周若茜,王宏圖,舒 才,楚 濤
(1.重慶大學(xué)煤礦災(zāi)害動力學(xué)與控制國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,重慶 400044;2.重慶大學(xué)資源與安全學(xué)院,重慶 400044)
煤炭作為我國能源主體,占我國一次性能源消費(fèi)的比例高達(dá)70%[1]。巨大的煤炭消費(fèi)使得我國淺部的煤炭資源逐漸枯竭,煤礦的開采深度正以平均每年10~50 m 的速度向深部延伸[2]。在深部傾斜煤層開采中,上區(qū)段工作面開采完畢后其機(jī)巷臨空區(qū)域煤體的瓦斯賦存主要受到3 方面的影響:①上區(qū)段工作面機(jī)巷掘進(jìn)前預(yù)先對該區(qū)域進(jìn)行了條帶預(yù)抽;②上區(qū)段機(jī)巷掘進(jìn)后,機(jī)巷可視為一超大直徑的排放鉆孔,為機(jī)巷下部的瓦斯提供了排放空間;③上區(qū)段工作面回采后,工作面的采動影響使得臨空煤體發(fā)生塑性損傷破壞,增加了煤層滲透率使得煤體瓦斯容易向上區(qū)段采空區(qū)流出從而形成一定的消突范圍。明確開采擾動下,機(jī)巷臨空煤體的卸壓消突范圍可為下區(qū)段工作面煤柱寬度留設(shè)、沿空掘巷和防突布置提供理論指導(dǎo)和依據(jù)[3-6]。開采活動引起采空區(qū)煤巖體應(yīng)力重分布,進(jìn)而引起圍巖變形、破壞和破裂,從而改變采空區(qū)邊緣煤體瓦斯賦存狀態(tài),形成一定的卸壓保護(hù)范圍[7-10]。基于此,以重慶紅巖礦3603 長壁工作面開采為例,建立了描述煤層瓦斯流動的固氣耦合模型,研究傾斜煤層開采后采空區(qū)周圍的變形破壞特征、沿空區(qū)煤層的應(yīng)力分布和滲透率變化。并對現(xiàn)場瓦斯壓力變化進(jìn)行監(jiān)測,得到瓦斯壓力隨工作面推進(jìn)的變化規(guī)律,并驗(yàn)證數(shù)值模擬結(jié)果的正確性,并確定采空區(qū)側(cè)煤體消突范圍。
紅巖煤礦為單一煤層開采礦井,6#煤層為主要可采煤層,采用長壁法開采。煤層平均傾角30.5°,煤層厚度1.8 m,屬高硫高熱值肥煤,易發(fā)生瓦斯突出。3603-2 段工作面風(fēng)巷標(biāo)高為+100 m,機(jī)巷標(biāo)高+10 m,垂直高度為90 m。在3603-2 采區(qū)附近+0.362 m高程(埋深540 m)測得原始瓦斯壓力為3.18 MPa。
由于3603-2 工作面煤層傾斜,且煤層厚度(1.4 m)遠(yuǎn)小于長壁工作面長度(160 m)和推進(jìn)距離,當(dāng)采用三維模型進(jìn)行數(shù)值計(jì)算,模型單元數(shù)量將遠(yuǎn)超當(dāng)前所配備的計(jì)算機(jī)的計(jì)算能力。故采用簡化的二維平面應(yīng)變模型來減小求解規(guī)模,數(shù)值計(jì)算的幾何模型及單元劃分如圖1。
圖1 數(shù)值計(jì)算的幾何模型及單元劃分Fig.1 Geometric model and element division of numerical calculation
模型的求解流程為:首先利用Ls-dyna 自定義材料本構(gòu)模型接口對基于Hoek-Brown 塑性屈服準(zhǔn)則的巖石材料彈塑性損傷本構(gòu)模型進(jìn)行二次開發(fā),然后利用該模型對工作面開采后的應(yīng)力應(yīng)變場進(jìn)行解算,計(jì)算出工作面開采后的應(yīng)力分布及損傷變量分布情況,再將該應(yīng)力及損傷變量輸出到具有PDE求解功能的Comsol Multi-Phsiysic 軟件中進(jìn)行滲流場的求解。
上覆巖層的變形與破壞如圖2。
圖2 上覆巖層的變形與破壞Fig.2 Deformation and failure of overlying strata
由圖2(a)可知,煤層開挖后,上覆巖層總體以傾斜下部煤巷為軸向下彎曲沉降,距傾斜下部煤巷越遠(yuǎn),位移越大,最大值為2.89 m。同時(shí),隨著豎直距離的增加,工作面開挖帶來的影響逐漸減弱,上覆巖層位移逐漸減小。
由圖2(b)可知,上覆巖層的損傷分布呈梯形。破壞最嚴(yán)重的區(qū)域?yàn)橹胁繋r層和采空區(qū)兩側(cè)的煤層。在拉應(yīng)力和剪應(yīng)力的共同作用下,上覆巖層中部巖層出現(xiàn)穿透性斷裂;工作面開挖產(chǎn)生的集中荷載使廢棄尾巷附近的煤層被壓碎,因此煤層中將形成一個(gè)相互連接的裂隙網(wǎng)絡(luò),為瓦斯流入采空區(qū)提供通道。
