工作面煤层瓦斯压力与采动应力的耦合效应

谢广祥,胡祖祥,王 磊

(安徽理工大学深部煤矿采动响应与灾害防控安徽省重点实验室,安徽淮南 232001)

工作面煤层瓦斯压力与采动应力的耦合效应

谢广祥,胡祖祥,王 磊

(安徽理工大学深部煤矿采动响应与灾害防控安徽省重点实验室,安徽淮南 232001)

依据煤层采动应力及瓦斯压力的现场实测,应用数值模拟、数力学理论分析方法,对工作面煤层瓦斯压力与采动应力的相互作用进行了深入研究。研究表明:煤层瓦斯压力与采动应力具有典型的耦合效应,且呈正相关性,瓦斯压力峰值位置超前于采动应力;在瓦斯压力峰值前瓦斯压力随采动应力呈现“双增”状态,易失稳引起动力灾变,是煤岩瓦斯动力灾害重点防治区域;依据含瓦斯煤吸附变形与孔隙表面自由能的内在关系,构建了含瓦斯煤采动应力-瓦斯压力互馈效应的数力学模型,揭示了煤层瓦斯压力与采动应力耦合作用的力学机理。

瓦斯压力;采动应力;耦合效应;动力灾害

煤层力学状态和瓦斯赋存状态是煤与瓦斯动力灾变的主要影响因素,其中煤层应力和瓦斯压力是最重要的2个指标。进入深部开采,实施瓦斯综合治理措施后,低指标状态煤与瓦斯动力灾害事故时有发生,采动应力在灾变过程中的主导作用日益凸显。以往众多学者在瓦斯对煤体力学特性影响等[1-3]方面开展了大量的研究工作,取得了丰富的成果;也有专家针对含瓦斯煤受不同应力条件的渗流特性开展了大量的实验研究,得出了含瓦斯煤样渗透特性与外部受力状态的关系[4-9];笔者利用自行研制的含瓦斯煤气固耦合参数测试仪,开展了煤岩应力变化对瓦斯压力影响特性方面的实验研究,认为含瓦斯煤试样的应力变化对瓦斯压力有显著影响[10]。但尚未对工作面煤层回采过程中采动应力与瓦斯压力相互作用关系进行研究。而揭示工作面煤层回采过程瓦斯压力和采动应力的耦合作用,是探索煤与瓦斯动力灾害力学本质和实施防控措施的重要基础,有必要深入系统研究。

本文通过开展工作煤层回采过程中采动应力及瓦斯压力的实测工作,研究工作面煤体采动过程中应力和瓦斯压力的演化规律,进而分析工作面煤层瓦斯压力与采动应力的耦合效应机理。

1 工作面煤层采动应力与瓦斯压力的演化规律

1.1 研究区地质概况

以淮北祁南煤矿714工作面、淮南谢桥煤矿1232(3)工作面为工程地质背景,试验工作面地质条件如下:

祁南煤矿714工作面上部与712工作面采空区相邻,工作面平均埋深550 m。工作面联合回采71, 72两层煤,煤层总厚(含71,72及夹矸)0.3～6.0 m,平均4.8 m;两煤层间距0～2.0 m,平均间距0.8 m。71,72煤层倾角5°～16°,平均倾角8°,属较稳定简单结构煤层。煤层基本顶为中砂岩,厚度4.0～14.8 m;直接顶为泥岩,厚度0.8～2.0 m;直接底为泥岩,厚度0.8～3.8 m。714工作面倾斜长度210 m,走向长度1 500 m,平均每天推进5 m,该工作面煤层属突出煤层,回采前已实施顺层钻孔预抽瓦斯25个月,校检显示基本消除了突出危险。

谢桥煤矿1232(3)工作面相邻的1222(3)工作面已回采完毕,工作面平均埋深600 m。工作面开采13煤普遍发育有泥岩及炭质泥岩两层夹矸。煤层倾角11°～16°,平均倾角14°。煤层厚度3.3～5.9 m,平均煤厚4.6 m。煤层老顶为粉砂岩,厚度1.32～3.91 m;直接顶为泥岩及13-2煤,厚度1.19～6.97 m;直接底为砂质泥岩,厚度1.50～7.24 m。1232(3)工作面倾斜长度240 m,走向长度2 400 m,平均每天推进4 m,该工作面煤层局部具有突出危险,采用穿层钻孔结合顺层钻孔预抽瓦斯,抽采20个月后进行回采。

