王 斌,李波波,2,3,许石青,高 政,许 江,张 尧,陈 帅
(1.贵州大学 矿业学院,贵州 贵阳 550025;2.贵州大学 喀斯特地区优势矿产资源高效利用国家地方联合工程实验室,贵州 贵阳 550025;3.贵州省非金属矿产资源综合利用重点实验室,贵州 贵阳 550025;4.重庆大学 煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室,重庆 400044)
煤层气是煤矿开采一种重要的资源[1],但我国的煤层气储层具有高吸附、低孔隙率、低渗透和高地应力的特点,严重制约了煤层气开采效率。渗透率用来表征煤层运输流体能力,也是评价瓦斯抽采效率的重要参数[2]。随着开采技术的不断成熟[3],地下开采深度增加,应力和温度不断增加。因此,研究应力、温度和气体压力作用下煤岩孔裂隙结构、裂隙压缩性与渗流特性对煤层气开采具有重要意义。
为研究煤层气开采过程中煤岩渗透率演化规律,众学者开展了一系列煤岩孔裂隙结构、气体压力、温度、滑脱效应对渗透率影响的研究。传统的几何方法无法表征煤岩非均质性,利用分形维数定量表征煤岩微观孔隙发育已成为研究目标[4]。SEIDLE等[5]研究表明裂隙压缩性系数很难从现场获得,较多在实验室运用间接法测量。东振等[6]利用甲烷和氮气研究基质收缩、滑脱效应对渗透率的影响,结果表明气体压力越低,基质收缩和滑脱效应对渗透率的提升作用越明显。孙光中等[7]认为当外部应力恒定时,随着温度升高渗透率呈负指数下降。P&M模型[8]是基于孔隙率研究模型的代表,综合考虑有效应力、基质收缩对渗透率的影响,建立了孔隙率相关渗透率模型。TENG等[9]围绕温度对煤岩变形的影响建立了热敏渗透率模型,用于表征温度变化下煤岩-气体相互作用。此外,煤岩基质-裂隙相互作用认为基质与裂隙间存在“岩桥”连接[10]。因此,基质变形并非完全转化为裂隙变形。LU等[11]采用f变形修正系数(0~1)来表示基质吸附体积和裂隙吸附体积的变形增量,但并未揭示气体压力变化时煤岩内部有效内膨胀变形的不均匀分布。
综上所述,考虑应力作用下毛细管分形特征,建立裂隙体积应力敏感性模型。在温度作用下研究煤岩基质-裂隙相互作用,结合裂隙压缩性对渗透率的影响,进一步构建考虑煤基质内部膨胀变形、温度及气体压力变化的煤岩渗透率模型,并采用试验进行合理性验证,为煤层气抽采提供理论支撑。
分形几何用于描述自然界不规则的现象[12]。煤岩中累积裂隙数目和直径可用分形标度表示为
(1)
式中:Np为累积裂隙数目;λp和λp,max分别为裂隙直径和最大裂隙直径,μm;Df为裂隙直径大小的分形维数;l为尺度,μm。
煤岩中裂隙直径大小的分形维数随温度而改变[9],温度、裂隙直径大小的分形维数存在以下线性关系:
Df=Df0+η(ΔT/T0)
(2)
式中:Df0为初始温度下裂隙直径大小的分形维数;η为分形敏感系数;ΔT为温度变化量,K;T0为初始温度,K,本文T0取303 K。
考虑应力影响后,无应力状态下λp0到λp0+dλp0区间内煤岩总裂隙的数目、弯曲毛细管的实际长度Lp0分别表示为:
-dNp=Dfλpmax0Dfλp0-(Df+1)dλp0
(3)
Lp0(λ)=λp01-DTL0DT
(4)
式中:λp0和λpmax0分别为无应力状态下裂隙直径和最大裂隙直径,μm;L0、Lp0为弯曲毛细管的直线长度和实际长度,μm;DT为迂曲度分形维数。
众多研究表明裂隙压缩性系数很难从现场获得,较多在实验室运用间接法测量。根据裂隙压缩性系数的定义可得煤岩裂隙总体积与应力间关系[5]为
(5)
式中:cf为裂隙压缩性系数;Vf为煤岩裂隙总体积,m3;σeff为有效应力,MPa。
当外部应力沿径向方向施加于煤岩时,弯曲毛细管侧面发生收缩并产生径向延展,弯曲毛细管的实际长度Lp、裂隙直径λp可表示[13]为
λp=(1-σeff/E)λp0
(6)
Lp=(1+σeffν/E)Lp0
(7)
