裂纹闭合对高压空气爆破冲击煤体瓦斯抽采效果影响

2017-09-25李守国贾宝山聂荣山王永保

煤炭学报 2017年8期

李守国，贾宝山，聂荣山，王永保

(1.辽宁工程技术大学安全科学与工程学院，辽宁阜新 123000; 2.煤科集团沈阳研究院有限公司，辽宁沈阳 110016; 3.煤矿安全技术国家重点实验室，辽宁沈阳 110016; 4.淮沪煤电有限公司丁集煤矿，安徽淮南 232141)

李守国1,2,3，贾宝山1，聂荣山2,3，王永保4

鉴于高压空气爆破冲击煤体过程中裂纹闭合对瓦斯抽采效果的影响，基于能量和弹性理论，对裂纹闭合的长度进行分析计算，得到了闭合区域位置在距离爆破孔3.8 m。通过在丁集煤矿进行井下现场试验，结果表明：裂纹的闭合对该区域的瓦斯抽采影响表现为闭合区域瓦斯的涌出量增幅变小;在距离爆破孔1.0～4.0 m的区域内，随着距离爆破孔距离的增加观测孔瓦斯的涌出量增幅先增大后减小;在距离爆破孔1.8～2.5 m的区域内，瓦斯涌出量增幅最大;在距离爆破孔4.0 m区域，瓦斯涌出量增幅最小，接近裂纹闭合区域。理论计算和现场试验具有良好的一致性。

高压空气爆破;冲击煤体;瓦斯抽采;裂纹闭合

勘探资料显示我国主要的煤田储存着大量的煤层气资源[1-4]，但是受煤层透气性系数低、地质构造复杂、技术装备等条件的限制，一直没有获得大规模的开发利用。煤科集团沈阳研究院在国内较早研究高压空气爆破致裂煤层技术[5-6]，并研制了相应的技术装备，在国内进行了推广应用。在淮南丁集矿应用中发现，爆破的影响区理论上和实际上有偏差，最主要的是没有考虑裂纹闭合的影响，裂纹闭合后使部分区域瓦斯扩散通道关闭从而影响了瓦斯抽采效果，也影响着抽采钻孔的布置。在高压空气冲击爆破煤岩体的过程中，当高压空气释放后，径向裂隙区域与弹性区相接部分裂隙在弹性区卸荷作用的影响下部分裂隙会发生闭合现象，外加的载荷卸载后，煤岩体周围的弹性区企图要恢复到原来的位置，就给处于卸荷状态的塑性区施加压力，此压力作用企图使裂隙闭合，因而在卸载过程中，载荷没有卸载到0，一定长度的裂隙就会提前闭合，闭合的裂隙只有当外加载荷足够大时才能重新裂开。闭合的裂隙减少了瓦斯扩散的通道，影响瓦斯的抽采效果。本文对淮南丁集矿13-1煤层爆破进行研究分析。

1 高压空气爆破对煤岩体的破坏

高压空气爆破释放后，产生的爆破应力波和高压膨胀气体，两者共同作用于煤岩体，由于产生巨大的拉伸和压缩作用使煤体固体骨架变形破坏，将爆破孔壁的煤岩体破坏呈酥松状，较远处煤岩体由于应力波切向拉伸作用而产生径向裂隙，其扩展过程中继续消耗应力波能量[7-10]，随着应力波作用强度的降低，在裂隙区之外只能引起岩石的弹性变形和质点振动。

1.1 高压空气冲击煤岩体引起弹性变形消耗的能量

在径向裂纹区外，高压空气爆破应力波只能引起岩石弹性变形。单位体积内岩石的弹性变形能[11-13]为

式中，σr，σθ分别为径向应力和切向应力，MPa;εr，εθ为径向应变和切向应变。

岩石弹性变形消耗的能量为

爆破的瞬间作用于煤岩体的初始压力pm，有

式中，ρ为煤岩体的密度1 334 kg/m3;cp为13-1煤岩体纵波波速1 856 m/s(该数据来自实验室测试数据);ρky为压缩空气的密度,83.85 kg/m3;vs为高压空气释放口实际的速度，243.7 m/s(该数据来自装备地面实验测试数据)。

1.2 裂纹的闭合

高压空气爆破煤岩体后，弹性区的煤岩体作用于与之接触的径向裂隙区域的煤岩体，在卸荷作用的影响下，部分煤岩体已经张开的裂纹重新闭合。为了简化计算，可以忽略摩擦力的影响，认为闭合的裂纹是弹性体的，爆破作用的时间t极短(约为25 μm)，设可以闭合的煤岩体长为l，如图1所示。

