焦彥錦,朱建芳,2,耿 瑤,梁 倩,孫 鑫
(1.華北科技學院安全工程學院,北京 100601;2.河北省礦井災(zāi)害防治重點實驗室,北京 065201)
綜放開采后,覆巖垮落形成的采空區(qū)裂隙空間呈“橫三區(qū)”、“豎三帶”分布規(guī)律,其裂隙空間是采空區(qū)漏風滲流最重要部位,是O2、CH4、CO、CO2等氣體流動與儲存的主要區(qū)域,是遺煤自燃、瓦斯積聚等礦井災(zāi)害的主要場所。采空區(qū)內(nèi)部氣體流場分布主要受采空區(qū)孔隙率及滲透率的影響,目前,國內(nèi)外學者在采空區(qū)滲透率及孔隙率的三維分布模型進行了大量研究。WOLF H K[1]根據(jù)孔隙率差異將采空區(qū)分區(qū),得到不連續(xù)的孔隙率和滲透率分布;周西華[2]通過MiVni 圖像分析軟件,對拍攝的采空區(qū)垮落巖石堆積狀態(tài)進行分析處理,得到孔隙率在采空區(qū)內(nèi)呈簸箕形狀分布;李樹剛等[3]采用相似模擬實驗得出覆巖離層裂隙變化形態(tài),給出了覆巖裂隙發(fā)育區(qū)域內(nèi)的孔隙及滲透系數(shù)的理論解;宋顏金等[4]利用彈性薄板理論和關(guān)鍵層理論,研究采動覆巖裂隙的分布特征,定量描述覆巖下沉量,得到覆巖規(guī)則移動帶孔隙率的近似公式;李宗翔等[5-6]根據(jù)礦壓觀測,認為采空區(qū)垮落介質(zhì)碎脹系數(shù)近似負指數(shù)變化,基于“O”圈模型得到碎脹系數(shù)位置函數(shù)模型和孔隙率平面分布模型,應(yīng)用CFD 軟件對采空區(qū)進行數(shù)值模擬研究;梁冰等[7-8]研究了采空區(qū)儲水及建立了采空區(qū)垮落巖體碎脹系數(shù)與煤壁位置的數(shù)學模型;高建良等[9-10]利用Fluent 模擬均勻、分段均勻和連續(xù)性分布滲透率下采空區(qū)漏風量、自燃三帶位置及寬度差別很大;梁運濤等[11]用頂板巖層沉降理論,發(fā)展了垮落帶孔隙率和滲透率非均勻連續(xù)分布模型;張春等[12]通過模擬試驗對采空區(qū)垂直方向的孔隙率進行分析和數(shù)值模擬;陳鵬等[13]根據(jù)采動裂隙“O”形圈理論,建立了采空區(qū)孔隙率、滲透率的三維空間連續(xù)分布模型;司俊鴻等[14]建立了采空區(qū)孔隙率及滲透率三維分布數(shù)學模型,通過Fluent 數(shù)值模擬方法比較了不同常數(shù)滲透率時采空區(qū)氣體運移規(guī)律。以上研究重點關(guān)注了采空區(qū)“橫三區(qū)”的差異性,而對“豎三帶”關(guān)注較少。因此,從上覆巖層垮落特征和移動規(guī)律出發(fā),綜合考慮采空區(qū)非均質(zhì)多孔區(qū)域的差異性,對采空區(qū)孔隙滲透分區(qū)特征規(guī)律進行研究,準確掌握采空區(qū)孔隙率的三維分布。
走向長壁開采的深井工作面在推進過程中,采場上覆巖體“砌體梁”結(jié)構(gòu)受重力載荷影響發(fā)生變形、移動和破壞。根據(jù)經(jīng)典礦壓理論,上覆巖層受采動影響在垂直方向形成垮落帶、斷裂帶和彎曲下沉帶;根據(jù)垮落巖石的破壞特性及堆積狀態(tài)又將垮落帶沿走向分為自然堆積區(qū)、載荷影響區(qū)和重新壓實區(qū)。采空區(qū)及其上覆巖層分區(qū)三維示意圖如圖1。
