基于LS-DYNA的爆破增透数值研究_杨前意.pdf

基于 LS－DYNA 的爆破增透数值研究 杨前意1，石必明1，张雷林1，翟文杰2 1. 安徽理工大学 能源与安全学院，安徽 淮南 232001; 2. 兖矿集团 贵州五轮山煤业有限公司，贵州 毕节 551700 ［ 摘 要］为了解决五轮山煤矿的煤层透气性低，瓦斯抽采效率低等问题，提出了采用煤层预 裂爆破，增加透气性的技术来提高瓦斯抽采率。为了确定预裂爆破过程中最佳参数，运用软件 LS－ DYNA 在动态下数值模拟不同孔间距下预裂爆破后煤体的裂隙和孔隙发育情况;设计 3 种不同孔间距 抽采孔，对比分析预裂爆破的影响效果，最终结合实际，确定爆破孔布孔间距为 4. 5m 时效果较好。 同时对 1805 运输巷进行了预裂爆破试验，分析试验结果可知 总管路在爆破试验前的平均瓦斯浓度 为 6. 8 ，爆破后浓度快速增大，高达 9. 9;同时平均瓦斯纯量也由 0. 07m3/min 增加到 0. 48m3/ min。瓦斯浓度相比爆破前提高了 46，瓦斯纯量比爆破前增加了 6. 85 倍。测定爆破增透前、后 K1 值和 S 值，爆破前 K1值为 0. 61mL/ gmin0. 5 ，爆破后下降至 0. 42mL/ gmin0. 5 ，小于安全值 0. 5mL/ gmin0. 5 。瓦斯抽采率大大提高，可以降低瓦斯灾害的危险性，确保煤矿安全高效生产。 ［ 关键词］LS－DYNA; 预裂爆破; 增透; 瓦斯抽采; 数值模拟 ［ 中图分类号］ TD713. 3［ 文献标识码］ B［ 文章编号］ 1006- 6225 2019 01- 0140- 05 Number Simulation of Blasting Anti Reflection Based on LS- DYNA ［ 收稿日期］ 2018－10－13［ DOI］ 10. 13532/j. cnki. cn11－3677/td. 2019. 01. 031 ［ 作者简介］ 杨前意 1994－ ，男，安徽铜陵人，硕士研究生，主要从事煤与瓦斯灾害防治。 ［ 引用格式］ 杨前意，石必明，张雷林，等 . 基于 LS－DYNA 的爆破增透数值研究 ［J］ ． 煤矿开采，2019，24 1 140－144，119. 当前我国许多煤矿治理瓦斯的主要方法为瓦斯 抽采，但是由于煤层的孔隙率较小，瓦斯气体流动 性差，从而导致瓦斯的抽采率低，采掘接替平衡受 到极大的影响。预裂爆破技术可以很好地释放原始 煤层压力，增大孔隙率，使得透气性增加。同时由 于在经济和技术方面的优越性比较突出，是现代煤 矿提高煤层透气性和瓦斯抽采效率的重要技术方 法。煤层实施预裂爆破技术，首先要在爆破中心孔 四周设置好控制孔，同时将辅助自由面沿着爆破中 心孔径方向进行设置，这个时候，径向、环向裂隙 在辅助自由面下继续向外扩散，使得裂隙区的范围 大幅度地增加，达到增透效果 ［1－2 ］。因此爆破中心 孔四周的控制孔在爆破增透技术中有着重要作用， 中心孔和控制孔间的孔间距对爆破增透效果的好坏 起着重要作用; 研究最佳孔间距对提高瓦斯抽采率 和煤矿安全、经济生产具有重要意义。 1矿井概况 兖矿贵州能化五轮山煤矿平均每年可以生产 24Mt 煤。对于主要可采及局部可采煤层进行煤与 瓦斯突出鉴定，认定 8 号煤层是煤与瓦斯突出煤 层。由五轮山煤矿 1803 采煤工作面和 1805 采煤工 作面 ［3 ］ 瓦斯涌出来源及构成比例分析结果可知， 上覆邻近层的瓦斯涌出是采煤工作面瓦斯涌出的主 要来源。 2数值模拟 2. 1数值模拟理论分析 将爆破增透过程看作理想模型，考虑整个爆破 过程的守恒问题，使用质量、动量和能量等守恒方 程。