艾维尔沟矿区碎软难解吸煤层瓦斯运移规律

王正帅

(中煤科工集团重庆研究院有限公司, 重庆 400037)

艾维尔沟矿区位于乌鲁木齐市南郊,距乌鲁木齐市130 km,是新疆最大的炼焦煤生产基地,煤炭资源储量约6.1 亿t,主采4号、5号和6号煤层,煤层具有煤层厚、倾角大、低灰、低硫、特低磷、高发热量、强黏结性的特点。区内现有生产矿井3对,均为煤与瓦斯突出矿井,煤层气资源丰富,储量约23.1×108m3。李方立等[1]、伍永平等[2]针对艾维尔沟矿区提出了大倾角煤层走向长壁大采高综采技术,得到覆岩运移及顶板破坏规律,验证了采煤方法及支架稳定性控制技术可行性。此后,伍永平等[3]又对工作面飞矸冲击损害机理及控制元件进行研究,获得了飞矸冲击能特性,提出了一种飞矸控制方法并进行了数值模拟和现场验证。以上研究解决了矿区大倾角厚煤层开采难的问题,但长期以来,瓦斯灾害一直制约着矿区产量提升和安全生产,尤其是三对矿井近年来相继完成改扩建和水平延深后,瓦斯灾害日益突显,导致其中两对矿井长期无法达产,瓦斯灾害已成为矿区最大难题。为此,李文[4]研究了矿区构造对煤层瓦斯赋存的控制,得出矿区主要受构造挤压应力作用。李守瑞等[5]提出了适用于矿区的先理论计算预测,后数值模拟验证并指导现场的有效抽采半径综合考察法。王广宏[6]分析了大倾角多煤组地面井失稳机制,并开展了现场实验。此外,矿区还开展了普通钻孔水力压裂、水力割缝实验,在煤巷条带开展了定向长钻孔全孔段水力压裂实验及分支孔煤层段精准水力压裂探索[7-9],初步探索并掌握了适用于矿区的基本瓦斯治理方法。但是,尚未对矿区内各煤层的瓦斯渗流及运移规律开展深入的定量研究,目前采用的经验性瓦斯治理技术因缺乏理论支撑已不能满足瓦斯灾害日益严峻的实际形势及高效经济的企业需求。鉴于此,以艾维尔沟矿区主采的4号、5号和6号煤层为研究对象,开展煤层多元物性参数测定、建立含瓦斯煤体多场耦合模型,通过数值模拟分析抽采条件下煤体孔隙裂隙双重介质模型中基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力变化情况和基质及裂隙中瓦斯渗流运移规律。为艾维尔沟矿区瓦斯灾害治理和煤层气抽采利用提供理论依据。

1 矿区及煤层概况

矿区东西长25 km,南北宽3.6 km,面积约72.9 km2,呈近东西向狭长状展布,沟深坡陡,基岩裸露,植被稀少,西高东低,自西向东分布有2130煤矿、1930煤矿及1890煤矿。矿区含煤地层为中统西山窑组和下统八道湾组,主采4号、5号和6号煤层,均为自燃～易自然煤层,煤尘具有爆炸性,煤层倾角大都为25°～45°。区内煤类主要为焦煤和肥煤。

4号煤层可采厚度0.70～4.53 m,平均2.88 m。顶板以粗砂岩为主,局部为炭质泥岩;底板为深灰色～灰黑色粉、细砂岩。5号煤层可采厚度1.62～13.78 m,平均5.85 m,顶板为灰白色粗砂岩、砾岩,局部为细砂岩;底板为深灰色、灰黑色粉砂岩,与上覆4号煤层平均间距33.73 m。6号煤层可采厚度0.64～4.15 m,平均2.91 m,顶板为灰白色粗砂岩,局部含砾;底板以深灰色、灰黑色粉砂岩为主,与上覆5号煤层平均间距21.56 m。矿区构造、井田范围和典型勘探线(14勘探线)剖面图如图1所示。

