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复合动力灾害钻孔卸压和高效抽采一体化防治技术

张兴润, 潘博杰, 张永斌, 郝富昌, 高保彬, 席志奇

张兴润,潘博杰,张永斌,等. 复合动力灾害钻孔卸压和高效抽采一体化防治技术[J]. 煤炭科学技术,2025,53(S1):39−47. DOI: 10.12438/cst.2024-0941
引用本文: 张兴润,潘博杰,张永斌,等. 复合动力灾害钻孔卸压和高效抽采一体化防治技术[J]. 煤炭科学技术,2025,53(S1):39−47. DOI: 10.12438/cst.2024-0941
ZHANG Xingrun,PAN Bojie,ZHANG Yongbin,et al. Integrated prevention and control technology of unloading pressure from boreholes and high-efficiency extraction for compound power disasters[J]. Coal Science and Technology,2025,53(S1):39−47. DOI: 10.12438/cst.2024-0941
Citation: ZHANG Xingrun,PAN Bojie,ZHANG Yongbin,et al. Integrated prevention and control technology of unloading pressure from boreholes and high-efficiency extraction for compound power disasters[J]. Coal Science and Technology,2025,53(S1):39−47. DOI: 10.12438/cst.2024-0941

复合动力灾害钻孔卸压和高效抽采一体化防治技术

基金项目: 国家自然科学基金资助项目(52274188)
详细信息
    作者简介:

    张兴润: (1986—),男,福建龙岩人,高级工程师。E-mail:409705439@qq.com

    通讯作者:

    潘博杰: (2000—),男,四川内江人,硕士生。E-mail:2510068774@qq.com

  • 中图分类号: TD714;TD315

Integrated prevention and control technology of unloading pressure from boreholes and high-efficiency extraction for compound power disasters

  • 摘要:

    针对强矿压−高瓦斯复合动力灾害共治技术难题,以纤维素醚为基料研发了新型黏液封孔材料,试验分析了该黏液材料的膨胀性能、保水性能和渗透性能,构建了复合动力灾害钻孔卸压和高效抽采一体化防治技术体系,确定了不同条件下卸压段间距及有效抽采半径,优化了一体化钻孔技术参数,考察了该技术的卸压效果和抽采效果,实现了一孔多用及矿压与瓦斯共治。研究结果表明:新型黏液封孔材料膨胀系数为14.2%,30 d的失水率仅为5%,渗透半径达到1.0 m,说明该材料具有较好的膨胀和保水性能以及较远的渗透性能;将卸压孔与抽采孔合二为一,采用新型黏液材料进行封孔,并将黏液封孔段布置在应力集中区,通过“固封液、液封气”技术原理实现带压封孔,既可提高钻孔封孔质量,又能充分让压,不影响钻孔卸压效果;卸压段间距与矿压危险等级成反比,与卸压孔孔径呈正比,依据钻屑量和钻孔孔径确定了不同条件下卸压段布孔间距,并采用压差法确定了不同抽采时间钻孔有效抽采半径,综合考虑钻孔卸压半径和有效抽采半径实现钻孔一体化布置;采用表面位移观测和钻屑量指标对钻孔卸压效果进行考察,表明该技术可有效降低矿压危险等级并控制巷道围岩变形;一体化钻孔采用新型黏液材料进行封孔,瓦斯平均抽采浓度由此前的32.9%提高到64.87%,提升了1.97倍,平均瓦斯抽采纯流量也提高了1.91倍,说明钻孔卸压和高效抽采一体化技术可有效防治强矿压−高瓦斯复合动力灾害。研究成果可为复合灾害矿井安全高效生产提供技术支持。

    Abstract:

