謝廣祥,胡祖祥,王 磊
(安徽理工大學(xué) 深部煤礦采動響應(yīng)與災(zāi)害防控安徽省重點實驗室,安徽 淮南 232001)
深部高瓦斯工作面煤體采動擴容特性研究
謝廣祥,胡祖祥,王 磊
(安徽理工大學(xué) 深部煤礦采動響應(yīng)與災(zāi)害防控安徽省重點實驗室,安徽 淮南 232001)
應(yīng)用數(shù)值模擬、實驗室實驗、現(xiàn)場實測和理論分析的綜合研究方法,對深部高瓦斯工作面煤體采動擴容特性進行了系統(tǒng)研究。研究發(fā)現(xiàn)含瓦斯煤體應(yīng)力峰值前出現(xiàn)擴容現(xiàn)象,煤體初始瓦斯壓力對擴容有顯著影響,初始瓦斯壓力越大,煤體發(fā)生擴容的應(yīng)力臨界值越小,瓦斯壓力越易發(fā)生突變。高瓦斯工作面煤體擴容階段,瓦斯壓力具有采動應(yīng)力響應(yīng)特征,采動應(yīng)力作用下煤體擴容力學(xué)行為打破了瓦斯解吸和吸附的平衡,瓦斯壓力呈現(xiàn)先降低后升高的瞬變演化?;谏畈块_采高瓦斯工作面煤體擴容力學(xué)特征,考慮煤體瓦斯解吸吸附特性,依據(jù)理想氣體定律,構(gòu)建了含瓦斯煤擴容階段瓦斯壓力采動應(yīng)力響應(yīng)的數(shù)值力學(xué)模型,揭示了煤體擴容區(qū)瓦斯壓力不穩(wěn)定易突變失穩(wěn)的內(nèi)在機理。深部開采煤層在采動應(yīng)力作用下的擴容是煤與瓦斯動力災(zāi)害發(fā)生的必要條件,也是災(zāi)害防控的主要可控因素,通過降低煤層采動應(yīng)力集中以控制煤體擴容,可有效消除煤與瓦斯動力災(zāi)變隱患。
高瓦斯工作面;采動擴容;力學(xué)特征
我國多數(shù)煤礦已進入深部開采[1],隨著開采深度和強度的不斷增加,煤層瓦斯含量增加,其應(yīng)力及演化的力學(xué)環(huán)境也更加復(fù)雜[2]。眾多學(xué)者已開展了大量的關(guān)于質(zhì)密巖石類材料擴容特性的研究工作,取得了豐富的成果;陳宗基等將巖石擴容與隧洞、巷道變形聯(lián)系起來加以研究,揭示了質(zhì)密巖石類材料擴容的力學(xué)特性[3-9];為滿足工程需要,陳旦熹等開展了巖石卸載的擴容力學(xué)特征研究,將理論研究與工程實際結(jié)合的更加緊密[10-14]。但煤礦開采面臨的非貫通裂隙類含瓦斯煤體擴容力學(xué)特征相對研究較少。尤其在深部礦井復(fù)雜的工程地質(zhì)條件下,非貫通裂隙類含瓦斯煤體的擴容力學(xué)特征也勢必受到高采動應(yīng)力的影響,有必要開展深部高瓦斯工作面煤體采動擴容力學(xué)特征的系統(tǒng)研究,以揭示瓦斯壓力與應(yīng)力耦合的擴容力學(xué)本質(zhì),進一步探索煤巖瓦斯動力災(zāi)害的致災(zāi)機理及防控理論。
1.1 地質(zhì)概況
以淮北祁南煤礦714工作面、淮南張集煤礦17218工作面和謝橋煤礦1161(3)工作面為工程地質(zhì)背景,3個工作面煤層屬突出煤層,回采前均已實施預(yù)抽瓦斯消突措施,校檢指標降至安全范圍。試驗工作面地質(zhì)條件如下。
祁南煤礦714工作面上部與712工作面采空區(qū)相鄰,工作面平均埋深550m。工作面聯(lián)合回采71,72兩層煤,煤層總厚(含71,72煤及夾矸)0.3~6.0m,平均4.8m;兩煤層間距0~2.0m,平均間距0.8m。71,72煤層傾角5°~16°,平均傾角8°,屬較穩(wěn)定簡單結(jié)構(gòu)煤層。煤層基本頂為中砂巖,厚度4.0~14.8m;直接頂為泥巖,厚度0.8~2.0m;直接底為泥巖,厚度0.8~3.8m。
張集煤礦17218工作面位于北一采區(qū)8煤層北翼膠帶大巷以東,南部為已經(jīng)回采結(jié)束的17228工作面采空區(qū),并留設(shè)7 m左右的煤柱,北部為F216-5斷層,東部為尚未開采的8煤實體煤。工作面平均埋深620m,傾斜長度為1484m,走向長度220m,煤層平均厚度為3.83 m,平均傾角4°,工作面煤層采用仰斜開采?;卷敒榉奂毶皫r,平均厚度約10.0m,直接頂為砂質(zhì)泥巖,平均厚度約3.5m,直接底為砂質(zhì)泥巖,平均厚度約4.23 m。
