软煤夹层水射流层状卸压增透抽采瓦斯数值模拟及试验

2021-05-23宣德全胡世雄荆天祥

煤田地质与勘探 2021年2期

刘晓，李勇，宣德全，胡世雄，荆天祥，徐森

(1.河南理工大学能源科学与工程学院，河南焦作 454003；2.武汉理工大学安全科学与应急管理学院，湖北武汉 430070；3.义马煤业集团有限公司，河南义马 472300；4.中原经济区煤层(页岩)气河南省协同创新中心，河南焦作 454003)

煤与瓦斯突出严重影响了矿井的安全生产[1-2]，而一定厚度的构造软煤的存在更易发生灾害。目前，在此类松软低透突出煤层区域抽采消突措施中，水力冲孔技术应用效果显著，近年来在我国卸压增透措施中得到广泛应用[3-6]。

在诸多研究中，冲孔出煤量是考察水力冲孔效果好坏的重要指标，段守德等[7]以平顶山八矿己15煤层为试验对象，通过FLAC3D软件进行模拟，比较了不同冲孔出煤量条件下的卸压效果，并将其模拟数据与现场试验结果相互验证，结果表明出煤量的最优范围在0.37～1.00 t/m；刘晓等[8]以流固耦合和稳态蠕变理论为基础，采用数值模拟的方法查明了水力冲孔期间和水力冲孔后煤体渗透率的演化规律，指出影响半径随出煤量的增加而增加；李云等[9]为提高层外卸压瓦斯抽采效率，探索适合潞安矿区3号煤层的水力冲孔参数，通过对不同冲孔煤量钻孔的抽采效果进行对比分析，得出了水力冲孔的合理出煤量为0.15 t/m。上述研究都将出煤量作为重要指标进行研究，实际水力冲孔作业中，相比出煤量，出煤的均一性更为重要，目前水力冲孔普遍存在追求大的出煤量，冲出难度增加、运输任务加大、且往往受应力及冲孔能力影响，卸压改造不均匀、易在冲孔边缘造成应力集中，影响安全生产。基于此，笔者提出水射流层状卸压增透抽采瓦斯技术，基于常规水力冲孔存在的问题，完善水力射孔煤层卸压增透抽采方法，以提高煤矿瓦斯治理效果。

1 软煤夹层水射流层状卸压的意义

水射流层状卸压增透抽采瓦斯技术受保护层开采启发[10-14]，以煤层内水射流层状卸压方式来改善煤层卸压增透效果，选取煤层中某一软分层，采用高压水射流出煤卸压，形成卸压增透单元，连接覆盖整个煤层，促使空腔上下煤岩层变形，裂隙发育，进而增大煤层渗透率，提高抽采效果，该技术不再一味追求出煤量，旨在通过合适出煤量条件下尽可能提高煤层渗透率，实现煤层的均匀改造，解决钻孔出渣、排渣的困难及易造成应力集中的问题。水射流层状卸压增透抽采瓦斯技术如图1所示。

图1 水射流层状卸压增透抽采瓦斯技术Fig.1 Water jet layered pressure relief and permeability enhancement gas drainage technology

由于软煤的强度在含煤岩系各种岩性中最小，所以在构造变动过程中煤体较其他岩矿层更易遭到破坏。根据破坏程度由小到大，煤体结构依次表现为破裂状、碎裂状、颗粒状和粉末状等，呈现出层理紊乱、煤质松软的特点，煤体原生结构遭到破坏或完全消失。

根据文献[15]，软煤对煤与瓦斯突出的控制作用，主要是由于软煤自身的性质，软煤本身孔隙率较高，可以储存更多的游离瓦斯，而游离瓦斯会在煤体发生破碎作用时充当“气垫”的作用，促进了煤与瓦斯突出过程煤体的抛出。另一方面由于软煤强度较低，发生变形的幅度差异与关系更敏感，更容易为瓦斯的迅速解吸、扩散和快速流动创造条件。

水射流层状卸压增透抽采瓦斯，选取煤层中某一软分层或软煤层中的某一层作为改造对象，可以最大程度避免煤与瓦斯突出，同时充分利用软煤强度小、易射流出煤的特点，提高水射流层状卸压增透抽采瓦斯效率。

