王曉東,李耀謙,魏誠敏
(1.華陽新材料科技集團有限公司,山西省陽泉市,045000;2.中國礦業(yè)大學(北京)應急管理與安全工程學院,北京市海淀區(qū),100083)
隨著我國煤礦開采深度及開采速度的增加,動力災害的風險也隨之增大。在深部開采環(huán)境下,地質瓦斯賦存及構造條件復雜,煤與瓦斯突出、沖擊地壓等煤巖動力災害的發(fā)生頻率增加,破壞強度也愈加嚴重[1-3]。掘進工作面由于首先揭露煤層、卸壓不夠充分,是煤與瓦斯突出的多發(fā)區(qū)[4]。經過專家學者多年研究,提出了多種防治煤與瓦斯突出的工程技術手段。區(qū)域防突措施包括開采保護層、煤層注水、預抽瓦斯;局部防突措施有松動爆破、超前鉆孔、水力擠出、水力沖孔、卸壓槽、超前支護等[5]。其中,水力化措施作為一種綜合快速消突技術,研究其工程應用參數及效果檢驗具有重要意義。
在煤層注水工程應用方面,張峰等[6]通過合理選擇注水鉆孔施工工藝,優(yōu)化注水參數,在三河尖煤礦取得良好效果;孫文標等[7]分析了煤層注水的作用機理,提出使用間歇注水、孔內爆破、濕潤劑等措施來改善煤層注水方法;周剛等[8-9]針對不同賦存條件煤層,使用現場試驗與實驗室測定相結合方法,修正了煤層注水參數。水力擠出也是一種較為常用的水力化防突手段,王兆豐等[10-11]根據現場試驗研究,制定了水力擠出綜合防突施工工藝,有效降低了煤巷掘進的突出危險性;朱建安等[12-13]通過對注水壓力、注水量等參數系統(tǒng)分析,結合現場應用,提高了工作面掘進速度;邱永剛等[14]基于水力擠出作用煤體卸壓機理,將水力擠出與邊掘邊抽相結合,有效降低瓦斯?jié)舛?;章傳源等[15]通過應用水力擠出技術,對比措施前后預測指標、煤層裂隙等參數變化,發(fā)現水力擠出能夠起到明顯消突作用。此外,較多學者圍繞水力沖孔、水力壓裂、水力疏松等水力措施的應用進行了相關研究。劉明舉等[16-17]分析水力沖孔消突機理,確定了水力沖孔影響半徑、沖孔間距等參數;呂有廠等[18-19]通過計算水力壓裂壓力,改善了水力壓裂參數,提高了煤層含水率及透氣性;王兆豐等[20]優(yōu)化了水力疏松施工工藝及注水參數,降低了掘進工作面突出危險性。
關于水力化防突技術的工程應用,一些學者對此進行了相關研究,但對于水力擠出的各項工藝具體參數及防突效果的定量衡量標準研究相對較少。筆者通過在寺家莊礦15104工作面現場試驗,確定了水力擠出的影響半徑、注水壓力、注水孔孔深、終孔間距等參數,并對其消突效果、掘進進尺及瓦斯涌出規(guī)律進行了分析。
寺家莊煤礦在15104工作面進風巷進行了水力擠出快速消突技術試驗。15104工作面進風巷位于礦井中央盤區(qū),東部為進風井井底車場,北部為中央盤區(qū)輔助運輸巷、中央盤區(qū)帶式輸送機巷,西部、南部無巷道,上部各煤層均未開采。井下標高在+480~+500 m之間,埋深550 m左右。煤層基本呈一單斜構造,構造復雜程度中等。煤層走向傾角2°~7°,厚度6.89~3.92 m。絕對瓦斯涌出量7.00 m3/min,相對瓦斯涌出量12.44 m3/t。煤層頂板為砂巖或灰色砂質泥巖,底板為泥巖。工作面設計走向長度1800 m,傾斜寬度200 m,掘進巷道采用綜掘,錨桿、波紋鋼帶、鋼筋鋼帶、菱形金屬網、錨索聯(lián)合支護方式,巷道長4.40 m,寬3.35 m,掘進斷面14.74 m2。工作面采用壓入式通風方式通風,2×30 kW對旋局部通風機,配直徑800 mm膠質風筒導風。
注水壓力下的注水鉆孔有效影響范圍通過測定鉆孔瓦斯涌出速度或瓦斯解吸指標來確定,測定鉆孔布置方式如圖1所示。1、3、4號鉆孔到注水孔的距離分別為1.0、1.5和2.0 m;2號鉆孔至注水孔距離為0.5 m。
圖1 注水孔影響范圍測定鉆孔布置示意圖
