王濤,宋宇鵬,徐陽

(1.山西煤炭運銷集團 長治有限公司,山西 長治 046000;2.重慶安全技術(shù)職業(yè)學院,重慶 404020)

煤炭是我國最主要的一次能源,也是很長一段時期內(nèi)的主導能源,在我國能源消費中的比重約占60%,戰(zhàn)略地位十分重要[1-4].煤炭行業(yè)又是典型的高危行業(yè),瓦斯、頂板等五大災害一直困擾著煤礦的安全生產(chǎn),其中死亡人數(shù)在100人以上的煤礦事故中,幾乎都是瓦斯事故,因此防治瓦斯是煤礦安全的重中之重.我國開采的高瓦斯煤層主要是單一煤層,瓦斯治理的最主要手段是確保抽采達標,做到應抽盡抽.而我國的可采煤層又以低透氣性煤層為主,普遍具有滲透率低、吸附性強等特點[5,6],為提高此類煤層的瓦斯抽采效果,可采用物理、化學等人工干預的方式,通過改善煤層的孔隙及裂縫系統(tǒng),以提高煤層透氣性.常用的技術(shù)手段有深孔致裂爆破、水力割縫、水力壓裂、射孔增透、煤層注水等[7,8].

二氧化碳致裂增透技術(shù)是近年來瓦斯抽采領域的研究熱點,因其具有顯著的爆破安全性和對瓦斯良好的驅(qū)替性,在國內(nèi)外都得到了進一步的研究和發(fā)展[9].其致裂能量的釋放大小可控,反應過程快速,原料來源穩(wěn)定,成本低廉,施工簡單,無火花外露,具有很高的安全性能.筆者以馬堡煤礦的二采區(qū)運輸下山為工程背景,針對掘進工作面瓦斯涌出量大,抽采效率低的問題,開展二氧化碳致裂增透技術(shù)的研究,以提高煤層的透氣性及瓦斯抽采效果,并為該地區(qū)類似條件下的煤層增透方案設計和實施提供指導.

1 工程概況

馬堡煤礦位于山西長治武鄉(xiāng)礦區(qū),設計生產(chǎn)能力1.5 Mt/a,主采煤層為太原組15#煤,平均厚度5.5 m,平均傾角12°,含0～3層泥巖及炭質(zhì)泥巖夾矸,結(jié)構(gòu)簡單,全區(qū)穩(wěn)定可采.礦井絕對瓦斯涌出量57.26 m3/min,相對瓦斯涌出量26.8 m3/t,屬高瓦斯礦井.掘進的二采區(qū)運輸下山位于15#煤層的二采區(qū)中下部,井下標高+704～+840 m,地面標高+1 284～+1 360 m,平均埋深550 m.巷道設計長度520 m,沿煤層頂板布置,斷面為矩形,掘進寬度4.6 m,掘進高度3.0 m,采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護.巷道的平面布置見圖1.

圖1 二采區(qū)運輸下山巷道布置

二采區(qū)內(nèi)發(fā)育有15條正斷層和7個陷落柱,地質(zhì)構(gòu)造較復雜.15#煤層在二采區(qū)淺部瓦斯含量較低,隨著巷道向深部延伸,瓦斯涌出量逐漸增大,現(xiàn)場實測的原始瓦斯含量為8.53 m3/t,瓦斯吸附常數(shù)a值為35.892 m3/(t·r),b值為0.726 MPa-1,瓦斯含量系數(shù)為15.73 m3/(m3·MPa0.5),煤層透氣性系數(shù)為1.07 m2/(MPa2·d),孔隙率為4.89%,煤層透氣性較差,制約了瓦斯抽采效率.煤層瓦斯壓力為0.55 MPa,煤的堅固性系數(shù)0.49,不具備突出危險性.

