順層瓦斯抽采鉆孔合理封孔深度及注漿參數研究

牛心剛，國林東

(1.瓦斯災害監控與應急技術國家重點實驗室，重慶 400037； 2.中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400037；3.安徽理工大學 能源與安全學院，安徽 淮南 232001)

我國煤炭資源豐富、分布范圍廣泛、賦存條件復雜，高瓦斯礦井數量占比較大，其煤層主要呈現地應力高、瓦斯含量高、瓦斯壓力高、滲透性低的特征，煤層瓦斯治理難度大[1-3]。據統計，我國煤礦中約有2/3數量的瓦斯抽采鉆孔密封性差，影響了煤層瓦斯抽采效果，給礦井生產帶來安全隱患[4-6]。

眾多學者圍繞提升鉆孔密封質量進行深入研究，對封孔工藝進行優化，形成了“兩堵一注”封孔[7]、囊袋式封孔[8]、二次封孔[9]、封隔一體化封孔[10]及高效綜合封孔等工藝[11]。陳賓[12]采用FLAC3D數值模擬軟件并結合封孔質量檢測儀判斷鉆孔漏氣位置，確定了合理的封孔深度；婁振等[13]采用鉆屑指標法分析巷道裂隙“三帶”分布情況，并進行不同封孔深度的對比試驗確定了最佳封孔深度；喬元棟等[14]建立了順層鉆孔漏氣模型并運用COMSOL軟件分析鉆孔“三帶”分布及主要漏氣通道；倪冠華等[15]利用掃描電子顯微鏡分別對聚氨酯、PD復合材料的滲透擴散形式進行了微觀分析，結果表明選用PD復合材料能夠達到較好的密封效果；翟成等[16]研發了柔性膏體材料，確定了最佳料水比，提高了封孔材料的膨脹性及密封性，從而提升了鉆孔封孔效果。

鉆孔密封效果主要受封孔深度及注漿參數影響，確定合理的封孔深度及注漿參數是確保鉆孔封孔質量的關鍵因素[17-19]。筆者擬通過相關研究，為提高鉆孔封孔質量提供指導。

1 工程概況及鉆孔漏氣分析

1.1 工程概況

貴州五輪山煤礦首采層8#煤層的煤體最高破壞類型為Ⅲ類，瓦斯含量為18.58 m3/t，最大瓦斯壓力為3.0 MPa，最小煤體堅固性系數f值為0.52，ΔP=16.4，透氣性系數λ=0.000 2～0.106 1 m2/(MPa2·d)，8#煤層屬于較難抽放煤層。抽采瓦斯濃度(CH4體積分數，下同)為30%左右，百米順層鉆孔抽采瓦斯純流量為0.01～0.05 m3/min。抽采瓦斯濃度衰減較快，抽采效果較差，鉆孔封孔漏氣現象嚴重。

1.2 鉆孔漏氣影響因素分析

抽采瓦斯鉆孔封孔段存在漏氣通道是造成抽采瓦斯濃度、抽采效率降低的主要原因，煤體特征、巷道及鉆孔施工情況、封孔設備及參數等因素共同影響鉆孔封孔質量[20]。

封孔段漏氣主要分為巷道裂隙帶漏氣、鉆孔裂隙帶漏氣、孔壁邊緣漏氣、封孔段材料漏氣4類，鉆孔漏氣通道示意圖如圖1所示。

1—巷道裂隙帶漏氣；2—鉆孔裂隙帶漏氣；3—孔壁邊緣漏氣；4—封孔段材料漏氣。

1811回采工作面運輸巷道為煤巷且斷面較大，順層抽采瓦斯鉆孔封孔段處于巷道應力影響范圍區，產生巷道裂隙帶漏氣。由于煤體屬于軟煤且親水性較高，在鉆孔施工過程中鉆孔塌孔現象嚴重，導致鉆孔孔壁發生離層變形，周圍易產生鉆孔裂隙帶漏氣。鉆孔封孔采用傳統的“兩堵一注”方式，兩端堵頭為聚氨酯封孔材料，封孔材料為水、水泥、滑石粉，其質量配比為10∶8∶2，封孔注漿壓力為1.2 MPa。由于封孔壓力較低，同時封孔材料中缺少膨脹劑、保水劑等配劑，封孔段注漿不充分及封孔材料性能不足易造成孔壁邊緣及封孔段材料內部漏氣。

