D0L:10.13374.issn1001-053x.2013.12.004 第35卷第12期 北京科技大学学报 Vol.35 No.12 2013年12月 Journal of University of Science and Technology Beijing Dec.2013 深孔聚能爆破煤层增透爆破参数研究 郭德勇)凶，吕鹏飞)，王义贵)，杨睿2) )中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京100083 2)平顶山天安煤业股份有限公司，平顶山467000 ☒通信作者，E-mail:kjkfg@cumtb.edu.cn 摘要针对低透气煤层聚能爆破增透技术参数问题，在装药直径一定的条件下，设计了不同装药系数和爆破间距的嗪 破孔并进行现场试验，对比分析爆破前后爆破影响区瓦斯纯量变化，考察了爆破参数对煤层增透效果的影响，结果表明， 通过控制爆破孔径向装药不耦合系数、轴向装药长度、封孔可靠性和爆破作用次数等因素可提高煤层增透效果， 关键词煤矿：瓦斯抽放：聚能爆破：煤层；透气性：技术参数 分类号TD712+.62 Blasting parameter study of deep-hole cumulative blasting to improve coal seam permeability GUO De-yong),LU Peng-fei),WANG Yi-gui),YANG Ru2) 1)School of Resource and Safety Engineering,China University of Mining and Technology (Beijing).Beijing 100083.China 2)Pingdingshan Tian'an Coal Co.Ltd.,Pingdingshan 467000,China Corresponding author,E-mail:kjkfgocumtb.edu.cn ABSTRACT In view of the technical parameters of cumulative blasting to improve the permeability of coal seams with low permeability,under the condition of constant charge diameter,blast holes were designed with different charge coefficients and blast spacings,and then field test was carried out.The variation of gas drainage pure quantity before and after blasting was comparatively analyzed in blasting influence area,and the influence of blasting parameters on the permeability-increasing effect of coal seams was investigated on the basis of experimental data.It is shown that the permeability-increasing effect of coal seams can be improved by controlling blast-hole radial charge decoupling coefficient, axial charge length,sealing reliability,and blasting times. KEY WORDS coal mines:gas drainage:cumulative blasting:coal seams;permeability;technical parameters 随着我国煤矿开采深度和强度的加大，煤与瓦 为实现良好的爆破增透效果，在聚能爆破煤体致裂 斯突出危险性增大，突出事故频率增高，严重威 机理6及施工工艺[可研究基础上，进一步对深 胁矿井安全生产四.为降低煤层瓦斯含量和地应 孔聚能爆破煤层增透爆破参数进行研究，为改善煤 力，从根本上防治煤与瓦斯突出事故，瓦斯抽放发 层聚能爆破增透技术提供依据， 挥着重要作用.针对煤层透气性差、瓦斯抽放效率 低的问题，采取了多种强化抽放措施2-)，其中聚 1聚能爆破煤体作用原理 能爆破增透技术可以提高煤体裂隙发有水平、增川 聚能爆破采用聚能装药，爆破作用下的聚能流 透气性，在郑州大平煤矿、焦作九里山矿、吉林松 侵彻煤体形成初始裂隙，为煤体裂隙扩展起导向作 树镇煤矿等进行了应用，取得了煤层增透预期效果. 用，尔后爆炸能量促进裂隙在煤体较大范围内广 收稿日期：2013-07-25 基金项目：国家自然科学基金资助项日(4107218)