图1 矿区构造、井田范围和典型勘探线(14勘探线)剖面图Fig.1 Structure of the mining area, scope of the mine field, and typical exploration line (exploration line 14) profile

2 煤层多元物性参数

对煤体吸附常数、瓦斯放散初速度、原始瓦斯压力、原始瓦斯含量、坚固性系数、透气性系数、水分、挥发分、灰分、密度、孔隙率等物性参数按照现行标准规范进行测定,结果如表1所示,其中煤层原始瓦斯含量、原始瓦斯压力为所有测试结果中的最大值。

表1 煤层多元物性参数

井下观察到4号、5号和6号煤层大都呈现出棱角状小块体,可捻搓成毫米、厘米级碎粒,结合多元物性参数测定结果可知,4号、5号和6号煤层均存在瓦斯含量高、坚固性系数低、煤层碎软、透气性差、瓦斯抽采难度大的共性特征,4号煤层煤壁及捻搓破碎后的情况如图2所示。

图2 4号煤层煤壁及捻搓破碎后的情况Fig.2 Coal wall and twisting crushing of No.4 coal seam

3 煤层瓦斯运移特性数值模拟

3.1 含瓦斯煤体多场耦合模型

将煤体视为多孔介质,其由基质和裂隙网络两部分构成,游离瓦斯在裂隙网络中赋存并按照达西定律运动;基质中大量微小孔隙网络赋存着吸附态和游离态两种形态的瓦斯,其中吸附态为主要形式,其通过菲克扩散逐渐解吸[10],即将煤体的孔隙结构简化为孔隙裂隙双重介质模型。

瓦斯在煤体中存在扩散与渗流两种流动形式,这两种形式间的并联和串联同时发生。但因为直接通过扩散形式进入到钻孔的瓦斯量相较于同时通过渗流形式进入的瓦斯量小得多,据此将煤体中的瓦斯运移简化为扩散与渗流的串联过程,首先裂隙中游离瓦斯按照达西定律渗流到抽采钻孔等空间里,然后,基质中瓦斯按照菲克定律扩散到裂隙中进行补充。

3.1.1 煤体有效应力原理

引入双重孔隙介质有效应力定律建立煤体渗透率模型来反映瓦斯压力对孔隙裂隙双重介质的力学响应[10]为

(1)

3.1.2 煤体孔隙率和渗透率动态演化

建立基于孔弹性理论的孔隙率动态演化模型时,基于单轴应变假设并兼顾基质收缩和有效应力,忽略热膨胀、保持外部应力不变、煤基质不可压缩情况下[11-12],煤体渗透率与孔隙率间存在三次方关系,同时考虑Klinkenberg效应影响,则煤体渗透率演化控制方程[13]为

(2)

式(2)中:k为煤体渗透率,m2;k0为初始渗透率,m2;φf为裂隙孔隙率,%;φf0为初始裂隙孔隙率,%;M为约束轴向模量,MPa;pf0为初始裂隙瓦斯压力,MPa;pm0为初始基质瓦斯压力,MPa;a为极限吸附量,cm3/g;b为吸附平衡常数,MPa-1;c为Klinkenberg系数;Vm为气体摩尔体积,取22.4 L/mol;R为气体常数,取8.314 3 J/(mol·K);T为温度,K;ρs为煤的真密度,kg/m3。

3.1.3 瓦斯在煤体中的扩散方程

煤体中瓦斯在基质与裂隙间的扩散和渗流过程质量交换中采用动态扩散系数模型[14],通过Langmuir方程计算单位体积煤基质中的瓦斯含量,根据质量守恒定律,基质中赋存瓦斯的减少量就是孔隙向裂隙中扩散的瓦斯量,故而得基质孔隙瓦斯压力变化的控制方程为

(3)

