陳 龍,龔選平,成小雨,白廷海,程 成,3
(1.中煤能源研究院有限責任公司,陜西 西安 710054;2.中煤華晉集團有限公司,山西 河津 043300;3.西安科技大學 安全科學與工程學院,陜西 西安 710054)
目前許多礦井都實現了高產高效[1-2],其中綜放開采得到了廣泛應用,綜放開采煤層厚,工作面瓦斯涌出量大[3-4],因此綜放工作面的瓦斯治理是保證礦井安全高效生產的前提。煤層開采后,巖層會產生垮落、裂隙等破壞現象,形成覆巖“三帶”,為瓦斯的運移提供了通道[5-6],由于瓦斯具有升浮特性[7],覆巖裂隙帶成為采空區(qū)瓦斯的主要聚集地,判別覆巖三帶的高度及裂隙帶瓦斯富集區(qū)的具體位置是指導瓦斯抽采、瓦斯防治的首要任務。
眾多學者對覆巖裂隙帶的分布特征進行了研究,提出了“O”型圈分布、橢拋帶分布、環(huán)形裂隙圈等理論或模型[8-11]。楊科等研究了不同采厚下的采動裂隙分布特征,得出采動裂隙呈階段性變化特征[12];李樹剛等采用微震監(jiān)測系統(tǒng),得到了覆巖裂隙帶的高度及分布特征[13],吳仁倫、劉洪永、劉桂麗等研究了不同采高、推進速度下采動裂隙帶內卸壓瓦斯的運移規(guī)律,指導了現場的瓦斯抽采[14-16];李生舟、王彪分別研究了U型、U型+走向高抽巷、Y型通風系統(tǒng)下的采空區(qū)卸壓瓦斯的分布及運移規(guī)律[17-18];王偉等研究了近距離煤層上保護層開采的裂隙演化規(guī)律,指導了被保護層的卸壓瓦斯抽采[19],張東明等對采動裂隙、應力、瓦斯?jié)B流特性進行了研究,構建了裂隙煤巖體采動應力和瓦斯?jié)B透的力學模型[20];王亮等研究了下保護層開采覆巖采動裂隙場與瓦斯流動場的耦合規(guī)律,發(fā)現瓦斯運移和煤巖變形是一個非常復雜的動態(tài)平衡過程[21]。
綜上所述,學者們對覆巖三帶分布、采動裂隙、瓦斯運移等規(guī)律做了很深入的研究,但對于低瓦斯高強度開采綜放工作面卸壓瓦斯抽采技術研究相對較少。王家?guī)X礦是我國典型的低瓦斯煤層高強度開采導致的高瓦斯礦井,工作面設計日產量大。因此,本文以王家?guī)X礦12302工作面為例,采用相似物理模擬實驗和分形理論定量描述了采動裂隙的分形特征和“三帶”分布特征,建立了采動裂隙與瓦斯運移耦合的數值計算模型,得出了采動裂隙帶中的瓦斯富集區(qū),指導了現場的瓦斯抽采設計,并進行了效果檢驗,以期為類似條件下的礦井瓦斯治理提供參考。
12302工作面走向長2 600 m,傾向長310 m,煤層平均厚度6 m,傾角1°~3°,采用長壁后退式采煤法,綜合機械化放頂煤工藝,根據12302工作面地質情況及相似材料計算方法,獲得各層材料的配比及巖層厚度,見表1。分別建立1∶200的走向和傾向的相似模型,模型設計高120 cm,模型兩邊各留設保護煤柱30 cm。走向模型進行分步開挖,每步開挖5 cm,相當于工作面推進10 m,共開挖190 cm,相當于工作面推進380 m,傾向模型進行一次性開挖155 cm,相當于開挖傾向長度310 m。沿煤層頂板由下至上的巖層中共布設5條測線,分別距煤層頂板10,30,50,70,90 cm,每條測線布置24個測點,模型共計布設120個位移測點。物理相似模型位移測點布置如圖1所示。
表1 巖層分布及相似物理模型厚度
圖1 物理相似模型測點布置圖
1.2.1 走向模型上覆巖層垮落及位移特征
