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    穿層鉆孔煤層掏穴擴(kuò)孔強(qiáng)化增透技術(shù)研究

    2015-02-17 07:43:45倪廉欽王佰順

    倪廉欽,王佰順

    (安徽理工大學(xué)能源與安全學(xué)院,安徽 淮南 232001)

    穿層鉆孔煤層掏穴擴(kuò)孔強(qiáng)化增透技術(shù)研究

    倪廉欽,王佰順

    (安徽理工大學(xué)能源與安全學(xué)院,安徽 淮南 232001)

    為提高低透煤層瓦斯抽采效果,提出了一種掏穴擴(kuò)孔增透技術(shù)。以李嘴孜礦A1煤為研究對象,通過現(xiàn)場測試與分析,考察了A1煤掏穴擴(kuò)孔前后瓦斯抽采影響半徑,抽采濃度和抽采純量;同時采用RFPA2D-Flow模擬軟件模擬了擴(kuò)孔前后煤層裂隙的起裂及擴(kuò)展過程,分析了掏穴擴(kuò)孔鉆孔對煤層透氣性的影響。結(jié)果表明:掏穴擴(kuò)孔鉆孔增加了鉆孔內(nèi)壁表面積,增大周圍煤體裂隙,使得周圍煤體中的應(yīng)力得到釋放。掏穴擴(kuò)孔后,瓦斯抽采影響半徑提高了1.3倍,抽采濃度提高1.9倍,抽采純量提高了2.3倍,因此,掏穴擴(kuò)孔鉆孔具有提高鉆孔瓦斯抽采效果,達(dá)到快速消突的目的。

    掏穴增透;預(yù)抽瓦斯;數(shù)值模擬

    隨著開采深度的增加,地應(yīng)力的增高使煤層透氣性降低,煤層的瓦斯壓力、瓦斯含量相應(yīng)增大,煤層的突出危險性增大。由于受地質(zhì)條件的限制,有些保護(hù)層轉(zhuǎn)變?yōu)橛型怀鑫kU性,使具有開采保護(hù)層條件的突出礦井越來越少,依據(jù)文獻(xiàn)[1]的規(guī)定,應(yīng)采用穿層鉆孔區(qū)域預(yù)抽煤層瓦斯進(jìn)行防突。因為淮南區(qū)煤層地應(yīng)力高,透氣性差[2],對未卸壓煤層進(jìn)行預(yù)抽效果差,消突時間長,所以必須采取增透措施[3]。常用的增透技術(shù)有水力沖孔,水力壓裂,水力割縫,松動爆破[4-6]等,但這些技術(shù)具有一定的局限性,且部分技術(shù)工藝復(fù)雜,不能廣泛推廣。因此,研究出一種簡單易行并具有普遍性的卸壓增透技術(shù)有著重要意義。

    本文以淮南礦業(yè)集團(tuán)李嘴孜煤礦-530 mE2A1煤底板巷穿層鉆孔預(yù)抽煤層瓦斯為例,試驗了掏穴擴(kuò)孔增透技術(shù),并應(yīng)用了RFPA2D-Flow軟件模擬分析了掏穴擴(kuò)孔后煤層透氣性的變化情況。

    1 掏穴擴(kuò)孔卸壓增透原理

    掏穴擴(kuò)孔卸壓增透技術(shù)就是在鉆孔預(yù)定深度內(nèi),通過增大鉆具直徑由原來的Φ133 mm擴(kuò)大為Φ260 mm[7],對鉆孔煤層段進(jìn)行旋轉(zhuǎn)切割,擴(kuò)大鉆孔直徑,增大鉆孔煤層段內(nèi)壁表面積,使得周圍煤體中的應(yīng)力得到釋放,煤體充分卸壓,裂隙增加,增大了煤層的透氣性,從而提高了鉆孔瓦斯抽采效果,使瓦斯流動場擴(kuò)大,擴(kuò)大了抽采影響半徑,降低了煤層瓦斯含量和瓦斯壓力,達(dá)到快速消突的目的。

    2 掏穴擴(kuò)孔現(xiàn)場試驗

    2.1 試驗概況

    淮南礦業(yè)集團(tuán)李嘴孜礦A1煤層埋深500 m,厚度為0.7~7.06 m,平均為3.0 m,為結(jié)構(gòu)單一發(fā)育較穩(wěn)定的煤層,頂板為灰色粉砂質(zhì)泥巖,底板為灰色粉砂巖。煤層瓦斯含量為6.75 m3/t,瓦斯壓力為2.0 MPa,透氣性系數(shù)為0.079 7 m2/MPa2·d,煤體堅固性系數(shù)f值為0.67。為考察掏穴擴(kuò)孔增透技術(shù)前后瓦斯抽采影響半徑,抽采濃度,抽采純量的變化趨勢,本次試驗在-530 mE2A1煤底板巷的同一水平,不同地點(diǎn)選取了兩處相距較近的試驗點(diǎn),分別用于瓦斯抽采影響半徑,抽采濃度,抽采純量測定。其中一組為A組,用于非擴(kuò)孔鉆孔瓦斯抽采影響半徑測試;另一組為B組,用于掏穴擴(kuò)孔鉆孔瓦斯抽采影響半徑測定。

