于涵旭 ,徐培耘 ,林海飛 ,3 ,劉思博 ,雙海清 ,3 ,羅榮衛
(1.西安科技大學 安全科學與工程學院,陜西 西安 710054;2.西安科技大學 能源學院,陜西 西安 710054;3.西安科技大學 西部礦井開采及災害防治重點實驗室,陜西 西安 710054)
煤炭是我國主體能源及重要工業原料[1-2],隨著礦山機械化水平與生產集約化程度不斷提升,許多礦井在條件允許時通過提高推進速度來增加工作面產量[3]。快推速工作面中與煤伴生的瓦斯氣體涌出強度及涌出量急劇增大[4-5],覆巖裂隙發育復雜[6],對工作面瓦斯治理造成一定壓力。明確不同推進速度下卸壓瓦斯運儲區演化規律,準確判別瓦斯抽采重點區域,可實現快推速工作面瓦斯精準治理[7]。
卸壓瓦斯運儲區形成和演化受控于采場覆巖裂隙分布和運動結構特征。錢鳴高等[8]、李樹剛等[9]、林海飛等[10]提出了“O”形圈、橢拋帶和采動裂隙圓角矩形梯臺帶等工程模型,為研究采場覆巖提供了理論基礎。基于此,眾多學者針對不同推速下卸壓瓦斯抽采進行研究。陳龍等[11]研究了不同日推進速度下瓦斯富集區的位置,認為不同推進速度下鉆孔優勢層位及平距符合一次線性方程,并結合富集區位置對抽采鉆孔進行了優化;劉彥青等[12]通過數值模擬分析了工作面推進速度對采空區漏風攜瓦斯有效深度及有效區域的影響規律,構建了采空區漏風攜瓦斯有效深度極限值計算公式;劉洪永等[13]基于采動裂隙橢拋帶理論,構建了采動優勢瓦斯通道帶的理論模型,獲得了推進速度對優勢瓦斯通道誘導與控制規律;賈麗明[14]基于不同推進速度下覆巖運動規律,確定了煤層群卸壓瓦斯運移“三帶”發育范圍;趙鵬翔等[15-16]通過二維物理相似模擬實驗及數值模擬研究了不同推速下采空區覆巖形態與瓦斯運移優勢通道的異同。
目前,卸壓瓦斯運儲區的判別大多以采動覆巖裂隙場為基礎,但針對不同推進速度下瓦斯運儲區的判定問題需進一步研究。為此,利用FLAC3D6.0 數值模擬軟件,結合采動覆巖特征規律,采用多種方法對不同推進速度下卸壓瓦斯運儲區進行聯合判定,得到卸壓瓦斯運儲區位置演化規律及瓦斯抽采重點區域;以此為依據,在現場開展了高位鉆孔卸壓瓦斯抽采試驗;研究成果可以為快速推進綜采工作面卸壓瓦斯抽采提供一定的借鑒。
試驗工作面位于陜西省延安市黃陵縣,主采2#煤,煤層厚度2.5~3.8 m,平均厚度為3.0 m;煤層傾角0°~4°,屬近水平煤層。煤層直接底板主要為泥巖、砂質泥巖,少量炭質泥巖,厚度0.50~9.43 m,局部為2#煤層直接底板。
數值模擬軟件采用FLAC3D6.0,模型中煤巖層水平布置。根據關鍵層判別方法[17],得到工作面6#巖層為亞關鍵層,12#巖層為主關鍵層。煤巖層物理力學參數見表1。
模型采空區使用Double-Yield 本構模型[18],巖層破壞采用Mohr-coulumb 破壞準則,模型大小為300 m × 3 00 m ×150 m,煤層厚度3 m,煤巖層水平布置。模型左右及下邊界設置為固定邊界,頂部設置16.8 MPa 均布載荷,應力梯度以2.0 MPa/hm 向下增加。開采時煤層兩端各留50 m 煤柱以減少邊界效應。模擬過程以開挖不同距離表示推進速度,結合現場實際生產狀況和實驗需求,分別以每次開挖4、8、12、16 m 表示4、8、12、16 m/d 推進速度。
不同推進速度下應力分布如圖1,覆巖應力集中系數如圖2。
圖1 不同推進速度應力分布Fig.1 Stress distribution at different advancing speed
圖2 覆巖應力集中系數Fig.2 Overburden stress concentration coefficients
由圖1 可知,煤層回采后覆巖應力經歷破壞再平衡過程,平衡期間煤壁受采空區上覆巖層擠壓而在采空區前后50 m 內形成應力集中。工作面以4 m/d 推進時,應力分布大致呈對稱梯形,隨著推速加快,應力分布對稱性減小,逐漸呈左高右低的拋線形。
