高压注水对煤体瓦斯解吸特性的影响

高压注水对煤体瓦斯解吸特性的影响

1煤层注水效果机理研究层压板主要有两种类型：吸附型和游离型，吸附型占80%90%。瓦斯解吸过程是吸附态向游离态的转变过程,且与外界条件和吸附质结构有关,煤中的裂隙和孔隙是瓦斯主要的储存与运移通道,孔隙的微观特征对煤的解吸特性有一定的影响。在煤层中进行高压注水,可以有效降低开采过程中的粉尘含量,并且可以在一定程度上预防煤与瓦斯突出,已有工业试验证实,煤层注水可以降低瓦斯的解吸能力。针对煤层注水过程中水对瓦斯解吸特性的影响和机制,国内外学者进行了相关研究,主要从启动压力梯度和孔隙分布2个方面进行分析,但对于注水试验和注水后水在煤中赋存机制的研究鲜见报道。本文先对煤的孔隙率和孔隙分布规律进行测定,并在测定的基础上进行不同煤种不同注水压力和瓦斯吸附压力下的解吸试验,以及注水后含水率的计算,将试验结果和煤的孔隙分布规律相结合,对煤体瓦斯的解吸规律和机制进行分析研究。研究结果对预测煤层在不同条件下的注水过程中,水与瓦斯的分布规律和渗流特性具有一定的参考价值。2试验介绍2.1装置的试件选取试验用煤样取自沁水煤田潞安矿区3#煤层的贫煤和阳泉矿区9#煤层的无烟煤,为了测定煤的孔隙结构特征以及注水后的宏观解吸特性,对2种煤样均进行压汞试验和吸附–注水–解吸试验。压汞试验取样质量控制在1.2~1.5g,每号煤层取一块典型试样进行试验(3#煤层的记为1#试样,9#煤层的记为2#试样)。吸附–注水–解吸试验的试样采用大型煤岩钻样机取成φ100mm×150mm的大块圆柱形煤样,3#煤层取样2块、分别记为1–1#和1–2#煤样,以模拟同一煤层的煤种在不同的瓦斯吸附压力下,分阶段不同水压注水后的解吸试验;9#煤层取样1块,记为2–1#煤样,与1–1#煤样共同用于模拟不同煤层相同的瓦斯吸附压力下,不同水压注水后的解吸试验。采用较大试件的原因:一是使煤体吸附更多的瓦斯;二是降低由于煤的非均匀性和离散性而带来的试验误差,以便于较充分地说明试验结果的普遍性。2.2孔径分布规律采用国内外通用的压汞法来测定煤的孔隙结构和沟通孔隙率,试验原理为:在汞对煤的浸润与汞的表面张力的作用下,随着进汞压力的增加,汞能进入到煤体的孔径尺度逐渐减小,通过计算求得孔径的分布规律。压汞仪选用美国Micromeriticsinstrument公司9310型压汞微孔测定仪,仪器工作压力为0.0035~206.8430MPa,分辨率为0.1mm3,膨胀仪容积为5.1669cm3,测定下限的孔隙直径为0.006µm,经分析天平称得1#试样质量为1.1207g,2#试样的质量为1.1430g。试验之前先将试样置于恒温(90℃)鼓风干燥箱干燥12h,然后抽真空开始试验。9310型压汞微孔测定仪的原理为:将试样置于膨胀仪中,在压力不断增大的条件下,使汞逐渐注入到试样的内部,直至达到最大压力,从而能够测定出任一进汞压力下煤中的累计汞含量。结合汞压力与孔径的关系,可以测得煤中的孔径分布规律。试验直观曲线为典型的进汞线和退汞线,进汞线是汞的压力由0逐渐增至最大,退汞线是汞由最大压力逐渐降为大气压力(1atm),因此,经历进汞到退汞的整个过程后,会有一定量的汞残留于煤样中,但这不影响孔径分布的测定。