突出过程中煤层及巷道多物理场参数动态响应

2020-05-20彭守建闫发志杨文健

煤炭学报 2020年4期

周斌，许江，彭守建，闫发志，杨威，程亮，杨文健

(1.重庆大学煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室，重庆 400044; 2.中国矿业大学煤矿瓦斯与火灾防治教育部重点实验室，江苏徐州 221116)

世界煤炭产量在经历了连续3 a的下降后，于2017年再次上升了3.3%，这很大程度上取决于我国的煤炭产量增幅[1]。作为世界上最大的煤炭开采国家，我国煤层的开采深度每年增加10～50 m[2]。随之而来的高地应力、高瓦斯压力、高地温等环境均使得煤矿动力灾害愈演愈烈[3-5]。

煤与瓦斯突出(以下简称突出)作为煤炭安全高效开采的主要威胁之一，长期以来一直备受关注。1950年，我国吉林省辽源矿务局富国矿西二坑发生第一次突出事故后，钱鸣高指出研究突出灾害最有效的手段是物理模型法[6]。在之后的几十年里，以蒋承林[7-8]、孟祥越[9]、邓全峰[10]、蔡成功[11-12]、郭立稳[13]和许江[14-15]等为代表的学者先后开展了一维、二维、三维，由单一因素到多场耦合作用下的煤与瓦斯突出物理模拟试验，一定程度上还原了井下的突出过程，使得突出机理更加明朗。此外，金洪伟[16]利用有机玻璃密封容器开展了简易的突出模拟试验，试验重点分析了含瓦斯煤块在突出暴露时的破坏规律，在此基础上建立了相应的突出数学模型。唐巨鹏等[17]利用自主研发的煤与瓦斯突出仪，开展了轴压、围压、孔隙压三维应力条件下的突出模拟试验，试验结论对于突出机制的认识具有重要的意义。高魁等[18-19]基于相似模拟试验思想和地质力学模型试验研制了综合考虑地应力、瓦斯和煤体结构的石门揭煤作用下突出试验装置，利用该装置研究了石门揭构造煤过程中煤岩应力的变化规律。张庆贺等[20-21]运用气固耦合方程和能量方程从力学角度和能量角度分别推导出了突出物理模拟实验的相似准数，并分析了两种方法的优势和不足。王汉鹏等[22-23]利用自主研发的基于CSIRO模型的突出模拟系统，开展了瞬间揭露试验，分析了不同吸附性气体对突出强度的影响。

诚然，关于突出发生机制的研究，国内外学者已开展了大量的工作，但就突出过程中的煤层物理场参数的动态演化规律及煤-瓦斯两相流的动力学演化特征研究相对较少。为此，笔者利用自主研发的多场耦合煤矿动力灾害大型物理模拟试验系统，针对中国重庆南川区水江煤业(集团)有限责任公司水江煤矿K1煤层回采工作面的实际情况，开展了预定瓦斯压力2.0 MPa下的突出试验，所得试验结果对突出机理和致灾机理的认识具有一定的借鉴意义。

1 试验系统及方法

1.1 试验设备

试验选用自主研发的多场耦合煤矿动力灾害大型物理模拟试验系统完成(图1)。该系统主要由动力系统和巷道网络系统组成。其中，动力系统主要用于真实再现深部煤层的受力状态和瓦斯赋存状态，其由多场耦合控制加载系统、试件箱体和注气子系统组成。巷道网络系统由多级泄压装置、直通巷道及可视化组件等组成。

1.2 煤样基本情况

试验煤样取自重庆南川区水江煤业(集团)有限责任公司水江煤矿K1煤层。图2为该矿地质赋存情况，矿区西侧存在两断层F8及F9，断层间距仅为160 m，断距60～280 m。矿区F8断层离K1煤层较远，K1煤层处于F9断层上盘。目前所采煤层埋深1 082 m，近年来瓦斯等级鉴定结果显示该矿属于突出矿井。所取煤样的基础参数见表1。