    Addressing the technical challenges posed by the compound disaster of intense mining pressure and high gas concentration, this study developed a novel viscous sealing material based on cellulose ether. Experimental analyses were conducted to evaluate the expansion, water retention, and penetration capabilities of the sealing material. An integrated system for drilling pressure relief and efficient gas extraction prevention and control technology was established. The spacing of pressure relief sections and the effective extraction radius were determined under various conditions, optimizing technical parameters for integrated boreholes. The effectiveness of the technology in pressure relief and extraction was assessed, achieving multipurpose use of boreholes and simultaneous management of mining pressure and gas. Results indicate that the new viscous sealing material exhibits a 14.2% expansion coefficient, with only a 5% water loss rate over 30 days and a penetration radius up to 1.0 m, demonstrating superior expansion, water retention, and penetration performance. By combining pressure relief and extraction holes and strategically placing viscous sealing sections in stress concentration areas, the technology utilizes principles such as “solid sealing fluid, liquid sealing fluid” to ensure effective pressure sealing without compromising drilling efficacy. The spacing of pressure relief sections correlates inversely with mining pressure hazard levels and directly with borehole diameter, determined by drilling cuttings and borehole conditions. Extraction timings for different boreholes were determined using a differential pressure method, considering varying extraction radii and pressure relief effects. Evaluation of borehole pressure relief through surface displacement observations and drill cutting indicators confirms the technology effectively reduces mining pressure hazards and controls tunnel deformation. Integrating the new viscous sealing material in boreholes increased average gas extraction concentrations from 32.9% to 64.87%, nearly doubling the average pure gas flow rate, highlighting the effectiveness of the integrated drilling pressure relief and high-efficiency extraction technology in preventing and controlling complex dynamic disasters involving intense mining pressure and high gas levels. These findings provide crucial technical support for safe and efficient mining operations facing compound disasters.

  • 我国煤矿开采深度每年增加8~12 m,随着开采深度的延伸,煤层地应力和瓦斯含量逐渐升高,一方面导致矿压显现剧烈及巷道围岩严重变形,另一方面又容易造成瓦斯爆炸和煤与瓦斯突出事故的发生,强矿压、高瓦斯复合动力灾害成为制约矿井安全高效开采的主要因素[1-7]

    在强矿压巷道围岩稳定性控制技术研究方面,钻孔卸压技术具有施工便捷、工程量小、卸压效果良好等优点,被广泛应用于强矿压巷道。许多学者对钻孔卸压技术展开了较为深入的研究:ZHAO等[8]通过单轴压缩试验研究了钻孔布置对煤模型力学性质的影响,揭示了钻孔卸压技术防止岩爆的影响机理;贾传洋等[9]通过室内试验和数值模拟研究了大直径钻孔的合理参数及其卸压机理;王猛等[10]基于钻孔卸压机理,提出深部巷道围岩卸压协调控制技术,有效控制了深部巷道的围岩变形;刘天啸[11]等基于深部高应力矿井围岩大变形突出问题,提出“卸压+让压”联合控制技术,降低了围岩集中应力;朱斯陶[12]等揭示了巨厚煤层大直径钻孔卸压失效机理,并优化了卸压钻孔的布置方式。康永水等[13]研究了高应力软岩巷道钻孔卸压机制,提出平行、扇形、管棚式布置3种卸压钻孔排布方式;张寅等[14]研究了采动影响下深部大直径钻孔卸压机制,从微观角度分析了钻孔参数对巷道围岩消波耗能的影响规律;于洋等[15]针对高应力掘巷开发了钻孔卸压技术。综上所述,钻孔卸压是最常用、最有效的强矿压巷道围岩控制技术之一,可有效改善巷道围岩应力环境,促使应力集中向煤体深部转移,减小巷道围岩变形,维护巷道稳定性。