謝橋煤礦1161(3)工作面位于東一采區(qū)13-1煤層六區(qū)段,工作面平均埋深700m。西起-720m東翼膠帶上山,東至Fs205斷層,北至1151(3)工作面運輸巷,南到-720m煤層底板等高線;北邊1151(3)工作面已回采完畢,西邊為工業(yè)廣場保護煤柱,南邊13-1煤尚未采掘。工作面上方布置有1161(3)工作面高抽巷,下方布置有1161(3)工作面底抽巷,工作面走向長度1865.8m,傾斜長度205.6 m。工作面煤層賦存穩(wěn)定,傾角12°~15°,平均煤厚為5.33 m,煤層頂板為泥巖及13-2煤復(fù)合頂板,底板為泥巖。
1.2 數(shù)值研究方案
依據(jù)714工作面和17218工作面地質(zhì)條件,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立三維計算模型(圖1),模擬分析工作面回采過程中煤層采動應(yīng)力演化規(guī)律(巖層力學(xué)參數(shù)見表1和2)。
圖1 數(shù)值模擬三維計算模型Fig.1 Three-dimensional calculation model of numerical simulation
1.3 實驗室實驗和現(xiàn)場測試方案
采用具有自主知識產(chǎn)權(quán)的自制瓦斯煤巖體氣固耦合瓦斯參數(shù)測試儀(GSC-812),開展不同應(yīng)力對瓦斯壓力影響的實驗研究,試驗試樣取至17218工作面煤體(圖2),試驗初始瓦斯壓力分別為1.0,1.5MPa。
表1714工作面數(shù)值模擬巖層力學(xué)參數(shù)
Table1Mechanicalparametersofrocksfor714workingface
表217218工作面數(shù)值模擬巖層力學(xué)參數(shù)
Table2Mechanicalparametersofrocksfor17218workingface
巖石名稱容重d/(kN·m-3)彈性模量E/GPa泊松比μ內(nèi)聚力c/MPa摩擦角φ/(°)抗拉強度σT/MPa頂板煤泥巖互層22 487 90 261 22280 50粉細砂巖27 0925 40 222 95401 55砂質(zhì)泥巖25 105 40 152 19300 72煤層8煤13 715 20 311 24320 16底板砂質(zhì)泥巖25 105 40 152 19300 72粉細砂巖27 0925 40 222 95401 557煤13 775 10 321 25320 13中細砂巖26 6523 20 172 61411 21
圖2 17218工作面煤體試樣Fig.2 Coal samples of 17218working face
采用自主研制的工作面煤體擴容探測儀(能夠測量x,y,z三個方向的位移矢量,進而計算出體積變化量),對工作面前方及周圍煤體的體積變化量進行探測,工作面布置如圖3所示。
圖3 1161(3)工作面布置Fig.3 Layout of 1161(3)working face
2.1 工作面煤層采動擴容
圖4為1161(3)工作面前方不同位置煤體的體積應(yīng)變,可見在采動應(yīng)力作用下,工作面前方煤體存在擴容現(xiàn)象。工作面煤壁前方7.4m處煤體最大體積變化量為0.91mm3,隨超前工作面距離增大體積變化量逐漸減小,工作面前方11.6 m處體積變化量減小為0.043 mm3;隨超前工作面距離進一步增大體積變化量又增大,工作面前方26.9m處煤體的體積膨脹增至0.868mm3,此后工作面煤體體積變化量逐漸減小。表明在1161(3)工作面煤壁前方一定范圍內(nèi)煤體出現(xiàn)擴容現(xiàn)象。
圖4 工作面前方體積變化量曲線Fig.4 Curve of volumetric variation ahead of the working face
