楊前意，石必明，張雷林，翟文杰

(1.安徽理工大學 能源與安全學院，安徽 淮南 232001；2.兗礦集團 貴州五輪山煤業(yè)有限公司，貴州 畢節(jié) 551700)

當前我國許多煤礦治理瓦斯的主要方法為瓦斯抽采，但是由于煤層的孔隙率較小，瓦斯氣體流動性差，從而導致瓦斯的抽采率低，采掘接替平衡受到極大的影響。預裂爆破技術可以很好地釋放原始煤層壓力，增大孔隙率，使得透氣性增加。同時由于在經濟和技術方面的優(yōu)越性比較突出，是現(xiàn)代煤礦提高煤層透氣性和瓦斯抽采效率的重要技術方法。煤層實施預裂爆破技術，首先要在爆破中心孔四周設置好控制孔，同時將輔助自由面沿著爆破中心孔徑方向進行設置，這個時候，徑向、環(huán)向裂隙在輔助自由面下繼續(xù)向外擴散，使得裂隙區(qū)的范圍大幅度地增加，達到增透效果[1-2]。因此爆破中心孔四周的控制孔在爆破增透技術中有著重要作用，中心孔和控制孔間的孔間距對爆破增透效果的好壞起著重要作用；研究最佳孔間距對提高瓦斯抽采率和煤礦安全、經濟生產具有重要意義。

1 礦井概況

兗礦貴州能化五輪山煤礦平均每年可以生產24Mt煤。對于主要可采及局部可采煤層進行煤與瓦斯突出鑒定，認定8號煤層是煤與瓦斯突出煤層。由五輪山煤礦1803采煤工作面和1805采煤工作面[3]瓦斯涌出來源及構成比例分析結果可知，上覆鄰近層的瓦斯涌出是采煤工作面瓦斯涌出的主要來源。

2 數(shù)值模擬

2.1 數(shù)值模擬理論分析

將爆破增透過程看作理想模型，考慮整個爆破過程的守恒問題，使用質量、動量和能量等守恒方程。同時使用拉格朗日描述這些方程。此次動態(tài)數(shù)值模擬關鍵在于使用了虛功、沙漏控制和粘性控制方程[4-6]。

(1)虛功方程

將理論方程的邊界條件和動量方程結合，得到Galerkin平衡方程， 結合散度理論與分步積分，可得虛功方程：

(1)

(2)沙漏控制

分析程序計算時，由于非線性動力模擬耗時較大等缺點，因此在理論研究時將沙漏粘性阻力考慮在內，防止在后期模擬的時候出現(xiàn)沙漏模式，導致分析加大。

設置沙漏粘性阻力在xi軸向時，每個節(jié)點處的大小為：

(2)

式中，Qhg為常系數(shù)，取0.1；Ve為每個節(jié)點處體積；C為聲速；ρ為質量密度。

(3)粘性控制方程

模擬爆破的實驗過程中，由于產生的應力波傳播，整個模擬的煤層介質在傳播的應力波作用下[7]，使得在模擬過程中，部分變量計算不收斂，難以獲得最終的爆破增透效果圖。為了解決這一問題,在理論過程中，添加體積黏度q變量。

(3)

式中，C0，C1為常數(shù)；a為局部單元處材料聲速。

理論分析過程中把體積黏性變量加入后，此時的應力大小的計算公式為：

σij=Sij+(p+q)δij

(4)

式中，Sij為偏應力張量；p為體積壓力；δij為柯西應力。

2.2 建立幾何模型

采用動態(tài)三維模擬研究爆破中心孔在受到人為施加的控制孔的影響下的有效瓦斯抽采半徑。建立三維幾何模型，同時考慮到現(xiàn)場試驗工作面的尺寸和動態(tài)模擬的收斂性。此次模擬設計3種不同間距情況下，爆破中心孔和控制孔裂隙發(fā)育情況和增透實際效果。模擬中所有鉆孔都是在煤層中，煤層的厚度設置為1.5m，橫向長為5m。鉆孔中心與爆破孔中心間距改變，設置3組對照模型。

