刘淑红,侯建军,李美晨,杨治国,
(1.新郑煤电有限责任公司,河南 郑州 450007;2.华北科技学院 矿山安全学院,北京 101601;3.郑州煤炭工业(集团)有限责任公司,河南 郑州 450000)
受山地压力、孔隙、裂隙等因素影响的煤岩冲击性、渗透率,对煤层气赋存,煤层气开发利用,煤炭资源安全开采具有重要意义。山地压覆作用对煤层受力特征、渗透率的影响鲜有研究。煤层受力是表征山地压力大小重要参数,渗透率是表征瓦斯在煤岩体中流动能力的重要参数。山地压力越大,对煤层受力越大,煤岩层渗透率越低,瓦斯流动能力越差。煤岩冲击、渗透率变化与其应力状态密切相关[1-3]。在弹性变形阶段,随着压力增加,冲击性增强、渗透率一般会出现降低现象[4-6],煤层冲击地压增强、阻碍着瓦斯的流动[7-9]。
在山地地形条件下,地表标高经常发生剧烈变化,致使煤层的埋深发生剧烈变化。同一层煤,其埋深、应力、渗透率同时发生变化,使得煤层冲击地压、瓦斯赋存表现出较大差别[10-12]。这种差异会在工作面回采期间能量事件大小;煤层瓦斯含量和煤巷掘进过程中的掘进瓦斯涌出量中明显地体现出来[13-16]。受山地地形的影响,煤层瓦斯压力及渗透率复杂多变[17-20],严重威胁矿山安全、高效开采。目前对该现象研究较少,需要进行分析研究。鉴于此,笔者基于现场统计、理论分析和工程试验,研究了山地压覆煤层冲击地压、渗透率变化规律、瓦斯富集规律、采掘过程中瓦斯涌出规律及冲击地压与瓦斯协同防治技术[21]。
宽沟煤矿为高瓦斯矿井,井田范围内有一起伏较为平缓的北北东向向斜构造,区内地层出露较好,断裂构造不太发育;该矿地貌为山地,地表标高为+1670~+1440 m,最大相对高差230 m。该矿掘进期间绝对瓦斯涌出量如图1所示。随着工作面的掘进,工作面瓦斯涌出极不均衡,主要表现为:①区域一,地表标高由1540 m增加到1550 m时,绝对瓦斯涌出量表现出增大现象;区域二,地表标高逐渐由1550 m增大到1570 m,绝对瓦斯涌出量也渐进增大;区域三,工作面标高保持在1570 m,埋深达到最大值,相应的绝对瓦斯涌出量也保持大值;区域四,地表标高迅速下降,绝对瓦斯涌出量也表现出同样趋势。②绝对瓦斯涌出量平均值为2.82 m3/min,区域一绝对瓦斯涌出量为1.17 m3/min,相应的区域二为3 m3/min,区域三为3.3 m3/min,区域四为2.3 m3/min,其与埋深变化表现出较好的一致性。
图1 工作面回风巷掘进期间绝对瓦斯涌出量变化曲线
分析可知,沿巷道走向,煤层瓦斯赋存表现出显著的非均衡现象,山地诱发埋深变化是影响该工作面瓦斯异常涌出的主要因素。
为确保研究的可靠性,针对工作面瓦斯涌出量与冲击地压能量之间映射规律的研究,将工作面的日推进进尺L定义为自变量x,工作面监测的冲击地压能量E定义为自变量y,工作面瓦斯涌出量Q定义为因变量z。而后,在大量实测数据的基础上,通过数据的拟合,获得瓦斯涌出量Q与日推进度L、冲击地压日总能量E之间关联的数学模型,表明山地压覆煤层冲击地压显现与瓦斯涌出关系,为进一步研究山地压覆条件下冲击地压显现是否与该条件下瓦斯赋存存在正相关关系。基础数据见表1,拟合关系如图2所示。
表1 测试数据汇总
图2 瓦斯涌出量拟合关系
由图2可知,随着自变量x在0~14 m之间和自变量y在0~3×105J之间变化,因变量z在4~14 m3/min之间变化;说明在工作面开采推进的过程中,由于高强度开采,以及山地压覆作用,其工作面区域的冲击地压日总能量增加的同时,工作面瓦斯涌出量也随之增加;瓦斯涌出量Q与日推进度L、冲击地压日总能量E之间较好的服从函数关系:
