冲击地压后瓦斯异常涌出条件及致灾原因分析
2014-09-11王曌华刘华博关云鹏詹绍建
王 涛,王曌华,刘华博,关云鹏,詹绍建
(1.中国矿业大学(北京) 煤炭资源与安全开采国家重点实验室,北京 100083;2.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 100083;3.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院,北京 100083)
冲击地压后瓦斯异常涌出条件及致灾原因分析
王 涛1,2,王曌华3,刘华博3,关云鹏3,詹绍建3
(1.中国矿业大学(北京) 煤炭资源与安全开采国家重点实验室,北京 100083;2.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 100083;3.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院,北京 100083)
针对冲击发生后瓦斯异常涌出的现象,分析了煤岩微裂隙状态、温度等因素在冲击地压发生前后的变化以及冲击地压引起矿体震动对瓦斯吸附能力的影响,从多角度分析了冲击地压发生后导致瓦斯异常涌出的条件和原因。通过理论计算,瓦斯渗透试验等手段,研究了煤体受载过程中孔隙度和渗透性的变化规律;在含气煤本构方程的基础上,利用三轴加载条件下应力-渗透率关系计算得到了煤样加载过程中的渗透率的变化曲线。结果表明:冲击地压的发生确实存在导致瓦斯异常涌出的条件,而瓦斯对煤体存在力学和非力学的作用,可以导致煤体强度下降,脆性增强,并能够加速煤体的失稳破坏;煤体孔隙度和渗透率在三轴加载条件下会有先降低后增大的趋势,在应力达到破坏载荷的70%左右时,孔隙度和渗透率急剧增长;煤岩体内裂纹扩展,渗透性能增加是高瓦斯矿井冲击地压发生后瓦斯大量涌出的最直接的原因,矿体震动、煤岩体温度升高等冲击地压的伴生现象在一定程度上会促进瓦斯解吸和逸出。
冲击地压;瓦斯;次生灾害;吸附解吸;渗透率
冲击地压[1]是指煤岩力学系统达到强度极限时,聚积在煤岩体内的弹性能以突然、急剧、猛烈的形式释放,将煤岩体冲击性的抛向井巷的动力现象,通常伴随巨大震动,造成巷道、设备的破坏和人员的伤亡。随着煤矿开采深度和开采范围的加大,冲击地压现象发生的频度和强度日益增强,同时,更容易引发其他矿井灾害,尤其是冲击地压发生后次生的瓦斯灾害。国内外已有很多关于冲击地压发生后瓦斯异常涌出现象的相关报道和记录:辽宁阜新矿区和北票矿区的多个矿井、黑龙江鹤岗煤矿都有冲击地压发生后的瓦斯大量涌出现象[2-4];德国的莱茵-维斯特法尔矿区(1926)、哈乌斯克矿井(1955)和鲁尔矿区(1981)曾报道过矿震伴随瓦斯异常涌出的事件[5-6]。2005年阜新孙家湾煤矿发生“2·14”瓦斯爆炸事故,造成214人死亡,事故的直接原因是冲击地压造成3316风道大量瓦斯异常涌出,通风不畅造成瓦斯积聚而引发。2003年芦岭煤矿发生的“5·13”瓦斯爆炸事故,86人死亡,事故原因是由于1046回采工作面老采空区顶板的矿山压力突然增大,使小煤柱承受冲击,瓦斯从煤柱破坏处快速涌出,进而爆炸形成恶性事故。这类事故有一个共同点,即冲击地压发生后一段时间瓦斯异常涌出并快速积聚,遇火源发生爆炸。对于预防此类事故,不仅要开展瓦斯问题的相关研究,更要研究事故源头冲击地压与瓦斯的关系。研究煤岩冲击失稳过程中的瓦斯流动运移规律,煤与瓦斯相互作用机理,对于降低事故损失,保障矿井安全生产具有重要意义。
冲击地压发生后瓦斯涌出和煤与瓦斯突出现象容易被混淆,前者的实质是冲击地压及其诱发的次生灾害,两者有着本质的区别。冲击地压和煤与瓦斯突出现象的相似点体现在二者的表现形式上,即都有煤岩体破坏,并且破坏过程迅速、猛烈;区别在于破坏需要的能量来源不同,冲击地压的能量来源于煤岩系统储存的弹性能,而煤与瓦斯突出的能量来源于系统内的瓦斯内能。目前,对于矿井动力灾害的研究主要集中在冲击地压和煤与瓦斯突出各自发生的机理和防治措施方面,国内外学者做了大量研究工作[7-8]。20世纪60年代中期,南非的库克和苏联的霍多特分别提出了冲击地压和突出的能量理论,认为冲击地压和突出的发生是由于煤岩体破坏而导致矿体与围岩系统失衡,破坏释放的变形能大于破坏过程所消耗的能量,多余的能量转化为煤岩抛出、围岩震动的动能,不同的是煤与瓦斯突出有瓦斯作用。基于这种考虑,有学者将冲击地压和突出放在一起统一研究[9],认为冲击地压是没有瓦斯作用的突出,突出是有瓦斯作用的冲击地压,并从能量角度建立了统一的失稳判别准则。在高瓦斯矿井冲击地压和瓦斯突出往往存在一定关联,在冲击地压的孕育演化阶段瓦斯可能参与其中,并且在一定条件下两者可以互相转化。亦有学者,利用微震、瓦斯监测和事故调查等手段证实了冲击地压与瓦斯灾害的相关性[10-12],从煤与瓦斯相互作用、煤岩体裂纹损伤演化等角度解释了这一现象。然而,由于冲击地压和瓦斯突出这2种动力现象本身的复杂性,对于冲击地压和瓦斯灾害相关性的研究工作仅停留在对这一现象的直观解释,缺乏理论和实验的验证。本文通过解析计算和实验室瓦斯渗透试验,分析煤岩体破裂对瓦斯运移、解吸的影响机制,在工程尺度上解释冲击地压致瓦斯涌出的机理。