測定過程包括:在掘進工作面正前方打一個直徑42 mm、長度8 m的水平煤孔,同時測定瓦斯解吸指標K1;對鉆孔進行注水,注水壓力為10 MPa;注水結束后,按照設計要求依次施工直徑為42 mm的1、2、3、4號鉆孔,同時測定瓦斯解吸指標,測定結果見表1;對比注水孔和1、2、3、4號鉆孔每米分段測得的瓦斯解吸指標K1,確定注水鉆孔的縱向和橫向注水有效范圍。
表1 有效影響半徑測定結果表
由表1可以看出,2號鉆孔在4 m段有明顯裂隙產生,鉆孔出水,受到的影響較大。注水孔作為對照組,1、3號鉆孔的瓦斯解吸指標與注水孔相比變化顯著,在影響范圍之內;而4號鉆孔與注水孔相比則基本沒有變化,受到的影響較小。因此,從測定結果來看,注水孔的有效影響半徑為1.0~1.5 m,在水力擠出作業(yè)時,注水孔的終孔間距可以設置為2.0 m左右。
為了達到降低集中應力的目的,注水孔的深度至少應達到工作面前方應力集中帶。寺家莊煤礦15104工作面的集中應力帶通常位于工作面前方5~8 m處,注水孔深度設定為5 m。加上當班掘進進尺,孔長為10~12 m之間。
為了達到最好的封孔效果,注水孔封孔位置應處于卸壓帶和集中應力帶中間的位置,深度一般為3~6 m。該工作面卸壓帶寬度為5 m,集中應力帶寬度為3 m,實際實施水力擠出試驗時選擇的封孔深度為6 m。
合理的注水壓力是實施水力擠出的關鍵,壓力過小無法達到水力消突的效果,壓力過高容易造成動力災害。一般情況下,注水壓力要大于煤層水平應力而小于工作面前方的集中應力值。15104工作面煤層埋深為550 m,平均容重為2.6 t/m3,計算可得垂直應力為14.30 MPa。測壓系數約為0.4,那么水平應力為5.72 MPa,可以選擇注水壓力大于6 MPa進行試驗。集中應力系數通常為2~3,這時最高注水壓力不應超過28.60 MPa。
注水壓力及流速的變化反映注水的進展,當注水泵水出口壓力降低到一定程度時,可以結束注水。實測注水壓力與注水流量變化如圖2所示,此時注水時間在20~40 min之間。
圖2 注水壓力和注水流量對比
在實施水力擠出的過程中,實時記錄注水壓力P及注水流量Q。在15104工作面開展了3次試驗,注水壓力隨時間變化曲線如圖3所示。采用動壓注水,從開始注水到水力擠出措施結束大約需要45 min。由圖3可以看出,注水壓力在15 min以內升至8 MPa;在20 min的時候,達到壓力峰值,之后迅速下降;在30 min左右,第二次達到局部壓力峰值,隨后迅速下降。
注水流量隨時間變化曲線如圖4所示。由圖4可以看出,在注水的前10 min,注水壓力和注水流量升高較快;隨后,注水壓力與流量一個在波動中下降一個在波動中上升。這直觀反映出水力擠出是由壓力積聚到壓裂破碎直至擠出煤體的過程,最后應力和瓦斯得到釋放。
圖3 注水壓力隨時間變化曲線
圖4 注水流量隨時間變化曲線
實施完水力擠出措施后,在掘進之前,必須要對措施進行效果檢驗,以便確定措施實施的效果。寺家莊礦采用鉆屑瓦斯解吸指標K1作為效檢指標。鉆屑瓦斯解吸指標K1是指煤樣解吸第1.0 min的解吸量,綜合反映了煤的破壞程度和瓦斯壓力這兩個與突出危險性密切相關的因素。
大量煤樣的瓦斯解吸試驗研究表明:鉆屑瓦斯解吸指標K1與瓦斯壓力P的關系可以較好地擬合成曲線:
K1=A·PB
(1)
P——瓦斯壓力,MPa;
A、B——待定常數,0
因此,隨著瓦斯的排放,瓦斯壓力的降低,煤破壞程度的提高,K1值也會降低。
水力擠出措施過程中壓力水對煤體的破壞過程大體分為以下幾個階段:低壓注水煤體濕潤階段;壓力繼續(xù)升高,裂縫產生階段;繼續(xù)注水,煤體離層被擠出階段;最后,壓力降低,措施結束。即整個注水過程只持續(xù)40 min左右,但是由于水力擠出破壞煤體,煤層透氣性大幅增加,周圍的瓦斯會向工作面方向運移,瓦斯的大量排放也需要一個過程。因此,水力擠出措施實施后立刻效檢,會出現指標超標,甚至大于預測值的情況。圖5表征的就是不同時間條件下的校檢指標值變化情況。
