深部高瓦斯工作面煤体采动扩容特性研究

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)

深部高瓦斯工作面煤体采动扩容特性研究

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)

应用数值模拟、实验室实验、现场实测和理论分析的综合研究方法，对深部高瓦斯工作面煤体采动扩容特性进行了系统研究。研究发现含瓦斯煤体应力峰值前出现扩容现象，煤体初始瓦斯压力对扩容有显著影响，初始瓦斯压力越大，煤体发生扩容的应力临界值越小，瓦斯压力越易发生突变。高瓦斯工作面煤体扩容阶段，瓦斯压力具有采动应力响应特征，采动应力作用下煤体扩容力学行为打破了瓦斯解吸和吸附的平衡，瓦斯压力呈现先降低后升高的瞬变演化。基于深部开采高瓦斯工作面煤体扩容力学特征，考虑煤体瓦斯解吸吸附特性，依据理想气体定律，构建了含瓦斯煤扩容阶段瓦斯压力采动应力响应的数值力学模型，揭示了煤体扩容区瓦斯压力不稳定易突变失稳的内在机理。深部开采煤层在采动应力作用下的扩容是煤与瓦斯动力灾害发生的必要条件，也是灾害防控的主要可控因素，通过降低煤层采动应力集中以控制煤体扩容，可有效消除煤与瓦斯动力灾变隐患。

高瓦斯工作面；采动扩容；力学特征

我国多数煤矿已进入深部开采[1]，随着开采深度和强度的不断增加，煤层瓦斯含量增加，其应力及演化的力学环境也更加复杂[2]。众多学者已开展了大量的关于质密岩石类材料扩容特性的研究工作，取得了丰富的成果；陈宗基等将岩石扩容与隧洞、巷道变形联系起来加以研究，揭示了质密岩石类材料扩容的力学特性[3-9]；为满足工程需要，陈旦熹等开展了岩石卸载的扩容力学特征研究，将理论研究与工程实际结合的更加紧密[10-14]。但煤矿开采面临的非贯通裂隙类含瓦斯煤体扩容力学特征相对研究较少。尤其在深部矿井复杂的工程地质条件下，非贯通裂隙类含瓦斯煤体的扩容力学特征也势必受到高采动应力的影响，有必要开展深部高瓦斯工作面煤体采动扩容力学特征的系统研究，以揭示瓦斯压力与应力耦合的扩容力学本质，进一步探索煤岩瓦斯动力灾害的致灾机理及防控理论。

1 工程地质背景及研究方案

1.1 地质概况

以淮北祁南煤矿714工作面、淮南张集煤矿17218工作面和谢桥煤矿1161(3)工作面为工程地质背景，3个工作面煤层属突出煤层，回采前均已实施预抽瓦斯消突措施，校检指标降至安全范围。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550m。工作面联合回采71，72两层煤，煤层总厚(含71，72煤及夹矸)0.3～6.0m，平均4.8m；两煤层间距0～2.0m，平均间距0.8m。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4.0～14.8m；直接顶为泥岩，厚度0.8～2.0m；直接底为泥岩，厚度0.8～3.8m。

张集煤矿17218工作面位于北一采区8煤层北翼胶带大巷以东，南部为已经回采结束的17228工作面采空区，并留设7 m左右的煤柱，北部为F216-5断层，东部为尚未开采的8煤实体煤。工作面平均埋深620m，倾斜长度为1484m，走向长度220m，煤层平均厚度为3.83 m，平均倾角4°，工作面煤层采用仰斜开采。基本顶为粉细砂岩，平均厚度约10.0m，直接顶为砂质泥岩，平均厚度约3.5m，直接底为砂质泥岩，平均厚度约4.23 m。

