低渗煤层瓦斯抽采为制约矿井安全生产的主要因素之一[1]。有效提高煤层透气性，扩大抽放钻孔影响范围，最终提高煤层瓦斯抽采效果是瓦斯治理的关键[2]。水力挠动对煤层进行卸压增透是实现这一难题的主要措施之一[3-4]。矿井水力挠动作用对象多为煤体，相关研究成果均表明[5-9]:高压水挠动后，未受地质构造破坏或破坏程度较轻的坚硬煤体内部能够产生贯通性较好的裂隙，瓦斯渗流通道得以连通，负压作用下，理想的瓦斯抽放效果能够实现;相反，受地质构造破坏严重的松软煤体挠动后内部不能产生新的裂隙，甚至原有裂隙被煤泥封堵，瓦斯渗流通道被阻断，抽放效果大大降低。水力挠动在不少矿井未取得预期卸压增透效果的主要原因在于没有预先掌握挠动对象对该措施的适用性[10-13]。仅盲目照搬煤体水力挠动卸压增透的成功经验，势必造成矿井物力及财力的浪费，且易对该技术措施的作用效果产生怀疑。
针对这一问题，笔者采用模拟实验及工程实践印证相结合的研究方法对松软煤体及其顶板砂岩的水力挠动卸压增透效果进行考察。首先，在试验矿井采集大块度软煤及顶板砂岩样品，实验室切割、加工成正方体试件;模拟试件所处地应力及瓦斯条件下，采用自行设计改装的“真三轴水力挠动-瓦斯渗流实验装置”进行水力挠动实验，考察泵注压力随时间的变化规律，采用渗透率分析水力挠动效果;其次，在采样矿井煤层及其顶板砂岩中分别布置一组钻孔进行现场试验，实时监测泵注压力及流量数据，同时采用相关瓦斯指标考察抽放效果。
1 煤层顶板钻孔水力挠动卸压增透机理
对松软易破碎不适宜采取水力挠动进行卸压增透的煤体可考虑对其顶板进行挠动。水力挠动后，煤层顶板岩层在大流量、高压力水动力条件下相继起裂、扩展、延伸，随着挠动的延续，人工及天然裂隙与煤岩结合处的弱面有效贯通。相互交错的多级裂缝网络体系在煤储层周围形成，由于裂隙网络与外界自由面的有效沟通，煤层原始应力和瓦斯赋存状态被打破，煤岩体卸压增透的外部条件形成，为瓦斯解吸-扩散创造了良好条件。
此外，水力挠动后，顶板内所形成的裂缝网络与煤层接触范围远大于煤层钻孔，瓦斯在煤层内的扩散距离缩短，大范围的煤层瓦斯气体扩散至顶板缝隙所形成的“网络系统”内。煤层深部与顶板之间的瓦斯梯度差由于扩散的不断进行而增大，深部煤体的瓦斯也开始解吸并递进式地向紧邻顶板处扩散;随着瓦斯不断扩散，煤基质收缩，煤体裂隙形成，瓦斯扩散半径减小，扩散速度增加[14]。
顶板水力挠动后，大量裂隙在钻孔周围形成，裂隙一端连通煤体，另一端连通钻孔，顶板瓦斯在压力的驱动下，沿裂隙不断运移至钻孔在抽放负压作用下快速被抽出。由于大量挠动裂隙的出现，瓦斯在煤层顶板运移的流动可视为线性渗流，遵循达西定律，即符合式(1)规律，渗透率越大、瓦斯压力差越大，瓦斯流速越大。
(1)
式中，v为瓦斯渗流速度，cm/s;K为渗透率张量，cm2;μ为瓦斯黏度，Pa·s;▽P为瓦斯压力梯度，Pa/cm。
顶板岩体致裂后发生脆性变形[15]，顶板裂隙区形成(顶板挠动后裂隙发育如图1所示)，新生裂隙得到较好扩展、延伸，相比于煤体中的裂隙可更加长久保持，便于后期进行重复水力挠动。
图1 顶板水力挠动裂隙发育
Fig.1 Fracture distribution of hydraulic disturbance to coal seam roof
2 室内实验
2.1 实验装置
2.1.1 设备主要功能
一定模拟煤岩储层环境下，通过水力挠动建造人工裂缝，测试有效的裂隙发育参数，实现气相渗透率测试[16-18]。
2.1.2 技术参数
(1)岩(煤)芯尺寸:100 mm×100 mm×100 mm(可选试样200 mm×200 mm×200 mm，300 mm×300 mm×300 mm)。
(2)三轴压力量程:0～40 MPa(对300 mm×300 mm×300 mm试件接触面而言为40 MPa，其他尺寸试件量程可根据面积进行换算);控制精度±0.1 MPa。
