刘 刚， 肖福坤， 于 涵， 侯志远， 赵荣欣， 庞建宝

(1.黑龙江科技大学 黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室，哈尔滨 150022； 2.黑龙江科技大学 矿业工程学院， 哈尔滨 150022)

固-热-气耦合作用下含瓦斯低透煤的渗流规律

刘 刚1， 肖福坤1， 于 涵2， 侯志远2， 赵荣欣2， 庞建宝2

(1.黑龙江科技大学 黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室，哈尔滨 150022； 2.黑龙江科技大学 矿业工程学院， 哈尔滨 150022)

为防治煤与瓦斯突出灾害，利用自行研制固-热-气耦合真三轴装置，系统分析了不同温度场、主应力场、瓦斯压力和卸载速度对含瓦斯煤渗流特性的影响，建立了渗透率与各因素的定性与定量关系，深入剖析了各种卸载路径下含瓦斯煤渗透特性的变化规律。结果表明：卸载前后，含瓦斯煤渗透率随着温度和水平方向应力的增加均呈负指数的变化趋势，且卸载过程对渗透率影响逐渐降低。随着瓦斯压力的增加，渗透率呈“V”字型变化，且加卸载渗透率变化量很小。不同卸压速度下，加载时，渗透率基本保持不变；卸载时，含瓦斯煤渗透率随着卸压速度的增加呈现Gauss函数变化趋势，可分为降低区、稳定增长区、减速增长区和稳定区四个区间。综合分析得到了在复杂应力路径下卸荷煤样渗透率定量公式。

瓦斯； 渗流； 卸载速度； 固-热-气耦合； 真三轴

0 引 言

煤炭地下开采中可能发生动力灾害[1]，其中煤与瓦斯突出发生概率大、造成危害强度大、治理较困难，已经成为制约我国地下煤矿开采产业发展的主要问题之一[2]。治理瓦斯有效且直接的办法是瓦斯抽采，而抽采的关键是煤岩体渗透率的大小。我国煤层渗透率普遍较低[3]，以0.1～1.0 mD等级为主。在煤矿开采过程中，工作面前方煤体受支架和动压共同影响，一直处于加载和卸载状态。近年，随采深的增加，地应力不断增大，地温不断增高(梯度大约在30～50 ℃/km)，煤层渗透率不断降低，致使瓦斯抽采受到严重阻碍，而瓦斯含量和瓦斯压力不断增大，发生灾害可能性不断加大。因此，了解深部煤体的瓦斯渗流情况尤为重要。

煤矿开采时，卸荷更容易引起煤体失稳破裂，目前，国内外学者对煤岩体在卸荷条件下失稳破坏进行了深入研讨，取得了一系列的成果。文献[4-8]对不同初始围压、瓦斯压力、轴压和固液耦合条件下，含瓦斯煤岩力学和瓦斯渗流特性进行了研究。文献[9-12]对含瓦斯煤的渗透率与轴向压力、多级式卸围压、温度、瓦斯压力、全应力应变过程等进行了定性与定量分析。文献[13-15]研究了加载和卸载过程中煤岩体变形特性与渗透特性关系和三轴条件下温度场变化对渗透特性的影响。文献[16-19]从能量转化角度分析煤岩体损伤破坏过程，为渗流研究提供了夯实的基础数据。但上述研究均是在单轴和伪三轴的条件下进行的，而在煤矿开采过程中，煤层中煤体处于三向应力状态下，煤岩体力学性质、温度、地应力、瓦斯压力和工作面推进速度都是影响工作面前方煤体渗透特性的重要因素，因此，笔者研究了不同卸荷条件下固-热-气耦合真三轴低透煤的瓦斯渗流特性。

1 实验装置

实验采用黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室和海安华达石油仪器有限公司联合研制的固-热-气耦合三轴伺服实验装置。该设备可对煤岩体在不同地应力场、温度场、瓦斯压力下的渗流特性进行模拟。实验装置主要由六部分组成：伺服加载系统、应力应变测量系统、气体压力供给系统、温度控制系统、流量监测系统及计算机采集控制系统。伺服加载系统由三向加载泵和夹持器组成，应力应变测量系统由应力传感器和位移传感器组成，气体压力供给系统由高压瓦斯气瓶和减压阀门组成，温度传感控制系统由恒温箱和温度传感器组成，所有数据均由计算机控制程序自动采集和记录。固气耦合实验装置如图1a所示，工程模型和实验模型对应受力状态如图1b所示。