谢桥煤矿1161(3)工作面位于东一采区13-1煤层六区段，工作面平均埋深700m。西起-720m东翼胶带上山，东至Fs205断层，北至1151(3)工作面运输巷，南到-720m煤层底板等高线；北边1151(3)工作面已回采完毕，西边为工业广场保护煤柱，南边13-1煤尚未采掘。工作面上方布置有1161(3)工作面高抽巷，下方布置有1161(3)工作面底抽巷，工作面走向长度1865.8m，倾斜长度205.6 m。工作面煤层赋存稳定，倾角12°～15°，平均煤厚为5.33 m，煤层顶板为泥岩及13-2煤复合顶板，底板为泥岩。

1.2 数值研究方案

依据714工作面和17218工作面地质条件，采用FLAC3D数值模拟软件建立三维计算模型(图1)，模拟分析工作面回采过程中煤层采动应力演化规律(岩层力学参数见表1和2)。

图1 数值模拟三维计算模型Fig.1 Three-dimensional calculation model of numerical simulation

1.3 实验室实验和现场测试方案

采用具有自主知识产权的自制瓦斯煤岩体气固耦合瓦斯参数测试仪(GSC-812)，开展不同应力对瓦斯压力影响的实验研究，试验试样取至17218工作面煤体(图2)，试验初始瓦斯压力分别为1.0，1.5MPa。

表1714工作面数值模拟岩层力学参数
Table1Mechanicalparametersofrocksfor714workingface

表217218工作面数值模拟岩层力学参数
Table2Mechanicalparametersofrocksfor17218workingface

岩石名称容重d/(kN·m-3)弹性模量E/GPa泊松比μ内聚力c/MPa摩擦角φ/(°)抗拉强度σT/MPa顶板煤泥岩互层22 487 90 261 22280 50粉细砂岩27 0925 40 222 95401 55砂质泥岩25 105 40 152 19300 72煤层8煤13 715 20 311 24320 16底板砂质泥岩25 105 40 152 19300 72粉细砂岩27 0925 40 222 95401 557煤13 775 10 321 25320 13中细砂岩26 6523 20 172 61411 21

图2 17218工作面煤体试样Fig.2 Coal samples of 17218working face

采用自主研制的工作面煤体扩容探测仪(能够测量x,y,z三个方向的位移矢量，进而计算出体积变化量)，对工作面前方及周围煤体的体积变化量进行探测，工作面布置如图3所示。

图3 1161(3)工作面布置Fig.3 Layout of 1161(3)working face

2 工作面煤体扩容力学特征

2.1 工作面煤层采动扩容

图4为1161(3)工作面前方不同位置煤体的体积应变，可见在采动应力作用下，工作面前方煤体存在扩容现象。工作面煤壁前方7.4m处煤体最大体积变化量为0.91mm3，随超前工作面距离增大体积变化量逐渐减小，工作面前方11.6 m处体积变化量减小为0.043 mm3；随超前工作面距离进一步增大体积变化量又增大，工作面前方26.9m处煤体的体积膨胀增至0.868mm3，此后工作面煤体体积变化量逐渐减小。表明在1161(3)工作面煤壁前方一定范围内煤体出现扩容现象。

图4 工作面前方体积变化量曲线Fig.4 Curve of volumetric variation ahead of the working face

2.2 工作面煤体的扩容演化

(1)17218工作面煤体扩容演化特征。

17218工作面前方煤层剪切应变率和体积应变率如图5所示。工作面煤壁前方2.5m处体积应变率较大，最大体积应变率为6×10-7，最大剪切应变率为4.2×10-6；在工作面前方7.5m处，体积应变率减小为2×10-7，此处最大剪切应变率为3.4×10-6；但在工作面前方20～25m的范围围岩体积应变率最大为7×10-7，最大剪切应变率为1.26×10-6。表明在工作面煤壁前方一定范围内煤体出现扩容现象。

图5 剖面17218工作面前方剪切应变率和体积应变率分布(沿走向距两巷10m)Fig.5 Distribution of the shear strain rate and volume strain rate ahead of the 17218working face(along the strike near the roadway 10m)