进汞量和退汞量分别指随着压力的增加煤中汞含量的增量和随着压力的降低煤中汞含量的降低量;孔隙的孔径由进汞压力和相应的累计进汞量计算得到;孔容在本试验中可以直接等效为单位质量煤样的进汞量;比表面积是把孔隙假想成规则形状,通过孔径换算得到的,为近似值,仅具有参考价值,比表面积决定煤对瓦斯吸附能力的大小。孔径与进汞压力的关系为式中:r为汞能压入的孔径;σ为汞的表面张力,取0.4716N/m;α为汞对煤的浸润角,对试验用1#,2#煤样而言,均取142°;p为进汞压力。2.3实验设备及装置采用太原理工大学自主研制的吸附–注水–解吸成套试验设备,进行所选煤样在不同瓦斯压力下的吸附试验,不同压力下的注水试验和解吸试验。装置主要由吸附仪、高压注水设备、瓦斯贮气罐、集气装置、精度±0.1℃的恒温水浴和真空泵组成。设备的耐压可以达到10MPa,煤样的尺度为φ100mm×150mm,通过依次进行的吸附试验、注水试验和解吸试验,在试验过程中,能够确保试验设备的密封性,试验装置如图1所示。对于吸附试验,能够完成耐压范围以内的气体压力吸附,并且能够保证无气体泄漏;达到吸附平衡时,单位时间内的吸附量小于10mL/h。对于注水试验,能够保证水充分浸润存在气体压力的煤样,并且水压维持在规定的范围内,但这要求注水时的压力大于吸附压力。对于解吸试验,整个试验过程均在大气压条件下进行。压力的读取采用ACD–25型高精密数字压力表,精确至0.001MPa。集气采用先滤水后集气的排水集气法,选取量程为2.0L、刻度为20mL的量筒,可估读至2mL,精度能够满足试验要求。试验煤样无外部压力,可以较好地模拟实际煤层压裂后的块裂性态煤体所处的状态。整个试验过程中的温度恒定为煤储层温度(20℃),由恒温水浴控制。待试验煤样放入吸附罐并密封之后,对其内部游离空间的体积进行测定,测定完毕后,开始进行试验。对于1–1#,2–1#煤样,在同等的吸附平衡压力(0.65MPa)下进行自然解吸及不同注水压力下的注水解吸试验;对于1–1#,1–2#煤样,在不同的吸附平衡压力(分别为0.65和0.90MPa)下进行相关试验。注水压力分3种,分别为等吸附平衡压力、3倍吸附平衡压力以及9倍吸附平衡压力的水压。通过试验获得煤体的解吸规律曲线和试验后的含水率。3试验结果3.1孔容和比表面积对2#煤样孔径分布的影响1#,2#煤样累计进、退汞曲线与累计孔径分布曲线如图2所示。由图2(a)可知:在相同的进汞压力下,1#煤样的进汞量明显高于2#煤样,每一个阶段1#煤样的孔隙率均大约是2#煤样的2倍;各煤样退汞率均在50%左右,由于退汞时的孔径顺序与进汞时的相反,因此一部分压入微孔中的汞不能正常出来,说明进汞与退汞不是完全可逆的过程。综合分析试验结果可知,1#煤样的孔容是2#煤样的2倍。由图2(b)可知:2条曲线出现交替上升的情形,在大于100µm的孔隙中,二者的孔径百分比几乎是相同的;在孔径为1~100µm的孔隙中,1#煤样的孔径百分比较大;在孔径小于1µm到最小孔径(0.006µm)的孔隙中,2#煤样的孔径百分比一直较大;而在孔径小于0.1µm时,2条曲线的斜率均突然升高,直到最小孔径,此孔径范围内的孔隙均占二者各自孔隙总量的40%,说明2种煤样均是以小于0.1µm的微孔隙为主;总体而言,2条曲线在不同点处的斜率大致是相近的,除孔容和比表面积外,2种煤样的孔隙分布规律大致相同,只是在个别孔径的分布上有所区别。