液态二氧化碳相变致裂技术与装备 · 行考察液态二氧化碳相变致裂，考察该技术提高煤层透气性、强化瓦斯抽采效果； ⑵在回采工作面采用液态二氧化碳相变致裂方法进行浅孔松动爆破，考察其消除

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液态二氧化碳相变致裂技术与装备

现场工业性试验总结报告

湖南汉寿中煤科技有限公司

河南理工大学

河南焦煤能源集团九里山矿

英国 C A R D O X 公司

2012 年 12 月

目录

0 引言 ......................................................................................................................... 1

1 试验矿井概况 ......................................................................................................... 1

2 技术简介 ................................................................................................................. 2

3 试验内容 ................................................................................................................. 3

3.1 穿层钻孔预裂爆破........................................................................................ 3

3.1.1 试验地点简介........................................................................................ 3

3.1.2 试验过程................................................................................................ 4

3.1.3 试验效果................................................................................................ 5

3.2 工作面浅孔松动爆破.................................................................................. 10

3.2.1 试验地点简介...................................................................................... 10

3.2.2 试验过程.............................................................................................. 10

3.2.3 试验效果.............................................................................................. 11

3.3 处理工作面上隅角顶板.............................................................................. 15

3.1.1 试验背景.............................................................................................. 15

3.1.2 试验过程.............................................................................................. 15

3.1.3 试验效果.............................................................................................. 16

4 结论与展望 ........................................................................................................... 17

