白志安，吳桂義，2，張開智，錢 帥

(1.貴州大學 礦業(yè)學院，貴州 貴陽 550025；2.貴州省非金屬礦產(chǎn)資源綜合利用重點實驗室，貴州 貴陽 550025；3.貴州理工學院 礦業(yè)工程學院，貴州 貴陽 550025)

在國內(nèi)，隨著江蘇、山東、河南等地區(qū)礦井進入深部開采階段，高瓦斯壓力和高地應力等地質(zhì)條件使得礦井生產(chǎn)條件日益惡化[1]。在掘進工作面中，煤層尚未經(jīng)歷大范圍采動，這使得裂隙連通性較差，自身滲透性遠低于淺部煤層。因此，如何快速降低煤層中瓦斯含量、預防煤層動力災害，便成為深部開采所面對的主要難題之一。目前，許多研究人員對瓦斯災害治理開展了大量基礎研究。周世寧[2]等在瓦斯賦存基礎上，分析了瓦斯在煤層內(nèi)的線性滲流過程，為后續(xù)瓦斯治理提供了理論基礎。張鐵崗[3]在平頂山礦區(qū)地質(zhì)狀況基礎上，詳細總結(jié)了保護層開采和掘進面防突分級管理經(jīng)驗，該方法達到了提升煤層滲透性的目的。袁亮[4]針對淮南礦區(qū)低滲透、高賦存瓦斯壓力等難題，探索了卸壓開采煤層以及煤與瓦斯共采等理論，為煤層群安全高效生產(chǎn)提供了解決方案。沈杰[5]、員小有[6]等人成功將預裂松動爆破應用于九里山礦、硫磺溝礦瓦斯災害治理中，并取得較好效果。田立[7]提出了“采場松動爆破+綜掘切割”的工藝方法，成功解決掘進面成巷效率低等難題。盧旭[8]等人在分析不同裝藥結(jié)構(gòu)和應力波傳遞規(guī)律基礎上，將松動爆破應用于治理高應力煤柱破壞，極大地改善了巷道收斂速率。在上述爆破治理瓦斯災害應用中，大多數(shù)將研究重點集中于煤層變形與破壞中，而忽略了煤層滲透性的提高對瓦斯?jié)B流的耦合影響。同時，單一裂隙下的煤層模型并不能準確揭示瓦斯在裂隙、孔隙內(nèi)的解吸和滲流過程。因此，本文以煤層雙重孔隙特征為研究起點，建立起掘進面松動爆破治理動力災害氣-固耦合模型。在本模型中，分析了爆破沖擊載荷在孔壁處所形成的不同粉碎區(qū)域，研究了爆破沖擊載荷對煤層裂隙擴展和降低地應力集中的影響，為進一步深入研究和治理掘進面煤層動力災害提供參考。

1 煤層松動爆破瓦斯抽采氣固耦合模型介紹

1.1 瓦斯賦存形態(tài)

通常而言，煤層是包含不同體積孔隙、裂隙的雙重孔隙介質(zhì)?？紫秲?nèi)瓦斯主要以吸附態(tài)賦存于微孔表面，并且是瓦斯主要存儲空間，約占總儲量的70%～95%[9]。當煤層內(nèi)瓦斯平衡狀態(tài)被打破，一方面，促使游離態(tài)瓦斯向鉆孔或工作面內(nèi)轉(zhuǎn)移，游離態(tài)瓦斯壓力的流動，降低了裂隙內(nèi)瓦斯壓力和含量;另一方面，裂隙內(nèi)瓦斯壓力的變化，也促使基質(zhì)孔隙吸附態(tài)瓦斯向游離態(tài)瓦斯轉(zhuǎn)變。

1.2 象山煤礦地質(zhì)條件

以韓城礦業(yè)象山煤礦21301掘進工作面迎頭作為松動爆破模型來源，該掘進面布置于二水平3#主采煤層內(nèi)，煤層埋深480～517m，平均厚度4.8m，傾角約5°，普氏系數(shù)平均值為1.5，煤質(zhì)較為松軟。掘進面走向設計長度1.4km，成巷后作為301采煤面的區(qū)段平巷。在所分采區(qū)準備巷道開掘中，發(fā)生多次煤炮與堵鉆事故。3#掘進煤層透氣性較差，煤層瓦斯壓力2.79MPa，瓦斯自然含量約為6.8～9.3m3/t。為解決21301掘進面煤巷掘進中的瓦斯超限難題，決定使用“超前鉆孔+松動爆破”的方式提高煤層透氣性，達到快速降低瓦斯?jié)舛鹊哪康摹?/p>

1.3 21301掘進面松動爆破數(shù)值模型

基于21301掘進面設計內(nèi)容，取掘進面迎頭方向5m(長度)×5m(高度)的煤層作為松動爆破模型來源。在數(shù)值模型中，預設3個不同功能鉆孔，鉆孔直徑為10cm，水平間距為2m。根據(jù)鉆孔功能的不同，將2號預設鉆孔設為爆破鉆孔，1、3號鉆孔設為瓦斯抽采鉆孔。21301采掘面數(shù)值模型以及爆破藥安裝如圖1所示。