1 高压瓦斯气瓶； 2 压力变； 3 加压阀； 4 压力调节系统； 5 进气管道； 6 出气管道； 7 恒温箱； 8流量监测系统； 9 计算机采集控制系统； 10 真三轴夹持器； 11 油泵； 12 应力应变温度传感器

b 夹持器抽象应力场分布

2 实验方案与条件

2.1 试样采集与制备

实验煤块取自鸡西某矿西一采区11#煤层，该煤层瓦斯涌出量较大，煤体渗透率较低，抽采难度大，且发生过多次煤与瓦斯突出事故。该煤层开采深度超过700 m，煤质质软、易碎，标准煤样加工困难，故实验选取成型煤样。虽然原煤和型煤的渗透率在数值上有很大差异，但由尹光志等[4]的实验可知两者的变化规律一致，用型煤代替原煤研究煤岩体渗流特性是可行的。成型煤样的制作过程为：将现场取得煤块用粉碎机粉碎，分样筛筛取0.18～0.25 mm的煤粉，加适量水混合均匀后置于50 mm×50 mm×130 mm模具中，在TAW-2000KN微机控制电液伺服岩石三轴刚性实验系统上以100 MPa压强保载30 min，脱模后在120 ℃烘箱中烘干24 h，放置在干燥器中，以备实验使用。

2.2 实验方案

煤体在地下空间为三向不等应力状态，煤矿开采过程中，受采动影响，应力重新分布，掌子面附近处于卸荷状态，随着采深的增加，温度与瓦斯压力不断增大，以上条件是促使煤与瓦斯突出的主要因素，解决该问题的关键是研究应力、卸荷速度、温度、瓦斯压力与渗透率之间的关系。基本实验步骤如下：

(1)将编号方形煤样装入真三轴夹持器，安装加载压头，传感器及瓦斯加载线路。拧紧螺丝，检查各连接点，确保密封性。

(2)用真空泵将试样连续抽真空1 h，打开阀门，持续通瓦斯1 h，使试样及管路处于饱和瓦斯状态，用手动加载装置对真三轴工作面推进方向、垂直方向预加微小的力，然后通过伺服泵加载至预定值。调节瓦斯压力至预定值。

(3)将恒温箱加热器及风扇打开，设置至预定值，温度保持1 h。水平方向以设定速度进行卸载，测量渗透率。

(4)重复以上步骤，完成不同路径下的渗流特性实验。

2.3 实验路径

为了研究不同情况下含瓦斯煤体的渗透率规律，考虑煤矿现场实际，预定应力σx=2.0 MPa，σy=1.5 MPa，σz=1.0 MPa，瓦斯压力p=0.3 MPa，温度t=30 ℃，卸载速度v=0.006 MPa/s，分别进行如下路径实验：

路径1保持σy、σz、p和v不变，t从30 ℃以10 ℃为阶梯增加到70 ℃，温度改变，更换新试样，温度恒定0.9 h后，以恒定速度v卸载σx，研究温度变化和卸载前后煤体的渗流特性。

路径2保持t、σy、σz、p和v不变，σx从2.0 MPa以3.0 MPa为阶梯增加到14.0 MPa，每增加一次σx，更换新煤样，σx恒定0.9 h后，以恒定速度v卸σx，研究不同应力卸载下煤体的渗流特性。

路径3保持t、σy、σz和v不变，p从0.3 MPa以0.3 MPa为阶梯增加到1.5 MPa，瓦斯压力改变更换新煤样，σx恒定0.9h后，以恒定速度v卸σx，研究不同瓦斯压力下煤体的渗流特性。

路径4保持t、σy、σz和p不变，σx恒定一段时间后，以变速度v卸载σx，v以0.003 MPa/s为阶梯，增加到0.018 MPa/s。改变卸载速度即更换新煤样，研究不同卸载速度下煤体的渗流特性。

3 结果与分析

3.1 渗透率计算方法

实验在恒温箱中进行，且型煤可以看成各向同性的，故满足达西定律的假设条件，依据达西定律，得到实验中煤的渗透率K计算式(1)：

(1)

式中：K——渗透率，m2；

A——煤样横截面积，m2；

L——煤样的长度，m；

q——煤样瓦斯流动速度，m3/s；

μ——瓦斯气体黏性系数，μ=1.087×10-11MPa·s；

p0——实验时的大气压，Pa；

p1——进口瓦斯压力，MPa；

p2——出口瓦斯压力，MPa。

3.2 温度对煤样渗透率的影响

瓦斯压力、卸载速度和主应力均不变情况下，开展温度对煤样渗透率影响的研究。对实验数据进行拟合，得到加载卸载温度与渗透率的关系，其中，渗透率与温度符合负指数分布，如式(2)所示：