圖1 采空區(qū)及其上覆巖層分區(qū)三維示意圖Fig.1 3D schematic diagram of the gob and overlying strata
覆巖變形是由下至上逐層遞進發(fā)展的。煤體采出引起上覆巖體完全垮落形成垮落帶,該巖層變形最為激烈,具有不規(guī)則性、碎脹性和密實度差的特征。受懸臂梁結(jié)構(gòu)的影響,該區(qū)域的孔隙率在煤層剖面上近似為圓角矩形圈,靠近工作面和煤柱側(cè)較大,壓實穩(wěn)定區(qū)內(nèi)較小。垮落帶以上為斷裂帶,巖層彎曲下沉形成離層裂隙,裂縫的形式及分布有一定規(guī)律性,保持層狀結(jié)構(gòu),有明顯的分帶性,且?guī)r層整體連通性較好。巖層中部下沉量最大,裂隙被壓實,四周離層發(fā)育明顯。斷裂帶至地表為彎曲帶,彎曲帶是整體移動的,其巖層完整性較好,在采空區(qū)漏風滲流規(guī)律的研究上不予考慮。
巖層運動過程中變化發(fā)展的縱、橫向裂隙給O2、CH4、CO、CO2等氣體提供了漏風滲流通道和儲存空間, 對于采空區(qū)遺煤自燃防治和瓦斯抽放技術(shù)的研究意義重大。掌握采空區(qū)覆巖裂隙形態(tài)分布規(guī)律是研究采空區(qū)孔隙率和漏風滲流規(guī)律的必要前提。
取煤層底板工作面中心點為坐標原點,沿采空區(qū)走向為x 軸,沿工作面傾向為y 軸,工作面中心豎直向上為z 軸,采空區(qū)流體計算域及坐標系示意圖如圖2。
圖2 采空區(qū)流體計算域及坐標系示意圖Fig.2 Schematic diagram of coordinate system in goaf
根據(jù)“O”型圈理論[15]和礦壓觀測規(guī)律,在采空區(qū)內(nèi)從垮落到壓實之間碎脹系數(shù)近似呈負指數(shù)衰減規(guī)律變化[16-17],通過公式疊加得到采空區(qū)垮落煤巖從垮落到壓實的碎脹系數(shù)平面分布模型:
式中:KP(x,y)為xy 平面碎脹系數(shù);KP(x)為沿走向的碎脹系數(shù);KPmax、KPmin為初始和壓實碎脹系數(shù);x、y為采空區(qū)內(nèi)一點到工作面和走向中線的距離,m;λ1、λ2為x、y 方向碎脹系數(shù)衰減率,由礦壓觀測與模型試算相結(jié)合進行取值。
采空區(qū)內(nèi)承壓破碎煤體的碎脹系數(shù)隨豎向應(yīng)力變化曲線服從負指數(shù)變化規(guī)律[18]:
式中:KP(z)為沿豎向的碎脹系數(shù);z 為覆巖任一點到煤層距離,m;b 為粒徑相關(guān)系數(shù);ρ 為上覆巖層平均密度,t/m3;H 為覆巖埋深,m。
由式(1)和式(2)可得,xy 平面碎脹系數(shù)沿z 軸(0≤z≤HⅠ)的分布模型為:
式中:λ3為z 方向碎脹系數(shù)衰減率,λ3=ρg/b;K P(x,y,0)為當z=0 時的碎脹系數(shù)平面分布模型,即KP(x,y,0)=KP(x,y);KP(x,y,H1)為當z=H1時的碎脹系數(shù)平面分布模型。
由式(3)和式(4)聯(lián)立,建立碎脹系數(shù)空間分布計算模型KP(x,y,z)如下:
根據(jù)“砌體梁”理論以及關(guān)鍵層理論,采空區(qū)內(nèi)覆巖下沉量曲面w(x,y)近似為:
式中:w(x,y)為覆巖下沉量曲面;m 為采煤高度,m;l 為巖層極限斷裂長度,m;Σh 為巖層距煤層頂板的高度,m;ly為采空區(qū)傾向?qū)挾龋琺;KP為斷裂帶碎脹系數(shù),工作面垂直方向裂隙發(fā)展到一定高度后,破碎巖體的碎脹系數(shù)KP將不再擴展[19],KP為常數(shù),即KP=n。
基本頂懸臂結(jié)構(gòu)在覆巖壓力下發(fā)生斷裂,其極限斷裂長度為[20]:2l≤l=σ·h2/3q≤4l,其中:σ 為巖層抗拉強度;h 為巖層厚度,q 為巖體所受豎向應(yīng)力。考慮受巖層巖性影響的巖石破碎長度可表示為:
式中:h1為斷裂帶最下部巖層厚度;ξ 為與巖厚相關(guān)的權(quán)重系數(shù),ξ=2+2Σhi/HⅡ;HⅡ為斷裂帶高度;[σ]為巖層平均抗拉強度。
由式得到的采空區(qū)覆巖下沉量w(x,y,z)的公式為:
垮落帶內(nèi)巖石受上覆巖層載荷最大,破斷變形最為激烈,垮落巖塊不規(guī)則堆積造成的孔洞即為孔隙,跨落后的體積大于原巖體積,其孔隙率主要受巖石碎脹系數(shù)的影響,根據(jù)破碎巖體孔隙率和碎脹系數(shù)的定義,可得到兩者之間存在如下關(guān)系:
式中:nK(x,y,z)為垮落帶孔隙率三維分布模型;KP(x,y,z)為垮落帶破碎煤巖碎脹系數(shù)空間分布模型。
斷裂帶巖層下沉過程中仍保持層狀結(jié)構(gòu),其內(nèi)部巖體具有明顯分層,因離層裂隙的存在而保持下沉慣性,其孔隙率主要受覆巖下沉量的影響。其大小為相鄰2 個巖層交界面下沉量的差值與跨落后該巖層厚度之比,其公式可以表示為:
式中:nD(x,y,z)為斷裂帶孔隙率三維分布模型;w(x,y,z)、w(x,y,z-h)為垮落帶相鄰2 個巖層下沉量分布模型。
綜合式(5)、式(8)~式(10)得到,采空區(qū)內(nèi)孔隙率的三維空間分布模型n(x,y,z),可由式(11)的分段函數(shù)形式表示:
某煤礦綜放工作面主要參數(shù)如下:工作面寬度ly=197 m,采空區(qū)走向長度lx=300 m,煤層埋深H=435 m,采高m=5.6 m,煤層傾角φ=5°,初始碎脹系數(shù)KPmax=1.65,壓實碎脹系數(shù)KPmin=1.05,垮落帶上部邊界壓實碎脹系數(shù)KHIPmin=1.15,裂隙均帶碎脹系數(shù)KP=1.02,覆巖平均密度ρ=25 t/m3,巖層抗拉強度平均值σ=10 MPa,斷裂帶巖層厚度h1=12 m;垮落帶高度HⅠ=21.25 m,斷裂帶高度HⅡ=80 m,由根據(jù)礦壓觀測結(jié)果進行模型試算,確定符合實際的調(diào)整參數(shù)λ1=0.025 m,λ2=0.05 m,λ3=0.1 m。
碎脹系數(shù)等值線圖如圖3。垮落帶在z=0、10、20 m 時,碎脹系數(shù)等值線圖總體呈“O”形圈分布。
圖3 碎脹系數(shù)等值線圖Fig.3 Contours of the bulking factor
破斷巖石長度和基本穩(wěn)定線距離圖如圖4。不同埋深處的破碎巖石長度(8、11、13 m)與基本穩(wěn)定線的距離(82、97、113 m)成正相關(guān),基本穩(wěn)定線距離約為其破斷巖石長度的8~10 倍,繪制出采空區(qū)裂隙分布(沿走向剖面),采動裂隙“O”圈分布示意圖如圖5,其形態(tài)符合“O”形圈分布特征。