DOI:10.13374/j.issn1001-053x.2013.12.004
1534 北京科技大学学报 第35卷 展，含瓦斯煤体爆破与岩石爆破具有一定的差异 验选择在戊s-22310工作面，该工作面呈缓倾斜单 性，根据煤岩爆破作用机理8-1，在聚能爆破作 斜构造，局部断层发育，且以正断层为主，落差为 用下煤体裂隙的生成是爆炸应力波、爆生气体压力 0.13.8m,工作面走向长1796m,倾斜长180m, 场、高温高压形成的聚能流以及瓦斯压力综合作用 煤层厚度在1.53m之间，倾角1.8°~9.7°，埋深 的结果，聚能爆破破坏了煤体原有结构，在煤层 783882m,煤层硬度中等，坚固性系数为0.61，顶 爆破抽放瓦斯影响区内形成较大范围的连通裂隙网 板为砂质泥岩和粉砂岩，底板为泥岩和砂质泥岩. 络，其中爆破近区为粉碎区，爆破中区为径向裂隙 戊8-22310工作面采用本煤层钻孔预抽瓦斯的防突 和环向裂隙交错的裂隙发育区，爆破远区为径向裂 措施，在抽放初期瓦斯预抽效果明显，随着时间的 隙延伸的裂隙扩展区，与普通爆破相比，聚能爆破 推移抽放浓度和流量衰减较快，为提高抽放效果采 利用聚能效应实现了爆炸能量的汇集，聚能流侵彻 取煤层深孔聚能爆破增透技术， 裂隙的导向作用造成粉碎区范围偏小而煤体裂隙范 2.2爆破参数 围扩广展更远，增强了爆破煤体的增透效果，爆破生 聚能爆破试验受到现场条件的制约，为保证试 成的大量裂隙为瓦斯流动提供新的通道，同时爆破 验顺利实施，试验区域不仅要便于爆破施工，而且 振动打破了煤储层瓦斯吸附解吸动态平衡，促使吸 应安全可靠.根据聚能爆破煤层增透设计方案并结 附态瓦斯解吸，更多的游离瓦斯进入裂隙被抽出， 合现场试验条件，在六矿戊g22310工作面进风巷 达到了提高抽放率的效果 沿煤层倾向布置顺层爆破孔，爆破孔孔径为75mm 和89mm两种，装药直径为45mm,装药长度为 2聚能爆破煤层增透试验 1229m,封孔长度为9.5~12m,此外在爆破孔周 2.1试验工作面概况 边布置瓦斯抽放孔并进行联网抽放，便于对爆破增 平项山天安煤业股份有限公司六（简称六矿） 透效果进行考察.六和矿聚能爆破增透试验爆破参数 为煤与瓦斯突出矿井，目前主要开采二叠系下石盒 如表1所示， 子组戊8、戊9-10和丁-6煤层.煤层聚能爆破试 表1聚能爆破增透试验爆破参数 Table 1 Blasting parameters of cumulative blasting experiments 爆破孔编号孔径/mm倾角/（°） 装药直径/mm径向装药不偶合系数轴向装药长度/m封孔长度/m试验结果 1# 75 +5.5 45 1.67 28 12.0 成功 2# 75 +6.0 1.67 28 9.5 成功 3# 75 +7.0 6 L.67 12.0 冲孔 4# +6.5 45 1.67 20 11.0 成功 75 +6.5 45 1.67 28 12.0 成功 6# 89 +3.5 1.98 26 12.0 成功 7# 75 +5.0 46 1.67 12 12.0 成功 8 75 +5.0 45 1.67 16 12.0 成功 9# 5 +4.0 6 1.67 16 12.0 成功 3 聚能爆破参数对煤层增透的影响 3.1径向装药不耦合系数 煤层深孔聚能爆破涉及选址、打钻、装药、封 聚能爆破现场试验采用柱状连续不耦合装药 孔、起爆等工艺流程，各工艺的设计及操作过程影 结构，爆破效果与径向装药不耦合系数密切相关· 响爆破增透效果，根据六矿聚能爆破现场试验，主 根据爆轰热力学理论，爆破后将爆生气体在孔内视 要研究爆破参数对煤层增透作用的影响，爆破参数 为等熵绝热膨胀，气体膨胀充满炮孔时的准静压力 可分为炸药性质、装药及封孔参数、爆破线路设计 远低于爆炸临界压力，同时爆生气体与孔壁碰撞产 等，考虑到现场试验统一采用煤矿矿许用乳化炸药， 生的冲击压力明显增大.可将爆生气体静压P和 药卷连线及引爆方式相同，而且爆破孔均能实现起 孔壁冲击压力P表示为2-13 爆，因此本文主要研究的爆破参数有爆破孔径向装 P= () 7K-2 (1) 药不耦合系数、轴向装药长度、封孔可靠性和爆破 作用次数 77K2 (2)
第12期 郭德勇等：深孔聚能爆破煤层增透爆破参数研究 ,1535· 式中：乃为炸药爆炸临界压力：Pw为平均爆轰压 此在装药直径为45mm条件下，现场试验径向装 力：Y为绝热指数：k为等熵指数：？为轴向装药 药不耦合系数应选为1.67 系数，=/l,其中h和l。分别为除去封孔段 3.2轴向装药长度 的炮孔长度和装药长度：K为径向装药不耦合系 爆破孔轴向装药长度受打钻成孔情况的影响， 数，K=4/d。,其中d山，和d。分别为炮孔直径和装 根据六何聚能爆破现场试验，设计装药长度为30m, 药直径：3为压力增大系数 由于爆破孔可能出现煤粉堆积、煤体塌落等异常， 式(1)~(2)对K求偏导得到 导致现场试验装药长度不等，在径向不耦合装药基 础上考虑轴向装药系数？