔,爆破后前3 d的效果明显,后期开始下降趋于平稳,总体要高于爆破前的抽采效果,抽采半径为4.5 m。