    在瓦斯治理技术研究方面,顺层钻孔预抽煤层瓦斯技术是最常用、最有效的瓦斯治理手段,而钻孔封孔质量是影响瓦斯抽采效果的关键因素之一,许多学者对封孔工艺及封孔材料进行了较为深入的研究:杨宏民等[16]对比分析了“两堵一注”带压封孔以及聚氨酯−水泥砂浆常压封孔方法,结果表明“两堵一注”封孔效果更优;王清峰等[17]基于“两堵一注”原理,研发了3段式自动封孔器;马智会等[18]提出了一种注高强微膨胀型封孔材料的封孔工艺,抽采效果得到大幅提高;程健维等[19]研发了钻孔非凝固恒压注浆系统,可有效提高钻孔封孔质量;张超等[20]对钠基膨润土进行改性研究,研制出动态黏液型封孔材料,提高了瓦斯抽采浓度,延长了钻孔瓦斯抽采时间;司磊磊等[21]研发了一种自修复水泥封孔材料,一定程度上解决了封孔段出现的再生裂隙;王小朋等[22]研制了以粉煤灰为基础的新型胶体材料,有效封堵了钻孔裂隙;宋吴兵等[23]研发了以煤矸石为基料,生石灰、膨胀剂为辅的新型高水材料;张天军等[24]通过试验优化了CF材料膨胀剂占比,满足井下封孔要求;翟成等[25]提出了动态封孔方法,开发了具有适应性的柔性膏体材料。综上所述,抽采钻孔普遍采用“两堵一注”封孔工艺,注浆材料多采用水泥基封孔材料,取得了一定的封孔效果,但是传统的水泥材料凝固后容易收缩变形,导致封孔材料内部、封孔材料与抽采管之间以及封孔材料与钻孔壁之间产生漏气通道,导致抽采钻孔低浓失效;黏液型封孔技术可以实现带压封孔,通过“固封液、液封气”技术原理,可有效提高钻孔封孔质量和瓦斯抽采效果。

    对于同时存在强矿压和高瓦斯复合动力灾害的矿井,一方面需要施工卸压孔来控制巷道围岩变形,另一方面又要施工顺层钻孔预抽煤层瓦斯,其存在着如下技术难题:1)分别施工卸压孔和抽采孔,两者相互影响,造成“两堵一注”封孔段漏气现象严重,导致许多钻孔抽采浓度不足20%;2)卸压孔和抽采孔分别施工,增加灾害防治时间及施工成本;3)若卸压孔和抽采孔合二为一,浅部20 m为卸压段,深部10 m采用传统“两堵一注”封孔工艺及材料,封孔深度达到了30 m,安装封孔管及囊袋难度较大。针对上述问题,笔者拟将卸压孔和抽采孔合二为一,研发新型黏液封孔材料,利用“固封液、液封气”原理提高了封孔效果,同时黏液材料又可动态让压,不影响钻孔卸压效果,实现了一孔多用及矿压与瓦斯共治的技术目标,研究成果对于提高复合动力灾害的治理效能,保障煤矿安全生产具有重要意义。

    黏液封孔技术采用“固封液、液封气”技术原理,在抽采过程中黏液始终保持一定的压力,可及时封堵由于煤体蠕变变形而产生的裂隙,起到动态带压封孔的目的。因此,黏液材料应具备以下特点:1)封孔材料不含有毒素,不会对人体造成伤害;2)具有一定膨胀性,可封堵钻孔周边裂隙;3)渗透范围广、不脱水、不收缩、后期可补液等技术特点;4)操作难度低,井下使用便捷。

    综合考虑以上特征,设计新型黏液封孔材料,以纤维素醚为主,辅以膨胀剂、保水剂,并按照一定比例混合而成。黏液封孔材料呈白色粉末状态,料水比1∶40即可到达理想凝胶状态,加水后调配后如图1所示。为验证该黏液封孔材料能有效应用于现场施工,分别测试其膨胀性、保水性和渗透性。

    图  1  黏液密封材料
    Figure  1.  Real gel material

    膨胀性能反应黏液封堵漏气通道的有效性,保水性能反应黏液材料的稳定性。设置A、B 2组试验分别测试黏液膨胀性能与保水性能,由于矿用水泥基材料﹕普通硅酸盐水泥料水比1∶1即可满足封孔要求,因此A组试验将黏液材料以1∶40料水比混合500 mL至量杯,以1∶1料水比混合500 mL传统水泥基材料作为对照组。B组试验将黏液材料以1∶40料水比混合500 mL至量杯且设置500 mL纯净水为对照组。将A、B 2组试验对象静至于20℃恒温恒湿养护箱中,膨胀性能及保水性能随时间变化规律如图2图3所示。