的影响，式(1)和式(2) OP OK =-2P Pw 7K-2-1 (3) 分别对，求偏导得到 OP: =-28B 1K-2-1 (4) 291-1 On (5) 8K P 由式(3)和式(4)可知，P和P分别与K呈 OP2 P =-3P (6) 递减关系，即随着径向装药不耦合系数的增大，爆 On P 生气体静压和爆炸冲击压力减小：但径向装药不耦 由式(5)和式(6)可知，与径向装药不耦合系 合系数过大将导致应力峰值和爆生气体压力过低， 数K类似，P和P分别与刀呈递减关系，即爆生 不利于裂隙的形成和发育，此外径向装药不耦合系 气体静压和爆炸冲击压力随轴向装药系数的增大而 数过小将导致煤体过渡粉碎，减弱了爆生气体气楔 减小.可见轴向装药系数与径向装药不耦合系数互 作用，同样不利于煤体致裂。为确定合理的径向 为影响，在径向装药不耦合系数确定时，可以调整 装药不耦合系数，选取1#和6#爆破孔进行分析， 轴向装药长度以实现更好的爆破效果.结合现场试 其中两爆破孔装药直径均为45mm,炮孔直径分别 验情况，选取径向装药不耦合系数相等的2#、4# 为75mm和89mm,径向装药不耦合系数分别为 和7#爆破孔，轴向装药长度分别为28、20和 1.67和1.98，得到不同径向装药不耦合系数下爆破 12m,长度间附均为8m,得到不同装药长度下爆 前后抽放孔平均瓦斯纯量对比如图1所示. 破前后影响区平均瓦斯纯量变化如图2所示， 一0.010 0.010 ■K=1.67 爆破后 0.008 ▣K=1.98 111 0.006 0.00 0.004 0.004 爆破前 ◆ 0.002 0.002 0 12 162024 28 32 爆破前 爆破后 装药长度/n 图1 不同径向装药不偶合系数聚能爆破试验平均瓦斯纯量 图2不同装药长度聚能爆破试验平均瓦斯纯量 Fig.1 Mean gas drainage pure quantity at different radial Fig.2 Mean gas drainage pure quantity at different charge charge decoupling coefficients of cumulative blasting lengths of cumulative blasting 由图1可知，爆破前抽放孔平均瓦斯纯量基 由图2可知，在不同装药长度条件下，爆破后 本相等，爆破后纯量均有一定幅度的增加，其中 影响区域内平均瓦斯抽放纯量均有增加，其中装药 径向装药不耦合系数为1.98时纯量平均增幅为 长度为12m时增幅为0.0043m3,min1,装药长度 0.0038m3min-1,而径向装药不耦合系数为1.67时 为20m时增幅为0.0049m3min-1,是装药12m 纯量增幅达0.0078m3min1,是不耦合系数为1,98 时增幅的1.14倍，而装药长度为28m时增幅为 时的2.05倍，由于6#爆破孔径向装药不耦合系数 0.0064m3mim1,分别是装药12m和20m时增 为1.98，数值偏大导致爆炸应力波和爆生气体作用 幅的1.49倍和1.31倍.分析认为，随着装药长度 明显减弱：1#爆破孔径向装药不耦合系数为1.67， 的增加爆破孔装药量增大，沿炮孔径向和轴向爆破 此时爆破裂隙能够充分扩展，爆破效果显著1.因 影响范围变大，导致更大范围内煤体裂隙发育并卸
,1536 北京科技大学学报 第35卷 压，提高了煤层透气性（如图3）.因此装药长度的 通道影响抽放效果.为满足最小封孔长度要求并保 增加造成影响区平均瓦斯抽放纯量增幅变大，爆破 证抽放效果，结合六矿现场试验条件，确定聚能爆 增透效果显著， 破采用“黄砂十黄泥”联合封孔方式，设计结孔里 段9m采用吹砂封孔，外段3m采用黄泥充填.根 1爆破影 据试验情况选取爆破参数基本相同的3#和5#爆 响范围 破孔，得到封孔效果对比如表2所示. 自装解按 由表2可知，爆破后3#爆破孔发生冲孔，影 响区平均瓦斯抽放纯量增幅为0.0019m3.min1,而 冒封孔段 5#爆破孔封孔完好无异常现象，影响区瓦斯纯量平 均增幅达0.0057m3mim1,是3#爆破孔的3倍.分 析认为，现场封孔时3#爆破孔里段黄砂没有密实， 图3不同装药长度聚能爆破影响范围 导致封孔里段出现连续空腔，爆破后黄砂难以发挥 Fig.3 Influence area of cumulative blasting at different 缓冲作用，爆炸应力波和爆生气体通过空腔直接作 charge lengths 用于封孔外段黄泥，由于黄泥封孔长度为3m,难以 3.3封孔可靠性 充分缓冲爆炸冲击作用，导致爆破后发生冲孔·冲 封孔是聚能爆破的关键环节，试验时不仅需要 孔容易导致爆生气体逸散，减弱了爆破致裂作用， 满足一定的封孔长度，而且应保证封孔段密实牢固， 不利于煤层增透.