图1 裂隙闭合示意Fig.1 Schematic diagram of crack closure

煤岩体微元破坏概率作为损伤变量D，煤岩体的统计损伤演化方程为

煤岩体的应力-应变曲线中，假设岩石的微元强度为J，峰值点处的斜率为0时存在σ1=σc,ε1=εc，对应的微元强度为Jc。裂隙闭合区域煤岩体破处于残余强度时，认为损伤变量D=1。有exp[-(J/J0)m]=0。微单元强度参数J，J0和m存在以下关系。

径向裂纹的闭合系数ξ为

考虑在弹性区瓦斯吸附的膨胀应力的影响作用，卸荷能产生的实际应力σz为与煤岩体闭合的有效应力[14-17]σe和孔隙的膨胀应力σp之和，其中由于瓦斯吸附所产生的膨胀应力σp[18-19]为

σp=[2aRTρ(1-2μ)ln(bp)]/(3V)

式中，a，b为瓦斯的吸附常数;p为瓦斯压力,1.2 MPa;μ为煤岩体的泊松比,0.3;R为摩尔气体常数,8.31 J/(mol·K);T为绝对温度,297.35 K;V为摩尔体积22.41 L/mol。

有效应力σe与实际应力σz有如下的关系

σz=σe+σp

σz=κσe

式中，κ为有效应力系数(κ=1-K/Ks，K为煤岩体体积模量(排水)，GPa;Ks为煤岩体主要固体颗粒的体积模量，GPa;)，κ取0.7，无量纲。

而爆破过程中，煤岩体中应力波峰值压力pE的衰减规律满足：

假设由弹性区作用于岩块的力与应力波作用于弹性区的煤岩体的力大小相等

pE=F

由能量守恒得，弹性区的能量没有完全释放，其中大部分能量转化为动能，一部分存储在弹性区。

为了简化计算,令

认为弹性区释放的能量全部用于裂隙的闭合

式中，η为能量系数，全部用于裂隙闭合取1。

裂隙闭合的长度l为

考虑裂纹的闭合系数有效长度ly为

ly=ξl

高压空气爆破煤岩体后，在塑性破坏区域由于煤岩体的破坏，瓦斯的逸出通道增多;而在弹性区卸荷作用的影响下塑性区靠近弹性区的部分裂纹闭合，使该区域瓦斯扩散的通道减少。因此，当打孔抽采瓦斯时，打孔的位置应在塑性区的影响区以内，当钻孔高度超过裂纹闭合区域的高度时，瓦斯的涌出量会明显降低。

瓦斯抽采有效区域是距离爆破孔为L的区域，即

L=a*+b1+b2-ly

式中，a*为爆破孔半径，为0.094 m;b1为疏松区直径，m;b2为径向裂纹区直径，m。

爆破酥松疏松区直径[20]估算：

径向裂纹区直径[20]估算：

则有

式中，μ取0.3，无量纲;ρ为煤岩体的密度,1 334 kg/m3;cp取1 856 m/s;η取0.75;EZ为爆破能量，J;σ*为煤岩体压碎的应力极限,28.63 MPa;σ0为煤岩体的拉裂应力极限,0.462 MPa;θ=π/18;φ=2π/45。将矿井煤岩及相关的参数代入公式，得L=3.8 m。

2 现场试验

2.1 现场概况

试验地点位于丁集煤矿西一采区胶带运输巷内，爆破具有突出危险性的13-1煤层，该煤层平均厚度为3.6 m，瓦斯压力1.6 MPa，瓦斯含量6.11 m3/t，煤层为松软煤层，透气性系数为0.011 1 m2/(MPa2·d)。采用锚网(索)支护，巷道顶板距离13-1煤层法距7.95 m。

2.2 实验方案

在胶带运输巷内施工穿层钻孔穿透煤层顶板0.5 m，爆破释放装置送入煤层中预定爆破位置，当压力达到设定压力60 MPa时，高压空气突然释放，每个孔爆破2～3次。在选择的试验巷道，布置1组抽采钻孔：布置12号爆破钻孔，在爆破钻孔两侧不等距布置14个考察钻孔13～26号，具体钻孔布置如图2所示。13～26号钻孔用直径94 mm钻头一次性钻透煤层见顶0.5 m，完孔后下2寸管封孔。12号爆破孔用直径94 mm钻头一次性钻透煤层见顶0.5 m。高压空气爆破完成后抽采钻孔立即接入抽采系统，要求各钻孔的抽采参数相同，同时测量瓦斯抽采量随时间的变化规律。通过爆破前后观测孔瓦斯涌出量变化率来检验裂纹闭合区域的位置。