    图  2  黏液膨胀系数随时间变化
    Figure  2.  Plot of mucus expansion coefficient over time
    图  3  黏液保水性能随时间变化
    Figure  3.  Plot of mucus water retention properties over time

    图2可知,随着时间推移,黏液材料体积不断增大,0~7 h膨胀速率较快,7 h后膨胀速率变缓,直至9 h黏液体积趋于稳定,最终体积达到571 mL,膨胀系数为14.2%,整个过程材料保持凝胶状态、未见收缩;而水泥基材料膨胀体积甚微。相比之下黏液材料膨胀性能明显优于水泥基材料。

    图3可知,粘液材料保水率随着时间的推移不断下降,但下降趋势十分缓慢,30 d仍具有流动性且失水率仅为5%,而纯净水在相同条件下第22 d完全蒸发,说明粘液材料具有良好的保水性能。

    通过试验模拟加压条件下不同料水比黏液渗透半径扩散长度。将不同黏液样品依次装入渗透测试容器中,模拟加压装置施加预定的压力,观察并记录不同料水比、不同压力条件下黏液渗透半径,所得结果如图4所示。由图4可知,黏液料水比为1∶20时渗流效果最差,料水比为1∶40时渗流效果最好,当注浆压力为2.0 MPa时,其渗透半径为0.5 m;注浆压力升高为3.0 MPa时,渗透半径可达到1.0 m。

    图  4  不同条件下黏液渗流测试
    Figure  4.  Mucus osmosis test under different conditions

    经试验研究,黏液材料具有良好的膨胀性能、保水性能和渗流性能,能够有效对钻孔周围煤体进行封堵,满足瓦斯抽采钻孔密封要求。

    为了防治强矿压和高瓦斯复合动力灾害,笔者在研发黏液封孔材料的基础上,拟将抽采孔和卸压孔合二为一,实现一孔多用及矿压与瓦斯共治的技术目标。巷道施工完毕后,其周围煤体会形成破碎区、塑性软化区和弹性区,而破碎区和塑性软化区煤体裂隙较为发育,在该区域采用黏液材料进行封孔,黏液容易随裂隙逸散,导致注浆压力较低且不容易保压,为此,黏液封孔段应该避开破碎区和塑性软化区,将其布置在应力集中区,卸压−抽采一体化钻孔布置如图5所示。

    图  5  卸压−抽采一体化钻孔示意
    Figure  5.  Schematic diagram of pressure relief and extraction integrated borehole

    图5所示,卸压−抽采一体化装置由里囊袋、中囊袋、外囊袋、爆破阀、注浆管、单向阀组成,其中里、中、外囊袋长度均为1 m,外囊袋位于煤体边界处,可用于衡量中囊袋与里囊袋入孔后是否位于孔内规定位置。爆破阀设置爆破压力为0.5 MPa,待孔内3个囊袋注浆完成达到额定压力时,里囊袋与外囊袋间的爆破阀打开并向密闭空间注入黏液封孔材料,利用“固封液、液封气”技术原理,实现带压封孔,提高钻孔封孔效果。卸压−抽采一体化技术有如下优势:

    1)抽采钻孔与卸压钻孔合二为一,浅部卸压,深部采用黏液材料进行封孔,不影响钻孔卸压效果,解决了卸压孔和抽采孔相互影响而漏气失效的技术难题,实现了矿压与瓦斯共治的技术目标。