    2.2 施工工藝

    1) 先使用Φ133 mm鉆頭穿過A1煤進(jìn)入底板0.5 m止,準(zhǔn)確記錄見煤位置。鉆孔采用壓風(fēng)排渣鉆進(jìn)。

    2) 試驗壓風(fēng)壓力,保證Φ260 mm掏穴擴(kuò)孔鉆頭正常打開,方可正常擴(kuò)孔鉆進(jìn)。鉆進(jìn)時輕壓慢鉆,控制給進(jìn)壓力,確保煤屑充分排至孔外,保證鉆孔擴(kuò)孔段施工質(zhì)量。

    3) 每次鉆進(jìn)1~2 m,必須用瓦斯便攜儀檢查孔口風(fēng)排瓦斯?jié)舛?;擴(kuò)孔鉆頭至A1煤止煤位置時,保持孔內(nèi)壓風(fēng),待孔內(nèi)煤屑排凈后方可起鉆。

    4) 撤鉆前先停止旋轉(zhuǎn),關(guān)閉壓風(fēng),待雙翼鉆頭復(fù)位后,方可緩慢撤鉆。

    3 掏穴擴(kuò)孔鉆孔抽采效果考察

    3.1 抽采影響半徑測定

    掏穴擴(kuò)孔鉆孔布置如圖1所示,抽采影響半徑測定鉆孔施工順序為:1#、2#、3#、4#、5#、6#、抽采孔。抽采孔應(yīng)在各壓力觀測孔壓力觀測值穩(wěn)定后再施工。其中抽采孔孔徑260 mm,孔深26 m,方位角34°,傾角32°。未擴(kuò)孔鉆孔布置如圖2所示,其中抽采孔孔徑113 mm,孔深24 m,方位角34°,傾角35°。抽采孔施工完畢后,立即進(jìn)行合茬抽采,通過在線監(jiān)測,得到各測壓孔連續(xù)30 d的測壓數(shù)據(jù),對數(shù)據(jù)處理結(jié)果如圖3~圖4所示。

    由圖3可知,在抽采30 d內(nèi),4#孔瓦斯壓力下降明顯,由1.7 MPa下降為1.22 MPa,壓力下降了28.2%;3#孔瓦斯壓力由1.2MPa降為1.1MPa,壓力波動了8.3%;5#孔瓦斯壓力由2.1 MPa下降為1.86 MPa,壓力降低了11.4%。其余鉆孔的瓦斯壓力無明顯變化。因此,有效抽采一個月測得煤層瓦斯抽采影響半徑介于3.5 m和4 m之間。

    由圖4可知,在抽采30 d內(nèi),1#、2#孔瓦斯壓力明顯變化,其中,1#孔瓦斯壓力由1.05 MPa變?yōu)?.82 MPa壓力下降了21.9%;2#孔瓦斯壓力由1.05 MPa變?yōu)?.86MPa,壓力下降了17%。故連續(xù)有效抽采30 d測得煤層瓦斯抽采影響半徑介于2.5~3.5 m之間。

    通過對掏穴擴(kuò)孔觀測孔和未擴(kuò)孔觀測孔瓦斯壓力變化趨勢的分析中得出如下結(jié)論:依據(jù)瓦斯壓降法,李嘴孜煤礦A1煤層在抽采負(fù)壓25 kPa條件下,,連續(xù)抽采30 d,測得掏穴擴(kuò)孔鉆孔抽采影響半徑較未擴(kuò)孔鉆孔抽采影響半徑提高了1.3倍左右。

    3.2 瓦斯抽采純量與瓦斯?jié)舛葴y定

    根據(jù)大量的實(shí)驗和數(shù)據(jù)收集統(tǒng)計,得出掏穴擴(kuò)孔鉆孔與非擴(kuò)孔鉆孔抽采濃度與抽采純量對比(見圖5~圖6)。

    由圖5可知,掏穴擴(kuò)孔鉆孔的平均瓦斯?jié)舛葹?4.87%,未擴(kuò)孔的平均瓦斯?jié)舛葹?3.27%。在觀測的30d內(nèi),掏穴擴(kuò)孔鉆孔的平均瓦斯?jié)舛仁俏磾U(kuò)孔的平均抽采濃度的1.9倍。

