沿空留巷开采覆岩裂隙演化规律及卸压瓦斯抽采技术

2024-04-27林海飞刘思博双海清徐培耘罗荣卫

采矿与岩层控制工程学报 2024年1期

林海飞, 刘思博, 双海清, 徐培耘, 周斌, 罗荣卫

(1.西安科技大学安全科学与工程学院, 陕西西安 710054; 2.西部煤矿瓦斯灾害防控陕西省高等学校重点实验室, 陕西西安 710054; 3.西部矿井瓦斯智能抽采工程研究中心, 陕西西安 710054)

煤炭是我国战略能源, 在维持国际能源格局、保障能源安全、支撑构建能源强国等方面具有重要的地位和作用。沿空留巷开采能够缓解开采效率低、生产成本高、采掘接续紧张等问题, 是一项安全高效的无煤柱开采技术[1–3]。煤层开采后, 采动覆岩卸压瓦斯在由横向离层裂隙与纵向破断裂隙共同构成的复杂裂隙网络中运移, 明确卸压瓦斯储集运移区分布特征对于提高卸压瓦斯抽采效率至关重要[4–5]。

目前, 已有学者提出了“O”形圈[6]、高位环形裂隙体[7]、椭抛带[8]、采动裂隙圆角矩形梯台带[9]、“∩”形高帽状[10]等采动裂隙形态模型, 为研究采场覆岩移动提供了理论基础, 有效指导了卸压瓦斯抽采钻孔布置。RAN[4]等基于裂隙形态及参数特征, 提出确定瓦斯运移通道和富集区的方法;胡国忠等[5]提出了基于覆岩运动原位监测的采动裂隙形态反演方法; 郭小铭[11]等提出“采前背景条件探查、采中水位动态监测、采后综合测试”的煤层开采全过程裂隙带高度综合实测方法; 张礼[12]等提出了采动环形裂隙体的边界判定方法; 丁洋[13]等提出了高突矿井卸压瓦斯富集区辨识方法; 侯恩科[14]、黄庆享[15]等对无煤柱切顶沿空留巷受采动影响条件下的顶底板变形规律进行了研究, 表明切顶作用在一定程度上降低了底板破坏发育深度; 王俊峰[16]、杨舒冰[17]等揭示了工作面开采扰动下沿空留巷围岩的非对称变形破坏机制; 陈向军[18]等指出切顶留巷开采模式下, 靠近工作面两端的采空区内均存在一个较大涡流区; 王家臣[19]等指出采空区顶板裂隙发育沿面长方向存在分区破断和动态迁移现象; 荣海[20]等提出了不同层位坚硬岩层的失稳判据, 并计算了岩层失稳释放能量; 刘洪永[21]等研究发现卸压瓦斯优势瓦斯通道发育高度、宽度和范围随推进速度的增加而减小; 王婉洁[22]等指出采空区中部破断裂隙被压实闭合, 只有少量破断裂隙可以延伸至离层裂隙与之贯通, 破断裂隙数量较少, 连续性较弱; 赵鹏翔[23]等将瓦斯运移通道划分为瓦斯活跃区、运移区及富集区; 程详[24]等通过准确辨识卸压瓦斯富集区域, 优化了上覆被保护煤层卸压瓦斯抽采钻孔设计。

综上, 尽管众多学者相继研究了采动覆岩裂隙发育特征、卸压瓦斯富集区辨识方法, 但鲜有针对沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区精准判别的研究。基于此, 笔者通过物理相似模拟及数值模拟的方法, 研究了采动覆岩裂隙动态发育过程, 定量表征采动裂隙频数及角度特征, 基于关键层判别、采动裂隙、覆岩应变、裂隙角度及数量, 结合通风方式, 提出了沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区的判定方法, 并应用到工程实践中, 研究结果对沿空留巷开采卸压瓦斯灾害治理具有重要理论意义和工程价值。

1 试验方案

1.1 工程背景概况

陕西某矿试验工作面主采2号煤, 该工作面平均走向长度2 852 m, 采面宽度235 m, 采用沿空留巷无煤柱开采方式, 如图1所示。通过在距巷道主帮0.2 m处施工深度7 m、间距0.5 m、倾角80°的钻孔, 采用定向聚能爆破技术切断巷道顶板与采空区顶板联系, 减少顶板来压时对保留巷道的扰动影响。