2 二氧化碳致裂增透原理

圖2 二氧化碳致裂器工作原理

使用空壓機等設備將液態(tài)二氧化碳注入爆破管內(nèi),在煤體中施工爆破孔后,逐一插入爆破管.爆破管一端的起爆頭接通引爆電流后,使管內(nèi)的液態(tài)二氧化碳迅速轉(zhuǎn)變?yōu)闅鈶B(tài),在1 s內(nèi)體積可膨脹700多倍,當氣體壓力超過泄能片極限壓力時,泄能片破斷,高壓二氧化碳氣體從出氣孔飛速沖出[10],如圖2所示.沖出的高壓氣體形成沖擊波,在出氣孔附近不斷擴孔,沖擊煤體形成粉碎區(qū)和初始導向裂隙;隨著沖擊波能量密度的下降,衰減為應力波,產(chǎn)生的壓應力在粉碎區(qū)中形成徑向裂隙;壓應力繼續(xù)衰減,煤體由于壓縮變形能的釋放而產(chǎn)生回彈,與壓應力共同作用在裂隙區(qū)形成環(huán)向上的拉應力,產(chǎn)生環(huán)向裂隙;高壓氣體進一步楔入裂隙,與瓦斯壓力共同作用,在裂隙尖端產(chǎn)生應力集中,推動裂紋繼續(xù)擴展,當氣體壓力與瓦斯壓力平衡時裂隙停止擴展,形成最終裂隙區(qū),達到煤體增透的目的.此外,由于二氧化碳分子的極化率大于甲烷分子,相同壓力下煤對二氧化碳的吸附量為瓦斯吸附量的2～8倍,也能產(chǎn)生驅(qū)替瓦斯的效果[11,12].煤體裂隙產(chǎn)生過程如圖3所示.

圖3 二氧化碳爆破后裂隙產(chǎn)生機理

3 試驗方案設計與應用效果

3.1 試驗前準備

二氧化碳致裂爆破的主要裝備為可重復使用的致裂器,每套爆破管的長度1.5 m,直徑61 mm,孔口封孔器的直徑75 mm,如圖4所示;配套裝置包括總線爆破控制器、操作工作臺、空壓機裝置和12 mm壓風管等.每爆破一次使用一套充裝閥、加熱器(發(fā)熱藥卷)、密封配件、泄爆閥片等,以及6個充裝有純度99.99%的液態(tài)二氧化碳的鋼瓶,每個重40 kg.

圖4 二氧化碳致裂爆破設備

3.2 鉆孔設計

3.2.1 爆破鉆孔設計

采用ZDY1900S全液壓坑道鉆機,在二采區(qū)運輸下山迎頭煤壁的中心施工1個爆破孔,傾角與巷道坡度相同,方位角同巷道掘進方向,孔深60 m.在爆破孔四周對稱施工4個排放孔,孔間距2 m,孔深61 m,排放孔向兩幫外斜約10°,確保孔底超出巷道左右?guī)洼喞€約10 m,孔徑均為94 mm.每掘進60 m進行一次爆破,共2個循環(huán)10個鉆孔.2個爆破孔編號分別為1#和2#,8個排放孔編號分別為11#,12#,13#,14#和21#,22#,23#,24#.爆破鉆孔布置方案如圖5所示.

3.2.2 抽采鉆孔設計

二采區(qū)運輸下山掘進期間,在已經(jīng)掘進完成的二采區(qū)回風下山左幫打設鉆孔預抽瓦斯,預抽鉆孔的終孔位置超出二采區(qū)運輸下山左幫輪廓線約15 m.由于二采區(qū)淺部的瓦斯含量低于深部,運輸下山0～240 m區(qū)域抽采鉆孔間距2 m,240 m以外的鉆孔間距1 m,抽采鉆孔垂直巷幫打設,距巷道底板1.5 m,孔深80 m,孔徑113 mm,封孔長度8 m.抽采鉆孔布置見圖6.

3.3 加注二氧化碳

3.3.1 檢查和連接設備

用歐姆表檢查發(fā)熱藥卷和閥體的電阻值,連接壓風管、操作臺和鋼瓶,安裝爆破器,爆破器尾端按次序安裝紫銅圈、剪切片和泄爆頭,爆破器頭端安裝帶有發(fā)熱藥卷和生料帶的閥體并擰緊,連接完成后再次檢查閥體的電阻值.

圖5 爆破鉆孔布置

圖6 抽采鉆孔布置

3.3.2 注入液態(tài)二氧化碳

加注前用專用扳手擰緊閥芯和閥堵,在閥體進氣口處放上四氟墊,擰緊連接處的充氣夾;空壓機接通電源后,依次開啟鋼瓶閥門和連接處的充裝閥門,開啟操作臺壓風按鈕,開始注入二氧化碳;加注完成后再次檢查電阻值是否正常.

3.4 起爆及拆除

1)將注好二氧化碳的爆破器安裝連接器,爆破器連接好炮線后送入鉆孔中,并依次連接剩余爆破器,直至全部連接完成;安裝變徑,接鉆桿,將爆破器送到預定位置;利用聚氨酯封堵孔口,封孔長度為1～2 m;起爆器安設在距爆破孔50 m外,人員撤離至安全距離后起爆.