式(3)中:L为裂隙间距,m;λ为衰减系数,s-1;D0为瓦斯扩散系数,m2/s;t为时间,s;ρc为煤体视密度,kg/m3;φm为基质孔隙率,%。

3.1.4 瓦斯在煤体中的渗流方程

由质量守恒知,裂隙中瓦斯质量的变化为通过孔隙进入裂隙的瓦斯质量与通过裂隙进入抽采孔的瓦斯质量之差,假设煤体瓦斯在裂隙中按照达西定律流动[15-16],可得裂隙瓦斯压力随时间的演化方程为

(4)

式(4)中:μ为瓦斯的动力黏度,Pa·s;q为渗透系数,cm/s。

3.1.5 含瓦斯煤体变形方程

含瓦斯煤体的变形场方程为

(5)

式(5)中:G为煤体剪切模量,MPa;μi,jj为应变分量;ν为煤的泊松比;εv为煤体体积应变,εv=ε11+ε22+ε33,其中ε11、ε22、ε33分别为x、y、z方向的应变分量;Fi为体积力,MPa。

3.2 模型建立

区内采用大量顺层预抽钻孔作为煤巷条带、工作面回采区域的区域防突措施,鉴于此,以此为研究背景建立二维平面应变模型,采用COMSOL进行多场耦合分析。几何模型尺寸为40 m(长)×25 m(高),从上到下分别为10 m厚的岩层,5 m厚的煤层,10 m厚的岩层。在煤层正中位置布置一个半径0.1 m的瓦斯抽采钻孔。各物理场控制方程的边界条件及初始条件如图3所示。初始时刻求解域内位移为0。抽采钻孔边界和煤层外部边界分别采用恒压边界和零流量边界。在煤层中部设置水平测线AB(y=12.5 m)。

p*为瓦斯压力;Fy为y方向施加的体积力

数值模拟所使用的参数均实测获得,详细的参数和模拟方案分别如表2和表3所示。

表2 模拟参数汇总

表3 模拟方案

3.3 瓦斯运移规律数值模拟

图4为4号、5号、6号煤层不同抽采时间(30、90、180 d)时钻孔周围煤体基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力分布云图。4号、5号、6号煤层中抽采钻孔的抽采影响范围随抽采时间的增长而逐渐增大,影响程度由钻孔壁向外不断减弱。为了定量分析不同抽采时间下钻孔周围基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力分布情况,提取钻孔处的水平测线(AB线)在不同抽采时间下的基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力数据,如图5所示。

图5 4号、5号、6号煤层不同抽采时间下钻孔周围瓦斯压力变化Fig.5 Change of gas pressure around the drainage hole under different drainage time in No.4, No.5 and No.6 coal seams

通过比较不同抽采时间下测线上的基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力曲线,发现总体上表现出随着抽采时间的增加,4号、5号、6号煤层抽采钻孔周围的基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力均呈现逐渐降低的规律。例如,4号煤层测线上距离钻孔2 m处的基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力在抽采1 d时均为0.85 MPa,抽采5 d时分别为0.849、0.848 7 MPa,抽采30 d时分别为0.827 8、0.826 7 MPa,抽采90 d时分别为0.773 3、0.771 7 MPa,抽采180 d时分别为0.725 1、0.723 2 MPa,抽采360 d时分别为0.665 6、0.662 9 MPa,抽采前后降幅分别为0.184 4、0.187 1 MPa。

不同抽采时间下,4号、5号、6号煤层测线上距离抽采钻孔2 m处的基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力如表4所示。可见,抽采作用对基质瓦斯和裂隙瓦斯的影响程度不同,但总体上随着抽采时间的增加,各煤层基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力均呈现逐步下降的规律。抽采前5 d,基质瓦斯压力与裂隙瓦斯压力降低速度基本一致,但随着抽采时间增加,裂隙瓦斯压力下降速度明显快于基质瓦斯压力,基质瓦斯压力与裂隙瓦斯压力之间出现压力差,随着抽采时间的持续,压力差也越来越大。比如,抽采时间从30 d增加到360 d后,4号、5号、6号煤层的基质瓦斯压力与裂隙瓦斯压力之间的压力差分别从0.001 1 MPa扩大到0.002 7 MPa,从0.001 5 MPa扩大到0.003 7 MPa,从0.001 9 MPa扩大到0.003 9 MPa。