1.2 测试方案

在714工作面前方回风巷下帮侧(靠工作面实体煤侧)煤层中,布置3组煤层应力和瓦斯压力测站,测站间距30 m,每测站布置钻孔应力计(KSE-II-1型)和瓦斯压力测试仪,运输巷测站与回风巷对称布置,如图1所示。1232(3)工作面与714工作面布置方式相同。现场对各测站煤层应力及瓦斯压力变化进行同步测试和记录统计。

图1 工作面煤层应力及瓦斯压力现场监测方案示意Fig.1 Schematic diagram of on-sitemonitoring program of coal seam stress and gas pressure in working face

1.3 工作面煤层瓦斯压力与采动应力分布规律

714和1232(3)工作面煤层瓦斯压力与采动应力的分布如图2,3所示,可见不同矿区工作面煤层具有相似的分布规律。沿走向回风巷与运输巷侧煤层采动应力变化趋势基本相同,随工作面临近,煤层采动应力不断上升至峰值随后逐渐下降;随工作面临近煤层瓦斯压力也是先增加后降低的变化趋势,随工作面临近煤层瓦斯压力受采动影响不断增大,并在工作面前方20～30 m达到峰值,在煤壁附近迅速降低;瓦斯压力与采动应力呈现相似的变化规律。

714和1232(3)工作面煤层回采前均进行了瓦斯预抽采的综合治理,残余瓦斯压力小于0.1 MPa,综合评价已消除了突出危险,但由图2可见,两工作面煤层回采过程中,受采动应力作用,煤层瓦斯压力大大增加,尤其714工作面运输巷瓦斯压力超过了0.5 MPa,已接近0.74 MPa的突出危险指标。

以上分析表明,受工作面采动影响,煤层瓦斯压力与采动应力分布趋势基本一致,具有典型的正相关性。沿走向,煤层瓦斯压力呈现随采动应力增大而增大、减小而减小的变化趋势,但两者峰值位置不同,回风巷及运输巷侧煤层瓦斯压力峰值均超前于采动应力峰值。采动应力峰值前后的采动应力与瓦斯压力变化规律,如图3所示。由图3可以看出:在瓦斯压力峰值前,随工作面采动应力逐渐增大,煤层瓦斯压力随之增大,此阶段煤层处于瓦斯压力与采动应力“双增”状态,易失稳引起动力灾变,是煤岩瓦斯动力灾害重点防治区域。采动应力峰值后煤层承载能力下降至破坏,煤层采动应力持续降低,瓦斯压力亦随之不断减小,煤层处于瓦斯压力与采动应力“双降”状态。

图2 714,1232(3)工作面煤层采动应力及瓦斯压力变化Fig.2 Themining-induced stress and gas pressure distribution of714 and 1232(3)working face

图3 714,1232(3)工作面煤层采动应力及瓦斯压力作用关系Fig.3 The interaction relation between mining-induced stress and gas pressure of714 and 1232(3)working face

2 煤层采动应力与瓦斯压力耦合效应机理分析

上述研究表明,工作面煤体瓦斯压力受控于采动应力。当采动应力变化,煤体瓦斯压力和吸附瓦斯后孔隙表面自由能势必也相应发生变化,伯克海姆认为,多孔隙介质吸附气体产生体积应变量εVp与孔隙表面自由能变化量ΔG呈正比关系[11-12],即εVp= K0ΔG(K0为比例系数),而表面自由能变化d G符合吉布斯吸附公式[13]:-d G=RTΓd(ln P)。

采动应力与瓦斯压力的耦合作用导致煤体孔隙表面自由能动态演化,其演化突变是动力现象的表征。受采动应力作用瓦斯压力由初始P0变为Pt时,采动影响下的煤体孔隙表面自由能变化量为

式中,R为普适气体常数,J/(mol·K);T为绝对温度,K;P为瓦斯压力,MPa;Γ为表面超量,

m V为瓦斯吸附量,m3/t;Nm为气体摩尔体积,标准状态下为22.4 L/mol;S为比表面积,m2/g。

式中,a为吸附常数,m3/t;b为吸附常数,MPa-1,可得

受采动应力、瓦斯孔隙压力和煤体吸附应力作用,导致煤体孔隙率发生动态变化。取单位单元煤体为研究对象,假设单元煤体原始孔隙率为f0,受采动影响后孔隙率为f,根据孔隙率定义[14]可知