图1 试验工作面平面布置及通风系统Fig.1 Plane layout and ventilation system diagram of test working face

该工作面煤层厚度1.03~2.40 m, 平均2.2 m, 煤层倾角0°~5°, 平均倾角2°, 为近水平煤层, 煤层平均埋深381.5 m。采用综合机械化后退长壁式采煤法, 一次采全高, 全部垮落法处理采空区顶板。试验工作面瓦斯压力为0.05~0.21 MPa, 原始瓦斯含量1.56~4.16 m3/t, 最大瓦斯涌出量21.05 m3/min, 采用全风压“Y”型通风方式。

1.2 物理相似模拟试验方案

根据试验工作面开采地质条件, 构建平面应力走向相似模拟试验模型, 岩性参数见表1。相似模拟试验满足几何相似、运动相似及边界条件相似,确定的模型相似常数见表2。

表1 上覆岩层物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of the overlying strata

表2 模型相似常数Table 2 Model similarity constants

根据模型相似比, 选取合适的相似材料配比。试验模型以河沙为骨料, 石膏和大白粉为胶结物,云母粉为分层材料[25], 材料配比见表3, 煤层配比中河沙与煤灰质量相同, 根据关键层判别方法[26]得到工作面上覆岩层关键层。

表3 岩层分布及其配比Table 3 Rock strata distribution and proportioning

沿工作面走向进行开挖模拟, 未模拟岩层通过施加外力载荷补偿方法实现均匀加载, 模型两侧各留设10 cm[27]边界煤柱以消除边界效应影响。铺设好的物理模型如图2所示, 采用XTDIC系统实时采集煤层开采后的物理模型表面图像, 监测煤层开挖过程中采场覆岩应变场的分布特征。

图2 试验模型及相关监测设备Fig.2 Experimental model and related monitoring equipment

1.3 数值模拟试验方案

为进一步分析沿空留巷无煤柱开采切顶侧与非切顶侧覆岩裂隙演化规律的区别, 采用3DEC离散元数值模拟软件对切顶留巷开采后沿工作面倾向采动覆岩裂隙分布进行研究, 建立了数值模型,如图3所示。

图3 数值模型Fig.3 Numerical model

模型尺寸为305 m×1 m×131 m, 模型左、右、前、后边界及底面设置为固定边界, 顶部设置为自由边界, 通过在模型上部施加压力来替代未模拟岩层, 煤岩层物理力学参数见表4。

表4 数值模型的煤岩体物理力学参数Table 4 Mechanical parameters used for numerical model

2 沿空留巷开采覆岩裂隙演化规律

2.1 沿工作面走向覆岩裂隙演化特征

煤层顶板覆岩悬臂长度超过其极限破断距时,岩层发生破断跨落, 形成“竖向破断裂隙”, 岩层间的不协调性下沉会产生不同纵向位移量, 形成“横向层间裂隙”, 图4为物理模型工作面推进中覆岩移动与裂隙发育的过程。

图4 沿工作面走向覆岩裂隙演化过程Fig.4 The evolution process of overlying rock fracture along the strike of working face

工作面推进至25 m时, 由于应力的释放及重新分布, 采空区直接顶开始变形、下沉, 随着工作面逐步向前推进, 直接顶下沉量越来越大, 造成与基本顶沿层理面分离, 直接顶发生初次垮落。工作面推进至38 m时, 顶板发生初次来压, 垮落高度8 m,垮落边界形态呈梯形, 受亚关键层1控制作用的影响, 亚关键层1上方未产生破断裂隙, 离层裂隙发育距煤层顶板最远11 m, 空洞高度1.8 m。

