翟 華

(鄭煤集團通風管理部,河南省鄭州市,450042)

1 礦井概況

崔廟煤礦屬鄭煤集團資源整合礦井,位于鄭州礦區(qū)滎鞏煤田中部,設計生產(chǎn)能力為30萬t/a,主采二1煤,煤層傾角10～15°,平均14°,煤層厚度0.4～11.0 m,平均5.63 m。井田內(nèi)滑動構(gòu)造發(fā)育,滑動面沿二1煤層及其頂板展布,煤層原生結(jié)構(gòu)遭到強烈破壞,呈擠壓、揉搓構(gòu)造特征,強度極低,指壓可碎,煤體結(jié)構(gòu)以粉粒煤為主,煤層硬度系數(shù)f值在0.2以下,破壞類型為Ⅳ、Ⅴ類。煤層瓦斯含量5.58～35.25 m3/t,百米瓦斯含量增加梯度7.67 m3/t,瓦斯壓力0.55～3 MPa,屬典型煤與瓦斯突出礦井。為有效治理瓦斯,于2007年開始進行底板巖巷穿層鉆孔聚能爆破增透卸壓預抽煤層瓦斯試驗,試驗地點設在11031B后尾抽巷。

2 大傾角上行穿層孔聚能爆破增透卸壓技術原理

穿層鉆孔爆破的目的是增透卸壓,提高瓦斯抽放效果,故將爆破鉆孔布置在穿層抽放鉆孔之間,如圖1所示。從鉆孔爆破后爆生裂隙形成及煤與瓦斯耦合作用機理進行闡述。

圖1 穿層鉆孔卸壓爆破示意圖

在無限介質(zhì)中,炸藥在爆破孔內(nèi)爆炸后,產(chǎn)生強沖擊波和大量高溫高壓爆生氣體。沖擊波作用于孔壁上時,孔壁及周圍介質(zhì)所承受的動載荷強度要高出介質(zhì)的極限抗壓強度許多倍,致使爆破孔周圍的介質(zhì)產(chǎn)生過度粉碎,并把原來的藥室擴大形成空腔,即產(chǎn)生了壓縮粉碎圈。當壓縮粉碎圈形成以后,沖擊波衰減成為應力波,并以彈性波的形式向介質(zhì)周圍傳播。在應力波作用下,介質(zhì)質(zhì)點發(fā)生位移,爆破孔周圍產(chǎn)生徑向裂隙,并隨應力波的傳播而擴展。當應力波傳播至穿層抽放孔孔壁時,立即發(fā)生應力波的反射,使得在沿著爆破孔與穿層抽放孔連心線方向上的穿層抽放孔邊緣也產(chǎn)生了裂隙,并沿著連心線方向上與爆破孔產(chǎn)生的徑向裂隙相貫通,形成爆破孔與穿層抽放孔的貫通裂隙面。在應力波向前傳播的同時,爆生氣體緊隨其后迅速膨脹,進入由應力波產(chǎn)生的徑向裂隙中;由于氣體的尖劈作用,裂隙繼續(xù)擴展。穿層鉆孔爆破是在煤與瓦斯固流耦合介質(zhì)中進行的,瓦斯壓力在裂隙產(chǎn)生與擴展的整個過程中,都起著重要作用。爆前處于力學平衡狀態(tài)下的原生裂隙中的瓦斯,由于爆炸應力場的擾動將作用于已產(chǎn)生的裂隙內(nèi),使裂隙進一步擴展。

綜上所述,穿層鉆孔爆破后,在煤巖體中產(chǎn)生了壓縮粉碎圈和貫穿抽放孔的爆破裂隙面,可極大提高煤層透氣性,實現(xiàn)增透卸壓。

3 穿層孔聚能爆破增透卸壓技術試驗

3.1 穿層抽放鉆孔布置

以11031B后尾抽巷作為試驗研究地點,該巷沿傾向布置在二1煤層的底板灰?guī)r中,上距二1煤層18 m,斷面10 m2。對上部二1煤層長約100 m、寬20 m的條帶進行底板穿層鉆孔抽放方案設計。設計的鉆孔間距分別為4～6 m,分4個區(qū)段進行控制,4個區(qū)段煤層的代表標高和其瓦斯壓力、瓦斯含量見表1。

表1 區(qū)段瓦斯參數(shù)

鉆孔設計與施工從2007年9月份開始,當年12月施工完畢,共施工16組88個抽放鉆孔,鉆孔直徑75 mm,仰角28～47°,鉆孔布置見圖2。先期施工Ⅰ、Ⅱ區(qū)鉆孔,進行了3個月原始應力區(qū)抽放,后期施工III、IV區(qū)鉆孔,直接開展增透卸壓抽放。前后并網(wǎng)抽放共計6個月時間。

3.2 聚能爆破增透卸壓試驗

由于二1煤層與底板抽放巷間距較大,常用的本煤層控制爆破技術和小角度或負角度穿層控制爆破技術都不適用,結(jié)合負角度穿層爆破技術和聚能爆破裝藥技術的優(yōu)點,對大傾角上行穿層孔聚能爆破技術開展了試驗研究。

圖2 穿層鉆孔布置示意圖

3.2.1 爆破藥包結(jié)構(gòu)

爆破采用雙面對稱線性爆破藥包裝藥結(jié)構(gòu),剖面如圖3所示。聚能槽選用楔形,聚能槽母線長13 mm左右,厚度1 mm,楔形槽頂角85～95°,如圖4所示。

