突出煤層CO2氣相壓裂高效抽采防突掘進技術

楊百舸，張軍勝，令狐建設，曹運興,3,4,5

(1.河南理工大學 資源環(huán)境學院，河南 焦作 454003；2.華陽新材料科技集團有限公司，山西 陽泉045000，3.中原經(jīng)濟區(qū)煤層氣(頁巖)氣河南省協(xié)同創(chuàng)新中心，河南 焦作 454003；4.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 454003；5.河南理工大學 煤層氣/瓦斯地質工程研究中心，河南焦作 454003)

煤炭是中國的主要能源，煤炭在保障中國經(jīng)濟快速增長的同時，也使煤炭的開采條件不斷惡化，瓦斯災害、特別是煤與瓦斯突出災害日趨嚴重[1]。盡管近10 年來這一災害事故大幅度減少，但惡性事故依然發(fā)生，給礦工生命和煤礦安全生產(chǎn)造成嚴重損失，如2020 年6 月10 日發(fā)生在陜西韓城燎原煤礦的瓦斯突出事故，造成7 死2 傷，直接經(jīng)濟損失1 666 萬元。統(tǒng)計數(shù)據(jù)表明，在657 個國有重點煤礦中，煤與瓦斯突出礦井約占礦井總數(shù)的17.6%[2]。絕大多數(shù)突出煤層的透氣性差，煤層透氣性系數(shù)低，預抽瓦斯困難。煤層屬于難以抽采的礦井占49.2%，屬于容易抽采的僅占1.6%[3]。突出主要發(fā)生在掘進工作面，實現(xiàn)突出煤層掘進面的安全快速掘進是一項重大技術難題。為實現(xiàn)這一目的，針對不同瓦斯地質條件，國內(nèi)外研發(fā)應用了多種瓦斯治理技術，如水力壓裂[4]、水力割縫[5]、水力沖孔[6]、深孔爆破[7]、鉆割抽一體化[8]、氣體驅替[9]、密集鉆孔[10]等，不同程度解決了瓦斯抽采和卸壓防突等技術難題。

山西新元煤炭有限責任公司(新元煤礦)位于山西省晉中市壽陽縣境內(nèi)，開采的山西組3 號煤層為低–特低透氣性突出煤層，瓦斯地質條件復雜、瓦斯含量高、壓力大，瓦斯災害嚴重。前期主要應用密集鉆孔抽采技術解決突出工作面的防突掘進，該技術在瓦斯地質條件簡單的淺部效果較好，但在深部高瓦斯工作面效果十分有限。密集鉆孔抽采措施后，噴孔、夾鉆、煤炮等動力現(xiàn)象仍然頻繁發(fā)生，掘進期間瓦斯超限時常發(fā)生。一旦出現(xiàn)瓦斯超限，必須停止掘進并采取局部抽采防突措施，往往需要半個月以上方可抽采達標，嚴重影響了煤巷掘進速度和煤礦安全生產(chǎn)。

CO2氣相壓裂技術是一種液態(tài)CO2相變膨脹致裂技術，是通過快速加熱液態(tài)CO2，使其相變氣化膨脹的一種非炸藥爆破技術。1914 年，美國煤礦工程師發(fā)明該技術，在20 世紀30—50 年代成為高瓦斯煤礦的安全高效采煤技術。后來逐漸應用于巖石開采和工業(yè)清堵等。該技術1990 年在我國煤礦開采領域進行試驗，發(fā)現(xiàn)壓裂后煤巷瓦斯?jié)舛壬吆蛻糜谕咚怪卫淼臐撛诳尚行?。此后，氣相壓裂技術在國內(nèi)多用于井下低滲難抽煤層瓦斯增透[11-12]和掘進期間卸壓防突[13]，在煤層頂板弱化[14]、放頂煤輔助放頂[15]、地面井壓裂[16]等領域中也有所應用。目前，氣相壓裂技術正在陽泉礦區(qū)、潞安礦區(qū)等多個礦井的井下瓦斯治理領域進行推廣應用。

