趙 丹，劉曉青

(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.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 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 125105)

0 引 言

隨著礦井采掘深度的增加，瓦斯災(zāi)害日益嚴(yán)峻[1-2]，針對瓦斯治理問題，當(dāng)采用鉆孔自然抽采方式不能將瓦斯?jié)舛冉档偷桨踩揭韵聲r，應(yīng)該進(jìn)行增透、提高煤層透氣性，降低煤層瓦斯含量。液態(tài)CO2氣爆增透技術(shù)作為一種相對安全可靠的方法，逐漸成為前沿的煤層增透技術(shù)之一[3-5]。

丁洋[6]對預(yù)裂煤體的裂紋發(fā)育程度和滲透率的變化規(guī)律進(jìn)行了研究，結(jié)果顯示煤體產(chǎn)生裂隙后，滲透率大幅度增加，應(yīng)用數(shù)值模擬的方法對預(yù)裂爆破煤體受力和裂隙發(fā)育情況進(jìn)行了模擬分析，得到最佳抽采范圍，最后將預(yù)裂爆破應(yīng)用于五陽煤礦，增透效果明顯改善；文獻(xiàn)[7]認(rèn)為，煤體中注入CO2后，有助于保持煤體裂縫中的壓力不變，可以使深部煤層中的割理、孔隙等通道不會在短時間內(nèi)立刻封閉，有利于低滲透性煤層中的瓦斯源源不斷地解吸出來；雷云等[8]研究了液態(tài)CO2在不同煤質(zhì)、溫度和壓力條件下爆破過程中CO2吸附驅(qū)替煤層瓦斯及爆破增透有效范圍，并通過實(shí)驗(yàn)室測定數(shù)據(jù)，試驗(yàn)選擇泄爆閥片壓力峰值為200 MPa時裂隙圈有效半徑為1～3 m；郭志興[9]進(jìn)行了CO2地面爆破試驗(yàn)研究，CO2能夠使煤沿裂隙開裂，對多孔脆性材料爆破效果最佳；王耀鋒[10]研制了三維高壓旋轉(zhuǎn)水射流擴(kuò)孔裝置，改進(jìn)噴嘴結(jié)構(gòu)，并對三維高壓旋轉(zhuǎn)水射流擴(kuò)孔工藝進(jìn)行了研究，在山西、淮南等地進(jìn)行三維高壓旋轉(zhuǎn)水射流擴(kuò)孔及割縫試驗(yàn)，煤層透氣性明顯提高。上述學(xué)者基于卸壓增透方式[11-13]進(jìn)行了全面研究，而在優(yōu)化鉆孔布置參數(shù)方面稍有欠缺?；诖耍P者結(jié)合王家?guī)X煤礦實(shí)際情況，對液態(tài)CO2爆破參數(shù)優(yōu)化進(jìn)行了模擬研究，確定出單孔爆破半徑、雙孔爆破合理孔距、致裂器布置方式，從而對布孔方案進(jìn)行優(yōu)化。將液態(tài)CO2爆破技術(shù)應(yīng)用在2號煤層進(jìn)行瓦斯治理，為礦井瓦斯災(zāi)害提供了有效治理技術(shù)方案，同時也為液態(tài)CO2爆破增透技術(shù)在其他高瓦斯礦區(qū)的應(yīng)用提供經(jīng)驗(yàn)。

1 液態(tài)CO2相變爆破增透技術(shù)

1.1 液態(tài)CO2相變爆破器內(nèi)的壓力變化過程

液態(tài)CO2爆破過程中高壓CO2的壓力變化過程曲線如圖1所示。

圖1 爆破致裂器內(nèi)壓力變化過程Fig.1 Pressure change process in blasting splitter

由圖1可知，煤層液態(tài)CO2致裂發(fā)生后，首先是沖擊波由源頭向外傳播時碰到煤巖體會施加推動力，使煤巖體發(fā)生不同方向的位移；沖擊波在向外傳播的過程中，受到煤巖體的阻擋作用會發(fā)生衰減。若沖擊波強(qiáng)度比煤體抗拉強(qiáng)度小，煤巖體內(nèi)的裂隙就會停止向外迸裂。此時，CO2在煤巖裂隙中快速膨脹，沿著初始裂隙向前發(fā)生噴射，原生裂隙和次生裂隙受到氣楔作用沿著裂隙末端向外擴(kuò)展，等到CO2對煤巖體的沖擊力減弱，達(dá)到不再使其內(nèi)部裂隙擴(kuò)展的程度為止[14]。爆破應(yīng)力波對煤體的損傷破壞區(qū)域如圖2所示。

