李豐亮，曹運興，劉高峰，曹永森

(1.山西蘭花煤炭實業(yè)有限公司，山西 晉城 048000；2.河南理工大學瓦斯/煤層氣地質工程研究中心，河南 焦作 454000；3.河南省非常規(guī)能源與開發(fā)國際聯(lián)合實驗室，河南 焦作 454000；4.中原經濟區(qū)煤層氣(頁巖)氣河南省協(xié)同創(chuàng)新中心，河南 焦作 454000；5.河南神華能源工程有限公司，河南 焦作 454000)

自2012年以來，國內開展了大量的CO2氣相壓裂技術理論和瓦斯治理應用研究。實踐表明，該技術工藝簡單、安全可靠、綜合成本較低，可大幅度提高瓦斯抽采率和抽采速度，降低煤層瓦斯含量和瓦斯壓力；氣相壓裂使煤層產生大量裂隙，煤層地應力重新分布，消除局部高應力狀態(tài)，起到防突消突效果，保障突出工作面安全掘進和回采[1-13]。

山西蘭花煤炭實業(yè)有限公司玉溪煤礦首采的1301工作面，已采取了底板巖石巷道上行穿層鉆孔預抽瓦斯的區(qū)域防突措施，區(qū)域效果檢驗結果顯示，殘余瓦斯含量小于8 m3/t，為無瓦斯突出危險性。但是，在掘進過程中，發(fā)生了多次瓦斯異常涌出現(xiàn)象，瓦斯突出參數(shù)K1值頻繁超標，瓦斯?jié)舛瘸迣е峦．a，掘進速度慢，嚴重制約了礦井的安全高效掘進。因此，為加強煤巷掘進工作面防突和防瓦斯超限管理，杜絕煤與瓦斯突出和瓦斯超限事故發(fā)生，2018年初以來開展CO2氣相壓裂防突掘進技術研究和試驗，降低了K1值等防突參數(shù)，消除了瓦斯異常涌出，保障了煤巷的安全快速掘進。

1 研究區(qū)概況

1.1 井田地質概況

玉溪煤礦位于山西省南部、樊莊普查區(qū)的東南部，井田面積26.147 km2，設計生產能力為2.40 Mt/a，主采山西組3號煤層，服務年限41.7 a。3號煤層位于山西組下部，厚度5.12～7.20 m，平均5.85 m，純煤厚度4.62～7.00 m，平均5.71 m。煤層頂板為泥巖、砂質泥巖、粉砂巖，局部為細粒砂巖。底板均為泥巖。該煤層厚度大且穩(wěn)定，結構簡單，全區(qū)可采，為穩(wěn)定型可采煤層。下距15號可采煤層82.80～84.54 m，平均84.34 m。3號煤層水分0.86%～4.34%，平均2.37%；灰分11.74%～17.76%，平均14.28%；揮發(fā)分7.43%～9.17%，平均8.07%；煤質為3號無煙煤。

1301工作面是玉溪煤礦首采工作面，煤層平均厚度5.85 m，布置兩進三回五條順槽，均為綜掘工作面。掘進工作面3.8 m，寬5.8 m，工作面走向長度1 250 m，傾向長度200 m，工作面采用U型通風方式。工作面地質構造簡單，位于向西傾斜的大型單斜上，傾角3°～6°，煤層頂板附近有一層軟煤，回風巷500 m左右有一陷落柱，北側有一正斷層，掘進工作面布置有兩條底抽巷(圖1)。

1.2 瓦斯地質特征

玉溪煤礦3號煤層瓦斯基本參數(shù)測試結果見表1。

圖1 1301工作面平面布置圖Fig.1 Layout of 1301 work face

表1 玉溪煤礦3號煤層瓦斯基本參數(shù)Table 1 Basic parameters of methane in 3# coal seam of Yuxi coal mine