附：参加工业性试验人员名单 .................................................... 错误!未定义书签。

液态二氧化碳试验总结报告河南理工大学

1

液态二氧化碳相变致裂技术与装备

现场试验总结报告

0 引言

煤与瓦斯突出一直是影响矿井安全生产、制约其生产能力的重大问题。为了

更好地解决瓦斯问题给生产带来的不利影响，必须增大矿井瓦斯抽采量、缩短瓦

斯抽采时间。对于低透气性煤层，提高煤层透气性是有效进行瓦斯抽采的关键。

目前，利用炸药的深孔预裂爆破和高压水射流扩孔是已被证明非常有效的低

透气性煤层强化增透措施。但由于深孔预裂爆破存在的炸药填装工艺复杂、合理

装药量难以确定、哑炮处理困难和高压水射流扩孔存在塌孔压埋钻具、喷孔严重、

作业场所环境恶劣等问题，制约了这两项技术在煤矿的推广应用。液态二氧化碳

相变致裂技术采用低压起爆，具有致裂过程无火花外露、爆破威力大、无需验炮、

操作简便、不属于民爆产品，其运输、储存和使用获豁免审批等优点。因此，用

液态二氧化碳相变致裂装置可以取代炸药、水力扩孔，进行预裂爆破，提高煤层

透气性，快速消除突出危险性。

针对九里山矿煤层瓦斯含量高及突出危险性严重的特点，2012 年 8 月 1 日至

2012 年 12 月 1 日，湖南汉寿中煤科技有限公司、河南理工大学、英国 CARDOX

公司和河南焦煤能源有限公司九里山矿合作，在九里山矿对液态二氧化碳相变致

裂技术和装备进行了现场工业性试验，共进行了三项井下试验：⑴在穿层钻孔进

行考察液态二氧化碳相变致裂，考察该技术提高煤层透气性、强化瓦斯抽采效果；

⑵在回采工作面采用液态二氧化碳相变致裂方法进行浅孔松动爆破，考察其消除

突出危险性效果；⑶采用液态二氧化碳相变致裂进行上隅角强制放顶，防止瓦斯

积聚。

现场工业性试历时四个月，完成了上述三项试验考察工作，现将试验情况总

结如下。

1 试验矿井概况

九里山矿隶属焦作煤业集团，属国有重点煤矿，东距焦作市区 15km，交通

便利，地理位置优越。

1970 年 7 月 1 日开工建井，1983 年 4 月 30 日投产。矿井设计生产能力为


2

90 万 t/a，现实际产量 90 万 t/a。开拓方式为立井双水平上、下山开拓，专用胶

带运输大巷运煤。单一煤层开采，开采煤层为二叠系山西组大煤，煤层平均厚度

为 5.15m，结构简单，属优质无烟煤。现生产采区为 14、16 采区。

矿井通风方式为中央边界与对角混合式，主、副井进风，西风井及东风井回

风，矿井总进风量为 12394m3/min。矿井绝对瓦斯涌出量 35.25～52.44m3/min，

相对瓦斯涌出量 18.92～32.99m3/t， 2004 年河南省煤炭工业局瓦斯防治小组将

该矿定为煤与瓦斯突出矿井。建矿以来共发生 64 次煤与瓦斯突出事故。最大一

次瓦斯突出发生在 2011 年 10 月，突出煤量 3000 多吨，属于严重突出矿井。

2 技术简介

液态二氧化碳相变致裂技术是 20世纪 50年代国外专门为高瓦斯矿井研发的

采煤器，目前该项技术被广泛应用于钢铁和水泥行业的爆破作业，以及岩石、混

凝土和其它物质的快速安全爆破。

湖南汉寿中煤科技有限公司是一家实力雄厚的煤矿设备生产商，由长年从事

煤矿安全与生产研究的学者以及资深煤矿从业人员合作创办，致力于为煤矿安全

和生产提供最新技术装备和高水平技术服务的高科技公司。液态二氧化碳相变致

裂技术是该公司从英国 CARDOX 公司引进，并通过多项技术改进创新，进而将

这项技术更好的应用于煤矿安全和生产。

液态二氧化碳相变致裂原理：在钻孔内装入预先注入液态二氧化碳的爆破管

（如图 1 示），并将爆破管与低压起爆器连接，接通电流引爆爆破管的起爆头后，

使管内的二氧化碳迅速从液态转化为气态，体积膨胀 600 倍，爆破管内气态二氧

化碳压力达到 160~180MPa，释放头内的破裂盘被打开，二氧化碳气体透过排放

孔，迅速向外爆发，利用瞬间产生的强大推力，二氧化碳气体沿自然或被引发的

裂面松开物料，并将其推离主体，从而达到爆破效果。