圖2 相變致裂后各帶分布示意Fig.2 Distribution diagram of each band after phase change induced cracking

1.2 液態(tài)CO2爆破器的TNT當(dāng)量

液態(tài)CO2爆破預(yù)裂增透原理：利用CO2在液態(tài)變?yōu)闅鈶B(tài)的過程中釋放出的爆炸能量作為主要能量來源，鉆孔附近煤體產(chǎn)生大量裂隙從而實(shí)現(xiàn)增透。壓力容器由于膨脹而產(chǎn)生的爆炸能量的大小受壓力容器的體積、容器內(nèi)部壓力和內(nèi)部介質(zhì)的相態(tài)3種因素的影響。液態(tài)CO2爆破能量釋放可以使用氣體與水蒸氣爆破能量計(jì)算方法實(shí)現(xiàn)[15-16](圖3)。

圖3 液態(tài)CO2相態(tài)示意Fig.3 Phase diagram of liquid CO2

爆破器型號為MZL200-1180/50，CO2爆破時釋放能量為

(1)

式中：P1為定壓泄能片的泄放壓力，MPa；P2為標(biāo)準(zhǔn)大氣壓力，MPa；V為爆破致裂器體積，m3；K為CO2絕熱指數(shù)。

將參數(shù)P1=200 MPa，P2=0.101 MPa，V=1.0 m3，K=1.295代入式(1)，計(jì)算出Eg為764 kJ。

近似TNT當(dāng)量為

(2)

式中:QTNT為1 kg 的TNT爆炸時所產(chǎn)生的能量，近似取4 250 kJ/kg。

按上述公式進(jìn)行計(jì)算，液態(tài)CO2爆破器的當(dāng)量約為180 g的TNT。

2 液態(tài)CO2氣爆致裂數(shù)值模擬分析

2.1 數(shù)值模型的建立

筆者采用LS-DYNA軟件模擬了王家?guī)X煤礦2號煤層液態(tài)CO2氣爆致裂演化特征。建立單孔液態(tài)CO2氣爆模型尺寸為11 m×11 m的平面應(yīng)變模型，采用流固耦合方式，網(wǎng)格共250 000個單元，如圖4a所示。建立雙孔液態(tài)CO2氣爆模型尺寸16 m×16 m的平面應(yīng)變模型，網(wǎng)格共490 000個單元，如圖4b所示。本次模擬中水平應(yīng)力取20 MPa，由于煤體有效應(yīng)力與垂直地應(yīng)力呈正相關(guān)[17]，煤體有效應(yīng)力增加時，滲透率降低，抽采面積減小，為增大抽采面積，垂直地應(yīng)力取10 MPa。煤層物理力學(xué)參數(shù)如下：

抗拉強(qiáng)度/MPa1.42單軸抗壓強(qiáng)度/MPa17.20泊松比0.30彈性模量/GPa0.82煤體密度/(g·cm-3)1.40黏聚力/MPa2.00

圖4 液態(tài)CO2相變爆破模型平面Fig.4 Liquid CO2 phase change blasting model plane

2.2 鉆孔布置參數(shù)對爆破致裂效果影響分析

2.2.1 單孔爆破半徑模擬結(jié)果分析

氣爆所產(chǎn)生的應(yīng)力波以鉆孔為中心向孔附近擴(kuò)展延伸，Mises應(yīng)力云圖顏色的分布隨著爆破時間的推移從內(nèi)到外越來越淺，在傳播的過程中，應(yīng)力峰值不斷衰減，但隨著爆破時間的增加所產(chǎn)生的高壓氣體應(yīng)力波對鉆孔附近煤巖作用的范圍越來越大(圖5)。在0～120 μs時煤巖受壓破碎，破碎區(qū)半徑在30～40 cm。在120 μs后隨著應(yīng)力波的擴(kuò)散，應(yīng)力峰值衰減到煤體極限動態(tài)抗壓強(qiáng)度之下，應(yīng)力波逐漸從壓碎區(qū)向裂隙區(qū)傳播，煤體停止繼續(xù)破碎。

圖5 不同時刻的Mises有效應(yīng)力分布云圖Fig.5 Mises effective stress distribution nephogram at different times

