解文匯

（陽煤集團壽陽開元礦業(yè)有限責(zé)任公司，山西 壽陽 045400）

引 言

煤層氣是開采煤層過程中伴隨產(chǎn)出的一種清潔能源，但是井下環(huán)境復(fù)雜惡劣，對于瓦斯突出礦井，經(jīng)常發(fā)生瓦斯爆炸等重大安全事故，嚴(yán)重影響礦井的安全高效生產(chǎn)。針對瓦斯災(zāi)害，各種抽采瓦斯技術(shù)應(yīng)運而生。水力割縫、水力壓裂、高抽巷抽采、地面鉆井抽采、高抽巷配合鉆孔抽采等增大抽采效率的方法都取得了良好的應(yīng)用效果。高壓水射流技術(shù)主要是增大瓦斯抽采半徑，增大抽采孔與升浮游離瓦斯的接觸面積，但是，這種方法操作工藝復(fù)雜，設(shè)備昂貴，需要巨大的經(jīng)濟支出，而且操作工程中有被高壓水誤傷的危險。同時，高抽巷與地面鉆井抽采只是增大了瓦斯抽采的通道面積，而且需要配合抽采負(fù)壓的調(diào)節(jié)和高抽巷合適的布置高度。這些都是邊抽邊采的抽采方法［1－3］。

針對煤與瓦斯突出礦井，鉆孔預(yù)抽瓦斯是防治瓦斯事故的主要措施。但是，由于重慶礦區(qū)位處西南地區(qū)，煤層松軟，煤層透氣性差，如何更好地增大抽采孔徑以及抽采孔間距的確定是抽采的主要問題。對此，本文在普通預(yù)裂爆破的技術(shù)基礎(chǔ)上，通過爆破力學(xué)計算分析得出爆破破碎半徑以及裂隙區(qū)半徑，進而優(yōu)化鉆孔布置間距，并在現(xiàn)場進行驗證，對比鉆孔布置間距優(yōu)化后爆破效果，主要考察瓦斯抽采濃度與抽采純量的變化。

1 爆破卸壓原理

爆破卸壓原理主要依靠的就是爆炸后產(chǎn)生的沖擊波和爆炸氣體對煤體進行破碎和增透。主要針對煤層硬度不高、滲透性低的礦區(qū)。具體實施方案為，在工作面下方的底板巷平行于工作面打直徑23mm的爆破聯(lián)通孔，聯(lián)通孔的作用就是充分地將爆炸沖擊波擴散開來，然后在聯(lián)通孔的周邊施工用于埋放炸藥的爆破深孔，每隔一段距離設(shè)置爆破控制場，在垮落帶底部形成“安全區(qū)”卸壓空腔，爆破后巖石垮落，形成大面積裂隙帶，使得煤層卸壓增透，為瓦斯抽采提供良好的運輸通道［4－5］。爆破卸壓增透示意圖如圖1所示。

圖1 爆破卸壓增透示意圖

整個爆破過程中，破碎巖石達到卸壓增透效果的階段可分為兩個階段：第一個階段是形成裂隙貫通區(qū)，裂隙貫通區(qū)主要是依靠工作面下方埋放炸藥的爆破深孔，炸藥在爆破深孔產(chǎn)生爆炸進而引起沖擊波與高溫、高壓氣體，沖擊波與高溫、高壓氣體對周邊煤體產(chǎn)生沖擊力，這種沖擊力遠遠大于煤體所能承受的壓力荷載，極大地破壞了煤體原有形狀，使得煤體破碎變形，卸壓增透；在爆破的中間地帶，高爆氣體將爆破近區(qū)產(chǎn)生的裂隙繼續(xù)擴張，使得裂隙不斷地橫向、縱向發(fā)育形成密密麻麻的交叉裂隙網(wǎng)；在遠離爆破的區(qū)域，由于聯(lián)通孔的聯(lián)通，使得爆炸孔傳出來的爆炸能量與沖擊波不斷地反射、循環(huán)、疊加，促使煤巖體進一步產(chǎn)生拉伸破壞，裂隙范圍進一步擴展，裂隙網(wǎng)更加廣泛，裂隙區(qū)面積指數(shù)式增長。裂隙的不斷增加，造成工作面上方巖石應(yīng)力重新分布，甚至造成巖石垮落形成冒落帶，在冒落帶上部形成瓦斯聚集區(qū)的裂隙帶，由于瓦斯的密度比空氣小，不斷地升浮、擴散，進而在裂隙帶形成瓦斯富集區(qū)。再利用鉆孔或者高抽巷借助抽采負(fù)壓，將富集區(qū)內(nèi)大量瓦斯抽出，極好地擴大了瓦斯抽采率，改善了之前鉆孔多、抽采效果不理想的問題。