2.2 工作面煤體的擴容演化
(1)17218工作面煤體擴容演化特征。
17218工作面前方煤層剪切應(yīng)變率和體積應(yīng)變率如圖5所示。工作面煤壁前方2.5m處體積應(yīng)變率較大,最大體積應(yīng)變率為6×10-7,最大剪切應(yīng)變率為4.2×10-6;在工作面前方7.5m處,體積應(yīng)變率減小為2×10-7,此處最大剪切應(yīng)變率為3.4×10-6;但在工作面前方20~25m的范圍圍巖體積應(yīng)變率最大為7×10-7,最大剪切應(yīng)變率為1.26×10-6。表明在工作面煤壁前方一定范圍內(nèi)煤體出現(xiàn)擴容現(xiàn)象。
圖5 剖面17218工作面前方剪切應(yīng)變率和體積應(yīng)變率分布(沿走向距兩巷10m)Fig.5 Distribution of the shear strain rate and volume strain rate ahead of the 17218working face(along the strike near the roadway 10m)
(2)714工作面煤體擴容演化特征。
714工作面前方煤層剪切應(yīng)變率和體積應(yīng)變率如圖6所示。工作面煤壁前方約2.5m處體積應(yīng)變較大,最大體積應(yīng)變率為1.4×10-7,最大剪切應(yīng)變率為5×10-7;在工作面前方約7.5m處,體積應(yīng)變率減小為1×10-7,此處最大剪切應(yīng)變率為3.5×10-7;但在前方20~25m的范圍圍巖體積應(yīng)變率最大為3.4×10-7,最大剪切應(yīng)變率為1.25×10-7。表明在工作面煤壁前方一定范圍內(nèi)煤體也出現(xiàn)擴容現(xiàn)象。
圖6 714工作面前方剪切應(yīng)變率和體積應(yīng)變率分布(沿走向距兩巷10m)Fig.6 Distribution of the shear strain rate and volume strain rate ahead of the 714working face(along the strike near the roadway 10m)
數(shù)值模擬分析結(jié)果表明,在工作面推進方向,臨近工作面煤壁一定范圍內(nèi)體積應(yīng)變率較大,對應(yīng)剪切應(yīng)變率也較大,煤體出現(xiàn)剪切破壞;隨超前工作面前方一定距離,煤體體積應(yīng)變率減小,剪切應(yīng)變率也減?。坏诠ぷ髅媲胺矫后w更遠處一定范圍內(nèi),體積應(yīng)變率又增大,但對應(yīng)剪切應(yīng)變率較小,即煤體出現(xiàn)擴容現(xiàn)象。
2.3 含瓦斯煤瓦斯壓力的動態(tài)應(yīng)力響應(yīng)
為獲得峰前擴容區(qū)域煤體應(yīng)力變化對瓦斯壓力的影響規(guī)律,分別進行初始瓦斯壓力1.0和1.5MPa的試驗。試驗時,先分別進行1.0和1.5MPa瓦斯氣體吸附,然后關(guān)閉氣體加壓系統(tǒng),啟動瓦斯壓力測試系統(tǒng),同時啟動巖石力學(xué)實驗系統(tǒng)和氣固耦合參數(shù)測試儀進行測試,測試結(jié)果如圖7所示。
圖7 瓦斯壓力與應(yīng)力變化關(guān)系曲線Fig.7 Relation curves of gas pressure and stress
結(jié)果表明:不同初始瓦斯壓力(1.0,1.5MPa)含瓦斯煤體均在擴容階段瓦斯壓力出現(xiàn)先下降后急劇增大的突變力學(xué)特征及失穩(wěn)現(xiàn)象;初始瓦斯壓力值不同,出現(xiàn)突變現(xiàn)象的應(yīng)力臨界值也不同,初始瓦斯壓力值越高,其突變的應(yīng)力臨界值越低(初始瓦斯壓力為1.0MPa,應(yīng)力增大至6.2MPa時瓦斯壓力發(fā)生突變;初始瓦斯壓力為1.5MPa,應(yīng)力增大至4.8MPa時瓦斯壓力就發(fā)生突變)。
