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        液態(tài)CO2相變爆破技術(shù)布孔參數(shù)優(yōu)化研究*

        2021-04-17 07:07:14趙丹吳禹默賈進(jìn)章佟興東甄紋浩
        采礦技術(shù) 2021年2期
        關(guān)鍵詞:透氣性液態(tài)煤體

        趙丹,吳禹默 ,賈進(jìn)章 ,佟興東,甄紋浩

        (1.廣東海洋大學(xué) 寸金學(xué)院, 廣東 湛江市 524000;2.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全科學(xué)與工程研究院, 遼寧 阜新市 123000;3.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院, 遼寧 葫蘆島市 125105;4.礦山熱動力災(zāi)害與防治教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室, 遼寧 葫蘆島市 125105;5.凌鋼股份北票保國鐵礦有限公司, 遼寧 北票市 122104;6.阜新水務(wù)集團(tuán)有限責(zé)任公司, 遼寧 阜新市 123000)

        0 引言

        目前,增透是瓦斯抽采最經(jīng)濟(jì)、有效的方式[1]。主要增透方式有:水力壓裂技術(shù)、射流沖孔瓦斯抽采、水力割縫瓦斯抽采、復(fù)合射孔爆破增透技術(shù)和開采保護(hù)層增透法等。我國于 1965年首次將水力壓裂技術(shù)應(yīng)用于瓦斯抽采領(lǐng)域,我國學(xué)者張英華[2]分析了水力壓裂機(jī)理,得出了鉆孔自然流量的衰減規(guī)律。蘇聯(lián)最早把水射流技術(shù)運(yùn)用到煤礦行業(yè)[3]。我國學(xué)者劉明舉[4]分析了這一技術(shù)防治瓦斯災(zāi)害的相關(guān)機(jī)理,完善了一般水力沖孔技術(shù)的操作流程。瞿濤寶利用水力割縫這一增透技術(shù)使得割縫后煤層瓦斯的總流量及其透氣性系數(shù)都得到了明顯提高。復(fù)合射孔爆破增透技術(shù)最早應(yīng)用于20世紀(jì)50年代,主要用于油氣開采勘探中,復(fù)合射孔爆破增透技術(shù)可有效地提高抽采率[5]。淮北爆破技術(shù)研究所等單位最先使用液態(tài)CO2爆破致裂技術(shù),有效地降低了煤層瓦斯災(zāi)害發(fā)生率,提高了井下開采安全。周西華等[6]通過數(shù)值模擬方法研究不同地應(yīng)力條件下的液態(tài)CO2氣爆影響半徑,模擬研究表明:爆破影響半徑隨地應(yīng)力增大而減小;Caldwell T[7]發(fā)現(xiàn),液態(tài)CO2爆破技術(shù)只是高壓氣體的作用,不屬于真正意義上的爆炸范疇;董慶祥等[8]通過TNT當(dāng)量法將爆破產(chǎn)生的能量置換成炸藥爆炸產(chǎn)生的能量,并建立模型,從能量層面上研究了液態(tài)CO2相變致裂技術(shù)的作用機(jī)理;黃文堯等[9]通過實(shí)驗(yàn)研究得出以下結(jié)論:當(dāng)爆破控制孔處于采空區(qū)爆破裂隙帶內(nèi)時,裂紋的發(fā)展方向可以得到有效的控制,從而降低工作面推進(jìn)阻力,不僅能滿足爆破的要求,還可以提高瓦斯抽采效率。

        在上述學(xué)者理論和試驗(yàn)研究的基礎(chǔ)上,本文基于煤巖損傷力學(xué)原理分析了液態(tài)CO2相變爆破增透機(jī)理,并依此在算法中增加了損傷場方程,利用數(shù)值模擬優(yōu)化爆破鉆孔的布置參數(shù),通過在三元礦3#煤層 1312 工作面進(jìn)行現(xiàn)場工業(yè)試驗(yàn),經(jīng)爆破孔布置參數(shù)優(yōu)化后,煤層瓦斯抽采效果顯著提升,并使煤層高效增透。