不同推進距離下采動裂隙演化如圖2所示。當工作面推進至50 m時,覆巖出現了明顯的離層裂隙和破斷裂隙,采空區(qū)覆巖老頂發(fā)生初次來壓垮落,垮落最大高度距煤層頂板12 m,隨著工作面的推進,裂隙的發(fā)育高度逐漸增加,工作面推進80 m處發(fā)生第1次周期來壓,離層裂隙和破斷裂隙明顯增多,垮落高度增加至20 m;工作面推進至170 m時,采空區(qū)覆巖破壞范圍和高度進一步增大,垮落帶高度在25 m左右,裂隙帶高度達到60 m,裂隙帶上方巖層具有微小的的下沉,形成了明顯的垮落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶;隨著工作面的繼續(xù)推進,頂板發(fā)生多次周期來壓,第12次周期來壓發(fā)生在推進至360 m處,采空區(qū)覆巖中部形成了壓實區(qū),兩側裂隙較為發(fā)育,卸壓瓦斯在工作面風流壓力梯度下在裂隙通道內流動,造成此區(qū)域瓦斯富集,通過對模型的測量和計算,得出瓦斯富集區(qū)主要集中在距進、回風巷20~50 m,煤層頂板以上25~50 m范圍內。
圖2 不同推進距離下覆巖裂隙演化
圖3為沿煤層走向開釆后上覆巖層5條測線下沉量變化曲線,由圖3可以看出,測線1至測線5的的最大下沉量分別為1.94,2.96,3.2,3.4和5.4 m,測線1的下沉量最小且范圍最窄,測線2,3,4的最大下沉量較為接近,測線5的下沉量明顯大于其它幾條測線且范圍最寬,最大下沉量接近煤層厚度6 m,表明測線5位于冒落帶內,測線2~4位于裂隙帶內,測線1位于彎曲下沉帶內,通過最終測量走向模型的冒落帶為28.2 m,裂隙帶為118.6 m。
圖3 沿煤層走向開釆后上覆巖層測點下沉量
1.2.2 傾向模型上覆巖層垮落及位移特征
沿煤層傾向工作面上覆巖層垮落及裂隙發(fā)育如圖4所示,一次性開挖不同于分布開挖,傾向推進速度較快,會增加巖層破斷的距離,也會導致左右兩邊界的垮落角不同,由圖4可明顯看出,左邊界垮落角為55.5°,右邊界垮落角為62.5°,由于傾向模型的推進方向是從右向左,導致右側垮落角大于左側,同時,采空區(qū)中部裂隙已經被壓實,兩側裂隙較為發(fā)育,下部裂隙比較雜亂,破斷裂隙較多。圖5為沿煤層傾向開釆后上覆巖層測點的下沉量。距離煤層頂板越遠的位移測點下沉量越小,與走向模型相似,每一排的測點位移變化量也具有相應的規(guī)律,因此根據走向和傾向模型上覆巖層的垮落和位移特征,可得出在三維立體上的下沉量也符合這一規(guī)律,通過對傾向模型三帶測量,得出傾向模型的冒落帶為高度為28.2 m,裂隙帶高度為113.6 m。
圖4 傾向模型上覆巖垮落及裂隙發(fā)育
圖5 傾向開釆后上覆巖層測點下沉量
分形理論主要用于描述自然界不規(guī)則事物,給出一個定量的標準。其中計盒維數方法由于計算方便、準確,而得到廣泛應用,定義如下
(1)
設A∈H(Rm),其中,Rm為歐式空間,用邊長為1/2n的封閉正方形盒子覆蓋A。
物理相似模擬能夠定性的描述采動裂隙的發(fā)育情況,而引入根據分形理論,通過分形維數來定量描述采動裂隙網絡的分形特征。首先將物理相似模擬實驗中的裂隙照片導入到Photoshop軟件中,提取出不同推進距離下的裂隙分布圖,然后將裂隙分布圖片導入Fractal Dimension軟件,可得到lgN-lgS雙對數圖如圖6所示,直線的斜率為采動巖體裂隙的分形維數,不同推進距離下的分形維數見表2。
圖6 覆巖裂隙網絡lgN-lgS關系