爆破中心孔設置在煤層的正中央，直徑不變，中心孔左右各設置1個控制孔，直徑不變，3組模擬將控制孔的中心與爆破中心孔的間距分別設置為1m，2m，3m；爆破中心孔和控制孔的孔深均設置為5m，具體三維幾何參數(shù)見圖1。

圖1 三維幾何參數(shù)(間距2m)

2.3 邊界條件

在模擬設置邊界條件的時候，切合實際，便于設計的模型收斂，將三維幾何四周設置為無反射，爆破中心孔的左右兩側設置為位移全約束，模型的上方即煤層頂板方向固定位移[8-10]。當應力波傳播到邊界上時，應力不會像鏡面一樣反射，這就是無反射邊界。因為實際過程中，模擬的模型周圍填充的全是煤介質，為了讓模型模擬計算時能夠在一定時間內收斂，獲得結果，設置四周為無反射；邊界上，無反射，則此時的剪應力τ和正應力σ可以表示為(等式關系中的正負表示方向)：

σθ=-ρcpvn

(5)

τn=-ρcsvs

(6)

式中，cp為縱波的波速，m/s；vn為法向振動速度，m/s；cs為剪切波的波速，m/s；vs為切向振動速度，m/s。

2.4 模擬結果及分析

2.4.1 模型1數(shù)值模擬結果

模型1爆破孔與2個控制孔(間距1m)不同時刻(200μs，500μs，900μs)的有效應力云圖如圖2所示。

圖2 有效應力云圖(間距1m)

沿爆破孔與控制孔的徑向連線上，距爆破孔中心線50cm和控制孔附近選取A，B 2個單元研究爆破效果。經處理得到關系曲線如圖3所示。

圖3 各單元有效應力和時間關系曲線

分析圖3可知，A單元的最大應力值為6.5MPa，平穩(wěn)后為2.8MPa ，大于1.1MPa(規(guī)定的煤體抗拉最大強度)，此時產生的應力波會使煤體結構產生破壞，孔隙率增大。B單元的最大應力值為5.3MPa，平穩(wěn)后為1.4MPa，多個應力會在控制孔的四周產生矢量相加，受到的應力強度增大，此時煤體四周裂隙直徑增大，同時出現(xiàn)新的裂隙。

在爆破孔軸線上，分別截取距離爆破孔開孔位置0.1m，1.5m和2.5m處的裂隙圖，如圖4所示。煤體結構在爆破孔的四周受到很嚴重的破壞，因為爆破產生的應力沖擊波，具有很強的破壞作用，同時在不同地區(qū)出現(xiàn)矢量相加，強度成倍增加，煤體四周出現(xiàn)新的次生裂隙，裂隙的直徑逐漸增大，有些裂隙直接發(fā)展成連接多個裂隙的通道，使得瓦斯氣體流動加快，透氣性成倍增加，這樣可以加快煤層的瓦斯氣體抽放[10]。但是，仔細研究可以發(fā)現(xiàn)，此時產生的次生裂隙過多，同時孔徑較大，整個煤體四周遭到嚴重破壞，在實際煤礦施工中，爆破中心孔和控制孔距離較近，技術難度大，經濟效益低。因此，認為模型1可行，但不是最佳施工方案。

圖4 不同距離的橫截裂隙

2.4.2 模型2數(shù)值模擬結果

模型2爆破孔與2個控制孔間距為2m時，不同時刻(200μs，500μs，900μs)的有效應力云圖如圖5所示。

圖5 有效應力云圖(間距2m)

