張曉鵬

（河南理工大學(xué)安全科學(xué)與工程學(xué)院，河南 焦作 454000）

0 引言

隨著淺部資源的不斷開采，我國煤炭資源開采不斷向深部延伸，開采難度不斷增加，煤層透氣性差、瓦斯災(zāi)害等制約煤炭安全高效開采。呂有廠[1]根據(jù)平煤十二礦現(xiàn)場工程施工條件，利用數(shù)值模擬技術(shù)模擬爆破過程，根據(jù)模擬過程中煤巖壓力變化等情況，結(jié)合深井煤層卸壓原理，設(shè)計(jì)出符合當(dāng)時(shí)條件的工程爆破方案，通過現(xiàn)場試驗(yàn)，取得了良好抽采效果。方昌才[2]在淮南礦區(qū)開展深孔預(yù)裂控制松動爆破防突技術(shù)的現(xiàn)場試驗(yàn)研究。通過增大孔徑和增加裝藥量，較好地解決了低透氣性煤層煤巷掘進(jìn)過程瓦斯超限的難題，提高了生產(chǎn)效率。呂淵、徐穎[3]在淮南礦業(yè)集團(tuán)謝橋煤礦進(jìn)行了巷道松動爆破卸壓試驗(yàn)，結(jié)果表明高應(yīng)力軟巖巷道深孔爆破卸壓能改變圍巖應(yīng)力狀態(tài)，對控制巷道變形有良好的效果。王國華[4]在平煤十礦24100工作面實(shí)施了松動爆破技術(shù)措施，有效地降低了地應(yīng)力，消除了工作面前方的應(yīng)力集中。劉健[5]針對低透氣性煤層，通過分析煤層的孔隙特性，總結(jié)了瓦斯的運(yùn)移通道，利用數(shù)值模擬軟件對爆破過程進(jìn)行模擬，找出合適的炮孔間距，并進(jìn)行了現(xiàn)場實(shí)驗(yàn)，取得了良好的抽采效果，為實(shí)現(xiàn)煤礦安全高效開采提供了有效的技術(shù)途徑。張超[6]以赤峪煤礦C1201工作面區(qū)域作為試驗(yàn)區(qū)域，采用深孔預(yù)裂爆破技術(shù)對煤層進(jìn)行卸壓增透，以理論研究為基礎(chǔ)，結(jié)合相似模擬試驗(yàn)的結(jié)果，設(shè)計(jì)出深孔預(yù)裂爆破試驗(yàn)方案，并應(yīng)用于赤峪煤礦C1201工作面。通過赤峪煤礦C1201工作面實(shí)時(shí)測量的數(shù)據(jù)變化，表明深孔預(yù)裂爆破可以有效的改善煤層透氣性差、瓦斯抽采困難的局面。鄧強(qiáng)[7]針對深孔預(yù)裂爆破增透技術(shù)，采用COMSOL軟件進(jìn)行數(shù)值模擬研究，模擬并分析了瓦斯的流動規(guī)律以及分布，并將其運(yùn)用于現(xiàn)場試驗(yàn)中，達(dá)到了預(yù)期效果，加快了巷道掘進(jìn)速度。徐向宇[8]通過有限元軟件模擬并分析了煤層松動爆破應(yīng)力波的傳播規(guī)律，并將優(yōu)化后的爆破參數(shù)在現(xiàn)場進(jìn)行了驗(yàn)證，有效增加了煤層透氣性，提高了瓦斯采效率。饒興江[9]以貴州水城礦業(yè)股份有限公司大灣煤礦為工程背景，在9號煤層進(jìn)行深孔預(yù)裂爆破增透實(shí)驗(yàn)，結(jié)果表明，煤層深孔預(yù)裂爆破可以明顯增加煤層透氣性，有效消除瓦斯超限、瓦斯爆炸等隱患，提高開采經(jīng)濟(jì)效益。

