郭德勇,趙杰超,朱同功,張 超
1) 中國礦業(yè)大學(xué)(北京)應(yīng)急管理與安全工程學(xué)院,北京 100083 2) 平頂山天安煤業(yè)股份有限公司十礦,平頂山 467000
爆破技術(shù)具有工藝簡便、工程地質(zhì)適應(yīng)性強的特點,在隧道掘進、路塹開挖、礦山開采和水利水電等工程領(lǐng)域應(yīng)用廣泛,并取得了良好的社會和經(jīng)濟效益[1-5].隨著爆破工程規(guī)模的增大,爆破技術(shù)得到更廣泛的應(yīng)用,在工程實踐中通常采用雙孔或多孔連續(xù)起爆方式來提高施工速度[6],如此以來,爆炸應(yīng)力波疊加損傷斷裂效應(yīng)對爆破致裂效果的影響逐漸增大[7-12].近年來,該問題成為相關(guān)專家學(xué)者關(guān)注的焦點.閆長斌[13]通過開展巖體損傷聲波測試試驗,研究了聲波在爆破損傷巖體中的衰減特性,借助巖體聲學(xué)特性來探索巖體爆破累積損傷效應(yīng).費鴻祿和范俊華[14]采用聲波測試技術(shù)研究了邊坡巖體在爆破載荷下的累計損傷效應(yīng).朱振海等[15]采用動光彈實驗研究了雙孔同時起爆時應(yīng)力波的傳播特征及其對裂隙擴展的影響.楊仁樹等[16]通過開展動態(tài)焦散線實驗研究了不同切槽模式下雙孔同時起爆時裂隙的擴展貫通及裂隙尖端應(yīng)力強度因子變化特征.李清等[17]采用動態(tài)焦散線系統(tǒng)分別研究了不同裝藥量、間距的雙孔切縫藥包爆破時爆生裂隙的擴展規(guī)律.魏晨慧等[18]研究了巖層節(jié)理角度和地應(yīng)力對雙孔爆破裂隙擴展規(guī)律的影響.已有研究多是通過波速測試獲取爆破后混凝土塊/巖體內(nèi)部損傷情況,然而,由于混凝土塊/巖體內(nèi)部結(jié)構(gòu)的復(fù)雜性,該方法不能定量研究爆生裂隙的發(fā)育特征;可以采用相似試驗方法,忽略有機玻璃與巖石內(nèi)部結(jié)構(gòu)的差異性,通過觀察有機玻璃在切縫藥包爆破載荷下的破壞情況來間接反映爆破載荷下巖石材料的響應(yīng)特征,雖能獲得較為直觀的爆生裂隙分布特征,但卻難以深入探討爆生裂隙的擴展機理,對雙孔聚能爆破載荷下爆破裂隙擴展貫通機制的認識仍十分有限.相比于巖石,煤體結(jié)構(gòu)更為復(fù)雜,而相關(guān)研究較少.
本文在分析雙孔爆破爆炸應(yīng)力波疊加效應(yīng)的基礎(chǔ)上,基于煤礦現(xiàn)場試驗參數(shù),采用ANSYS/LSDYNA構(gòu)建雙孔聚能爆破數(shù)值分析模型,模擬研究了雙孔聚能爆破過程中爆炸應(yīng)力波的傳播特征、煤體單元的力學(xué)性質(zhì)和煤層裂隙的擴展機制.同時,結(jié)合現(xiàn)場試驗研究了雙孔聚能爆破載荷下煤層裂隙擴展及分布特征.
聚能裝藥起爆后,爆炸沖擊波在破碎煤體過程中快速衰減,至壓碎區(qū)(粉碎區(qū))邊緣,沖擊波衰減為壓縮應(yīng)力波,其強度已難以引起煤體的壓縮破壞[19].然而,煤體在應(yīng)力波作用下將同時發(fā)生徑向壓縮變形和伴生的切向拉伸變形,由于煤體具有抗拉強度遠小于其抗壓強度的特點,當(dāng)拉伸應(yīng)力強度大于煤體的動態(tài)抗拉強度時煤體將破裂而產(chǎn)生徑向裂隙[20-21].雙孔同時起爆時,煤體內(nèi)的動態(tài)應(yīng)力場將因應(yīng)力波的相互干涉而改變,致使局部應(yīng)力集中或降低,從而影響煤體裂隙的擴展效果.