    2)采用黏液材料封孔,并将封孔段向煤层深部转移,运用“固封液、液封气”的方式,注浆压力更高,材料渗透范围相较于传统水泥浆更广,封孔效果更好。

    3)凝胶材料可以实现充分让压,不影响钻孔卸压效果,通过多次补液可以进行二次注浆堵漏,实现钻孔全周期抽采。

    4)抽采钻孔与卸压钻孔合二为一,可以做到一孔多用,节约了复合动力灾害防治成本。

    综上所述,卸压−抽采一体化技术具有众多优势,但是卸压孔和抽采孔合二为一,其布孔间距应该一致,因此确定合理的一体化钻孔布孔参数非常重要。

    按照《冲击地压测定、监测与防治方法第10部分:煤层钻孔防治方法》(GB/T 25217.10—2019)的要求,煤层开采厚度为3.5~8 m时,卸压钻孔深度一般不小于20 m[26]。由2.1节可知,采用黏液材料进行封孔,可以实现充分让压,不影响钻孔卸压效果,因此确定卸压段和黏液封孔段为20 m。

    卸压钻孔间距可按式(1)进行计算[26]

    $$ D = kd\sqrt {1 + \frac{1}{K}} $$ (1)

    式中:D为卸压孔布孔间距,m;d为钻孔施工钻头直径,m;K为变形模量指数,K=λ/E,其中λ为软化模量,MPa;E为弹性模量,MPa;k为钻孔间距的危险性修正系数,与钻孔排粉有关。排粉质量比b=m'/mm'为单个钻孔单位长度实际排粉质量,m为单个钻孔单位长度计算排粉质量,m=ρπd2/4,ρ为煤层密度,kg/m3。对于弱冲击危险区:1.5≤b<2,k=18.84;中等冲击危险区:2≤b≤3,k=12.56;强冲击危险区b>3,k=6.28。

    由式(1)可知,矿压危险等级可用排粉质量比b来评价,其中计算排粉质量为定值,决定矿压危险等级的主要因素为实际排粉质量,也就是钻屑量。考虑现场操作方便,可依据钻屑量S值对试验区的矿压危险等级进行评价,其评价结果为:

    1) 弱矿压危险区:3 kg/m≦钻屑量S值<4 kg/m;

    2) 中等矿压危险区:4 kg/m≦钻屑量S值<6 kg/m;

    3) 强矿压危险区:6 kg/m≦钻屑量S值。

    将试验矿井数据代入式(1),可确定不同孔径及矿压危险等级卸压孔间距,见表1

    表  1  不同孔径及矿压危险等级卸压孔间距
    Table  1.  Distance between pressure relief holes with different pore sizes and mine pressure hazard levels
    卸压孔
    孔径/mm
    弱矿压
    危险区/m
    中等矿压
    危险区/m
    强矿压
    危险区/m
    120 2.77 1.85 0.92
    150 3.46 2.31 1.15
    200 4.61 3.08 1.54
    300 6.92 4.61 2.31
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    从表1可知,影响卸压孔布孔间距的主要因素为矿压危险等级和卸压孔孔径,其与矿压危险等级成反比,与卸压孔孔径呈正比。在确定卸压孔布孔间距时,首先测试不同深度钻屑量S值,评价其矿压危险等级,然后由卸压孔孔径和钻屑量来确定布孔间距。

    采用压降法测定不同时间钻孔有效抽采半径,钻孔布置如图6所示,布置4个测压孔,其与抽采孔的间距分别为1.0、1.5、2.0和2.5 m,待瓦斯压力稳定后,施工抽采孔,孔径为120 mm,联网抽采后观测不同抽采时间瓦斯压力数据,当瓦斯压力下降10%以上,说明测压钻孔处于抽采钻孔的影响范围,由此确定钻孔有效抽采半径。

    图  6  钻孔布置示意
    Figure  6.  Schematic diagram of straight borehole layout

    图7为井下试验测得的不同抽采时间下瓦斯压力变化曲线,依据该数据对抽采半径与抽采时间进行拟合分析(如图8),有:

    图  7  瓦斯压力随抽采时间变化曲线
    Figure  7.  Variation curve of gas pressure with extraction time
    图  8  抽采半径渐变规律回归分析
    Figure  8.  Regression analysis of the gradual change law of pumping radius
    $$ R = 0.86\;\ln \left( {t + 23.0} \right) - 2.57 $$ (2)

    式中:t为瓦斯抽采时间,d;R为有效抽采半径,m。有效抽采半径根据式(2)进行计算,可知抽采时间为90、180、270 和360 d时,有效抽采半径分别为1.5、2.0、2.31和2.55 m。

    采用黏液材料进行封孔,其对煤体裂隙较为敏感,在裂隙发育区容易产生漏液及注浆压力较低等问题,因此应将封孔段布置在应力集中区。钻屑量可以反映巷道周围煤体应力及裂隙变化分布规律,且方便现场测试,故采用钻屑量指标来确定合理封孔深度。具体测试方法如下:在测试地点采用钻头直径为42 mm的风煤钻,在巷帮煤壁中央垂直煤壁施工顺层钻孔,每隔10~30 m布置1个钻孔,单孔长度为15 m,共布置5组钻孔。在施工钻孔过程中,要求钻进速度尽量保持匀速,并尽量排出钻孔内的煤屑;每施工1 m,用弹簧秤称取钻屑量,并记录数据,测试结果如图9所示。

    图  9  不同孔深钻屑量变化曲线
    Figure  9.  Variation curve of drilling debris volume at different borehole depths

    图9可知,5组钻孔中,钻屑量向煤体深部逐渐升高,在9.0 m位置达到峰值,随后又逐渐降低。由此可以确定应力峰值点在9.0 m处,考虑一定的安全系数,将封孔段深度设计为距孔口10.0~20.0 m。

    余吾煤业公司为高瓦斯矿井,主采3号煤层,煤层平均厚度6.0 m,巷道沿煤层底板掘进,高瓦斯−强矿压复合动力灾害成为制约矿井安全高效开采的主要因素。为了预防瓦斯灾害发生,需要布置顺层钻孔预抽煤层瓦斯;同时受到埋深、关键层、采空区侧向支撑应力等因素影响,矿压显现较为剧烈,巷道围岩变形较为严重,需要施工卸压孔对煤体进行卸压。此前抽采钻孔与卸压钻孔分开施工,由于卸压孔和抽采钻孔封孔段处于同一位置,容易产生漏气通道,导致多数钻孔瓦斯抽采浓度不足20%,为此研究了复合动力灾害钻孔卸压和高效抽采一体化防治技术体系,即将卸压孔和抽采孔合二为一,采用新型黏液封孔材料,浅部卸压,深部封孔,实现矿压与瓦斯共治。

    试验工作面煤层厚度6.0 m,抽采钻孔孔径为120 mm,预抽时间9个月,由2.3节可知120 mm钻孔其有效抽采半径为2.31 m,考虑煤层厚度及一定的安全系数,设计布置2排钻孔,钻孔布孔间距2.0 m。

    试验工作面现场测试不同深度钻屑量S值,最大为6.3 kg/m,由此将试验工作面定为强矿压危险区。由表1可知,在强矿压区,120 mm卸压孔布孔间距为0.92 m,150 mm卸压孔布孔间距为1.15 m。卸压孔只对巷道周围煤体进行卸压,不需要考虑煤层厚度,1排钻孔即可满足卸压需求。

    为了实现矿压−瓦斯复合动力灾害共治,钻孔布孔参数如下:1)卸压孔和抽采孔合二为一,共布置2排钻孔,呈三花眼布孔方式(图6),钻孔水平间距2.0 m,从平面角度看卸压段间距为1.0 m,该设计可同时满足卸压和抽采需求;2)抽采钻孔长度150 m,钻孔孔径120 mm,为了提高卸压效果,将孔口20 m段进行扩孔,扩孔孔径150 mm;3)下排钻孔距煤层底板1.2 m,上排钻孔距煤层底板2.1 m;4)采用黏液材料进行封孔,封孔段位于距孔口10~20 m的应力集中区内。