3.2.2 試驗材料

采用礦用三級乳化炸藥,單卷炸藥長200 mm,直徑40 mm左右,重量0.22 kg;雷管為礦用瞬發(fā)電雷管,實測電阻值4.0～4.2Ω;深孔預裂管選擇直徑40 mm的抗靜電PVC管;放炮母線及長腳線選擇4×1.5 mm2電纜;選用MFD-200型發(fā)爆器,引爆能力200發(fā),脈沖電壓峰值2800 V,允許最大負載電阻1220Ω;另備足夠水泥、沙、石膏粉等。

3.2.3 施工

(1)鉆孔。試驗鉆孔布置如圖2所示,首先在15組和16組鉆孔之間施工爆破孔B1。采用ZDY-1250型液壓鉆機施工,鉆頭直徑75 mm,風力排渣,平行于抽放孔布置。爆破孔仰角29.4～33.5°,穿煤長度9～19 m。

(2)裝藥及聯(lián)線。采用深孔預裂管裝藥,預裂管長度可以根據(jù)實際情況設計,藥卷之間必須彼此接觸,所有預裂管捆綁在一根10號鉛絲上。裝藥前,必須用壓風管清除炮眼內(nèi)煤粉。捆好預裂管且雷管聯(lián)線后,依次送入炮孔,直達孔底。進行到最后一根PVC管時,用直徑10 mm探桿推頂。

每個深孔預裂管內(nèi)放置2個雷管,并聯(lián)連接,預裂管之間采用串聯(lián)方式連接。每個線頭必須用砂布打磨,接頭接線方法為“8”字形扭結(jié),每個接頭必須用絕緣膠布包扎,腳線與放炮母線的接頭及放炮母線必須懸空吊掛,避開淋水和其他導電體。

圖5 封孔注漿示意圖

(3)封孔及爆破。如圖5所示,采用水泥、沙漿配合石膏粉進行封孔,當用探桿將預裂管推頂?shù)筋A定深度時停止,安裝注漿管,然后用聚氨脂對孔口進行封孔,封孔長度0.5 m,同時將探桿固定,開始向孔內(nèi)注漿,等返漿管向外返漿時繼續(xù)注5 min左右停止,并及時將注漿管、返漿管用聚氨脂封實。

本次爆破試驗在10月9日爆破了B1孔,觀察了15 d后爆破了B2和B3孔。在爆破B2和B3孔時出現(xiàn)了退孔現(xiàn)象,其原因為封孔漿體未徹底凝固,將支撐管從孔口沖出,影響了爆破效果。

3.2.4 效果分析

爆破后各組鉆孔抽放濃度均有不同程度的增加,其中爆破孔周圍鉆孔抽放瓦斯?jié)舛壬仙?～5倍;中間各組鉆孔抽放濃度也有不同幅度的上升;試驗條帶邊緣的1組、2組鉆孔瓦斯?jié)舛壬仙黠@,變化最大的1組2號孔抽放濃度從0.5%上升到了50%。1組鉆孔平均抽放濃度大幅上升,見圖6,原因在于試驗條帶邊緣存在采掘作用形成的較大裂隙,但因時間較長,地應力達到了新的平衡,原來發(fā)育的裂隙又重新閉合,在爆生沖擊波的作用下,原有裂隙又重新張裂,所以煤層透氣性大幅增加。

圖6 第一組鉆孔平均抽放濃度變化

將部分鉆孔爆破前后實際測定參數(shù)輸入計算機,利用鉆孔流量法計算透氣性系數(shù),每孔取平均值,結(jié)果見表2。表中爆破前指的是第一個爆破孔施工前,爆破后指的是第一個爆破孔施工后開始計時測量。爆破前煤層透氣性系數(shù)平均值為0.046 m2/(MPa2·d),爆破后煤層透氣性系數(shù)平均值為22.44 m2/(MPa2·d),透氣性系數(shù)提高487倍。

表2 爆破前后不同天數(shù)透氣性系數(shù)變化m2/(MPa2·d)

表3 兩個區(qū)段不同時間的抽出率%

將Ⅰ區(qū)段、Ⅱ區(qū)段和Ⅳ區(qū)段爆破前后不同時間的抽出率列于表3,并繪出了抽出率與時間關系的曲線圖,見圖7。

圖7 各區(qū)段爆破前后抽出率變化

從表3和圖7可以看出,I區(qū)段和II區(qū)段在抽放3個月后,其抽出率接近穩(wěn)定時,聚能爆破使其抽出率又邁上了一個新臺階。I區(qū)段爆破后90 d的抽出率為57.0%,II區(qū)段爆破后90 d的抽出率為48.5%。I區(qū)段煤層殘余瓦斯含量為6.56 m3/t,II區(qū)段煤層殘余瓦斯含量為7.65 m3/t。IV區(qū)段在聚能爆破后開始抽放,抽放10 d其抽出率即達到了19.5%,90 d后其抽出率達到48.6%,其殘余瓦斯含量為7.45 m3/t,3個區(qū)段的殘余瓦斯含量均低于8 m3/t,消除了措施范圍內(nèi)煤層的突出危險性。

4 結(jié)論

采用穿層鉆孔聚能爆破后,實現(xiàn)了煤層增透卸壓,提高了瓦斯抽放效果:鉆孔抽放濃度均有不同程度的增加,其中爆破孔周圍鉆孔抽放瓦斯?jié)舛壬仙?～5倍范圍內(nèi);爆破孔周圍煤體透氣性系數(shù)提高了487倍;煤層變得易于抽放,抽放90 d可使煤層殘余瓦斯含量降至8 m3/t以下,消除煤層突出危險性。