(2)714工作面煤体扩容演化特征。

714工作面前方煤层剪切应变率和体积应变率如图6所示。工作面煤壁前方约2.5m处体积应变较大，最大体积应变率为1.4×10-7，最大剪切应变率为5×10-7；在工作面前方约7.5m处，体积应变率减小为1×10-7，此处最大剪切应变率为3.5×10-7；但在前方20～25m的范围围岩体积应变率最大为3.4×10-7，最大剪切应变率为1.25×10-7。表明在工作面煤壁前方一定范围内煤体也出现扩容现象。

图6 714工作面前方剪切应变率和体积应变率分布(沿走向距两巷10m)Fig.6 Distribution of the shear strain rate and volume strain rate ahead of the 714working face(along the strike near the roadway 10m)

数值模拟分析结果表明，在工作面推进方向，临近工作面煤壁一定范围内体积应变率较大，对应剪切应变率也较大，煤体出现剪切破坏；随超前工作面前方一定距离，煤体体积应变率减小，剪切应变率也减小；但在工作面前方煤体更远处一定范围内，体积应变率又增大，但对应剪切应变率较小，即煤体出现扩容现象。

2.3 含瓦斯煤瓦斯压力的动态应力响应

为获得峰前扩容区域煤体应力变化对瓦斯压力的影响规律，分别进行初始瓦斯压力1.0和1.5MPa的试验。试验时，先分别进行1.0和1.5MPa瓦斯气体吸附，然后关闭气体加压系统，启动瓦斯压力测试系统，同时启动岩石力学实验系统和气固耦合参数测试仪进行测试，测试结果如图7所示。

图7 瓦斯压力与应力变化关系曲线Fig.7 Relation curves of gas pressure and stress

结果表明：不同初始瓦斯压力(1.0，1.5MPa)含瓦斯煤体均在扩容阶段瓦斯压力出现先下降后急剧增大的突变力学特征及失稳现象；初始瓦斯压力值不同，出现突变现象的应力临界值也不同，初始瓦斯压力值越高，其突变的应力临界值越低(初始瓦斯压力为1.0MPa，应力增大至6.2MPa时瓦斯压力发生突变；初始瓦斯压力为1.5MPa，应力增大至4.8MPa时瓦斯压力就发生突变)。

3 含瓦斯煤体扩容区瓦斯压力采动响应

综上所述，应力峰前屈服阶段工作面煤层存在扩容区，该区瓦斯解吸和吸附活跃。在扩容区和弹性区之间势必存在瓦斯匀速层流渗流区域，该区域可根据牛顿定律假设受力为平衡状态，瓦斯解吸和吸附也是平衡状态，那么在工作面前方一定体积煤体内所含瓦斯总量是固定不变的，并由吸附瓦斯和游离瓦斯共同组成。随工作面的推进，匀速层流渗流区向扩容区转变，瓦斯的解吸和吸附平衡被打破，单位体积煤体的瓦斯气体符合理想气体定律，其瓦斯气体状态方程可表示为

(1)

式中，p1为扩容前游离瓦斯气体压力；V1为扩容前单位煤体内游离瓦斯体积，m3；n1为扩容前游离瓦斯物质的量；R为常数；T为热力学温度。

由于煤体由弹性区向扩容区转变，单位煤体的体积发生变化，体积膨胀量为ΔV，即

(2)

式中，V2为扩容后单位煤体内游离瓦斯体积，m3。

假设为恒温状态，那么扩容后的瓦斯气体符合气体状态方程：

(3)

式中，p2为扩容后游离瓦斯气体压力，m3；n2为扩容后游离瓦斯物质的量。

由于体积发生变化，煤体瓦斯的解吸和吸附平衡被打破，瓦斯压力也相应发生变化。那么由吸附瓦斯解吸出的游离瓦斯物质的量为Δn。即n2=n1+Δn，代入式(3)，则扩容后瓦斯压力为

(4)

将式(2)代入式(4)得

(5)