同时使用拉格朗日描述这些方程。此次动态数 值模拟关键在于使用了虚功、沙漏控制和粘性控制 方程 ［4－6 ］。 1虚功方程 将理论方程的边界条件和动量方程结合，得到 Galerkin 平衡方程，结合散度理论与分步积分，可 得虚功方程 δπ ∫ V ρx i δx idV ∫ V σij δx i，jdV －∫ Si ρf i δx idV － ∫ Si ti δx idS 0 1 2沙漏控制 分析程序计算时，由于非线性动力模拟耗时较 大等缺点，因此在理论研究时将沙漏粘性阻力考虑 在内，防止在后期模拟的时候出现沙漏模式，导致 分析加大。 设置沙漏粘性阻力在 xi轴向时，每个节点处 的大小为 041 第 24 卷 第 1 期 总第 146 期 2019 年 2 月 煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol. 24No. 1 Series No. 146 February2019 ChaoXing fij －αkΣ 4 j 1hijΓjk i 1，2，3; k 1，2，，8 2 其中 αk Q hg ρV 2/3 e C 4 ，hijΣ 8 k1x k iΓjk。 式中，Qhg为常系数，取 0. 1; Ve为每个节点处体 积; C 为声速; ρ 为质量密度。 3粘性控制方程 模拟爆破的实验过程中，由于产生的应力波传 播，整个模拟的煤层介质在传播的应力波作用 下 ［7 ］，使得在模拟过程中，部分变量计算不收敛， 难以获得最终的爆破增透效果图。为了解决这一问 题，在理论过程中，添加体积黏度 q 变量。 q C0ρ Δx 2 x x 2 － C 1ρΔxa x x ， x x ＜ 0 0， x x ＞ 0        3 式中，C0，C1为常数; a 为局部单元处材料声速。 理论分析过程中把体积黏性变量加入后，此时 的应力大小的计算公式为 σij S ij p q δij 4 式中，Sij为偏应力张量; p 为体积压力; δij 为柯西 应力。 2. 2建立几何模型 采用动态三维模拟研究爆破中心孔在受到人为 施加的控制孔的影响下的有效瓦斯抽采半径。建立 三维几何模型，同时考虑到现场试验工作面的尺寸 和动态模拟的收敛性。此次模拟设计 3 种不同间距 情况下，爆破中心孔和控制孔裂隙发育情况和增透 实际效果。模拟中所有钻孔都是在煤层中，煤层的 厚度设置为 1. 5m，横向长为 5m。钻孔中心与爆破 孔中心间距改变，设置 3 组对照模型。 爆破中心孔设置在煤层的正中央，直径不变， 中心孔左右各设置 1 个控制孔，直径不变，3 组模 拟将控制孔的中心与爆破中心孔的间距分别设置为 1m，2m，3m; 爆破中心孔和控制孔的孔深均设置 为 5m，具体三维几何参数见图 1。 图 1三维几何参数 间距 2m 2. 3边界条件 在模拟设置边界条件的时候，切合实际，便于 设计的模型收敛，将三维几何四周设置为无反射， 爆破中心孔的左右两侧设置为位移全约束，模型的 上方即煤层顶板方向固定位移 ［8－10 ］。当应力波传播 到边界上时，应力不会像镜面一样反射，这就是无 反射边界。因为实际过程中，模拟的模型周围填充 的全是煤介质，为了让模型模拟计算时能够在一定 时间内收敛，获得结果，设置四周为无反射; 边界 上，无反射，则此时的剪应力 τ 和正应力 σ 可以 表示为 等式关系中的正负表示方向 σθ－ ρc pvn 5 τn－ ρc svs 6 式中，cp为纵波的波速，m/s; vn为法向振动速 度，m/s; cs为剪切波的波速，m/s; vs为切向振 动速度，m/s。 2. 4模拟结果及分析 2. 