2)起爆結(jié)束后瓦檢員檢查爆破位置及附近的瓦斯?jié)舛?降為安全濃度后作業(yè)人員用管鉗逐根拆下爆破器并集中運至井上,在地面對爆破器進行拆卸和整理,準備下次爆破用.

3.5 爆破效果分析

3.5.1 鉆孔中瓦斯?jié)舛茸兓?/p>

二采區(qū)運輸下山掘進工作面的爆破深度為60 m,通過對爆破前后鉆孔內(nèi)的瓦斯?jié)舛冗M行測量,得出2個爆破孔和8個排放孔內(nèi)瓦斯?jié)舛入S時間的變化情況,如圖7所示.

圖7 爆破前后鉆孔中瓦斯?jié)舛茸兓?/p>

從圖7可以看出:第一組鉆孔內(nèi)瓦斯?jié)舛缺缺魄疤岣吡?～3倍,其中13#觀測孔由于爆破引起的巨大轟爆效應導致爆破后在孔口位置塌孔;第二組鉆孔爆破后瓦斯?jié)舛壬吒鼮槊黠@,其中21#和22#觀測孔在爆破1 min后瓦斯?jié)舛茸罡哌_到96%,之后呈平穩(wěn)下降趨勢,鉆孔內(nèi)瓦斯?jié)舛日w提高3～4倍,其中23#和24#鉆孔爆破前后瓦斯?jié)舛仁冀K為0,說明抽采鉆孔在爆破前已經(jīng)塌孔.綜上所述,在二采區(qū)運輸下山迎頭實施二氧化碳爆破后,致裂后的煤體使瓦斯釋放速度得到提高,2組鉆孔內(nèi)的瓦斯?jié)舛绕骄岣吡?倍.

3.5.2 回風流中瓦斯?jié)舛茸兓?/p>

圖8 二采區(qū)運輸巷掘進期間回風流瓦斯?jié)舛茸兓?/p>

由瓦檢員現(xiàn)場測定在區(qū)域預抽鉆孔抽采前、抽采后及爆破后3種情況下,二采區(qū)運輸下山在綜掘機割煤期間回風流中的瓦斯?jié)舛?得出連續(xù)10個生產(chǎn)班的回風流瓦斯?jié)舛茸兓?如圖8所示.

由圖8可以看出,二采區(qū)運輸下山掘進期間回風流瓦斯?jié)舛?N抽采前>N抽采后>N爆破后,在預抽鉆孔抽采前用瓦檢儀測得回風流中平均瓦斯?jié)舛葹?.79%,抽采后為0.62%,下降了21%,二氧化碳致裂爆破后為0.26%,比抽采前下降了67%,這說明通過預抽鉆孔進行瓦斯抽采可以降低掘進期間回風流中的瓦斯?jié)舛?但效果不明顯;進行二氧化碳致裂增透試驗后,由于強化了鉆孔的瓦斯抽采效果,減少了掘進工作面的瓦斯涌出量,因而能夠顯著降低回風流中的瓦斯?jié)舛?

3.5.3 瓦斯抽采效果比較分析

在二氧化碳爆破前7 d和爆破后14 d測定二采區(qū)回風下山抽采管路中的瓦斯抽采量和瓦斯?jié)舛?分別計算其平均值,如表1所示.通過爆破前后的瓦斯抽采數(shù)據(jù)對比,平均抽采純量比爆破前提高了2.39倍,平均抽采混量提高了0.87倍,平均濃度提高了0.82倍,表明采用二氧化碳爆破增透技術(shù),能夠大幅度提高煤層的瓦斯抽采效果.

表1 爆破前后瓦斯抽采效果對比

4 結(jié)論

1)實施二氧化碳致裂爆破后,2組鉆孔內(nèi)瓦斯?jié)舛绕骄岣吡?倍,掘進期間回風流中的瓦斯?jié)舛扔沙椴汕暗?.79%降為爆破后為0.26%,下降了67%,瓦斯平均抽采純量提高了2.39倍,平均抽采混量提高了0.87倍.應用二氧化碳致裂增透技術(shù)能夠顯著提高掘進工作面的瓦斯抽采效果.

2)二氧化碳致裂強化增透技術(shù),具有較高的安全特性,在實施過程中可以配合其他增透手段及防塌孔技術(shù),以提高煤層增透和瓦斯抽采效果,實現(xiàn)高瓦斯低透氣性煤層的安全開采.