不同時刻損傷系數(shù)D分布如圖6所示。由圖6可知，CO2氣爆開始的瞬間，高壓CO2對煤巖體的沖擊力使裂孔附近的煤巖呈完全損傷狀態(tài)(損傷系數(shù)D=1)。在120 μs時，壓碎區(qū)基本形成(D=0.8～1)，影響深度為 35～40 cm。沖擊波在向外傳播的過程中，受到煤巖體的阻擋作用會發(fā)生衰減，煤巖處于非完全損傷破壞狀態(tài)。應(yīng)力波從煤層的煤巖壓碎區(qū)繼續(xù)向外擴(kuò)展延伸，逐步形成了煤巖的裂縫區(qū)，損傷系數(shù)D在0.2～0.8，影響深度在2.6 m左右。此時，氣爆所產(chǎn)生的應(yīng)力波已經(jīng)從塑性應(yīng)力波變?yōu)閺椥詰?yīng)力波。隨著煤巖的裂縫長度擴(kuò)展和高壓氣體壓力不斷衰減，裂紋向遠(yuǎn)處延伸的驅(qū)動力越來越小，當(dāng)延伸裂紋的應(yīng)力小于其自身動態(tài)極限抗拉強(qiáng)度時，裂隙停止繼續(xù)擴(kuò)展。可以看出，爆生氣體作用下的煤巖損傷破壞，是一個復(fù)雜的動力學(xué)演化過程。因此可以確定單孔爆破半徑為2.6 m。

圖6 不同時刻煤體損傷演變云圖Fig.6 Evolution cloud map of coal damage at different times

2.2.2 雙孔爆破合理孔距模擬結(jié)果分析

以爆破致裂孔間距5 m為例，液態(tài)CO2致裂器起爆后，煤體雙孔爆破時損傷程度分布變化如圖7所示。應(yīng)力波以致裂孔為圓心向鉆孔周圍煤巖逐漸傳播，在爆炸初始，應(yīng)力波的峰值過高，在裂隙尖端受到大于煤巖的極限動態(tài)抗壓強(qiáng)度的壓應(yīng)力作用，使得在裂隙尖端周圍出現(xiàn)小范圍壓碎區(qū)域，如圖7a紅色區(qū)域所示。隨著爆炸所產(chǎn)生的應(yīng)力波在煤巖中的傳播，能量從致裂孔中心向煤體遠(yuǎn)處傳播，而煤體的抗拉強(qiáng)度一般較小，在孔的外圍容易生成張拉型徑向裂紋并向外延伸擴(kuò)展。隨著爆生氣體應(yīng)力的不斷增加，應(yīng)力波約120 μs時在兩孔連線的中心位置附近相遇，形成應(yīng)力波的疊加效應(yīng)，疊加后的應(yīng)力使煤體產(chǎn)生拉伸破壞形成小范圍的損傷區(qū)。2個應(yīng)力波繼續(xù)向在煤巖中傳播，裂縫約180 μs時在兩孔之間順利貫通，約240 μs時，裂縫停止發(fā)展，煤體破壞形成最終形態(tài)。

圖7 不同時刻雙孔煤體損傷演變云圖Fig.7 Evolution cloud map of double-hole coal damage at different times

煤巖兩孔之間損傷演變?nèi)鐖D8所示。煤體雙孔爆破時損傷程度分布演化過程表明：當(dāng)相鄰致裂孔之間連線上煤巖各點(diǎn)的切向拉應(yīng)力均大于煤巖的抗拉強(qiáng)度時，鉆孔間的裂紋擴(kuò)展會在兩孔連線的中心位置附近形成貫通，如圖8a—8c所示。兩炮孔間距為4.5 m時，由于應(yīng)力疊加區(qū)過大致使煤體損傷面積較大(D=0.8～1.0)，造成煤體過度破壞，如圖8a所示；兩炮孔間距為6 m時，兩孔之間形成的裂紋相距很近，但并未形成有效的貫通，形成了各自獨(dú)立的爆破區(qū)，如圖8d所示；兩炮孔間距為5 m和5.5 m時，在兩鉆孔連線的中心位置附近均可形成貫通區(qū)，但為了充分利用液態(tài)CO2氣爆所釋放的能量，達(dá)到較好的爆破目的，在間距5.0 m時貫通效果最佳、爆破能量更能充分使用，如圖8b、8c所示。因此，為了確保裂紋的貫通效果同時又為工程節(jié)約成本，從工作量、經(jīng)濟(jì)成本和增透效果等方面綜合考量，選擇炮孔間距為5 m。