1 冲击地压中的瓦斯作用
1.1 伴生瓦斯灾害的必要条件
发生过冲击地压和瓦斯伴生灾害的矿井无一例外都是高瓦斯矿井,这些矿井本身存在瓦斯大量涌出的物质条件,冲击地压是诱因,为高压瓦斯的大量、快速涌出创造了条件。以阜新矿区孙家湾矿为例,其海州立井为高瓦斯矿井,绝对瓦斯涌出量23.01 m3/min,相对瓦斯涌出量13.70 m3/t,煤尘爆炸指数40.88%,自然发火期3个月。受地质构造和采掘关系影响,该矿发生过多次冲击地压,2005-02-14T14:49再次发生冲击地压,辽宁省地震台网监测到震级为2.0级,之后瓦斯浓度快速上升,15:03由于电工的误操作,引燃瓦斯导致爆炸。
高瓦斯矿井一方面存在瓦斯大量涌出的物质基础,另一方面存在的高瓦斯压力也构成了冲击地压发生和瓦斯涌出的动力条件。冲击地压与瓦斯相关性的研究显示,瓦斯解吸膨胀的能量与瓦斯吸附压力有关,在开采扰动条件下,一定压力的解吸膨胀能会对冲击地压的孕育和发生产生积极作用[10],存在高压瓦斯成为冲击地压孕育原动力和助推力的可能。因此,高瓦斯吸附压力是冲击地压伴生瓦斯灾害的一个重要动力条件。
1.2 瓦斯对煤体力学性质的影响
国内外学者曾对含瓦斯煤的力学变形特性展开研究[13-15],通过实验证明了煤层中的游离瓦斯和吸附瓦斯的共同作用会使煤体物理力学性质及力学响应特性发生一定变化。煤是一种多孔介质,吸附瓦斯后煤体表面自由能降低,从而导致煤体黏聚力和弹性模量减小,强度下降,脆性增强。
瓦斯对煤体的力学作用体现在冲击地压过程的孕育和发展阶段,在冲击地压孕育阶段,游离瓦斯主要以体积力的形式作用于煤体;在冲击地压的发生、发展阶段,瓦斯压力促进了煤体孔、裂隙的扩展。游离瓦斯和吸附瓦斯的共同作用下,加速了煤体的失稳破坏过程。
2 含瓦斯煤体的失稳过程
2.1 含气煤本构方程
基于含气煤饱和混合物的基本假设,含气煤本构方程[15-16]为
(1)
各组分的体积分数为
(2)
2.2 三轴应力状态下的应力-渗透率关系
在含气煤本构方程的基础上,按照煤样三轴实验过程,推导在依次施加均匀围压、孔隙压力和轴向应力时的煤样应力应变关系,得到考虑吸附作用的各向应变关系式,并结合煤样三轴实验数据分析,得到加载过程中煤样孔隙度变化曲线,依据渗透率与孔隙度的关系[17](式(3)),可进一步计算得到煤样渗透率变化规律。
(3)
其中,K为渗透率,μm2;k为Kozeny常数;Ss为以岩石骨架体积为基准的比面,cm2/cm3;n为孔隙度。
由孔隙度-应力变化曲线(图1(a)),计算得到三轴加载过程中的应力-渗透率关系,如图1(b)所示。在加载初期煤样渗透率较低,并随应力增加而呈降低趋势;在应力达到破坏载荷的70%左右,试件中逐步产生新的微裂纹,渗透率转而趋向增长;越接近峰值应力,产生的微裂隙越多,部分裂隙互相交割而贯通,渗透率急剧增长。
图1 轴向应力与孔隙度和渗透率的关系[17](羊渠河矿2号煤)Fig.1 Variation of the coal sample porosity and perme-ability with the axial stress(No.2 Coal in Yangquhe Coal Mine)
2.3 煤样加卸载下的渗透实验
井下煤层的开采和巷道的开掘伴随着煤岩轴向加载和侧向卸荷的力学过程,这一过程中煤岩体内的裂纹经历发生、发展,进而导致煤岩体变形破坏,同时也伴随着瓦斯的吸附、解吸和运移。冲击地压发生后,煤体渗透性的变化是影响瓦斯涌出最主要和直接的因素。为研究冲击地压发生前后瓦斯渗透性的变化规律,设计考虑加卸载同时作用下的煤样渗透率实验。
煤样规格为直径2.5 cm、高度5.0 cm的圆柱,气体选用高纯的氮气,测量采用排水法和气体流量计。首先将煤样进行氮气的吸附平衡,然后对煤样施加轴向和径向压力,待回气流量稳定后,进行下一级载荷下的渗流测试。进气和回气压力分别为2.1和0.1 MPa,轴向应力的加载等级为:12 MPa→14 MPa→16 MPa→18 MPa→19 MPa→20 MPa,径向应力加载等级为:12 MPa→10 MPa→8 MPa→6 MPa→5 MPa→4 MPa。实验系统如图2所示。测得渗透率与主应力差的关系如图3所示。
图2 试验系统示意Fig.2 Sketch of the experimental system
图3 煤样渗透率随主应力差变化曲线Fig.3 Variation curves of the coal sample permeability with the primary stress difference