式中:E为弹性模量,MPa;ν为泊松比。
三维立体空间下考虑应力影响的煤岩裂隙分形总体积可表示[14]为
(8)
将式(6)、式(7)代入式(8)中,可得应力作用下煤岩裂隙总体积为
(9)
1)考虑温度影响的煤岩吸附变形,利用指数形式的修正系数对Langmuir方程进行修正,可得温度变化下修正的气体吸附量[9]为
(10)
式中:V为瓦斯吸附量,cm3/g;VL为吸附体积常数,cm3/g;p为气体压力,MPa;PL为Langmuir压力,MPa;c1和c2为温度修正项中的压力系数。
相应地,温度作用下气体吸附引起的吸附变形量为
(11)
式中:p0为初始气体压力,MPa;εL为最大膨胀变形量,取值为0.023。
2)温度引起的膨胀变形,温度引起的膨胀变形量εTe与温度之间呈如下线性关系[9]为
εTe=αTΔT
(12)
式中:εTe为温度引起的膨胀变形量;αT为热膨胀系数,K-1。
当气体分子在孔径较小的管道中流动时,会产生“滑动”现象,导致气测值较大[15]。因此,考虑滑脱效应的渗透率可以表示成
(13)
式中:k∞为煤岩绝对渗透率,10-3μm2;B为气体滑脱因子。
假设温度作用下产生的热膨胀/收缩和吸附引起的膨胀/收缩是各向同性的,则非等温煤岩体的应力应变的本构关系[16]为(压缩为负)
(14)
式(14)经过化简可得
(15)
煤岩内部基质和裂隙之间的气体传输将引起内部膨胀变形[17]。在下文中,孔隙度的计算仅考虑了裂隙,并未考虑基质中孔隙的影响。假设煤岩总体积Vc等于裂隙体积Vf和基质体积Vm之和,则煤岩孔隙率定义为:Φ=Vf/Vc。因此,可将煤岩总体积、裂隙体积变化表示为
(16)
(17)
式中:γ=1-Kf/Km;Kf为裂隙模量,MPa;εin为煤基质内部膨胀变形量。
通过整理式(16)、式(17),可得
(18)
(19)
基于文献[18]的理论成果,考虑温度引起的吸附变形和热膨胀的影响,进一步研究煤基质内部膨胀变形特征及其对渗透率的影响。结合式(11)、式(12),煤基质内部膨胀变形可表示为
εin=βC(Δεs+ΔεTe)
(20)
(21)
(22)
综上所述,考虑煤基质内部膨胀变形、温度变化以及气体压力变化的煤岩孔隙率模型为
(23)
基于立方定律[8],进一步考虑滑脱效应影响,煤岩渗透率可表示为:
(24)
为探究不同温度、气体压力下煤岩吸附特性,试验选取CH4作为试验气体,在0.1~5.0 MPa设定5个吸附平衡点,分别进行30、35、40、45、50 ℃下的等温吸附试验。试验装置为HCA型高压容量法吸附装置。依据GB/T 1960—2004,选取破碎至60~80目(0.177~0.25 mm)的煤岩进行试验,试验步骤为:气密性检查→抽真空→测定自由空间体积→等温吸附试验。
为探究气体压力和温度综合作用下煤岩吸附与渗流特性,选取山西晋城赵庄煤矿3号煤层进行试验。原煤试件利用水泥浇筑法[19]制成,试验选用CH4气体,进行不同温度下(30、40、50、60和70 ℃)有效应力恒定气体压力升高的三轴渗流试验。试验装置采用含瓦斯煤热流固耦合三轴伺服渗流装置[25]。试验中气体压力控制为0.20、0.35、0.50和0.65 MPa。试验方案见表1。
表1 不同温度下气体压力升高的渗流试验方案
将上述等温吸附试验数据代入式(10)中,得到不同温度下(303、308、313、318和323 K)煤岩气体吸附量(图1)。
图1 等温吸附曲线Fig.1 Isotherm adsorption curve
由图1可知:利用修正后的Langmuir模型计算的模型值与试验值拟合度较好,在等温吸附试验的5个温度下,随着气体压力升高,煤岩气体吸附量逐渐增大,但其吸附速度呈下降趋势。当气体压力增至4 MPa时,吸附量曲线的斜率趋于平缓,此时煤岩吸附瓦斯量已近饱和状态。此外,当温度从303 K增加至313 K以及从313 K增加至323 K过程中,在相同压力下煤岩气体吸附量下降的平均值分别为2.2 cm3/g和3.1 cm3/g。即当温度逐渐升高时,瓦斯吸附量呈下降趋势。究其原因,温度升高会增加储层中气体分子的活性和动能,增加了气体在煤岩表面吸附的难度,降低其吸附能力。