若將聚能爆破激起的應(yīng)力波在徑向(切向)上產(chǎn)生的壓應(yīng)力(拉應(yīng)力)假定為σr(σθ),則σθ=(μ/(1-μ))σr,其中μ為煤體的泊松比.當(dāng)相鄰兩爆破孔同時起爆時,在兩爆破孔中間截面MN上的任意點m或n,其應(yīng)力狀態(tài)如圖1所示.
如圖1(a)所示,當(dāng)兩應(yīng)力波正交時(α=±45°),兩波在正交點m處相互作用所產(chǎn)生的主應(yīng)力為:
由于μ≤0.5,則式(1)非負.正交點m處將不再出現(xiàn)拉應(yīng)力,兩個主應(yīng)力的值相等,并在該點鄰域內(nèi)形成恒均壓區(qū).
當(dāng)兩應(yīng)力波斜交時(-90°<α<90°且α≠0°,α≠±45°),取兩束應(yīng)力波夾角的平分線分別為X和Y軸,則二者方向與斜交點n處產(chǎn)生的主應(yīng)力方向相同,且X軸平行于兩爆破孔連接線,Y軸垂直于兩爆破孔連接線,如圖1(b)所示.1#爆破孔在n點產(chǎn)生的徑向應(yīng)力和切向應(yīng)力分別為σrn1和σθn1,經(jīng)坐標(biāo)變換后沿X、Y軸方向的應(yīng)力分量分別為:
雙孔同時起爆時,兩爆破孔的應(yīng)力波在n點產(chǎn)生的應(yīng)力沿X、Y軸方向的分量大小和方向均相同,而剪應(yīng)力分量大小相同、方向相反.因此,1#爆破孔和2#爆破孔激起的應(yīng)力波在n點疊加后沿X、Y軸方向的主應(yīng)力分別為:
圖1 兩束應(yīng)力波的正交(a)、斜交(b)干涉Fig.1 Orthogonal (a) and oblique (b) interferences of the pressure waves
其中,
基于煤體的物理力學(xué)條件,若取μ=0.201,則系數(shù)k1、k2隨夾角變化而變化的特征如圖2所示.
圖2 斜交干涉時系數(shù)k1和k2的變化曲線Fig.2 Oblique interference of the stress waves
由圖2 可知,當(dāng)-63.41°<α<63.41°,且α≠0°、α≠±45°,X軸方向的主應(yīng)力為壓應(yīng)力;當(dāng)-90°<α<-63.41°或63.41°<α<90°時,X軸方向的主應(yīng)力為拉應(yīng)力.當(dāng)-26.67°<α<26.67°,且α≠0°,Y軸方向的主應(yīng)力為拉應(yīng)力;當(dāng)-90°<α<-26.67°或 26.67°<α<90°時,Y軸方向的主應(yīng)力為壓應(yīng)力.因此,在-63.41°<α<-26.67°或26.67°<α<63.41°時,由于X、Y軸方向的主應(yīng)力均為壓應(yīng)力,該區(qū)域及其鄰域內(nèi)將形成均壓區(qū).
綜上可知,相鄰兩個爆破孔同時起爆時,爆炸應(yīng)力波相互疊加,將導(dǎo)致兩爆破孔中間截面上部分區(qū)域及其鄰域內(nèi)形成均壓區(qū),抑制爆生裂隙的擴展.
基于煤層深孔聚能爆破工程試驗參數(shù),采用ANSYS/LS-DYNA構(gòu)建雙孔聚能爆破數(shù)值分析模型,模型由聚能藥卷、空氣和煤體3部分組成,采用流-固耦合算法.模型整體尺寸為1600 cm×1600 cm×0.5 cm,如圖3所示.為滿足深孔聚能爆破的條件,分別在所構(gòu)建模型的前表面和后表面上設(shè)置Z軸方向約束.
圖3 煤層深孔聚能爆破數(shù)值分析模型Fig.3 Numerical model of cumulative blasting with linear shaped charge in a coal seam
炸藥采用MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN模型,其爆轟壓力Pe可用JWL狀態(tài)方程表示[22]
式中:V為相對體積;E0為初始內(nèi)能;A、B、γ1、γ2、ω為與炸藥類型有關(guān)的常數(shù).煤礦許用乳化炸藥的參數(shù)及其JWL狀態(tài)方程參數(shù)分別為:ρ0=1140 kg·m-3,D0=3200 m·s-1,A=146.1 GPa,B=10.26 GPa,γ1=7.177,γ2=2.401,ω=0.069,E0=4.19 GPa.