2 鉆孔應力分布規律研究

2.1 理論分析

抽采瓦斯鉆孔封孔的關鍵技術是封孔深度的確定及對煤體裂隙的密封。鉆孔周圍應力分布如圖2所示。

p0—原巖應力；σθ—切向應力；σr—徑向應力；pi—支護阻力；R0—孔洞半徑;Rs—卸壓區半徑；Rp—塑性區半徑；Re—彈性區半徑。

鉆孔在軸向及徑向分別受到巷道及自身開挖應力的影響，因此需確定鉆孔軸向及徑向上應力的影響范圍，以確定封孔參數。

依據巖石力學強度理論，煤體破壞服從Mohr-Coulomb強度準則，其應力本構解析方程為：

(1)

式中：fs為應力解；σ1為主應力，MPa；σ3為水平應力，MPa；φ為內摩擦角，(°)；C為黏聚力，MPa。

為了簡化鉆孔應力區影響范圍計算公式，依據巖石彈塑性力學模型將三維應力狀態轉化為平面問題進行分析。

由巖石彈塑性力學模型可知巖石的應力平衡方程，見式(2)：

(2)

式中r為應力影響半徑，m。

在彈塑性區邊界處煤體達到塑性破壞條件，見式(3)：

(3)

結合應力本構方程、平衡方程、塑性方程，可求得塑性區半徑，見式(4)：

(4)

根據文獻[21]所述卸壓區與塑性區邊界條件，求得卸壓區半徑，見式(5)：

(5)

在工程實踐中，認為孔洞開挖后圍巖內應力相較于原巖應力的變化影響范圍約為±5%原巖應力。由圖2可以看出，在彈性區邊界有σr=σθ，即：

(6)

根據式(6)計算彈性區影響半徑，見式(7):

Re=5R0

(7)

依據8#煤層物理力學特征參數，可分別求得巷道卸壓區半徑Rs=2.06 m、塑性區半徑Rp=4.14 m、彈性區半徑Re=10.00 m，鉆孔卸壓區半徑Rs=0.17 m、塑性區半徑Rp=0.25 m、彈性區半徑Re=0.34 m。

2.2 數值模擬研究

以8#煤層為地質背景，建立巷道及鉆孔開挖數值分析模型。8#煤層埋深約450 m，頂底板巖性物理力學參數如表1所示。巷道模型頂部采用上覆巖層自重壓力邊界，側壓系數為0.8，其余邊界設為固定支座約束邊界。鉆孔模型采用等圍壓應力。

巷道施工后，其周圍煤巖體會發生不同程度的塑性破壞。由于巷道斷面尺寸較大，其塑性破壞范圍呈蝴蝶狀分布，左右兩幫破壞范圍較大且呈對稱分布，頂底板發生破壞范圍較小，如圖3所示。

圖3 巷道圍巖塑性破壞云圖

在等圍壓應力狀態下鉆孔施工后，其周圍煤巖體發生塑性破壞的形態為圓形，破壞范圍在鉆孔徑向方向上均勻分布，如圖4所示。

圖4 鉆孔塑形破壞云圖

為了更好地確定巷道及鉆孔的應力影響范圍，在數值分析模型中心布置監測線，提取監測數據并繪制應力—位移變化曲線，如圖5、圖6所示。

圖5 巷道應力—位移監測曲線

圖6 鉆孔應力—位移監測曲線

由圖5可知，巷道煤壁向圍巖內部延伸，總應力值呈現由低到高再緩慢降到穩定值的變化趨勢。在距巷道壁2.0 m范圍內總應力呈現緩增，超過2.0 m到3.3 m范圍內總應力急劇上升至最大峰值21.9 MPa，隨后在15.0 m處降到原巖應力，約為15.3 MPa。另外，水平應力及垂直應力變化亦呈現相似分布特征。巷道周圍煤體總位移在煤壁處達到最大值 13.50 mm，延伸至4.0 m處總位移急劇下降至最小值0.80 mm，隨后總位移有所增加再漸緩下降，在超過15.0 m后總位移處于穩定狀態。由此可大致判斷，距離巷道2.0 m范圍內為卸壓區、超過2.0 m至4.0 m范圍內為塑性區、超過4.0 m至15.0 m范圍內為彈性區，超過15.0 m范圍內為原巖應力區。

