上行开采瓦斯运移规律模拟

叮叮小文库分类号： 密 级： 公 开 UDC： 单位代码： 10424 学 位 论 文上行开采瓦斯运移规律数值模拟研究王太茂 申请学位级别：硕士学位 领域名称：工程力学 指导教师姓名： 王同旭 职 称： 教 授 山 东 科 技 大 学二零一三年六月论文题目：上行开采瓦斯运移规律数值模拟研究作者姓名： 王太茂 入学时间： 2010年9月 领域名称： 工程力学 研究方向： 矿山岩石力学指导教师： 王同旭 职 称： 教 授 论文提交日期：2013年6月论文答辩日期：2013年6月 授予学位日期： 目录1 绪 论51.1 课题的提出51.1.1 国内外瓦斯灾害现状51.1.2 矿井开采瓦斯治理存在的问题61.1.3 课题立论依据61.2 课题研究目的及意义71.3 瓦斯运移规律研究现状81.3.1 瓦斯扩散理论的研究现状81.3.2 瓦斯渗流理论的研究现状81.3.3 瓦斯渗流扩散理论的研究91.3.4 多物理场瓦斯耦合理论的研究101.4 主要研究内容及方法122 采空区底板破碎形态数值模拟及其裂隙演化规律132.1煤岩体应力演化分析132.2 加卸压开采损伤煤岩渗透率试验142.3 离散单元法和UDEC数值模拟软件162.3.1 离散元法的基本原理162.3.2 离散元的基本假定和基本方程162.3.3 UDEC软件介绍182.4 采空区底板裂隙演化规律182.4.1 UDEC力学数值模型及岩体参数182.4.2 模拟结果与分析212.5 本章小结253 采空区瓦斯运移理论研究253.1 采空区瓦斯来源分析253.1.1采空区中瓦斯的主要来源253.1.2 采空区中邻近层瓦斯涌入机制263.2 采空区垮落岩体特性273.2.1 采空区损伤演化特征273.2.3 采空区垮落岩体碎胀特征283.2.2 采空区瓦斯渗流特性293.3 多孔介质的基本性质303.3.1 多孔介质的孔隙性303.3.2 多孔介质的压缩性313.4 多孔介质中气体的流动特性323.4.1 多孔介质中气体流动状态323.4.2 多孔介质中气体流动力学特征323.4.3 多孔介质中气体流动质量守恒规律323.4.4 达西定律在气体流动中的应用334 采空区瓦斯运移规律数值模拟研究344.1 GAMBIT数值建模344.2 Fluent数值建模364.2.1 Fluent软件介绍364.2.2基本假设374.2.3数学模型374.2.4模型边界条件384.3 计算结果与分析394.3.1本煤层采空区瓦斯运移规律研究394.3.2考虑邻近煤层影响的采空区瓦斯运移规律454.4 本章小结505 结论与展望51参考文献511 绪 论1.1 课题的提出1.1.1 国内外瓦斯灾害现状我国煤矿事故主要呈现以下几方面特点：一、事故总数量高（图1），事故导致每年死亡人数为6000人左右；二、特大事故频发，一次死亡10人以上的特大事故每年发生十起，死亡1000多人，三、瓦斯事故所占比例高（图1），人员伤亡大，在特大事故中89%是瓦斯事故，每年因瓦斯事故造成的死亡人数约2000人，占事故总死亡人数的1/31。a、2011年全国所有煤矿事故分类统计 b、2011年全国煤矿10人以上事故统计图1 2011年全国煤矿事故统计据我国煤矿历年事故资料统计，瓦斯爆炸事故人数在全部伤亡人数中所占比例呈上升趋势。，我国现有国有重点井工煤矿751处，年产量大于30万吨的地方国有煤矿1850个。根据2010年矿井瓦斯鉴定，全国共有1134个突出和高瓦斯矿井，占全国总矿井数44%；国有重点煤矿的矿井瓦斯涌出总量由2000年的51.8亿增至2010年的60.6。