1.3 试验方法

试验流程如图3所示。将煤样分层装入试件箱中，并在箱体预定位置埋设相应的气压及温度传感器，随后，试件在10.0 MPa的压力下成型并稳压1 h，待箱体装满后，密封试件箱并以多级泄压装置为链接环节，组装巷道网络系统及动力系统。在检查气密性完好后，抽真空4 h，再往箱体里面注入突出气体，直至吸附平衡达到预定瓦斯压力(2.0 MPa)。当瓦斯压力达到预定值后，加载地应力(表2)。随后调节多级泄压装置并启动突出。

图1 多场耦合煤矿灾害物理模拟试验系统Fig.1 Multi-field coupling testing system for dynamic disaster in coal mine

表1 煤样基础参数
Table 1 Basic parameters of coal sample

煤层工业分析/%水分灰分挥发分固定碳硫分/%真密度/(t·m-3)吸附常数ab坚固性系数瓦斯放散初速度/(mL·s-1)瓦斯含量/(m3·t-1)K10.3023.9412.9062.864.581.4512.401.660.596.004.75

图2 水江煤矿地质概况Fig.2 Geological survey of Shuijiang Coal Mine

图3 试验流程Fig.3 Flow chart of experiment

需要说明的是，经计算，原型与模型的几何比(CL)为11.5，容重比(Cγ)为1.04，由此得到的地应力比尺(Cσ=CLCγ)为12.0[24]。根据垂直地应力[25]的经验计算公式

σv=γH

其中，σv为煤层所受垂直地应力，MPa;γ为上覆岩层平均容重，取22.18 kN/m3;H为煤层埋深，取1 082 m。结合地应力比尺，可得垂直应力为2.0 MPa。

根据谢和平等[26]的研究成果，应力过渡区和集中区的集中系数分别为1.5和2.0。最大水平主应力与最小水平主应力之比在大多数情况下为0.4～0.8[27]，本文选择0.6。综上，得到如表2所示地应力加载方案。

表2 地应力加载方案
Table 2 Geo-stress loading scheme MPa

瓦斯压力垂直应力σ11σ12σ13σ14水平应力1σ2水平应力2σ31σ32σ33σ342.02.03.04.01.02.01.21.82.40.6

为了获得突出过程中煤层及巷道内的多物理场参数的动态演化规律，在煤样及巷道的不同断面布置了相应的传感器，如图4所示。其中，煤层内共布置了36个瓦斯压力传感器和16个温度传感器，分别位于4个不同的断面内，每个断面均布置9个气压传感器和4个温度传感器。如，第1断面气压传感器编号:P1～P9，温度传感器编号:T1～T4。在第2断面中，与1断面相对应的位置，气压传感器编号依次为:P10～P18，温度传感器编号:P5～P8。第3，第4断面类似。断面由1至4依次位于卸压区(σ14和σ13)、应力集中区(σ13和σ33)、过渡区(σ12和σ32)和原岩应力区(σ11和σ31)。

图4 传感器布置示意Fig.4 Schematic diagram of sensor layout

巷道内布置了12个冲击力传感器及6个温度传感器。另外，在距突出口2 444，4 444，6 444，8 444，10 444，12 444 mm各布置了1个半球型摄像机，用以捕捉突出过程中两相流的运动形态。

2 试验结果及分析

2.1 突出煤-瓦斯两相流形态

突出过程中出现的大量煤粉流一方面会淹没井下工作人员，同时由于其具有较高的运动速度也会直接对人员及设备造成伤害[28-29]。为了更加精确的量化固相煤粉的运动速度，根据巷道拍摄的煤粉运动情况，对煤粉的运动速度进行了一种新的描述。

