劉立平 王海東

(1.陽煤(集團)有限責任公司，山西 045000;2.華北科技學院，河北 065201)

1 CO2相變致裂技術

1.1 CO2相變致裂技術原理

CO2相變致裂技術原理主要是利用CO2從液態(tài)相變到氣態(tài)瞬間氣化膨脹并產(chǎn)生高壓，剪斷剪切片，高壓氣體從泄爆口釋放，二氧化碳致裂器是由一個高強度的可以重復使用的充裝液態(tài)CO2致裂筒體、加熱器(發(fā)熱裝置)、定壓泄能機構(gòu)等組成。將致裂筒體器置于煤體鉆孔內(nèi)，使用發(fā)爆器啟動加熱器，加熱內(nèi)部的液態(tài)二氧化碳成為氣體，管道中壓力持續(xù)增大壓迫定壓泄能機構(gòu)，使其中的定壓卸能片破斷，隨后釋放出體積擴大600倍的CO2氣體進行爆破致裂。CO2相變致裂器實物及組成結(jié)構(gòu)如圖1所示。

1—充裝體;2—加熱體;3—致裂器筒體;4—剪切片;5—泄爆口;6—連接體;7—螺旋排粉葉片圖1 液態(tài)CO2致裂器結(jié)構(gòu)圖

1.2 CO2相變致裂壓力理論分析

CO2由液態(tài)轉(zhuǎn)變氣態(tài)的相變過程所產(chǎn)生的氣體產(chǎn)物就是處于高溫高壓狀態(tài),在致裂器內(nèi)液態(tài)CO2一般為8MPa左右,瞬間氣化溫度為200℃左右，密度與固體接近,因此，CO2相變過程應采用高溫高壓氣體的狀態(tài)方程。本文結(jié)合前人研究理論公式，用來計算CO2相變過程致裂強度，明確提出了適用于CO2相變致裂強度的理論計算公式為CO2相變致裂器產(chǎn)品研制提供必要的理論支撐。

根據(jù)董賽鷹等人提出的高溫高壓氣體,做以進一步簡化,則可適用于液態(tài)CO2液氣兩相轉(zhuǎn)變臨界氣體狀態(tài)方程，下面為高溫高壓氣體狀態(tài)方程的對比形式：

(1)

(2)

利用(2)式則(1)式又可寫為

(3)

由于液態(tài)CO2是在8MPa形式下壓入爆破筒內(nèi)，臨界體積可以近似等于1，即：VR=1,這樣以上狀態(tài)方程就變成如下的簡單形式:

(4)

在實際設計過程中我們可以用(4)式進行簡化計算，在常溫下，壓力達到8MPa時，相對溫度達到4.5以上時，爆破強度可達到270MPa左右。

2 CO2相變致裂防突機理分析

2.1 CO2相變致裂煤體裂隙生成機理分析

煤體鉆孔內(nèi)采用CO2相變致裂孔周圍受地應力作用的煤體任意一點處的應力狀態(tài)簡圖可以用圖2表示，根據(jù)彈性力學可知炮孔周圍任意一點的應力狀態(tài)為：

(5)

式中：σrrgeo、σθθgeo、σrθgeo分別為極坐標下煤體任一點處的應力狀態(tài)；σyygeo為豎向地應力分量；K為水平地應力側(cè)壓力系數(shù)；θ為極坐標與水平方向的夾角。

圖2 地應力作用下炮孔附近煤體的應力狀態(tài)

楊小林等通理論分析和室內(nèi)試驗的研究結(jié)果，認為采用炸藥情況下進行煤體爆破損傷是爆炸沖擊波、爆炸應力波、爆生氣體和瓦斯氣體共同作用的結(jié)果，并將煤體爆破損傷分為爆炸波作用的初始階段和爆生氣體與瓦斯氣體作用的后期階段；那么采用CO2相變致裂時壓力較小，較炸藥爆破能量相差近一個數(shù)量級，同時，產(chǎn)品設計為鉆爆一體，即泄爆口通過煤粉與實體煤壁緊密接觸，所以只應考慮爆炸應力波、高壓氣體和瓦斯氣體共同作用即可達到理論計算的目的。

爆炸波作用下煤體初始裂隙的力學模型如圖3所示：L為爆炸應力波作用下初始裂隙區(qū)沿炮孔徑向的長度，m。

圖3 爆炸波作用下煤體初始裂隙力學模型

鑒于彈性應力波在煤體內(nèi)隨傳播距離的變化規(guī)律可表示為：

P=Ps(r′)-α

(6)

式中：r′=r/rb，r′為比距，rb為炮孔半徑，m；r為距爆破筒中心的距離，m；α=[2+μ/(1-μ)]為沖擊波在粉碎區(qū)內(nèi)的衰減系數(shù)，可近似取2，μ為泊松比。