表4 AB测线上距钻孔2 m处的基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力

分析其原因在于:抽采作用最先影响裂隙中的游离瓦斯,游离瓦斯最先通过渗流被抽出,裂隙瓦斯压力开始降低并与基质瓦斯压力产生压力差,在此压力差作用下,基质瓦斯开始逐步解吸扩散进入裂隙,补充裂隙内渗流损失的瓦斯量。由于抽采作用在基质中不断衰减,基质瓦斯扩散进入裂隙的动力减弱,通过扩散进入裂隙的瓦斯量减少,造成裂隙瓦斯压力与基质瓦斯压力间的压力差随着抽采时间的增加而越来越大。

图6和图7分别为4号、5号、6号煤层裂隙瓦斯压力、基质瓦斯压力与抽采时间的拟合关系。各煤层的基质瓦斯压力、裂隙瓦斯压力整体上随抽采时间的增加呈现规律性减小,其减小规律符合一元二次函数关系。但是,5号煤层裂隙瓦斯压力的降低速度比4号和6号煤层都慢,说明5号煤层裂隙中渗流速度慢,其裂隙系统没有4号和6号煤层发育。5号煤层基质瓦斯压力的降低速度也比4号和6号煤层慢,说明5号煤层基质中瓦斯解吸扩散速度比4号和6号煤层慢,这也与多元物性参数中5号煤层透气性系数最小、瓦斯放散初速度最小、孔隙率最小的客观物性参数结果相对应。

通过以上分析可知,针对4号、5号、6号碎软突出煤层,应当采取强化瓦斯抽采措施改善煤层透气性和渗透率,以提高煤层裂隙中瓦斯的渗流速度,尽快降低裂隙瓦斯压力,扩大裂隙瓦斯压力和基质瓦斯压力之间的压力差,促进基质瓦斯的解吸扩散,以提高瓦斯抽采效果,缩短抽采时间。5号煤层应采取更加有效的增透措施,若采取和4号、6号煤层相同的增透措施时应当减小钻孔间距以缩短抽采时间。

4 结论

(1)对矿区主采的4号、5号和6号煤层的多元物性参数进行了测定,结果表明4号、5号和6号煤层瓦斯含量高、煤层碎软、透气性差,瓦斯抽采难度大。

(2)随抽采时间增加,4号、5号、6号煤层抽采钻孔的影响范围逐渐增大,钻孔周围的基质瓦斯压力和裂隙瓦斯压力按照一元二次函数关系规律性减小。基质瓦斯压力与裂隙瓦斯压力在抽采初期降低速度基本一致,但随抽采时间增加,后者的下降速度明显快于前者,二者之间的压力差也越来越大。其原因为,裂隙瓦斯最先在抽采作用下被抽出,裂隙与基质间产生瓦斯压力差,基质瓦斯才开始逐步解吸扩散进入裂隙。由于抽采作用在基质中不断衰减,基质瓦斯扩散进入裂隙的动力减弱,通过扩散进入裂隙的瓦斯量减少,造成二者间的压力差增大。

(3)5号煤层裂隙瓦斯压力和基质瓦斯压力的降低速度、裂隙中渗流速度及基质中瓦斯解吸扩散速度较4号和6号煤层慢,与多元物性参数结果相对应。为提高4号、5号、6号煤层瓦斯抽采效果,应当采取强化瓦斯抽采措施,改善煤层透气性等物理性质,以提高煤层裂隙瓦斯的渗流速度,促进基质瓦斯的解吸扩散,5号煤层应采取相对更加有效的增透措施。