对于任意RGB彩色图像而言，其每个像素点均由红、绿、蓝3种颜色组成。如图5所示，每种颜色被赋予数值0～255，将其加权转换后，则可得到相应的灰度值。黑色对应的灰度值为0，而白色则对应的灰度值为255。根据所拍摄图片的总灰度值来反应固相煤粉在巷道中的运动情况。

图5 灰度图像转换示意Fig.5 Conversion diagram of gray scale image

其具体过程如下:

Ggray=0.298 9R+0.587 0G+0.114 0B

式中，Ggray为某一像素的灰度值;R，G，B分别为像素对应的红/绿/蓝色彩值。

式中，Ggrayt为图片总灰度值;n为图片总像素个数。

n=LpxWpx

式中，Lpx为图片像素长;Wpx为图片像素宽。

以灰度值的变化间接反映煤粉相的运动特征，该方法立足的依据有:

(1)煤粉为黑色，其对应的灰度值最低(为0)；

(2)同一摄像机记录的图像灰度值越低，意味着该视野范围内的煤粉越多；

(3)当煤粉充斥整个巷道时，同一摄像机记录的图像灰度值将达到最低点；

(4)当煤粉开始沉降，停止搬运作用时，摄像机视野范围将变亮，灰度值将增大；

(5)同一摄像机记录的图像灰度值变化越快，意味巷道内的煤粉充填/沉降越快。

图6(a)～(f)分别为突出过程中距突出口2 444，4 444，6 444，8 444，10 444，12 444 mm处所拍摄的煤粉运动情况。由图6(a)可知，突出启动后，在前0.1 s突出煤粉移动速度陡增，表现为图像总灰度值骤降。随后，在0.32～0.88 s，总灰度值稳定在较低水平，0.88 s以后总灰度值出现上升，说明此时的煤粉固相空隙度已经减弱，视野变亮。总灰度值上升至F4后(2.96 s)，再次下降，说明气固两相流中的固相容积又一次增大，同时也表明来流中的煤粉明显增多，及突出过程中煤粉的运动存在振发特性。对比图6(b)，在距工作面4 444 mm处，同样也存在类似的现象。

观察图6(c)～(f)可知，由F1至F2，总灰度值降低，而在随后的F2至F3阶段，总灰度值会出现一次更加明显的骤降。由此可知，固相煤粉在运动过程中，存在明显的二次加速过程。JIN[30]和SUN[31]等也对突出过程中的煤粉运动情况进行了讨论，但其运动过程中的速度起伏似乎并未引起学者的重视。事实上，煤粉的二次加速，意味着该处能量的集中，气相曳力增加。另外，在距巷道较远处的画面也同样呈现出固相空隙度先增后减，再增再减的情况。因此，突出过程呈现出的振发特性能够很好地在总灰度值的时程曲线上反映出来。

2.2 煤层瓦斯压力演化规律

煤作为一种裂隙、孔隙双重介质，吸附大量瓦斯气体，由于压差释放的瓦斯膨胀能是突出的主要能量来源，其不仅起到搬运煤粉的作用，同时还会在气力输送过程中再次破坏煤粉颗粒[32-35]。胡千庭等[36]在突出后观察到大量手捻无感的较细煤粉颗粒，事实上，仅在地应力的作用下是无法将煤粉破碎到这一地步的。另外，就现有的突出防治手段而言，无论是开采保护层、水力冲孔、水力压裂、超前钻孔预抽瓦斯等，都是在一定程度上达到了泄放瓦斯的作用。因此，分析研究突出过程中煤层内的瓦斯压力的动态演化规律，对于认识防突，治突的效果和机理都起到关键性的作用。

