艾維爾溝礦區碎軟難解吸煤層瓦斯運移規律

王正帥

(中煤科工集團重慶研究院有限公司, 重慶 400037)

艾維爾溝礦區位于烏魯木齊市南郊,距烏魯木齊市130 km,是新疆最大的煉焦煤生產基地,煤炭資源儲量約6.1 億t,主采4號、5號和6號煤層,煤層具有煤層厚、傾角大、低灰、低硫、特低磷、高發熱量、強黏結性的特點。區內現有生產礦井3對,均為煤與瓦斯突出礦井,煤層氣資源豐富,儲量約23.1×108m3。李方立等[1]、伍永平等[2]針對艾維爾溝礦區提出了大傾角煤層走向長壁大采高綜采技術,得到覆巖運移及頂板破壞規律,驗證了采煤方法及支架穩定性控制技術可行性。此后,伍永平等[3]又對工作面飛矸沖擊損害機理及控制元件進行研究,獲得了飛矸沖擊能特性,提出了一種飛矸控制方法并進行了數值模擬和現場驗證。以上研究解決了礦區大傾角厚煤層開采難的問題,但長期以來,瓦斯災害一直制約著礦區產量提升和安全生產,尤其是三對礦井近年來相繼完成改擴建和水平延深后,瓦斯災害日益突顯,導致其中兩對礦井長期無法達產,瓦斯災害已成為礦區最大難題。為此,李文[4]研究了礦區構造對煤層瓦斯賦存的控制,得出礦區主要受構造擠壓應力作用。李守瑞等[5]提出了適用于礦區的先理論計算預測,后數值模擬驗證并指導現場的有效抽采半徑綜合考察法。王廣宏[6]分析了大傾角多煤組地面井失穩機制,并開展了現場實驗。此外,礦區還開展了普通鉆孔水力壓裂、水力割縫實驗,在煤巷條帶開展了定向長鉆孔全孔段水力壓裂實驗及分支孔煤層段精準水力壓裂探索[7-9],初步探索并掌握了適用于礦區的基本瓦斯治理方法。但是,尚未對礦區內各煤層的瓦斯滲流及運移規律開展深入的定量研究,目前采用的經驗性瓦斯治理技術因缺乏理論支撐已不能滿足瓦斯災害日益嚴峻的實際形勢及高效經濟的企業需求。鑒于此,以艾維爾溝礦區主采的4號、5號和6號煤層為研究對象,開展煤層多元物性參數測定、建立含瓦斯煤體多場耦合模型,通過數值模擬分析抽采條件下煤體孔隙裂隙雙重介質模型中基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力變化情況和基質及裂隙中瓦斯滲流運移規律。為艾維爾溝礦區瓦斯災害治理和煤層氣抽采利用提供理論依據。

1 礦區及煤層概況

礦區東西長25 km,南北寬3.6 km,面積約72.9 km2,呈近東西向狹長狀展布,溝深坡陡,基巖裸露,植被稀少,西高東低,自西向東分布有2130煤礦、1930煤礦及1890煤礦。礦區含煤地層為中統西山窯組和下統八道灣組,主采4號、5號和6號煤層,均為自燃～易自然煤層,煤塵具有爆炸性,煤層傾角大都為25°～45°。區內煤類主要為焦煤和肥煤。

4號煤層可采厚度0.70～4.53 m,平均2.88 m。頂板以粗砂巖為主,局部為炭質泥巖;底板為深灰色～灰黑色粉、細砂巖。5號煤層可采厚度1.62～13.78 m,平均5.85 m,頂板為灰白色粗砂巖、礫巖,局部為細砂巖;底板為深灰色、灰黑色粉砂巖,與上覆4號煤層平均間距33.73 m。6號煤層可采厚度0.64～4.15 m,平均2.91 m,頂板為灰白色粗砂巖,局部含礫;底板以深灰色、灰黑色粉砂巖為主,與上覆5號煤層平均間距21.56 m。礦區構造、井田范圍和典型勘探線(14勘探線)剖面圖如圖1所示。