        1 液態(tài)CO2相變爆破增透機(jī)理

        1.1 應(yīng)力波傳導(dǎo)規(guī)律

        爆炸中心近區(qū)的爆炸沖擊波在煤巖體中以超聲波的速度傳播,在它的作用下,被破碎煤體的基礎(chǔ)參數(shù)會急劇增大。其中爆炸中區(qū)才是應(yīng)力波的主要波及范圍[10-11]。隨著應(yīng)力波的繼續(xù)傳播,應(yīng)力波衰減到無法對巖體產(chǎn)生破壞。采用胡克定律來描述應(yīng)力煤巖體質(zhì)點(diǎn)運(yùn)動方程[12]:

        式中,ρ為煤(巖)的密度,kg/m3;u、υ和w分別為煤(巖)體質(zhì)點(diǎn)三個位移分量,m;為質(zhì)點(diǎn)三個加速度分量;m/s2;σx、σy、σz、τxy、τxz、τyz為煤(巖)體質(zhì)點(diǎn)的六個應(yīng)力分量,MPa。

        在介質(zhì)中,平面波的傳播,通常設(shè)波的傳播方向與x軸平行,則由胡克定律和平面波可知,質(zhì)點(diǎn)的傳播由縱波cp和橫波cs直接決定,傳播速度為:

        應(yīng)力峰值在均質(zhì)煤體中衰減規(guī)律[13]:

        式中,σr為r處應(yīng)力波峰值,MPa;α為常規(guī)應(yīng)力波衰減系數(shù);σ0為孔壁壓力,MPa;r0為裝藥半徑,m。

        爆破后產(chǎn)生的應(yīng)力波在煤體內(nèi)傳導(dǎo)過程中應(yīng)力逐漸衰減,應(yīng)力波導(dǎo)致裂隙擴(kuò)展的強(qiáng)度也會逐漸減弱,若應(yīng)力波衰減至小于煤體自身抗拉強(qiáng)度時,則裂隙停止擴(kuò)展,但由于煤層中各部分煤體抗拉強(qiáng)度存在差異性,當(dāng)應(yīng)力波傳導(dǎo)至抗拉強(qiáng)度較小的裂隙區(qū)時會產(chǎn)生一定的衍射現(xiàn)象,使裂隙區(qū)尖端形成不連續(xù)的破碎區(qū),最后逐漸貫通形成較大的裂縫[14]。

        1.2 相變致裂影響半徑分析

        煤體爆破后產(chǎn)生的壓碎區(qū)和裂隙區(qū)共同構(gòu)成了煤體的裂隙范圍圈,且始終沿著壓力降低的方向延展。為了使分析更加簡短易懂,現(xiàn)將煤巖體假設(shè)為線彈性體,采用彈性斷裂力學(xué)對其進(jìn)行分析描述[12],計(jì)算公式如下:

        式中,Kr為應(yīng)力強(qiáng)度因子;LX為裂隙擴(kuò)展瞬間長度,m;σ0為孔壁壓力,Pa;Pm為地應(yīng)力,Pa。

        進(jìn)行液態(tài)CO2相變爆破時,由于沖擊波的作用,煤巖結(jié)構(gòu)會遭受到嚴(yán)重的破壞形成壓碎區(qū)。雖然其半徑不大,但消耗的能量卻相當(dāng)?shù)拇?。根?jù)聲學(xué)近似原理[16],可求得壓碎圈半徑:

        式中,ρz為煤巖、炸藥密度,kg/m3;CP、DP為煤巖聲速、炸藥爆速,m/s;vd為動態(tài)泊松比,vd=0.8v;σcd為抗壓強(qiáng)度(壓碎圈),MPa;rb為對比距離,mm;b2為側(cè)向應(yīng)力系數(shù),

        在裂隙圈與壓碎圈分界面上有:

        式中,σR為分界面上的徑向應(yīng)力,MPa。

        此外,應(yīng)力波的衰減指數(shù)可以用式(10)來表示:

        式中,*α為應(yīng)力波衰減系數(shù);vd為動態(tài)泊松比。

        由式(12)、(13)可得煤巖中裂隙圈半徑R2為:

