2017, Vol. 38
2. 西南石油大学 地球科学与技术学院, 四川 成都 610500;
3. 煤科集团 沈阳研究院有限公司, 辽宁 沈阳 110016
2. School of Geoscience and Technology, Southwest Petroleum University, Chengdu 610500, China;
3. Shenyang Research Institute, China Coal Technology & Engineering Group Co., Shenyang 110016, China
随着中国浅埋煤炭资源开采殆尽, 井工煤矿逐渐进入煤层埋藏深部区域, 深部矿井在开采过程中将面临更大的瓦斯防治压力[1-3].煤矿回采工作面瓦斯防治技术包括瓦斯涌出量预测和瓦斯抽采两个方面, 而瓦斯涌出量预测是瓦斯抽采的基础, 只有准确判断瓦斯来源才能准确实施瓦斯抽采工艺[4-7].煤矿回采工作面在生产过程中主要瓦斯来源有:本煤层、邻近层和围岩, 其中本煤层瓦斯是影响采掘过程中的主要来源[8-9].中国煤矿采用国家规范《煤矿瓦斯涌出量预测规范》(AQ1018－2006)进行瓦斯涌出量预测, 在本煤层瓦斯涌出量预测过程中, 基础参数包括煤体原始瓦斯含量、瓦斯残存量、煤层厚度、开采厚度、工作面长度和巷道宽度，均可以采用现有仪器设备测定, 但其中煤层巷道预排瓦斯带宽度值无法实际测定, 规范只给出不同煤质情况下的区间估计值.众所周知, 中国煤矿分布范围广泛, 煤炭成煤和赋存条件差异性非常大, 由于没有方法直接测定煤层巷道预排瓦斯带宽度值, 按照规范取估计值将导致采掘过程中本煤层瓦斯涌出量预测值误差较大.
在采掘活动作用下破坏了煤岩体原始应力和瓦斯赋存状态, Yang等[10]针对多煤层开采技术条件下, 数值模拟研究长距离抽采煤层卸压瓦斯的流固耦合规律; Gao等[11]研究高压水射流割缝技术增加煤层透气性时数值模拟煤层瓦斯流固耦合效应; 王宏图等[12]建立了急倾斜上保护层开采瓦斯越流固-气耦合数学模型, 数值模拟得到上保护层工作面开采后被保护层瓦斯压力的分布规律; 魏晨慧等[13]构建了深部煤层瓦斯运移的热流固耦合模型, 开展了煤层瓦斯赋存规律的数值模拟; 徐涛等[14]引入煤体变形过程中细观单元损伤与透气性演化的耦合作用方程, 数值模拟瓦斯抽采过程中煤层透气性的演化和抽采孔周围瓦斯压力的变化规律.基于前人的研究成果, 本文以回采工作面综掘煤层巷道预排瓦斯带为研究对象, 构建煤层巷道含瓦斯煤岩损伤过程中预排瓦斯带流固耦合数学模型, 数值模拟煤层巷道预排瓦斯带时空演化规律, 并提出基于示踪原理实测煤层巷道预排瓦斯带宽度的方法.
1 含瓦斯煤岩损伤流固耦合模型 1.1 煤岩瓦斯渗流场控制方程在煤巷掘进过程中, 可将煤层影响区域视为等温环境, 瓦斯在多孔介质煤体里流动符合气体质量守恒方程, 则掘进煤层瓦斯渗流连续性方程[12]:
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(1) |
式中:C为掘进巷道煤层原始瓦斯密度, kg/m3; t为时间, s; ρ为掘进巷道煤层瓦斯平均密度kg/m3; q为煤体内瓦斯流动的达西渗流速度, m/s.
根据文献, 由式(1)可得
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(2) |
式中:β为煤层瓦斯气体压缩因子, kg/m3·Pa; p为煤层瓦斯压力, Pa; k为含瓦斯煤的原始有效渗透率, m2; μ为煤体瓦斯气体的动力黏度; Pa·s; φ为煤体的动态孔隙率, 常数; pn为常态下的大气压力, 101 325 Pa; b1为煤体瓦斯极限吸附量, m3/kg; b2为含瓦斯煤的朗格缪尔压力常数, Pa-1; ρc为含瓦斯煤体的平均密度, kg/m3; A为实验煤体的平均灰分质量分数, %; B为实验煤体的平均水分质量分数, %.