根據(jù)泊松比效應，爆炸應力波在裂隙區(qū)內(nèi)產(chǎn)生的切向拉應力峰值σθθmax，Pa：

σθθmax=P[( μ/(1-μ))(rb/r)α

(7)

以往關于應力波作用下初始裂隙區(qū)的理論分析大都沒有考慮地應力的影響，由于裂隙區(qū)內(nèi)爆炸應力波的峰值較粉碎區(qū)內(nèi)沖擊波峰值小很多，若煤層的地應力水平較高，尤其是高地應力情況下，應考慮地應力對煤體初始裂隙擴展的影響，因此，初始裂隙區(qū)內(nèi)煤體任意一點的總切向應力：

σθθ1=σθθgeo+σθθmax

(8)

以煤體的動抗拉強度σdt，Pa，取代式(8)中的σθθ1，Pa，可求得爆炸應力波引起的煤體初始裂隙長度：

L=rb[(μPm/(1-μ)/(σdt-σθθgeo))1/α-1]

(9)

依據(jù)前面的計算公式(4)可以確定CO2相變致裂應力波波峰值為定值。

2.2 煤體爆破中遠區(qū)裂隙擴展的理論分析

高壓CO2氣體作用下擴展初始裂隙生成爆破中遠裂隙區(qū)的力學模型如圖4所示。圖示中t為時間，s；Pg是t時刻裂隙內(nèi)高壓氣體的峰值壓力，Pa；Pmg是煤層的原始瓦斯壓力， Pa； L(t)為t時刻裂紋的擴展長度，m；a是裂紋擴展的總長度，m。

圖4 高壓氣體作用下煤體裂隙的擴展模型

與煤層地應力和高壓CO2氣體相比，裂隙內(nèi)瓦斯壓力的變化可忽略不計，在裂隙擴展的整個過程中可認為瓦斯壓力為定值。因此，徑向擴展裂隙的尖端周向應力σθθ，m，可表達為：

σθθ=Pg(t)+Pmg+σθθgeo

(10)

當裂紋尖端的周向應力σθθ小于煤體或煤體原生裂隙的動態(tài)抗拉強度σdt時，徑向初始裂隙才停止擴展，形成爆破中遠裂隙區(qū)。因此，爆破中遠區(qū)裂隙擴展的條件為：

σθθ>σdt=Pg(t)+Pmg+σθθgeo>σdt

(11)

圖5 8406回采工作面CO2相變致裂示意圖

鑒于高壓CO2氣體在煤巖體裂隙內(nèi)的傳播過程極為復雜，以往關于氣體致裂的研究只考慮高壓氣體隨裂隙擴展長度的變化規(guī)律。李寧和陳莉靜等借鑒Nilson等的研究成果，采用式(12)表示高壓CO2氣體在裂隙內(nèi)的流動規(guī)律：

Pg(x,t)=Pg0[1-((x-rb)/a)t]

(12)

式中：Pg0是高壓CO2氣體流入初始裂隙時的壓力，Pa；x為t時刻裂紋的擴展長度，m。

采用式(13)來反映裂隙內(nèi)高壓CO2氣體隨時間的衰減規(guī)律：

Pg(x,t)=Pg0(1-α)t

(13)

式中：α為裂隙開裂的相對速度，α=vc/CP，vc為裂隙的穩(wěn)定擴展速度0.38CP，m/s。式(13)表明，高壓CO2氣體隨裂隙擴展的衰減規(guī)律即與裂隙擴展速度或長度有關，又與裂隙的擴展時間有關，這與只考慮和裂隙擴展長度因素相關的高壓CO2氣體衰減規(guī)律相比更為合理。

那么，煤層深孔爆破裂隙最終擴展的長度為：

a=L(t1)=0.38Cpt1

(14)

式中：t1為裂紋擴展所經(jīng)歷的時間，s。

聯(lián)立式(2)、式(11)、式(13)和式(14)，可得到高壓CO2氣體作用下，裂隙擴展長度。

3 煤礦井下爆破試驗

3.1 工作面概況

試驗地點為陽煤(集團)五礦8406回采工作面運輸順槽掘進工作面,老頂為中粒砂巖,直接頂為砂巖,厚度為6.24m,有0.2～0.3m厚的泥巖偽頂,底板為砂質(zhì)泥巖,煤層傾角為6°,構(gòu)造軟煤分層厚度為0.1～0.3m，煤層瓦斯含量9m3/t，煤層瓦斯壓力P值為0.56MPa，煤層堅固性系數(shù)f值為0.45,巷道掘進速度平均為150m/月,回風流最高瓦斯?jié)舛纫话銥?.5%左右，瓦斯吸附常數(shù)a=42.988m3/t，b=0.986MPa-1,ΔP=15,透氣性系數(shù)為3.15m2/(MPa2d),煤層具有煤與瓦斯突出危險性。