沿爆破孔與控制孔的徑向連線上，分別距爆破孔中心線0.5m、1m和1.5m處選取A，B和C 3個單元研究爆破效果。經處理得到關系曲線如圖6所示。

圖6 各單元有效應力-時間曲線

分析圖6發(fā)現(xiàn)，A單元最大的應力值為11.0MPa，在受到一段影響后，達到穩(wěn)定值8.0MPa，煤體結構受到嚴重的破壞，形成壓實破碎圈；B單元應力最大值為7.5MPa，應力沖擊過后，穩(wěn)定為3.1MPa，此時的應力足夠使得模擬的煤體結構遭到破壞，裂隙直徑不斷擴大，有些裂隙相互貫通，使得裂隙間的瓦斯流動加快；C單元的最大應力值為5.2MPa，穩(wěn)定值為1.8MPa，應力從中心孔方向傳播而來，在控制孔附近會出現(xiàn)多個應力，由于矢量疊加的效果，控制孔四周的裂隙直徑逐漸增大，使得煤體呈現(xiàn)破碎狀態(tài)[11]。

在爆破孔軸線方向，分別截取距離爆破孔開孔位置0.1m，1.5m和2.5m處的裂隙圖，如圖7所示。

圖7 不同距離的橫截裂隙

由圖7可知，控制孔距離爆破中心孔2m時，模擬的煤體結構會受到應力產生破壞，出現(xiàn)較多的裂隙，同時由于控制孔距離爆破中心孔不遠，控制孔四周煤體也會遭到破壞，裂隙的直徑受到應力的作用，不斷加大，直到貫通了兩個孔，使得瓦斯氣體可以相互流動，大大提高了抽采瓦斯效率，有利于瓦斯抽采和考慮到實際煤礦施工工藝，間距2m時，打鉆施工較為容易，經濟效益高。實際煤體環(huán)境較為復雜，設置此時的控制孔與爆破中心孔的間距要比模擬的結果大一些，結合模型2模擬的結果和施工經驗，在五輪山現(xiàn)場施工時設置相鄰的爆破中心孔間距為4.5m，此時煤層瓦斯抽采達到最佳效果。

2.4.3 模型3數(shù)值模擬結果

爆破孔與2個控制孔的間距為3m時，不同時刻(取500μs，800μs，1200μs)的有效應力云圖如圖8所示。

圖8 有效應力云圖(間距3m)

在沿爆破中心孔與控制孔的徑向連線上，距爆破孔中心線0.5m，1.5m和2.5m處分別選取A，B和C 3個單元研究爆破增透效果。經處理得到關系曲線如圖9所示。

圖9 各單元有效應力和時間關系曲線

分析圖9可知，A單元整個爆破過程中，應力最大值為9.7MPa，應力沖擊波作用一段時間后，穩(wěn)定為6.4MPa，此時煤體結構遭到嚴重破壞，形成了壓實破碎圈，裂隙直徑增大；B單元受到的最大應力為6.1MPa，穩(wěn)定后為2.0MPa，此時應力作用仍然能夠使得煤體結構破壞，裂隙進一步發(fā)育； C單元受到的應力最大值為3.9MPa，應力穩(wěn)定時為1.3MPa，此時雖然大于1.1MPa，但是由于應力太小，產生的次生裂隙太少，使裂隙的直徑擴大的能力不足，難以在控制孔四周產生像模型1，2一樣具有明顯增透效果的裂隙，無法形成瓦斯氣體流通通道，增透效果不理想[12-14]。

在爆破中心孔軸線方向，分別截取距離爆破孔開孔位置0.1m，1.5m和2.5m處的切面裂隙圖，如圖10所示。

圖10 不同距離的橫截裂隙

分析圖10可知，當控制孔設置距離爆破中心孔間距3 m時，模型煤體結構在中心受到破壞，產生部分裂隙，可以在中心孔附近起到增加透氣性的作用。但是，由于應力沖擊波的能量有限，當控制孔距離太遠時，能量損失，無法在控制孔附近產生較大的裂隙，亦無法在2個孔之間形成氣體流通通道，此時的增透效果很差，瓦斯治理達不到規(guī)程要求[15]。因此，認為模型3也不是最佳施工方案。

