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        煤礦安全

        煤層注水對巷道瓦斯解吸釋放影響及控制機制

        權紅星1,2

        (1.潞安化工集團余吾煤業有限責任公司,山西省長治市,046100;2.山西潞安環保能源開發股份有限公司,山西省長治市,046100)

        摘 要 為了探究煤層注水對巷道瓦斯解吸釋放的影響以抑制瓦斯涌出,根據余吾煤業3號煤層N2103運輸巷掘進工作面實際工程特點,構建了高壓注水模型,采用煤層多場耦合數值模擬的方法研究了在注水壓力分別為3、6、9 MPa,動壓注水時間為4 h時,鉆孔中心不同位置煤體水壓分布、水流擴散速度、飽和度分布及含水等值線變化規律;選取N2103運輸巷掘進工作面作為試驗鉆場進行現場工程試驗,探究壓力水瓦斯涌出的抑制情況。結果表明:隨著注水壓力的增大,鉆孔周圍煤體含水率增加,由于液態水對瓦斯的驅替作用,促使瓦斯不斷向邊界移動,抑制了瓦斯的解吸釋放;當注水壓力為9 MPa時抑制瓦斯涌出的效果更好,且抑制瓦斯涌出的最佳效果維持在注水后15 d左右。

        關鍵詞 高壓注水;瓦斯涌出;滲流特性;煤層含水率;解吸釋放;數值模擬

        煤層注水是煤巖工作面防塵、降塵和抑制瓦斯涌出的重要措施之一[1]。在煤巖掘進工作面打注水鉆孔,并通過注水鉆孔向煤體注入一定量的壓力水可抑制瓦斯的解吸/釋放,起到良好的防突效果。近年來,關于液態水對瓦斯解吸/釋放的影響,國內外許多學者進行了相關的研究;高正等[2] 提出從能量角度分析低階煤中不同宏觀煤巖類型的潤濕性對甲烷吸附/解吸特征的影響;WANG等[3]認為在不同瓦斯吸附平衡壓力和不同注水量條件下,吸附態瓦斯被液態水置換,且注入水分越多,液態水置換的吸附瓦斯也越多;馬東民等[4]研究了不同宏觀煤巖組分的煤層氣吸附/解吸的能力,從吸附熱力學角度解釋吸附/解吸差異。

        目前,關于煤層含水率對瓦斯的解析釋放的影響研究多停留在宏觀理論方面,具體的試驗和數值模擬方面探索較少。筆者根據N2103運輸巷掘進工作面實際工程特點,構建高壓注水模型,利用COMSUL數值模擬軟件和現場工程試驗,探究不同注水壓力條件下鉆孔周圍煤體濕潤情況及壓力水對巷道瓦斯解吸/釋放的影響,從而改變巷道瓦斯滲流特性及涌出情況。該研究結果對消除或減小掘進工作面瓦斯突出危險性有一定的借鑒意義。

        1 概況

        在地下煤炭開采過程中均可觀察到多相流體在煤巖的孔隙裂隙中流動現象,其中煤巖外部的結構面和內部的孔隙裂隙是多相流體流動的主要通道。煤層中注入壓力水后,水在外部壓力和自身重力的條件下先沿著原生的孔隙裂隙滲流流動,當濕潤了孔隙裂隙的表面之后,在毛細作用力的作用下,水繼續向煤體內部滲透和浸潤,使原生的處于閉合狀態的孔隙裂隙不斷地溝通開裂,從而增加了煤體水分的濕潤程度和范圍[5]。

        1.1 煤層裂隙兩相流流動基本理論

        每相流在滲透區域中能否連續是決定該相流能否發生流動的決定因素之一。當互不混溶的兩相流體在多孔隙介質流動時,它們各自建立了與之相應的曲折而穩定的通道,此通道的穩定性與濕潤相或非濕潤相流體的飽和度是密切關聯的,當其飽和度發生變化而突然變小時,通道的穩定性便受到破壞,最終破壞了流體流動的連續性。

        為研究互不相混溶的兩相流體的流動,需要將已有相關成熟理論公式的單相滲流拓展到兩相滲流中[5-6]。相對滲透率的大小與以下3個因素有關:介質的絕對滲透率、另一相流體的特性、該相流體的飽和度[7]。使用過程中,通常采用相對滲透率與絕對滲透率的比值:

        式中:Kr1、Kr2——流體1和流體2的相對滲透率[7];

        K1——流體1的滲透率;

        K2——流體2的滲透率;

        K——介質的絕對滲透率。

        1.2 煤層裂隙兩相流體滲流方程

        在等溫狀態下的滲流控制方程主要由連續性方程及達西(Darcy)定律組成[6]