為解決新元煤礦低–特低透氣性突出煤層的抽采防突掘進這一技術難題，2015 年10 月以來，陽煤集團與河南理工大學合作，在陽泉礦區(qū)新元煤礦開發(fā)并規(guī)?；囼灹嗣簩覥O2氣相壓裂高效抽采防突掘進技術，實現(xiàn)了煤層瓦斯高效抽采，有效降低煤層的突出危險性，大幅度均化了風流瓦斯?jié)舛群陀砍隽?，保障了連續(xù)掘進生產(chǎn)，獲得良好的應用效果。本文主要介紹該技術方法以及在新元煤礦的應用成果，以期對全國類似瓦斯地質條件煤層瓦斯治理有所裨益和借鑒。

1 CO2 氣相壓裂技術

CO2氣相壓裂設備主要由壓裂管、充氣閥、噴氣閥、加熱器、控壓剪切片組成(圖1)。壓裂管是高強度鋼管，兩端分別是與之密封連接的充氣閥和噴氣閥，通過墊圈進行密封。壓裂管儲存液態(tài)CO2并內(nèi)置加熱器，噴氣閥端裝有控制釋放壓力的控壓剪切片。

圖1 CO2 氣相壓裂裝置結構Fig.1 Sketch of CARDOX system

加熱器引發(fā)后釋放大量熱能，管中液態(tài)CO2受熱迅速轉換為高壓氣體，氣體壓力達到控制壓力時沖破剪切片，從噴氣閥噴出作用于煤層。氣相壓裂技術的核心機理是：在煤層中形成一定范圍的裂縫圈[17-18]，產(chǎn)生大量人工微裂隙并開啟原有閉合裂隙，從而提高煤層透氣性[19-20]，提高瓦斯抽采效率，降低煤層瓦斯含量和瓦斯壓力，降低突出危險性，為掘進創(chuàng)造良好條件[21]。

與常規(guī)炸藥爆破相比，CO2爆破技術具有低頻長波、低溫低壓等獨特優(yōu)點。其次，該技術爆破振動很小，僅為炸藥的1/20，對頂板支護和兩幫不造成破壞。更為重要的是，該技術不產(chǎn)生明火火焰或電火花，不會引起瓦斯爆炸，是高瓦斯煤礦的本質安全爆破技術。正是由于CO2爆破的上述獨特優(yōu)勢，它成為高瓦斯煤礦瓦斯治理和其他特殊工程的不可替代技術，應用前景有待繼續(xù)開拓。

2 研究區(qū)瓦斯地質概況及瓦斯治理現(xiàn)狀

2.1 礦井瓦斯地質概況

新元煤礦位于山西省沁水煤田北部邊緣，井田面積128.79 km2，設計年產(chǎn)能力為500 萬t/a。現(xiàn)階段主采山西組3 號煤層，厚度平均2.58 m，為大部可采的穩(wěn)定煤層，含0～3 層夾矸，結構簡單，但局部有河流沖刷現(xiàn)象，3 號煤層頂?shù)装寮懊簩忧闆r如圖2 所示。

新元煤礦3 號煤層為煤與瓦斯突出煤層，具有瓦斯含量高、壓力大，透氣性差等綜合特征。在實施瓦斯治理措施后，巷道掘進期間，噴孔、夾鉆、煤炮等動力現(xiàn)象經(jīng)常發(fā)生，風流瓦斯體積分數(shù)超限(研究礦井規(guī)定為0.7%)現(xiàn)象也時有發(fā)生，掘進速度慢，嚴重制約了煤礦的采掘接替。

2.2 試驗工作面瓦斯地質特征

本次研究和試驗在新元煤礦3 號煤層10 采區(qū)31002 工作面進行。該工作面長2 300 m，寬240 m。采用雙U 型通風系統(tǒng)，即兩進兩回通風系統(tǒng)，雙巷煤柱間距為20 m。試驗巷道回風與輔助進風巷均為矩形斷面，寬×高為5.3 m×2.8 m，工作面及巷道布置情況如圖3 所示。

圖3 新元煤礦3 號煤層31002 工作面工程平面圖Fig.3 Engineering plan of the working face 31002 of coal seam 3 in Xinyuan Coal Mine