3 預裂爆破效果考察

3.1 爆破前后鉆孔抽采瓦斯效果

為了考察模擬所取得最佳方案的可信性，以五輪山1805工作面為研究對象，進行預裂爆破試驗，設置爆破孔布孔間距為4.5m。對運輸巷內各抽采管的抽采流量和濃度等參數(shù)進行監(jiān)測，收集爆破試驗前后各24h內的試驗數(shù)據(jù)。爆破前期，由于沖擊波的作用，收集的數(shù)據(jù)不準確，當應力沖擊波的作用平穩(wěn)后，管道內抽采瓦斯狀態(tài)穩(wěn)定時，在每個抽采孔上都安裝一個甲烷濃度監(jiān)測儀表和氣體流量計，通過監(jiān)測混合氣體中甲烷濃度和抽采混合氣體的流量，分析研究得到抽采瓦斯的純量和瓦斯抽采率，與模擬的結果進行對比分析，確定爆破前后鉆孔增透實際的瓦斯抽采效果。由于爆破前抽采情況變化較小，在爆破前，每天記錄一次數(shù)據(jù)，爆破之后每隔60min記錄一次數(shù)據(jù)。

將整個爆破試驗前后收集的抽采數(shù)據(jù)統(tǒng)計擬合，得出：總管路在爆破試驗前的平均瓦斯?jié)舛葹?.8%，爆破后濃度快速增大，高達9.9%；同時平均瓦斯純量也由0.07m3/min增加到0.48m3/min。瓦斯?jié)舛认啾缺魄疤岣吡?6%，瓦斯純量相比爆破前增加了6.85倍。

3.2 爆破前后K1值和S值效果考察

為了更好地研究爆破試驗達到的效果，對試驗煤層在爆破前后各24h內的1805工作面的K1值和S值進行了考察分析，研究其變化規(guī)律，考察里程均為42m，結果如表1、表2所示。

表1 爆破前K1最大值和S值

表2 爆破后K1最大值和S值

由表1、表2可知，爆破試驗前K1值為0.61mL/(g·min0.5)；爆破試驗后，由于裂隙發(fā)育和鉆孔抽采，起到煤層泄壓作用，K1最大值降低到0.42mL/(g·min0.5)，處于安全值0.5mL/(g·min0.5)的范圍內。

通過上述預裂爆破試驗以及爆破前后數(shù)據(jù)分析可知，使用預裂爆破增透技術，可以大幅度增加煤體內的裂隙，進一步擴展發(fā)育原生裂隙，裂隙直徑擴大，形成氣體流通通道，從而形成較大區(qū)域范圍內的裂隙貫通網[15]，瓦斯氣體流通速度加快，抽采率大大提高。同時，由于應力沖擊波和裂隙通道的雙重泄壓作用，煤層前部壓力降低明顯，對掘進工作面起到消突作用，K1值和煤層瓦斯含量大大降低，確保了煤礦的高產高效生產。

4 結 論

通過對五輪山煤礦預裂爆破采用軟件LS-DYNA進行數(shù)值模擬和現(xiàn)場實驗對比分析，得出如下結論：

(1)運用動態(tài)模擬對煤體在不同孔間距下預裂爆破后的裂隙擴展情況進行數(shù)值模擬，得出在五輪山煤礦實際應用中，爆破孔布孔間距設置為4.5m效果較好。

(2)對1805運輸巷進行了預裂爆破試驗，試驗結果表明：總管路在爆破試驗前的平均瓦斯?jié)舛葹?.8%，爆破后濃度快速增大，高達9.9%；同時平均瓦斯純量也由0.07m3/min增加到0.48m3/min。瓦斯?jié)舛认啾缺葡魈岣吡?6%，瓦斯純量相比爆破前增加了6.85倍。

(3)對爆破前、后的K1值、S值和瓦斯含量進行了測定，爆破前K1值為0.61mL/(g·min0.5)，爆破后下降至0.42mL/(g·min0.5)，小于安全值0.5mL/(g·min0.5)，效果明顯。瓦斯抽采率大大提高，可以降低瓦斯災害的危險性，確保煤礦安全、高效生產。