(3)水力挠动:水力挠动系统由搅拌活塞容器和压裂泵等组成。挠动压力0～120 MPa，注水流量0～100 mL/s。
(4)渗透率测量:渗透率根据试件出口流量自动换算，配置美国Omega品牌FMA-4100系列流量计(高中低档各1套，量程2 000，500，50 mL/min)，渗透率测量范围:0.001×10-15～1 000×10-15 m2。
设备实物图、系统原理如图2,3所示。
2.2 试样加工制取
试验矿井采煤工作面、冒落区分别采集完整性相对较好的大块度原始煤样和顶板砂岩样品，包封后运至实验室，经切割打磨加工成正方体试件，尺寸为100 mm×100 mm×100 mm。选取棱边相对平直试件各2组，分别标注为煤样1、煤样2、岩样1、岩样2(图4)。
2.3 实验方案
根据地应力实测资料，试验矿井最大主应力为σx、最小主应力为σy，垂直应力为σz，3者关系为
σx>σz>σy，σz=0.8σx，σy=0.6σx
(2)
实验方案及步骤如下:
(1)实验系统气密性检测:试件放置到实验腔体后，加载大小均为0.2 MPa的三向应力，关闭渗流出口阀门，连接N2(吸附性较小)进行缓慢充气，控制充气压力为0.5 MPa，稳定该数值一段时间(约0.5 h)，关闭进气阀门。界面实时显示气体压力数值，2 h后如压力未下降，证明系统气密性较好。如果压力下降，对实验系统进气管路、渗流出口通道及试件密封情况进行检查后重新测试。
图2 真三轴水力挠动-瓦斯渗流实验装置实物
Fig.2 Physical map of true triaxial hydraulic disturbance-gas seepage experimental device
图3 真三轴水力挠动-瓦斯渗流实验系统原理
Fig.3 System principle diagram of true triaxial hydraulic disturbance-gas seepage experimental device
图4 方体煤样及砂岩试件
Fig.4 Standard cubic coal and sandstone samples
(2)一定的瓦斯压力下(采样处瓦斯压力实测平均值，取0.6 MPa)，待试件吸附12 h后，以每步0.2 MPa的速度同步加载试件的三向应力，同时分别采集试件不同应力状态下渗透率数值，渗透率采集频率可设置为5 s。
(3)试件最大主应力σx加载至预定数值20 MPa(σz,σy分别为16,12 MPa)，稳定2 h后，进行水力挠动实验，采集注水压力及流量数值，设置采集频率为5 s。
(4)挠动结束后，持续保持三向应力最终加载状态，再次测量试件渗透率并与挠动前进行比较。
2.4 瓦斯渗透率测试计算原理及试件密封
实验系统采用基于达西定律的稳态方法对试件渗透率进行测定，一定瓦斯压力下使气体流经试件，由于试件渗透率存在差异，通过试件的流量、压力也不同，通过压力传感器、质量流量计、数据采集模块对压力、流量进行采集，经程序自动计算出试件渗透率值[18]:
(3)
式中，K为渗透率，10-15 m2;Q0为流经试件瓦斯流量，cm3/s;P0为实验条件下大气压，MPa;μ为瓦斯动力黏性系数，Pa·s;L为试件长度，cm;P1为进气口瓦斯压力，MPa;P2为出气口瓦斯压力，MPa;A为方体煤(岩)样截面积，cm2。
将对应不同尺寸横截面积(A)和样品长度(L)代入式(2)即可。渗透率测试界面中，选择对应的试件尺寸，渗透率实施自动测算。
国内外大多使用硅胶套对试件棱边进行密封以防止渗流过程气体沿着试件边缘渗漏，实验过程中发现轴向压力较大时，硅胶套切断机率较大。实验证实铜胶套既能保证密封效果，同时由于具有一定的强度，耐压切能力强，效果优于硅胶套;挠动钻井与试件钻孔间采用环氧树脂封孔，如图5所示。
2.5 挠动前渗透率测试及分析
