李守國(guó)，賈寶山，聶榮山，王永保

(1.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，遼寧 阜新 123000; 2.煤科集團(tuán)沈陽(yáng)研究院有限公司，遼寧 沈陽(yáng) 110016; 3.煤礦安全技術(shù)國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，遼寧 沈陽(yáng) 110016; 4.淮滬煤電有限公司丁集煤礦，安徽 淮南 232141)

裂紋閉合對(duì)高壓空氣爆破沖擊煤體瓦斯抽采效果影響

李守國(guó)1,2,3，賈寶山1，聶榮山2,3，王永保4

(1.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，遼寧 阜新 123000; 2.煤科集團(tuán)沈陽(yáng)研究院有限公司，遼寧 沈陽(yáng) 110016; 3.煤礦安全技術(shù)國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，遼寧 沈陽(yáng) 110016; 4.淮滬煤電有限公司丁集煤礦，安徽 淮南 232141)

鑒于高壓空氣爆破沖擊煤體過程中裂紋閉合對(duì)瓦斯抽采效果的影響，基于能量和彈性理論，對(duì)裂紋閉合的長(zhǎng)度進(jìn)行分析計(jì)算，得到了閉合區(qū)域位置在距離爆破孔3.8 m。通過在丁集煤礦進(jìn)行井下現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)，結(jié)果表明：裂紋的閉合對(duì)該區(qū)域的瓦斯抽采影響表現(xiàn)為閉合區(qū)域瓦斯的涌出量增幅變小;在距離爆破孔1.0～4.0 m的區(qū)域內(nèi)，隨著距離爆破孔距離的增加觀測(cè)孔瓦斯的涌出量增幅先增大后減小;在距離爆破孔1.8～2.5 m的區(qū)域內(nèi)，瓦斯涌出量增幅最大;在距離爆破孔4.0 m區(qū)域，瓦斯涌出量增幅最小，接近裂紋閉合區(qū)域。理論計(jì)算和現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)具有良好的一致性。

高壓空氣爆破;沖擊煤體;瓦斯抽采;裂紋閉合

勘探資料顯示我國(guó)主要的煤田儲(chǔ)存著大量的煤層氣資源[1-4]，但是受煤層透氣性系數(shù)低、地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜、技術(shù)裝備等條件的限制，一直沒有獲得大規(guī)模的開發(fā)利用。煤科集團(tuán)沈陽(yáng)研究院在國(guó)內(nèi)較早研究高壓空氣爆破致裂煤層技術(shù)[5-6]，并研制了相應(yīng)的技術(shù)裝備，在國(guó)內(nèi)進(jìn)行了推廣應(yīng)用。在淮南丁集礦應(yīng)用中發(fā)現(xiàn)，爆破的影響區(qū)理論上和實(shí)際上有偏差，最主要的是沒有考慮裂紋閉合的影響，裂紋閉合后使部分區(qū)域瓦斯擴(kuò)散通道關(guān)閉從而影響了瓦斯抽采效果，也影響著抽采鉆孔的布置。在高壓空氣沖擊爆破煤巖體的過程中，當(dāng)高壓空氣釋放后，徑向裂隙區(qū)域與彈性區(qū)相接部分裂隙在彈性區(qū)卸荷作用的影響下部分裂隙會(huì)發(fā)生閉合現(xiàn)象，外加的載荷卸載后，煤巖體周圍的彈性區(qū)企圖要恢復(fù)到原來(lái)的位置，就給處于卸荷狀態(tài)的塑性區(qū)施加壓力，此壓力作用企圖使裂隙閉合，因而在卸載過程中，載荷沒有卸載到0，一定長(zhǎng)度的裂隙就會(huì)提前閉合，閉合的裂隙只有當(dāng)外加載荷足夠大時(shí)才能重新裂開。閉合的裂隙減少了瓦斯擴(kuò)散的通道，影響瓦斯的抽采效果。本文對(duì)淮南丁集礦13-1煤層爆破進(jìn)行研究分析。