圖1 礦區構造、井田范圍和典型勘探線(14勘探線)剖面圖Fig.1 Structure of the mining area, scope of the mine field, and typical exploration line (exploration line 14) profile

2 煤層多元物性參數

對煤體吸附常數、瓦斯放散初速度、原始瓦斯壓力、原始瓦斯含量、堅固性系數、透氣性系數、水分、揮發分、灰分、密度、孔隙率等物性參數按照現行標準規范進行測定,結果如表1所示,其中煤層原始瓦斯含量、原始瓦斯壓力為所有測試結果中的最大值。

表1 煤層多元物性參數

井下觀察到4號、5號和6號煤層大都呈現出棱角狀小塊體,可捻搓成毫米、厘米級碎粒,結合多元物性參數測定結果可知,4號、5號和6號煤層均存在瓦斯含量高、堅固性系數低、煤層碎軟、透氣性差、瓦斯抽采難度大的共性特征,4號煤層煤壁及捻搓破碎后的情況如圖2所示。

圖2 4號煤層煤壁及捻搓破碎后的情況Fig.2 Coal wall and twisting crushing of No.4 coal seam

3 煤層瓦斯運移特性數值模擬

3.1 含瓦斯煤體多場耦合模型

將煤體視為多孔介質,其由基質和裂隙網絡兩部分構成,游離瓦斯在裂隙網絡中賦存并按照達西定律運動;基質中大量微小孔隙網絡賦存著吸附態和游離態兩種形態的瓦斯,其中吸附態為主要形式,其通過菲克擴散逐漸解吸[10],即將煤體的孔隙結構簡化為孔隙裂隙雙重介質模型。

瓦斯在煤體中存在擴散與滲流兩種流動形式,這兩種形式間的并聯和串聯同時發生。但因為直接通過擴散形式進入到鉆孔的瓦斯量相較于同時通過滲流形式進入的瓦斯量小得多,據此將煤體中的瓦斯運移簡化為擴散與滲流的串聯過程,首先裂隙中游離瓦斯按照達西定律滲流到抽采鉆孔等空間里,然后,基質中瓦斯按照菲克定律擴散到裂隙中進行補充。

3.1.1 煤體有效應力原理

引入雙重孔隙介質有效應力定律建立煤體滲透率模型來反映瓦斯壓力對孔隙裂隙雙重介質的力學響應[10]為

(1)

3.1.2 煤體孔隙率和滲透率動態演化

建立基于孔彈性理論的孔隙率動態演化模型時,基于單軸應變假設并兼顧基質收縮和有效應力,忽略熱膨脹、保持外部應力不變、煤基質不可壓縮情況下[11-12],煤體滲透率與孔隙率間存在三次方關系,同時考慮Klinkenberg效應影響,則煤體滲透率演化控制方程[13]為

(2)

式(2)中:k為煤體滲透率,m2;k0為初始滲透率,m2;φf為裂隙孔隙率,%;φf0為初始裂隙孔隙率,%;M為約束軸向模量,MPa;pf0為初始裂隙瓦斯壓力,MPa;pm0為初始基質瓦斯壓力,MPa;a為極限吸附量,cm3/g;b為吸附平衡常數,MPa-1;c為Klinkenberg系數;Vm為氣體摩爾體積,取22.4 L/mol;R為氣體常數,取8.314 3 J/(mol·K);T為溫度,K;ρs為煤的真密度,kg/m3。

3.1.3 瓦斯在煤體中的擴散方程

煤體中瓦斯在基質與裂隙間的擴散和滲流過程質量交換中采用動態擴散系數模型[14],通過Langmuir方程計算單位體積煤基質中的瓦斯含量,根據質量守恒定律,基質中賦存瓦斯的減少量就是孔隙向裂隙中擴散的瓦斯量,故而得基質孔隙瓦斯壓力變化的控制方程為

(3)

