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顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突关键技术研究

秦长江  
【摘要】:对于低透气性松软单一煤层突出矿井来说,煤与瓦斯突出的区域防治是一个世界性的难题。由于预抽瓦斯措施工程量大、费用高、时间长、效果差,煤与瓦斯突出事故难以杜绝,安全生产难以保证。本研究通过对顺层钻孔的成孔机理研究,提出了顺层钻孔深孔施钻的“孔内高压”施钻理论,提高了顺层钻孔在低透气性松软煤层施钻深度,解决了顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施不能覆盖一个区段的问题;提出了“孔间煤体水力压裂卸压增透”技术,通过理论研究,计算机模拟,现场试验,使空间煤体地应力释放、煤体透气性增加,提高了瓦斯抽采的浓度和流量,大幅度减少了抽采达标时间。本研究的研究成功,为单一低透气性松软突出煤层开辟了一条与开采保护层有相似效果的防突新路。 顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施非常适应单一低透气性突出煤层矿井现场的条件,具有防突费用经济、钻孔容易布置、钻机施工方便、防突效果明显等优点,在防突规定中被列为优先选择的措施。但是,这一区域防突措施没有得到有效的运用。究其原因,主要存在如下问题: (1)由于突出煤层煤层软,透气性低,瓦斯含量和压力大,垮孔、喷孔严重等限制,上山钻孔钻进深度超不过80米,下山钻孔的深度超不过60米。钻孔覆盖范围不能达到一个区段。 (2)顺层预抽钻孔的布孔密度是一个两难命题,钻孔间距大,影响钻孔的预抽及区域消突效果;钻孔布置较密,在接近或穿过相邻钻孔瓦斯喷孔影响区域时,造成因钻孔周围煤体应力不均匀使钻孔产生偏移、甚至钻孔内压风从相邻钻孔内排出。 (3)单纯的顺层钻孔预抽措施对消除地应力、构造应力的集中区域效果不理想,而地应力、构造应力的集中区又影响着煤层的透气性,采取预抽措施后仍有突出事故发生。 (4)顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施的预抽达标期太长,如果把瓦斯含量降到8m3/t以下,预抽期高达20~24个月,正常的采掘接替无法进行。 (5)单纯的高压水力压裂技术作为区域防突措施有很大的缺陷。一是水力压裂技术的压裂区域不能人为控制,无法预知水力压裂的影响区域的准确范围;二是在使压裂区域产生卸压的同时,由于煤体的水平位移,会在压裂影响区域之外形成应力升高区或者应力集中区。防突存在盲目性。 本研究的主要针对上述问题,对深孔钻进和孔间煤体压裂卸压增透两个关键技术进行研究。 一、顺层钻孔深孔钻进方面: 实际打钻中,钻孔排出的钻屑远远大于钻孔的理论计算排渣量。在打钻的过程中,由于地应力、瓦斯应力的作用,在钻孔的周围会形成塑性变形区,而大量喷出瓦斯和煤粉,则是一种孔内动力现象。主要表现为塌孔、喷孔和卡钻等。塌孔是在地应力、瓦斯应力的作用下,加上煤质松软,钻孔孔壁经常出现垮塌现象。由于地应力集中、瓦斯应力高,加上煤体松软,钻孔钻进时极易发生喷孔,甚至发生煤与瓦斯突出,伴随着钻孔的钻进喷出大量的瓦斯和煤粉。由于喷孔主要发生在孔底或孔底附近,喷孔极易形成“孔穴”,使钻头失去钻孔壁的约束,形成钻头“扫孔”现象,孔穴越来越大,直至钻孔报废;喷孔还会造成后部钻孔壁应力增加,变形加剧,形成卡住钻杆等现象。卡钻是与喷孔有直接联系且随之发生的一种现象,喷孔发生造成孔壁变形,加上孔内煤粉的堆积,将钻杆和钻头箍紧。 1.顺层预抽钻孔施钻期间孔内瓦斯流动状态 钻孔施钻过程中,瓦斯流动和涌出的形式是不同的。从孔底到孔口的瓦斯流动状态分为三类:即球向不稳定流动、径向不稳定流动、径向稳定流动。 由于煤层深部煤层处于原岩应力状态,钻孔孔底在不断向煤体深部钻进延伸,钻头持续切割煤体,在钻孔孔底孔壁很难在短时间内形成稳定的塑性区,塑性区很薄,甚至近似为0。对于严重的突出煤层来说,瓦斯含量高、压力大,煤层透气性差、瓦斯解吸快,高压瓦斯和地应力联手,共同作用在钻孔孔底薄壁上。孔底的瓦斯球向不稳定流动致使孔壁煤体的层状剥落,然后不断向煤体深部扩展,形成瓦斯喷孔、塌孔,有的还会发展成为钻孔内煤与瓦斯突出。因此,球向不稳定流动段是影响钻孔成孔的最重要因素。 