31002 工作面位于區(qū)域單斜構造上(S1 背斜)，地層走向近東西，向南傾斜，傾角1o～4o，平均2o，斷層較少，地質構造簡單。3 號煤厚度2.7～3.0 m，平均2.8 m，埋深482～504 m。煤巖類型以光亮型為主，層理明顯，煤體結構以原生結構煤為主，煤層中上部賦存一區(qū)域上較為穩(wěn)定的構造煤分層，一般0.2～0.3 m，局部變厚至1.5 m，堅固性系數(shù)f值0.3～0.5。掘進期間實測瓦斯含量12～15 m3/t，透氣性差，實測透氣性系數(shù)為0.017 m2/(MPa2·d)。

2.3 掘進面密集鉆孔防突掘進技術效果分析

31002 工作面掘進初期采用密集鉆孔條帶狀強化抽采消突技術，主要措施是：

①在迎頭布置24 個60 m 鉆孔，覆蓋兩幫15 m安全范圍；

② 所有鉆孔封孔后接管聯(lián)網(wǎng)，負壓預抽2～3 周；

③測試抽采區(qū)瓦斯含量，評價抽采效果，抽采達標后恢復掘進；

④ 每天掘進前再施工16 個卸壓鉆孔，孔深16 m；

⑤ 在左右和正前方施工3 個檢測孔，測試防突參數(shù)鉆屑瓦斯解吸指標K1值，如果K1<0.4，恢復掘進。

如此循環(huán)掘進。31002 工作面雙巷開始掘進后，瓦斯抽采效率低，上述密集鉆孔防突措施難以達到預期的防突效果，在每天掘進前施工16 個卸壓孔時，頻繁出現(xiàn)噴孔、壓鉆、煤粉大、吸鉆等異常動力情況，K1值仍然超標，割煤時瓦斯?jié)舛燃眲≡龃笊踔脸霈F(xiàn)瓦斯超限，掘進生產(chǎn)無法正常進行。生產(chǎn)3 個多月進尺150 m，月進尺只有40～50 m。

對31002 工作面回風巷2017 年7 月—10 月連續(xù)3 個循環(huán)防突掘進實施情況和技術加以分析，掘進階段位于回風巷口以東50～200 m 段，每循環(huán)掘進50 m。生產(chǎn)情況簡述如下：

①回風巷采取密集鉆孔預抽防突掘進措施；

② 在掘進巷道前方施工24 個60～70 m 長的輔助瓦斯抽采鉆孔；

③全部鉆孔并網(wǎng)抽采(抽采數(shù)據(jù)見表1)；

表1 密集鉆孔防突掘進技術抽采情況Table 1 Drainage situation using intensive drilling and anti-outburst tunneling technology

④ 檢測瓦斯含量小于8 m3/t，恢復掘進，每天開始掘進前，先施工16 個16 m 卸壓鉆孔并檢測K1，若K1<0.4 時，允許掘進6 m；K1≥0.4 時，補充12 個卸壓孔再進行檢測；

⑤ 掘進階段共計34 d，進尺150 m，平均日進尺4.41 m(三循環(huán)掘進數(shù)據(jù)見表2)；

表2 密集鉆孔防突掘進情況Table 2 Tunneling situation using intensive drilling and anti-outburst tunneling technology

⑥ 34 d 掘進階段：K1值最大0.57，K1值超標6次，超標率17.6%，平均值0.35；施工卸壓鉆孔期間，共發(fā)生19 次動力現(xiàn)象，6 次噴孔，13 次壓鉆；

⑦ 三循環(huán)掘進期間，巷道風流瓦斯體積分數(shù)0.15%～0.77%，停止割煤期間為0.15%～0.25%，割煤時升高到0.30%～0.77%。其中，連續(xù)3 d 掘進5 m時瓦斯涌出情況如圖4 所示，根據(jù)巷道風量便可計算巷道絕對瓦斯涌出量。從圖中可以看出，波峰上升十分迅速，表現(xiàn)為瓦斯急劇上升與異常涌出。按照瓦斯體積分數(shù)7%即為超限，7 月12 日—7 月14日僅僅3 d 內(nèi)，便發(fā)生2 次瓦斯超限；

圖4 新元煤礦3 層煤層31002 回風巷道密集鉆孔防突掘進技術風流瓦斯?jié)舛菷ig.4 Methane concentration using intensive drilling and anti-outburst tunneling technology in backwind roadway 31002 of No.3 coal seam in Xinyuan Coal Mine