其中图7(a)，(c)，(e)和(g)诠释了突出过程中垂直应力方向上的瓦斯压力演化过程，图7(b),(d),(f)和(h)则为水平应力方向上的瓦斯压力演化。

由图7(a)可知，突出启动后，卸压带的瓦斯压力变化呈现明显的阶段性起伏。瓦斯压力首先迅速下降(S1阶段)至1.2 MPa以下，在较短的时间内回升至1.2 MPa(S2阶段)。随后，瓦斯压力再次下降(S3阶段)，但下降速度远不及前一阶段，在经历又一次下降后，同样下降速度会出现回升(S4阶段)，如此反复，直至瓦斯压力降低至0 MPa(S5阶段)。许江等[15]曾在实验中观察到了突出的脉冲特性，并将这一现象归结为突出的振发特性。对比图7(b)可知，在水平应力方向上，瓦斯压力下降同样呈现阶段性起伏。所不同的是，在后两个阶段(S5和S6)瓦斯压力的下降速度更为平缓。对比应力加载方案可知，试验过程中的垂直应力设定大于水平应力，由此可知，相同时间内，随着地应力值的增大，突出过程中瓦斯压力的下降速度和下降量均随之增大。

对于应力集中区而言，由图7(c)可知，当突出激发的一瞬间，瓦斯压力迅速下降至0.2 MPa。在第9秒时，P10和P18出现回升，随后缓慢下降至0 MPa。突出过程中，卸压区的煤体被抛出，形成突出孔洞。就空间位置而言，所形成的突出孔的体心位于巷道轴线上方，孔洞已延伸至煤层顶部，孔洞形状类似于“口袋”型。由于瓦斯压力梯度的存在，煤体内的吸附气体不断解吸。与此同时，由于孔洞临空面由三向力状态变为两向受力状态，煤壁持续破坏，进而导致孔裂隙更加发育，瓦斯近一步解吸，同时瓦斯压力继续降低。当煤体的支撑压力能够达到地应力水平时，由于应力的作用，孔裂隙被压密，使得瓦斯压力小幅上升。当地应力近一步增加时，煤体再次破坏，最终导致瓦斯压力再次降低。图7(d)也存在类似的现象。

图6 突出煤运动图像总灰度值变化过程Fig.6 Evolution of total gray value of image of outburst coal

图7 煤层瓦斯压力演化过程Fig.7 Evolution process of coalbed gas pressure

根据理想气体状态方程可知，当瓦斯气体从煤层中瞬间释放时，经过突出孔洞，其流动速度会迅速增加，直至达到当地声速，随及产生“壅塞”现象，表现为流速和瓦斯压力不再变化。由上述分析可知，煤体在地应力的作用下持续破坏导致气体的持续解吸，这时会使得突出孔洞内积聚更多的瓦斯气体。根据能量守恒，当静压增加的同时，动压就会降低，因此突出流体的速度会逐渐降低，从而致使“壅塞”现象消失。直观表现为图7(a)的S2阶段和S4阶段及图7(c)的S3阶段消失。

对于应力过渡区而言(图7(e),(f))，也存在卸压区和应力集中区的“壅塞”现象，但该现象已经不再明显。而对于原岩应力区，由于距离突出孔洞较远，瓦斯压力的下降表现为类似于常见的解吸过程。值得关注的是，与卸压区类似，在垂直应力方向上，瓦斯压力的下降速度更快一些。另外，由图7可知，第1断面内的瓦斯压力在4～5 s内降至0 MPa，而其它断面内的气压仍处于持续降低的过程，这在第3、第4断面尤为明显，由此可知，该突出过程在4 s后并未完全停止，只是由气固两相运动状态变为了瓦斯单相气体的解吸-流动问题。

需要说明的是，在试件冷压成型及剧烈的突出动力现象影响下，部分测点传感器损坏，造成了图7中的部分测点的数据缺失，但试验过程中测点众多，在一定程度上，这并不影响数据的整体规律分析。