由表2可知,lgN(δ)-lg(1/δ)雙對數圖的擬合度較好,均在0.99以上,表明不同推進距離下的裂隙網格均具有分形特征,其中直線的斜率為分形維數,推進距離與裂隙分形維數的關系如圖7所示,分形維數隨著推進距離的增加先快速增大,然后趨于平緩,中間有穩(wěn)定波動,在初次來壓以及周期來壓時的分形維數增大尤為明顯。表明隨著工作面推進,不斷有新的裂隙網絡覆蓋在先前形成的裂隙網絡之上,從而導致整體裂隙發(fā)育情況也不斷趨于復雜,分形維數不斷增大;隨著工作面的不斷推進采空區(qū)深部逐漸壓實,裂隙趨于閉合,而在工作面附近覆巖產生新的裂隙,使得閉合裂隙與新生裂隙處于動態(tài)平衡過程,尤其是在第4周期來壓及之后分形維數保持相對穩(wěn)定的狀態(tài)。
表2 不同推進距離下裂隙網絡的分形維數
圖7 推進距離與裂隙網絡分形維數關系
根據采動覆巖的垮落和裂隙分布特征,分別得出2種模型三帶高度如圖8所示,走向模型的冒落帶為28.2 m,裂隙帶為118.6 m,切眼處的垮落角為59.5°,停采線處的垮落角為53.5°。傾向模型的冒落帶為28.2 m,裂隙帶為113.6 m,采煤機進刀端的垮落角為62.5°,停采線處的垮落角為55.5°。對比分析可得走向模型和傾向模型在完全開挖后,均會產生中部壓實區(qū)和兩邊裂隙區(qū),兩邊裂隙區(qū)分別距巷道約20~50 m范圍內,“三帶”高度基本保持一致。
圖8 采動覆巖“三帶”劃分
采用COMSOL Multiphysics數值模擬軟件,根據工作面的實際情況和覆巖“三帶”分布高度、跨落角等參數,將采空區(qū)及上覆巖層劃分為15個不同區(qū)域,數值計算幾何示意如圖9所示,同時對數值模型進行網格細劃并局部加密,數值計算模型如圖10所示。進風巷口為入口邊界,進風巷風流速度為2.5 m/s,瓦斯?jié)舛葹?,瓦斯壓力為0,工作面煤壁質量源為6×10-3kg/(m3·s),采空區(qū)區(qū)域質量源為5×10-4kg/(m3·s),回風巷口設置為壓力流出類型,其余固體邊界設置為壁面。設定多孔介質稀物質流動和達西定律多物理場耦合求解,直至模型計算殘差收斂為止,可得采場瓦斯分布、流場等規(guī)律特性。
圖9 數值計算模型幾何示意圖
圖10 數值計算模型
2.2.1 采場瓦斯空間分布特征
采場瓦斯空間分布如圖11和圖12所示,由圖11可知,進風巷一側的瓦斯?jié)舛鹊陀诨仫L巷一側的瓦斯?jié)舛龋瑥倪M風巷到采空區(qū)深部瓦斯?jié)舛仁艿铰╋L影響的幅度比較大,從回風巷到采空區(qū)深部瓦斯?jié)舛仁艿铰╋L的影響幅度較小,在相同的水平位置方向,回風巷方向的瓦斯?jié)舛雀哂谶M風巷的瓦斯?jié)舛?,尤其在距回風巷20~50 m、高度距煤層頂板25~50 m范圍內的瓦斯?jié)舛容^高,此處為采動裂隙帶的瓦斯富集區(qū)。從圖12可知,從工作面至采空區(qū)深部濃度逐漸升高,在采空區(qū)中部的瓦斯?jié)舛茸兓荻缺容^明顯,瓦斯?jié)舛茸罡邊^(qū)域為采空區(qū)深部回風巷附近,分析其原因可能為由于該區(qū)屬于負壓區(qū),采空區(qū)的漏風風流速度較慢,而負壓區(qū)內的空氣一般處于渦流狀態(tài),導致高濃度瓦斯難以進入回風流,因此瓦斯在此處聚集,瓦斯?jié)舛瘸^20%。工作面上隅角瓦斯?jié)舛绕?,瓦斯?jié)舛冉咏?.5%,這是由于漏風流從工作面進風側漏向采空區(qū),將采空區(qū)中的瓦斯經過上隅角排出。此外,上隅角處的風流可能處于渦流狀態(tài),瓦斯不能及時被稀釋從回風流中排出,從而使上隅角瓦斯積聚,給煤礦安全生產形成安全隱患,因此必須采取措施來降低上隅角的瓦斯?jié)舛龋WC礦井安全高效生產。