由于沖擊載荷下煤體的應(yīng)變率效應(yīng)顯著,因此煤體模型選用MAT_PLASTIC_KINEMATIC(隨動塑性硬化材料模型).聚能爆破載荷下,煤體的變形破壞以壓剪破壞和拉伸破壞為主,當(dāng)所受壓應(yīng)力Pc(或拉應(yīng)力Ps)滿足Pc≥Pmax(或Ps≤Pmin)時,煤體將破裂失效[22].其中,Pmax和Pmin分別為煤體破壞的最大抗壓強度和最小抗拉強度(拉應(yīng)力取負值).
相鄰爆破孔同時起爆時爆炸應(yīng)力波的傳播與干涉過程如圖4所示,聚能爆破后爆炸應(yīng)力波自起爆點沿徑向向外傳播.t=1555 μs時,兩爆破孔產(chǎn)生的爆炸應(yīng)力波相遇碰撞形成壓應(yīng)力集中區(qū)(見圖4(a)).隨后,爆炸應(yīng)力波繼續(xù)沿徑向向外傳播,由圖4(b)可知,爆炸應(yīng)力波疊加之后應(yīng)力強度明顯高于其它部分.分析認為,爆炸應(yīng)力波傳播至應(yīng)力波疊加區(qū)時,原爆炸應(yīng)力波的殘余應(yīng)力與新到達的爆炸應(yīng)力波相互作用而導(dǎo)致應(yīng)力強度增加.對比圖4(b)和圖4(c)可知,隨著應(yīng)力波傳播距離的增加,新到達應(yīng)力波的強度不斷衰減,原爆炸應(yīng)力波的殘余應(yīng)力也不斷衰減,二者疊加后應(yīng)力波的應(yīng)力強度減弱.t=3250 μs時,爆炸應(yīng)力波到達另一個爆破孔(見圖4(d)),此后,爆炸應(yīng)力波繼續(xù)向外傳播直至消失.
圖4 煤層深孔聚能爆破雙孔同時起爆時應(yīng)力波的傳播與干涉過程.(a)t=1555 μs;(b)t=1710 μs;(c)t=1930 μs;(d)t=3250 μsFig.4 Stress wave propagation and interference process during the simultaneous detonation of two blastholes: (a) t=1555 μs; (b) t=1710 μs; (c) t=1930 μs; (d) t=3250 μs
在相鄰兩爆破孔中間截面MN上選取如圖5所示的3個測點單元,根據(jù)聚能爆破過程中各個測點單元應(yīng)力變化特征繪制了各個測點單元的應(yīng)力變化曲線,如圖6所示.
圖5 煤層深孔聚能爆破模型中各個測點單元位置分布Fig.5 Position distribution of each measuring point in the cumulative blasting model
圖6 煤層深孔聚能爆破雙孔齊爆時各個測點單元應(yīng)力(爆炸壓力)變化曲線Fig.6 Pressure curve of each measuring point during the simultaneous detonation of two blastholes
由圖6可以看出,相鄰兩個爆破孔的應(yīng)力波(壓力波)相互疊加過程中,No.2測點單元僅表現(xiàn)為壓縮應(yīng)力狀態(tài),而No.1和No.3測點單元均表現(xiàn)為拉伸應(yīng)力和壓縮應(yīng)力的混合應(yīng)力狀態(tài),表明在應(yīng)力波疊加效應(yīng)影響下,No.2測點單元鄰域內(nèi)將形成均壓區(qū).隨著應(yīng)力波的傳播,應(yīng)力波的疊加效應(yīng)逐漸減弱,當(dāng)超過3000 μs,No.2測點單元呈現(xiàn)為拉伸應(yīng)力和壓縮應(yīng)力的混合應(yīng)力狀態(tài).