4. 1模型 1 数值模拟结果 模型 1 爆破孔与 2 个控制孔 间距 1m不同 时刻 200μs，500μs，900μs的有效应力云图如 图 2 所示。 图 2有效应力云图 间距 1m 沿爆破孔与控制孔的径向连线上，距爆破孔中 心线 50cm 和控制孔附近选取 A，B 2 个单元研究 爆破效果。经处理得到关系曲线如图 3 所示。 分析 图 3 可 知，A 单 元 的 最 大 应 力 值 为 6. 5MPa，平稳后为 2. 8MPa ，大于 1. 1MPa 规定 141 杨前意等 基于 LS－DYNA 的爆破增透数值研究2019 年第 1 期 ChaoXing 图 3各单元有效应力和时间关系曲线 的煤体抗拉最大强度 ，此时产生的应力波会使煤 体结构产生破坏，孔隙率增大。B 单元的最大应力 值为5. 3MPa，平稳后为1. 4MPa，多个应力会在控 制孔的四周产生矢量相加，受到的应力强度增大， 此时煤体四周裂隙直径增大，同时出现新的裂隙。 在爆破孔轴线上，分别截取距离爆破孔开孔位 置0. 1m，1. 5m 和2. 5m 处的裂隙图，如图4 所示。 煤体结构在爆破孔的四周受到很严重的破坏，因为 爆破产生的应力冲击波，具有很强的破坏作用，同 时在不同地区出现矢量相加，强度成倍增加，煤体 四周出现新的次生裂隙，裂隙的直径逐渐增大，有 些裂隙直接发展成连接多个裂隙的通道，使得瓦斯 气体流动加快，透气性成倍增加，这样可以加快煤 层的瓦斯气体抽放 ［10 ］。但是，仔细研究可以发现， 此时产生的次生裂隙过多，同时孔径较大，整个煤 体四周遭到严重破坏，在实际煤矿施工中，爆破中 心孔和控制孔距离较近，技术难度大，经济效益 低。因此，认为模型 1 可行，但不是最佳施工方 案。 图 4不同距离的横截裂隙 2. 4. 2模型 2 数值模拟结果 模型 2 爆破孔与 2 个控制孔间距为 2m 时，不 同时刻 200μs，500μs，900μs的有效应力云图 如图 5 所示。 沿爆破孔与控制孔的径向连线上，分别距爆破 孔中心线 0. 5m、1m 和 1. 5m 处选取 A，B 和 C 3 个单元研究爆破效果。经处理得到关系曲线如图 6 所示。 分析 图 6 发 现，A 单 元 最 大 的 应 力 值 为 图 5有效应力云图 间距 2m 图 6各单元有效应力－时间曲线 11. 0MPa，在 受 到 一 段 影 响 后，达 到 稳 定 值 8. 0MPa，煤体结构受到严重的破坏，形成压实破 碎圈; B 单元应力最大值为 7. 5MPa，应力冲击过 后，稳定为 3. 1MPa，此时的应力足够使得模拟的 煤体结构遭到破坏，裂隙直径不断扩大，有些裂隙 相互贯通，使得裂隙间的瓦斯流动加快; C 单元的 最大应力值为5. 2MPa，稳定值为1. 8MPa，应力从 中心孔方向传播而来，在控制孔附近会出现多个应 力，由于矢量叠加的效果，控制孔四周的裂隙直径 逐渐增大，使得煤体呈现破碎状态 ［11 ］。 在爆破孔轴线方向，分别截取距离爆破孔开孔 位置 0. 1m，1. 5m 和 2. 5m 处的裂隙图，如图 7 所 示。 由图 7 可知，控制孔距离爆破中心孔 2m 时， 模拟的煤体结构会受到应力产生破坏，出现较多的 裂隙，同时由于控制孔距离爆破中心孔不远，控制 孔四周煤体也会遭到破坏，裂隙的直径受到应力的 作用，不断加大，直到贯通了两个孔，使得瓦斯气 体可以相互流动，大大提高了抽采瓦斯效率，有利 241 总第 146 期煤矿开采2019 年第 1 期 ChaoXing 图 7不同距离的横截裂隙 于瓦斯抽采和考虑到实际煤矿施工工艺，间距 2m 时，打钻施工较为容易，经济效益高。