2 瓦斯抽采流固耦合模型

2.1 孔隙率和渗透率数学模型

含瓦斯煤体是一种复杂的可变形的孔隙-裂隙双重介质，煤对瓦斯具有较强的吸附能力，同时产生一定的吸附膨胀应力，这样使煤岩受力分布发生改变。所以，研究含瓦斯煤岩流-固耦合的问题时，应同时考虑煤层有效应力与其吸附膨胀应力之间的关系。依照孔隙率的相关定义[16]可得：

式中：φ为煤岩孔隙率；φ0为初始煤岩孔隙率；Vp为煤岩孔隙体积；Vp0为初始煤岩孔隙体积；Vb为煤岩外观总体积；Vb0为初始煤岩外观总体积；ΔVp为煤岩孔隙体积变化量；ΔVb为煤岩外观总体积变化量；Vs0为初始煤岩骨架体积；ΔVs为煤岩骨架体积变化量；e为煤岩体积应变。

根据Kozeny-Carman方程[17]可以建立煤岩体渗透率和孔隙率的关系：

式中：k是渗透率，10-3μm2；kZ为无量纲常数，取值为5；As为煤岩孔隙的总表面积，cm2。

渗透率与原始渗透率的比值为：

式中：∂为煤岩孔隙表面积增加系数，%。

在煤岩应力应变的过程中，单位体积煤颗粒的总表面积几乎不变，可以忽略不计，同时不考虑温度的变化，根据文献[18]，最终可得到含瓦斯煤岩渗透率演化模型：

式中：T为煤层温度，K；a、b为煤的吸附常数，单位分别为m3/t、MPa-1；R为普适气体常数，通常取8.314 3 J/(mol·K)；ρ为煤的密度，t/m3；Vm为气体摩尔体积，取22.4×10-3m3/mol；p为瓦斯压力；Ks为煤体骨架体积模量。

2.2 含瓦斯煤岩变形场方程

将煤岩看作线性等向强化材料。含瓦斯煤岩总应变包括含瓦斯煤岩吸附膨胀引起的应变、瓦斯压力压缩煤粒本体引起的应变以及地应力导致的应变，根据文献[19]可知，含瓦斯煤岩变形场控制方程：

式中：α为Biot系数；Fi为体积张量，N/m3；v为泊松比；G为剪切模量：

式中：E为弹性模量。

2.3 含瓦斯煤渗流场方程

理想气体状态下煤层瓦斯气体状态方程表示如下：

式中：ρg为瓦斯压力在p时的瓦斯密度，kg/m3；Mg为瓦斯气体摩尔质量，kg/mol；Z为瓦斯压缩因子，在温差不大的情况下近似为1；ρn为标准状态下煤层瓦斯密度，kg/m3；pn为标准状态下的瓦斯压力，pn=0.103 25 MPa。煤层瓦斯赋存状态主要为吸附态和游离态，根据修正的Langmuir吸附平衡方程可知煤层瓦斯总含量方程[20]为:

式中：Q为单位体积煤的瓦斯含量，kg/m3；A为煤的灰分质量分数，%；M为煤的水分质量分数，%。

考虑Klinkenberg效应，同时，模型与外界隔绝，不发生任何形式物质和能量交换，瓦斯在煤层流动符合质量守恒定律。可以得到渗流场控制方程：

式中：μ为瓦斯动力黏度系数，Pa·s。

3 层状卸压抽采瓦斯数值模拟

3.1 层状卸压模拟基本情况

根据河南省义马集团新义煤矿11090工作面底板穿层钻孔布置现场条件建立数值模拟三维几何模型，如图2所示。煤层厚度为2～5 m，直接顶为砂质泥岩，基本顶为中粒砂岩，直接底为粉砂岩，基本底为硅质泥岩。据此，建立模型尺寸为30 m×30 m×20 m，其中顶板厚度为5 m，底板厚度为11 m，煤层整体厚度为4 m，软煤夹层厚度3.5 m，射流钻孔长度14 m，过煤段长度2 m。层状水射流分支长半轴为2 m，短半轴为0.22 m，模拟出煤率为2%。