相鄰兩聚能爆破孔同時起爆后煤層裂隙擴展過程如圖7所示.t=2500 μs時,左右兩個爆破孔的爆生裂隙擴展特征相似:兩爆破孔周圍爆生裂隙的發(fā)育擴展程度基本一致,在兩爆破孔連線方向均出現(xiàn)明顯的徑向裂隙(將兩爆破孔連線方向上的徑向裂隙稱為“定向裂隙”).t=2925 μs時,兩爆破孔的定向裂隙相互貫通,并在定向裂隙貫通區(qū)出現(xiàn)垂直方向的裂隙,而在定向裂隙貫通區(qū)的上部和下部區(qū)域均未出現(xiàn)明顯的宏觀裂隙.對比圖7(a)和(c)可知,在兩爆破孔的左右兩側(cè)區(qū)域,任一爆破孔的徑向裂隙發(fā)育擴展均比較明顯;而在兩爆破孔之間區(qū)域,除定向裂隙實現(xiàn)相互擴展貫通之外,其他徑向裂隙的發(fā)育擴展程度不大,但是出現(xiàn)了數(shù)條非連續(xù)裂隙.對比圖7(c)和(d)可知,在兩爆破孔的左側(cè)和右側(cè)區(qū)域,任一爆破孔徑向裂隙的擴展方向均出現(xiàn)了一定程度的轉(zhuǎn)向:左爆破孔徑向裂隙的擴展方向向兩爆破孔左側(cè)偏轉(zhuǎn),右爆破孔徑向裂隙的擴展方向向兩爆破孔右側(cè)偏轉(zhuǎn),從而使兩爆破孔左側(cè)和右側(cè)區(qū)域內(nèi)的裂隙密度增加.在兩爆破孔之間區(qū)域,左爆破孔徑向裂隙擴展方向向左側(cè)擴展,右爆破孔徑向裂隙的擴展方向向右擴展,致使兩爆破孔的徑向裂隙難以貫通;但是,該區(qū)域內(nèi)非連續(xù)裂隙的數(shù)目明顯增多,且由定向裂隙貫通區(qū)向外擴展的垂直方向裂隙得到了明顯的擴展.
圖7 煤層深孔聚能爆破相鄰兩孔同時起爆后裂隙擴展貫通過程.(a)t=2500 μs;(b)t=2925 μs;(c)t=3085 μs;(d)t=6000 μsFig.7 Expansion and penetration process of coal seam fractures during the simultaneous detonation of two blastholes: (a) t = 2500 μs; (b) t = 2925 μs;(c) t = 3085 μs; (d) t = 6000 μs
綜上分析,相鄰兩個爆破孔同時起爆時,應(yīng)力波的疊加效應(yīng)將改變兩爆破孔之間區(qū)域內(nèi)徑向裂隙的擴展方向(定向裂隙除外),致使這些徑向裂隙難以朝著初始擴展方向繼續(xù)擴展貫通,從而形成爆生裂隙空白帶.聚能爆破能夠定向積聚爆轟能量從而形成定向裂隙[23-25],兩爆破孔的定向裂隙相互貫通后在貫通區(qū)上部和下部形成垂直方向裂隙,垂直方向裂隙的不斷發(fā)育與擴展分叉,最終貫穿爆生裂隙空白帶,消除了相鄰雙孔齊爆爆生裂隙空白帶對煤層增透效果的影響.
相關(guān)研究表明[26],由于爆炸應(yīng)力波的疊加作用,兩爆破孔連線區(qū)域煤體破碎為較小顆粒,而在其他區(qū)域裂隙數(shù)量較少、長度較短,如圖8所示.
圖8 煤層深孔普通爆破相鄰兩孔同時起爆后裂隙擴展特征[26]Fig.8 Propagation characteristics of coal seam fractures under double deep-hole blasting[26]
對比圖8與圖7(d)可知,聚能爆破定向集聚爆轟能量促使爆生裂隙定向擴展,有效解決了雙孔同時起爆時爆炸能量在兩爆破孔之間過度集中的問題,避免了部分區(qū)域煤體的過度破碎,促進了煤體裂隙的發(fā)育與擴展.