由于鉆孔尺寸較小，其周圍應力可被視為等圍壓狀態，僅監測煤體的總應力及總位移即可。由圖6可知，在煤層中施工鉆孔后，鉆孔總應力在0.14 m處達到最大值20.1 MPa，在0.40 m處總應力下降至19.3 MPa，在0.50 m后其總應力趨于穩定；總位移在卸壓區由最大值1.90 mm驟降至0.60 mm，隨后緩慢降至0.10 mm。由此，可確定距鉆孔孔壁0.20 m范圍內為卸壓區、超過0.20 m至0.40 m范圍內為塑性區、超過0.40 m至0.50 m范圍內為彈性區，超過0.50 m范圍為原巖應力區。

2.3 鉆屑量分析

采用鉆屑量分析法分析煤層巷道圍巖內煤體的破碎范圍，以確定封孔深度。在煤層巷道中部布置 6個試驗鉆孔(S1#～S6#)，鉆屑量效檢鉆孔采用直徑為42 mm的煤電鉆施工，深度為15 m。記錄鉆進過程的排渣量，繪制曲線圖，如圖7所示。

圖7 單位進尺鉆孔鉆屑量統計曲線

由圖7可知，各試驗鉆孔的單位進尺排渣量統計曲線與應力分布特征相近似，呈現先增大后減小的趨勢。由鉆屑量擬合曲線可知，在0～2 m內煤體破碎嚴重，鉆屑量較少，為卸壓區。單位進尺平均煤屑量在2～6 m內升至最大值，約為6.3 kg/m；在超過6 m至15 m范圍內線性降低，至15 m處趨于穩定。由此可判斷巷道彈性區范圍為6～15 m。

綜合分析，可確定鉆孔的封孔深度及注漿擴散半徑應當超過開挖孔洞周圍的塑性區，達到彈性區，即封孔深度應為10～15 m，合理注漿擴散半徑為0.40～0.50 m。

3 封孔注漿參數研究

3.1 封孔材料優化

目前，抽采瓦斯鉆孔封孔材料普遍采用水泥砂漿材料，盡管該類材料成本低，但其性能方面存在不足。因此，遵循封孔材料應具備膨脹性、抗壓性、保水性及流動性原則，對封孔材料進行優化，在封孔材料中添加膨脹劑、保水劑等成分以確保鉆孔密封效果。新型封孔材料質量配比如表2所示。

表2 新型封孔材料質量配比

為了驗證新型封孔材料的性能，分別對水泥砂漿(A)、新型封孔材料(B)在水灰質量比8∶10條件下的力學強度、膨脹性、黏度、終凝時間4個關鍵指標進行測試對比。封孔材料性能對比如圖8 所示。

圖8 封孔材料性能對比圖

由圖8可知，新型封孔材料的抗壓強度提升了20 MPa，膨脹率增加了20%，黏度降低了23%，終凝時間縮短5 h。試驗表明，新型封孔材料具有較好的抗壓性、膨脹性及流動性，有效縮短凝固時間，可有效提升封孔的密封性。

3.2 注漿壓力研究

基于達西公式推導封孔料漿在一定注漿壓力下的柱面擴散公式，見式(8)：

(8)

H=p/(ρgg)

(9)

式中：rg為注漿擴散半徑，m；k為煤體滲透系數，m/s；H為漿液深度，m；t為注漿時間，s；q為煤體孔隙率，%；β為漿液與水的黏度比；rmax為最大擴散半徑，m；r1為注漿管半徑，m；p為注漿壓力，MPa；ρg為漿液密度，kg/m3;g為重力加速度，g=9.8 N/kg。

蔣偉成等[22]基于柱面擴散理論，建立了注漿擴散的時間計算公式，見式(10)：

(10)

依據現場注漿實踐經驗，結合注漿柱面擴散理論，建立注漿壓力與孔徑、注漿擴散半徑的經驗公式，見式(11)：

(11)

式中：pg為鉆孔注漿壓力，MPa；γ為注漿修正系數，取1.2；ψ為裂隙張開度，取0.05 cm。

合理的注漿壓力既可確保封孔漿液對周圍煤體裂隙的封堵，又可防止封孔壓力過高導致漏漿造成封孔材料浪費。依據公式(11)計算，得到合理的注漿壓力為1.5 MPa。

3.3 注漿量計算

通過計算得到合理注漿量，有利于避免封孔時依靠現場經驗判斷造成的材料浪費，可節省鉆孔封孔成本。鉆孔封孔注漿空間主要由封孔段空間及鉆孔周圍裂隙注漿體積兩部分構成，得到注漿量理論計算公式，見式(12):