⑧ 整體循環(huán)用時分別為39、34、33 d，共計用時106 d，平均每循環(huán)用時35.3 d。

從抽采數(shù)據(jù)、瓦斯涌出、掘進效果來看，密集鉆孔防突掘進技術無法解決該區(qū)域瓦斯地質條件下的安全掘進生產(chǎn)，新的適配性高效防突掘進技術的研究和開發(fā)十分必要和迫切。

3 CO2 氣相壓裂–抽采消突掘進試驗與效果考察

31002 回風巷道于2018 年1 月復產(chǎn)?；謴途蜻M后，采用CO2氣相壓裂技術作為局部防突措施的輔助手段。

3.1 試驗技術方案與現(xiàn)場實施

3.1.1 試驗方案

①試驗地點：31002 回風200～350 m 段，實測瓦斯含量12 m3/t，分為3 個循環(huán)進行試驗，每循環(huán)掘進50 m。

② 試驗時間：2018 年2 月24 日—5 月13 日。

③鉆孔參數(shù)：鉆頭直徑113 mm，鉆孔深度60 m，孔口封孔長度15 m 左右，封孔壓力8 MPa。

④ CO2氣相壓裂參數(shù)：釋放壓力120 MPa，壓裂管20 根/鉆孔，壓裂鉆孔長度為60 m。

⑤ 鉆孔布置與壓裂施工：采用11 孔(2+9)試驗方案，其中2 個壓裂鉆孔，9 個瓦斯抽采鉆孔。鉆孔分上下兩排布置，上排6 個孔，下排5 個孔。2 個壓裂孔位于巷道兩邊并平行巷道方向正前方鉆進成孔；9 個瓦斯抽采鉆孔呈輻射狀覆蓋巷道兩幫各15 m 范圍(鉆孔布置方法如圖5 所示) 。

圖5 31002 回風巷道氣相壓裂方案Fig.5 CO2 gas-phase fracturing scheme of the backwind roadway 31002

⑥ 施工順序：先施工壓裂鉆孔，完成2 個鉆孔的氣相壓裂施工，再施工其他9 個瓦斯抽采鉆孔。

⑦ 接管抽采：所有11 個鉆孔施工完畢后，水泥封孔并網(wǎng)接抽5 d 左右，檢測掘進前方瓦斯含量低于8 m3/t，恢復掘進生產(chǎn)。

⑧ 局部卸壓和K1值檢驗：掘進前實施16 個16 m 深卸壓鉆孔，隨后施工3 個10 m 深K1值檢查孔，測試K1，K1<0.4 時恢復掘進，記錄掘進動力現(xiàn)象。

⑨ 掘進50 m 后，停止掘進，進入下一循環(huán)。

⑩ 施工安全措施：啟動氣相壓裂前后，所有人員撤離施工影響區(qū)并設立安全警戒線，瓦檢員檢查施工區(qū)瓦斯情況，確認施工安全。

3.1.2 現(xiàn)場實施

現(xiàn)場實施情況簡述如下：

①回風巷采取氣相壓裂預抽防突掘進措施；

② 在掘進巷道前方施工11 個60 m 鉆孔，完成雙孔壓裂，全部鉆孔并網(wǎng)抽采(抽采數(shù)據(jù)見表3)；

表3 氣相壓裂防突掘進技術抽采情況Table 3 Drainage data using CO2 gas-phase fracturing technology

③掘進階段共計24 d，進尺150 m，平均日進尺6.25 m(三循環(huán)掘進數(shù)據(jù)見表4)；

表4 氣相壓裂防突掘進技術掘進情況Table 4 Tunneling data using CO2 gas-phase fracturing technology

④ 24 d 掘進階段：K1值最大0.38，未發(fā)生K1值超標現(xiàn)象；施工卸壓鉆孔期間，共發(fā)生2 次動力現(xiàn)象，即為2 次壓鉆；

⑤ 三循環(huán)掘進期間，巷道風流瓦斯體積分數(shù)0.15%～0.35%，停止割煤期間為0.15%～0.25%，割煤時升高到0.30%～0.35%。其中，連續(xù)3 d 掘進5 m時瓦斯涌出情況如圖 6 所示，根據(jù)巷道風量便可計算巷道絕對瓦斯涌出量。從圖中可以看出，波峰上升比較緩慢，未發(fā)生瓦斯超限現(xiàn)象；