图2 数值模拟几何模型Fig.2 Geometric model of numerical simulation

模型施加16 MPa的初始垂向应力，13.5 MPa的侧向应力；煤层顶底板交界、冲孔孔洞壁面为自由边界；渗流场初始瓦斯压力为1.3 MPa；设置初始抽采负压为-17 kPa；在模型中煤层顶板和底板透气性较差，设置为纽曼边界，流量为0。具体物理参数见表1。

3.2 模型射流分支数确定

当射流分支的数目选择合理的时候，能够有效减少煤层卸压的应力扰动空白带，增大水力强化措施对煤层的扰动。水射流层状卸压出煤后由于地应力的作用形成花瓣形状应力扰动区。以射流分支长半轴为2 m、短半轴为0.22 m为基础分别模拟3、4、5、6个射流分支情况，如图3所示。

图3中花瓣形状表示射流分支周围的应力扰动区域，射流分支数为3个和4个时，也就是花瓣数为3个和4个时，从图中能够看出花瓣与花瓣之间存在明显的应力扰动空白带，空白带煤体所受应力并没有明显的变化，受到水力强化措施的扰动较小。当射流分支数为5个时，花瓣边缘地带仍有部分细小应力空白带。当射流分支数为6个时，花瓣边缘地带应力空白带进一步缩小，满足现场抽采3个月内抽采不留应力扰动空白带需求。

表1 含瓦斯煤相关参数Table 1 Relevant parameters of gas bearing coal

图3 等效应力分布云图Fig.3 The cloud map of equivalent stress distribution

3.3 层状卸压抽采煤层瓦斯压力和瓦斯含量时空演化规律

图4为射流分支数为6个时，抽采0、1、10、30、60和90 d的瓦斯压力分布云图，两个分支之间角度为60°，模拟结果显示钻孔并未出现明显的变形。通过孔洞周围颜色的变化可以直观地看到初始瓦斯抽采时，钻孔周围瓦斯压力急剧下降，形成低压区域，随着抽采时间的延长，瓦斯压力的变化逐渐不明显；在30 d内，钻孔周围瓦斯压力变化较为明显，30 d后，随着抽采时间的增加，钻孔周围瓦斯压力逐渐趋于稳定。

图4 瓦斯压力切片Fig.4 Slice diagram of gas pressure

图5中线段AB和CD为水射流层状卸压和常规水力冲孔孔洞周围瓦斯观测剖线，图6和图7为图5中AB、CD剖线上瓦斯压力和瓦斯含量的变化曲线，红色直线表示瓦斯压力为0.6 MPa，为新义矿消突临界值，所对应的距离即有效抽采半径，随着瓦斯抽采时间的增加，钻孔周边瓦斯压力逐渐降低，抽采半径逐渐增大，但增加幅度逐渐降低，抽采钻孔水力强化施工完成时(即第0天)，钻孔周边煤层相对瓦斯含量变化不大，随着抽采时间增加，煤层在地应力和煤体膨胀等的作用下，煤层瓦斯逐渐解吸、扩散、运移至孔洞中，孔洞周边煤体的残余瓦斯含量逐渐降低，且影响范围逐渐扩大，如图6b和图7b所示水力冲孔瓦斯含量的动态演化过程，可以看到在空间上，随着距离的增加，瓦斯含量不断上升直至达到原始状态；在时间上，随着抽采时间的增加，瓦斯含量逐渐降低。

图5 数据剖线Fig.5 Date profile

图6 层状卸压冲孔瓦斯状态变化曲线Fig.6 Gas state changing curves curve of layered pressure relief punching

图7 常规冲孔瓦斯状态变化曲线Fig.7 Gas state changing curves of conventional punching

在相同出煤率，抽采时间均为180 d时，对比常规水力冲孔和水射流层状卸压的瓦斯压力、瓦斯含量的变化规律可得：常规水力冲孔有效抽采半径为2.8 m，水射流层状卸压有效抽采半径为6 m，后者约为常规水力冲孔有效抽采半径的2.14倍；在有效影响范围2 m时，抽采1 d时，水射流层状卸压瓦斯含量为8.8 m3/t，抽采180 d后，其瓦斯含量降至1.8 m3/t，降低量为7 m3/t；而常规水力冲孔在抽采1d时，瓦斯含量为10.4 m3/t，抽采180 d后，其瓦斯含量降至6.3 m3/t，降低量为4.1 m3/t，水射流层状卸压瓦斯降低量为常规水力冲孔的1.71倍。