1 高壓空氣爆破對(duì)煤巖體的破壞

高壓空氣爆破釋放后，產(chǎn)生的爆破應(yīng)力波和高壓膨脹氣體，兩者共同作用于煤巖體，由于產(chǎn)生巨大的拉伸和壓縮作用使煤體固體骨架變形破壞，將爆破孔壁的煤巖體破壞呈酥松狀，較遠(yuǎn)處煤巖體由于應(yīng)力波切向拉伸作用而產(chǎn)生徑向裂隙，其擴(kuò)展過程中繼續(xù)消耗應(yīng)力波能量[7-10]，隨著應(yīng)力波作用強(qiáng)度的降低，在裂隙區(qū)之外只能引起巖石的彈性變形和質(zhì)點(diǎn)振動(dòng)。

1.1 高壓空氣沖擊煤巖體引起彈性變形消耗的能量

在徑向裂紋區(qū)外，高壓空氣爆破應(yīng)力波只能引起巖石彈性變形。單位體積內(nèi)巖石的彈性變形能[11-13]為

式中，σr，σθ分別為徑向應(yīng)力和切向應(yīng)力，MPa;εr，εθ為徑向應(yīng)變和切向應(yīng)變。

巖石彈性變形消耗的能量為

爆破的瞬間作用于煤巖體的初始?jí)毫m，有

式中，ρ為煤巖體的密度1 334 kg/m3;cp為13-1煤巖體縱波波速1 856 m/s(該數(shù)據(jù)來(lái)自實(shí)驗(yàn)室測(cè)試數(shù)據(jù));ρky為壓縮空氣的密度,83.85 kg/m3;vs為高壓空氣釋放口實(shí)際的速度，243.7 m/s(該數(shù)據(jù)來(lái)自裝備地面實(shí)驗(yàn)測(cè)試數(shù)據(jù))。

1.2 裂紋的閉合

高壓空氣爆破煤巖體后，彈性區(qū)的煤巖體作用于與之接觸的徑向裂隙區(qū)域的煤巖體，在卸荷作用的影響下，部分煤巖體已經(jīng)張開的裂紋重新閉合。為了簡(jiǎn)化計(jì)算，可以忽略摩擦力的影響，認(rèn)為閉合的裂紋是彈性體的，爆破作用的時(shí)間t極短(約為25 μm)，設(shè)可以閉合的煤巖體長(zhǎng)為l，如圖1所示。

圖1 裂隙閉合示意Fig.1 Schematic diagram of crack closure

煤巖體微元破壞概率作為損傷變量D，煤巖體的統(tǒng)計(jì)損傷演化方程為

煤巖體的應(yīng)力-應(yīng)變曲線中，假設(shè)巖石的微元強(qiáng)度為J，峰值點(diǎn)處的斜率為0時(shí)存在σ1=σc,ε1=εc，對(duì)應(yīng)的微元強(qiáng)度為Jc。裂隙閉合區(qū)域煤巖體破處于殘余強(qiáng)度時(shí)，認(rèn)為損傷變量D=1。有exp[-(J/J0)m]=0。微單元強(qiáng)度參數(shù)J，J0和m存在以下關(guān)系。

徑向裂紋的閉合系數(shù)ξ為

考慮在彈性區(qū)瓦斯吸附的膨脹應(yīng)力的影響作用，卸荷能產(chǎn)生的實(shí)際應(yīng)力σz為與煤巖體閉合的有效應(yīng)力[14-17]σe和孔隙的膨脹應(yīng)力σp之和，其中由于瓦斯吸附所產(chǎn)生的膨脹應(yīng)力σp[18-19]為

σp=[2aRTρ(1-2μ)ln(bp)]/(3V)

式中，a，b為瓦斯的吸附常數(shù);p為瓦斯壓力,1.2 MPa;μ為煤巖體的泊松比,0.3;R為摩爾氣體常數(shù),8.31 J/(mol·K);T為絕對(duì)溫度,297.35 K;V為摩爾體積22.41 L/mol。

有效應(yīng)力σe與實(shí)際應(yīng)力σz有如下的關(guān)系

σz=σe+σp

σz=κσe

式中，κ為有效應(yīng)力系數(shù)(κ=1-K/Ks，K為煤巖體體積模量(排水)，GPa;Ks為煤巖體主要固體顆粒的體積模量，GPa;)，κ取0.7，無(wú)量綱。