圖5 水力擠出實施后K1值隨時間變化規(guī)律
從2018年3月4日開始,水力擠出措施在寺家莊煤礦實施了6個月時間。截至2018年10月份,15104掘進工作面進尺統(tǒng)計見表2,單日最高掘進進尺達到11.0 m,單面最高月掘進進尺達到220 m,較超前排放鉆孔等常規(guī)防突措施掘進速度40~50 m/月提高到2倍以上。考慮到平均每個月都有3~7 d不能正常掘進,掘進速度還能在此基礎上繼續(xù)提高。
水力擠出消突措施不同于超前排放鉆孔等防突措施之處:一方面是其顯著的防突效果,另一方面是其簡便快捷的操作和管理。表3為采取不同防突措施時的措施工程量對比情況。
表2 15104工作面正巷掘進進尺統(tǒng)計
表3 不同防突措施工程量對比
通過比較,采取水力擠出措施,抽放時間和鉆孔工程量都大幅度減少,掘進效率提升2倍以上,減少了勞動強度,改善了工作面的作業(yè)環(huán)境。
每次水力擠出措施結束后都進行了效果檢驗,效檢指標不超時方能掘進。寺家莊煤礦15104進風巷掘進工作面注水措施實施后,2018年4、5月份26次效檢指標值K1如圖6所示。
圖6 15104工作面注水措施實施后效檢指標
統(tǒng)計天數45 d,注水天數26 d,占總天數的58%;允許進尺210.0 m,實際進尺189.1 m;未注水天數19 d,占總天數的42%。主要是采掘鉆場膠帶和調試系統(tǒng)等;效檢次數26次,為縮短消突時間,均是注水后即效檢,局部超標即補打排放孔即效檢,指標降到臨界值以下;注水后超標次數:臨界值為0.6 ml/(g·min1/2),超標2次,5月7-8日超標原因是注水封孔器損壞導致數量不夠,購置封孔器時間影響,及封孔深度沒能到達工藝要求。綜合消突效果明顯,遠低于常規(guī)的30%措施超標率。
措施實施期間瓦斯?jié)舛惹€如圖7所示。由圖7可以看出,開始時瓦斯?jié)舛仍?.35%~0.46%,當煤體被擠出時,瓦斯?jié)舛燃眲∩仙?.00%,接著開始下降,恢復到0.35%左右。近工作面煤體充分卸壓和瓦斯的大量涌出消除了近工作面煤體的不穩(wěn)定狀態(tài),降低了突出危險性。對掘進期間采用不同防突措施的瓦斯?jié)舛冗M行監(jiān)測,數據如圖8所示。在同一巷道掘進,采取排放鉆孔等常規(guī)防突措施掘進,風流瓦斯?jié)舛纫话銥?.40%~0.90%;采取水力擠出措施掘進時,風流瓦斯?jié)舛纫话銥?.25%~0.45%。可以看出,水力擠出措施的瓦斯涌出量明顯低于排放鉆孔措施,防突效果更優(yōu)。
圖7 注水期間瓦斯涌出情況
圖8 不同措施掘進期間瓦斯涌出情況
水力擠出措施后煤中水分大大增加,由原煤的2%左右增至5%以上,增幅達1.5倍以上,注水前后水分變化情況如圖9所示。由于水分子和煤分子的極性,水對煤比瓦斯對煤有較大的親和力,微孔或超微孔隙中的水首先與煤分子結合。即吸附水以單分子的吸附薄膜形式存在于孔隙中,薄膜密布于或者局部分布于孔隙的表面,孔隙中吸附水薄膜的存在使煤中的瓦斯由吸附狀態(tài)轉為游離狀態(tài)變得困難,從而抑制瓦斯的解吸。
圖9 注水前后水分變化情況
(1)寺家莊煤礦水力擠出措施注水孔的有效影響半徑在1.0~1.5 m之間,實施水力擠出措施時,注水孔的終孔間距應在2~3 m之間。注水孔孔深為12 m,封孔深度為6 m,最佳注水壓力為12 MPa。
(2)水力擠出措施合理效檢時間應為措施實施后3 h,水力擠出消突措施的施工時間和工程量都大幅度降低。
(3)水力擠出措施實施后單面最高月掘進進尺達到220 m,掘進速度提高到1.5倍以上。水力擠出措施實施后掘進過程中瓦斯不超限且效檢超標率低于10%。
(4)水力擠出措施實施后煤中水分大大增加,由原煤的2%左右增至5%以上,增幅達1.5倍以上。