圖6 31002 回風巷道CO2 氣相壓裂試驗后風流瓦斯?jié)舛菷ig.6 Methane concentration of ventilation air flow after the CO2 gas-phase fracfuring in the backwind roadway 31002

⑥ 整體循環(huán)用時分別為20、18、16 d，共計用時54 d，平均每循環(huán)用時18.0 d。

3.2 效果考察

在新元煤礦31002 回風連續(xù)掘進巷道，對采取氣相壓裂防突措施前后的4 種參數(shù)進行考察和對比，即抽采參數(shù)、掘進期間K1值及動力現(xiàn)象、掘進期間風流瓦斯涌出量情況、掘進效率，分析如下。

1) 抽采效果

通過表1 和表3 的對比得知：氣相壓裂技術在瓦斯抽采濃度及瓦斯日抽采量上均有大幅提高，即為：瓦斯抽采濃度從三循環(huán)平均 17.3%上升到48.1%，提高1.8 倍；瓦斯日均抽采量從三循環(huán)平均437 m3上升到1 306 m3，提高2.0 倍。對比抽采效果認為：氣相壓裂技術能有效改善煤層瓦斯抽采效果，提高瓦斯抽采效率，節(jié)約瓦斯抽采時間。

2) 掘進期間K1值及動力現(xiàn)象

鉆屑瓦斯解吸指標K1值是瓦斯突出預測的敏感指標，國家法規(guī)和行業(yè)標準[22-23]規(guī)定，在K1≥0.5 時，煤層有突出危險性。掘進期間的動力現(xiàn)象，是指發(fā)生在掘進前卸壓鉆孔實施過程中的噴孔、壓鉆等。動力現(xiàn)象的多少是評價防突效果的重要參數(shù)之一，也是評價掘進面前方突出危險性大小的重要依據(jù)之一。

現(xiàn)場實際資料表明(表4)，在氣相壓裂和抽采后，在24 d 的150 m 掘進生產(chǎn)中，K1值最大為0.38，平均0.31，沒有出現(xiàn)大于0.5 或0.4 的超標現(xiàn)象，施工卸壓鉆孔時共發(fā)生過2 次壓鉆現(xiàn)象。這2 次壓鉆發(fā)生在該循環(huán)掘進施工的最后一天，即CO2氣相壓裂消突措施鉆孔的末端，很可能是氣相壓裂和抽采對鉆孔尾端作用不完全導致的。對比密集鉆孔抽采消突措施效果發(fā)現(xiàn)，密集鉆孔措施后的34 d、150 m掘進期間，K1值最大為0.57，平均0.35，34 d 中K1值超標6 次，超標率17.6%。施工卸壓鉆孔時共發(fā)生6 次壓鉆、13 次噴孔。就掘進期間K1值及動力現(xiàn)象而論，氣相壓裂抽采消突效果具有更好的消突作用，認為這是煤層瓦斯含量和瓦斯壓力降低的直接效應。

3) 瓦斯涌出量和風流瓦斯?jié)舛染闆r

31002 工作面掘進期間供風量為480 m3/min。巷道風流瓦斯?jié)舛群陀砍隽恐苯臃从趁簩油咚骨闆r、突出危險性以及氣相壓裂的瓦斯抽采和消突效果。

氣相壓裂措施后掘進期間，統(tǒng)計分析連續(xù)3 d掘進相同進尺時的瞬時瓦斯涌出數(shù)據(jù)(每天統(tǒng)計500～1 200 個)，分析揭示了絕對瓦斯涌出量最大值、平均值及方差等及其所表征的瓦斯涌出規(guī)律(表5)。

表5 CO2 氣相壓裂前后絕對瓦斯涌出量對比Table 5 Comparison of absolute gas emission before and after CO2 gas-phase fracturing

對比分析表明，氣相壓裂措施后，絕對瓦斯涌出量平均值降低13%，整體變化不大；但氣相壓裂后巷道絕對瓦斯涌出量最大值從平均3.39 m3/min降低到1.30 m3/min，降低62%；氣相壓裂后絕對瓦斯涌出量方差值從平均0.564 2 m3/min 降低到0.013 5 m3/min，降低98%。絕對瓦斯涌出量最大值與方差的大幅降低表明，氣相壓裂使巷道瓦斯涌出更加均勻平穩(wěn)，這種均勻涌出有利于掘進生產(chǎn)的連續(xù)進行，消除了因掘進期間的瞬間異常涌出造成超限和停產(chǎn)。