而爆破過程中，煤巖體中應(yīng)力波峰值壓力pE的衰減規(guī)律滿足：

假設(shè)由彈性區(qū)作用于巖塊的力與應(yīng)力波作用于彈性區(qū)的煤巖體的力大小相等

pE=F

由能量守恒得，彈性區(qū)的能量沒有完全釋放，其中大部分能量轉(zhuǎn)化為動(dòng)能，一部分存儲(chǔ)在彈性區(qū)。

為了簡(jiǎn)化計(jì)算,令

認(rèn)為彈性區(qū)釋放的能量全部用于裂隙的閉合

式中，η為能量系數(shù)，全部用于裂隙閉合取1。

裂隙閉合的長(zhǎng)度l為

考慮裂紋的閉合系數(shù)有效長(zhǎng)度ly為

ly=ξl

高壓空氣爆破煤巖體后，在塑性破壞區(qū)域由于煤巖體的破壞，瓦斯的逸出通道增多;而在彈性區(qū)卸荷作用的影響下塑性區(qū)靠近彈性區(qū)的部分裂紋閉合，使該區(qū)域瓦斯擴(kuò)散的通道減少。因此，當(dāng)打孔抽采瓦斯時(shí)，打孔的位置應(yīng)在塑性區(qū)的影響區(qū)以內(nèi)，當(dāng)鉆孔高度超過裂紋閉合區(qū)域的高度時(shí)，瓦斯的涌出量會(huì)明顯降低。

瓦斯抽采有效區(qū)域是距離爆破孔為L(zhǎng)的區(qū)域，即

L=a*+b1+b2-ly

式中，a*為爆破孔半徑，為0.094 m;b1為疏松區(qū)直徑，m;b2為徑向裂紋區(qū)直徑，m。

爆破酥松疏松區(qū)直徑[20]估算：

徑向裂紋區(qū)直徑[20]估算：

則有

式中，μ取0.3，無(wú)量綱;ρ為煤巖體的密度,1 334 kg/m3;cp取1 856 m/s;η取0.75;EZ為爆破能量，J;σ*為煤巖體壓碎的應(yīng)力極限,28.63 MPa;σ0為煤巖體的拉裂應(yīng)力極限,0.462 MPa;θ=π/18;φ=2π/45。將礦井煤巖及相關(guān)的參數(shù)代入公式，得L=3.8 m。

2 現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)

2.1 現(xiàn)場(chǎng)概況

試驗(yàn)地點(diǎn)位于丁集煤礦西一采區(qū)膠帶運(yùn)輸巷內(nèi)，爆破具有突出危險(xiǎn)性的13-1煤層，該煤層平均厚度為3.6 m，瓦斯壓力1.6 MPa，瓦斯含量6.11 m3/t，煤層為松軟煤層，透氣性系數(shù)為0.011 1 m2/(MPa2·d)。采用錨網(wǎng)(索)支護(hù)，巷道頂板距離13-1煤層法距7.95 m。

2.2 實(shí)驗(yàn)方案

在膠帶運(yùn)輸巷內(nèi)施工穿層鉆孔穿透煤層頂板0.5 m，爆破釋放裝置送入煤層中預(yù)定爆破位置，當(dāng)壓力達(dá)到設(shè)定壓力60 MPa時(shí)，高壓空氣突然釋放，每個(gè)孔爆破2～3次。在選擇的試驗(yàn)巷道，布置1組抽采鉆孔：布置12號(hào)爆破鉆孔，在爆破鉆孔兩側(cè)不等距布置14個(gè)考察鉆孔13～26號(hào)，具體鉆孔布置如圖2所示。13～26號(hào)鉆孔用直徑94 mm鉆頭一次性鉆透煤層見頂0.5 m，完孔后下2寸管封孔。12號(hào)爆破孔用直徑94 mm鉆頭一次性鉆透煤層見頂0.5 m。高壓空氣爆破完成后抽采鉆孔立即接入抽采系統(tǒng)，要求各鉆孔的抽采參數(shù)相同，同時(shí)測(cè)量瓦斯抽采量隨時(shí)間的變化規(guī)律。通過爆破前后觀測(cè)孔瓦斯涌出量變化率來(lái)檢驗(yàn)裂紋閉合區(qū)域的位置。