从国内外相关技术文献报道来看，液态二氧化碳相变致裂属于物理爆炸技

术，具有爆破过程无火花外露、爆破威力大、无需验炮、操作简便等特点。因此，

本试验的目的在于：利用英国 CARDOX 公司的液态二氧化碳爆破技术及装备，

考察在严重突出区域使用液态二氧化碳致裂技术进行快速消突的效果，为液态二

氧化碳取代炸药预裂爆破，以及在煤矿瓦斯强化预抽、煤层增透、快速消突中的


3

推广应用提供可靠的第一手技术数据。

图 1 液态二氧化碳相变致裂装备结构示意图

3 试验内容

3.1 穿层钻孔预裂爆破

3.1.1 试验地点简介

本项试验选在 16051 底抽巷第 96 组二列钻场进行，选择 6、10、14、18 号

钻孔作为试验预裂孔，如图 2 所示，试验钻孔参数如表 1 所示。

16051 底抽巷位于 16 采区东翼中上部，南与 16051 底抽巷相接，东北部有

马坊泉断层。该巷道地质构造简单，断层、褶曲不发育，二 1 煤层层位稳定，煤

层瓦斯含量 20.34~29.22m3/t。根据巷道设计和在 16051 底抽巷实揭地层情况，该

巷道的掘进层位为 L9 灰岩、粉砂岩，L9 灰岩层厚约 0.8m，质地坚硬，距二 1

煤层 10-12m，较稳定，粉砂岩含泥质，层理清晰稳定，酥软易碎；巷道所在地

区煤厚约 7.1m。

根据九里山矿的区域瓦斯治理技术措施，在 16051 底抽巷，每隔 2 米在顶板

布置一组钻场，每组钻场有 7~11 个钻孔，预抽煤层瓦斯；为提高抽采效果，矿

井采用高压水射流进行扩孔，每个钻孔冲出煤量 0.5~1t。为了对比考察 CO2 相

变致裂效果，16051 底抽巷第 96 组二列钻场的钻孔未采取高压水射流扩空。

2号孔4号孔 6号孔

8号孔10号孔12号孔14号孔

16号孔18号孔 20号孔

22号孔

图 2 钻场钻孔布置图，其中 6、10、14、18 号孔为预裂试验孔


4

表 1 预裂钻孔参数

孔号岩段（m）煤段（m）过煤（m）全长（m）角度（°）

6 13.7 8.1 0.7 22.5 120

10 11 7.2 0.8 19 93

14 11 9 0.5 20.5 63

18 13 9.5 0.5 23 36

3.1.2 试验过程

①试验开始前先测量 6 号预裂孔的自然瓦斯流量及非预裂孔的抽采浓度、流

量，并用钻孔窥视仪观察 6 号孔的孔壁情况。

②进行预裂试验时，先将试验装置的排气头与储液管连接好，推入 6 号钻孔

内，连上钻杆固定在钻机上，根据预裂钻孔参数以及推送杆数确保将排气头布置

在煤段中。钻机夹持器的固定作用可以防止起爆后装置冲入钻孔不易拔出。设备

安置如图 3 所示。

③液态二氧化碳相变致裂设备连接完毕后，试验人员按照焦煤集团对《九里

山矿 16051 底板抽采巷进行“岩巷穿层钻孔液态二氧化碳相变致裂强化预抽瓦斯

试验”安全技术措施》的批复，实施相应的安全技术措施。

图 3 试验装置安置图

④相关人员撤离至安全区域后，试验人员检查确定设备导通性良好。正式起

爆后，没有听到太大的响声，再次导通发现已经断路，说明致裂装置已成功起爆。

⑤半个小时后，试验人员进入试验区域。二氧化碳预裂爆破未对顶板和钻机


5

等设备造成任何破坏。再次用钻孔窥视仪观察试验后 6 号孔孔壁致裂情况，并测

量自然瓦斯流量、非预裂孔抽采浓度和流量。

⑥对 10、14、18 号孔进行了同样的操作，并对钻孔瓦斯浓度、流量持续观

测。整个试验按照预先计划有序进行。

3.1.3 试验效果

①预裂试验前后钻孔窥视情况如图 4 所示。可以看到试验前钻孔孔壁比较光

滑，无明显裂隙。试验后，在排气孔附近，钻孔孔壁受到急剧释放出的二氧化碳

气流冲击，原始微小裂隙扩张形成裂缝，同时产生新的裂隙，增加了瓦斯释放通

道，提高了煤层透气性，达到了预期致裂效果。

图 4 试验前后钻孔（上图为试验前，下图为试验后）

②试验前后 6 号预裂孔钻孔瓦斯衰减情况如图 5、6 所示。


6

试验前自然瓦斯流量随时间变化

y = 0.1676e-0.0964x

R2 = 0.9682

0.000

0.050

0.100

0.150

0.200