由表1可知，煤層原始瓦斯壓力為1.50～1.65 MPa；甲烷組分96.25%～98.26%，處于甲烷帶內，原煤瓦斯含量為15.43～18.68 m3/t；煤層總體上為原生結構，煤體堅硬，煤的堅固性系數(shù)f值為0.8～1.0，但頂部和底部有兩層構造軟煤，頂分層軟分層厚度為0.3～0.5 m，底分層軟分層厚度為0.8 m左右，軟分層f值較小，一般為0.3～0.5，瓦斯放散初速度ΔP較大，為25.2～27.8，1301工作面原始瓦斯含量為16 m3/t，根據(jù)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》[14]，具有瓦斯突出危險性。

1.3 本項目試驗前采取的防突措施及效果檢驗

玉溪煤礦1301工作面已經完成掘進的巷道是膠帶順槽、輔運順槽、輔運聯(lián)絡巷。目前正在施工的掘進工作面包括：回風1巷、回風2巷、回風3巷、回風1巷反掘和1301工作面切眼。在本項目試驗前，已經采取了底板巖石巷道穿層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區(qū)域防突措施，對覆蓋區(qū)域進行了區(qū)域消突。效果檢驗結果表明殘余瓦斯含量最大值為7.30 m3/t，小于8 m3/t；區(qū)域效果檢驗為無突出危險性。

1.4 存在的瓦斯問題

頂部構造煤分層具有吸鉆、卡鉆現(xiàn)象，且瓦斯解吸指標K1值頻繁超標，多次出現(xiàn)大于0.5甚至1.0的情況；1301工作面掘進過程中發(fā)生過3次瓦斯異常涌出現(xiàn)象，造成瓦斯超限，被迫停產，掘進速度低，嚴重影響了礦井的安全生產。

2 CO2氣相壓裂技術研究與工程應用

2.1 氣相壓裂技術原理

氣相壓裂強化增透卸壓消突的技術原理是液體CO2在加熱條件下瞬間氣化為高壓氣體并對煤層做功，壓裂煤層，產生裂隙系統(tǒng)，大幅度提高滲透性，均化地應力場和瓦斯壓力場，提高瓦斯抽采效率，最終實現(xiàn)卸壓消突的目的。高壓管內液態(tài)CO2加熱后在20～40 ms內迅速轉化為氣態(tài)，其體積瞬間膨脹500～600倍，壓力劇增至設定壓力，高能CO2氣沖破剪切片后從噴氣閥噴出，形成高壓射流對煤體做功，從而達到物理爆破造縫、增透、卸壓和消突的目的[15-16]。

2.2 氣相壓裂技術參數(shù)

鉆機型號：3200型及以上型號；壓裂器材型號：C-74L、C-74；壓裂桿直徑：72 mm；單根壓裂桿長度：1 700～2 000 mm；液態(tài)CO2質量：2.0～2.8 kg/根；反應時間：20～40 ms；控制壓力：120～185 MPa。

2.3 氣相壓裂實施方案

在1301工作面煤巷掘進過程中，采取雙孔氣相壓裂消突措施。壓裂鉆孔一般位于中部硬煤層，距離頂板1.8 m左右，平行巷道掘進方向鉆進，鉆頭113 mm，鉆孔深度60～80 m，壓裂施工封孔段15～20 m，壓裂管20～30根，壓裂段長40～60 m(巷道斷面壓裂鉆孔布置圖如圖2所示)。掘進段嚴格控制在壓裂段范圍內，嚴禁超深掘進，始終保留安全超前距20 m。

氣相壓裂施工順序：施工壓裂鉆孔→器材檢查及下井→壓裂器材連接、推進→封孔與打壓→壓裂→解封→突出效果檢驗。

截至2018年11月5日，玉溪煤礦共對1301工作面施工27個循環(huán)，累計51個鉆孔，巷道累計安全進尺653.5 m。

圖2 氣相壓裂防突鉆孔布置示意圖Fig.2 Schematic diagram of gas phase fracturing anti-burst drilling arrangement