K=ae-bt，

(2)

式中：t——温度，℃；a、b——拟合参数。

图2为不同温度含瓦斯煤真三轴加卸载过程渗透率的变化曲线。由图2可知，当温度由30 ℃升至70 ℃时，渗透率随温度的增加而逐渐降低。这主要是由于温度增加，煤体的骨架出现热涨现象，而周围应力场限制煤样膨胀，致使煤样原始孔隙、微裂隙在温度场作用下被压密，瓦斯流动的管道遭到阻塞，有效通道减少，渗透率降低。通过两条曲线间距离可知，温度较低时，卸载过程对温度较敏感，随着温度升高，卸载过程对渗透率影响越来越弱。

3.3 主应力对煤样渗透率的影响

瓦斯压力、卸载速度和温度均不变情况下，开展主应力对煤样渗透率影响的研究。对实验数据进行拟合，得到加载、卸载主应力与渗透率的关系，其中，渗透率与主应力符合负指数分布，如式(3)所示：

K=ce-dσx，

(3)

式中：σx——主应力，MPa；c、d——拟合参数。

图3为加卸载过程中含瓦斯煤样主应力对渗透率的影响曲线。由图3可知，渗透率随主应力增加呈现先快速减小后缓慢减小的变化趋势。这主要由于煤样初期孔隙、微裂隙较大，渗透率较高。随着主应力的增大，孔隙、裂隙快速闭合，渗透率快速下降。达到一定应力后，仅存的少部分孔隙、微裂隙只有在较高应力下才能达到闭合条件，所以渗透率呈现缓慢降低的趋势。

在不同主应力下进行卸载，通过图3可知，随着卸载的增加，渗透率呈现降低的趋势。其理论与加载时刻相近，主要由于压密作用影响。通过对加卸载差值分析可知，随着主应力的增大，在相同卸载速度、瓦斯压力和温度下，渗透率敏感性逐渐降低。加载、卸载和其差值曲线的趋势均符合指数函数变化规律。

图3 加卸载过程中主应力对渗透率的影响

3.4 瓦斯压力对煤样渗透率的影响

三向应力、卸载速度和温度均不变情况下，开展瓦斯压力对煤样渗透率影响的研究。对实验数据进行拟合，得到加载瓦斯压力和卸载瓦斯压力与渗透率的关系，其中，渗透率与瓦斯压力符合二次多项式分布，如式(4)所示：

K=e+fp+gp2，

(4)

式中：p——瓦斯压力，MPa；e、f、g——拟合参数。

图4为不同瓦斯压力下含瓦斯煤渗透率变化曲线。由图4可知，无论加载还是卸载，煤样渗透率均呈“V”字型变化规律。瓦斯压力在0.3～0.9 MPa时，随瓦斯压力的增大，渗透率呈现快速降低趋势。瓦斯压力在0.9～1.5 MPa时，随着瓦斯压力的增大，渗透率呈现缓慢增长的趋势。根据有效应力理论，当瓦斯压力较小时，煤样受到的有效应力也较小，从而导致煤样处于压密状态，煤样孔隙、微裂隙闭合，致使煤样整体渗透率降低。随着瓦斯压力的增大，有效应力逐渐增加，致使微裂隙扩展，出现瓦斯运移的通道，煤样的渗透率增大。因此，瓦斯压力在一定范围内，其渗透率必然表现为先减小后增大的“V”字型变化。整个加载过程中，煤样均处于一种压密状态，虽然后期出现了裂纹的扩展和贯通，但此时受力状态不能抵消煤样压密产生的效应。因此，所产生的“V”字型变化为非对称形式，且高瓦斯压力渗透率不会超过初始状态的渗透率。

煤样主应力的卸载，势必导致有效应力的降低，致使渗透率升高。图4的卸载点对应的渗透率大于加载点可以验证上述说法。工作面开采必然导致卸载，所以研究卸载渗透率更具有现场实际意义。由图4可见，卸载与加载渗透率差值曲线整体变化不大，证明不同瓦斯压力下，相同的开采速度，卸载对渗透率影响不大。通过细致分析可知，曲线呈现二次抛物线，瓦斯压力为0.9 MPa时，卸载对渗透率最敏感，影响最大。

图4 加卸载过程中瓦斯压力对渗透率的影响

3.5 卸压速度对煤样渗透率的影响

三向应力、瓦斯压力和温度均不变情况下，开展卸载速度对煤样渗透率影响的研究。对实验数据拟合，得到煤岩体渗透率与卸载速度间的关系函数(5)：

(5)