        式中:Q——流體流過橫截面的體積流量;

        J——水力梯度;

        A——圓筒段面積;

        H1——測壓孔1的測管水壓;

        H2——測壓孔2的測管水壓;

        L——兩個測量管孔之間的距離;

        ΔH——測管水壓1與測管水壓2差值;

        K′——水力傳導滲透系數[6]。

        根據達西定律推廣各向同性介質中兩相滲流形式,可得兩相流體滲流方程組的矢量形式為[8]

        (5)

        (6)

        式中:V1——流體1的滲流速度;

        V2 ——流體2的滲流速度;

        ?P1——流體1的壓力梯度;

        ?P2——流體2的壓力梯度;

        μ1——流體1的粘度;

        μ2——流體2的粘度。

        式(5)、(6)同樣可應用于兩相互不混溶流體滲流。

        2 數值模型

        2.1 模型選取與建立

        應用COMSOL Multiphysics 數值模擬軟件中的地球科學和模塊分支下的多孔介質流體流動及化學工程板塊中的多向流體流動應用模式,根據余吾煤業3號煤層N2103運輸巷掘進工作面實際工程特點,構建高壓注水模型。選取粗糙裂隙和平行板2種模型模擬煤的多孔隙、裂隙結構,以煤層瓦斯抽采鉆孔為原型,并在模型中心建立孔徑為120 mm的瓦斯抽采鉆孔,向鉆孔內注入壓力分別為3、6、9 MPa 的水流,注水時間4 h,觀察距離鉆孔中心不同位置水壓分布、水流擴散速度、飽和度分布及含水等值線變化規律。

        考慮到瓦斯抽采鉆孔穿過煤體的距離較長,沿著鉆孔建立模型計算量較大,因此選擇垂直于鉆孔建立5 m×5 m平面應變模型,如圖1所示。根據研究中最優參數[9-11],選取模擬區域力學參數分別為:初始孔隙度θs為0.1,殘余孔隙度θr為0.021,水的密度ρw為1.0×103 kg/m3,氣相密度ρα為1.25 kg/m3,水相動力粘滯系數ηw為0.001 Pa·s,氣相動力粘滯系數ηa為1.81×10-5Pa·s,擬合參數α為1.89 m-1,擬合參數N為2.811,擬合參數L為0.5,初始滲透率K為1.2×10-17 m2。

        圖1 模型網格劃分

        2.2 模擬結果及分析

        2.2.1 不同注水壓力下水壓分布云圖

        不同注水壓力水壓分布云圖見圖2。由圖2可以看出,在注水壓力相同的條件下,距離鉆孔中心距離越遠,區域水壓值越小,減小量呈現以鉆孔為中心向四周均勻分布;隨著注水壓力增大,水的濕潤范圍越廣,以鉆孔為中心高水壓區域范圍越廣。

        圖2 不同注水壓力水壓分布云圖

        距鉆孔不同距離處水壓分布圖見圖3。由圖3可以看出,隨著注水壓力越大,鉆孔周圍區域水壓衰減程度越劇烈;相同注水壓力條件下,距離鉆孔中心距離越遠,水壓衰減程度越緩慢??梢?,注水初期水流在小范圍內流動較劇烈,鉆孔流量大,隨著注水時間延長,水流流動減緩,鉆孔流量減小,注水效率下降。

        圖3 距鉆孔中心不同位置水壓分布圖

        2.2.2 不同注水壓力下水流擴散速度圖

        距鉆孔不同位置處水擴散速度如圖4所示。由圖4可以看出,相同注水壓力條件下,距離鉆孔中心越近,水流擴散速度越快,但水流擴散度衰減也越劇烈;隨注水壓力增大,同一區域水流擴散速度和擴散半徑均逐步增大??梢?,當提高注水壓力時,輸水動力增大,加劇煤體內部結構破壞程度,溝通孔隙裂隙,提高滲透率,增大了煤體的導水性。

        圖4 距鉆孔中心不同位置處水擴散速度

        2.2.3 不同注水壓力下飽和度分布云圖

        不同注水壓力時飽和度分布云圖見圖5。由圖5可以看出,隨著注水壓力增大,計算區域內的飽和度發生較大的變化,特別是在水氣交界面變化程度較為劇烈。由此可見,隨注水壓力增大,由于液態水對瓦斯的驅替作用,促使瓦斯不斷向邊界移動,抑制了瓦斯的吸附解吸作用,注水影響范圍不斷擴大。