3 氣相壓裂防突效果分析

3.1 突出指標參數(shù)測試與分析

玉溪煤礦掘進工作面采用鉆屑瓦斯解吸指標K1值進行區(qū)域驗證、工作面預測和消突檢驗。采用“9+2”的布孔方式，即2個氣相壓力孔和9個瓦斯抽采孔，抽采5 d之后進行效果檢驗。效果檢驗采用3個孔測試K1值，即“測10 m掘7 m”方案，孔徑42 mm，孔深10 m，當K1值小于0.5時，可以掘進7 m；K1值大于0.5時，重新采取局部防突措施，完畢后再進行K1值檢驗。2018年8月恢復生產，1301工作面防突檢測合格后，不論工作面迎頭或檢測過程中是否遇到軟分層，每班接班施工隊組必須在工作面上部距頂板30～50 cm內位置和其他位置的軟分層(其他位置如有則施工，如無則不施工；距頂板30～50 cm的位置必須施工)都均勻施工5個探測鉆孔，探測鉆孔孔徑42 mm，孔深8 m，鉆孔間距1.25 m。

1) 1301工作面切眼巷。截至2018年10月17日，1301工作面切眼累計進行雙孔氣相壓裂施工4次，并完成4個循環(huán)掘進進尺。氣相壓裂后，掘進過程中，28次參數(shù)測試K1值均未超標(圖3)。2018年10月20日開始對切眼巷(擴幫段)進行掘進，截至2018年11月19日，安全掘進180 m，K1值均未超標(圖4)。

圖3 1301工作面切眼K1值對比Fig.3 K1 values comparison of cut-off in 1301 work face

圖4 1301工作面切眼(擴幫段)K1值對比Fig.4 K1 values comparison of cut-off (expansion section)in 1301 work face

2) 1301工作面回風1巷和回風2巷掘進工作面。截至2018年11月19日，1301工作面回風1巷掘進工作面累計進行雙孔氣相壓裂施工6次，且完成6個循環(huán)掘進進尺。截至2018年11月13日，1301工作面回風2巷掘進工作面累計進行雙孔氣相壓裂施工4次，且完成3個循環(huán)掘進進尺。1301工作面回風1巷和回風2巷壓裂前后K1值趨勢變化如圖5和圖6所示。

由圖5可知，1301工作面回風1巷在氣相壓裂試驗前，2018年3月9日～2018年7月5日巷道掘進過程中，除去陷落柱掘進區(qū)域，在煤巷掘進196.5 m范圍內K1值超限2次，且最大達到1.30。2018年8月實施氣相壓裂技術后，截至2018年11月19日1301工作面回風1巷在累計進尺333.5 m范圍內K1值均未超標，氣相壓裂消突效果明顯。

由圖6可知，實施氣相壓裂試驗前，1301工作面回風2巷在2018年3月10日～2018年7月5日掘進過程中，累計掘進205.5 m范圍內(巷道里程327～560 m，排除陷落柱掘進區(qū)域)，K1值共計超標5次，平均每百米巷道掘進超標2.4次，且在K1值超限區(qū)域，施工排放孔后仍連續(xù)超標，嚴重影響掘進速度。2018年8月在回風2巷實施氣相壓裂后，截至2018年10月31日連續(xù)掘進3個循環(huán)(掘進140 m)，K1值僅超標1次。

圖5 回風1巷壓裂前后K1值對比Fig.5 Comparison of K1 values before and afte racturing of return roadway 1

圖6 回風2巷壓裂前后K1值對比Fig.6 Comparison of K1 values before and afte racturing of return roadway 2

綜上所述，未采取氣相壓裂措施巷道長度為402 m，K1值超標7次，平均每百米巷道掘進超標1.7次；采取氣相壓裂措施巷道長度為653.5 m，K1值超標1次，平均每百米巷道掘進超標0.15次，較壓裂前降低了11倍，消突效果十分顯著。

3.2 瓦斯涌出量效果分析

根據(jù)1301工作面回風3巷氣相壓裂前(2018年3月22日～2018年4月8日)和氣相壓裂后(2018年4月16日～2018年11月13日，其中，7月、8月為停產時間)，掘進期間工作面和回風流瓦斯?jié)舛葦?shù)據(jù)，繪制了回風3巷氣相壓裂措施前后瓦斯?jié)舛茸兓€對比圖(圖7和圖8)。