2、孔内高压理论的提出 有效遏制打钻时孔底的异常瓦斯涌出的动力现象,使球向不稳定涌出削弱后移,使径向不稳定段长度延长,是提高顺层钻孔打钻深度重要的途径。由达西定律可知,钻孔瓦斯涌出的动力,就是煤层原始瓦斯压力(P0),和孔内气体压力(p1)之压力差,如果提高施钻时空压机供风的压力,通过优化钻孔、钻具的参数,在钻孔孔底附近形成一个高气压环境,就会降低煤层内原始瓦斯压力(P0)和钻孔内气体压力(p1)之间压力差,孔底煤体吸附瓦斯急剧解吸并涌入钻孔孔底的猛烈程度就会减弱,孔底孔壁就能削弱和减少层状式剥落,钻孔持续钻进,孔底持续延伸,瓦斯的球形不稳定涌出形式,变为涌出相对不剧烈的径向不稳定流出,拉长了径向不稳定流动段的长度。瓦斯压力梯度变小,孔壁就能保持稳定,从而提高钻孔施钻深度。 3.施钻参数的选择 孔底压力决定了打钻时的排渣能力,孔底风压把煤屑加速到一定的速度,并在钻孔内搬运排出孔外。从p=△Pa+△Psac+△Ps+P0可以看出,孔底压力p越大,则△Pa、△尸Psac、△Ps就越大,排渣能力则越强。 而p=P-△Pt-△Pz即孔底压力决定于空压机提供的管道内压力,以及空气在钻杆内的阻力损失△Pz、压缩空气通过钻头的局部阻力△Pt 所以,要在钻孔直径一定的情况下,在保证排屑通道断面的前提下,缩小钻孔与钻杆之间的空间,提高钻孔内的风速则能提高搬运能力。提高空压机输出管道内的风压,增加钻杆内径减小风阻,改善钻头出风形式,降低局部阻力,就能确保孔底风压。 根据焦作矿区多年的实践,选择钻孔孔径为89mm;优化钻孔直径与钻杆直径比。选择直径73mm钻杆。根据焦作矿区原始瓦斯压力,考虑压缩空气使用的安全,合理风压选择为0.7-0.8Mpa之间。 4、钻具(1)二次扩孔钻头钻头(专利号:ZL201020124318.8) 钻头钻径越大,孔底的球向不均衡瓦斯涌出就越剧烈;钻径增大,孔壁的支撑能力则会减低。反之,小直径钻头对孔底喷孔的诱导越小,成孔更容易。基于这个原理,提出了二次扩孔分次卸压的概念。该钻头由两部分组成,前端为43mm小直径钻头,后部为89mm钻头,两者距离800-1000mm,前方的小直径钻头施工小直径钻孔,释放瓦斯压力,在小直径钻孔的周围形成应力梯度;然后由后部的扩孔钻头,将钻孔扩大89mmm直径。 (2)等直径钻杆(专利号:ZL201020124316.9) “等直径钻杆”是在光面钻杆上焊接钻翼,排渣通道位于钻翼之间,钻杆旋转搅动钻孔里沉积的煤尘并被压风吹出,解决了光面钻杆钻屑沉积,无法排出摩擦生热的问题,同时,“等直径钻杆”直径与钻头直径基本一致,使钻杆钻头旋转、切割更稳定,也解决了钻孔的定向问题。 4.现场试验。本研究先后在焦煤集团公司古汉山矿、中泰矿业有限公司进行试验。古汉山矿现场试验自2009年7月开始,到2009年10月现场试验基本结束,共施工上下向钻孔493个,钻孔深度最低深度103米(个别其他原因失败钻孔未计),最深钻孔达到135米,平均深度米118米。中泰公司现场试验自2010年11月开始试验,到2011年2月结束,施钻深度由平均34米,提高到孔深超过90米孔数占72.8%;九里山矿16采区多个采掘地点钻进深度均能达到130m以上。为了使孔间煤体压裂试验更准确,在16161运输巷试验现场设计孔深为120米。 二、孔间煤体压裂卸压增透方面 孔间煤体水力压裂技术的提出是基于对煤与瓦斯突出机理的分析,煤与瓦斯突出是地应力、瓦斯应力以及煤体结构综合作用的结果,实施区域防突措施应当着眼上述三个方面消突。针对突出煤层透气性差,顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施工程量大、预抽达标期长、削减地应力构造应力乏力的缺陷,孔间煤体水力压裂技术使煤体固有裂隙扩张的同时,使压裂煤体向自由孔形成的自由面扩张,卸压增透,煤体的塑性增加。孔间煤体水力压裂分以下几个步骤: 1.按理论计算的孔间距施工顺层钻孔,注水压裂孔、自由孔交替布置; 2.对自由孔进行冲孔,扩大等效直径。方法是:自由孔施钻完毕,对孔口段10米扩孔,采用内径l00mm的PVC管用聚氨酯进行封孔;更换水力冲孔钻头钻杆,对自由孔进行水力冲孔; 3.采用注浆封孔工艺,对注水孔进行注水泥浆封孔,封孔长度18米; 4.通过注水孔对孔间煤体实施高压水力压裂; 5.压裂以后,将所有压裂孔、自由孔联网抽放。 孔间煤体水力压裂技术研究分如下几个方面: 1.通过对国内外水力压裂技术的研究现状、研究动向和进展的充分调研,理论分析、计算机数值模拟、现场试验、综合分析相结合的方法进行研究。 