為進一步研究相鄰兩個聚能爆破孔同時起爆時應(yīng)力波疊加效應(yīng)對裂隙擴展的影響,模擬了應(yīng)力波對裂隙擴展的影響,如圖9所示.對比圖9(a)和(b)可知,左右兩個爆破孔的定向裂隙C-A擴展過程中裂隙尖端的應(yīng)力場與來自鄰近爆破孔的應(yīng)力波相互疊加,將促使定向裂隙的擴展與分叉.對比圖9(b)~(f)中徑向裂隙 C-B可知,來自臨近爆破孔的應(yīng)力波與裂隙尖端的應(yīng)力場相互疊加之后,裂隙尖端的應(yīng)力場發(fā)生顯著變化,致使裂隙繼續(xù)擴展過程中逐漸偏離了初始方向,左爆破孔的徑向裂隙向兩爆破孔左側(cè)擴展,右爆破孔的徑向裂隙向兩爆破孔右側(cè)擴展.對比圖9(c)~(e)可知,臨近爆破孔的應(yīng)力波傳播過后,裂隙空白帶內(nèi)逐漸出現(xiàn)非連續(xù)裂隙C-C,表明裂隙空白帶內(nèi)殘余應(yīng)力與臨近爆破孔應(yīng)力波的壓縮應(yīng)力相互疊加,增大了煤體質(zhì)點的拉伸應(yīng)力導(dǎo)致煤體質(zhì)點被拉伸破壞,而應(yīng)力波強度隨著其向外傳播不斷衰減,煤體質(zhì)點的拉伸應(yīng)力強度逐漸降低,當(dāng)拉伸應(yīng)力小于煤體的動態(tài)抗拉強度時裂隙擴展終止,從而形成了非連續(xù)裂隙.對比圖9(c)~(f)可知,定向裂隙貫通后,貫通區(qū)上部和下部逐漸出現(xiàn)了垂直方向裂隙C-D,表明定向裂隙擴展貫通為爆生氣體提供了通道,爆生氣體在貫通區(qū)相互碰撞促進了裂隙的發(fā)育與擴展從而形成了垂直方向裂隙.
圖9 煤層深孔聚能爆破相鄰兩孔同時起爆過程中應(yīng)力波對兩爆破孔之間裂隙擴展的影響.(a)t=1955 μs;(b)t=2320 μs;(c)t=2965 μs;(d)t=3085 μs;(e)t=4355 μs;(f)t=5630 μsFig.9 Effect of the stress wave on crack propagation between two blastholes during the simultaneous detonation of two blastholes: (a) t=1955 μs;(b) t=2320 μs;(c) t=2965 μs;(d) t=3085 μs;(e) t=4355 μs;(f) t=5630 μs
由圖10可知,來自相鄰爆破孔的應(yīng)力波傳播過后,兩爆破孔左側(cè)和右側(cè)徑向裂隙C-F以及上部和下部徑向裂隙C-E的擴展方向均發(fā)生顯著的變化,表明來自相鄰爆破孔的應(yīng)力波與裂隙尖端應(yīng)力場相互疊加后改變了裂隙尖端合應(yīng)力的方向,主導(dǎo)了徑向裂隙C-E和C-F的轉(zhuǎn)向.
綜上,兩相鄰爆破孔同時起爆時應(yīng)力波疊加效應(yīng)是促進兩爆破孔左右兩側(cè)徑向裂隙定向擴展的關(guān)鍵因素,同時也是抑制兩爆破孔之間徑向裂隙(定向裂隙除外)擴展貫通的重要因素.
以平煤股份十礦己15.16-24130工作面中間煤巷為深孔聚能爆破致裂增透試驗區(qū),該工作面垂深980 ~ 1185 m,地質(zhì)構(gòu)造相對簡單,煤層傾角較小.所采己15、16煤層屬二疊系下統(tǒng)山西組,煤層瓦斯壓力和瓦斯含量較高,最大瓦斯壓力為3.2 MPa,最大瓦斯含量為12.5 m3·t-1,煤層透氣性系數(shù)約為0.052~0.076 m2·MP·a-2·d-1,是典型的高瓦斯低透氣性煤層.