圖7 回風3巷壓裂前后工作面瓦斯?jié)舛菷ig.7 Working face methane concentration compariso efore and after fracturing of return roadway 3

圖8 回風3巷壓裂前后回風流瓦斯?jié)舛菷ig.8 Return flow methane concentration compariso efore and after fracturing of return roadway 3

由圖7和圖8可知，1301工作面回風3巷氣相壓裂前掘進期間，工作面及回風流瓦斯涌出波動性較大， 峰值較高， 工作面平均達到0.6%左右，發(fā)生了3次瓦斯?jié)舛瘸?，被迫停產，嚴重影響掘進速度和生產安全。2018年4月16日起，回風3巷使用雙孔壓裂施工后，在巷道掘進期間工作面及回風流瓦斯?jié)舛让黠@穩(wěn)定，瓦斯涌出趨于均勻化，工作面瓦斯涌出峰值降至0.3%～0.4%，回風流瓦斯涌出峰值降至0.4%左右，保障了安全快速掘進。

3.3 掘進速度效果分析

1) 1301工作面回風1巷掘進速度分析。1301工作面回風1巷氣相壓裂前后巷道掘進對比情況見表2。分析表明，使用氣相壓裂之前，1301工作面回風1巷累計掘進里程241.5 m(巷道里程401～642.5 m)，排除陷落柱區(qū)域(巷道里程458～503.5 m)，在連續(xù)掘進煤巷196.5 m范圍內，有效掘進時間64 d，日均進尺3.12 m。截至2018年11月18日，共計在回風1巷進行雙孔壓裂6個循環(huán)，累計進尺333.5 m，有效掘進時間56 d，平均日進尺5.96 m。相比本項目試驗之前日均3.12 m，實施氣相壓裂措施后的掘進速度提高了1.91倍。

2) 1301工作面回風2巷掘進速度分析。1301工作面回風2巷氣相壓裂前后巷道掘進情況見表3。由表3可知，1301工作面回風2巷使用氣相壓裂之前，2018年3月10日～2018年7月5日掘進期間，排除陷落柱區(qū)域掘進里程(465～490.5 m)及4月份停產時間，累計煤巷掘進205.5 m，有效掘進80 d，平均日進尺2.6 m，主要原因是2018年3～4月，K1值超標嚴重，實施排放孔措施后依然超標，嚴重影響掘進速度?；仫L2巷在2018年8月以來共計進行了4次雙孔氣相壓裂施工，目前已掘進完成3個循環(huán)進尺，累計140 m，有效掘進時間32 d，平均日進尺4.4 m，掘進速度提高了1.69倍。

根據(jù)表2和表3可以計算得到，使用氣相壓裂前，巷道掘進累計進尺402 m，有效掘進天數(shù)144 d，日均進尺2.79 m；使用氣相壓裂后，巷道掘進累計進尺473.5 m，有效掘進天數(shù)88 d，日均進尺5.38 m，較氣相壓裂前，巷道掘進速度提高了1.92倍。

表2 回風1巷壓裂前后掘進情況統(tǒng)計Table 2 Excavation situation statistics before and after fracturing of return roadway 1

表3 回風2巷壓裂前后掘進情況統(tǒng)計Table 3 Excavation situation statistics before and after fracturing of return roadway 2

4 結 論

1) 采取氣相壓裂措施巷道長度為653.5 m，K1值僅超標1次，平均每百米巷道掘進超標0.15次，較壓裂前降低了11倍。

2) 使用氣相壓裂技術之后，在巷道掘進過程中瓦斯涌出趨于均勻化，瓦斯涌出峰值相對降低，有效防止了瓦斯異常涌出，避免了瓦斯超限，以及所造成的安全生產災害。

3) 使用氣相壓裂后，巷道掘進累計進尺473.5 m，有效掘進天數(shù)88 d，日均進尺5.38 m，較氣相壓裂前的日均進尺2.79 m，巷道掘進速度提高了1.92倍。CO2氣相壓裂消突快速掘進技術有效保障了礦井安全和高效生產。