实际煤体环 境较为复杂，设置此时的控制孔与爆破中心孔的间 距要比模拟的结果大一些，结合模型 2 模拟的结果 和施工经验，在五轮山现场施工时设置相邻的爆破 中心孔间距为 4. 5m，此时煤层瓦斯抽采达到最佳 效果。 2. 4. 3模型 3 数值模拟结果 爆破孔与 2 个控制孔的间距为 3m 时，不同时 刻 取 500μs，800μs，1200μs的有效应力云图 如图 8 所示。 图 8有效应力云图 间距 3m 在沿爆破中心孔与控制孔的径向连线上，距爆 破孔中心线0. 5m，1. 5m 和2. 5m 处分别选取 A，B 和 C 3 个单元研究爆破增透效果。经处理得到关系 曲线如图 9 所示。 分析图 9 可知，A 单元整个爆破过程中，应力 最大值为 9. 7MPa，应力冲击波作用一段时间后， 稳定为 6. 4MPa，此时煤体结构遭到严重破坏，形 成了压实破碎圈，裂隙直径增大; B 单元受到的最 图 9各单元有效应力和时间关系曲线 大应力为6. 1MPa，稳定后为2. 0MPa，此时应力作 用仍然能够使得煤体结构破坏，裂隙进一步发育; C 单元受到的应力最大值为 3. 9MPa，应力稳定时 为1. 3MPa，此时虽然大于1. 1MPa，但是由于应力 太小，产生的次生裂隙太少，使裂隙的直径扩大的 能力不足，难以在控制孔四周产生像模型 1，2 一 样具有明显增透效果的裂隙，无法形成瓦斯气体流 通通道，增透效果不理想 ［12－14 ］。 在爆破中心孔轴线方向，分别截取距离爆破孔 开孔位置 0. 1m，1. 5m 和 2. 5m 处的切面裂隙图， 如图 10 所示。 图 10不同距离的横截裂隙 分析图 10 可知，当控制孔设置距离爆破中心 孔间距3 m 时，模型煤体结构在中心受到破坏，产 生部分裂隙，可以在中心孔附近起到增加透气性的 作用。但是，由于应力冲击波的能量有限，当控制 孔距离太远时，能量损失，无法在控制孔附近产生 较大的裂隙，亦无法在 2 个孔之间形成气体流通通 道，此时的增透效果很差，瓦斯治理达不到规程要 求 ［15 ］。因此，认为模型 3 也不是最佳施工方案。 3预裂爆破效果考察 3. 1爆破前后钻孔抽采瓦斯效果 为了考察模拟所取得最佳方案的可信性，以五 轮山 1805 工作面为研究对象，进行预裂爆破试验， 设置爆破孔布孔间距为 4. 5m。对运输巷内各抽采 管的抽采流量和浓度等参数进行监测，收集爆破试 验前后各 24h 内的试验数据。爆破前期，由于冲击 波的作用，收集的数据不准确，当应力冲击波的作 341 杨前意等 基于 LS－DYNA 的爆破增透数值研究2019 年第 1 期 ChaoXing 用平稳后，管道内抽采瓦斯状态稳定时，在每个抽 采孔上都安装一个甲烷浓度监测仪表和气体流量 计，通过监测混合气体中甲烷浓度和抽采混合气体 的流量，分析研究得到抽采瓦斯的纯量和瓦斯抽采 率，与模拟的结果进行对比分析，确定爆破前后钻 孔增透实际的瓦斯抽采效果。由于爆破前抽采情况 变化较小，在爆破前，每天记录一次数据，爆破之 后每隔 60min 记录一次数据。 将整个爆破试验前后收集的抽采数据统计拟 合，得出 总管路在爆破试验前的平均瓦斯浓度为 6. 8，爆破后浓度快速增大，高达 9. 9;同时 平均瓦斯纯量也由 0. 07m3/min 增加到 0. 48m3/ min。瓦斯浓度相比爆破前提高了 46，瓦斯纯量 相比爆破前增加了 6. 85 倍。 3. 2爆破前后 K1值和 S 值效果考察 为了更好地研究爆破试验达到的效果，对试验 煤层在爆破前后各 24h 内的 1805 工作面的 K1值和 S 值进行了考察分析，研究其变化规律，考察里程 均为 42m，结果如表 1、表 2 所示。 