(12)

式中：Vg為注漿量，m3；Φ為注漿冗余系數，取1.2；Vk為封孔段注漿空間，m3；Vl為鉆孔破碎帶注漿空間，m3；L為封孔段長度，m；rc為抽采管半徑，取0.025 m。

經計算鉆孔注漿量約為0.3 m3。

4 現場試驗

4.1 試驗方案

基于上述研究，確定合理封孔深度為10～15 m、合理注漿壓力為1.5 MPa、注漿量為0.3 m3。選擇在1811回采工作面運輸巷道對工作面施工順層抽采瓦斯鉆孔，進行封孔工業性試驗。試驗鉆孔布置如圖9所示。

圖9 試驗鉆孔布置示意圖

本次試驗共選取16個試驗鉆孔，孔深為100 m、鉆孔直徑為113 mm，共分為4組。F1組為礦方采用原有的封孔方法作為對照組。F2、F3、F4組鉆孔為試驗組，具體封孔參數見表3。

表3 封孔試驗參數

試驗鉆孔采用“兩堵一注”式封孔工藝，如圖10所示。

圖10 封孔工藝示意圖

封孔段兩端采用FKJW-230/1.6型囊袋式封孔器，囊袋長度為1 m。依據表3中封孔參數，使用注漿設備以指定壓力將封孔材料壓注到封孔空間，完成鉆孔密封。待封孔漿液凝固后，將抽采管并入抽采網路抽采煤層瓦斯。

4.2 試驗結果分析

本次試驗采集了各組試驗鉆孔連續45 d的抽采瓦斯濃度數據并繪制擬合曲線，以更好地對比分析不同參數條件下的鉆孔封孔效果。試驗鉆孔抽采瓦斯濃度(CH4體積分數，下同)變化曲線如圖11所示。

(a)F1組鉆孔

由圖11可知，F1、F2組試驗鉆孔在考察期間的抽采瓦斯濃度前期衰減速率較快，下降幅度較大，大約30 d后其抽采瓦斯濃度趨于穩定并且保持在10%左右；F3、F4組試驗鉆孔在考察期間的抽采瓦斯濃度下降幅度為20%左右，其衰減速率相比于F1、F2組試驗鉆孔較小，30 d后其抽采瓦斯濃度仍保持在40%左右。

由數據分析可知，F1、F2、F3、F4組試驗鉆孔其日平均抽采瓦斯濃度分別為32.0%、25.0%、56.4%、57.6%。為了進一步對比各試驗鉆孔的封孔效果，繪制了各組試驗鉆孔的平均抽采瓦斯濃度對比圖，如圖12所示。

圖12 各試驗組鉆孔平均抽采瓦斯濃度變化曲線

由圖12可知，F3、F4組鉆孔相較于F1、F2組鉆孔抽采瓦斯濃度顯著提升，抽采瓦斯濃度提升約30%，衰減速率較小。

綜上分析，F3、F4組試驗鉆孔密封性較好，抽采瓦斯濃度較高且衰減速率較小。綜合考慮封孔經濟因素，F3組試驗鉆孔較F4組試驗鉆孔封孔深度短 5 m，封孔成本較低。因此，封孔深度為15 m，注漿壓力為1.5 MPa參數條件下，鉆孔密封性較好。

5 結論

1)根據貴州五輪山煤礦8#煤層賦存特征及原有封孔方式，分析了封孔質量影響因素，并將鉆孔漏氣形式劃分為巷道裂隙帶漏氣、鉆孔裂隙帶漏氣、孔壁邊緣漏氣、封孔段材料漏氣4類。

2)采用巖石力學理論分析、數值模擬、現場試驗的方法，對鉆孔周圍應力分布規律開展研究，確定 8#煤層的合理封孔深度為10～15 m，合理注漿擴散半徑為0.40～0.50 m。

3)對封孔材料進行優化，新型封孔材料相較于水泥砂漿封孔材料其抗壓強度提升了20 MPa，膨脹率增加了20%，黏度降低了23%，終凝時間縮短5 h。確定合理的注漿壓力為1.5 MPa，注漿量為0.3 m3。

4)現場工業性試驗表明，順層抽采瓦斯鉆孔合理封孔深度為15 m、注漿壓力為1.5 MPa、注漿量為0.3 m3。鉆孔日平均抽采瓦斯濃度提升約30%，衰減速率明顯降低。