等效應(yīng)力和滲透率增大倍數(shù)隨距采空區(qū)邊界距離的變化如圖3。
圖3 等效應(yīng)力和滲透率增大倍數(shù)隨距采空區(qū)邊界距離的變化Fig.3 Variation of equivalent stress and permeability increasing multiple away from gob-margin
從圖3 可以看出,距采空區(qū)邊緣約11 m 處的峰值應(yīng)力為23 MPa。隨著距采空區(qū)距離的增加,等效應(yīng)力逐漸減小,最終恢復(fù)到初始應(yīng)力值13.5 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為1.7。另外,在煤體內(nèi)部0~9 m 范圍內(nèi),滲透率的增加倍數(shù)從104降到1;在集中應(yīng)力作用下,距煤壁12 m 處的滲透率最低,僅為初始滲透率的0.4%。等效應(yīng)力和滲透率的變化呈現(xiàn)出明顯的分區(qū)特征,根據(jù)2 個(gè)參數(shù)的變化特征,可將采空區(qū)側(cè)大致劃分為破裂貫通區(qū)、應(yīng)力集中區(qū)和原始彈性區(qū)。
1)破裂穿透區(qū)的范圍為采空區(qū)側(cè)0~9 m。區(qū)域內(nèi)支承應(yīng)力超過了煤體的承載極限,煤體發(fā)生塑性破壞,滲透率顯著增加,為瓦斯的釋放提供通道。
2)應(yīng)力集中區(qū)在距采空區(qū)邊界9~40 m 處。該區(qū)為彈塑性過渡區(qū),距采空區(qū)邊緣較近的部分煤體呈塑性破壞。由于破裂穿透區(qū)煤體的破壞,部分本該由破裂穿透區(qū)承擔(dān)的垂直應(yīng)力轉(zhuǎn)移到了該區(qū)域,使該區(qū)煤體處于壓縮狀態(tài),導(dǎo)致滲透率減小,在峰值應(yīng)力點(diǎn)滲透率降至最低。
3)原始彈性區(qū)距采空區(qū)邊界40 m。隨距采空區(qū)邊界距離增加,應(yīng)力和滲透率逐漸恢復(fù)到初始值。
瓦斯壓力考察點(diǎn)距離3603-2 段工作面走向前方位置100 m,鉆孔布置在距離工作面機(jī)巷斜長10~23 m 范圍內(nèi),沿走向每隔20 m 布置1 組論證考察鉆孔,每組包含4 個(gè)鉆孔,工作面及瓦斯壓力考察鉆孔布置圖如圖4。第1 組的鉆孔與采空區(qū)邊界距離分別為10、15、20、23 m,其余3 組鉆孔布置方式相同。這些孔沿走向設(shè)計(jì),分別處于不同的標(biāo)高,可確保孔與孔之間有足夠間距,以消除測壓孔之間的相互影響。
圖4 工作面及瓦斯壓力考察鉆孔布置圖Fig.4 Layout of the working face and the boreholes for on-site measurements
壓力表讀數(shù)的時(shí)間間隔視工作面推進(jìn)進(jìn)度而定,在工作面距離測壓孔30 m 之外,平均工作面每推進(jìn)5 m(約1 周)讀數(shù)1 次;當(dāng)工作面距離測壓孔在30 m 以內(nèi)時(shí),讀數(shù)頻率增加到每推進(jìn)2~3 m(每3~4 d)讀數(shù)1 次;當(dāng)工作面推過測壓孔100 m 左右后,讀數(shù)頻率降至每推進(jìn)30 m 讀數(shù)1 次。
在采空區(qū)煤層10~25 m 范圍內(nèi)設(shè)計(jì)布置了12個(gè)鉆孔,但由于測壓鉆孔與煤層夾角平緩,封孔存在問題,部分鉆孔發(fā)生泄漏,無法測量瓦斯壓力。瓦斯壓力隨工作面推進(jìn)距離變化曲線如圖5。
圖5 瓦斯壓力隨工作面推進(jìn)距離變化曲線Fig.5 Change curves of gas pressure with advancement
由圖5 可知,距工作面10、15、23 m 處的平均氣體壓降為1.5 MPa(M1_1 和M3_1)、1.2 MPa(M1_2)和1 MPa(M1_4 和M1_4),平均下降率分別為71%、46%和34%。表明開采擾動對采空區(qū)側(cè)瓦斯釋放有促進(jìn)作用,距離是影響瓦斯壓力下降幅度和持續(xù)時(shí)間的主要因素。在整個(gè)工作面的推進(jìn)過程中,每個(gè)測點(diǎn)的瓦斯壓力都經(jīng)歷了1 個(gè)下降然后穩(wěn)定的過程,可將壓力變化過程隨推進(jìn)距離的增加分為3 個(gè)不同的階段。
1)初始擾動階段。在工作面前方25 m 范圍內(nèi),在此范圍內(nèi),測量點(diǎn)處的瓦斯壓力緩慢增加。