0 1 2 3 4 5 6 7时间（d）

流量（L/min）

图 5 6 号孔试验前

试验后自然瓦斯流量随时间变化

y = 0.1155e-0.0323x

R2 = 0.8987

0.095

0.100

0.105

0.110

0.115

0.120

0 1 2 3 4 5时间（d）

流量（L/min）

图 6 6 号孔试验后

由图 5、6 可知，试验前 6 号钻孔的自然瓦斯流量为 0.144L/min，7 天后减少

到 0.083L/min，衰减系数为 0.0964d-1；试验后自然瓦斯流量为 0.115L/min，5 天

后衰减到 0.100L/min，钻孔瓦斯衰减系数变为 0.0323 d-1。当钻孔瓦斯流量衰减

系数小于 0.003 d-1 时，抽采类型为容易抽采；当钻孔瓦斯流量衰减系数大于

0.003 d-1 小于 0.05 d-1时，抽采类型为可以抽采；当钻孔瓦斯流量衰减系数大于

0.05 d-1 时，抽采类型为较难抽采。通过二裂氧化碳相变致裂试验，钻孔瓦斯流

量衰减系数由 0.0964d-1降到了 0.0323 d-1，抽采类型由较难抽采改善为可以抽采，

达到了增加煤层透气性，提高抽采效果的目的。

③抽采数据

试验前、后对 96 组二列钻场的瓦斯抽采数据进行了近三个月的观测，并与

相邻但未受到影响的 95 组第二列单孔瓦斯抽采数据作对比，图 7 选取了试验钻

场中的 3 个孔（18 号预裂孔和 8 号、20 号非预裂孔）和 95 组第二列钻场中的 2

个孔作单孔瓦斯抽采混合流量、浓度、纯瓦斯流量的对比。图 8 所示为试验钻场

与邻近钻场总管瓦斯抽采混合流量、浓度、纯瓦斯流量的对比。


7

单孔混合瓦斯流量对比

0

0.02

0.04

0.06

0.08

0.1

0.12

0.14

0 10 20 30 40 50 60 70 80联抽时间d

混合

瓦斯

流量

m3/min

95组二列4号孔混合流量（m3/min） 95组二列6号孔混合流量（m3/min）

96组二列8号孔混合流量（m3/min）【预裂孔】96组二列18号孔混合流量（m3/min）

96组二列20号孔混合流量（m3/min）

单孔浓度对比

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

0 10 20 30 40 50 60 70 80

联抽时间d

浓度%

95组二列4号孔浓度（%） 95组二列6号孔浓度（%）

96组二列8号孔浓度（%）【预裂孔】96组二列18号孔浓度（%）

96组二列20号孔浓度（%）

单孔纯瓦斯流量对比

0

0.02

0.04

0.06

0.08

0.1

0.12

0 10 20 30 40 50 60 70 80联抽时间d

纯瓦

斯流

量m3

/min

95组二列4号孔纯瓦斯流量（m3/min） 95组二列6号孔纯瓦斯流量（m3/min）

96组二列8号孔纯瓦斯流量（m3/min）【预裂孔】96组二列18号孔纯瓦斯流量（m3/min）

96组二列20号孔纯瓦斯流量（m3/min）

图 7 单孔瓦斯混量、浓度、纯量对比（第 3、4天进行试验）


8

邻近总管混合流量对比

0

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

0.6

0 10 20 30 40 50 60 70 80联抽时间d

混合流量m3/min

96组二列混合流量（试验） 98组一列混合流量 97组二列混合流量

97组一列混合流量 95组二列混合流量

邻近总管浓度对比

0

10

20

30

40

50

60

70

80

0 10 20 30 40 50 60 70 80联抽时间d

浓度%

96组二列浓度（试验） 98组一列浓度 97组二列浓度 97组一列浓度 95组二列浓度

邻近总管纯瓦斯流量

0.000

0.050

0.100

0.150

0.200

0.250

0.300

0.350

0 10 20 30 40 50 60 70 80联抽时间d