Q=6.90681-0.17987L+1.30546×10-6E+
0.02309L2-2.5443×10-11E2+1.79328×10-6L×E
(1)
式中,Q为工作面瓦斯涌出量,m3/min;L为工作面的日推进进尺,m;E为工作面监测的冲击地压能量,J。
采矿工程中,和覆岩厚度相比,煤层厚度极薄,可以简化为梁。为了研究山地压覆煤层的相关特征,建立单一山峰作用下的力学模型,将煤层简化为无限长梁。具体模型及受力分析如图3所示。需要说明的是:①山峰外其他上覆岩层自重等效为均布载荷q=γh,γ为岩体容重,h为煤层至地表距离;②将山峰对煤层的作用等效为一梯形分布载荷m=bx+c+γh,其中b为斜率,c+γh为O点处上覆岩层和山的重力;③不考虑构造应力作用。
图3 山地压覆煤层力学模型概化
设梁的宽度为1,建立直角坐标系如图2所示,根据Winkler弹性地基梁理论,该模型挠曲线可以用式(2)表示[14]。
w=eax(Acosax+Bsinax)+e-ax(Ccosax+
Dsinax)+w0(x)
(2)
式中:e为自然对数底;a为特征系数且a4=K/4EI,K为地基刚度,EI为抗弯截面刚度;A、B、C和D为待求系数;w0(x)为方程的特解。
该模型为轴对称模型,仅对模型w轴右侧部分进行研究,煤层受力可用分段函数为:
取任意微段dx,由力学平衡关系可知,该模型挠度微分方程如下:
式(4)为四阶常系数非齐次线性微分方程,其解由齐次方程的通解和非齐次方程的特解组成。式(4)的非齐次项有两项,可分别求解该式右端第一项特解w01(x)和第二项特解w02(x),然后利用叠加原理求得w0(x)。求得w01(x)和w02(x)见式(5),w0(x)为w01(x)与w02(x)之和。
因此煤层挠度方程可以表示为:
w=eax(Acosax+Bsinax)+e-ax(Ccosax+
煤层所受名义应力:
σ=Kw
(7)
将式(7)代入式(6)可得:
σ=K[eax(Acosax+Bsinax)+e-ax(Ccosax+
Dsinax)]+bx+c+γH
(8)
式(8)为含名义应力、瓦斯压力及渗透率的方程。与其他研究成果相比,式(8)消除了未知变量有效应力的影响,而直接采用名义应力作为变量。且综合考虑了多孔介质基质收缩效应和有效应力对渗透率的影响机制,具有一定实用价值。
3.1.1 山地压覆煤层应力分布规律
根据上述力学研究,下面采用算例分析方法研究山地压覆煤层名义应力特征。煤层厚度取8 m,煤层弹性模量E=3.38 GPa,则EI=144.21×109N·m2;煤系地基刚度K在0.25~1.00 GPa之间,此处取K=0.5 GPa;l=50 m;岩层容重取γ=20 kN/m3,煤层埋深取h=260 m,则γh=5.2 MPa,c=7.2 MPa,b=-0.1。根据上述取值及式(8),研究山地压覆条件下煤层受力特征。
不同均布载荷γh和不同参数c时煤层所受名义应力曲线如图4和图5所示。由图4和图5可知:①山地压覆条件下,煤层所受名义应力呈现出显著非线性特征,这直接导致相同标高处煤层受力不均;②相同均布载荷γh条件下,随着参数c的数值的增大,煤层所受名义应力不断增加,且c的数值越大,非线性程度越明显;③相同参数c条件下,随着均布载荷γh的增加,煤层受冲击力等比例地增大;④原点位置出现显著的应力集中现象。与原点距离越远,应力集中程度越低。应力集中现象一直延续到山峰影响边缘。
图4 不同均布载荷条件下煤层所受名义应力变化曲线
图5 不同峰值载荷条件下煤层所受名义应力变化曲线
3.1.2 山地压覆煤层冲击地压显现异常分布规律