2 爆破參數(shù)計算

當(dāng)藥包在巖體中爆炸產(chǎn)生內(nèi)部作用時，由于爆生氣和在巖石中形成的應(yīng)力波的共同作用，以藥包為中心，巖石由里向外遭受到不同程度的破壞，除在裝藥處形成擴大的空腔外，還形成壓縮區(qū)、裂隙區(qū)和震動區(qū)。壓縮區(qū)內(nèi)巖石結(jié)構(gòu)完全被破壞，煤塊被粉碎成煤渣，裂隙區(qū)在拉應(yīng)力的作用下形成交錯徑向與環(huán)向裂縫，到了震動區(qū)，巖石受破壞影響就較小了，只產(chǎn)生稍微的震動而已。在實際分析巖體破碎過程中，一般只考慮裂隙區(qū)和壓縮區(qū)的范圍。在能量波中只考慮沖擊波和應(yīng)力波的作用。

炸藥選用三級乳化炸藥，可爆破450mm的巖體長度，質(zhì)量0.8kg，炸藥爆速為2.8×103m·s－1，結(jié)合裂隙區(qū)與壓縮區(qū)計算公式，可求得試驗爆破孔間距。具體公式如式（1）、式（2）。

式中，Dv為炸藥爆速，m／s；K為裝藥徑向不耦合系數(shù)為炮孔半徑和藥包半徑，mm；Rp為裂隙區(qū)半徑，m；ιe為裝藥軸向系數(shù)，ιe＝1，ιc為孔內(nèi)裝藥長度，mm；n為炸藥膨脹碰撞炮壁時的壓力增大系數(shù)，取10；η為爆轟物的膨脹絕熱系數(shù)，取3；B＝［（1＋b）2＋（1＋b）2－2μd（1－μd）μ 為煤巖體動態(tài)泊松比d為側(cè)向應(yīng)力系數(shù)；α為載荷傳播衰減指數(shù)，α＝2±μd／（1－μd）（正負(fù)號分別代表沖擊波和應(yīng)力波區(qū)）；σcd為巖石動態(tài)抗壓強度，MPa，σtd為巖石動態(tài)抗拉強度，MPa。

根據(jù)實驗地點煤體巖石性質(zhì)，代入上述公式，可得破碎區(qū)和裂隙區(qū)半徑分別為100mm和2 000mm，計算出爆破孔間距為0.8m左右。

3 現(xiàn)場試驗

3.1 試驗地點概況

在某煤礦進行現(xiàn)場試驗，該礦4號煤層總體呈北高南低，煤層傾角1°～5°，一般為3°。掘進過程中共揭露斷層6條，大都位于目前所圈切巷南部，多為正斷層，落差在1.0m～7.5m之間變化。斷層兩側(cè)煤巖層垂直與斜向裂隙發(fā)育，巖石破碎，煤層容易垮落。煤層瓦斯?jié)舛龋?0%，φ（氮氣）＞50%，瓦斯含量一般小于1mL／g，礦井最大絕對瓦斯涌出量為20.66m3／min，最大相對瓦斯涌出量為0.82m3／t；煤層原始透氣性系數(shù)為1.01×10－4m2（MPa2·d）～4.96×10－3m2（MPa2·d），是重慶礦區(qū)最常見的松軟低透氣性煤層。