2)持續(xù)擾動階段。此階段定義為工作面后方230 m 范圍內(nèi),在這一階段,隨著工作面推進(jìn),測量鉆孔附近的煤體受到不同程度的破壞,煤體中的瓦斯會通過產(chǎn)生的裂隙網(wǎng)絡(luò)流出,瓦斯壓力持續(xù)下降。
3)穩(wěn)定階段。工作面推過230 m 范圍之外,瓦斯壓力不再下降,說明采空區(qū)煤體中的瓦斯不再流動。這是因?yàn)椋孩俨煽諈^(qū)煤體瓦斯在持續(xù)擾動階段已經(jīng)流失殆盡;②工作面推過后,測點(diǎn)處的煤體在應(yīng)力作用下被重新壓實(shí),導(dǎo)致滲透率降低。
工作面開采后380 d,距離采空區(qū)15、23 m 處,數(shù)值模擬與現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果比較如圖6。
圖6 數(shù)值模擬與現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果比較Fig.6 Comparison between numerical simulation and field investigation results
在前300 d,瓦斯的變化趨勢與數(shù)值模型接近,隨時(shí)間變化,實(shí)測瓦斯壓力保持穩(wěn)定,而模擬計(jì)算的壓力則以緩慢的速度下降。造成這種差異的原因可能是在模擬過程中沒有考慮到煤體中瓦斯的擴(kuò)散效應(yīng):工作面推進(jìn)300 d 后(對應(yīng)距離為230 m),裂隙帶瓦斯在滲流300 d 后基本耗盡,因此,低滲透區(qū)的瓦斯可能受擴(kuò)散控制。模擬結(jié)果與現(xiàn)場實(shí)測結(jié)果具有較好的一致性,故數(shù)值模擬計(jì)算對預(yù)測采空區(qū)煤體損傷和應(yīng)力變化具有較強(qiáng)的指導(dǎo)性。
經(jīng)過長時(shí)間的流動擴(kuò)散,采空區(qū)側(cè)向煤層瓦斯流動進(jìn)入穩(wěn)定階段,采空區(qū)側(cè)瓦斯壓力和損傷分布圖如圖7。
圖7 采空區(qū)側(cè)瓦斯壓力和損傷分布圖Fig.7 Distribution of the gas pressure and the damage along with the dip
由圖7 可知,在0~5 m 范圍內(nèi),煤體損傷極大,沿空煤體幾乎被壓碎,損傷值在之后的8 m 內(nèi)急劇下降至0,瓦斯壓力分布呈現(xiàn)出相應(yīng)的變化趨勢,但由于瓦斯壓力梯度的存在,瓦斯壓力的變化總是滯后于煤層的損傷。對比現(xiàn)場瓦斯壓力與數(shù)值模擬結(jié)果可以看出,瓦斯壓力的變化趨勢是一致的,但在10~15 m 范圍內(nèi),實(shí)測瓦斯壓力略大于數(shù)值模擬。
根據(jù)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》[11],當(dāng)煤層中的瓦斯壓力小于0.74 MPa,即可視為已消除煤與瓦斯的突出危險(xiǎn)性。根據(jù)準(zhǔn)則和數(shù)值模擬的瓦斯壓力結(jié)果,將瓦斯突出消除帶定為11.8 m,但由于距采空區(qū)邊界11.8 m 處位于應(yīng)力集中區(qū),為盡可能的保證安全,需要縮小消突帶范圍?,F(xiàn)場試驗(yàn)結(jié)果表明,距采空區(qū)10 m 的煤柱瓦斯壓力滿足規(guī)范要求,因此綜合數(shù)值模擬與現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果,確定瓦斯壓力消突帶范圍為10 m。
1)采空后覆巖的變形和破壞均呈梯形分布,應(yīng)力集中在采空區(qū)兩側(cè),這是破壞最嚴(yán)重的區(qū)域。根據(jù)等效應(yīng)力分布和滲透率的變化,將沿空煤體劃分為3 個(gè)區(qū),即裂隙貫通區(qū)、應(yīng)力集中區(qū)和原始彈性區(qū),在裂縫穿透區(qū),瓦斯得到釋放,形成卸壓區(qū)域。
2)瓦斯壓力隨工作面推進(jìn)距離的變化可分為3個(gè)階段:初始擾動階段(工作面前方25 m)、連續(xù)擾動階段(工作面后230 m)和穩(wěn)定階段(工作面后230 m 以外);另外,距采空區(qū)邊緣的距離與瓦斯壓降呈負(fù)相關(guān)。
3)通過對現(xiàn)場與數(shù)值模擬結(jié)果的對比,發(fā)現(xiàn)模擬結(jié)果對預(yù)測開采范圍具有指導(dǎo)意義,結(jié)合現(xiàn)場和模擬結(jié)果,紅巖礦3603-2 工作面采空區(qū)煤層瓦斯突出消除帶寬度為10 m。