随着岩层周期破断, 采动裂隙呈跃进态势向上发展, 采动裂隙分布范围进一步增大, 且裂隙压实闭合区逐渐显现于采空区中部。工作面推进142 m时, 发生第7次周期来压, 破断裂隙发育至主关键层, 距煤层顶板61 m, 离层裂隙发育至80 m处。由于岩石具有碎胀性, 受主关键层控制作用的影响,低层位已破断碎裂岩层体积增大, 使高层位岩层可回转空间减小, 关键层下方离层空间不足, 即使悬空距离超出极限跨距, 关键层破断时结构块体下沉量、回转量较小, 未完全断开, 无法形成完整贯通的竖向破断裂隙, 主关键上方仅出现离层裂隙。这表明煤层充分采动, 可认为裂隙带的最大发育高度至距煤层工作面顶板约61 m处。此后, 随着工作面的继续推进, 采空区中部裂隙被不断压实, 两侧裂隙较为发育, 裂隙发育总体变化较稳定。

2.2 沿工作面倾向覆岩裂隙演化特征

通过数值模拟得到切顶留巷开采覆岩裂隙特征, 如图5所示。

图5 沿工作面倾向覆岩裂隙特征Fig.5 Overburden rock fracture characteristics along the working face tendency

由图5可知, 覆岩移动受切顶影响, 顶板容易破断, 切顶侧基本顶断裂位置转移至采空区侧, 顶板侧向悬臂长度减小。在垮落带范围内, 切顶侧破断裂隙较为发育, 有利于卸压瓦斯运移。切落后的矸石较好地充填了采空区, 对基本顶岩块起到了一定的支撑作用, 使覆岩上位的顶板破断难度增大,裂隙数量减少, 切顶侧主关键层下方离层裂隙宽度为0.27 m, 非切顶侧为0.32 m。因此在高位覆岩区域, 未切顶侧覆岩裂隙较为发育; 切顶侧与非切顶侧裂隙发育高度基本不变, 研究结果与前人[28]的一致, 均发育至主关键层, 高度为61 m。

2.3 沿工作面走向覆岩应变规律

XTDIC系统通过采集不同推进距离时刻物理模型表面的散斑图像, 与煤层开采前标定的图像进行对比分析, 计算得到物理模型的表面变形特征,图6为不同工作面推进距离下覆岩应变云图。

图6 不同工作面推进距离下覆岩应变云图Fig.6 Overburden rock strain nephogram under different working face advancing distance

覆岩应变分布形态呈梯形, 工作面推进至52 m时, 亚关键层1下方岩层应变整体较大, 受亚关键层1的控制影响, 其上方岩层应变较小。煤层顶板区域岩层应变表现出较强的非连续性, 说明该处岩层受顶板来压影响, 岩层冒落形成无序的堆积结构, 该处应为采空区冒落带。工作面开采产生自由运动空间, 上覆岩层弯曲破断垮落, 垮落岩层碎胀充满自由空间, 在此过程中, 覆岩垮落趋势逐渐减小, 产生铰接结构, 覆岩裂隙以跳跃式向上发育。因此随着工作面推进距离的变长, 梯形应变区也相应变大。工作面推进至72 m时, 梯形顶部岩层受亚关键层2的支撑, 上方岩层仅发生微小变形, 下方岩层悬空距离超出其极限跨距发生破断, 形成铰接结构, 并产生较大离层空间, 因此, 梯形下部冒落带范围及顶部离层空洞范围应变较大(应变云图红色部分)。工作面推进至152 m时, 梯形高度进一步上升, 至主关键层, 模型应变量最大的区域仍处于采场两端、裂隙发育顶部及采场底部冒落带。工作面继续推进至175 m时, 受时间效应的影响, 采空区中部被进一步压实, 导致主关键层下方离层空间增大, 显示为梯形顶部应变增大, 并且梯形上方岩层产生两个不连续的长条形离层应变。应变不连续表明: 岩层仅是因为不协调性下沉而产生离层, 并未产生破断裂隙。其中开切眼位置断裂角为55°~61°, 工作面位置断裂角为59°~62°。

进一步观察覆岩应变云图(图6)可知, 梯形应变模型中主要发生变形的区域呈梯形框架, 梯形左右两腰的应变区宽度为22~27 m; 梯形中部应变值为0, 说明该区域稳定, 可认为该处为大面积压实区。