式(3)中:L為裂隙間距,m;λ為衰減系數,s-1;D0為瓦斯擴散系數,m2/s;t為時間,s;ρc為煤體視密度,kg/m3;φm為基質孔隙率,%。

3.1.4 瓦斯在煤體中的滲流方程

由質量守恒知,裂隙中瓦斯質量的變化為通過孔隙進入裂隙的瓦斯質量與通過裂隙進入抽采孔的瓦斯質量之差,假設煤體瓦斯在裂隙中按照達西定律流動[15-16],可得裂隙瓦斯壓力隨時間的演化方程為

(4)

式(4)中:μ為瓦斯的動力黏度,Pa·s;q為滲透系數,cm/s。

3.1.5 含瓦斯煤體變形方程

含瓦斯煤體的變形場方程為

(5)

式(5)中:G為煤體剪切模量,MPa;μi,jj為應變分量;ν為煤的泊松比;εv為煤體體積應變,εv=ε11+ε22+ε33,其中ε11、ε22、ε33分別為x、y、z方向的應變分量;Fi為體積力,MPa。

3.2 模型建立

區內采用大量順層預抽鉆孔作為煤巷條帶、工作面回采區域的區域防突措施,鑒于此,以此為研究背景建立二維平面應變模型,采用COMSOL進行多場耦合分析。幾何模型尺寸為40 m(長)×25 m(高),從上到下分別為10 m厚的巖層,5 m厚的煤層,10 m厚的巖層。在煤層正中位置布置一個半徑0.1 m的瓦斯抽采鉆孔。各物理場控制方程的邊界條件及初始條件如圖3所示。初始時刻求解域內位移為0。抽采鉆孔邊界和煤層外部邊界分別采用恒壓邊界和零流量邊界。在煤層中部設置水平測線AB(y=12.5 m)。

p*為瓦斯壓力;Fy為y方向施加的體積力

數值模擬所使用的參數均實測獲得,詳細的參數和模擬方案分別如表2和表3所示。

表2 模擬參數匯總

表3 模擬方案

3.3 瓦斯運移規律數值模擬

圖4為4號、5號、6號煤層不同抽采時間(30、90、180 d)時鉆孔周圍煤體基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力分布云圖。4號、5號、6號煤層中抽采鉆孔的抽采影響范圍隨抽采時間的增長而逐漸增大,影響程度由鉆孔壁向外不斷減弱。為了定量分析不同抽采時間下鉆孔周圍基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力分布情況,提取鉆孔處的水平測線(AB線)在不同抽采時間下的基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力數據,如圖5所示。

圖5 4號、5號、6號煤層不同抽采時間下鉆孔周圍瓦斯壓力變化Fig.5 Change of gas pressure around the drainage hole under different drainage time in No.4, No.5 and No.6 coal seams

通過比較不同抽采時間下測線上的基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力曲線,發現總體上表現出隨著抽采時間的增加,4號、5號、6號煤層抽采鉆孔周圍的基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力均呈現逐漸降低的規律。例如,4號煤層測線上距離鉆孔2 m處的基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力在抽采1 d時均為0.85 MPa,抽采5 d時分別為0.849、0.848 7 MPa,抽采30 d時分別為0.827 8、0.826 7 MPa,抽采90 d時分別為0.773 3、0.771 7 MPa,抽采180 d時分別為0.725 1、0.723 2 MPa,抽采360 d時分別為0.665 6、0.662 9 MPa,抽采前后降幅分別為0.184 4、0.187 1 MPa。

不同抽采時間下,4號、5號、6號煤層測線上距離抽采鉆孔2 m處的基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力如表4所示。可見,抽采作用對基質瓦斯和裂隙瓦斯的影響程度不同,但總體上隨著抽采時間的增加,各煤層基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力均呈現逐步下降的規律。抽采前5 d,基質瓦斯壓力與裂隙瓦斯壓力降低速度基本一致,但隨著抽采時間增加,裂隙瓦斯壓力下降速度明顯快于基質瓦斯壓力,基質瓦斯壓力與裂隙瓦斯壓力之間出現壓力差,隨著抽采時間的持續,壓力差也越來越大。比如,抽采時間從30 d增加到360 d后,4號、5號、6號煤層的基質瓦斯壓力與裂隙瓦斯壓力之間的壓力差分別從0.001 1 MPa擴大到0.002 7 MPa,從0.001 5 MPa擴大到0.003 7 MPa,從0.001 9 MPa擴大到0.003 9 MPa。