为验证新建渗透率模型的精确性,将不同温度、气体压力的CH4渗流试验数据代入式(24)中,可得不同温度下气体压力升高的渗流模型曲线,由图2可知:
1)新建渗透率模型值与渗流试验值相贴合,在相同的温度下,随着CH4入口压力的增大,煤岩渗透率呈先急剧下降后趋于平缓的趋势。以温度为303 K为例,气体压力由0.2 MPa上升至0.65 MPa时煤岩渗透率下降比例分别46.61%、7.50%、4.82%。这是由于随着气体压力逐渐升高,煤岩吸附能力增大,表面吸附层加厚。在外部应力的限制下,煤岩产生内部膨胀变形,气体渗流通道逐渐减少,因而渗透率不断降低。此外,滑脱效应在气体压力较低时其影响不容忽视,但随着气体压力的逐渐增大,滑脱效应不断减弱甚至消失[6]。随着气体压力的进一步增大,煤岩吸附变形量也逐渐达到饱和,因而渗透率下降趋势逐渐平缓。
2)此外,随着气体压力的逐渐增大,煤岩有效内膨胀变形的不均匀分布系数β不断减小。煤岩基质膨胀变形可以分成靠近孔裂隙的变形和远离孔裂隙的变形,其中靠近孔裂隙的膨胀变形决定着煤岩渗透率大小。当气体压力从0加载至0.2 MPa时,孔裂隙周围产生基质变形,使得孔裂隙变窄,这就进一步验证了气体压力较低时渗透率急剧下降的趋势。随着气体压力逐渐增大,孔裂隙周围基质膨胀对孔裂隙开度的影响逐渐减弱,β逐渐减小,渗透率减缓速度趋于平缓。
图2 渗透率、内膨胀系数与气体压力的关系(303 K)Fig.2 Relationship between permeability, internal expansion coefficient and gas pressure (303 K)
为进一步验证新建裂隙体积应力敏感性模型和渗透率模型的适用性,根据许江等[18]赵庄矿试验数据,通过式(5)、式(9),计算得到1、2.5、4.0和5.5 MPa下煤岩裂隙压缩性系数cf,并通过式(24)计算不同有效应力条件下气体压力升高的渗透率变化曲线(图3)。
图3 不同有效应力下煤岩渗透率随气体压力的变化规律Fig.3 Coal permeability and gas pressure curves under different effective stresses
由图3可知,当利用新建模型计算该数据时,所得模型曲线与试验数据较为吻合。当有效应力恒定时,随气体压力升高,渗透率曲线呈先急剧下降后趋于平缓的趋势。同时,当气体压力恒定时,随有效应力升高,渗透率曲线逐渐降低,煤岩体积裂隙压缩性逐渐降低。随着有效应力的不断加载,煤岩逐渐被压密压实,可被压缩孔裂隙容积逐渐减小,瓦斯渗流通道变窄。此外,裂隙压缩性计算结果与GUO等[20]的研究为一个数量级,有效应力与裂隙压缩性系数呈负相关[21]。这是由于围压较低时,煤岩内部孔裂隙体积较大,有相对较大的可压缩空间。随着围压增加,煤岩孔裂隙可压缩体积减少。因此,煤岩体积裂隙压缩性系数随有效应力增大而减小。
1) 利用修正的Langmuir模型得到的模型曲线与试验值拟合度较好,在等温吸附试验的5个温度下,随着气体压力升高,煤岩瓦斯吸附量逐渐增大,但吸附速率呈下降趋势。在相同气体压力下,随着温度升高气体吸附量呈下降趋势。
2)构建考虑煤基质内部膨胀变形、温度及滑脱效应的煤岩渗透率模型。其计算值与试验值基本一致,反映了模型可靠性。在相同温度下,随着气体压力升高,煤岩渗透率先急剧下降后趋于平缓,有效内膨胀变形的不均匀分布系数β不断减小。
3) 由试验比较可知,当气体压力恒定时,随有效应力升高,渗透率曲线逐渐降低,煤岩体积裂隙压缩性系数呈下降趋势。模型计算得到的煤岩裂隙压缩系数与实验室所得值在同一数量级,可较好表征应力导致的煤岩裂隙体积变化,进一步表明煤岩孔裂隙结构和渗透特性的关联性。