圖4 破斷巖石長度和基本穩(wěn)定線距離圖Fig.4 Rock breaking length and basic stability line distance
圖5 采動裂隙“O”圈分布示意圖Fig.5 Schematic diagram of“O”circle
垮落帶孔隙率曲面圖如圖6。由圖6 可以看出,垮落帶孔隙率曲面呈“鏟”狀分布。圖6 中y=0 m 截面和x=100 m 截面的垮落帶孔隙率曲線圖如圖7。分析可知,鄰近工作面和煤壁的垮落煤巖呈自然堆積狀態(tài),孔隙率最大,采空區(qū)深部垮落煤巖受覆巖重力趨于壓實,在距離工作面80 m 處孔隙率達到穩(wěn)定最小值,覆巖重力沿豎直方向逐漸減小,碎脹系數(shù)增大。
圖6 垮落帶孔隙率曲面圖Fig.6 Surface of porosity in caved zone
圖7 垮落帶孔隙率曲線圖Fig.7 Curves of porosity in caved zone
斷裂帶孔隙率曲面圖如圖8,可以看出斷裂帶孔隙率曲面呈“雙駝峰”狀分布,距工作面和煤壁30~50 m 的“凸峰”(離層量最大)孔隙率最大,采空區(qū)中部的“凹陷”孔隙率最小。斷裂帶孔隙率曲線圖如圖9。圖9(a)和圖9(b)分別為z=20、40、60 m 時,y=0 m 截面上和x=100 m 截面上的孔隙率曲線圖,可以看出,孔隙率呈先增大后減小的趨勢,在采空區(qū)中達到最小。圖9(c)和圖9(d)為在“凸峰”處,即在y=73 m,x=12 m 2 個截面上孔隙率曲線圖,處于“O”圈范圍,其孔隙率整體大于其他位置。
圖8 斷裂帶孔隙率曲面圖Fig.8 Surface of porosity infractured zone
圖9 斷裂帶孔隙率曲線圖Fig.9 Curves of porosity infractured zone
綜上所述,得到的采空區(qū)垮落帶孔隙率在穩(wěn)定壓實區(qū)為0.07~0.16,在自然堆積區(qū)為0.36~0.43;另外,斷裂帶孔隙率在“凸峰”(離層量最大)為0.47~0.53,在中部壓實區(qū)域為0.06~0.08。上述孔隙率三維分布模型為采空區(qū)氣體流動規(guī)律及數(shù)值模擬研究提供參數(shù)依據(jù)。
1)得到了采空區(qū)垮落帶孔隙率三維分布模型。垮落帶孔隙率和碎脹系數(shù)分布形態(tài)具有相似“鏟”狀,平行于煤層的剖面上近似圓角矩形圈,符合“O”圈理論的分布特征,反映了采空區(qū)垮落帶孔隙率真實分布情況,為該區(qū)域內(nèi)漏風侵擾導(dǎo)致遺煤自燃問題的研究提供重要參數(shù)依據(jù)。
2)得到了采空區(qū)斷裂帶孔隙率三維分布模型。不同巖性巖層下沉量不同,離層裂隙在兩端發(fā)育明顯,孔隙率大;斷裂帶孔隙率呈“雙駝峰”狀分布,沿采空區(qū)豎向孔隙率逐漸減小,沿走向和傾向距離邊界10~40 m 范圍的“凸峰”(離層量最大)孔隙率最大,該模型為采空區(qū)瓦斯抽采提供指導(dǎo)。
3)垮落帶內(nèi),基本穩(wěn)定線距離保持50 m 不變;斷裂帶內(nèi),沿豎向覆巖各巖層基本穩(wěn)定距離和巖石破斷長度均有所增長,基本穩(wěn)定線距離約為其破斷巖石長度的8~10 倍,其覆巖裂隙分布形態(tài)與“O”形圈保持一致。從實際出發(fā),得到的孔隙率三維分布模型為非均質(zhì)采空區(qū)多孔滲流區(qū)域氣體運移規(guī)律的研究提供依據(jù)。