3.2 CO2相變致裂技術防突措施有效性檢驗

8406回采工作面運輸順槽掘進工作面瓦斯治理區(qū)域措施為底板巷穿層孔區(qū)域預抽，主要是從底板巷施工穿層鉆孔，鉆孔直徑φ94mm，間距為5m，百米鉆孔抽采瓦斯量為0.002m3/min，工作面期間掘進采用CO2相變致裂技術作為局部防突措施，采用預測、防突措施、措施效果檢驗和安全防護措施“四位一體” 綜合防突技術思路，即首先進行區(qū)域突出危險性預測,預測的煤層瓦斯含量小于8m3/t 證明區(qū)域預抽措施有效，允許掘進。然后進行局部突出危險性預測，效檢指標采用鉆屑指標法,其臨界值S=4.5kg，Δh2=200,當預測無突出危險時，留出預測超前距進行掘進作業(yè);預測有突出危險時采用液態(tài)CO2爆破防突措施，然后進行效果檢驗，措施效果檢驗有效后，留出效檢超前距采進行掘進作業(yè)。

3.3 CO2相變致裂防突技術參數(shù)

試驗中共布置3個順層鉆孔作為爆破孔號為1#～3#，三花布置，布置4個鉆孔為控制孔為 4#～7#，深度60m，孔徑94 mm，布置如圖5。

3.4 試驗情況

8406回采工作面運輸順槽掘進工作面經(jīng)過穿層鉆孔預抽1個月后開始掘進，掘進期間采用邊掘邊抽的方法掩護掘進，掘進單間測定煤層瓦斯含量為7.5m3/t,爆破前，掘進區(qū)打鉆期間，煤屑量大，細煤粉多，有卡鉆、吸鉆現(xiàn)象，孔內(nèi)瓦斯涌出異常但局部檢測指標S、Δh2經(jīng)常超過臨界值(瓦斯深度1.1%～1.3%)，爆破后，炮眼周圍煤體的破裂與松動形成卸壓圈，其煤層透氣性系數(shù)大大增加，使煤體瓦斯得以提前緩慢排放、瓦斯壓力下降，同時改善了煤體應力狀態(tài)。通過幾次爆破前后煤層瓦斯放散初速度和鉆屑量測定比較，可以看出，爆破后煤層瓦斯放散初速度及鉆屑量明顯減小，通過爆破前、爆破后生產(chǎn)期間瓦斯涌出情況比較可以看出，爆破后由于爆破生成裂隙，煤體結(jié)構(gòu)發(fā)生變化，煤體內(nèi)瓦斯重新分布，生產(chǎn)期間瓦斯涌出趨于均衡，瓦斯突高突低涌出現(xiàn)象變少。

采取CO2相變致裂技術措施后突出指標2m間距檢測值均低于臨界值，充分顯示了深孔控制爆破消突措施的有效性和可靠性，瓦斯涌出量明顯減少，回風流瓦斯?jié)舛冉档?.5%以下。平均月進尺達到120m/月，最高達到150m/月,較排放鉆孔等常規(guī)防突措施掘進速度提高到1.5倍以上，圖6為致裂前后瓦斯放散初速度及鉆屑量變化規(guī)律。采取CO2相變致裂消突措施后，瓦斯涌出量增加,突出指標明顯降低。因此采取CO2相變致裂消突措施是掘進工作面作業(yè)安全的重要保證，同時試驗表明，采取措施后杜絕了掘進期間及鉆孔施工過程出現(xiàn)瓦斯動力現(xiàn)象。

圖6 采用CO2相變致裂前后煤體鉆屑指標變化示意圖

3.5 CO2相變致裂技術措施評價

(1)采用CO2相變致裂技術措施8406回采工作面試驗期間掘進500m，局部預測指標Δh2僅超過臨界值2次,因此,CO2相變致裂措施能夠很好地適應于煤與瓦斯突出煤層掘進消突，措施執(zhí)行時間短瓦斯在采取措施期間大量釋放,保證了有效掘進時間，掘進速度大幅度提高措施后，措施重復率低,措施執(zhí)行時間短，掘進的有效時間增加煤巷掘進速度提高到原來的1.5倍以上,經(jīng)濟和社會效益顯著。

(2)掘進過程安全,采取CO2相變致裂措施過程中,掘進工作面煤體原應力集中帶向前方和巷道的兩幫深部轉(zhuǎn)移,卸壓較快,瓦斯得到充分釋放。掘進過程中不會發(fā)生突出,而且,采取措施后在致裂期間和正常掘進期間瓦斯?jié)舛炔怀?，在措施有效范圍?nèi)掘進致裂后瓦斯涌出呈現(xiàn)遞減的規(guī)律,致裂后瓦斯?jié)舛茸畲鬄?0.85%。