与5#爆破孔相比，受冲孔因素 避免爆破孔发生冲孔、巷帮煤体破坏或者产生漏气 影响3#爆破孔影响区增透效果不明显， 表2聚能爆破试验封孔效果对比 Table 2 Comparison of sealing effect in cumulative blasting 爆破后影响区平均 爆破孔 爆破后 爆破前影响区平均 影响区平均瓦斯 炮孔情况 瓦斯抽放纯量/(m3,min-1) 瓦斯抽放纯量/m3.min一) 抽放纯量增量/(m3:min-1) 3# 发生冲孔 0 0.0019 0.0019 5# 无异常 0.0001 0.0058 0.0057 3.4爆破作用次数 2号 8# 1号9 3号 ● ●燥破孔 煤层聚能爆破属于煤体内部爆破，爆破后煤体 8爆破孔影响区8和g爆破孔影响区9“爆破孔影响区○抽放孔 裂隙网络和透气性增大，煤层瓦斯抽放量增加.当 单个爆破孔爆破或爆破孔间距较大时，爆破后煤体 图48#和9#爆破孔影响区抽放孔布置 裂隙大部分孤立发育：当爆破孔间距适当时，两爆 Fig.4 Layout of bore holes in 8#and 9#blasting effect 破孔之间区域将受到两次爆破作用，煤体损伤加重， areas 导致裂隙充分发育并相互贯通.为分析爆破作用次 ◆一1号抽放孔▲一2号抽放孔一。一3号抽放孔 0.030r 8“爆破孔爆破 9*爆破孔爆破 数对煤层增透效果的影响，选取爆破参数相近的8# 和9#爆破孔，得到爆破影响区抽放孔布置如图4 0.025 和影响区抽放孔瓦斯纯量变化如图5，其中1号抽 0.020 放孔受到8#和9#爆破孔的共同作用，2号和3号 0.015 抽放孔分别受到8#和9#爆破孔的作用. 0.010 由图5可知，8#爆破孔爆破后，其影响范围内 0.005 的1号和2号抽放孔瓦斯纯量整体呈增加趋势，平 均增幅分别为0.0037和0.0031m3.min-1,9#孔爆 4 5 7 8 时间/d 破后，1号抽放孔由于已经受到8#爆破孔的影响， 图58#和9#爆破孔影响区瓦所纯量 在两次爆破作用下瓦斯纯量急剧增加，平均增幅达 0.0146m3min-1,而3号抽放孔仅受到9#爆破孔 Fig.5 Gas drainage pure quantity in 8#and 9#blasting effect areas 影响，平均增幅为0.0028m3min-1,与只受8#爆 破孔影响的2号抽放孔瓦斯纯量增幅基本一致.可 见与2号和3号抽放孔相比，1号抽放孔瓦斯纯量
第12期 郭德勇等：深孔聚能爆破煤层增透爆破参数研究 .1537￥ 增幅显著，表明爆破作用次数对煤层增透效果有较 Coal Soe,2007,32(5):409 大影响 (蔡峰，刘泽功.张朝举，等，高瓦斯低透气性煤层深孔预裂 爆破增透数值模拟.煤炭学报，2007,32(5)：499) 4结论 6]Guo D Y.Pei H B,Song J C.et al.Study on splitting (1)爆破孔径向装药不耦合系数影响爆炸冲击 mechanism of coal bed deep-hole cumulative blasting to 压力和爆生气体静压对煤体作用，数值偏大或过 improve permeability.J China Coal Soc,2008,33(12) 小均不利于煤体致裂，结合平煤六矿聚能爆破煤层 1381 (郭德勇，裴海波，宋建成，等。煤层深孔聚能爆破致裂增透 增透现场试验，爆破孔径向装药不耦合系数可选为 机理研究，煤炭学报，2008,33(12)：1381) 1.67. [7]Guo D Y:Song W J,Li ZZ.et al.Research on splitting (2)轴向装药长度控制爆破影响范围，随着装 technical of coal bed deep-hole cumulative blasting to im- 药长度的增加，沿炮孔径向和轴向煤体卸压范围增 prove permeability.J China Coal Soc,2009,34(8):1086 大，增透效果明显，现场试验应保持一定的装药长 (郭德勇，宋文健，李中州，等。煤层深孔聚能爆破致裂增透 度. 工艺研究.煤炭学报，2009,34(8)：1086) (3)高质量的封孔不仅能够缓冲爆炸冲击压力， [8 Niu Q.Rock Blasting Mechanism.Shenyang:Northeast- 而且保证了爆生气体静压促进煤体裂隙充分扩展， ern University of Technology Press,1990 同时爆破作用次数影响煤体损伤程度，随着爆破作 (钮强.岩石爆破机理.