圖10 煤層深孔聚能爆破相鄰兩孔同時起爆過程中應(yīng)力波對兩爆破孔左側(cè)和右側(cè)的裂隙擴展影響.(a)t=3085 μs;(b)t=4355 μs;(c)t=5630 μsFig.10 Effect of the stress wave on crack propagation on the left and right side of two blastholes during the simultaneous detonation of two blastholes:(a) t=3085 μs; (b) t=4355 μs; (c) t=5630 μs
根據(jù)試驗區(qū)瓦斯地質(zhì)條件,設(shè)計了如圖11所示的試驗鉆孔布置方案,分別考察單孔爆破和雙孔齊爆條件下的煤層致裂增透效果.其中,雙孔齊爆的爆破孔間隔分為5和9 m 2種.試驗過程中先施工考察孔,并將各個考察孔連接到礦井瓦斯抽采系統(tǒng),待考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)穩(wěn)定后連續(xù)監(jiān)測記錄爆破前煤層瓦斯抽采效果,一周后開始施工爆破孔,爆破后繼續(xù)監(jiān)測記錄各個考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量的變化.
圖11 煤層深孔聚能爆破試驗鉆孔布置示意圖(單位:m).(a)單孔爆破;(b)雙孔間隔5 m齊爆;(c)雙孔間隔9 m齊爆F(xiàn)ig.11 Trial borehole layout of deep-hole cumulative blasting (unit: m):(a) single-hole blasting; (b) simultaneous explosion of two blastholes at 5-m intervals; (c) simultaneous explosion of two blastholes at 9-m intervals
根據(jù)試驗期間各個考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量監(jiān)測結(jié)果,對比分析了單孔起爆和間隔為5 m的雙孔同時起爆對煤層瓦斯抽采效果的影響,繪制了聚能爆破前后各個考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量變化特征圖(見圖12).其中,Di表征Di1和Di2的合體,Di1和Di2兩個考察孔在同一時刻瓦斯體積分?jǐn)?shù)(瓦斯純流量)的平均值為Vi(Fi)(i=1, 2,3, 4).
由圖12可知,爆破后煤層瓦斯抽采效果得到明顯的提高,爆破后各個考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)、純流量較爆破前增幅明顯,且距離爆破孔越近,增幅越大.但是,受起爆方式的影響,爆破后煤層瓦斯抽采效果存在一定的差異:在雙孔齊爆條件下,爆破后各個考察孔內(nèi)平均瓦斯體系分?jǐn)?shù)及純流量增幅均大于單孔爆破,隨著遠離爆破孔,雙孔爆破和單孔爆破對應(yīng)的各個考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量增幅的差值(凈增長量)均呈先增大、后減小的趨勢.相比于距離爆破孔更近的D1考察孔,D2、D3考察孔受距離較近爆破孔的影響相對較小,裂隙發(fā)育程度相對較低,當(dāng)距離較遠爆破孔的爆炸應(yīng)力波傳播至此處時,應(yīng)力波疊加效應(yīng)對裂隙擴展的促進作用更明顯.
綜上可知,雙孔爆破能夠有效地促進兩爆破孔外側(cè)煤層裂隙的發(fā)育擴展,提高爆破增透效果.隨著遠離爆破孔,雙孔爆破疊加效應(yīng)對裂隙擴展的促進作用呈先增加后減小的趨勢.
為研究雙孔爆破應(yīng)力疊加效應(yīng)對兩孔之間煤層裂隙擴展的影響,開展了如圖11(c)所示的煤層深孔聚能爆破雙孔同時起爆試驗,分析了試驗期間各個考察孔內(nèi)瓦斯抽采參數(shù)的變化特征,繪制了如圖13所示的爆破孔兩側(cè)相同距離的D1和D7、D2和D6考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量的對比圖.
圖12 煤層深孔聚能爆破前后各個考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量變化規(guī)律.(a~b)單孔爆破;(c~d)雙孔爆破;(e~f)單/雙孔對比Fig.12 Variations in gas volume fraction and gas pure flow in each test hole before and after cumulative blasting: (a-b) single-hole blasting; (c-d)double-hole blasting; (e-f) single-/double-hole blasting comparison
圖13 煤層深孔聚能爆破后各個考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)(a)及純流量(b)對比圖Fig.13 Comparison of gas volume fraction (a) and gas pure flow (b) in each test hole
由圖13可知,針對D1和D7考察孔,聚能爆破前后瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量變化規(guī)律均基本一致,聚能爆破后D1和D7考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)增幅分別為163.9%和163.5%,平均瓦斯純流量增幅分別為177.1%和177.9%.針對D2和D6考察孔,聚能爆破前后瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量變化表現(xiàn)出一定的差異性:聚能爆破后D2和D6考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)增幅分別為133.9%、123.2%,平均瓦斯純流量增幅分別為142.1%和135.2%,兩爆破孔外側(cè)相同距離處考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量的增幅均更大.爆生裂隙(定向裂隙除外)擴展過程中,來自另一個爆破孔的爆炸應(yīng)力波促使爆生裂隙的擴展方向發(fā)生轉(zhuǎn)變,導(dǎo)致該區(qū)域煤體裂隙的擴展受到抑制,制約了該區(qū)域煤層瓦斯抽采效果的提高.