表4 AB測線上距鉆孔2 m處的基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力

分析其原因在于:抽采作用最先影響裂隙中的游離瓦斯,游離瓦斯最先通過滲流被抽出,裂隙瓦斯壓力開始降低并與基質瓦斯壓力產生壓力差,在此壓力差作用下,基質瓦斯開始逐步解吸擴散進入裂隙,補充裂隙內滲流損失的瓦斯量。由于抽采作用在基質中不斷衰減,基質瓦斯擴散進入裂隙的動力減弱,通過擴散進入裂隙的瓦斯量減少,造成裂隙瓦斯壓力與基質瓦斯壓力間的壓力差隨著抽采時間的增加而越來越大。

圖6和圖7分別為4號、5號、6號煤層裂隙瓦斯壓力、基質瓦斯壓力與抽采時間的擬合關系。各煤層的基質瓦斯壓力、裂隙瓦斯壓力整體上隨抽采時間的增加呈現規律性減小,其減小規律符合一元二次函數關系。但是,5號煤層裂隙瓦斯壓力的降低速度比4號和6號煤層都慢,說明5號煤層裂隙中滲流速度慢,其裂隙系統沒有4號和6號煤層發育。5號煤層基質瓦斯壓力的降低速度也比4號和6號煤層慢,說明5號煤層基質中瓦斯解吸擴散速度比4號和6號煤層慢,這也與多元物性參數中5號煤層透氣性系數最小、瓦斯放散初速度最小、孔隙率最小的客觀物性參數結果相對應。

通過以上分析可知,針對4號、5號、6號碎軟突出煤層,應當采取強化瓦斯抽采措施改善煤層透氣性和滲透率,以提高煤層裂隙中瓦斯的滲流速度,盡快降低裂隙瓦斯壓力,擴大裂隙瓦斯壓力和基質瓦斯壓力之間的壓力差,促進基質瓦斯的解吸擴散,以提高瓦斯抽采效果,縮短抽采時間。5號煤層應采取更加有效的增透措施,若采取和4號、6號煤層相同的增透措施時應當減小鉆孔間距以縮短抽采時間。

4 結論

(1)對礦區主采的4號、5號和6號煤層的多元物性參數進行了測定,結果表明4號、5號和6號煤層瓦斯含量高、煤層碎軟、透氣性差,瓦斯抽采難度大。

(2)隨抽采時間增加,4號、5號、6號煤層抽采鉆孔的影響范圍逐漸增大,鉆孔周圍的基質瓦斯壓力和裂隙瓦斯壓力按照一元二次函數關系規律性減小。基質瓦斯壓力與裂隙瓦斯壓力在抽采初期降低速度基本一致,但隨抽采時間增加,后者的下降速度明顯快于前者,二者之間的壓力差也越來越大。其原因為,裂隙瓦斯最先在抽采作用下被抽出,裂隙與基質間產生瓦斯壓力差,基質瓦斯才開始逐步解吸擴散進入裂隙。由于抽采作用在基質中不斷衰減,基質瓦斯擴散進入裂隙的動力減弱,通過擴散進入裂隙的瓦斯量減少,造成二者間的壓力差增大。

(3)5號煤層裂隙瓦斯壓力和基質瓦斯壓力的降低速度、裂隙中滲流速度及基質中瓦斯解吸擴散速度較4號和6號煤層慢,與多元物性參數結果相對應。為提高4號、5號、6號煤層瓦斯抽采效果,應當采取強化瓦斯抽采措施,改善煤層透氣性等物理性質,以提高煤層裂隙瓦斯的滲流速度,促進基質瓦斯的解吸擴散,5號煤層應采取相對更加有效的增透措施。