最大主应力σx加载到整数值时暂停，待渗透率基本稳定时记录下该值。根据4个试件不同加载应力下的渗透率数值绘制应力加载过程渗透率演化曲线，如图6所示。
图5 渗流密封及挠动钻孔封孔
Fig.5 Seepage seal and hydraulic disturbance well seal
图6 煤岩样渗透率演化曲线
Fig.6 Permeability evolution curve of coal and rock samples
图7 泵注过程试件水压-流量演化曲线
Fig.7 Water pressure-flow evolution curves of samples during water injection process
可以看出，软煤及砂岩试件的渗透率K均随着加载应力的增大而减小，渗透率K与最大主应力σx之间呈负指数关系[19]:
K=AeBσx
(4)
拟合关系中相关系数R均在98%以上。软煤试件拟合常数B明显小于砂岩试件，说明应力加载过程中，软煤试件的渗透率降幅大于砂岩试件。
2.6 水力挠动实验及分析
试件加载至最终应力状态稳定1 h后，对4个试件分别进行水力挠动实验。记录泵注压力及流量2个参数，绘制泵注压力、流量随时间的变化曲线如图7所示。
2个松软煤样试件的泵注压力-时间曲线走势基本一致，大致分为5个阶段，泵压滞留(压力为0)、压力急剧上升、压力瞬间下降、压裂-闭合交替以及逐步压实阶段。2个砂岩试件的泵注压力曲线同样分为5个阶段，泵压滞留、压力急剧上升、起裂、压裂-闭合交替以及完全破裂阶段。
软煤样试件在高压水加载过程中经历压裂—压实—闭合，最终煤样被高压水压实，煤体内部的裂隙网络并未展开;相反，砂岩试件在高压水泵注过程中经历了压裂—多次压裂—完全破裂的过程，试件最终被完全压裂，内部裂隙得到充分扩张、衍生，相互贯通的裂隙网形成[20-21]。
2.7 挠动后渗透率测试分析
挠动前，测试有4个试件最终加载应力状态下的渗透率。实验结束后，保持应力状态不变，待试件重新吸附甲烷12 h达到平衡后，分别测试4个试件的渗透率并绘制渗透率比图，如图8所示。
图8 试件水力扰动前后渗透率对比
Fig.8 Permeability contrast figure of samples before and after hydraulic disturbance
水力挠动后，2个煤样试件的渗透率分别下降了85.26%,88.51%，煤样几乎失去渗透能力，这充分说明水力挠动后松软煤样试件内部不但没有产生有利于瓦斯渗流的裂隙，反而原有瓦斯流动的通道被堵塞;相反，砂岩试件的渗透率大幅增加，2个砂岩试件分别增加了139和126倍，表明试件内部产生了大量有利于瓦斯渗流的通道。
3 工程实践
3.1 矿井概况及水力挠动钻孔布置
二1煤层位于山西组下部，直接顶为大占砂岩。矿井构造软煤发育，煤的破坏类型为Ⅲ～Ⅴ类煤，平均厚度为4.22 m。含瓦斯9～20 m3/t，瓦斯压力0.34～2.00 MPa(瓦斯压力最大实测值为2.00 MPa)，属煤与瓦斯突出矿井，煤层透气性系数为0.028 4～0.142 8 m2/(MPa2·d)。为提高抽采效果，在煤层底板岩巷采取水力挠动进行卸压增透。挠动对象分别为二1煤层及其直接顶砂岩，钻孔布置如图9所示。
图9 顶板及煤层挠动钻孔布置剖面
Fig.9 Profile map of roof and seam hydraulic disturbance drilling boreholes
(1)二1煤层顶板砂岩挠动钻孔。终孔位置距煤层顶板6.0 m，封孔至二1煤层顶板1.0 m，封孔深度为42.9 m，挠动对象为煤层直接顶板砂岩。
(2)二1煤层挠动钻孔。终孔位置至二1煤层顶板0.5 m;封孔位置至煤层底板0.5 m，封孔深度为35.4 m，挠动对象为二1本煤层(图9)。
3.2 水力挠动试验