其中，K0，A，ω和vc为回归常数。

拟合曲线如图5所示。由图5可知，加载到实验路径设定的条件时，测得渗透率在534.4 nm2附近波动，故采取线性拟合。出现该情况的主要原因是，选取的试样非原煤煤样，而是型煤煤样，压制出来的试样均质度较好，不存在缺陷、各向同性且连续，故相同实验条件所得到的实验结果具有一致性。通过对图5中五种卸压速度分析可知，曲线符合Gauss函数趋势，前期呈现二次抛物线，后期趋于稳定。将变化过程划分为四个区间，分别为降低区、稳定增长区、减速增长区和稳定区。通过曲线趋势可知，卸载速度在0.006 0～0.008 1 MPa/s时，随着卸载速度的增加，渗透率处于减小趋势。当卸载速度达到0.008 1 MPa/s时，渗透率最小值为555.0 nm2。这主要原因是由于低速开采过程中，煤岩体支撑压力和流变共同作用下，导致煤体破裂更为严重，裂隙贯通较多，渗透率较高。随着开采速度的增大，流变产生的力学效果不再明显，裂隙所占比重较低速开采时减少，故渗透率较低。达到极值点后，曲线开始增长。当曲线处于0.008 1～0.012 4 MPa/s时，随着卸载速度的增加，渗透率快速增长，此时工作面推进速度越快，工作面煤体破裂效果越好，产生的贯通孔隙越多，越有助于瓦斯向工作面流动[20]。当曲线处于0.012 4～0.015 2 MPa/s时，随着卸载速度的增加，渗透率变化逐渐变缓。说明当卸载速度增加到一定值后，对裂纹的扩展效果逐渐减弱。当卸载速度超过0.015 2 MPa/s时，渗透率基本保持不变，说明此时增加开采速度不能增加裂纹的数量。

图5 卸载速度对渗透率的影响

综上所述，煤矿以中等速度(卸载速度)推进工作面时，煤体渗透率低，对工作面瓦斯排放效果较差。以高速或低速开采能在一定区间内提高煤岩体渗透率，对瓦斯高效排放有一定帮助。但煤矿开采速度过低，将不能保证产量，所以低速开采提高渗透率不现实。高速开采可提高产量和提高煤岩体的渗透率，有助于安全高效开采，但通过实验数据分析可知，工作面推进速度(卸载速度)达到一定数值后，渗透率趋于稳定，所以不能采用无限制提高推进速度方法来提高渗透率。在煤矿工作面推进过程中，需要保证合理的推进速度，针对工作面涌出的瓦斯进行及时抽放，对工作面顶板进行及时支护。

3.6 卸荷渗透率定量分析

煤矿开采过程中，随着工作面推进，瓦斯压力、地应力、温度和推进速度一直处于动态调整过程中，其结果必然导致渗透率发生变化。通过上述控制变量法得到的实验数据，综合分析得到在复杂应力路径下卸荷煤样渗透率定量公式(6)：

(6)

式中：α、β、γ、δ——权重。

4 结 论

(1)卸载前后，含瓦斯煤渗透率随着温度和水平方向应力的增加均呈负指数的趋势，且卸载过程对渗透率的影响逐渐降低。

(2)卸载前后，含瓦斯煤渗透率随瓦斯压力的增加呈“V”字型变化,且加卸载渗透率变化量很小。

(3)不同卸压速度下，加载时含瓦斯煤渗透率基本保持不变,卸载时渗透率随卸压速度的增加呈现Gauss函数变化趋势。将变化过程划分为四个区间，分别为降低区、稳定增长区、减速增长区和稳定区。

(4)综合分析得到了在复杂应力路径下卸荷煤样渗透率定量公式。

致谢：

该研究获得黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室开放课题的支持。

[1] 俞启香. 矿井瓦斯防治[M]. 徐州：中国矿业大学出版社， 1992.

[2] DIAZ A M B， GONZALEZ N C.Conrol and prevention of gas outbursts in coal mines， Riosa-Olloniego coalfield， Spain[J]. International Journal of Coal Geology， 2007， 69(4)： 253-266.

[3] 张子敏. 瓦斯地质学[M]. 北京： 煤炭工业出版社， 2011.

[4] 尹光志， 蒋长宝， 王维忠, 等. 不同卸围压速度对含瓦斯煤岩力学和瓦斯渗流特性影响试验研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2011， 30(1)： 68-77.

[5] 程庆迎. 低透煤层水力致裂增透与驱赶瓦斯效应研究[D]. 徐州： 中国矿业大学， 2012.