圖8 雙孔間距煤體損傷演變云圖Fig.8 Damage evolution of coal body with double hole spacing

2.2.3 致裂器布置方式的影響

不同布置方式下爆破的裂紋擴(kuò)展演化和效果如圖9、10所示。

當(dāng)選取平行方式布置時，由于疊加效應(yīng)，隨著CO2相變致裂煤巖裂縫長度在水平、豎直方向擴(kuò)展致使煤體損傷程度逐漸增加，且相鄰鉆孔之間沒有空白區(qū)域，致裂孔附近的煤巖處于完全損傷狀態(tài)，爆破致裂效果下降(圖9)。當(dāng)選取交叉方式布置時，煤巖裂縫長度在水平、豎直方向擴(kuò)展延伸，裂紋能夠充分發(fā)展，貫通面積相比平行布置面積大，有效降低應(yīng)力集中效應(yīng)，避免了爆破中產(chǎn)生的爆破盲區(qū)，煤巖處于非完全損傷破壞狀態(tài)，有利于煤層的瓦斯抽采(圖10)。綜上可知，實(shí)施CO2爆破時，致裂器選取交叉布置。

圖9 平行布置煤體損傷演變云圖Fig.9 Damage evolution cloud map of coal body in parallel arrangement mode

3 二氧化碳增透技術(shù)工業(yè)試驗(yàn)

3.1 試驗(yàn)地點(diǎn)概況

液態(tài)CO2相變爆破工業(yè)試驗(yàn)選擇的爆破地點(diǎn)為王家?guī)X煤礦2號煤層20109工作面回風(fēng)巷。工作面煤層具有爆炸性，煤Ⅱ級自燃，煤層平均厚度約為6.20 m，傾角為11°～15°。根據(jù)現(xiàn)場試驗(yàn)測得，2號煤層瓦斯壓力[18]為0.33 MPa，瓦斯含量[19]為5.15～6.98 m3/t，可解吸瓦斯量為3.98 m3/t，初始瓦斯涌出強(qiáng)度0.042 5 m3/(min·hm)，煤層透氣性系數(shù)為0.033 1 m2/(MPa2·d)，煤層為全區(qū)穩(wěn)定可采煤層。

3.2 煤層瓦斯抽采影響半徑分析試驗(yàn)

在該工作面回風(fēng)巷內(nèi)距開切眼750 m處施工1組CO2相變致裂半徑考察測點(diǎn)，測點(diǎn)共施工1個?120 mm爆破致裂鉆孔，封孔長度15 m。6個?120 mm瓦斯壓力觀測鉆孔，鉆孔編號為1—6號，方位角85°，仰角20°，鉆孔長度45 m，封孔長度12 m，觀測鉆孔見煤深度分別為38.0、42.5、42.0、39.8、41.0、44.0 m。爆破致裂鉆孔左右各3個瓦斯壓力觀測鉆孔，左側(cè)至致裂孔距離分別為1、2、3 m，右側(cè)距致裂孔距離分別為1.5、2.5、3.5 m。鉆孔施工布置如圖11所示。

圖11 鉆孔施工布置Fig.11 Borehole construction layout

工作面內(nèi)測壓點(diǎn)各測壓孔瓦斯壓力變化曲線如圖12所示。由圖12可知，各鉆孔瓦斯壓力隨時間變化逐漸降低，距離抽采孔較近的測壓孔瓦斯壓力降低較快。在抽采的30 d里，距增透孔1.0、1.5、2.0、2.5 m的4個測壓孔壓力均下降超過工作面煤層瓦斯壓力的49%，達(dá)到瓦斯抽采指標(biāo)；在抽采的30 d內(nèi)，距增透孔3.0、3.5 m的2個測壓孔瓦斯壓力均未下降超過49%，未達(dá)到瓦斯抽采指標(biāo)。因此，當(dāng)抽采時間為30 d時，有效抽采半徑為2.5 m。

圖12 距增透孔不同位置的觀測孔壓力變化Fig.12 Pressure changes of observation holes at different positions away from antireflection holes

3.3 液態(tài)CO2現(xiàn)場爆破增透試驗(yàn)鉆孔參數(shù)設(shè)計(jì)

在20109工作面距離開切眼600 m處施工5個編號分別為7、8、9、10、11號的爆破孔，直徑120 mm，長度45 m，封孔深度15 m，任意2個爆破孔間距為5 m，致裂器選取交叉布置，間距為2.5 m。為降低沖擊波的擾動，在外側(cè)施工的11號爆破孔間隔50 m處設(shè)置4個編號為12、13、14、15號的抽采孔，孔徑120 mm，長度45 m，封孔深度12 m。在任意相鄰爆破孔中間位置處施工4個編號分別為16、17、18、19號的觀測孔，孔徑120 mm，長度45 m，封孔深度12 m，進(jìn)行為期30 d瓦斯抽采。鉆孔施工布置如圖13所示。