1#,2#煤样不同孔径范围内的孔容和孔比表面积如表1所示。3.2–1#煤样含水率及输注压力解吸率的日变化相关的试验数据及具体分析见赵东等的研究,这里不再赘述。1–1#,1–2#和2–1#煤样在不同注水压力下的解吸完成后,含水率的变化规律如图3所示。解吸后的含水率为残留在煤样中的水的质量与煤质量的比值,随着注水压力的上升水能进入到更小孔径的裂隙孔隙中,因此煤样的含水率随注水压力的增加而逐渐增大。由图3可以看出,1–1#,1–2#煤样在等压注水和3倍压力注水阶段,含水率的上升速率比3倍注水压力向9倍注水压力增加时要快;而2–1#煤样在整个试验阶段,含水率随注水压力的变化近似呈线性增长;说明同种煤含水率随注水压力的变化关系基本一致,不同种煤含水率与注水压力的变化关系有差异。1–1#,1–2#和2–1#煤样解吸率随注水压力的变化关系如图4所示。解吸率指试验条件下煤样瓦斯的解吸量与吸附总量的比值。1–1#煤样在自然解吸至3倍压力注水解吸阶段,解吸率与注水压力的变化几乎呈线性衰减;而在此后更高注水压力下的解吸,解吸率随注水压力的变化规律与之前不同,但总体下降趋势不变。1–2#煤样在自然解吸向等压注水解吸过渡阶段,解吸率随注水压力的增加衰减最快;等压注水之后的阶段,解吸率的衰减呈线性变化,且3倍注水压力时,解吸率受水压的影响较小。2–1#煤样在自然解吸至3倍压力注水解吸时,解吸率随注水压力的变化较明显;自然解吸向等压注水过渡时,解吸受水的影响最大;此后随着水压的增加,解吸率受水的影响逐渐变小,直至趋于平衡。由此可以说明,试验用无烟煤的解吸受水的影响比贫煤大,并且吸附平衡压力越大,受水的影响越小;通过与未注水的自然解吸对比可知,自然解吸能力越低,解吸受注水的影响越大。注水后的含水率和解吸率如表2所示。4结合孔隙结构分析和讨论4.1煤中水的来源及孔径分布临界孔隙尺度是指一定压力的水能进入到煤体内部孔隙的最小的孔径值。由于处于不同吸附压力下的瓦斯,即使未注水,气体的临界孔隙尺度也是不同的,因此临界孔隙尺度随着气体压力和水压的变化而变化。根据试验得出的不同注水压力下的含水率及其对解吸率的影响,结合压汞试验结果,利用下式对水进入到煤样的临界孔隙尺度进行计算:式中:σ′为水的表面张力,大小为0.07275N/m;α′为水对煤的浸润角,通过对试验用贫煤和无烟煤进行测定,得出浸润角分别为150°和120°(见图5);p′为注水压力(Pa)。由于水对试验用煤的浸润角均大于90°,式(2)同样适用于高压水进入煤样的孔径规律的分析,孔径计算结果见表3,由表3可以看出,在无内部气体压力条件下,试验水压范围内水进入到煤中孔隙的最小尺度主要集中在12~200nm。表4是通过压汞试验得出的煤的不同孔径对应的累计孔容,表4中的孔径对应于表3中计算出的孔径。由表4可以看出,随着孔隙尺度的减小,累计孔容逐渐增加。说明随着注水压力的上升,煤样的含水率逐渐增加。煤样含水率与累计孔容的计算依据是水的密度,由于水是不可压缩流体,在计算中可以近似取水的密度等于1g/mL。对于煤样表面裂隙总体积的大小,可根据对煤样进行真空处理后的自然吸水时的煤样含水率与此时的孔径尺度计算:式中:1V为煤样裂隙的总体积(mL/g);M为含水率(%);ρ为水的密度,等于1g/mL;0V为常压自然吸水时的孔隙尺度所对应的累计孔容。