        2 液態(tài)CO2爆破增透數(shù)值模擬分析

        2.1 數(shù)值計(jì)算模型參數(shù)與邊界條件

        根據(jù)三元煤礦3#煤層1312工作面參數(shù),采用ANSYS-LSDYNA有限元分析軟件建立煤體氣爆損傷模型,模擬分析煤層液態(tài)CO2爆破致裂演化特征。

        建立雙爆破孔數(shù)值模型,模型尺寸為15 m×15 m,采用固流耦合方式進(jìn)行運(yùn)算。邊界條件為:現(xiàn)場實(shí)測煤層地應(yīng)力為15 MPa,側(cè)壓系數(shù)取1.5,即水平應(yīng)力為 20 MPa,建立模型的兩端添加水平約束,底端固定約束,在模型四周添加無反射邊界條件,能夠有效消除模型邊界的限制[16-17],雙孔模型如圖1所示。

        圖1 相變氣爆致裂平面應(yīng)變模型網(wǎng)格示意

        2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

        本文主要研究鉆孔間距、致裂器間距及致裂器不同布置方式對液態(tài)CO2爆破致裂效果的影響,并依此對液態(tài)CO2相變爆破增透技術(shù)進(jìn)行鉆孔抽采參數(shù)的優(yōu)化研究。

        (1)不同炮孔間距致裂效果分析。圖 2為不同爆破孔間距煤巖體損傷分布云圖。相鄰爆破孔的孔間距為4 m時,如圖2(a)所示,兩爆破孔之間煤體損傷區(qū)域相對較大,造成煤巖體產(chǎn)生大面積的壓碎范圍區(qū);相鄰爆破孔的孔間距為5.5 m時,如圖2(d)所示,兩爆破孔之間形成的裂紋并未形成有效的貫通,而是形成了各自相對獨(dú)立的爆破裂隙范圍區(qū)。綜上可知,當(dāng)相鄰爆破孔的孔間距較小時,爆破產(chǎn)生的應(yīng)力場相互疊加,產(chǎn)生更好的爆破效果,對煤巖體會造成大面積的壓碎范圍區(qū);爆破孔的孔間距較大時,孔間的應(yīng)力波相互影響減弱,疊加效果相對較差,爆破孔的孔間裂縫無法形成有效的貫通,最終會形成各自相對獨(dú)立的爆破裂隙范圍區(qū)。

        不同爆破孔間距的雙孔爆破模擬結(jié)果表明:孔間距過大,會使爆炸產(chǎn)生的應(yīng)力波之間相互疊加的效果減弱。導(dǎo)致相鄰爆破孔之間無法形成有效的貫通;爆破孔的孔間距過小,則會造成煤巖體產(chǎn)生大面積的破碎。因此,為了確保煤巖體裂縫的最終貫通,效果同時又節(jié)約成本,相鄰致裂孔最佳布置間距應(yīng)為4.5 m。

        圖2 不同孔間距損傷系數(shù)D分布云圖

        (2)不同致裂器間距致裂效果分析。圖 3為不同致裂器間距損傷系數(shù)D分布云圖。當(dāng)致裂器間距為1 m時,如圖3(a)所示,爆破后煤巖裂隙發(fā)育程度最好,且致裂范圍相對密集,裂紋貫通程度最高,但與其他三組相比損傷面積最小,利用率較低,考慮經(jīng)濟(jì)性可知現(xiàn)場致裂器間距不宜為1 m。從圖3(b)、圖3(c)可看出,在間距2 m時,爆破后裂紋貫通效果較好,且兩致裂器間裂隙連通范圍面積最大,利用率最高。在間距3 m時,兩致裂器間的裂紋貫通效果較差,裂縫貫通區(qū)變窄,導(dǎo)致此區(qū)域煤層中游離的瓦斯運(yùn)移效果較差。致裂器間距為4 m時,致裂器間損傷破壞區(qū)域幾乎相對獨(dú)立,致裂器間無裂縫貫通區(qū)。