圖1 21301采掘面數(shù)值模型及爆破藥安裝

在爆破模型研究中，瓦斯在煤層內(nèi)流動符合經(jīng)典的Naiver-Stokes方程形式[10]，瓦斯?jié)B流速度受流體質(zhì)量和煤層滲透性共同影響。另一方面，在爆破藥起爆過程中，爆炸所產(chǎn)生的動載荷、爆破溫度和爆生氣體變化受J-W-L狀態(tài)方程控制。在爆生氣體狀態(tài)方程中，爆破藥組分既是起爆的動力，也是數(shù)值模型計算的基礎?；诖?，瓦斯流動方程與爆破動載荷方程如式(1)所示。

同理，瓦斯?jié)B流速度可寫為：

vmg=(Pmg·kmg)/ug

(3)

vfg=(Pfg·kfg)/ug

(4)

式中，Mfg、Mmg分別為裂隙、基質(zhì)內(nèi)瓦斯質(zhì)量；ρmg、ρfg分別為裂隙、基質(zhì)內(nèi)瓦斯密度；Qs為質(zhì)量源，通常為瓦斯初始含量；vmg、vfg分別為裂隙和基質(zhì)內(nèi)瓦斯流動速度；D為瓦斯擴散系數(shù)；ug為瓦斯的動力粘度。

在J-W-L方程中，爆破沖擊載荷與爆破藥質(zhì)量方程可寫為：

式中，Pb為爆破所產(chǎn)生氣體沖擊載荷；ρ0為爆破藥密度；ρb為引線藥密度；A、B、R1、R2、w分別為爆破藥材料參數(shù)；Em為單位質(zhì)量爆破藥所釋放能量。

最后，上述方程中均包含研究參量的微分項，需使用COMSOL Multiphysics軟件進行求解。爆破模型參數(shù)與邊界條件見表1—表3。

表1 松動爆破數(shù)值模型邊界條件 MPa

表2 氣體流動邊界條件

表3 松動爆破模型參數(shù)

2 松動爆破數(shù)值模擬結(jié)果與分析

2.1 松動爆破后煤層損傷范圍變化

在爆破模型研究中，根據(jù)采掘作業(yè)循環(huán)圖表，可分為爆破、安檢兩組不同作業(yè)過程。在應用中，煤層破壞范圍是評價爆破效果的主要因素之一。因此，分析深孔爆破后的裂隙范圍變化更具有現(xiàn)實意義。假設爆破作用時間為1min，爆破后安檢、掘進作業(yè)為1d。根據(jù)現(xiàn)場數(shù)據(jù)采集時間，該模型中研究總時長為10d。則不同爆破作用時間下，2#爆破孔附近煤層破壞范圍如圖2所示。

圖2 2#松動爆破煤層破壞范圍

由圖2可知，在爆破所形成的塑性破壞區(qū)中，爆破所釋放能量會在煤層中形成輻射狀傳播的切向應力和徑向應力，并迫使煤體形成粉碎區(qū)、裂隙區(qū)和震動區(qū)三組不同區(qū)域[11]。在不同時間點，裂隙破壞區(qū)以爆破孔為中心并向外部逐漸擴展至穩(wěn)定。當?shù)竭_爆破后期，爆破模型內(nèi)破壞范圍擴展至4.3m，較好的反映了松動爆破過程。在松動爆破治理動力災害原理中，爆破藥起爆所形成的動載荷破壞了煤層的完整性，使得應力集中區(qū)向迎頭前方煤層內(nèi)轉(zhuǎn)移。同時，爆破裂隙數(shù)量的增多，促使瓦斯向外界環(huán)境快速的釋放，并形成較大范圍的瓦斯卸壓區(qū)。對比其它局部瓦斯消突措施，負壓鉆孔抽采(排)、注水消塵(瓦斯)、水力沖孔[12]等方案雖然可達到治理瓦斯的目的，但相較于爆破作用，其降低瓦斯含量所需時間更長、效率較低，無法滿足安全快速生產(chǎn)的要求。

2.2 爆破后煤層滲透性變化

在掘進前，雖然采用“提前預抽+邊抽邊采”的方法解決瓦斯積聚難題[13]，但受限于煤層初始滲透性和鉆孔開掘工程量的影響，難以最大化的達到瓦斯治理效果。同時，煤層滲透性變化是評價瓦斯流動難易程度的主要指標，煤層的卸壓作用也有助于滲透性的快速增加，從而提高瓦斯的抽采量。至此，為便于分析，首先將煤層初始滲透性簡化為滲透率比率的形式(滲透率參數(shù)見表3)，則爆破前后，煤層滲透性變化如圖3所示。