[6] 秦积舜. 变围压条件下低渗砂岩储层渗透率变化规律研究[J]. 西安石油学院学报： 自然科学版， 2002， 17(4)： 28-32.[7] 黄远智. 低渗透岩石非线性渗流机理与变渗透率数值方法研究[D]. 北京： 清华大学， 2006.

[8] 王建秀， 胡力绳， 叶 冲, 等. 复杂应力路径下大理岩三轴渗透试验研究[J]. 岩土力学， 2010， 31(8)： 2389-2393, 2398.

[9] 王登科， 魏建平， 尹光志. 复杂应力路径下含瓦斯煤渗透性变化规律研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2012， 31(2)： 303-310.

[10] 蒋长宝， 黄 滚， 黄启翔. 含瓦斯煤多级式卸围压变形破坏及渗透率演化规律实验[J]. 煤炭学报， 2011， 36(12)： 2039-2042.[11] 张丹丹. 力热耦合作用下含瓦斯煤样力学特性与渗流特性的实验研究[D]. 重庆： 重庆大学， 2011.

[12] 苏承东， 翟新献， 李永明, 等. 煤样三轴压缩下变形和强度分析[J]. 岩石力学与工程学报， 2006， 25(S1)： 2963-2968.[13] 许 江， 李波波， 周 婷, 等. 加卸载条件下煤岩变形特性与渗透特征的试验研究[J]. 煤炭学报， 2012， 37(9)： 1493-1498.[14] 许 江， 张丹丹， 彭守建, 等. 三轴应力条件下温度对原煤渗流特性影响的实验研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2011， 30(9)： 1848-1854.

[15] 袁 梅， 许 江， 李波波, 等. 气体压力加卸载过程中无烟煤变形及渗透特性的试验研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2014， 33(10)： 2138-2146.

[16] 肖福坤， 申志亮， 刘 刚, 等. 循环加卸载中滞回环与弹塑性应变能关系研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2014， 33(9)： 1791-1797.

[17] 肖福坤， 刘 刚， 申志亮. 桃山90#煤层有效弹性能量释放速度研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2015， 34(S2)： 4216-4225. [18] 肖福坤， 刘 刚， 申志亮, 等. 循环载荷作用下煤样能量转化规律和声发射变化特征[J]. 岩石力学与工程学报， 2016， 35(10)： 1954-1964.

[19] 肖福坤， 刘 刚， 秦 涛, 等. 拉-压-剪应力下细砂岩和粗砂岩破裂过程声发射特性研究[J]. 岩石力学与工程学报， 2016， 35(S2)： 3458-3472.

[20] 王海涛， 沈 斌， 李 雷. 构造应力对中硬低透煤层瓦斯渗流的影响[J]. 黑龙江科技大学学报， 2016， 26(1)： 21-24.

(编校 王 冬)

Study on seepage law underlying low-permeability gas-bearing coal under coupling of solid-thermal-gas

LiuGang1，XiaoFukun1，YuHan2，HouZhiyuan2，ZhaoRongxin2，PangJianbao2

(1.Heilongjiang Ground Pressure & Gas Control in Deep Mining Key Laboratory,Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China;2.School of Mining Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022， China)

This paper is focused on the prevention and control of coal and gas outburst disasters. The research consists of a systematic analysis of the effect of different temperature field, main stress field, gas pressure and unloading speed on the seepage characteristics of gas-bearing coal using solid-thermal-gas coupling true three axis device; a consequent development of the relationship between permeability and its qualitative and quantitative relationship; and a deeper analysis of the variation law behind the permeability of gas-bearing coal under various unloading paths. The results indicate that the gas permeability of gas-bearing coal exhibits change tendency of negative index, as is conditioned by a decrease in temperature and horizontal stress before and after unloading which has a gradually decreasing effect on permeability; along with an increasing gas pressure comes a “V” font change in permeability, suggesting a small amount of the variation in loading and unloading permeability; when subjected to different pressure relief velocity, the permeability remains unchanged if it is loaded; and when loaded, the permeability of gas-bearing coal shows a change trend of Gauss function, along with an increase in pressure relief velocity, representing the four different zones: the reduction zone， the stable growth area， the deceleration growth zone and the stable region. The comprehensive analysis provides a quantitative formula behind unloading coal sample permeability under complex stress path.

gas； seepage； unloading velocity； coupling of solid-thermal-gas； true three axis

2016-10-08

国家自然科学基金项目(51574115； 51374097； 51604100)

刘 刚(1986-)，男，吉林省农安人，助教，硕士，研究方向：岩石力学，E-mail：18944630110@163.com。

10.3969/j.issn.2095-7262.2016.06.004

TD712; TD315

2095-7262(2016)06-0606-06

:A