已有研究结果表明, 瓦斯在煤体内渗流存在科林贝尔效应, 含瓦斯煤体有效渗透率k与煤体的体积应力可以表示为
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(3) |
式中:Θ为煤体的体积应力, Pa; a1, a2, a3, c1和c2均为实验研究得到的拟合常数.
在煤层巷道掘进过程中, 含瓦斯煤体的瓦斯压力和采动应力的变化引起孔隙率的变化, 则存在：
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(4) |
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(5) |
式中:φ0为含瓦斯煤体的初始孔隙率; εv为含瓦斯煤体的体积应变量; k′为煤体介质体积模量, Pa, 且有α=1-k′/ks; α为Biot系数; ks为含瓦斯煤体的骨架颗粒体积模量，Pa.
由式(2)和式(5)耦合后得到含瓦斯煤体瓦斯渗流的控制方程:
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(6) |
式中, η=ρc(1-A-B).
1.2 含瓦斯煤岩体变形场控制方程掘进过程中煤岩巷道在地应力和施工诱发应力作用下处于塑性变形状态, 甚至有时超出峰值强度, 则含瓦斯煤岩体变形场控制方程采用弹塑性方程.
本构方程:
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(7) |
式中:G为剪切模量, Pa; v为泊松比, 常数.
动载平衡方程:
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(8) |
式中:Fi为体积力; ρ′为巷道煤岩体密度, kg/m3; vi为含瓦斯煤岩体运动速度, m/s.
几何方程:
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(9) |
式中: εij为应变分量; ui和uj为位移分量.
在煤岩巷道掘进条件下, 由本构方程、动载平衡方程和几何方程得到含瓦斯煤岩巷道应力场方程:
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(10) |
式中:2G为平均正应力与平均正应变的比值; eij, j为体积变形分量.
2 数值模拟实例 2.1 实验工作面概况及模型构建选取山西省沁水煤田东部某煤层作为研究对象, 该区域内的研究煤层位于石炭系上统太原组, 煤质为无烟煤, 煤层厚度为7.2 m且无矸石夹层, 煤层顶板主要为泥岩, 底板主要为砂质泥岩.回采工作面煤层倾角为6°, 属于近水平煤层, 回采区域煤层赋存稳定, 无断层和陷落柱影响.实验工作面顺槽煤层巷道沿底板掘进, 巷道宽度为5 m, 高度为3.7 m.研究煤层巷道布置区域平均埋藏深度为420 m, 则上覆岩体载荷约为10 mPa.模型长度为25 m, 高度为7.2 m, 底部为固定边界, 左右两侧为竖直自由边界.含瓦斯煤层巷道几何模型见图 1所示, 网格划分见图 2所示.
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图 1 含瓦斯煤层巷道几何模型 Fig.1 Geometry model of gas-containing seam roadway |
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图 2 含瓦斯煤层巷道网格划分图 Fig.2 Mesh graph of gas-containing seam roadway |
1) 模型初始条件.
煤层瓦斯渗流场初始条件:
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(11) |
式中p0为含瓦斯煤体原始瓦斯压力, Pa.
煤岩应力场初始条件:
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(12) |
2) 模型边界条件.
煤层瓦斯渗流场边界条件:
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(13) |
式中pi为模型各边界的瓦斯压力, Pa.
煤岩应力场边界条件:
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(14) |
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(15) |
式中:Wi为煤岩体应力边界上的位移量, m; Ti为煤岩体应力边界上的面力, Pa.
3) 含瓦斯煤岩物性参数.
实验室测定目标煤层主要相关参数如表 1所示.
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表 1 模型的主要参数 Table 1 Main parameters of model |
基于COMSOL Multiphysic软件中的结构力学模块和PDE模块建立含瓦斯煤岩巷道预排瓦斯带流固耦合模型, 研究综掘煤层巷道掘进过程中煤层巷道预排瓦斯带演化的时空规律, 数值计算结果见图 3所示.