        圖5 不同注水壓力時飽和度分布云圖

        2.2.4 不同注水壓力下含水率等值線分布圖

        煤層含水量是反映煤層注水效果的重要指標之一,有數據表明當煤體水分每增加1%時,降塵和抑制瓦斯解吸的效果有明顯的提升[12-14]。根據AQ1020-2006煤礦井下粉塵綜合防治技術規范要求,注水總量應使潤濕煤體的含水增加1.5%[15-17]。N2103工作面煤層初始含水率為2.5%,因此試驗潤濕半徑以注水孔為中心,周圍煤體水分達到4%確定為潤濕半徑。

        不同注水壓力時含水率等值線如圖6所示。由圖6可以看出,在不同注水壓力條件下,計算區域內的煤體有不同程度的濕潤效果,隨著注水壓力增大,同一位置的含水率值增大;同一注水壓力條件下,距離鉆孔中心越近,含水率值越大,其中最大含水率達到6%,最小含水率為2%。

        圖6 不同注水壓力時含水率等值線

        離鉆孔不同位置處含水率分布圖見圖7,圖中黑色線段表示含水率4%界限,在注水壓力3、6、9 MPa時,動壓注水4 h,滿足含水率4%界限條件的濕潤半徑分別為2.8、3.9、4.7 m。

        圖7 距離鉆孔不同位置處含水率分布圖

        3 現場應用

        為進一步了解煤層注水條件對巷道瓦斯解吸釋放影響,選取余吾煤業N2103運輸巷作為試驗工作面進行現場試驗,并根據測定的相關數據進行實例分析。

        3.1 試驗工作面概況

        N2103運輸巷掘進工作面位于余吾煤業工業場地東北部的北二采區,煤層平均厚度6.15 m,傾角3°~15°,煤層底板標高為+333~+520 m,地面標高+959~+1 069 m,煤層原始瓦斯含量為9.2 m3/t,設計全長1 351 m,設計斷面尺寸為5.4 m×3.8 m,實際斷面尺寸為5.8 m×3.8 m,實際通風量1 792 m3/min,風量富裕系數1.34,回風流瓦斯濃度平均值為0.567%,風排瓦斯量為10.16 m3/min。

        3.2 試驗方案

        (1)在N2103運輸巷掘進工作面選取合適的地點作為試驗鉆場,分別標記1號、2號、3號、4號、5號和6號,每個鉆場選取5個鉆孔(分別編號n-1、n-2、n-3、n-4、n-5號)注入壓力水,選取2號、4號和6號鉆場每個鉆孔注入6 MPa壓力水,1號、3號和5號鉆場每個鉆孔注入9 MPa壓力水,進行對比試驗,其中每個注水鉆孔孔深為130 m,傾角0°,以1號鉆場為例,注水鉆孔布置如圖8所示。

        圖8 1號鉆場注水鉆孔示意圖

        (2)注水設備選取型號為SZKF-3.0QB注水泵;注水材料為水和一定濃度的阻化劑;注水時間選擇4 h左右;注水溶液量為5.5 t左右。

        3.3 試驗結果

        3.3.1 鉆場煤體濕潤情況測定

        為了測定鉆場煤體濕潤情況,每個鉆孔取樣深度分別為1、3、6、9、12 m,然后送至實驗室化驗檢測分析。

        各鉆場取樣含水量變化曲線如圖9所示。由圖9可知,當注水壓力相同時,在鉆孔3 m周圍處煤樣的含水量高于其他地點的煤樣,同時,距離鉆孔3 m處距離越遠,煤樣的含水量越低;當注水壓力不同時,注入壓力水為9 MPa,煤體最大含水量為13.6%,比注入壓力水為6 MPa時增大4%;注入9 MPa壓力水煤層的濕潤半徑比注入6 MPa壓力水煤層的濕潤半徑大,這表明增加注水壓力可提高水的濕潤半徑。

        圖9 各鉆場取樣含水量變化曲線

        若以含水量增量4%處作為注水煤層的潤濕半徑邊界,徑向方向上,最大潤濕半徑約為5.50 m,最小為約0.65 m。

        3.3.2 鉆場瓦斯涌出量測定

        在生產班停機20 min后對掘進工作面瓦斯濃度分布進行測量,此時N2103運輸巷正處于暫停掘進階段,巷道瓦斯涌出量受掘進落煤影響相對較小。

        在N2103運輸巷距掘進工作面5 m處布置第1個測點,之后每隔30 m布置1個測點。注水作業施工前后分別測量各個測點的瓦斯濃度和風量,依次計算各段注水前巷道瓦斯涌出量,測量結果見表1。計算各段注水后巷道瓦斯涌出量,測量結果見表2。