        圖3 不同致裂器間距損傷系數(shù)D分布云圖

        根據(jù)不同致裂器間距CO2氣爆模擬結(jié)果,從爆破后致裂器間的貫通效果和節(jié)約施工成本考慮,確定致裂器最佳串聯(lián)距離為2 m。

        (3)不同致裂器布置方式致裂效果分析。從圖4可知,采用平行布置方式時,相鄰致裂器的致裂孔裂隙圈相對集中,導(dǎo)致兩兩平行的致裂孔中間區(qū)域形成爆破盲區(qū),使爆破空間利用率降低,且當(dāng)煤體破碎區(qū)范圍集中時,過度的煤巖破壞會使爆破效果降低,不利于瓦斯抽采。致裂器采用交叉布置時,裂紋在橫、縱方向均順利貫通,裂紋貫通面積比平行布置方式時大,爆破空間利用率較高,爆破盲區(qū)及破碎區(qū)相對減少,爆破效果有所提高。因此,致裂器交叉布置更佳。

        圖4 不同致裂器布置方式損傷系數(shù)D分布云圖

        3 液態(tài)CO2相變爆破增透技術(shù)試驗(yàn)

        3.1 工程概況

        液態(tài)CO2相變爆破試驗(yàn)地點(diǎn)選取在三元煤礦3#煤層1312工作面回風(fēng)平巷距開切眼650 m處,該工作面煤層傾角10°~16°,煤層厚度約4.62 m?,F(xiàn)場測得該工作面煤層瓦斯壓力 0.36 MPa~0.39 MPa,最大原煤瓦斯含量為6.98 m3/t,煤層堅(jiān)固性系數(shù)為0.48,透氣性系數(shù)為0.0632 m2/(MPa2·d),三元煤礦3#煤層1312工作面為高瓦斯低透氣性煤層,有必要進(jìn)行液態(tài)CO2相變爆破增透。

        3.2 鉆孔施工設(shè)計(jì)

        根據(jù)上述數(shù)值模擬結(jié)果進(jìn)行布孔,如圖5所示,7#~10#為爆破孔,并在相鄰爆破孔距離中點(diǎn)布置一個觀測孔,編號為11#~13#,鉆孔間距為4.5 m,孔內(nèi)致裂器串聯(lián)間距為2 m。14#~16#為距離10#爆破孔40 m處設(shè)置的3個自然抽放孔,可避免爆破沖擊波干擾,鉆孔半徑為113 mm,方位角為72°,仰角為1°,孔深為40 m,爆破孔封孔長度為15 m,其余均為12 m。待鉆孔封孔完成后,安裝好抽采管路、抽采濃度及流量檢測設(shè)備,進(jìn)行30 d瓦斯抽采。

        圖5 試驗(yàn)現(xiàn)場鉆孔布置示意

        3.3 液態(tài)CO2爆破增透效果分析

        3.3.1 鉆孔自然瓦斯涌出特征分析

        通常采用瓦斯流量衰減系數(shù)α來衡量煤層瓦斯預(yù)抽的難易程度??蓪γ簬r炮孔自然瓦斯涌出量進(jìn)行定時測量,對公式(12)進(jìn)行回歸分析可得到瓦斯起始時的涌出強(qiáng)度q0值和瓦斯流量衰減系數(shù)α值[19]。

        式中,qt為自排時間t天時的鉆孔自然瓦斯流量,m3/min;q0為自排時間t=0時的鉆孔自然瓦斯流量,m3/(min·100 m);α為鉆孔自然瓦斯流量衰減系數(shù),d-1;t為鉆孔自排瓦斯時間,d。

        選取 12#觀測孔和 15#正常抽采孔進(jìn)行試驗(yàn)測定。測定鉆孔自然瓦斯涌出量及衰減情況見表1。

        對比圖6中12#觀測孔和15#正常抽采孔瓦斯流量涌出衰減程度變化,可看出:實(shí)施液態(tài)CO2爆破后,觀測鉆孔的初始瓦斯涌出量明顯增加,涌出量是普通抽采孔的3.18倍,鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)由15#孔的α15=0.0472d-1降低為 12#孔的α12=0.0107 d-1,即α12=0.227α15,表明實(shí)施 CO2爆破后,鉆孔瓦斯涌出量衰減強(qiáng)度降低了77.3%,即煤層瓦斯抽采持續(xù)期更長。