煤体扩容体积瞬时增大，吸附瓦斯还未及时解吸出游离瓦斯，游离瓦斯物质的量n1不变，即Δn=0，那么瓦斯压力为

(6)

煤体扩容后，吸附瓦斯解吸，游离瓦斯量增大，此时n2>n1，即Δn>0，那么瓦斯压力为

(7)

扩容前后的体积膨胀量ΔV与体积应变εV线性相关，ΔV可用kεV表示(k为系数)。依据广义虎克定律，煤体体积应变与外部应力σ1+σ2+σ3有

(8)

式中，Ep为变形模量。

在采动影响下，煤体所受外部应力主要取决于采动应力σc，则有：

(9)

将式(9)代入式(6)，扩容瞬时的煤体瓦斯压力p2为

(10)

将式(9)代入式(7)，扩容后煤体瓦斯压力p3为

(11)

而煤体扩容前初始瓦斯压力p1为

(12)

综上分析可知，随采动应力σc增大，在煤体扩容发生瞬时，瓦斯压力降低，即p20)，瓦斯压力随之增大(p3>p2)。表明在采动应力持续作用下，煤体扩容逐步发展，煤体瓦斯压力呈现先降低后升高的瞬变演化，揭示了扩容阶段瓦斯压力不稳定易发生突变失稳的力学本质。

深部开采煤层在采动应力作用下的扩容是煤与瓦斯动力灾害发生的必要条件，也是灾害防控的主要可控因素，通过降低煤层采动应力集中以控制煤体扩容，可有效消除煤与瓦斯动力灾变隐患。

4 结 论

(1)发现了含瓦斯煤体应力峰值前出现扩容现象。煤体初始瓦斯压力对扩容有显著影响，初始瓦斯压力越大，煤体发生扩容的应力临界值越小，瓦斯压力越容易发生突变。

(2)高瓦斯工作面煤体扩容阶段，瓦斯压力具有采动应力响应特征，采动应力作用下煤体扩容的力学行为打破了瓦斯解吸和吸附的平衡，瓦斯压力呈现先降低后升高的瞬变演化。

(3)基于深部开采高瓦斯工作面煤体扩容力学特征，考虑煤体瓦斯解吸吸附特性，依据理想气体定律，构建了含瓦斯煤扩容阶段瓦斯压力采动应力响应的数值力学模型，揭示了煤体扩容区瓦斯压力不稳定易突变失稳的内在机理。

[1] 何满潮,谢和平,彭苏萍，等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):2803-2813. He Manchao，Xie Heping，Peng Suping，et al.Study on rock mechanics in deep mining engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803-2813.

[2] Matsushima S.On the flow and fracture of igneous rocks and on the deformation and fracture of granite under high confining pressure[M].Kyoto:Disaster Prevention Res Inst Kyoto Bull,1960.

[3] 刘维国，单钰铭，傅荣华.岩石扩容过程中的体积应变与超声横波速度[J].成都理工大学学报(自然科学版),2006,33(4):360-364. Liu Weiguo,Shan Yuming,Fu Ronghua.A study of the relationship between the volumetric strain and the ultrasonic S-wave velocities in dilatancy of rocks[J].Journal of Chengdu University of Technology (Science & Technology Edition),2006,33(4):360-364.

[4] 翟小洁，傅荣华.岩石扩容与超声波横波速率关系研究[J].西南科技大学学报,2007,22(1):39-42. Zhai Xiaojie，Fu Ronghua.Study on the relationship between the volumetric dilatancy in rocks and the velocity of ultrasonic S-Wave[J].Journal of Southwest University of Science and Technology,2007,22(1):39-42.

[5] Chen Yong，Yao Xiaoxin,Geng Naiguang.Stress path,strength and dilatancy of rocks[J].Scientiasinica,1980(4):492-501.

[6] 陈宗基,闻宣梅.膨胀岩与隧洞稳定[J].岩石力学与工程学报,1983,2(1):1-10. Chen Zongji，Wen Xuanmei.Swelling rocks and stability of tunnels[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,1983,2(1):1-10.