圖2 鉆孔布置Fig.2 Layout chart of drill hole

2.3 試驗(yàn)結(jié)果與分析

由表1測(cè)量數(shù)據(jù)可知，爆破孔(12號(hào))爆破后，所有觀測(cè)孔瓦斯流量都有不同程度的變化，瓦斯流量變大;在距離爆破孔2 m內(nèi)的觀測(cè)孔瓦斯流量增幅較大，由距離爆破孔1 m的觀測(cè)孔到距離爆破孔2 m的觀測(cè)孔(14號(hào))，瓦斯流量增幅經(jīng)歷了由距離爆破孔1 m的觀測(cè)孔(13號(hào))到距離爆破孔1.5 m的觀測(cè)孔(16號(hào))先變小，到距離爆破孔1.8 m的內(nèi)觀測(cè)孔(21，22，25，26號(hào))變大，到距離爆破孔2 m的觀測(cè)孔(14號(hào))再減小的過程，瓦斯流量增幅呈波浪式的衰減;在距離爆破孔2.5 m的觀測(cè)孔(20,23,24,27號(hào))，瓦斯流量增幅進(jìn)一步減小;在距離爆破孔3.0 m的觀測(cè)孔(15號(hào))瓦斯流量增幅達(dá)到最大值;在距離爆破孔3.5 m的觀測(cè)孔(17號(hào))，瓦斯流量增幅變小;在距離爆破孔4.0 m的觀測(cè)孔(18號(hào))瓦斯流量增幅最小。瓦斯流量增大增幅較距離3 m范圍內(nèi)的鉆孔瓦斯流量增加顯著，距離爆破鉆孔1.8～2.5 m范圍內(nèi)，瓦斯涌出量增幅最大。距離爆破孔1.5 m的觀測(cè)孔瓦斯流量增幅最大，變化率為55.56%，增透效果最為明顯;當(dāng)與爆破鉆孔距離大于2.5 m時(shí)，瓦斯流量增加效果減弱;當(dāng)與爆破孔距離3.0 m時(shí)，瓦斯流量增加幅度進(jìn)一步減小；當(dāng)與爆破孔距離4.0 m時(shí)，鉆孔瓦斯流量增幅最小，接近閉合區(qū)域的位置。

表1高壓空氣爆破前后鉆孔瓦斯流量變化
Table1Gasflowchangeofdrillholebeforeandafterexplosionwithhighpressureair

孔號(hào)爆破前混合量/(mL·min-1)瓦斯體積分?jǐn)?shù)/%爆破后混合量/(mL·min-1)瓦斯體積分?jǐn)?shù)/%瓦斯流量變化率/%13號(hào)22325598321357100439414號(hào)15458799213164100378915號(hào)1225619918404598501716號(hào)1108609717245898555617號(hào)783909895590100219418號(hào)13826798158620100147219號(hào)1487459721048998415120號(hào)983279814229999447221號(hào)1164569917057398464722號(hào)1572359822918199457423號(hào)1374539816110898172124號(hào)1231099816327999326325號(hào)1028619913970699358226號(hào)792549992394981658

爆破后，隨著與距離爆破孔距離增加，瓦斯涌出量增幅先增大，后減小;在接近閉合區(qū)域，瓦斯涌出量增幅最小。爆破孔左側(cè)的觀測(cè)孔瓦斯涌出量增幅大于右側(cè)的增幅，造成這種差異的主要原因與最大水平主應(yīng)力方向有關(guān)。爆破后位于爆破孔上方的觀測(cè)孔(19～22號(hào))的瓦斯涌出量增幅整體大于位于爆破孔下方的觀測(cè)孔(23～26號(hào))。爆破孔上下端受到爆破應(yīng)力大小相同，作用方式卻不同，在上端表現(xiàn)為拉應(yīng)力，在下端表現(xiàn)為壓應(yīng)力，而煤巖體的抗拉強(qiáng)度遠(yuǎn)低于抗壓強(qiáng)度，對(duì)煤巖體的作用區(qū)域影響區(qū)域大小不同，上端的影響區(qū)域大于下端。