2.3 煤层温度演化规律

突出过程中，瓦斯快速解吸，由此带来的温度变化可直接反应在煤体的温度变化上。再者，无论是“瓦斯包说”，还是“构造应力说”都认为在突出煤体的前方存在瓦斯富集区，由于煤体的绝热系数较低(约为0.186 J/(m·s·℃))，故一般将突出过程按照绝热过程处理[37-38]。因此，若突出在孕育过程中，形成了瓦斯富集区，则该区域温度必然和其他区域存在差异性。另外，突出过程的持续解吸是一个吸热过程，同时，根据理想气体状态方程易知，瓦斯压力和温度成正比，当瓦斯从煤体倾泻而出时，必然导致煤层温度的变化，因此，试验过程中监测了突出过程中的煤体温度变化，以期从温度场的演化角度认识突出这一动态过程。

图8为突出过程中卸压区、应力集中区、过渡区及原岩应力区的煤层温度变化情况。由图8(a)可知，在初期，距离突出孔洞绝对距离较小的T2变化更加明显，在31.9 s内由35.0 ℃降至30.3 ℃，随后，远离应力加载方向的T3下降速度更快，在300 s内，温度下降量达到8.6 ℃。就同一空间位置的测点T2和T6而言，在300 s内，T2点的温度由35 ℃下降至27.5 ℃，下降量为7.5 ℃;而T6点的温度由35 ℃下降至26.1 ℃，下降量达8.9 ℃，两点的温度变化差异性高达18.7%。由此可知，相较卸压区而言，应力集中区的温度变化更为明显。试验过程中，温度持续降低的原因包括:其一，深部煤体(如第3，第4断面)的持续解吸，导致的温度降低而造成的热传导;其二，根据理想气体状态方程可知，当瓦斯压力降低的同时，温度也会降低，由于煤体的瓦斯压力的持续下降导致的温度持续降低而造成的热传导。

图8 煤层温度演化过程Fig.8 Evolution process of coalbed temperature

对于过渡区而言，突出过程煤层内不同位置的变化过程几乎一致，无明显差异性。同样的，就原岩应力区而言，温度变化量自上而下逐渐递增，同时温度变化速率也呈现出自上向下递减的规律。由此可知，温度的这种变化规律与气压的变化规律呈现一定的相关性，即两者在突出过程中的演化特征均随地应力的变化表现出相似规律。对于试验条件而言，垂直应力的设定大于水平应力，由此可以认为，突出过程中，地应力直接影响着瓦斯压力的下降过程，同时间接影响着煤层温度的变化，而气压的下降也会直接影响温度的变化，即，温度的变化一定程度上可以反映了地应力作用及瓦斯压力的变化情况。因此，煤体温度场的动态演化过程在一定程度上能够为突出的预测预报及防灾减灾提供依据。

2.4 巷道内冲击力演化规律

突出过程中产生的强大冲击力能够瞬间摧毁井下的设备，并且造成人员伤亡。分析研究突出发生后巷道内的冲击力演化对于防灾减灾至关重要。图9为突出发生后距离工作面不同位置的冲击力演化过程。

在距离工作面1 044 mm处，冲击力在突出瞬间迅速上升至39.4 kPa。在随后约1 300 ms内呈不规则波动，但其冲击力值均稳定在23 kPa以上。冲击力的这种特性能够反应两个问题，即:突出两相流在初始的1 300 ms内呈现明显的湍流脉动特性，脉动值在平均值附近波动，另外，冲击力平均值相对较高且维持在23 kPa以上。在1 715 ms时，冲击力出现下降，随后出现第2个波峰，但峰值已远不及首个峰值大，反应了两相流体的能量衰减及突出的振发特性。在巷道后续位置也可以观察到同样的现象，所不同的是，由于能量的衰减，流速的降低，脉动值减弱的同时，第2个波峰的能量衰减至巷道末端已不再明显。