2.4 不同区域裂隙参数特征

根据覆岩应变特征, 可得出裂隙相对发育区域。为进一步定量表征不同区域采动裂隙特征, 将上覆岩层划分为10 cm×15 cm平行四边形网格, 如图7所示。

图7 裂隙网格划分Fig.7 Fissure grid division

采动裂隙角度可以反映瓦斯运移的方向性, 采动裂隙数量可以反映瓦斯运移的能力[4]。因此, 笔者对煤层开采结束后不同覆岩区域采动裂隙角度、数量分布特征进行了统计分析。统计时将具有连续特征的视作同一裂隙处理[29]。玫瑰图可以直观显示不同区域裂隙角度及数量的分布, 将裂隙与x轴之间的夹角记为裂隙角度θ, 范围为0°~180°,简化的裂隙角度统计图如图8所示。

图8 简化的裂隙角度统计图Fig.8 Simplified figure of fracture angle statistics

通过对图7中不同覆岩区域的采动裂隙角度、数量进行统计分析, 得到如图9所示的采动裂隙统计分析结果。

图9 采动裂隙统计Fig.9 Statistics of mining-induced fractures

不同覆岩区域离层裂隙角度集中在0°~10°, 竖向破断裂隙角度主要集中在80°~120°。煤层顶板上方0~10 cm(A11, A12)区域处于垮落带内, 共有76条裂隙, 其中离层裂隙24条, 占比31.58%, 此区域内瓦斯流通能力最强; 煤层顶板上方10~20 cm(A21,A22)区域内共有30条裂隙, 其中离层裂隙10条, 占比33.33%; 煤层顶板上方20~30 cm(A31, A32)区域内共有23条裂隙, 其中离层裂隙12条, 占比52.17%。不同区域内, 上覆岩层距煤层越远, 裂隙数量越少, 且离层裂隙占比逐渐增大; 破断裂隙减少, 表明瓦斯向上运移通道减少。煤层顶板上方60~80 m(A71, A72, A81, A82)图像统计区域内, 未产生破断裂隙, 则该区域岩层垂向渗透系数较低,瓦斯向上运移困难。由于采空区中部覆岩应力恢复, 大量破断裂隙被压实闭合, 导致采空区中部竖向破断裂隙较少。

3 沿空留巷开采卸压瓦斯抽采技术

3.1 卸压瓦斯抽采靶区确定

卸压瓦斯运移区和储集区精准判定是实现抽采靶区位置确定的前提, 笔者基于关键层判别、采动裂隙、覆岩应变、裂隙角度及数量, 并结合矿井通风方式, 提出了沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区的判定方法, 该方法具体分为5步, 如图10所示。

图10 沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区判定方法Fig.10 Determination method of pressure relief gas extraction target area in gob-side entry retaining mining

第1步: 确定采场上方关键层层位。根据关键层理论, 关键层破断时, 其上部全部岩层或局部岩层的下沉变形是一致的, 因此确定关键层层位是研究覆岩移动的基础。经计算, 试验工作面的关键层判别结果见表3。

第2步: 根据沿空留巷开采走向及倾向覆岩裂隙特征, 结合采动裂隙发育高度, 初步判定卸压瓦斯储集运移区范围。

第3步: 根据覆岩应变特征, 进一步圈定卸压瓦斯储集运移区, 并针对覆岩高应变区域内的采动裂隙角度及数量作统计分析。将采动裂隙钝角发育区判定为瓦斯运移区、采动裂隙锐角发育区认为是瓦斯储集区。

第4步: 根据关键层理论, 关键层破断时, 其下方可能存在较大的离层裂隙空间, 结合第1步关键层层位确定卸压瓦斯储集区。值得注意的是, 若关键层下方仅存在离层裂隙空间, 未产生破断裂隙使其导通瓦斯, 则认为该区域不属于储集区。

第5步: 确定沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区。“Y”型通风方式下, 采空区漏风严重, 漏风风流流经采空区, 其内解吸的瓦斯通过漏风风流的裹携, 大量涌入采场空间, 并在漏风压差作用下,由于工作面两侧巷道压实不足, 采空区内大量瓦斯涌出, 且低层位切顶侧采动裂隙发育程度高, 区域内瓦斯更易随漏风风流涌出。若将抽采钻孔布置在低层位, 瓦斯抽采体积分数得不到保障。因此,在确定卸压瓦斯储集区、运移区的基础上, 沿空留巷开采卸压瓦斯高效抽采区域判定还应综合考虑瓦斯抽采体积分数, 将抽采钻孔布置在“采动裂隙锐角发育区+高瓦斯体积分数”区域。