实验结果表明:由于煤样样本个体差异,其内部微裂纹的演化、裂纹扩展具有个体性,在相同主应力差的条件下,3个样本的渗透具有一定差异;但随着主应力差的增大(轴向压力增大和径向压力减小),煤样渗透率逐步增大,这也符合煤样内部裂纹扩展规律:煤样内部具有初始微孔洞,具有一定渗透性,随着加卸载的进行,微裂纹伸长、分叉,并有新的微裂纹萌生,煤样渗透率随之增加;继续加卸载,贯通裂纹出现,并进入加速扩展阶段,随着主裂纹的增多、变宽,煤样渗透率快速增加;加卸载后期,样本出现破坏,渗透率达到极大值。
冲击地压是煤岩冲击失稳的过程,这一过程中煤岩体从裂纹产生、发展、集中,直至破坏,瓦斯渗透性不断增加,瓦斯由初始的平衡状态逐步演化为少量逸出、吸附瓦斯解吸、远场瓦斯运移和瓦斯大量快速涌出几个阶段,而后达到新的平衡。煤岩体内裂纹扩展,渗透性能增加是高瓦斯矿井冲击地压发生后瓦斯大量涌出的最直接的原因。
3 冲击地压伴生现象的致灾原因
3.1 震动导致瓦斯解吸及煤岩结构劣化
冲击地压发生时,煤岩体内所储存的巨大弹性能突然释放,往往伴随矿山岩体的剧烈震动。目前监测到的冲击地压最大震级为5.6级,震级大且埋深浅的冲击地压会引起地表的剧烈震动,甚至造成建筑物的巨大破坏。
矿山震动对于瓦斯涌出存在一定作用,这一现象已被一些矿井的瓦斯涌出量统计数据所证实[18],震动作用下煤对瓦斯的吸附能力降低,吸附量减少[19]。冲击地压引起的矿体震动同样会使部分吸附瓦斯解吸,从而有更多的游离瓦斯通过裂隙涌出。另一方面,冲击地压发生前,煤岩体内的微裂纹产生在局部的有限范围内,而冲击地压发生时产生的震动可以使微裂纹在距离冲击地点更远的部位产生,从而使煤岩体失稳波及的范围更广,破坏了更远场瓦斯的平衡状态,促使原场瓦斯解吸并向冲击地点渗透、涌出。也就是说,冲击地压释放的巨大能量可分为两部分:一部分是煤岩体抛出的动能,另一部分转化为矿体的震动,这两部分能量都参与了矿山岩体的损伤演化,为瓦斯的解吸、运移提供了条件。
3.2 温度升高导致瓦斯解吸
煤岩体应力状态的不同,反映在其温度的变化上,高应力区的煤岩体温度高于低应力区的煤岩体温度,在地下采煤工作面,周期来压前后煤体温度差最大曾到达10 ℃以上[20]。基于这种煤岩体温度随加卸载过程的变化规律,有学者利用红外热像技术开展了煤岩失稳前兆的研究[21-23]。研究表明,冲击地压发生前,煤岩体结构已处于能量加速累积状态,这种条件下煤岩体温度迅速升高,瓦斯气体分子的热运动加剧,从而摆脱煤体吸附成为自由气体分子的概率增大,部分吸附瓦斯解吸为游离态瓦斯,进一步增加了瓦斯孔隙压力,在煤岩体破裂失稳后,这部分气体同样会参与整个瓦斯场的运移和涌出。
3.3 冲击地压导致通风系统紊乱
冲击地压发生后,突出的煤岩体堵塞巷道,巷道有效截面减小,使通风系统的阻力增加,导致通风系统不能正常向冲击地压发生区域供风。与此同时,冲击地压灾害的发生可能造成瓦斯抽放系统和抽风机等通风设施的破坏,造成风流紊乱或短时间的逆转。上述两个原因可导致风流短路、逆推或其它风流紊乱情况的发生,通风系统原有的平衡被打破,煤体中释放的瓦斯在冲击地压发生的采掘工作面或井巷中不断积聚,造成瓦斯超限,产生人员窒息和瓦斯、煤尘爆炸的条件。
4 结 论
(1)瓦斯作用会使煤体发生失稳破坏的可能性加大。吸附瓦斯会使煤的力学性质发生改变,导致煤体黏聚力和弹模减小,脆性增强;游离瓦斯以体积力的形式作用于煤体,促进煤体裂隙的扩展。
(2)渗透性能增加是高瓦斯矿井冲击地压发生后瓦斯大量涌出的最直接的原因。在加卸载渗透试验中,煤样渗透率随着主应力差的增大而增长,并符合煤样内部裂纹扩展过程,含气煤的应力-渗透率关系曲线反映了同样的规律。
(3)煤岩体温度升高和矿体震动加大了冲击地压发生后的瓦斯涌出能量。冲击地压引发的矿体震动可以促进远场微裂纹的产生和扩展,并导致部分瓦斯解吸;储存弹性能的煤岩体温度升高同样使部分瓦斯解吸,进一步增加了瓦斯孔隙压力。
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Discussionaboutthemechanismofgasdisasterinducedbycoalbump
WANG Tao1,2,WANG Zhao-hua3,LIU Hua-bo3,GUAN Yun-peng3,ZHAN Shao-jian3
(1.StateKeyLaboratoryofCoalResourcesandSafeMining,ChinaUniversityofMiningandTechnology(Beijing),Beijing100083,China;2.FacultyofResourcesandSafetyEngineering,ChinaUniversityofMiningandTechnology(Beijing),Beijing100083,China;3.SchoolofMechanicsandCivilEngineering,ChinaUniversityofMiningandTechnology(Beijing),Beijing100083,China)