        表1 3#煤層百米鉆孔瓦斯自然涌出特征計(jì)算結(jié)果

        3.3.2 煤層透氣性系數(shù)變化分析

        封孔后測定觀測 11#和 13#鉆孔的煤層瓦斯壓力。測壓完成后,卸除瓦斯壓力,待鉆孔瓦斯流量穩(wěn)定后,計(jì)算爆破后的煤層透氣性系數(shù)λ。鉆孔參數(shù)見表 2,計(jì)算公式[19]見表 3。計(jì)算煤層透氣性系數(shù)步驟:

        圖6 百米鉆孔自然瓦斯涌出特征

        表2 11#、13#鉆孔參數(shù)

        表3 徑向不穩(wěn)定流動參數(shù)計(jì)算公式

        (1)計(jì)算瓦斯含量系數(shù):

        式中,α′為瓦斯含量系數(shù),m3/(t·MPa0.5);X為瓦斯含量,m3/ t;P為瓦斯壓力,MPa。

        (2)計(jì)算炮孔煤壁暴露面積:

        式中,r1為炮孔半徑,m;L為炮孔長度,m。

        (3)t時,炮孔比流量為:

        式中,qt為自排時間td時的炮孔自然瓦斯流量,m3/min;S為炮孔壁暴露面積,m2。

        (4)計(jì)算系數(shù)A與B值:

        式中,q為瓦斯比流量,m3/m2·d;p0為煤層實(shí)測瓦斯壓力,MPa;p1為泄壓后鉆孔瓦斯壓力,MPa。

        式中,α為炮孔自然瓦斯流量衰減系數(shù),d-1。

        (5)計(jì)算煤層透氣性系數(shù)λ值:

        (6)驗(yàn)算時間準(zhǔn)數(shù)F0值:

        根據(jù)驗(yàn)算結(jié)果時間準(zhǔn)數(shù)F11、F13在 10~102之間,故透氣性系數(shù)λ值計(jì)算公式選用正確。

        液態(tài)CO2爆破煤孔后,11#與13#鉆孔瓦斯流量均選用現(xiàn)場測定值,通過計(jì)算可知,鉆孔爆破后,使原煤層透氣性系數(shù)從 0.0332 m2/(MPa2·d)提高到1.4992 m2/(MPa2·d)~1.8296 m2/(MPa2·d),煤層透氣性得到較大改善。

        4 結(jié)論

        (1)研究了 CO2相變爆破增透技術(shù)的應(yīng)力波傳導(dǎo)機(jī)理以及爆破過程裂紋的擴(kuò)展機(jī)理,將致裂區(qū)的裂隙范圍圈分為壓碎區(qū)和裂隙區(qū),并分析其損傷程度,計(jì)算致裂區(qū)裂紋擴(kuò)展延伸的半徑。

        (2)應(yīng)用 ANSYS/LS-DYNA軟件建立液態(tài)CO2相變爆破模型,根據(jù)液態(tài)CO2雙孔氣爆損傷模擬得出最佳布孔間距為 4.5 m,致裂器最佳串聯(lián)距離為2 m,致裂器宜交叉布置。

        (3)采用數(shù)值模擬得到的最佳優(yōu)化鉆孔布置方案,在三元煤礦 1312工作面回風(fēng)順槽距開切眼650 m處進(jìn)行液態(tài)CO2爆破試驗(yàn),研究表明:瓦斯抽采效果顯著提升,瓦斯涌出量衰減強(qiáng)度降低了77.3%;煤層透氣性從原始煤層的0.0332 m2/MPa2·d提高到 1.4992 m2/(MPa2·d)~1.8296 m2/(MPa2·d),約為原透氣性的 45倍。經(jīng)統(tǒng)計(jì),抽采兩個月爆破試驗(yàn)鉆孔累計(jì)抽采瓦斯流量為1 748 304 m3,三元煤礦1312工作面液態(tài)CO2相變爆破增透效果明顯。

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