4 现场试验

新义煤矿主要可采煤层为山西组二1煤层，为大部可采煤层，煤层结构较简单、一般不含夹矸，局部结构复杂，夹矸单层厚度0.10～4.29 m；夹矸岩性为黑色砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩。煤层底板为灰、深灰色粉砂岩或细粒砂岩，夹黑色泥质条带；煤层直接顶板多为炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩，间接顶板为中、细粒砂岩，局部地段直接顶板为大占砂岩。本次试验钻孔施工地点为新义矿11090工作面中部底板巷，工作面高程为-302.2～-222.6 m，构造简单，总体为单一倾斜构造，但沿走向、倾向有一定起伏。地层走向40°～50°，倾向130°～140°，煤层倾角1°～10°，平均4°，煤层结构简单，厚度为0.5～12.8 m，平均4.7 m，软煤占比60%～80%，位于煤层中上部，为糜棱煤。

如图8所示，Z1—Z13为一组钻孔，试验钻孔为第47、第48和第52列的Z7号钻孔，如图8中红色线框所示。与此同时，选取第45、第46、第49、第50、第51、第53、第54列Z7号常规钻孔作为瓦斯抽采效果对比。每组布置13个钻孔，钻孔孔径113 mm，孔洞延伸至煤层顶板以上至少2 m，相邻两组钻孔间距10 m，组内相邻钻孔间距5 m。

图8 现场钻孔布置Fig.8 Site drilling layout

现场数据中，试验钻孔出煤率仅为1.26%～2.12%，而常规钻孔的出煤率在2.91%～4.26%，后者出煤率是前者的1.4～3.4倍，见表2。

表2 试验钻孔与常规钻孔单孔出煤量统计结果Table 2 Statistical table of coal output from a single hole of experimental drilling and conventional borehole

试验钻孔初始平均瓦斯体积分数为74.1%，常规钻孔为72.3%；第10天和第20天试验钻孔瓦斯平均体积分数是35.2%和22.9%，而常规钻孔仅有17.4%和7.3%，试验钻孔平均抽采体积分数大于20%的有20多天，而常规钻孔平均抽采体积分数大于20%的仅不到10 d，说明试验钻孔抽采较高浓度瓦斯的持续时间更长，抽采较高浓度瓦斯时长是常规水力冲孔的2倍(表3)。

5 结论

a.提出水射流层状卸压增透抽采瓦斯技术，考虑瓦斯压力压缩和煤基质吸附瓦斯膨胀对煤体变形的影响，建立了水射流层状卸压条件下瓦斯抽采流固耦合模型。以建立的水射流层状卸压条件下瓦斯抽采流固耦合模型为基础，结合新义煤矿实际，采用COMSOL软件模拟了水射流层状卸压抽采瓦斯水射流分支数、长短轴半径及周边煤体瓦斯压力和瓦斯含量的变化，结果表明：当射流分支数为6，相同出煤率条件下，水射流层状卸压比常规水力冲孔有效影响范围大2.14倍；抽采效率提高1.75倍。

b.抽采180 d，水射流层状卸压有效抽采半径约为常规水力冲孔有效抽采半径的2.14倍，且在有效影响范围2 m时，水射流层状卸压瓦斯含量降低量为7 m3/t；而常规水力冲孔瓦斯含量降低量为4.1 m3/t，前者是后者的1.71倍。

c.在新义煤矿开展了现场试验，当水射流层状卸压出煤率为常规冲孔出煤率的0.29～0.71时，抽采较高浓度瓦斯时长仍是常规水力冲孔的2倍。软煤夹层水射流层状卸压增透抽采瓦斯技术的提出，对今后水力冲孔技术的发展有着重要的意义，为井下瓦斯的高效治理提供了新的技术手段。