3.2 爆破鉆孔施工方案

由于松軟煤層力學(xué)性質(zhì)較差，所以在施工爆破孔和聯(lián)通孔時容易將鉆孔破壞，因此將爆破孔和聯(lián)通孔間距加大，理論上為0.8m，實際中取1.1m，在工作面下方底板中，距工作面底部垂直高度為3.9m，在爆破孔左右兩側(cè)距離1.1m、1.3m 處施工聯(lián)通孔，爆破孔孔徑為9cm，聯(lián)通孔孔徑設(shè)置為195mm，沿走向方向傾角為38°，施工長度為48m。爆破孔內(nèi)裝35kg三級乳化炸藥，延續(xù)28m，并在爆破孔孔口10m處用黃泥開始封堵，以防意外。鉆孔施工完畢后，設(shè)置抽采場，場內(nèi)布置8個孔徑為80mm的抽采瓦斯孔，及時地將卸壓后裂隙帶內(nèi)瓦斯抽出。爆破孔與聯(lián)通孔的布置俯視圖和剖面圖如第124頁圖2所示。

3.3 爆破效果分析

1）裂隙效果分析

考察爆破后裂隙效果主要看兩邊的聯(lián)通孔是否有炮煙大量涌出，若有，則說明爆破效果明顯，裂縫延伸長度到達爆破孔與聯(lián)通孔間距，若無，則說明裂縫還未貫穿到間距長度。爆破后，將封堵黃泥捅破，發(fā)現(xiàn)1號聯(lián)通孔充滿炮煙，2號聯(lián)通孔內(nèi)炮煙很少，幾乎沒有，可以判斷爆破后裂縫延伸長度在1.1m～1.3m之間。

2）爆破前、后瓦斯抽采參數(shù)對比

為了對爆破前、后瓦斯抽采濃度和抽采純量進行對比分析，記錄爆破前30d內(nèi)的瓦斯抽采參數(shù)與爆破后45d的瓦斯參數(shù)進行對比，對比圖如圖3、圖4所示。

圖2 K4煤層底板巷道鉆孔布置

圖3 爆破前、后瓦斯純量變化

圖4 爆破前、后單孔抽采濃度對比

從對比圖中可以明顯地看出，不管是瓦斯抽采濃度還是瓦斯抽采純量，在第35d是一個明顯的分界點，前35d瓦斯純量整體低下，第一天較高為0.059m3／min，平均瓦斯 純 量 為 0.016m3／min，在35d之后瓦斯純量不斷上升，在第74d已經(jīng)上升到0.157m3／min，爆破后平均瓦斯純量為0.049m3／min，提高了3倍多。而且爆破后25d內(nèi)，瓦斯抽采純量增長較緩，但是之后就有大幅度增長，說明爆破后煤層卸壓，瓦斯涌出較多，增大了煤層的透氣性。

爆破前、后瓦斯抽采濃度與瓦斯純量變化趨勢相近，但是瓦斯抽采濃度較抽采純量增幅更大，爆破前瓦斯平均抽采濃度為3.8%左右，而爆破后高達15.3%，是之前的4倍之多，2號孔與8號孔距離回風(fēng)巷的距離逐漸縮小，抽采濃度表現(xiàn)出距離越短，抽采效果越好。

4 結(jié)語

分析了爆破卸壓增透后的應(yīng)力過程分為形成裂隙貫通區(qū)和裂隙繼續(xù)發(fā)育的增透壓兩個階段。根據(jù)爆炸學(xué)裂隙區(qū)與壓縮區(qū)的計算公式得出了爆炸孔的理論布置間距，并在重慶某礦松軟低透氣性煤層中進行了現(xiàn)場驗證。對比爆破前、后瓦斯抽采濃度和瓦斯抽采純量的變化，得出爆破效果良好，極大地增大了煤層的透氣性，并對附近煤層進行了卸壓，提高了瓦斯抽采率。為改善松軟低透氣性煤層抽采提供了新途徑。