    由圖6可知,掏穴擴(kuò)孔鉆孔的平均抽采純量為0.82 m3/min,未擴(kuò)孔的平均抽采純量為0.35 m3/min。在觀測的30 d內(nèi),掏穴擴(kuò)孔鉆孔的平均抽采純量是未擴(kuò)孔的平均抽采純度的2.3倍。

    4 數(shù)值模擬

    采用RFPA2D-Flow(巖石破裂過程滲流-應(yīng)力-損傷耦合分析系統(tǒng))模擬軟件模擬掏穴之后煤體的破裂過程。其基本思想是:通過考慮細(xì)觀單元力學(xué)參數(shù)的非均勻性,模擬煤巖宏觀變形、破壞的非線性行為;通過考慮材料破壞后單元弱化描述基元的損傷,模擬材料的非連續(xù)和不可逆行為[8-9]。

    4.1 建立計算模型

    根據(jù)李嘴孜礦A1煤層的基礎(chǔ)參數(shù)的測定結(jié)果,構(gòu)建力學(xué)模型。模型尺寸為24m×10m,劃分為240×100個單元。模型分為上、中、下三層,中間一層為A1煤層,厚度設(shè)為3 m,煤層中央為260 mm抽采鉆孔(見圖7)。煤層中瓦斯壓力設(shè)為2 MPa,四周邊界為不透氣巖層,即瓦斯流量為0,力學(xué)及滲流參數(shù)如表1所示。

    根據(jù)上覆巖層實(shí)際情況,模型的加載條件設(shè)置為X方向上加載5 MPa,Y方向上加載12 MPa,求解類型為二維平面應(yīng)力,加載總步數(shù)為15步,代表掏穴擴(kuò)孔后鉆孔合茬抽采30 d,顯示步中步。

    表1 煤巖層力學(xué)及滲流參數(shù)

    4.2 模擬結(jié)果及分析

    掏穴抽采后煤體破裂過程如圖8所示。在RFPA2D-Flow軟件數(shù)值模擬結(jié)果中,通過各個單元的灰度來表示其所受應(yīng)力的大小,圖形中越灰暗的地方表示應(yīng)力越小,越明亮的地方表示應(yīng)力越大(見圖8a)。同時,根據(jù)計算結(jié)果,繪出模型孔洞水平中線上的剪應(yīng)力、最大主應(yīng)力和最小主應(yīng)力分布,據(jù)此分析掏穴擴(kuò)孔的影響范圍。

    從圖8c和圖8d中可以看出,在地應(yīng)力和瓦斯壓力的作用下,擴(kuò)孔鉆孔會打破煤層中原有的穩(wěn)定狀態(tài),導(dǎo)致孔洞周圍的應(yīng)力重新分布,產(chǎn)生應(yīng)力集中,當(dāng)其超過煤體的破壞強(qiáng)度時,煤體開始破裂,產(chǎn)生裂隙。圖8b清楚地展示了鉆孔右下角的煤體開始破裂。從圖8g和圖8h中可以發(fā)現(xiàn),由于煤體的破壞,導(dǎo)致集中應(yīng)力向遠(yuǎn)處轉(zhuǎn)移,裂隙將進(jìn)一步發(fā)育、貫通,漸漸地在鉆孔周圍形成一定范圍的裂隙帶,該處煤體應(yīng)力降低。從圖8e和圖8f中可以發(fā)現(xiàn),在裂隙發(fā)育的前端會出現(xiàn)一條明亮帶,在這條明亮帶上,應(yīng)力較高,是煤層的應(yīng)力集中區(qū)。但是在明亮帶之間的區(qū)域,應(yīng)力明顯釋放,瓦斯壓力降低,是為鉆孔的卸壓范圍。因此,掏穴擴(kuò)孔的影響范圍的大小主要取決于裂隙的發(fā)育深度。最終,在合茬抽采30d后,在鉆孔周圍形成了大約4.0 m的卸壓范圍,與現(xiàn)場考察結(jié)果基本一致,這也驗證了本次數(shù)值模擬的準(zhǔn)確性。

    為了進(jìn)一步分析擴(kuò)孔鉆孔對煤層透氣性系數(shù)提高的效果,模擬了未擴(kuò)孔鉆孔在相同條件下的裂隙發(fā)育過程,并對模擬結(jié)果進(jìn)行對比(見圖9)。在卸壓范圍內(nèi),分別取出抽采孔同一水平線上的多個質(zhì)點(diǎn)為研究對象,坐標(biāo)從(80,50)到(160,50)均勻取出20個質(zhì)點(diǎn),繪出20個質(zhì)點(diǎn)的透氣性系數(shù),并與煤體原始透氣性系數(shù)相比較(見圖10)。

    從圖10可以看到,采用擴(kuò)孔工藝后煤層的透氣性明顯提高,擴(kuò)孔后煤層的透氣性系數(shù)最高可達(dá)0.36 m2/(MPa2·d),透氣性系數(shù)平均增長8.6倍左右,由于煤體的非均勻性,離鉆孔越近,透氣性增加越大。