沈阳：东北工学院出版社，1990) 9)Song J,Kim K.Micromechanical modeling of the dynamic 用次数的增加，爆破影响区裂隙发育允分并相互贯 fracture process during rock blasting.Int J Rock Mech 通，显著提高了煤层透气性. Min Sci Geomech Abstr,1996,33(4):387 10 Chu H B,Yang X L,Liang W M,et al.Simulation exper- 参考文献 imental study on the coal blast mechanism.J China Coal Soc,2011.36(9):1451 1 Yuan L.Theory and Technology of Gas Drainage and (格怀保，杨小林，梁为民，等，煤体爆破作用机理模拟试验 Capture in Soft Multiple Coal Seams of Lou Permeability. 研究.煤炭学报，2011,36(9：1451) Beijing:China Coal Industry Press,2004 [11 Guo D Y,LU P F,Pei H B.et al.Numerical simulation on (袁亮。松软低透煤层群瓦斯抽采理论与技术，北京：煤炭 crack propagation of coal bed deep-hole cumulative blast- 工业出版社，2004) ing.J China Coal Soc,2012,37(2):274 2]Duan K L.Feng Z C.Zhao Y S,et al.Testing study (郭德勇，吕鹏飞，表海波，等，煤层深孔聚能爆破裂隙扩展 of methane drainage by bore and hydraulic-cutting seam 数值模拟.煤炭学报，2012.37(2)：274) from low permeability coal seam.J China Coal Soc,2002. 12 Zhang Z C.Controlled Blasting of Directional Fracture. 27(1):50 Chongqing:Chongqing Publishing House,2000 (段康廉、冯增朝。赵阳升，等.低参透煤层钻孔与水力割缝 (张志呈，定向断裂控制爆破.重庆：重庆出版社，2000) 瓦所排放的实验研究.煤炭学报，2002,27(1)：50) 13 Zong Q.Lu P J,Luo Q.Theoretical study on axial de- 3 Shi B M,Yu Q X.Wang K.Test research on coal seam coupling coefficients of smooth blasting with air cushion penetrability dynamic changing law by far-distance pro- charging construction.Chin J Rock Mech Eng.2005, tecting stratum mining.Chin J Rock Mech Eng,2006. 24(6:1047 25(9):1917 (宗琦，陆鹏举，罗强.光面爆破空气垫层装药轴向不耦合 (石必明，俞启香，王凯.远程保护层开采上覆煤层透气性动 系数理论研究.岩石力学与程学报，2005,24(6)：1047) 态演化规律试验研究.岩石力学与工程学报，2006,25(9)： 14]Yang X L,Yuan X Y,Liang W M.Mechanism of the ex- 1917) plosive action of the decoupled charge.J China Coal Soc, 4]Gong M.Liu W B.Wang D S.et al.Controlled blast- 1998.23(2):130 ing technique to improve gas pre-drainage effect in a coal (杨小林，员小有，梁为民。不偶合装药爆炸作用机理及试 mine.J Univ Set Technol Beijing,2006,28(3):223 验研究.煤炭学报，1998,23(2)：130) (龚敏，刘万波，上德胜，等，提高煤瓦斯抽放效果的控制 15 Xu Y,Meng Y P.Cheng Y S.Study on control of blast 爆破技术，北京科技大学学报，2006.28(3)：223) crack by decoupling charge index.Chin J Rock Mech Eng. 5]Cai F,Liu Z G,Zhang C J,et al.Numerical simulation 2002.21(12):1843 of improving permeability by deep-hole presplitting explo- (徐颡，孟益平，程玉生.装药不耦合系数对爆破裂纹控制 sion in loose-soft and low permeability coal seam.J China 的试验研究.岩石力学与工程学报.2002.21(12)：1843)