对比图9(a)～(k)可知，在距工作面1 044 mm处，其冲击力峰值上升至39.4 kPa，随后在2 044 mm处继续上升至53.9 kPa。在3 044 mm和4 044 mm处峰值下降至约42.0 kPa，而在更远处的5 044 mm处冲击力突跃至181 kPa。随后会出现再次降低，而降低以后同样在距工作面更远处会出现反复升降。冲击力在距工作面不同位置的反复升降再一次印证了煤层内的“壅塞”现象。再者，最大冲击力出现在巷道5 044 mm处，随后峰值冲击力反复升降，但远离工作面一侧的峰值已开始逐渐减弱，如，在5 044 mm处冲击力峰值为181 kPa，而在6 044 mm处经历一次降低后在7 044 mm处仅上升至127.4 kPa。

根据空气动力学理论可知，当瓦斯携带煤粉从突出口离开时，可能出现两种情况。若瓦斯还未达到声速，巷道内以弱扰动为主，首先出现一道膨胀波，膨胀波以声速传播，因此永远不会出现叠加现象，这也会导致巷道内不会出现较强的负压扰动。根据普朗特-迈耶流动原理，紧随膨胀波后会跟随一道弱压缩波，由于压缩波的传播叠加特性，会在离开突出孔洞的一定位置持续叠加，直到形成一道较强的波，即为激波(冲击波)。根据试验结果可知，首道激波出现在距工作面5 044 mm处。若当流体速度达到声速时，理论上离开突出孔洞时，已经会出现一道强冲击波，但由于“壅塞”现象的存在，不会使得流体的传播速度超过声速，因此，该类强冲击波不会出现。根据试验结果也同样可以知道，在距离工作面较近的位置，峰值冲击力是相对较低的。由此可知，在被动防灾方面，设法消除弱压缩波的叠加，是削减突出两相流冲击力的主要途径。

综上，突出形成的煤-瓦斯两相流在巷道内的冲击力演化过程存在如图10所示的特征，即:自突出口起叠加，至巷道中间某一位置达到最强，随后呈现阶段性的升降衰减，强弱扰动相间，直至能量衰减至0。

2.5 巷道内温度演化规律

获得煤-瓦斯两相流的固相传播速度和气固两相的冲击力后，若能获得巷道内的温度变化情况，则可以尝试从能量的角度去将煤层和巷道作为整体，去分析整个突出过程中的能量转换问题。由前述章节可知，突出过程中煤层内的温度一定程度可以作为考察突出这一动力现象的重要指标。同样，根据试验结果绘制了巷道不同位置在突出过程中的温度变化情况，如图11所示。

图9 突出过程不同位置的冲击力演化特征Fig.9 Impact force characteristics of different locations in the outburst process

图10 突出过程中的扰动叠加特征Fig.10 Disturbance superposition feature in the outburst process

突出过程中，在距工作面2 044 mm处的温度最大下降量达2.9 ℃，随着距离的增加，温度下降量逐渐较小，至12 044 mm处仅为1.3 ℃。就温度变化率而言，距离工作面较近处的明显较高。另外，由图6可知，虽然突出过程较短，仅持续4 s左右，但温度下降时间却远远高于整个突出时间。由此可知，在当两相流停止运动时，煤层内的瓦斯依然在向巷道内转移，瓦斯气体持续解吸，直到与巷道内静压相同。至此，巷道内的温度降低可以归结为2个原因，即:煤层内的温度降低导致的热对流传导，巷道内的突出煤粉的持续解吸。

图11 突出过程中巷道内的温度变化规律Fig.11 Temperature of different locations in the outburst process

普遍接受的完整的突出过程可划分为4个阶段，即:突出孕育阶段、突出激发阶段、突出发展阶段和终止阶段[30]。一般认为突出的发展过程主要包括突出孔洞的形成、孔洞内壁的失稳剥离、煤-瓦斯两相介质倾出等阶段。根据试验结果可知，虽然后期瓦斯膨胀能削减已不足以将煤体抛出孔洞，但是依然有大量瓦斯气体持续解吸，直观表现在前述章节的瓦斯压力下降及巷道温度的持续降低。因此，笔者认为突出的发展阶段应该包括单相瓦斯气体的持续解吸和运移。