圖11 采場瓦斯三維空間分布圖
圖12 采場瓦斯?jié)舛人狡拭鎴D
2.2.2 采場瓦斯空間運移特征
采場瓦斯三維空間流線如圖13和圖14所示。在漏風風壓的作用下,瓦斯整體上有向上、向采空區(qū)深部、向回風巷一側運移的特性,采空區(qū)瓦斯一部分通過漏風風流從回風巷一側排出,一部分瓦斯流向采空區(qū)深部和靠近回風巷一側的采動裂隙帶中,這是由于瓦斯的密度較小且漏風風流壓力的不足,因此瓦斯在向回風巷一側運移的過程中會漂浮到上覆巖層的裂隙中;采場覆巖中部的瓦斯流線較少,這是由于中部壓實區(qū)的的裂隙較少,因此中部的瓦斯流線較少,靠近回風側的瓦斯流線多而密,表明瓦斯在漏風風壓的作用下多匯聚于此,結合圖11采場瓦斯三維空間分布圖的瓦斯富集區(qū)對比分析可知,采動裂隙帶瓦斯聚集區(qū)位于距回風巷20~50 m、高度距煤層頂板25~50 m范圍內。
圖13 采場瓦斯三維空間流線圖
圖14 采場瓦斯水平剖面流線圖
采空區(qū)覆巖裂隙卸壓瓦斯的抽采是防止工作面瓦斯超限的關鍵,而瓦斯富集區(qū)的位置的判定是指導瓦斯抽采的基礎,根據前節(jié)所研究的成果,得出采動裂隙帶卸壓瓦斯聚集區(qū)位于距回風巷20~50 m、高度距煤層頂板25~50 m范圍內,對工作面的高位定向長鉆孔的參數進行了設計,鉆場內布置4個高位鉆孔,施工鉆孔孔徑133 mm,鉆孔終孔長度約500 m,鉆孔施工完成后采用兩堵一注方式進行封孔,高位鉆孔布置如圖15所示。
3.2.1 卸壓瓦斯治理效果考察
工作面高位定向長鉆孔布置后的抽采濃度和抽采純量如圖16所示,由圖16可知,3-1,3-2,3-3,3-4這4個鉆孔整個抽采期間的平均抽采濃度分別為11.18%,8.28%,7.63%,7.31%,平均抽采純量分別為1.11,1.02,0.95,0.74 m3/min,相比于其它鉆場高位鉆孔的抽采效果,此次4個鉆孔的抽采濃度和抽采純量相對較高,卸壓瓦斯抽采效果較好。
圖16 高位抽采長鉆孔抽采效果
3.2.2 工作面瓦斯治理效果
3號鉆場抽采期間的工作面上隅角和回風流的瓦斯?jié)舛热鐖D17所示。由圖17可知,采取高位定向長鉆孔抽采裂隙帶卸壓瓦斯后,工作面正常生產期間的上隅角瓦斯?jié)舛仍?.21%~0.61%之間,回風流瓦斯?jié)舛仍?.03%~0.49%之間,工作面上隅角和回風流瓦斯?jié)舛染∮?.8%,達到了工作面瓦斯治理的預期效果,工作面能夠安全高效生產。
圖17 上隅角和回風流瓦斯?jié)舛?/p>
1)根據上覆巖層的垮落和位移規(guī)律,得出走向模型的冒落帶為28.2 m,裂隙帶為118.6 m,切眼處和停采線處的垮落角分別為59.5°和51.5°,傾向模型的冒落帶為28.2 m,裂隙帶為113.6 m,進刀端和停采線處垮落角分別為62.5°和55.5°,隨著工作面開采距離的增加,分形維數先增大后趨于平穩(wěn)。
2)在漏風風流的壓力下,采場卸壓瓦斯整體上有向上、向采空區(qū)深部、向回風巷一側運移的特性,靠近回風側的采空區(qū)深部瓦斯?jié)舛瓤蛇_20%左右,上隅角瓦斯?jié)舛冉咏?.5%,結合覆巖裂隙的發(fā)育規(guī)律得出采動裂隙帶瓦斯聚集區(qū)位于距回風巷20~50 m、高度距煤層頂板25~50 m范圍內。
3)采用高位定向長鉆孔抽采采動裂隙帶的聚集瓦斯,鉆孔的抽采濃度和純量較高,抽采效果較好,整個鉆孔抽采期間,上隅角和回風流瓦斯?jié)舛染∮?.8%,達到了預期的效果,保證了礦井的安全高效的生產。