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图 3 煤层巷道预排瓦斯带演化时空分布图 Fig.3 Graph of temporal and spatial evolution of the seam roadway pre-exhaust gas zone (a)－30 d; (b)－60 d; (c)－90 d; (d)－120 d; (e)－240 d; (f)－360 d. |
由图 3可以明显看出, 图 3a~图 3d显示煤层巷道煤壁暴露30至120 d瓦斯压力分布图, 计算结果得出煤巷预排瓦斯带逐渐由3 m演化至7.5 m左右; 图 3e显示煤层巷道煤壁持续暴露240 d时煤巷预排瓦斯带宽度为8.5 m左右; 图 3f显示煤层巷道煤壁持续暴露360 d时煤巷预排瓦斯带宽度为9 m左右.
根据上述煤层巷道预排瓦斯带流固耦合数值模拟结果, 可以得出实验煤层巷道有效预排瓦斯时间为120 d, 增加煤壁暴露时间, 煤巷预排瓦斯带宽度扩展范围趋于常数, 从而确立实验煤层极限预排瓦斯带宽度为9 m左右.
3 示踪原理实测验证煤巷瓦斯预排带宽度为了考察数值模拟计算结果的可靠性, 提出基于示踪原理的方法, 实测实验工作面煤层巷道预排瓦斯带宽度.本次测试采用在含瓦斯煤层中稳定弥散的示踪剂SF6气体, 测试实验在采区大巷内布置4个测试钻孔, 每个测试钻孔由水泥封孔段和示踪气体段组成, 钻孔沿煤层倾向布置, 每个测试钻孔的示踪气体段间距20 m, 以保证每组实验为独立研究单元, 测试实验布置见图 4所示.
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图 4 示踪气体测定煤层巷道预排瓦斯带宽度平面布置图 Fig.4 Layout plan of the determination of seam roadway pre-exhaust gas zone width with trace gas |
由图 5可以看出实测煤层巷道煤壁不同暴露时间条件下, 监测示踪气体体积分数变化规律, 图 5a数据显示示踪气体段在距离煤壁3 m时, 煤壁暴露25到42 d示踪气体逐渐弥散至煤层巷道; 图 5b数据显示示踪气体段在距离煤壁5 m时, 煤壁暴露58至78 d示踪气体逐渐弥散至煤层巷道; 图 5c数据显示示踪气体段在距离煤壁7m时, 煤壁暴露110至132 d示踪气体逐渐弥散至煤层巷道; 图 5d数据显示示踪气体段在距离煤壁9 m时, 煤壁暴露340至360 d示踪气体逐渐弥散至煤层巷道.
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图 5 煤层巷道煤壁不同暴露时间与示踪气体SF6体积分数关系图 Fig.5 Relationship diagram of different exposure time of seam roadway coal wall with volume fraction of trace gas SF6 (a)－距离煤壁3 m的实验孔1；(b)－距离煤壁5 m的实验孔2; (c)－距离煤壁7 m的实验孔3；(d)－距离煤壁9 m的实验孔4. |
对比数值计算与实测煤层巷道预排瓦斯带宽度结果, 两种方法确定的煤层巷道预排瓦斯带宽度基本一致, 该实验煤层巷道有效预排瓦斯带宽度为7 m左右, 时间为120~135 d左右, 煤层巷道极限预排瓦斯带宽度为9 m左右.
4 结论1) 通过建立含瓦斯煤岩体瓦斯渗流方程和煤岩巷道变形场方程, 确立了煤层巷道预排瓦斯带流固耦合数学模型, 以沁水煤田某矿综掘煤层巷道作为实例进行数值计算, 并基于示踪原理实测考察验证, 确定该数学模型具有较高的可靠度.
2) 数值计算方法和示踪气体实测煤层巷道有效预排瓦斯带宽度为7 m左右, 极限预排瓦斯带宽度为9 m左右.
3) 煤矿生产实践过程中, 可以采用本文提出的煤层巷道预排瓦斯带流固耦合数学模型和示踪气体实测预排瓦斯带宽度的方法, 能够提高煤矿工作面瓦斯涌出量预测的精确度.
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