根据井上下对照,将山地压覆区域作用下的工作面区域划分如图6所示。山地压覆区域2018年2月21日至2019年12月26日期间工作面顶板的微震监测数据如图7所示。该时段内,共监测到331个围岩自发事件。通过对这些微震事件的分布进行分析,了解山地压覆区域工作面顶板破断及活动情况。
图6 山地压覆区域
图7 I010202工作面微震事件活动分布
根据工作面微震事件的分布情况可以观察到,在山地压覆工作面的中部区域上部直接顶(老顶)岩层发生的活动频率较其他区域更加频繁。表明山地压覆工作面上部和中部的煤层冲击地压比其他区域更为强烈。随着岩层破裂的进展,工作面下部区域的顶板逐渐发生断裂。而上部区域的破裂主要集中在煤层中,表明工作面上部的山地压覆压力较下部更加巨大。通过分析每天微震事件发生起数及其能量可知,山地压覆下工艺巷的坚硬顶板事件呈现增多的趋势。这是由于工作面不断推进,在山地压覆的影响下,顶板发生断裂,并出现了移动和滑落的现象,对煤矿安全构成潜在威胁,因此需要加强对山地压覆下工艺巷顶板稳定性的监测和防护措施。
3.2.1 山地压覆煤层渗透率变化规律
根据式(8),参数EI、K、l按第3.1节取值,随着距O点不同距离x的变化,当参数c取不同值时,其煤层的渗透率是有变化的,取孔隙度φ0=1.5%,初始瓦斯压力P0=1 MPa,孔隙压缩系数cφ=0.5×10-3MPa-1,令γh=5 MPa,P=3 MPa,当c分别取值7、10和15 MPa时,绘制出不同c值情况下随距距O点不同距离x处渗透率的变化曲线,如图8所示。
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图8 不同c值条件下k/u值变化曲线
由图8可知:①煤层渗透率与名义应力变化趋势呈现出较好的相关性,随着名义应力的增加,渗透率显著降低;②参数c值越大,与O点相同距离条件下煤层渗透率越小,瓦斯流动和释放难度越大;③O点处渗透率达到最小值,随着远离O点,渗透率逐渐增大。
针对煤岩渗透率对瓦斯流动的控制作用、渗透率与煤岩应力应变的协同关系、渗透率与埋深的正相关关系、埋深与瓦斯含量的正相关关系,渗透率与瓦斯含量的正相关关系,国内外学者采用室内试验和现场观测作了大量研究,取得了系列有益成果。
本文采用力学分析方法,研究了山地压覆煤层的受力特征,分析了特殊受力环境对渗透率的影响。结果表明,山地压覆下煤层的埋深、应力、渗透率均发生了显著变化,必然导致煤层冲击地压、瓦斯含量变化,下面采用现场观测数据证明。
3.2.2 山地压覆煤层瓦斯富集规律
宽沟煤矿为高瓦斯矿井,该矿煤层赋存于山地之下,地表标高+1440~+1670 m,最大相对高差230 m。
该矿E1122工作面采用走向长壁采煤法进行回采,工作面走向长度975 m,倾向长度210 m,倾角23°。回风巷底板标高1240 m,掘进期间未发现构造,掘进前未对赋存于煤层中的瓦斯进行预抽。沿回风巷走向每50 m布设瓦斯含量测定钻孔一个,取样深度为70 m,共布设钻孔19个,统计煤层瓦斯含量如图9所示。
图9 瓦斯含量随地面标高变化规律
根据上述分析可知,受山地压覆影响,煤层瓦斯含量表现出与埋深、地表标高变化一致的特征。
其机理为在山地压覆作用下,同一煤层受力和渗透率均表现出较大变化。