    從上述分析中可以看出,本次數(shù)值模擬反映出掏穴擴(kuò)孔后周圍煤體破裂過程及應(yīng)力變化趨勢,揭示了掏穴擴(kuò)孔增透技術(shù)可以增加周圍煤體的透氣性系數(shù)。

    5 結(jié)論

    1) 通過理論分析和現(xiàn)場試驗,掏穴擴(kuò)孔增透技術(shù)提高了瓦斯抽采效果,擴(kuò)孔之后卸壓范圍增大,煤層透氣性增大。

    2) 通過對李嘴孜礦A1煤層進(jìn)行掏穴擴(kuò)孔試驗發(fā)現(xiàn):擴(kuò)孔孔徑為260 mm抽采孔的抽采影響半徑是未擴(kuò)孔的抽采孔的抽采影響半徑的1.3倍左右;掏穴擴(kuò)孔鉆孔的平均瓦斯?jié)舛仁俏磾U(kuò)孔的平均抽采濃度的1.9倍;掏穴擴(kuò)孔鉆孔的平均抽采純量是未擴(kuò)孔的平均抽采純度的2.3倍。

    3) 通過對掏穴后煤體的變化過程進(jìn)行數(shù)值模擬發(fā)現(xiàn),鉆孔煤層段經(jīng)過掏穴擴(kuò)孔后,周圍煤體發(fā)生較強(qiáng)的應(yīng)力集中現(xiàn)象,導(dǎo)致煤體破碎,透氣性顯著增大,從而提高了鉆孔瓦斯抽采效果,降低了煤層瓦斯含量和瓦斯壓力,這與理論分析及現(xiàn)場實(shí)測具有良好的一致性。

    4) 穿層鉆孔煤層段掏穴擴(kuò)孔增透技術(shù)具有操作簡單,提高抽采效果顯著等特點(diǎn),為高突出煤層預(yù)抽消突技術(shù)提供了一種行之有效的方法。

    [1] 國家安全生產(chǎn)監(jiān)督管理總局. 防治煤與瓦斯突出規(guī)定讀本[M]. 北京:煤炭工業(yè)出版社,2009:56-68.

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    [3] 蔡如法,童校長. 穿層鉆孔掏穴增透強(qiáng)化抽采瓦斯技術(shù)研究[J]. 安徽建筑工業(yè)學(xué)院學(xué)報:自然科學(xué)版,2011(4):47-50.

    [4] 林伯泉,崔恒信. 礦井瓦斯防治理論與技術(shù)[M]. 徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2010:103.

    [5] 于不凡,王佑安. 煤礦瓦斯災(zāi)害防治及利用技術(shù)手冊[M]. 北京:煤炭工業(yè)出版社,2000:208-221.

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    [8] 楊天鴻,唐春安,徐濤. 巖石破裂過程的滲流特性:理論、模型與應(yīng)用[M]. 北京:科學(xué)出版社,2004:62-63.

    [9] 唐春安. 巖石破裂過程中的災(zāi)變[M]. 北京:煤炭工業(yè)出版社,1993:10-14.

    (責(zé)任編輯:何學(xué)華,吳曉紅)

    Research on Enhanced Permeability Technology by Enlarging Diameter of Cross-seam Boreholes in Coal Seam Section

    NI Lian-qin, WANG Bai-shun

    (School of Energy and Safety, Anhui University of Science and Technology, Huainan Anhui 232001, China)

    In order to improve the effect of gas drainage in coal seam of low permeability, a permeability improvement technology by enlarging diameter of boreholes was proposed. Taking A1coal seam of Liyi Coal Mine as the research object, by field test and analysis, the size of the radius of influence for gas drainage, concentration and volume of gas drained before and after boreholes being enlarged were investigated. By using numerical simulation software RFPA2D-Flow, the process of crack starting and extension of coal seam before and after boreholes being enlarged was simulated, and the influence of borehole enlargement on permeability of the coal seam was analyzes. The results showed that by enlarged borehole the wall surface area of boreholes increases, and fractures in coal seam around boreholes increase, thus the stress in the coal body around the boreholes was released. The gas drainage radius after borehole being enlarged increased by 1.3 times, concentration of gas drained increased by 1.9 times and the volume of gas by 2.3 times. The technology improves gas drainage effect, and fast eliminates outburst of coal and gas.

    permeability improvement; gas drainage; numerical simulation

    2015-04-07

    倪廉欽(1991-),男,安徽利辛人,在讀碩士,研究方向:礦井瓦斯瓦斯災(zāi)害防治理論與技術(shù)。

    TD712.62

    A

    1672-1098(2015)03-0077-06

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