圖13 鉆孔施工布置Fig.13 Borehole construction layout

3.4 煤層透氣性系數(shù)

在20109工作面，選取16、17號觀測孔，通過徑向流量法[20]得出λ，液態(tài)CO2相變爆破前煤層透氣性系數(shù)λ為0.033 1 m2/(MPa2·d)，液態(tài)CO2致裂增透后煤層透氣性系數(shù)提高到1.525 6～1.831 2 m2/(MPa2·d)，比爆破前提高約55倍，改善了煤層透氣性。

3.5 瓦斯抽采效果分析

為考察CO2相變致裂試驗(yàn)對瓦斯預(yù)抽效果的影響情況，對12—15號自然抽采孔和16—19號觀測孔每隔3 d進(jìn)行一次數(shù)據(jù)測試，共計(jì)測試20次，分別記錄下鉆孔內(nèi)的瓦斯?jié)舛群屯咚辜兌葦?shù)據(jù)，瓦斯體積分?jǐn)?shù)及流量如圖14所示。

圖14 鉆孔瓦斯抽采濃度及流量Fig.14 Gas drainage concentration flow from borehole

由圖14a可知，通過對比液態(tài)CO2爆破后的4個觀測孔和4個普通抽采孔的瓦斯?jié)舛龋f明經(jīng)過爆破后，煤層瓦斯抽采濃度大幅度提高，其中觀測孔的瓦斯體積分?jǐn)?shù)在34.6%～47.2%變化，單孔的平均瓦斯抽采體積分?jǐn)?shù)為40.9%，正常抽采孔的瓦斯體積分?jǐn)?shù)在18.45%～28.5%變化，單孔的平均瓦斯抽采體積分?jǐn)?shù)為23.7%，經(jīng)過爆破后，平均瓦斯抽采體積分?jǐn)?shù)提高了73.7%。在抽采初期，相變致裂后的16—19號4個觀測孔在45 d以后，瓦斯抽采體積分?jǐn)?shù)開始出現(xiàn)下降趨勢，但始終穩(wěn)定在30%以上，12—15號4個普通抽采孔則在30 d以后出現(xiàn)了下降趨勢，最終體積分?jǐn)?shù)穩(wěn)定在15%以上。表明液態(tài)CO2爆破增透技術(shù)對提高低滲透的煤層透氣性，增加瓦斯抽采量具有很好的效果。

由圖14b可知，液態(tài)CO2相變致裂試驗(yàn)觀測鉆孔(16、17、18、19號孔)抽采流量為3.29～10.92 m3/min，平均單孔瓦斯抽采流量為7.2 m3/min，自然抽采孔(12、13、14、15號孔)抽采流量為0.55～2.32 m3/min，平均單孔瓦斯抽采流量為1.3 m3/min。自然抽采孔采取爆破增透后，鉆孔瓦斯抽采流量是正常抽采孔的5.1倍左右。采取液態(tài)CO2相變爆破后觀測孔累計(jì)抽采瓦斯量為1 689 450 m3，正常抽采孔累計(jì)抽采瓦斯量為344 739 m3，表明液態(tài)CO2相變致裂技術(shù)在王家?guī)X煤礦應(yīng)用取得了良好的強(qiáng)化抽采效應(yīng)。

4 結(jié) 論

1)通過單孔液態(tài)CO2相變爆破數(shù)值模擬可知，爆破可以促使煤體裂隙發(fā)生、擴(kuò)展及貫通，加速瓦斯解吸與運(yùn)移，有利于瓦斯抽采，由爆破后煤體Miese應(yīng)力分布和煤體損傷分布圖可以看出，瓦斯抽采有效半徑約為2.6 m，與現(xiàn)場試驗(yàn)結(jié)果相符。

2)通過液態(tài)CO2雙孔爆破數(shù)值模擬結(jié)果可知，炮孔間距為5 m時，致裂增透效果最佳；得到了致裂器之間交叉布置可以取得較好的爆破效果。

3)通過井下CO2相變爆破現(xiàn)場工業(yè)試驗(yàn)可知，經(jīng)過爆破后，煤層透氣性從原始的0.033 1 m2/(MPa2·d)提高到1.525 6 ～1.831 2 m2/(MPa2·d)，平均瓦斯抽采體積分?jǐn)?shù)比普通抽采鉆孔提高了73.7%，鉆孔瓦斯抽采流量是普通抽采孔的5.1倍。