纯瓦斯流量m3/min

96组二列纯瓦斯流量（试验） 98组一列纯瓦斯流量 97组二列纯瓦斯流量

97组一列纯瓦斯流量 95组二列纯瓦斯流量

图 8 钻场总管瓦斯混量、浓度、纯量对比（第 3、4 天进行试验）


9

由图 7 中的钻孔瓦斯混合流量图可知，预裂试验之前，试验钻场中两个钻孔

的流量在三天内分别从 0.128m3/min 和 0.124m3/min 减小到 0.039m3/min 和

0.052m3/min。第 3、4 天预裂爆破后，钻场区域内的煤体受到冲击、震动，撑开

部分原生裂隙，并产生大量新的裂隙，同时在试验钻孔附近，二氧化碳气流喷出

排气管，瞬间产生的强大推力也会导致一些原生裂隙被压实。这一系列变化引发

瓦斯流动通道重新分布，但可以看到钻孔瓦斯流量仍然比试验前大。

作参照的 95 组第二列钻场的 2 个钻孔成孔联抽较晚，抽采浓度比试验钻场

单孔浓度略高，但混合流量比试验钻场的流量低很多，瓦斯纯量也没有试验钻场

的大，尤其是与预裂孔相比，后者的纯量是其 2~4 倍。

由图 8 钻场总管瓦斯混量、浓度、纯量可知，试验钻场的总管瓦斯混合流量

远大于邻近其他钻场。联抽后 15～35 天之间，混合流量稳定 0.3m3/min 以上，

是其他钻场混量的 2~3 倍，联抽 35 天以后，混合流量开始缓慢衰减，但流量依

然大于邻近钻场流量。浓度与其他钻场相差不大，但抽采纯量仍是最大的，抽采

纯量在联抽 53 天之后衰减到 0.05m3/min 以下。累计月抽采瓦斯量如图 9 所示，

试验钻场抽采量是邻近钻场的 1.44~5.2 倍，大大提高了抽采效率。

月抽采瓦斯量（m3）

01000200030004000500060007000

96组二列（试验）

98组一列

97组二列

97组一列

95组二列

钻场号

月抽

采瓦

斯量

（m3）

图 9 累计月抽采瓦斯量

因此，不管是从单孔还是钻场总管的瓦斯抽采数据上来看，液态二氧化碳预

裂试验后的抽采效果不仅比试验前提高很多，也比邻近钻场采用水力冲孔措施的

抽采效果好。采用液态二氧化碳相变预裂技术既可以达到提高抽采效率，消除突

出危险性的目的，也能避免水力冲孔导致作业场所出现大量煤水造成工作环境恶

劣，以及易出现喷孔等不利因素影响，是十分适合应用于煤矿的好技术与好方法。


10

3.2 工作面浅孔松动爆破

3.2.1 试验地点简介

本试验选在 14121 回采工作面进行。

14121 工作面位于 14 采区西翼，该工作面地面标高为+92.3m，工作面标高

-153.7~196.2m，埋深 246~288.5m。工作面上部为 14101 工作面（已回采结束），

下部为 14141 设计工作面，西部与井田边界保安煤柱线相邻，东与 14122 工作面

相接（尚未回采）。14121 工作面走向长 243.5m，倾斜宽 132.5m，工作面所采煤

层总厚度在 5.8~8.5m 之间，平均煤厚为 6.91m，平均倾角为 12.5°，含平均厚度

1.1m 的软煤。该工作面煤层结构简单，伪顶为碳质泥岩，直接顶为粉砂岩，老

顶为砂岩，直接底为泥岩砂岩互层，老底为石灰岩；工作面煤层瓦斯原始含量为

17.16m3/t。

为消除突出危险性，该工作面执行区域和局部两个“四位一体”的综合防突

措施，即顺层网格式交叉钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突措施，和松动爆破、平行

钻孔预抽工作面瓦斯的局部防突措施。

3.2.2 试验过程

①试验前，工作面突出危险性预测。在距工作面下风道 10m~20m 的范围内，

垂直煤壁施工 3 个孔径 42mm、深度 8m 的预测指标测试孔，水平间距 4.5m，呈

三花状，如图 10 所示。按照《防止煤与瓦斯突出规定》的要求，用专业仪器测

试钻孔的钻屑瓦斯解吸指标△h2、钻孔瓦斯解析初速度 q 和钻屑量 S。

1.5

m

2.5

m

3.5

m(巷

高)

6.9

m(煤

厚)

9m 6.9

m(煤

厚)

3.5

m(巷

高)