綜上所述,應(yīng)力峰前屈服階段工作面煤層存在擴容區(qū),該區(qū)瓦斯解吸和吸附活躍。在擴容區(qū)和彈性區(qū)之間勢必存在瓦斯勻速層流滲流區(qū)域,該區(qū)域可根據(jù)牛頓定律假設(shè)受力為平衡狀態(tài),瓦斯解吸和吸附也是平衡狀態(tài),那么在工作面前方一定體積煤體內(nèi)所含瓦斯總量是固定不變的,并由吸附瓦斯和游離瓦斯共同組成。隨工作面的推進,勻速層流滲流區(qū)向擴容區(qū)轉(zhuǎn)變,瓦斯的解吸和吸附平衡被打破,單位體積煤體的瓦斯氣體符合理想氣體定律,其瓦斯氣體狀態(tài)方程可表示為
(1)
式中,p1為擴容前游離瓦斯氣體壓力;V1為擴容前單位煤體內(nèi)游離瓦斯體積,m3;n1為擴容前游離瓦斯物質(zhì)的量;R為常數(shù);T為熱力學(xué)溫度。
由于煤體由彈性區(qū)向擴容區(qū)轉(zhuǎn)變,單位煤體的體積發(fā)生變化,體積膨脹量為ΔV,即
(2)
式中,V2為擴容后單位煤體內(nèi)游離瓦斯體積,m3。
假設(shè)為恒溫狀態(tài),那么擴容后的瓦斯氣體符合氣體狀態(tài)方程:
(3)
式中,p2為擴容后游離瓦斯氣體壓力,m3;n2為擴容后游離瓦斯物質(zhì)的量。
由于體積發(fā)生變化,煤體瓦斯的解吸和吸附平衡被打破,瓦斯壓力也相應(yīng)發(fā)生變化。那么由吸附瓦斯解吸出的游離瓦斯物質(zhì)的量為Δn。即n2=n1+Δn,代入式(3),則擴容后瓦斯壓力為
(4)
將式(2)代入式(4)得
(5)
煤體擴容體積瞬時增大,吸附瓦斯還未及時解吸出游離瓦斯,游離瓦斯物質(zhì)的量n1不變,即Δn=0,那么瓦斯壓力為
(6)
煤體擴容后,吸附瓦斯解吸,游離瓦斯量增大,此時n2>n1,即Δn>0,那么瓦斯壓力為
(7)
擴容前后的體積膨脹量ΔV與體積應(yīng)變εV線性相關(guān),ΔV可用kεV表示(k為系數(shù))。依據(jù)廣義虎克定律,煤體體積應(yīng)變與外部應(yīng)力σ1+σ2+σ3有
(8)
式中,Ep為變形模量。
在采動影響下,煤體所受外部應(yīng)力主要取決于采動應(yīng)力σc,則有:
(9)
將式(9)代入式(6),擴容瞬時的煤體瓦斯壓力p2為
(10)
將式(9)代入式(7),擴容后煤體瓦斯壓力p3為
(11)
而煤體擴容前初始瓦斯壓力p1為
(12)
綜上分析可知,隨采動應(yīng)力σc增大,在煤體擴容發(fā)生瞬時,瓦斯壓力降低,即p2
深部開采煤層在采動應(yīng)力作用下的擴容是煤與瓦斯動力災(zāi)害發(fā)生的必要條件,也是災(zāi)害防控的主要可控因素,通過降低煤層采動應(yīng)力集中以控制煤體擴容,可有效消除煤與瓦斯動力災(zāi)變隱患。
(1)發(fā)現(xiàn)了含瓦斯煤體應(yīng)力峰值前出現(xiàn)擴容現(xiàn)象。煤體初始瓦斯壓力對擴容有顯著影響,初始瓦斯壓力越大,煤體發(fā)生擴容的應(yīng)力臨界值越小,瓦斯壓力越容易發(fā)生突變。
(2)高瓦斯工作面煤體擴容階段,瓦斯壓力具有采動應(yīng)力響應(yīng)特征,采動應(yīng)力作用下煤體擴容的力學(xué)行為打破了瓦斯解吸和吸附的平衡,瓦斯壓力呈現(xiàn)先降低后升高的瞬變演化。
(3)基于深部開采高瓦斯工作面煤體擴容力學(xué)特征,考慮煤體瓦斯解吸吸附特性,依據(jù)理想氣體定律,構(gòu)建了含瓦斯煤擴容階段瓦斯壓力采動應(yīng)力響應(yīng)的數(shù)值力學(xué)模型,揭示了煤體擴容區(qū)瓦斯壓力不穩(wěn)定易突變失穩(wěn)的內(nèi)在機理。
[1] 何滿潮,謝和平,彭蘇萍,等.深部開采巖體力學(xué)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2005,24(16):2803-2813. He Manchao,Xie Heping,Peng Suping,et al.Study on rock mechanics in deep mining engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803-2813.