圖3 煤層滲透性變化

在煤層滲透性變化中，鉆孔開掘和爆破卸壓效應對煤層滲透性均有明顯提高，但兩者對煤層增透范圍卻有明顯不同。在爆破鉆孔中，隨著爆破時間的增加，爆破破壞煤層中增透范圍遠大于抽采鉆孔。當爆破時間達到t=6×10-4s后，爆破煤層中增透范圍擴展至最大狀態(tài)，此時增透范圍是鉆孔半徑的5倍以上。參考滲透性圖例，增透后的滲透性是煤層初始滲透性的10倍以上。對比相鄰抽采鉆孔，鉆孔開掘?qū)γ簩釉鐾阜秶鷥H為鉆孔半徑的1～2倍。在此過程中，爆破在破壞煤層完整性的同時，也極大改善了煤層自身滲透性。

2.3 爆破后煤層鉆屑量的變化

目前，在動力災害治理評價中，采用《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》第七十五條鉆屑法預測掘進面突出危險性作為評價標準[14]。在本標準中，鉆屑量是煤層地應力集中、煤層強度和瓦斯含量三者共同作用的結(jié)果，鉆屑量臨界值為6kg/m。通過對比爆破前后，煤層鉆屑量的變化，便可以考察煤層內(nèi)應力變化，其鉆屑結(jié)果見表4。

表4 爆破后煤層鉆屑量統(tǒng)計

在鉆屑法評估煤層災害研究中，煤層內(nèi)應力的提高和自身強度的降低，會促使鉆屑量明顯降低。從松動爆破實施前后鉆屑量可看出，爆破前，最大鉆屑量為9.566kg/m，平均鉆屑量為7.716kg/m，此時煤層動力災害指標明顯偏高，煤層處于較為危險狀態(tài)。當采取松動爆破措施后，煤層的塑性破壞有助于降低自身強度參數(shù)，裂隙數(shù)目的廣泛增加使得內(nèi)應力得到有效降低和解除，這使得爆破后平均鉆屑量下降為5.19kg/m，比實施前降低了23.4%，這說明松動爆破可有效降低煤層力學強度，并減少煤層內(nèi)積聚彈性能。

2.4 爆破后瓦斯涌出量變化

爆破后，瓦斯壓力和含量變化也是安全掘進的重要參考[15]。因此，在 21301掘進迎頭采用瓦檢儀對污風內(nèi)瓦斯?jié)舛冗M行記錄。在采集方案中，分別記錄每日放炮前后風流內(nèi)瓦斯?jié)舛?，直至瓦斯?jié)舛冉档椭涟踩€以下，測量間隔20min，共3d，則瓦斯?jié)舛扔^測值見表5。污風內(nèi)瓦斯?jié)舛茸兓€如圖4所示。

圖4 污風內(nèi)瓦斯?jié)舛茸兓€

表5 爆破后瓦斯?jié)舛葦?shù)據(jù)

在爆破后的瓦斯涌出規(guī)律中，可簡單劃分為3個不同階段。第一階段為快速上升期，在爆破后的0.5h內(nèi)，爆破裂隙數(shù)目的增加，不僅降低了煤層內(nèi)應力集中狀態(tài)，提高了自身滲透性，同時還減小了瓦斯流動阻力，促使了瓦斯向周圍環(huán)境轉(zhuǎn)移，使得污風內(nèi)瓦斯?jié)舛瘸尸F(xiàn)快速升高的趨勢，此時，瓦斯最高濃度達到8%左右。在隨后第二階段為通風降塵階段，在該階段中，煤層內(nèi)裂隙不再破壞，因此瓦斯含量成為主導流動的主導因素：一方面，在游離態(tài)瓦斯含量梯度作用下，為高濃度瓦斯向低濃度環(huán)境中擴散提高動力；另一方面，新鮮風流的涌入，也達到稀釋污風內(nèi)瓦斯?jié)舛鹊哪康模藭r瓦斯逐漸衰減至3.5%。最后為安全檢查階段，在此階段，瓦斯下降至安全濃度以下，污風內(nèi)瓦斯?jié)舛仍?.4%，可開展后續(xù)掘進作業(yè)。

3 結(jié) 論

1)根據(jù)21301掘進面地質(zhì)賦存條件，建立了煤層雙孔特性的松動爆破數(shù)值模型，借助有限元的方法分析了煤層滲透率、爆破損傷范圍變化過程。數(shù)值模型結(jié)果說明，松動爆破極大的破壞了煤層完整性，爆破所形成的損傷破壞區(qū)為瓦斯流動提供空間，達到快速降低瓦斯壓力的目的。

2)松動爆破所產(chǎn)生的動載荷遠超煤層抗拉強度，可在完整掘進面煤層中形成較大范圍的爆破損傷區(qū)域。顯然，掘進面煤層損傷區(qū)域范圍與爆破動載荷、煤層自身強度密切相關。爆破損傷區(qū)域的存在改變了煤層內(nèi)應力集中程度，從而達到改造煤層的目的。

3)在掘進面瓦斯涌出災害治理中，瓦斯涌出量是瓦斯壓力和煤層滲透性共同耦合作用的結(jié)果。環(huán)繞爆破裂隙和抽采鉆孔附近煤層可形成明顯的瓦斯壓力降低區(qū)，最終達到快速釋放和抽采瓦斯的目的。