To explain the phenomenon that the gas spurt which emerged after the coal bump,the variation before and after the coal bump including the microfractures in the coal and rock mass,the temperature,etc.were analyzed,also the influence of the mine seismic induced by the coal bump to gas adsorptive ability was analyzed,and gave the reasons why the phenomenon exists from multi-angle.The variation of the porosity and permeability of the coal under loading were researched by theoretical calculation and test of the gas permeability.Based on the constitutive equation of the gas coal,obtained the permeability curve of the coal under loading by using the relationship of stress-permeability under triaxial compression tests.The results show that the coal bump makes it possible for the gas to spurt,and the mechanical or non-mechanical effects given by the gas cause the descend of the strengthen but the ascent of the fragility of the coal and accelerate the deformation of the coal at the same time.The coal’s triaxial compression tests show that its porosity and permeability have a tendency to reduce first and then to increase,and they will raise shapely when the stress is up to 70% of the failure load.The expand of the microfractures in the coal and rock mass and the increase of the permeability are the most direct causes for the numerous gas spurt after the coal bump in the coal mine with massive gas.The associated phenomenon with the coal bump like mine seismic and the temperature of the rock mass increasing stimulate the desorption and release of the gas.
coal bump;gas;secondary disaster;absorption and desorption;permeability
10.13225/j.cnki.jccs.2013.2021
国家重点基础研究发展计划(973)资助项目(2010CB226801);煤炭资源与安全开采国家重点实验室开放基金资助项目(SKLCRSM11KFB08);中国博士后科学基金资助项目(2013M530770)
王 涛(1983—),男,河北定州人,博士。E-mail:tao.w@139.com
TD712;TD324
A
0253-9993(2014)02-0371-06
王 涛,王曌华,刘华博,等.冲击地压后瓦斯异常涌出条件及致灾原因分析[J].煤炭学报,2014,39(2):371-376.
Wang Tao,Wang Zhaohua,Liu Huabo,et al.Discussion about the mechanism of gas disaster induced by coal bump[J].Journal of China Coal Society,2014,39(2):371-376.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.2021