[2] Matsushima S.On the flow and fracture of igneous rocks and on the deformation and fracture of granite under high confining pressure[M].Kyoto:Disaster Prevention Res Inst Kyoto Bull,1960.
[3] 劉維國,單鈺銘,傅榮華.巖石擴容過程中的體積應(yīng)變與超聲橫波速度[J].成都理工大學(xué)學(xué)報(自然科學(xué)版),2006,33(4):360-364. Liu Weiguo,Shan Yuming,Fu Ronghua.A study of the relationship between the volumetric strain and the ultrasonic S-wave velocities in dilatancy of rocks[J].Journal of Chengdu University of Technology (Science & Technology Edition),2006,33(4):360-364.
[4] 翟小潔,傅榮華.巖石擴容與超聲波橫波速率關(guān)系研究[J].西南科技大學(xué)學(xué)報,2007,22(1):39-42. Zhai Xiaojie,F(xiàn)u Ronghua.Study on the relationship between the volumetric dilatancy in rocks and the velocity of ultrasonic S-Wave[J].Journal of Southwest University of Science and Technology,2007,22(1):39-42.
[5] Chen Yong,Yao Xiaoxin,Geng Naiguang.Stress path,strength and dilatancy of rocks[J].Scientiasinica,1980(4):492-501.
[6] 陳宗基,聞宣梅.膨脹巖與隧洞穩(wěn)定[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,1983,2(1):1-10. Chen Zongji,Wen Xuanmei.Swelling rocks and stability of tunnels[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,1983,2(1):1-10.
[7] 朱建明,徐秉業(yè),岑章志,等.巖石類材料峰后滑移剪膨變形特征研究[J].力學(xué)與實踐,2001,23(5):19-22. Zhu Jianming,Xu Bingye,Cen Zhangzhi,et al.Study on the deformation mechanisms of sliding dilation of post-failure rocks[J].Mechanics in Engineering,2001,23(5):19-22.
[8] Haimson B.A new true triaxial cello for testing mechanical properties of rock,and its use to determin rock strength and deformability of westerly granite[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2000,37,285-296.