由圖2 可知,工作面推進至192 m,推進速度4 m/d,工作面后方及超前應力集中系數分別為2.5、2.4,推進速度16 m/d,工作面后方和超前應力集中系數分別為2.3、2.1,降低8%、12.5%;關鍵層應力集中系數在推進速度4 m/d 時最小,在推進速度16 m/d 時最大,最大差值75%。
不同推進速度覆巖位移分布如圖3,覆巖下沉量如圖4。
圖3 覆巖位移分布Fig.3 Overburden displacement distribution
圖4 覆巖下沉量Fig.4 Overlying rock subsidence
由圖3 可知,工作面推進速度較慢條件下采空區中部覆巖沉降現象更為明顯。煤層以較快速度回采時,低位巖層失穩后運動尚未平衡便開始了下一階段的回采,巖層之間剪切錯動明顯,位移量以及整體高度降低。
由圖4 可知,工作面推進速度較慢情況下覆巖下沉量更大,工作面推進至192 m,推進速度4 m/d 與16 m/d 直接頂最大下沉量差值為24.5%,亞關鍵層差值為28.1%,主關鍵層差值為30.4%。推進速度加快對煤層上位覆巖影響大于下位覆巖。
不同推進速度塑性區分布如圖5,工作面兩端塑性破壞高度如圖6。
圖5 塑性區分布Fig.5 Distribution of plastic zone
圖6 不同推速下工作面兩端塑性破壞高度Fig.6 Plastic damage height at both ends of the working surface at different advancing speed
由圖5 可知,工作面不同推速條件下覆巖塑性破壞高度有明顯區別;慢推進速度條件下采空區中部覆巖發生連續破壞,隨著推進速度增加,中部覆巖由連續破壞轉為周期性破壞且破壞周期隨推速增加而增大,破壞高度明顯降低;推進速度為4 m/d 切眼側塑性破壞高度最大為68 m,推進側最大破壞高度為66 m;推進速度增加至16 m/d,切眼側最大塑性破壞高度為63 m,推進側為48 m,較推進速度為4 m/d 分別降低7% 和27%,可見推進速度對推進側影響更為顯著。
由圖6 可知,加快推進速度有利于降低裂隙帶高度并緩和覆巖下沉[19],覆巖內采動裂隙隨著工作面的推進經歷“產生-擴展-壓實”的過程,推進速度增大,巖層破壞不能形成穩定鉸接結構,裂隙閉合時間加快,覆巖內離層及破斷裂隙存在時間縮短,裂隙不能充分發育,裂隙帶高度降低,瓦斯運移通道發育程度降低。
工作面推進過程中,上覆巖層可劃分3 個區域:應力集中區、卸壓區、原巖應力區。根據不同應力區煤與瓦斯關系,將煤層開采擾動作用下的垂直應力分布狀態作為劃分瓦斯治理區域的依據[20],設卸壓區應力集中系數為0.85。
隨著工作面開采,巖層沿一定角度發生破斷,破斷巖層以“砌體梁”式結構向上傳遞并擴展至整個采場空間,覆巖四周斷裂巖塊相互鉸接,呈現“O”形環狀結構。此環狀結構為瓦斯提供了環形流動裂隙通道和積聚空間場所,形成了瓦斯匯流的環形區域。通過計算裂隙區上下以及內外界面可以確定裂隙區位置。
煤層上覆巖層隨著開采會形成各種鉸接結構,當巖層破壞形成砌體梁結構時,覆巖進入裂隙帶,則裂隙區底部距煤層頂板距離HD[21]為:
式中:h為直接頂厚度,m;hr為自下而上第r層基本頂的分層厚度,m;n為巖層層數。
當覆巖第i層滿足第i層巖層懸空距大于其初次斷裂時的極限破斷距且達到極限破斷距時的最大彎曲下沉值小于其下方自由空間高度時,裂隙區上邊界距煤層頂板距離HU為:
式中:hi為第i層巖層的厚度,m。
裂隙區外邊界距鄰近側煤層距離SN為[22]:
式中:Hi為第i層巖層與煤層的法向距離,m;β為亞關鍵層破斷角。
亞關鍵層破斷角可由式(4)進行計算[23]:
式中: φ為巖層內摩擦角;L為巖層極限跨距,m;hp為破壞巖層巖梁高度,m。
當覆巖破斷至第i層巖層時,裂隙區內邊界距鄰近側煤層距離ST為:
式中:La為裂隙區寬度,m;RT為巖層極限抗拉強度,MPa;q為巖層所受載荷,MPa;M為煤層采高,m;kr為基本頂及其上附加巖層的碎脹系數,一般取 1.15~1.33;kz為直接頂巖層的碎脹系數,一般取 1.33~1.5。
根據工作面上覆巖層的巖性和工程參數計算裂隙區位置,裂隙區示意圖如圖7。