根据上述卸压瓦斯运储区及抽采靶区判定方法, 试验工作面卸压瓦斯储运区宽度在22~27 m,开切眼侧储运区角度约为58°, 工作面侧储运区角度约为60°, 储运区高度为距煤层顶板61 m。在关键层下方存在卸压瓦斯储集区, 随着工作面推进,储集区被不断压实闭合, 并在关键层下方形成新的储集区。虽然主关键层上方存在离层空间, 可为卸压瓦斯运移储集提供空间位置条件, 但是主关键层上方覆岩未发生破断, 因此阻断了瓦斯向上运移的通道。

根据采空区漏风携瓦斯有效深度及有效区域理论[30], 采空区内漏风流场决定了采空区漏风携瓦斯能力。由于试验工作面采用“Y”型通风方式,导致工作面及尾巷区域漏风严重, 增大了采空区漏风携瓦斯有效深度。依据关键层判别结果, 亚关键层1处于煤层顶板8 m处, 下方为垮落带, 且受漏风影响, 可认为不存在瓦斯储集区。亚关键层2处于煤层顶板40 m处, 其下方存在较大离层空间, 根据图9统计分析结果, 该区域内离层裂隙、破断裂隙较多, 是卸压瓦斯储集区。主关键层距煤层较远,对该层位进行钻孔抽采, 瓦斯治理效果较小。因此, 试验工作面高效抽采区域处于距煤层顶板40 m, 距辅运巷主帮煤壁25~50 m处。实际生产中,仅对最佳区域进行抽采是不合理的[31], 主要原因是同一工作面受开采技术条件和地质条件影响, 瓦斯高效抽采区域存在一定的差异, 且同一区域布置大量钻孔, 钻孔施工过程中易发生串孔现象, 影响瓦斯抽采效果。因此, 试验工作面抽采靶区确定为与煤层顶板垂距30~46 m、与辅运巷平距30~55 m的区域。

3.2 卸压瓦斯抽采钻孔布置

依据试验工作面抽采靶区位置, 此次长距离大孔径高位钻孔钻场布置在辅助运输巷, 每个钻场施工钻孔9个, 孔径均为120 mm, 钻孔由套管孔段、定向造斜段和定向稳斜段等组成。钻孔定向稳斜段水平面布置于距试验工作面辅助运输巷主帮30~55 m处, 剖面位于煤层以上30~46 m的顶板裂隙带内, 钻孔布置参数见表5。

表5 高位定向长钻孔布置参数Table 5 High directional long borehole layout parameter table

3.3 抽采效果分析

通过现场采集数据, 分析得到试验工作面高位定向长钻孔抽采体积分数变化规律如图11所示。高位定向长钻孔在抽采过程中, 不同层位钻孔抽采体积分数存在一定差异, 从各个钻孔抽采体积分数的变化趋势可知, 伴随着工作面的推进, 裂隙带在顶板周期来压的不断影响下, 不断重复压实与形成的变化过程, 瓦斯储运通道也在不断闭合与重构,造成钻孔瓦斯体积分数的上下波动。将其大致分为3个阶段: 抽采初期低位波动、抽采中期高位波动缓降、抽采末期快速衰减。

图11 不同钻孔瓦斯抽采体积分数Fig.11 Gas extraction volume fraction of different boreholes

钻场开始抽采后, 2023–09–16(此时钻场距工作面334 m)之前, 瓦斯抽采体积分数整体较小, 均低于20%, 表明此时采动覆岩裂隙在钻孔终孔位置未发育, 处于抽采初期低位波动阶段。随着工作面持续推进, 钻场进入工作面超前334 m范围内, 定向长钻孔终孔位置处于瓦斯储集区, 瓦斯抽采体积分数大幅提升, 最高达71.4%, 之后波动下降, 在0.4%~15.2%之间。2023–10–12(此时钻场距工作面74 m)之后, 瓦斯抽采体积分数持续下降, 最终在距工作面17 m时, 关闭钻孔抽采系统。抽采期间采场空间瓦斯体积分数保持在0.5%以下, 整体瓦斯抽采效果良好, 证明高位定向长钻孔布置参数具有合理性。