图2 钻孔布置Fig.2 Layout chart of drill hole

2.3 试验结果与分析

由表1测量数据可知，爆破孔(12号)爆破后，所有观测孔瓦斯流量都有不同程度的变化，瓦斯流量变大;在距离爆破孔2 m内的观测孔瓦斯流量增幅较大，由距离爆破孔1 m的观测孔到距离爆破孔2 m的观测孔(14号)，瓦斯流量增幅经历了由距离爆破孔1 m的观测孔(13号)到距离爆破孔1.5 m的观测孔(16号)先变小，到距离爆破孔1.8 m的内观测孔(21，22，25，26号)变大，到距离爆破孔2 m的观测孔(14号)再减小的过程，瓦斯流量增幅呈波浪式的衰减;在距离爆破孔2.5 m的观测孔(20,23,24,27号)，瓦斯流量增幅进一步减小;在距离爆破孔3.0 m的观测孔(15号)瓦斯流量增幅达到最大值;在距离爆破孔3.5 m的观测孔(17号)，瓦斯流量增幅变小;在距离爆破孔4.0 m的观测孔(18号)瓦斯流量增幅最小。瓦斯流量增大增幅较距离3 m范围内的钻孔瓦斯流量增加显著，距离爆破钻孔1.8～2.5 m范围内，瓦斯涌出量增幅最大。距离爆破孔1.5 m的观测孔瓦斯流量增幅最大，变化率为55.56%，增透效果最为明显;当与爆破钻孔距离大于2.5 m时，瓦斯流量增加效果减弱;当与爆破孔距离3.0 m时，瓦斯流量增加幅度进一步减小；当与爆破孔距离4.0 m时，钻孔瓦斯流量增幅最小，接近闭合区域的位置。

表1高压空气爆破前后钻孔瓦斯流量变化
Table1Gasflowchangeofdrillholebeforeandafterexplosionwithhighpressureair

孔号爆破前混合量/(mL·min-1)瓦斯体积分数/%爆破后混合量/(mL·min-1)瓦斯体积分数/%瓦斯流量变化率/%13号22325598321357100439414号15458799213164100378915号1225619918404598501716号1108609717245898555617号783909895590100219418号13826798158620100147219号1487459721048998415120号983279814229999447221号1164569917057398464722号1572359822918199457423号1374539816110898172124号1231099816327999326325号1028619913970699358226号792549992394981658

爆破后，随着与距离爆破孔距离增加，瓦斯涌出量增幅先增大，后减小;在接近闭合区域，瓦斯涌出量增幅最小。爆破孔左侧的观测孔瓦斯涌出量增幅大于右侧的增幅，造成这种差异的主要原因与最大水平主应力方向有关。爆破后位于爆破孔上方的观测孔(19～22号)的瓦斯涌出量增幅整体大于位于爆破孔下方的观测孔(23～26号)。爆破孔上下端受到爆破应力大小相同，作用方式却不同，在上端表现为拉应力，在下端表现为压应力，而煤岩体的抗拉强度远低于抗压强度，对煤岩体的作用区域影响区域大小不同，上端的影响区域大于下端。

3 结论

(1)高压空气冲击爆破煤体后，由于强大的冲击破坏，使作用区域内的煤岩体的裂隙快速沟通，增加了瓦斯扩散通道，观测孔内的瓦斯流量变大，单位时间内的瓦斯涌出量增多。距爆破孔不同距离的瓦斯涌出量有差别，表现为：爆破孔上方的观测孔瓦斯涌出量高于爆破孔下方的瓦斯涌出量，而左右侧的瓦斯涌出量差别主要受最大水平应力的影响。

(2)爆破后受弹性区卸荷作用影响，靠近弹性区一定范围的径向裂纹区的部分裂隙张开的煤岩体在卸荷作用下，重新闭合，减少了该区域瓦斯的扩散通道，影响瓦斯的涌出量，表现为：实际的有效爆破半径小于理论计算的爆破半径。

(3)通过分析观测孔的瓦斯涌出量与抽采量变化规律及分布特征，得出裂纹闭合的位置为距离爆破孔4.0 m的区域，而理论计算为3.8 m的区域，证明理论计算和试验研究具有良好的一致性，可为抽采钻孔的合理布置提供参考。

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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

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

国家“十三五”大型油气田及煤层气开发科技重大专项资助(2016ZX05045-004);中国煤炭科工集团有限公司科技创新基金资助项目(2014QN003)

李守国(1979—),男,黑龙江通河人,副研究员,博士研究生。E-mail:13942357610@163.com

李守国，贾宝山，聂荣山，等.裂纹闭合对高压空气爆破冲击煤体瓦斯抽采效果影响[J].煤炭学报,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