圖7 裂隙區示意圖Fig.7 Schematic diagram of fissure zone
基于覆巖卸壓區和裂隙區計算結果,結合覆巖損傷度[24-25]判定卸壓瓦斯運儲區。覆巖損傷度定義為開采煤層范圍垂直上方空間內塑性破壞單元體積總和與觀測空間體積之比。覆巖損傷度越大,覆巖破壞越嚴重,裂隙發育越充分。由式(7)計算:
式中:D為損傷度;Vi為1 個塑性單元的體積;VG為所觀測空間的體積。
覆巖卸壓區范圍如圖8。
中藥香囊中中藥揮發的氣味,通過口鼻黏膜、肌膚毛竅、經絡穴位,經氣血經脈的循行而遍布全身,起到調節氣機、疏通經絡的作用,使氣血流暢、臟腑安和,從而增強機體抗病能力,起到防病保健作用。不同藥物組成發揮的作用各異,以芳香辟穢、祛邪解毒藥物為主的可預防感冒,以開竅寧神、安神定志為主的則防治失眠,以芳香醒脾、助運開胃為主的可以防治厭食等。
圖8 卸壓區范圍Fig.8 Range of pressure relief zone
由圖8 可知,覆巖卸壓范圍隨著推速增加由對稱逐漸轉變為左高右低的拋物線形,高度降低且左右跨度減小,推速大于8 m/d 變化最為明顯。
以所判定卸壓區為基礎,計算覆巖裂隙區位置。①推進速度4 m/d 時,下邊界為10.26 m,上邊界為61 m,內邊界為(18.12+0.32Hi),外邊界為0.32Hi;②推進速度8 m/d 時,下邊界為10.26 m,上邊界為59 m,內邊界為(18.12+0.35Hi),外邊界為0.35Hi;③推進速度12 m/d 時,下邊界為10.26 m,上 邊 界 為56 m,內 邊 界 為(18.12+0.42Hi),外邊界為0.42Hi;④推進速度16 m/d 時,下邊界為10.26 m,上邊界為54 m,內邊界為(18.12+0.43Hi),外邊界為0.43Hi。推進速度增加,裂隙區內外邊界距鄰近側煤柱更遠,下邊界均為煤層以上10.26 m,上邊界由煤層以上61 m 降低至54 m,降幅為11.47%。各推進速度條件下裂隙區寬度均為18.12 m,可知推進速度增加僅會使兩側裂隙區位置向采空區中部集中。
對各數值模擬結果覆巖損傷度進行統計分析,分析時觀測空間為10 m×300 m×10 m,共統計450 塊區域,對各區域損傷度計算后聯立覆巖卸壓區范圍和裂隙區位置對卸壓瓦斯運儲區進行綜合判定,瓦斯抽采重點區域如圖9。
圖9 瓦斯抽采重點區域Fig.9 Key areas for gas extraction
裂隙區與卸壓區重合處為卸壓瓦斯運儲區即重點抽采區域。該區域高度隨推進速度(v)增加而降低,其最大高度Wmax滿足Wmax=63-0.525v;距鄰近側煤柱更遠,最小距離Qmin滿足Qmin=2.308 77v0.24073。v≤ 8 m/d 煤層以上10~35 m 損傷度較大,該區段損傷度為55%~65%;v>8 m/d 煤層以上10~32 m 損傷度較大,該區段損傷度為40%~50%。抽采鉆孔應處于重點抽采區域并結合損傷度大小優化布孔間距保證抽采效果。
試驗工作面位于陜西省延安市黃陵縣,該工作面里段(切眼至2 000 m 處)由于煤層原始瓦斯含量較高,工作面實際推進速度為8 m/d 從而減少絕對瓦斯涌出量;工作面外段(停采線至2 000 m 處)原始瓦斯含量較低,因此實際最大推進速度為12 m/d。結合研究結果,對工作面抽采鉆孔進行優化設計,所設計抽采鉆孔終孔位置處于判定重點抽采區域附近位置,并在損傷度較大區段減小鉆孔布孔間距。以低推速區域鉆孔位置為基礎,將高推速區域抽采鉆孔垂直距離降低3 m,水平距離增加1 m,根據試驗工作面生產條件,共設計7 個鉆孔,抽采鉆孔布置示意圖如圖10。
圖10 鉆孔布置示意圖Fig.10 Schematic diagram of drilling arrangement
煤層頂板以上10~35 m 處覆巖損傷度較大,該區域瓦斯運移通道相比其他區域較豐富,因此煤層以上10~35 m 減小鉆孔布孔間距。鉆孔布置參數具體為:
1)1#鉆孔。①推進速度8 m/d:鉆孔長度142 m,平距50 m,距煤層頂板垂距53 m;②推進速度12 m/d:鉆孔長度144 m,平距51 m,距煤層頂板垂距50 m。