表 1爆破前 K1最大值和 S 值 孔号 距中 线/m 距顶 板/m K1最大值/ mL gmin0. 5 －1 S/ kgm －1 13. 51. 6 21. 51. 6 31. 51. 6 43. 51. 6 0. 612. 5 表 2爆破后 K1最大值和 S 值 孔号 距中 线/m 距顶 板/m K1最大值/ mL gmin0. 5 －1 S/ kgm －1 13. 41. 3 21. 21. 3 31. 21. 3 43. 41. 3 0. 423. 2 由表 1、表 2 可 知，爆 破 试 验 前 K1值 为 0. 61mL/ gmin0. 5 ;爆破试验后，由于裂隙发 育和钻孔抽采，起到煤层泄压作用，K1最大值降 低到 0. 42mL/ gmin0. 5 ，处于安全值 0. 5mL/ gmin0. 5的范围内。 通过上述预裂爆破试验以及爆破前后数据分析 可知，使用预裂爆破增透技术，可以大幅度增加煤 体内的裂隙，进一步扩展发育原生裂隙，裂隙直径 扩大，形成气体流通通道，从而形成较大区域范围 内的裂隙贯通网 ［15 ］，瓦斯气体流通速度加快，抽 采率大大提高。同时，由于应力冲击波和裂隙通道 的双重泄压作用，煤层前部压力降低明显，对掘进 工作面起到消突作用，K1值和煤层瓦斯含量大大 降低，确保了煤矿的高产高效生产。 4结论 通过对五轮山煤矿预裂爆破采用软件 LS- DY- NA 进行数值模拟和现场实验对比分析，得出如下 结论 1运用动态模拟对煤体在不同孔间距下预 裂爆破后的裂隙扩展情况进行数值模拟，得出在五 轮山煤矿实际应用中，爆破孔布孔间距设置为 4. 5m 效果较好。 2对 1805 运输巷进行了预裂爆破试验，试 验结果表明 总管路在爆破试验前的平均瓦斯浓度 为 6. 8，爆破后浓度快速增大，高达 9. 9;同 时平均瓦斯纯量也由 0. 07m3/min 增加到 0. 48m3/ min。瓦斯浓度相比爆破削提高了 46，瓦斯纯量 相比爆破前增加了 6. 85 倍。 3对爆破前、后的 K1值、S 值和瓦斯含量 进行 了 测 定，爆 破 前 K1值 为 0. 61mL/ g min0. 5 ，爆破后下降至 0. 42mL/ gmin0. 5 ，小 于安全值 0. 5mL/ gmin0. 5 ，效果明显。瓦斯 抽采率大大提高，可以降低瓦斯灾害的危险性，确 保煤矿安全、高效生产。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 唐海，李海波，周青春，等 . 预裂爆破震动效应试验研究 ［ J］． 岩石力学与工程学报，2010，29 11 2277－2284. ［ 2］ 周世宁，林柏泉． 煤层瓦斯赋存与渗透理论 ［M］． 北京煤 炭工业出版社，1997. ［ 3］ 戚志虎，周栓柱，翟文杰，等 . 高抽巷在五轮山煤矿瓦斯治 理中的应用 ［ J］． 煤矿开采，2015，20 16 105－122. ［ 4］ 朱炎铭，赵洪，闫庆磊，等 . 贵州五轮山井田构造演化与 煤层气成藏 ［ J］． 中国煤炭地质，2008，20 10 38－41. ［ 5］ 熊孟辉，秦勇 . 五轮山矿区煤层气赋存规律及其资源潜力 ［ J］． 中国煤层气，2007 3 38－42. ［ 6］ 钟冬望，李寿贵 . 预裂爆破数值模拟及其应用研究 ［J］ ．爆 破，2001，18 3 8－11. ［ 7］ WANG Deng- ke， WEI Jian- ping， WEN Zhi- hui. 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