挠动过程中高压水作用下煤岩体致裂破坏，裂隙不断沟通、贯穿，泵注压力及流量时刻发生变化。注水时间需根据泵注压力及流量确定。根据现场采集到的泵注压力、流量参数绘制两者随时间的变化曲线，如图10所示。
图10 挠动钻孔注水压力及流量曲线
Fig.10 Curve of water injection pressure and flow rate of disturbance drilling boreholes
(1)砂岩挠动钻孔的注水压力随时间曲线大致分为5个阶段，如图10(a)所示。① 砂岩内发育有大量裂隙，渗失液体大于注水量。泵注开始，压力不升;② 注水量增加，裂隙被充实，注水量大于渗失量时，压力不断上升;③ 水压大于砂岩抗拉强度与地应力之和时，达到起裂压力，初始裂缝出现，水侵入岩体裂缝内部，压力陡然下降;④ 压力下降，岩体内裂缝扩展停止。随着水不断注入并在裂缝中逐渐累积，压力逐渐恢复，岩体内水压再一次迅速达到砂岩的破裂压力，2次起裂出现。如此反复，3次、多次起裂发生，裂缝在不断循环中向前延展[22];⑤ 一定范围内岩体裂缝总体积及水的滤失量之和与水的注入总量达到平衡后。泵注压力基本稳定在一个恒定值。此时，砂岩完全破裂[23]。
(2)二1煤层挠动钻孔的注水压力随时间曲线同样可分为5个阶段:① 煤体发育有孔(裂)隙，初期渗失液体大于注水量。注水开始，但未见水压读数;② 煤体内部孔(裂)隙被水充填，注水量大于渗失量时，压力不断上升;③ 一定压力时，煤体破裂，液体填充到所形成的裂缝中，压力降低;④ 与顶板砂岩挠动钻孔一样，由于水压下降，挠动对象内裂缝扩展行为停止。随着水不断注入并在裂缝中逐渐累积，压力逐渐恢复，2次起裂形成，3次、多次起裂接踵而至;⑤ 注水一段时间后，煤体发生塑性变形。高压水在钻孔内与煤体结合形成煤泥(浆)，煤体被压实，裂隙延展停止，孔隙被封堵，泵注压力不断攀升;远超煤体的破裂压力。煤体被完全压实。
注水流量随着注水压力的变化增减，压力增大流量相应降低;相反，压力降低，流量增大。
2个挠动钻孔注水压力曲线的前4个阶段趋势基本一致，区别于第5阶段，由于顶板挠动钻孔的作用对象为顶板砂岩，砂岩发生脆性变形。内部裂隙在持续的高水压作用下较好地发育、延展、贯通，一定范围内的岩体完全破裂;相反，煤层挠动钻孔的作用对象为松软煤层。挠动作用下会产生一定的裂隙，但是随着注水的持续，其内部发生塑性变形，煤体逐渐被水压实。原生裂(孔)隙被堵塞。
裂隙大量发育的砂岩顶板势必为下部煤体瓦斯运移提供流动通道;相反，软煤发生塑性变形内部裂隙被煤泥封堵，被压实松软煤体内部的瓦斯流动性弱化，煤层渗透率相应降低。
煤矿高压水挠动普遍采用的是活性水+石英砂挠动致裂技术，取得较好瓦斯治理效果的也只是少数矿区。文献[24]认为主要是由于水力挠动只适用于弹性体，软煤为塑性体，难以通过水力挠动实现卸压增透。高压水挠动时硬煤内部会破裂产生裂缝，渗透性得到有效改善。对于软煤而言，由于本身破碎程度较高，高压水难以产生有效的裂缝。文献[25]指出可采用水力冲孔冲出部分煤体实现卸压增透。顶底板围岩中进行高压水挠动也是松软煤层增透的一条途径[26]，在围岩中建立瓦斯流动的高速通道，缩短瓦斯从软煤到通道的距离，增加瓦斯运移速度，缩短抽采时间，提高抽采效率。
蔺海晓等[27]通过煤、岩加载-卸载试验及现场验证认为顶板围岩水力挠动增透是一种普适性的技术，可显著提高软煤瓦斯的抽采量。同时分析了顶板改造抽采瓦斯具有2个优点:① 在围岩中建立的瓦斯运移产出裂缝通道的导流能力比煤体中高;② 围岩渗透率的压力敏感远远低于煤层，抽采过程中能够长时间保持其导流能力，抽采时间较长。
3.3 水力挠动卸压增透效果
3.3.1 自然瓦斯流量、衰减系数测试
分别测定顶板砂岩和煤层钻孔的自然瓦斯流量数据各20组(测试间隔时间为8 h，挠动前后各10组)。按式(5)对自然瓦斯流量及时间拟合，可得流量衰减系数α，并判别瓦斯抽放难易，衰减系数越大煤层抽放难度越高[28]。顶板及煤层挠动钻孔的流量衰减系数拟合结果如图11所示。