3)3#鉆孔。①推進速度8 m/d:鉆孔長度138 m,平距45 m,距煤層頂板垂距35 m;②推進速度12 m/d:鉆孔長度140 m,平距46 m,距煤層頂板垂距32 m。
4)4#鉆孔。①推進速度8 m/d:鉆孔長度136 m,平距20 m,距煤層頂板垂距30 m;②推進速度12 m/d:鉆孔長度138 m,平距21 m,距煤層頂板垂距27 m。
5)5#鉆孔。①推進速度8 m/d:鉆孔長度135 m,平距15 m,距煤層頂板垂距25 m;②推進速度12 m/d:鉆孔長度137 m,平距16 m,距煤層頂板垂距22 m。
6)6#鉆孔。①推進速度8 m/d:鉆孔長度134 m,平距10 m,距煤層頂板垂距20 m;②推進速度12 m/d:鉆孔長度136 m,平距11 m,距煤層頂板垂距17 m。
7)7#鉆孔。①推進速度8 m/d:鉆孔長度133 m,平距5 m,距煤層頂板垂距15 m;②推進速度12 m/d:鉆孔長度135 m,平距6 m,距煤層頂板垂距12 m。
對試驗工作面典型層位鉆孔進行瓦斯體積分數監測,即2#高層位鉆孔、3#中層位鉆孔,6#低層位鉆孔。低推進速度區域抽采鉆孔瓦斯體積分數如圖11,高推進速度區域抽采鉆孔瓦斯體積分數如圖12。
圖11 低推進速度區域抽采鉆孔瓦斯體積分數Fig.11 Volume fraction of gas extracted from drill holes in low advancing speed areas
圖12 高推進速度區域抽采鉆孔瓦斯體積分數Fig.12 Volume fraction of gas extracted from drill holes in high advancing speed areas
由圖11 可知,低推進速度區域抽采鉆孔瓦斯體積分數隨著層位的增大顯著提高,最大可達38%。抽采鉆孔層位超過35 m 后瓦斯體積分數略有降低,最大約27%,與判定結果符合。
由圖12 可知,高推進速度區域各抽采鉆孔瓦斯體積分數均有所降低。
研究可知:降低鉆孔垂直層位和增加鉆孔平距雖能有效抽采瓦斯,但高推進速度下覆巖損傷較小,裂隙發育不充分,瓦斯運移通道減少,相同層位抽采鉆孔在高推進速度階段抽采效果略微減弱。
對試驗工作面絕對瓦斯涌出量監測以及常規高位鉆孔整體抽采效果監測情況進行統計,常規高位鉆孔抽采量占該工作面絕對瓦斯涌出量比例如圖13,工作面回采期間回風巷、上隅角瓦斯體積分數變化情況如圖14。
圖14 工作面瓦斯體積分數變化情況Fig.14 Change of gas volume fraction at the working face
由圖13 可知:常規高位鉆孔抽采純量處于8~18 m3/min,最高約45%,抽采純量最高約17.39 m3/min,抽采效果良好。
圖14 中紅線為《煤礦安全規程》規定的各區域瓦斯體積分數上限(1%)。由圖14 可知:回采期間工作面、回風巷、上隅角瓦斯體積分數為0.18%~0.46%、0.2%~0.46%、0.25%~0.84%,均小于1%,從瓦斯治理的角度保障了工作面的安全高效生產。
1)煤層開采后覆巖應力分布大致呈對稱的類梯形,推速加快,應力分布轉變為左高右低拋線形,采空區中部應力集中系數增大,覆巖位移量及塑性破壞高度降低。
2)不同推速下采動覆巖區別較大,結合卸壓區、裂隙區及覆巖損傷度確定了卸壓瓦斯運儲區域。該區域高度隨推速增加而降低,距鄰近側煤柱更遠,位置向中部集中。推進速度增加,損傷較大區域由煤層以上10~35 m 降低至10~32 m,損傷度由55%~65% 降低至40%~50%。抽采鉆孔在此區段應增大鉆孔密度以保證抽采效果。
3)通過優化試驗工作面抽采鉆孔布置,降低高推速區域鉆孔高度及增大平距后,抽采鉆孔瓦斯體積分數最大均為30% 以上,抽采效果良好;回采期間工作面、回風巷、上隅角瓦斯體積分數為0.18%~0.46%、0.2%~0.46%、0.25%~0.84%,從瓦斯治理角度保障了工作面安全生產。