[7] 朱建明,徐秉业,岑章志，等.岩石类材料峰后滑移剪膨变形特征研究[J].力学与实践,2001,23(5):19-22. Zhu Jianming，Xu Bingye，Cen Zhangzhi，et al.Study on the deformation mechanisms of sliding dilation of post-failure rocks[J].Mechanics in Engineering,2001,23(5):19-22.

[8] Haimson B.A new true triaxial cello for testing mechanical properties of rock,and its use to determin rock strength and deformability of westerly granite[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2000,37,285-296.

[9] 许东俊,李小春,蔡忠理，等.应力状态与岩石扩容特性[J].岩土力学，1992,13(2):37-44. Xu Dongjun,Li Xiaochun,Cai Zhongli，et al.Stress state and dilatancy property of rock[J].Rock and Soil Mechanics，1992,13(2):37-44.

[10] Alejano L R,Alonso E.Considerations of the dilatancy angle in rocks and rock masses[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2005,42(4):481-507.

[11] Kwasniewski M,Takahashi M.Volume changes insandstone under true triaxial ompression onditions[A].ISRM2003-Technology Roadmap for Rock Mechanics[C].Pretoria:The South African Institute of Miningand Metallurgy,2003:683-688.

[12] 陈旦熹,戴冠一.三向应力状态下大理岩压缩变形试验研究[J].岩土力学,1982,3(1):27-44Chen Danxi，Dai Guanyi.Experimental study on compressive deformation of marble under triaxial stress states[J].Rock and Soil Mechanies,1982,3(1):27-44.

[13] 黄 伟,沈明荣,张清照.高围压下岩石卸荷的扩容性质及其本构模型研究[J].岩石力学与工程学报,2010,29(2):3475-3481. Huang Wei，Shen Mingrong，Zhang Qingzhao.Study of unloading dilatancy property of rock and its constitutive model under high confining pressure[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(2):3475-3481.

[14] 沈军辉,王兰生,王青海，等.卸荷岩体的变形破裂特征[J].岩石力学与工程学报,2003,22(12):2028-2031. Shen Junhui，Wang Lansheng，Wang Qinghai，et al.Deformation and fracture features of unloaded rock mass[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2003,22(12):2028-2031.

Coalminingdilatancycharacteristicsofhighgasworkingfaceinthedeepmine

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

(AnhuiProvinceKeyLaboratoryofMiningResponseandDisasterPreventionandControlinDeepCoalMine,AnhuiUniversityofScienceandTechnology,Huainan232001,China)

The coal mining dilatancy characteristics of high gas working face in the deep mine was researched by using the integrated research methods of numerical simulation,field measurement and theoretical analysis.The results show that the coal seam with gas has dilatancy pre-peak stress,and the initial gas pressure has a significant impact on dilatancy,if the coal seam has higher initial gas pressure then the critical value of stress is smaller and gas pressure is more prone to mutation.Stress responses to gas pressure in the dilatancy processes.While the balance of gas desorption and adsorption is overcharged under the action of mining stress,then gas pressure decreases firstly and increases subsequently.Based on coal mining dilatancy characteristics of high gas working face in deep mine,gas desorption and absorption,and ideal gas law,the dynamic mechanics model of mining stress and gas pressure was built for coal seams with gas in the dilatancy processes.Internal mechanism of gas pressure catastrophe destroy in the dilatancy processes was revealed.Coal seam dilatancy is a necessary condition for coal and gas dynamic disaster in deep mines,and is also disaster prevention and the main controllable factor.By decreasing mining stress to control coal seams dilatancy,can effectively eliminate the coal and gas dynamic disaster.

high gas working face;mining dilatancy;mechanical characteristics

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1474

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。Tel：0554-6631588，E-mail:gxxie726@126.com

TD712

A

0253-9993(2014)01-0091-06

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 deep mine[J].Journal of China Coal Society,2014,39(1):91-96.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1474