结合解吸试验后的煤样含水率,计算得到1–1#,1–2#,2–1#煤样的裂隙体积分别为:0.0089,0.0089,0.0040mL/g。根据煤样的裂隙体积和含水率,可以计算出不同注水压力下煤样孔隙中水的含量,变换式(3)可得式中:V2为不同注水压力下煤样孔隙中实际水的含量(mL/g),V′为煤的裂隙体积(mL/g)。根据式(4)计算出的孔隙中水的含量如表5所示,由表5可以看出,由于煤中存在一定的瓦斯压力,使得同等压力下的水不能深入到根据理论计算出的孔隙中;水进入到煤体的过程是随着水压的增加孔隙尺度减小,进而逐渐进入到小孔隙,遵循大裂隙→小裂隙→大孔隙→中孔隙→小孔隙→微孔隙的流动原理。根据压汞试验得到的煤的孔径与累计孔容的关系,结合不同注水压力下煤中含有的孔隙水总量,可推算出一定含水量下的临界孔隙尺度,结果如表6所示。4.2煤体瓦斯解吸率与临界孔隙尺度的关系1–1#,1–2#和2–1#煤样解吸率与临界孔隙尺度的关系如图6所示。3个煤样的共同点为:水进入到煤体的临界孔隙尺度越小,解吸率越低。其中,1–1#,1–2#煤样的解吸率与临界孔隙尺度呈非线性关系,而2–1#煤样的解吸率与临界孔隙尺度呈近似线性关系,由此看出解吸率与临界孔隙尺度的函数关系可能受煤种的影响。1–1#煤样在等压注水时的临界孔隙尺度分别是3倍压力注水和9倍压力注水时的5.29和6.54倍;等压注水时的解吸率分别是3倍压力注水和9倍压力注水时的2.04和3.06倍。1–2#煤样在等压注水时的临界孔隙尺度分别是3倍压力注水和9倍压力注水时的4.00和6.92倍;等压注水时的解吸率分别是3倍压力注水和9倍压力注水时的1.21和2.82倍。由于1–2#煤样的吸附压力大于1–1#煤样,这就造成了虽然临界孔隙尺度相差不大,但解吸率差别较大的情况。由此可知,对于同种煤,水对煤体瓦斯解吸率的影响不仅与水进入到煤体的临界孔隙尺度有关,还与吸附平衡压力有关;同样临界孔隙尺度的煤体,气体压力越大,产生解吸效应越明显。2–1#煤样在等压注水时的临界孔隙尺度分别是3倍压力注水和9倍压力注水时的3.73和18.03倍,等压注水时的解吸率分别是3倍压力注水和9倍压力注水时的2.23和4.58倍。虽然2–1#煤样的临界孔隙尺度在等压注水和3倍压力注水条件下均大于1–1#煤样,但在所有的试验阶段,2–1#煤样的解吸率均小于1–1#煤样。说明水对煤体解吸率的影响还与煤种有关,取决于此种煤的沟通孔隙率大小及分布规律,并且同等条件下解吸率随孔隙率呈正增长的关系。假定煤体瓦斯的解吸率与煤的孔隙率、吸附平衡瓦斯压力和水进入到煤体的临界孔隙尺度有关,并且与这3个因素均成正增长关系。煤体瓦斯解吸率的函数为式中:Y为煤体瓦斯的解吸率(%);S为水进入到煤体的临界孔隙尺度(nm);n为与煤的孔隙率或孔隙尺度相关的参数(nm-1);Pg为某种煤在一定吸附瓦斯压力下,未注水时的解吸率(%);a,b均为吸附参数;V为瓦斯吸附量(mL)。根据I.Langmuir关于单分子层吸附–解吸的定义:吸附气体压力p越大,可吸附分子的吸附位面积与煤的总比表面积的比例越大,且当压力趋于无穷大时,即可认为吸附分子占据所有的比表面吸附位。而注水后残留在孔隙中的水对气体解吸的影响