很多學(xué)者已對控制松動爆破技術(shù)做了大量的理論和實(shí)驗(yàn)研究，并在煤礦生產(chǎn)中廣泛運(yùn)用，技術(shù)也相對成熟，瓦斯抽采效果也較好，但由于各個(gè)礦區(qū)的煤層賦存條件存在差異，因此對于前人研究所得出的結(jié)論需結(jié)合礦井具體情況開展具體研究。鶴煤六礦為煤與瓦斯突出礦井，目前開采的二1煤層存在較大突出危險(xiǎn)性，在采掘過程中容易發(fā)生動力現(xiàn)象。針對該礦開采松軟煤層時(shí)的防突難題，采用煤巷掘進(jìn)松動爆破技術(shù)，進(jìn)行有效半徑的測定，根據(jù)測定結(jié)果優(yōu)化布孔方案，并對優(yōu)化方案進(jìn)行現(xiàn)場驗(yàn)證，為煤巷的順利掘進(jìn)打好安全基礎(chǔ)，確保高效生產(chǎn)。

1 松動爆破有效性考察方案

1.1 工作面概況

鶴煤六礦2125工作面地面正上為農(nóng)田耕地。2125工作面地面位置東北部約66 m為李古道村，東南部有鶴湯公路穿過，南部、西部及東部為農(nóng)田耕地。2125工作面地面有丘陵、耕地，標(biāo)高為+194.16～+212.09 m。

2125工作面二1煤層有一層構(gòu)造軟煤，堅(jiān)固性系數(shù)f值0.25～0.35；原始瓦斯含量14.5～17.0 m3/t，原始瓦斯壓力1.6 MPa。瓦斯相對涌出量計(jì)算結(jié)果q=15.755～18.578 m3/t。

2125工作面下順槽與上順槽平行，巷道沿煤層頂板掘進(jìn)。巷道原采用U型鋼棚支護(hù)，現(xiàn)改為錨網(wǎng)支護(hù)，巷道斷面設(shè)計(jì)參數(shù)為：凈寬×凈高=5.0 m×3.4 m，凈斷面積17.00 m2，工程量708.0 m。

1.2 松動爆破有效性考察方案

在試驗(yàn)地點(diǎn)2125下順槽掘進(jìn)工作面進(jìn)行了松動爆破現(xiàn)場試驗(yàn)，測試試驗(yàn)前后的煤層瓦斯含量、效果檢驗(yàn)指標(biāo)參數(shù)的變化情況，考察確定2125下順槽掘進(jìn)松動爆破防突措施有效性，為后期試驗(yàn)應(yīng)用研究提供依據(jù)?？疾烨闆r如下：

在2125下順槽掘進(jìn)工作面16 m和24 m處分別進(jìn)行了松動爆破試驗(yàn)。在施工抽采鉆孔后，測定了爆破前試驗(yàn)區(qū)域的煤層瓦斯含量，分別為5.64 m3/t、5.86 m3/t；爆破后，在進(jìn)尺前的防突措施的效果檢驗(yàn)時(shí)測定了爆破后試驗(yàn)區(qū)域的煤層殘余瓦斯含量，分別為5.07、4.79 m3/t?？梢?，實(shí)施控制松動爆破后，明顯降低了煤層殘余的瓦斯含量，為安全掘進(jìn)提供了安全保障。

在2125下順槽掘進(jìn)工作面16 m和24 m處分別進(jìn)行松動爆破試驗(yàn)，測試試驗(yàn)前后的工作面效果檢驗(yàn)指標(biāo)參數(shù)的變化情況。爆破前試驗(yàn)區(qū)域驗(yàn)證指標(biāo)q最大值分別為3.86、3.67 L/min；爆破后，在進(jìn)尺前的防突措施的效果檢驗(yàn)時(shí)q最大值分別為3.28、3.10 L/min?？梢钥闯鏊蓜颖拼胧┖?，相比預(yù)測指標(biāo)，爆破后效果檢驗(yàn)指標(biāo)q最大值整體上均有明顯降低，降低幅度接近于20%，表明松動爆破措施具有較好的防突效果。

綜上，松動爆破后，煤層瓦斯含量和防突措施效果檢驗(yàn)指標(biāo)明顯降低，證明了松動爆破防突措施對于2125工作面的適應(yīng)性和有效性。

2 松動爆破有效半徑測定方案

在2125切眼中部、距下順槽35～55 m段的煤壁內(nèi)，采用瓦斯抽采流量法在現(xiàn)場布置爆破鉆孔和測試孔進(jìn)行測試，在抽采負(fù)壓和流量等條件不變的情況下，瓦斯?jié)舛缺碚鞒椴傻募兞?，測試中主要考察鉆孔內(nèi)的瓦斯?jié)舛茸兓闆r。共測試2組，選用最小的結(jié)果確定為有效影響半徑，測試結(jié)果圖2和圖3所示。具體測試情況如下：