根据宽沟煤矿的实际情况,在进行开采设计时,采取了“一面三巷布置”的方式。这种布置方式包括运输巷、回风巷和工艺巷,这三条巷道都是沿着煤层底板进行掘进。同时,工艺巷则是沿着煤层走向布置的。这样的布置方式是综合考虑了工作面通风、冲击地压和瓦斯治理措施的实施,以确保在采煤过程中安全高效地进行工作。在进行工作面回采之前,首先对工作面山地压覆区域进行了重点的防治措施。根据以往治理技术,对于划定的山地压覆煤层区域,为了在回风巷下帮、工艺巷两帮以及运输巷上帮的施工中有效处理瓦斯压力,采取了大直径卸压(瓦斯排放)钻孔的技术措施。这种方法是在这些位置每隔1 m布置一个钻孔,并将钻孔的深度控制在20~25 m之间,孔径为153 mm。对于划定的非山地压覆区域,钻孔间距可以加大至2 m。为了考虑煤层瓦斯抽采半径,在运输巷及工艺巷的上帮进行了上行顺层预抽钻孔。对于山地压覆区域,预抽钻孔每隔6.5 m布置1个,孔深为80 m,孔径为94 mm。而在其他区域,预抽钻孔的间距可以加大至8 m。通过这样的施工安排,有效地控制了煤层瓦斯的抽采,提高了煤矿的安全生产水平。采前区域治理钻孔布置如图10所示。将工作面回采前大面积煤体卸压(排放)及瓦斯预抽,作为I010202综放工作面回采前冲击地压与瓦斯灾害区域治理的主要措施。工作面卸压、抽采达标后,工作面方可安全回采。
图10 大孔径卸压钻孔结合小孔径抽采钻孔布置
工作面回采过程中,对山地压覆煤层区域顶板进行弱化处理,根据目前成熟技术及现场条件,采用超前预裂爆破弱化顶板,释放该区域地层应力。在工作面的运输巷、回风巷和工艺巷内,按照扇形布置方式,每隔10 m布置一组顶板爆破孔。每组中包含3~5个孔,爆破孔的孔径为94 mm,深度在33~58 m之间,装药量为55~58 kg。封孔长度为孔深的25%~30%,以达到有效地处理顶板压力的目的。针对工艺巷,采取了倾向高位钻孔的措施。每隔50 m布置一组,每组中有3个钻孔。主要用于拦截采空区下部的补给瓦斯,以确保瓦斯不会大量积聚在工作面附近。在回风巷切顶线以里10 m,每隔5 m布置2个高位钻孔,用于抽采上隅角瓦斯,高位钻孔的终孔层位距离煤层底板在25~35 m。通过这样的布置,形成了“顶板超前预裂+长、短高位钻孔瓦斯抽采技术协同治理模式”。高位钻孔的布置如图11所示。
图11 长、短距离高位钻孔布置
在山地压覆煤层区域采取冲击地压与瓦斯协同防治技术,工作面冲击地压及瓦斯灾害得到有效管控,如图12、图13所示。该区域微震事件相对无措施之间减少70%以上,无明显的冲击地压现象,瓦斯涌出明显降低,工作面回采期间上隅角瓦斯浓度不超过0.50%,回风流瓦斯浓度不超过0.22%。
图12 展开措施后I010202工作面微震事件活动分布剖面
图13 工作面回采期间瓦斯浓度变化规律
1)基于理论分析,对山地压覆煤层力学模型进行了概化,结合材料力学及Winkler弹性地基梁理论对该模型进行了分析,得出了名义应力理论解,得到了以名义应力、瓦斯压力为变量的渗透率理论解。
2)采用算例分析的方法,研究了山地压覆煤层受力特征和渗透率变化规律。结果表明:山地压覆条件下,煤层冲击地压、渗透率变化规律与埋深、地表标高变化表现出显著的一致性。
3)通过对山地压覆煤层冲击地压显现与瓦斯赋存规律的研究,得出山地压覆条件下,地表标高、煤层埋深、煤层冲击地压、渗透率表现出显著的强相关关系,且煤层渗透率、煤层受力特征协同控制着煤层冲击地压、初始瓦斯含量。现场实践表明,山地压覆煤层冲击地压、初始瓦斯含量与地表标高、埋深表现出显著正相关关系,煤巷掘进、工作面回采期间绝对瓦斯涌出量表现出了相同特征。
4)基于现场工程应用,对山地压覆煤层冲击地压、瓦斯异常区域采取大孔径卸压钻孔结合小孔径抽采钻孔超前卸压和预抽,协同长、短距离高位钻孔抽采采空区瓦斯,在工作面回采期间,无瓦斯异常涌出现象,上隅角瓦斯浓度低于0.50%,回风流瓦斯浓度低于0.22%。此外,工作面未发生6次方级别以上的大能量微震事件,有效地解决了煤层冲击地压和瓦斯涌出异常的问题,确保了工作面的安全回采。