    按照上述参数施工抽采钻孔(如图10所示),施工完毕后对孔口20 m段进行扩孔,扩孔孔径150 mm。钻孔施工完成后,连接注浆泵、水管、注浆管,注入少量清水验证管路是否流通,随后通过囊袋管路向囊袋注入水泥浆液,通过注浆泵上附带的压力表,判断囊袋注浆效果。当压力1 MPa左右时调低泵压,缓慢注入至0.5 MPa时憋压一段时间,随后继续缓慢注浆,压力再度接近1 MPa时停止注浆。囊袋封孔结束后,先向注浆管内注入少量清水验证管路流通性,随后按照料水比1∶40~50向孔内注入黏液材料,当压力达到0.5 MPa时爆破阀打开,凝胶材料进入封孔段,当注浆压力达到1.5 MPa左右停止注浆并保压2 min,完成注浆过程。注浆完成后注入少量清水清洗管路,重复上述步骤对下一组试验孔进行试验。

    图  10  钻孔布置
    Figure  10.  Borehole layout

    试验巷道为矩形断面,初始巷道宽度5.4 m,巷道高度3.8 m,在巷道掘进一周内施工卸压−抽采一体化钻孔。为了考察钻孔卸压效果,在试验巷道每20 m布置1组测点,采用“十”字布点法在巷道顶底板及两帮布置测点,采用皮尺进行测量,同时确保测点动态覆盖钻孔试验区域,所有测点观测周期为1周/次,从首次观测之后打卸压孔,连续观测5周,巷道变形数据如图11所示。

    图  11  巷道尺寸随时间变形规律
    Figure  11.  Deformation law of tunnel size over time

    图11a中可知,巷道施工完毕后,在未施工一体化钻孔之前,其围岩变形较为严重,5个测点平均巷宽尺寸变化幅度为5.18%。施工一体化钻孔一周后,平均巷宽尺寸变化幅度为1.45%,相比之前降低了3.5倍。从图11b中可知,未施工卸压−抽采一体化钻孔之前,平均巷高尺寸变化幅度为4.96%,施工一体化钻孔1周后,平均巷高尺寸变化幅度为0.90%,相比降低了5.5倍。从图11可知,在施工一体化钻孔后,巷道整体变形较小且趋于稳定,说明其卸压效果良好。

    在相邻一体化钻孔中间布置检测孔,仍采用钻头直径为42 mm的风煤钻,钻孔长度15 m,共布置5组钻孔。钻屑量每1 m记录1次,1~3 m舍弃,从第4 m开始记录。5个检测孔钻屑量在3.1~3.5 kg/m,表明施工一体化钻孔后,巷道矿压危险等级大幅度降低,钻孔卸压效果良好。

    一体化钻孔采用新型黏液材料进行封孔,为考察其抽采效果,选择邻近“两堵一注”水泥浆封孔的抽采钻孔作为对比分析,分别考察40组钻孔的瓦斯抽采浓度数据,其中新型黏液材料封孔与“两堵一注”水泥浆封孔数量各20个,钻孔平均抽采浓度、平均抽采纯流量数据曲线如图12所示。

    图  12  平均瓦斯浓度随时间变化规律
    Figure  12.  Variation rule of average gas concentration in each borehole over time

    图12可知,一体化试验孔在30 d抽采时间内瓦斯最高浓度可达81.3%,平均瓦斯浓度为64.87%,而“两堵一注”钻孔抽采浓度最高仅有44.4%,平均瓦斯浓度为32.9%,一体化试验孔平均瓦斯浓度相较于“两堵一注”钻孔提高了1.97倍。如图13所示,一体化试验孔平均瓦斯抽采纯流量为43.81 L/min,对比孔平均瓦斯抽采纯流量为22.83 L/min,试验孔瓦斯抽采纯流量相较对比孔提升1.91倍且衰减趋势更加缓慢。由此可知,钻孔卸压−高效抽采一体化技术具有良好的抽采效果。