1）測試鉆孔布置設(shè)計(jì)：在2125切眼內(nèi)側(cè)巷幫、下順槽向上35～55 m范圍內(nèi)，自下而上布置2組測試鉆孔。每組包括1個(gè)爆破孔和5個(gè)抽采鉆孔，第一組爆破孔Ⅰ和1～5號抽采鉆孔，第二組爆破孔Ⅱ和6～10號抽采鉆孔。

2）爆破孔和抽采孔呈單排孔布置，均垂直于煤壁、平行于煤層，開孔高度距巷道底板1.0～1.5 m。

3）爆破孔Ⅰ和爆破孔Ⅱ間距13 m，1～10號孔10個(gè)抽采鉆孔施工在爆破孔Ⅰ和爆破孔Ⅱ之間，如圖1所示。第一組爆破孔Ⅰ和1～5號抽采鉆孔間距分別為2.0、2.7、3.4、4.0、4.7 m，第二組爆破孔Ⅱ和6～10號抽采鉆孔間距分別為4.9、4.2、3.5、2.8、2.1 m。

4）爆破孔直徑42 mm、孔深10 m，抽采鉆孔直徑80 mm、孔深10 m。

5）1～10號10個(gè)抽采孔先施工，封孔深度3 m，聯(lián)網(wǎng)抽采，孔口安裝采樣測試濃度裝置，每隔1h～1.5h測試孔內(nèi)瓦斯?jié)舛取?/p>

6）一般聯(lián)網(wǎng)抽采4 h以后，測試瓦斯?jié)舛确€(wěn)定，開始進(jìn)行松動爆破。松動爆破封孔段長度5.5～6.0 m，裝藥段長度4.0～4.5 m。

7）爆破時(shí)，嚴(yán)格執(zhí)行爆破相關(guān)要求。

8）爆破后，每10 min測試一次1～10號抽采孔內(nèi)瓦斯?jié)舛?，連續(xù)測試2 h以上。

9）采用抽采流量法分析爆破前后各測試鉆孔瓦斯抽采濃度幅度變化情況，如果增幅明顯增大50%以上，則為在有效范圍內(nèi)，該抽采孔與爆破孔間距為有效半徑；否則，為未受太大影響[10]。

10）共測試2組，根據(jù)測定情況，經(jīng)對比，選用最小的結(jié)果，確定為爆破有效影響半徑。圖1為有效影響半徑測試孔布置圖。

圖1 有效影響半徑測試鉆孔布置圖

根據(jù)圖2和圖3分析可知，第一組爆破孔（1號到5號）的爆破前后瓦斯抽采濃度漲幅超過50%的有4個(gè)，視為爆破后的瓦斯抽采濃度較爆破前有了明顯的改進(jìn)。對應(yīng)的距第一組爆破孔的距離分別為2、2.7、3.4、4 m。因此，根據(jù)第一組的爆破孔的抽采濃度分析，松動爆破有效影響半徑確定為4 m。

圖2 第一組爆破前后瓦斯?jié)舛惹闆r

第二組爆破孔（6～10號）的爆破前后瓦斯抽采濃度漲幅超過50%的有4個(gè)，視為爆破后的瓦斯抽采濃度較爆破前有了明顯的改進(jìn)。對應(yīng)的距第二組爆破孔的距離分別為2.1、2.8、3.5、4.2 m。因此，根據(jù)第二組的爆破孔的抽采濃度分析，松動爆破有效影響半徑確定為4.2 m。

圖3 第二組爆破前后瓦斯?jié)舛惹闆r

比較第一組和第二組的考察結(jié)果，2125工作面松動爆破的有效影響半徑在4.0～4.2 m。據(jù)此，考慮安全因素，確定松動爆破有效半徑為4.0 m。

3 松動爆破優(yōu)化布孔方案及效果檢驗(yàn)