氣相壓裂使煤層瓦斯均勻平穩(wěn)涌出，圖6 為試驗工作面氣相壓裂段掘進期間(2018 年3 月3 日—3 月5 日)連續(xù)3 d 的風流瓦斯?jié)舛惹€。圖6 表明，巷道瓦斯體積分數(shù)始終低于 0.4%，均勻分布在0.2%～0.4%。在割煤時瓦斯?jié)舛壬叩?.4%，其他時段分布在0.2%左右，長期保持穩(wěn)定的低值狀態(tài)，峰值與低值之間的變化幅度不大，高濃度峰值沒有出現(xiàn)，這一現(xiàn)象稱為氣相壓裂的瓦斯涌出削峰效應，即消除了瓦斯不均勻涌出的瞬間高濃度峰值(超標)現(xiàn)象，最終保證掘進生產(chǎn)的安全連續(xù)進行。

4) 掘進效率

提高掘進效率是煤礦井下瓦斯治理的最終技術目標。在實施氣相壓裂抽采防突技術措施后，24 d掘進150 m，日進尺6.25 m，比密集鉆孔技術的4.41 m提高了42%。綜合計算所有施工時間，同樣掘進150 m，密集鉆孔措施條件下用時106 d，氣相壓裂措施條件下用時54 d，節(jié)約52 d，掘進效率提高1倍，實現(xiàn)快速掘進的技術目標。

2 種防突技術的主要參數(shù)對比見表6。

表6 兩種防突掘進技術的主要技術參數(shù)對比Table 6 Comparison of the main technical parameters of two anti-outburst tunneling technologies

4 結論

a.對于高瓦斯突出煤層，氣相壓裂抽采技術具有良好的造縫、卸壓、增透、增抽和消突的綜合效果。能有效提高瓦斯抽采量，快速降低瓦斯含量和瓦斯壓力；具有良好的卸壓防突效果，鉆屑瓦斯解吸指標K1值超標次數(shù)減少，平均值降低，噴孔、壓鉆、煤炮等動力現(xiàn)象大幅度減少；具有顯著的瓦斯?jié)舛认鞣逍查g升高的現(xiàn)象消失，瓦斯超限次數(shù)大幅減少，瓦斯涌出趨于均化穩(wěn)定。

b.氣相壓裂技術具有顯著提高掘進效率的綜合效果。與常規(guī)密集鉆孔措施比較，氣相壓裂技術節(jié)約了成本和時間，每循環(huán)抽采鉆孔數(shù)量從24 個減少到11 個，三循環(huán)掘進150 m 的時間從106 d 減少到54 d，掘進效率提高1 倍左右，即相同的時間多掘進一倍的進尺。

c.氣相壓裂技術通過釋放高能氣體作用于煤層，形成裂縫卸壓圈。在裂縫圈范圍內(nèi)，卸壓作用顯著，地應力場和瓦斯壓力場得以均化，煤層透氣性提高，瓦斯抽采效果大幅度提高。壓裂后通過多鉆孔并網(wǎng)高效抽采，地應力場和瓦斯壓力場進一步平衡，最終形成分布更為均勻的新生瓦斯壓力場，使瓦斯動力現(xiàn)象減少、K1值降低，瓦斯均勻穩(wěn)定涌出，瓦斯超限次數(shù)減少，巷道掘進速度和安全程度大幅提高。

d.CO2氣相壓裂高效抽采防突掘進技術是突出低透氣性煤層安全高效的瓦斯治理技術，能夠實現(xiàn)抽采、防突、掘進等工序的高效進行，經(jīng)濟成本低，在全國類似瓦斯地質條件煤礦中具有推廣應用價值。但是，該技術的卸壓范圍及影響半徑尚未得到明確定論，有待進一步研究，該技術與其他技術配合使用的強化抽采和卸壓防突作用也可作為下一步的研究方向。同時必須指出，該技術對于氣相壓裂鉆孔質量要求較高，鉆孔要平直，孔內(nèi)清洗干凈無煤屑，這就需要高質量鉆機和良好的打鉆技術。