圖14為兩爆破孔之間D71~D72考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量波動曲線.爆破前各個考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)、純流量均相差不多,而爆破后各個考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)存在一定的差異:自考察孔D71至考察孔D72,各個考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量均呈規(guī)律性波動.位于兩爆破孔中間位置的D5考察孔,比D61和D62考察孔離爆破孔更遠,但D5考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)或瓦斯純流量明顯高于D61和D62考察孔.在兩爆破孔中心連線上,來自另一個爆破孔的爆炸應(yīng)力波非但沒有抑制裂隙的擴展,還將促進該方向上裂隙的擴展與分叉,當(dāng)兩爆破孔引起的煤體裂隙在該方向上貫通后,高壓爆生氣體在貫通區(qū)(通常為兩爆破孔中間位置)相互作用促進了貫通區(qū)煤體裂隙的擴展,提高了該區(qū)域煤層的透氣性;同時也在一定程度上弱化了雙孔同時起爆過程中爆炸應(yīng)力波相互疊加對部分區(qū)域煤體裂隙擴展的抑制作用.
圖14 煤層深孔聚能爆破后兩爆破孔之間各個考察孔內(nèi)瓦斯體積分?jǐn)?shù)(a)及純流量(b)對比圖Fig.14 Comparison of gas volume fractions (a) and gas pure flow (b) in each observation hole between two blastholes
綜上所述,煤層深孔聚能爆破雙孔齊爆過程中,兩爆破孔之間爆生裂隙的擴展方向在相鄰爆破孔的爆炸應(yīng)力波作用下發(fā)生轉(zhuǎn)變,致使部分區(qū)域煤體裂隙擴展受限.然而,來自相鄰爆破孔的爆炸應(yīng)力波非但沒有抑制兩爆破孔中心連線上爆生裂隙的擴展,還將促進該方向上裂隙的擴展與分叉,在兩爆破孔的裂隙貫通區(qū),爆生氣體相互碰撞進一步促進了該區(qū)域裂隙的發(fā)育與擴展,大幅提高了煤層透氣性,從而使兩爆破孔之間不同考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量的增幅呈規(guī)律性波動.
(1)相鄰兩爆破孔同時起爆時爆炸應(yīng)力波的疊加效應(yīng)致使兩爆破孔中間截面上部分區(qū)域及其鄰域內(nèi)形成均壓區(qū),迫使兩爆破孔之間徑向裂隙(定向裂隙除外)的擴展方向發(fā)生轉(zhuǎn)變,難以朝著初始方向繼續(xù)擴展貫通,這是導(dǎo)致兩爆破孔之間部分區(qū)域形成裂隙空白帶的關(guān)鍵因素.
(2)聚能爆破定向積聚爆轟能量致裂煤體形成定向裂隙,兩爆破孔的定向裂隙相互貫通后為爆生氣體提供運移通道,爆生氣體相互作用致使貫通區(qū)煤體進一步破裂形成垂直方向裂隙,垂直方向裂隙的不斷發(fā)育擴展,最終貫穿裂隙空白帶,避免了兩爆破孔之間煤體的過度破碎,提高了爆破致裂效果.
(3)聚能爆破致裂增透工程試驗發(fā)現(xiàn),雙孔齊爆條件下不同位置處應(yīng)力波疊加效應(yīng)對裂隙擴展的影響存在一定差異:在兩爆破孔外側(cè),應(yīng)力波疊加效應(yīng)將促進裂隙的擴展,且該作用隨著遠離爆破孔呈先增加、后減小的趨勢;而在兩爆破孔之間,應(yīng)力波疊加效應(yīng)對裂隙擴展具有一定的抑制作用,降低了部分區(qū)域煤層增透的效果,致使不同考察孔內(nèi)平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)及純流量的增幅呈規(guī)律性波動.