式中,Vz为煤体总体积,m3;Vk为煤体孔隙总体积,m3。

煤体总体积由骨架总体积和孔隙总体积两部分组成,即Vz=Vk+Vg,因此由式(4)可得

式中,Vg为煤体骨架总体积,m3。

受采动应力作用,煤体骨架体积和孔隙体积均产生体积应变,孔隙率为

在考虑等温吸附条件下,煤体骨架体积应变增量主要由吸附瓦斯引起的应变εVp和孔隙瓦斯压力变化引起的应变εs。孔隙瓦斯压力变化压缩煤体骨架引起的应变ε[15]为

式中,Ky为煤体压缩系数,MPa-1。

因此煤体骨架总变形量为

将式(9)代入式(6)中可得

根据弹性力学可知

式中,E为煤体弹性模量,GPa;μ为煤体泊松比;σx, σy,σz为单元体受力状态的正应力分量。

工作面回采期间,工作面前方煤层采动应力σc=f(σx,σy,σz),所以σx+σy+σz变化取决于σc,因此:

将式(12)代入式(10)可得

研究表明,煤体损伤扩容前,当采动应力增大时,孔隙率f减小。由式(13)可知,煤层采动应力σc是以瓦斯压力P和孔隙率f为变量的函数(其它参数对于特定煤体均为常数)。当采动应力增大时孔隙率减小,则瓦斯压力必然增大。揭示了煤层瓦斯压力与采动应力呈正相关性,具有典型耦合效应的力学本质。

3 结 论

(1)工作面煤层瓦斯压力与采动应力具有典型的耦合效应,呈正相关性,沿工作面走向煤层瓦斯压力随采动应力增大而增大、减小而减小,且瓦斯压力峰值位置超前于采动应力。

(2)工作面煤层瓦斯压力峰值前,瓦斯压力随采动应力呈“双增”状态,易失稳引起动力灾变,是煤与瓦斯动力灾害重点防治区域。

(3)基于工作面煤层瓦斯压力与采动应力耦合作用,依据含瓦斯煤吸附变形与孔隙表面自由能的内在关系,构建了含瓦斯煤采动应力-瓦斯压力互馈效应的数力学模型,揭示了煤层瓦斯压力与采动应力典型的耦合效应。

[1] 尹光志,李铭辉,李文璞,等.瓦斯压力对卸荷原煤力学及渗透特性的影响[J].煤炭学报,2012,37(9):1499-1504.

Yin Guangzhi,LiMinghui,LiWenpu,etal.Influence of gas pressure on mechanical and seepage characteristics of coal under unloadingcondition[J].Journal of China Coal Society,2012,37(9):1499-1504.

[2] 梁 冰,章梦涛,潘一山,等.瓦斯对煤的力学性质及力学响应影响的试验研究[J].岩土工程学报,1995,17(5):12-18.

Liang Bing,Zhang Mengtao,Pan Yishan,etal.The experimental research on the effect of gas on mechanical properties and mechanical response of coal[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 1995,17(5):12-18.

[3] 陶云奇,许 江,程明俊,等.含瓦斯煤渗透率理论分析与试验研究[J].岩石力学与工程学报,2009,28(S2):3363-3370.

Tao Yunqi,Xu Jiang,Cheng Mingjun,et al.Theoretical analysis and experimental study on permeability of gas-bearing coal[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2009,28(S2):3363-3370.

[4] 蒋长宝,尹光志,黄启翔,等.含瓦斯煤岩卸围压变形特征及瓦斯渗流试验[J].煤炭学报,2011,36(5):802-807.

Jiang Changbao,Yin Guangzhi,Huang Qixiang,et al.Experiment of deformation property and gas permeation of containing-gas coalunder confining pressure unloading process[J].Journalof China Coal Society,2011,36(5):802-807.

[5] 黄启翔,尹光志,姜永东.地应力场中煤岩卸围压过程力学特性试验研究及瓦斯渗透特性分析[J].岩石力学与工程学报, 2010,29(8):1639-1848.

Huang Qixiang,Yin Guangzhi,Jiang Yongdong.Experimental study ofmechanical characteristics of coal specimen in process of unloading confining pressure in geostress field and analysis of gas seepage characteristics[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(8):1639-1848.

[6] 齐黎明,陈学习,程五一,等.瓦斯膨胀能与瓦斯压力和含量的关系[J].煤炭学报,2010,35(S1):105-108.

Qi Liming,Chen Xuexi,Cheng Wuyi.Relationship of expansion energy of gas with gas pressure and content[J].Journal of China Coal Society,2010,35(S1):105-108.

[7] 曹树刚,郭 平,李 勇,等.瓦斯压力对原煤渗透特性的影响[J].煤炭学报,2010,35(4):595-599.

Cao Shugang,Guo Ping,Li Yong,et al.Effect of gas pressure on gas seepage of outburst coal[J].Journal of China Coal Society,2010,35 (4):595-599.