qt=q0e-αt
(5)
式中，qt为自排时间t时的自然瓦斯流量，m3/min;q0为自排时间t=0时的自然瓦斯流量，m3/min;α为自然瓦斯流量衰减系数，d-1;t为自排瓦斯时间，d。
图11 钻孔自然瓦斯流量与时间拟合关系
Fig.11 Fitting diagram about natural gas flow and time of drilling boreholes
挠动后顶板钻孔自然瓦斯流量大幅增加;挠动前流量衰减系数α为0.683 3，措施后降低为0.066 1。自然瓦斯流量的明显增加及衰减系数的大幅降低证明了顶板钻孔的挠动卸压增透效果;相反，煤层钻孔挠动后自然瓦斯流量降低，措施前流量衰减系数为0.701 8而后增大到1.152 1。自然瓦斯流量降低及衰减系数增大亦证明水力挠动对松软煤层瓦斯排放具有一定抑制作用。
3.3.2 钻孔抽采流量与体积分数考察
挠动后将钻孔通过煤-汽-水分离装置与抽放系统连接。观测瓦斯抽放流量(体积分数)，时间为30 d。同时考察一组未进行水力挠动抽放钻孔的瓦斯数据。绘制顶板及煤层挠动钻孔、未挠动钻孔的单孔瓦斯抽采流量、体积分数及纯量对比关系图(图12)。
图12 瓦斯抽采流量、浓度及纯量对比关系
Fig.12 Comparison of gas drainage flow,concentration and purity
未挠动钻孔的单孔抽放流量最大为0.26 m3/min，平均为0.15 m3/min;抽放体积分数最高为25.29%，平均为10.82%;抽放纯量最大为0.061 2 m3/min，平均为0.03 m3/min。
顶板挠动钻孔的抽放流量最高为0.56 m3/min，平均为0.37 m3/min;体积分数最高为65.28%，平均为48.23%，即使经历一个月抽采时间后，体积分数仍保持在35%左右;纯量最大为0.336 1 m3/min，平均为0.19 m3/min。挠动后顶板钻孔瓦斯抽放流量、体积分数及纯量均大幅提高，水力挠动有效地对煤层顶板砂岩实现了卸压增透，使其内部产生了有利于瓦斯渗流的通道。
相反，煤层挠动钻孔的单孔抽放流量最高为0.13 m3/min，平均达到0.10 m3/min;体积分数最高为18.65%，平均为10.93%;纯量最大为0.023 7 m3/min，平均为0.01 m3/min。挠动后煤层钻孔的单孔抽采流量、体积分数及纯量比未采取措施钻孔的对应指标大幅降低，松软煤层内部未产生有利于瓦斯渗流的裂隙，反而堵塞了瓦斯渗流通道，抑制了瓦斯渗流。
钻孔瓦斯抽采指标对比在工程实践上印证了顶板水力挠动对瓦斯渗流的促进作用及松软煤层水力挠动对瓦斯渗流通道的阻塞效果[29]。
4 结 论
(1)煤样与砂岩试件的泵注曲线均可分为5个阶段。区别在于，软煤试件最终被高压水压实，相反砂岩试件被完全压裂。
(2)挠动后软煤样试件的渗透率大幅下降;砂岩试件的渗透成百倍增加。前者渗透率的降低及后者渗透的大幅增加表明:软煤挠动后内部裂隙通道被煤泥封堵，而砂岩试件内部则产生了大量有利于瓦斯渗流的通道。
(3)顶板砂岩钻孔挠动后自然瓦斯流量、抽采流量、体积分数及纯量与措施前相比均大幅增加;相反，软煤钻孔的指标均有所降低。
(4)对不适宜采用水力挠动进行卸压增透的松软煤层而言，可考虑将挠动对象转移至坚硬顶板，高压水挠动下顶板产生脆性变形，水压克服地应力及岩石抗拉强度使其内部产生裂隙，注水持续条件下，内部裂隙扩(延)展并与下部煤体沟通，煤层瓦斯流通通道得以形成。抽放负压作用下，“瓦斯解吸→顶板向扩散、渗流→钻负压抽放”的煤岩体瓦斯抽采体系形成。
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