3.1 松動爆破布孔方案

對松動爆破鉆孔進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)，《防治煤與瓦斯突出細(xì)則》（2019年版）規(guī)定松動爆破鉆孔的孔徑一般為42 mm，孔深不得小于8 m。以煤層厚度8.0 m為例進(jìn)行方案設(shè)計(jì)，在試驗(yàn)工作面上方布置3個(gè)爆破孔，將3個(gè)抽采孔布置在爆破孔之下，爆破孔直徑42 mm，抽采孔直徑80 mm。1號孔的開口位置距頂2 m，距底1.4 m，投影孔深11 m，2號孔和3號孔分別位于1號孔兩側(cè)，孔口間距1 m，孔底間距4 m，高度與1號孔一致；4號孔開孔為主在1號孔正下方0.4 m處，孔底距離1號孔3 m，5號孔和6號孔位于4號孔兩側(cè)，孔口距離4號孔1 m，孔底位于2號孔和3號孔正下方3 m處。鉆孔布置具體情況如圖4所示，其中1，2，3為爆破孔，4，5，6為抽采孔。

3.2 松動爆破效果檢驗(yàn)

按照優(yōu)化后的松動爆破技術(shù)方案，在2125下順槽掘進(jìn)工作面進(jìn)行了松動爆破措施的效果考察。在實(shí)施松動爆破措施實(shí)施過程中，爆破前進(jìn)行試驗(yàn)區(qū)域的煤層瓦斯含量測定，結(jié)果為4.89～5.92 m3/t；爆破實(shí)施后，進(jìn)行防突措施效果檢驗(yàn)，再次測定試驗(yàn)區(qū)域的煤層殘余瓦斯含量，結(jié)果為4.68～5.16 m3/t。掘進(jìn)工作面松動爆破措施前預(yù)測指標(biāo)及爆破后效果檢驗(yàn)指標(biāo)q對比變化情況如圖5所示?？梢钥闯鏊蓜颖拼胧┖蟮男Ч麢z驗(yàn)指標(biāo)q最大值比爆破前的預(yù)測值整體上均有明顯降低，從而瓦斯含量降低，瓦斯涌出量減小。工作面原防突措施為單一抽采鉆孔防突措施，巷道平均月掘進(jìn)速度25 m，實(shí)施松動爆破措施后的月平均掘進(jìn)速度由未實(shí)施松動爆破措施之前的每月25 m提高到84 m。掘進(jìn)速度較原來的防突措施提高了3倍以上，大大地提高了生產(chǎn)效率，確保了該掘進(jìn)工作面下順槽安全順利貫通。

圖4 松動爆破措施工作面布置設(shè)計(jì)示意圖

圖5 松動爆破預(yù)測指標(biāo)q最大值變化情況

4 結(jié)論

1）以煤層瓦斯含量、效果檢驗(yàn)指標(biāo)參數(shù)的變化情況，在試驗(yàn)地點(diǎn)2125下順槽掘進(jìn)工作面進(jìn)行了松動爆破有效性考察。在實(shí)施控制松動爆破后，煤層殘余的瓦斯含量、效果檢驗(yàn)指標(biāo)參數(shù)明顯下降，證明了松動爆破的有效性。

2）采用瓦斯抽采流量法在現(xiàn)場進(jìn)行了松動爆破有效半徑的現(xiàn)場實(shí)測，將爆破前后瓦斯?jié)舛鹊臄?shù)據(jù)進(jìn)行對比分析，確定松動爆破的有效半徑為4 m。

3）依據(jù)爆破有效半徑，合理布置了2125煤巷掘進(jìn)工作面松動爆破鉆孔實(shí)施方案，在試驗(yàn)工作面上方布置3個(gè)爆破孔，3個(gè)抽采孔布置在爆破孔之下，經(jīng)現(xiàn)場試驗(yàn)，該方案可有效降低局部突出危險(xiǎn)性。

4）在實(shí)施松動爆破防突措施后，掘進(jìn)頭前方煤層瓦斯?jié)舛让黠@下降，可提高抽采效率，縮短突出煤層掘進(jìn)的時(shí)間，從而有效解決礦井工作面接替緊張的局面。