5

4.5m

9m

8.7

m

8m

图 10 预测钻孔布置图

②在预测钻孔中间施工两个液态二氧化碳相变致裂钻孔，孔径 89mm，长度


11

7m。

③将试验装置的排气头与储液管连接好，推入钻孔内，孔口用黄泥封堵。在

孔口安装上卡盘，并用铁丝固定在液压支架的挡板上。两个试验孔各安置一套预

裂设备，用并联的方式布置导线。

④液态二氧化碳相变致裂设备连接完毕后，试验人员按照焦煤集团《关于对

九里山矿“14121 回采工作面进行浅孔液态二氧化碳相变致裂局部防突试验安全

技术措施请示”的批复》，实施相应的安全技术措施。

⑤相关人员撤离至安全区域后，试验人员检查确定设备的导通性良好。正式

起爆后，没有听到太大的响声，再次导通发现已经断路，说明致裂装置已成功起

爆。

⑤半个小时后，试验人员进入试验区域。试验装置仍被固定在原处，没有发

生太大位移。孔口产生大量裂缝，并有煤块崩落。在预测孔旁边从新打孔进行效

果检验。

⑥在工作面中部和上部又分别进行两次同样的试验。

3.2.3 试验效果

①试验前、后测试数据如表 2 所示。由于该工作面采取区域消突措施已长达

3 年，煤层残余瓦斯含量低于 8m3/t，故预测、校检的数值都很小。试验后的校

检值远远小于防突规定的突出临界值，与邻近的非试验校检数值相比也相差不

大。根据预裂孔与炸药孔爆破后的效果对比，表明液态二氧化碳预裂技术的消突

效果与炸药的消突效果相似，且爆破过程无火花，不会引起瓦斯爆炸，可以用于

突出危险区取代炸药进行消突工作。

表 2 工作面试验前后“三参数”对比

钻屑量 S（Kg）钻屑瓦斯解吸指标

△ h2（Pa）

钻孔瓦斯涌出初速度

q（L/min）

防突规定的临界值 6 200 5

试验前预测值 1.8 2.0 2.2 2.0 0 20 40 40 0.5 0.5 0.5 0.5

试验后校检值 1.8 1.8 2.0 2.0 0 0 40 40 0.5 0.5 0.5 0.5

非试验孔校检值 1.8 1.8 2.0 2.0 0 0 20 60 0.5 0.5 0.5 0.5

②试验前、后孔口对比如图 11 所示。试验前，孔口煤壁完整无裂隙。试验

后，孔口左侧一大块煤被崩落，沿着钻孔径向方向产生大量裂隙，从而使钻孔附

近的煤在松动爆破的作用下产生裂隙、卸压，为煤体中瓦斯的顺利排放创造条件，

从而降低煤层突出的危险性。与图 12 的炸药爆破效果相比，液态二氧化碳松动


12

爆破使更多的煤块从煤墙上脱落，产生了更多的裂隙，表现出了更好的消突效果。


13


14

图 11 预裂孔试验前后对比


15

图 12 炸药爆破效果

3.3 处理工作面上隅角顶板

3.1.1 试验背景

14121 工作面煤层结构简单，伪顶为碳质泥岩，直接顶为粉砂岩，老顶为砂

岩，顶板岩性坚硬稳定。在工作面回采完，液压支架向前推移之后，上隅角顶板

不容易及时垮落，引起上隅角区域积聚瓦斯，容易导致瓦斯超限，埋下事故隐患。

因此，处理上隅角顶板，使其在推移液压支架后及时垮落，填满采空区，避免瓦

斯积聚势在必行。

工作面现采取的措施是往上隅角顶板打直径为 42mm、长 2.2m 的钻孔，用

炸药爆破进行强制放顶。然而，在严重突出危险区使用炸药作业始终存在安全隐

患，考虑到液态二氧化碳相变致裂装备爆破过程无火花外露、爆破威力大的优点，

确定进行本次试验，考察液态二氧化碳相变致裂技术在处理顶板问题时的效果。

3.1.2 试验过程

①在上隅角顶板打 1 个预裂孔，孔径 42mm，孔深 2m，角度为 75°。

②将特制的 38mm 的排气管与储液管连接好，插入钻孔中，支撑在底板上，

保持固定。

③连接好起爆线路，经检测风流中瓦斯浓度为 0.3%，可以试验。随后将工作


16

面人员撤离到下风道。

④检验设备导通性良好，正式起爆。

⑤半小时后，试验人员进入上隅角区域，检查试验效果。

3.1.3 试验效果

试验前、后上隅角顶板情况如图 13 所示。试验前，顶板在铁丝网、钢带梁、

单体液压支柱的联合支护下保持稳定，中间区域比旁边下沉变形量大，单体支柱

后方的采空区有很大的自由空间。试验后，上隅角顶板在单体液压支柱的支撑作

用下，仍保持稳定，而没有出现立即垮落压埋支柱的情况，液压支柱后方采空区

的自由空间完全被矸石填充。出现这样的效果是因为钻孔孔底到采空区自由面的

距离小于孔口到采空区自由面的距离，爆破后钻孔中的排气管瞬间排放出大量气

体，钻孔孔底段抵抗冲击力最弱，导致孔底附近的岩石向着采空区方向崩落，充

填了采空区的自由空间。当回撤液压支柱以后，孔口段的顶板就会随即垮落，这

样就达到破裂顶板，消除采空区自由空间，防止瓦斯积聚的目的。


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图 13 试验前后上隅角顶板情况（上图为试验前，下图为试验后）

4 结论与展望

①从 16051 底抽巷进行的对比试验结果来看，在实验考察期内，液态二氧化

碳相变致裂钻场明显优于高压水射流扩孔钻场，对比结果如下：

● 前者的瓦斯流量衰减系数为 0.0323 d-1，后者的瓦斯流量衰减系数

0.0964d-1，前者仅为后者的三分之一，增透效果显著；

● 前者的瓦斯抽采浓度与后者的相当；

● 前者的瓦斯抽采混合流量是后者的 2－3 倍，前者的瓦斯抽采纯流量

是后者的 2－4。

②16051 底抽巷进行的穿层钻孔液态二氧化碳相变致裂试验表明：液态二氧

化碳相变致裂技术能够显著提高煤层透气性，增大瓦斯抽采量，效果能够达到甚

至水射流扩孔，是一种有效提高低透气性高突煤层瓦斯抽采效果的新方法。

③14121 回采工作面浅孔松动爆破和 14121 工作面上隅角强制放顶试验表

明：液态二氧化碳装备在进行松动爆破、处理顶板方面与普通炸药爆破效果无异，

1kg 液态二氧化碳的爆破效果大致与 2－3kg 矿用乳胶炸药相当，使用过程更加

安全。


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Documents

液态二氧化碳相变致裂技术与装备 · 行考察液态二氧化碳相变致裂，考察该技术提高煤层透气性、强化瓦斯抽采效果； ⑵在回采工作面采用液态二氧化碳相变致裂方法进行浅孔松动爆破，考察其消除