[8] 尹光志,蒋长宝,王维忠,等.不同卸围压速度对含瓦斯煤岩力学和渗流特性影响试验研究[J].岩石力学与工程学报,2011, 30(1):68-77.

Yin Guangzhi,Jiang Changbao,WangWeizhong,etal.Experimentalstudy of influence of confining pressure unloading speed onmechanical properties and gas permeability of containing-gas coal rock[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30(1): 68-77.

[9] 孙培德,鲜学福.煤层瓦斯渗流力学的研究进展[J].焦作工学院学报(自然科学版),2001,20(3):161-167.

Sun Peide,Xian Xuefu.Advances in study on coal gas seepagemechanics[J].Journal of Jiaozuo Institute of Technology(Natural Science),2001,20(3):161-167.

[10] 谢广祥,胡祖祥,王 磊.深部高瓦斯工作面煤体采动扩容特性研究[J].煤炭学报,2014,39(1):91-96.

Xie Guangxiang,Hu Zuxiang,Wang Lei.Coal mining dilatancy characteristics of high gas working face in the deepmine[J].Journal of China Coal Society,2014,39(1):91-96.

[11] 李祥春,聂百胜,何学秋,等.瓦斯吸附对煤体的影响分析[J].煤炭学报,2011,36(12):2035-2038.

Li Xiangchun,Nie Baisheng,He Xueqiu,et al.Influence of gas adsorption on coal body[J].Journal of China Coal Society,2011,36 (12):2035-2038.

[12] 姚宇平,周世宁.含瓦斯煤的力学性质[J].中国矿业学院学报,1988(1):1-7.

Yao Yuping,Zhou Shining.Themechanical property of coal containing gas[J].Journal of China University of Mining and Technology,1988(1):1-7.

[13] 李春喜,王子镐,宋红艳.一个基于UNIQUAC Gibbs自由能模型的液体表面张力方程[J].石油学报,2001,17(2):45-51.

Li Chunxi,Wang Zihao,Song Hongyan.A new surface tension equation for liquid mixtures based on uniquac gibbs free energymodel[J].Acta Petrolei Sinica,2001,17(2):45-51.

[14] 赵阳升,胡耀青.孔隙瓦斯作用下煤体有效应力规律的试验研究[J].岩土工程学报,1995,17(3):26-31.

Zhao Yangsheng,Hu Yaoqing.Experimental study of the law of effective stress bymethane pressure[J].Chinese JournalofGeotechnical Engineering,1995,17(3):26-31.

[15] 陶云奇,许 江,彭守建,等.含瓦斯煤孔隙率和有效应力影响因素试验研究[J].岩土力学,2010,31(11):3417-3422.

Tao Yunqi,Xu Jiang,Peng Shoujian,et al.Experimental study ofof influencing factor of porosity and effective stress of gas-filled coal [J].Rock and Soil Mechanics,2010,31(11):3417-3422.

The coupling effect of the coal seam gas pressure and m ining stress in working face

XIE Guang-xiang,HU Zu-xiang,WANG Lei

(Anhui Province Key Laboratory ofMining Response and Disaster Prevention and Control in Deep CoalMine,Anhui University ofScience and Technology,Huainan 232001,China)

The gas pressure andmining stress coupling effectwere researched by using the integrated researchmethods of field measurement,numerical simulation,mathematical and mechanical analysis.The results show that gas pressure and mining stress have good coupling effect,the former is significantly positively associated with the latter,and the gas pressure peak is ahead of themining stress peak.Gas pressure increaseswith the increase ofmining stress before gas pressure peak,which can easily induce dynamic disasters,so the area in front of gas pressure peak is the key prevention and control area for gas dynamic disasters.Based on the inner relationships of adsorption deformation of coal containing gas and the pore surface free energy,mathematics-mechanicsmodel of gassy coalmining stress and gas pressure crossfeed effect is constructed,and themechanicalmechanism of coupling effect of gas pressure and stress is revealed.

gas pressure;mining stress;coupling effect;dynamic disaster

TD712

A

0253-9993(2014)06-1089-05

谢广祥,胡祖祥,王 磊.工作面煤层瓦斯压力与采动应力的耦合效应[J].煤炭学报,2014,39(6):1089-1093.

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1757

Xie Guangxiang,Hu Zuxiang,Wang Lei.The coupling effect of the coal seam gas pressure and m ining stress in working face[J].Journal of China Coal Society,2014,39(6):1089-1093.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1757

2013-11-27 责任编辑:毕永华

国家重点基础研究发展计划(973)资助项目(2010CB226806);国家自然科学基金资助项目(51174003,51104004)

谢广祥(1958—),男,安徽金寨人,教授,博士生导师。E-mail:gxxie726@126.com