    图  13  平均瓦斯抽采纯流量随时间变化规律
    Figure  13.  Average gas extraction pure flow rate change pattern over time

    1)构建了复合动力灾害钻孔卸压和高效抽采一体化防治技术体系:将卸压孔与抽采孔合二为一,卸压带总长度20 m,采用新型黏液材料进行封孔,并将封孔段布置在应力集中区,通过“固封液、液封气”技术原理实现带压封孔,既可提高钻孔封孔质量,又能充分让压,不影响钻孔卸压效果,实现一孔多用及矿压与瓦斯共治。

    2)以纤维素醚为基料,辅以膨胀剂和保水剂以一定比例研发了新型黏液封孔材料,该封孔材料膨胀系数为14.2%,30 d的失水率仅为5%,渗透半径接近1.0 m,说明该材料具有较好的膨胀性能和保水性能以及较远的渗透性能,可有效对煤体裂隙进行密封。

    3)优化了钻孔卸压−高效抽采一体化技术参数:首先依据钻屑量评价矿压危险等级,并结合钻孔孔径确定卸压段布孔间距;然后依据不同深度钻屑量确定黏液封孔段长度距孔口10~20 m,并采用压差法确定钻孔有效抽采半径;最后综合考虑钻孔卸压半径和有效抽采半径实现钻孔一体化布置。

    4)采用表面位移观测和钻屑量指标对钻孔卸压效果进行考察,表明该一体化技术可有效降低矿压危险等级并控制巷道围岩变形;一体化钻孔采用新型黏液材料进行封孔,瓦斯平均抽采浓度由此前的32.9%提高到64.87%,提升了1.97倍,平均瓦斯抽采纯流量也提高了1.91倍,说明一体化技术可有效防治强矿压−高瓦斯复合动力灾害。

  • 图  1   黏液密封材料

    Figure  1.   Real gel material

    图  2   黏液膨胀系数随时间变化

    Figure  2.   Plot of mucus expansion coefficient over time

    图  3   黏液保水性能随时间变化

    Figure  3.   Plot of mucus water retention properties over time

    图  4   不同条件下黏液渗流测试

    Figure  4.   Mucus osmosis test under different conditions

    图  5   卸压−抽采一体化钻孔示意

    Figure  5.   Schematic diagram of pressure relief and extraction integrated borehole

    图  6   钻孔布置示意

    Figure  6.   Schematic diagram of straight borehole layout

    图  7   瓦斯压力随抽采时间变化曲线

    Figure  7.   Variation curve of gas pressure with extraction time

    图  8   抽采半径渐变规律回归分析

    Figure  8.   Regression analysis of the gradual change law of pumping radius

    图  9   不同孔深钻屑量变化曲线

    Figure  9.   Variation curve of drilling debris volume at different borehole depths

    图  10   钻孔布置

    Figure  10.   Borehole layout

    图  11   巷道尺寸随时间变形规律

    Figure  11.   Deformation law of tunnel size over time

    图  12   平均瓦斯浓度随时间变化规律

    Figure  12.   Variation rule of average gas concentration in each borehole over time

    图  13   平均瓦斯抽采纯流量随时间变化规律

    Figure  13.   Average gas extraction pure flow rate change pattern over time

    表  1   不同孔径及矿压危险等级卸压孔间距

    Table  1   Distance between pressure relief holes with different pore sizes and mine pressure hazard levels

    卸压孔
    孔径/mm
    弱矿压
    危险区/m
    中等矿压
    危险区/m
    强矿压
    危险区/m
    120 2.77 1.85 0.92
    150 3.46 2.31 1.15
    200 4.61 3.08 1.54
    300 6.92 4.61 2.31
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图(13)  /  表(1)
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  • 收稿日期:  2024-07-04
  • 网络出版日期:  2025-04-11

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