2.孔间煤体压裂中煤体破坏,是高压水在钻孔壁造成张拉,继而产生裂缝,高压水充满并支撑裂缝,并使裂缝尖端不断劈裂。持续高压注水,高压水克服煤体内部摩擦力,迫使煤体逐渐向自由孔方向产生位移。首先产生Ⅰ型(张开型)裂纹;然后,克服煤层之间的摩擦力和凝聚力,产生Ⅱ型(滑开型)裂纹;最后,煤体部分或整体向自由端移动,应力得到释放。 理论分析得到钻孔周围起始开裂压力为:Pb=0.29σ1+To+Po+Pc。 维持裂缝扩展的注水压力, 3.根据九里山矿上覆盖岩层垂直应力及试验工作面煤层的泊松比,计算孔间煤体压裂的注水压力P应大于14.78MPa,但低于20Mpa。根据焦作矿区水力冲孔等效直径,计算等效断面为0.6079m2。借鉴淮南保护层开采被保护层变形量4%o,透气性系数增加300倍的经验数据,按孔间煤体变形量4‰计算,孔间距不应超过10.855m。考虑一定的系数,孔间距取6m。 4.孔间煤体处于三向不对称受力状态,垂直方向受到垂直应力σY,水平方向受到侧向应力σx及σz,工作面巷道一侧处于不受力状态,注水孔径向表面及孔底则承受水压力。对煤的力学性质进行假设分析,假设工作面前方煤体是均质、连续和各项同性的;假设煤体是线弹性体,遵循虎克定律;假设煤体只在地应力、水压力作用下变化,忽略瓦斯压力的作用,且不考虑应力、瓦斯压力、水的耦合作用。据上述分析建立了孔间煤体压裂的数值模拟力学模型。 5.采用RFPA2D数值分析软件对低透气性煤层进行水力压裂数值分析,模拟水力压裂的过程,证实孔间煤体压裂卸压程度、透气性系数增加远高于没有自由面的高压水力压裂。孔间煤体压裂能够有效地释放煤体内积聚的潜能,应力集中峰值降低,卸压增透消突效果明显。 6.现场试验选择在焦煤集团公司九里山矿,该矿为煤与瓦斯突出危险矿井。瓦斯绝对涌出量为48.53m3/min,相对瓦斯涌出量为24.17m3/t。煤层瓦斯压力均在0.75mpa以上,最高达2.08mpa,煤层瓦斯含量22.05m3/t。该矿建矿以来共发生煤与瓦斯突出65次,突出规模最大的一次发生在2011年10月27日的16031回风巷突出事故,突出煤量3246t,涌出瓦斯量29.12万m3。试验地点位于16161运输巷,该巷道沿煤层顶板布置,净断面11.04m2,采用锚网加预应力锚索支护方式。采用压入式通风,2×30KW的对旋式局部通风机通风。实际工作风量为550m3/min。布置试验钻孔19个,设计孔深120米,孔间距6米,其中1、3、5、7、9、11、13、15、17、19为自由孔,2、4、6、8、10、12、14、16、18为注水孔。试验区段走向长108米,倾斜宽120米。7.现场试验结果:2012年2月15日至3月8日顺层钻孔施钻、冲孔;2月18日压裂结束后带抽,至8月26日,累计抽放瓦斯量1820943.7m3,抽采率达67.8%,瓦斯含量降至6.91m3/t。实测煤层透气性系数增加420倍。与14121准备工作面(里段)相比(抽采达标评判报告):煤炭储量25.58万t,瓦斯储量为438.95万m3。工作面共有抽采钻孔949个,合计孔深83239m,自2010年5月到2012年3月,抽采瓦斯量248.36万m3,计算煤层残余瓦斯含量为7.45m3/t。与16161运输巷掘进时采用煤巷密集钻孔区段预抽相比:评价区域内的原始瓦斯含量为21.46m3/t、平均煤厚为7m、煤炭储量2.95万t、瓦斯储量63.3万m3,钻孔总长度9687m,开抽时间为2011年3月1日,累计抽采时间6个月,瓦斯累计抽采量为32.2万m,瓦斯抽采率50.8%,残余瓦斯含量10.5m3/t。由此可见,孔间水力压裂技术优势明显。 8.现场试验时,随着注水孔注水压力的升高,孔间煤体进入裂隙扩展阶段以后,临近的自由孔有大量的瓦斯涌出。事实证明高压注水对煤体瓦斯的驱离作用、对吸附瓦斯的置换作用的存在。水分子的分子结构更适合吸附,水与C02、N2等气体相比,安全性更高。驱离或置换瓦斯的机理有待于我们进一步进行研究。 本课题的研究,解决了长期困扰单一突出煤层矿井的防突问题,使顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的应用更加灵活,工程量更低、抽采达标时间更短。将会进一步增强措施的可靠性,降低防突成本,彻底扭转突出矿井的经营困局。


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