[9] 許東俊,李小春,蔡忠理,等.應(yīng)力狀態(tài)與巖石擴容特性[J].巖土力學(xué),1992,13(2):37-44. Xu Dongjun,Li Xiaochun,Cai Zhongli,et al.Stress state and dilatancy property of rock[J].Rock and Soil Mechanics,1992,13(2):37-44.
[10] Alejano L R,Alonso E.Considerations of the dilatancy angle in rocks and rock masses[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2005,42(4):481-507.
[11] Kwasniewski M,Takahashi M.Volume changes insandstone under true triaxial ompression onditions[A].ISRM2003-Technology Roadmap for Rock Mechanics[C].Pretoria:The South African Institute of Miningand Metallurgy,2003:683-688.
[12] 陳旦熹,戴冠一.三向應(yīng)力狀態(tài)下大理巖壓縮變形試驗研究[J].巖土力學(xué),1982,3(1):27-44Chen Danxi,Dai Guanyi.Experimental study on compressive deformation of marble under triaxial stress states[J].Rock and Soil Mechanies,1982,3(1):27-44.
[13] 黃 偉,沈明榮,張清照.高圍壓下巖石卸荷的擴容性質(zhì)及其本構(gòu)模型研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2010,29(2):3475-3481. Huang Wei,Shen Mingrong,Zhang Qingzhao.Study of unloading dilatancy property of rock and its constitutive model under high confining pressure[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(2):3475-3481.
[14] 沈軍輝,王蘭生,王青海,等.卸荷巖體的變形破裂特征[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2003,22(12):2028-2031. Shen Junhui,Wang Lansheng,Wang Qinghai,et al.Deformation and fracture features of unloaded rock mass[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2003,22(12):2028-2031.
Coalminingdilatancycharacteristicsofhighgasworkingfaceinthedeepmine
XIE Guang-xiang,HU Zu-xiang,WANG Lei
(AnhuiProvinceKeyLaboratoryofMiningResponseandDisasterPreventionandControlinDeepCoalMine,AnhuiUniversityofScienceandTechnology,Huainan232001,China)
The coal mining dilatancy characteristics of high gas working face in the deep mine was researched by using the integrated research methods of numerical simulation,field measurement and theoretical analysis.The results show that the coal seam with gas has dilatancy pre-peak stress,and the initial gas pressure has a significant impact on dilatancy,if the coal seam has higher initial gas pressure then the critical value of stress is smaller and gas pressure is more prone to mutation.Stress responses to gas pressure in the dilatancy processes.While the balance of gas desorption and adsorption is overcharged under the action of mining stress,then gas pressure decreases firstly and increases subsequently.Based on coal mining dilatancy characteristics of high gas working face in deep mine,gas desorption and absorption,and ideal gas law,the dynamic mechanics model of mining stress and gas pressure was built for coal seams with gas in the dilatancy processes.Internal mechanism of gas pressure catastrophe destroy in the dilatancy processes was revealed.Coal seam dilatancy is a necessary condition for coal and gas dynamic disaster in deep mines,and is also disaster prevention and the main controllable factor.By decreasing mining stress to control coal seams dilatancy,can effectively eliminate the coal and gas dynamic disaster.
high gas working face;mining dilatancy;mechanical characteristics
10.13225/j.cnki.jccs.2013.1474
國家重點基礎(chǔ)研究發(fā)展計劃(973)資助項目(2010CB226806);國家自然科學(xué)基金資助項目(51174003,51104004)
謝廣祥(1958—),男,安徽金寨人,教授,博士生導(dǎo)師。Tel:0554-6631588,E-mail:gxxie726@126.com
TD712
A
0253-9993(2014)01-0091-06
謝廣祥,胡祖祥,王 磊.深部高瓦斯工作面煤體采動擴容特性研究[J].煤炭學(xué)報,2014,39(1):91-96.
Xie Guangxiang,Hu Zuxiang,Wang Lei.Coal mining dilatancy characteristics of high gas working face in the deep mine[J].Journal of China Coal Society,2014,39(1):91-96.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1474