        表1 實施注水前瓦斯涌出量參數測試結果

        測點距工作面距離/m風量/(m3·min-1)平均瓦斯濃度/%瓦斯涌出量/(m3·min-1)測段瓦斯增量/(m3·min-1)151 1950.202.4002351 1950.253.010.603651 1950.303.600.604951 1950.344.050.4851251 1950.384.600.4861551 1950.415.040.3671851 1950.445.300.3682151 1950.465.580.2492451 1950.485.790.24102751 1950.495.900.12113051 1950.506.030.12123351 1950.516.110.12133651 1950.526.200.12

        表2 實施注水后瓦斯涌出量參數測試結果

        觀測點瓦斯涌出量/(m3·min-1)0 d1 d5 d10 d15 d20 d12.401.321.311.311.311.3223.011.401.351.351.351.3633.601.451.381.381.381.3944.051.471.401.401.401.4254.601.491.421.421.421.4365.041.511.421.421.421.4475.301.521.431.431.431.4585.581.531.441.441.441.4695.791.541.451.451.451.47105.901.551.461.461.461.47116.031.561.471.471.471.48126.111.571.471.471.471.49136.201.601.481.481.481.50

        注水前后不同測點瓦斯涌出量變化如圖10所示。由圖10可知,注水后瓦斯涌出量明顯減少,其中,實施高壓注水前,N2103運輸巷掘進工作面瓦斯涌出量最高達到6.20 m3/min,實施高壓注水后,可將其降低到1.48 m3/min,高壓水抑制瓦斯涌出效果維持在15 d左右,15 d以后瓦斯涌出量有增大的趨勢。

        圖10 注水前后不同測點瓦斯涌出量變化

        4 結語

        (1)通過分析煤層裂隙兩相流流動基本理論和兩相流滲流方程,分析液態水和瓦斯在煤體孔隙裂隙間流動規律。

        (2)通過數值模擬結果可得,在相同注水時間條件下,隨著注水壓力增大,鉆孔中心周圍區域的水壓、水流擴散速度及含水率值都相應的增大;隨著注水壓力增大,由于液態水對瓦斯的驅替作用,促使瓦斯不斷向邊界移動,抑制了瓦斯的解吸釋放。

        (3)選取余吾煤礦N2103運輸巷掘進工作面作為試驗鉆場進行工業試驗,可知隨著注水壓力增大,煤層含水量和煤層濕潤半徑都相應的增大;注水前瓦斯涌出量最高達6.20 m3/min,注水后降低至1.48 m3/min,瓦斯涌出量明顯減少,最佳抑制效果維持在15 d,超過15 d瓦斯涌出量開始緩慢增加。

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        Influence of coal seam water injection on gas desorption and release in roadway and its control mechanism

        QUAN Hongxing1,2

        (1. Lu'an Chemical Group Yuwu Coal Industry Co., Ltd., Changzhi, Shanxi 046100, China;2. Shanxi Lu'an Environment Production Energy Development Co., Ltd., Changzhi, Shanxi 046100, China)

        Abstract In order to explore the influence of coal seam water injection on gas desorption and release in roadway to inhibit gas emission, according to the actual engineering characteristics of heading face of N2103 transport roadway in No.3 coal seam of Yuwu Coal Industry Co., Ltd., a high pressure water injection model was built. The multi-field coupling numerical simulation method was adopted to study the water pressure distribution, water diffusion velocity, saturation distribution and water content contour line change rule of coal body at different positions in the borehole center when the water injection pressure was at 3 MPa, 6 MPa and 9 MPa respectively and the dynamic pressure water injection time was 4 hours. The heading face of N2103 transport roadway was selected as field engineering test drilling field to explore the inhibiting effect of pressure water and gas emission. The results showed that with the increase of water injection pressure, the water content of the coal around the borehole increased, and the gas moved to the boundary continuously and the gas desorption and release was inhibited due to the displacement of the gas by liquid water. When the water injection pressure was 9 MPa, the inhibiting effect to gas emission was better, which maintained the best after about 15 days of the water injection.

        Key words high pressure water injection; gas emission; seepage characteristics; moisture content of coal seam; desorption and release; numerical simulation

        中圖分類號 TD712.5

        文獻標志碼 A

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        引用格式:權紅星.煤層注水對巷道瓦斯解吸釋放影響及控制機制[J].中國煤炭,2021,47(11)∶30-37. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2021.11.005

        QUAN Hongxing.Influence of coal seam water injection on gas desorption and release in roadway and its control mechanism[J].China Coal, 2021,47(11)∶30-37. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2021.11.005

        作者簡介:權紅星(1979-),男,山西祁縣人, 工程師, 從事煤礦生產管理工作。E-mail:qhxlajt@163.com

        (責任編輯 張艷華)

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