3 結(jié) 論

(1)高壓空氣沖擊爆破煤體后，由于強(qiáng)大的沖擊破壞，使作用區(qū)域內(nèi)的煤巖體的裂隙快速溝通，增加了瓦斯擴(kuò)散通道，觀測(cè)孔內(nèi)的瓦斯流量變大，單位時(shí)間內(nèi)的瓦斯涌出量增多。距爆破孔不同距離的瓦斯涌出量有差別，表現(xiàn)為：爆破孔上方的觀測(cè)孔瓦斯涌出量高于爆破孔下方的瓦斯涌出量，而左右側(cè)的瓦斯涌出量差別主要受最大水平應(yīng)力的影響。

(2)爆破后受彈性區(qū)卸荷作用影響，靠近彈性區(qū)一定范圍的徑向裂紋區(qū)的部分裂隙張開的煤巖體在卸荷作用下，重新閉合，減少了該區(qū)域瓦斯的擴(kuò)散通道，影響瓦斯的涌出量，表現(xiàn)為：實(shí)際的有效爆破半徑小于理論計(jì)算的爆破半徑。

(3)通過分析觀測(cè)孔的瓦斯涌出量與抽采量變化規(guī)律及分布特征，得出裂紋閉合的位置為距離爆破孔4.0 m的區(qū)域，而理論計(jì)算為3.8 m的區(qū)域，證明理論計(jì)算和試驗(yàn)研究具有良好的一致性，可為抽采鉆孔的合理布置提供參考。

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Effectofcrackclosureonthegasdrainageefficiencyduringtheimpactcoalseamwithhighpressureairblasting

LI Shouguo1,2,3,JIA Baoshan1,NIE Rongshan2,3,WANG Yongbao4

(1.CollegeofSafetyScienceandEngineering,LiaoningTechnicalUniversity,Fuxin123000,China; 2.CCTEGShenyangResearchInstitute,Shenyang110016,China; 3.StateKeyLaboratoryofCoalMineSafetyTechnology,Shenyang110016,China; 4.DingjiCoalMine,HuaihuCoal-electicityLimitedCompany,Huainan232141,China)

The crack closure in an impact coal seam induced by the high pressure air blasting has a great effect on the gas drainage efficiency.The length of crack closure was calculated and analyzed based on the energy and elastic theories.And,it was found that the closure region is located at the distance of 3.8 m from blasting hole.The high pressure air blasting experiment was conducted in the Dingji underground coal mine,China.The results show that the effect of crack closure on gas drainage efficiency was manifested as the amplitude of gas emission decreases at the crack closure region.In the region of 1.0-4.0 m from blasting hole,the amplitude of gas emission in observation hole was first increased and then decreased with the increase of distance from blasting hole.In the region of 1.8-2.5 m from blasting hole,the amplitude of gas emission was maximal.At the region of distance 4.0 m from blasting hole,the crack was nearly closed that the gas emission in observation hole was minimal.The theoretical calculation is in a good consistency with the field test,and it can provide an important reference for the reasonable arrangement of gas drainage boreholes.

high pressure air blasting;impact coal seam;gas drainage;crack closure

10.13225/j.cnki.jccs.2016.1465

TD712

:A

:0253-9993(2017)08-2026-05

國(guó)家“十三五”大型油氣田及煤層氣開發(fā)科技重大專項(xiàng)資助(2016ZX05045-004);中國(guó)煤炭科工集團(tuán)有限公司科技創(chuàng)新基金資助項(xiàng)目(2014QN003)

李守國(guó)(1979—),男,黑龍江通河人,副研究員,博士研究生。E-mail:13942357610@163.com

李守國(guó)，賈寶山，聶榮山，等.裂紋閉合對(duì)高壓空氣爆破沖擊煤體瓦斯抽采效果影響[J].煤炭學(xué)報(bào),2017,42(8):2026-2030.

LI Shouguo,JIA Baoshan,NIE Rongshan,et al.Effect of crack closure on the gas drainage efficiency during the impact coal seam with high pressure air blasting[J].Journal of China Coal Society,2017,42(8):2026-2030.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2016.1465