瓦斯灾害不仅威胁到井下工作人员生命安全，摧毁矿井设施，造成巨大的直接经济损失和恶劣的社会影响，还迫使矿井停产停工，并投入大量人力物力抢险救灾，造成难以估量的间接经济损失。据统计，1981年1995年，我国重点煤矿在加强瓦斯灾害防治的前提下，仍因瓦斯灾害死亡1582人，其中，瓦斯突出造成死亡人数为569人，瓦斯爆炸导致死亡278人，造成直接经济损失近15亿元2。新世纪以来，我国煤矿瓦斯灾害事故仍呈不断上升趋势，给煤矿安全生产造成极大威胁。1.1.2 矿井开采瓦斯治理存在的问题从1984年我国首次将综放开采设备进行工业性试验到现在，综采技术发展已经过20余年的历程，在不断完善综采技术的实践过程中，我国克服了各种技术难题，积累了综采设计、工艺生产、岩层控制、设备研制、资源回收及生产管理等方面一整套理论实践经验，具备在多种条件下实现高产高效目标的条件。与传统的采煤方法相比，综放开采有其不可比拟的优越性，其特点是：掘金率低，减少了巷道掘进率及巷道维护量，掘进率可降低40%60%；回采工效高，工人的工作效率大大提高；适应性强，可适应多种地质环境；成本费用低，与分层开采相比，节省吨煤成本费用。近年来，综放采煤法在我国煤矿厚煤层开采中得到广泛应用，成为我国煤矿高产高效的主要途径。但是综放采煤法也存在很多问题。包括综放开采产量集中导致瓦斯散发面大；采空区高度大导致上覆岩层垮落带、规则移动带高度增大。设备采动影响大及生产范围大导致对顶底板岩层破坏大。对于拥有邻近煤、岩层的开采煤层而言，设备采动大影响和生产范围大，使综放工作面瓦斯涌出出现了一些新的特点。在采煤机割煤移架过程中底板应力状态和煤体结构发生改变，产生大量的裂隙，使邻近煤层采空区高浓度瓦斯渗透到采空区，同时采空区的遗煤也会涌出部分瓦斯，造成大量的瓦斯积存在采空区。采空区瓦斯涌出是工作面和矿井瓦斯涌出的主要来源,其大量涌出导致工作面瓦斯频繁超限和矿井被迫停产，甚至造成重大事故，造成巨大经济损失和人员伤亡。1.1.3 课题立论依据本课题源于山东科技大学与大同煤矿集团挖金湾虎龙沟煤业有限公司的合作项目。虎龙沟煤矿原属怀仁县地方煤矿，属同煤集团新改建矿井，改造核定生产能力120万吨，开采面积8.9217km2，开采煤层为石炭系上统太原组5#、8#煤层，埋藏深度200300m。虎龙沟煤矿在改扩建前其南部区域及井底车场附近的8#煤层已被原地方煤矿开采，开采方式为采9m（最大为15m）留6m的房式（小条带）开采，形成了大面积采空区；位于该采空区上方的5#煤层因而将形成“蹬空开采”的特殊条件。虎龙沟煤矿5#煤层厚度约1012m，煤炭储量3000万吨左右。5#煤层回采过程中，产生大面积的采空区，由于采动影响在采动断裂带形成破断裂隙和离层裂隙，采动裂隙网络与采空区相连形成采动断裂带，由于瓦斯的升浮、扩散和渗透作用，在采动断裂带形成瓦斯富集区，工作面瓦斯易超限，导致工作面断电撤人，中断生产，其中采空区涌出瓦斯是主要来源。另外，由于8#煤层采空区已回采10年左右，小条带采空区中含有大量的瓦斯等混合气体，并且压力比较大，当上下煤层中间岩层厚度较小时，中间岩层受采动的影响必会产生裂隙，在上部5#煤蹬空开采过程中，下部空区内的有害气体有可能渗透到5#煤巷道及综放工作面，对5#煤层采空区内的瓦斯浓度产生影响。因此，研究采空区内瓦斯运动规律，对煤矿安全具有重要的意义。本文以虎龙沟项目为依托，对8#煤层采空区中瓦斯浓度进行预测分析，并通过现场实测和理论分析得出8#煤层与5#煤层中间带的裂隙发育情况，根据裂隙发育情况模拟邻近层5#煤层中瓦斯流动对8#煤层采空区中瓦斯浓度的影响，为安全进行“蹬空区”内5#煤层综放长壁开采提供理论依据。1.2 课题研究目的及意义本课题旨在研究蹬空开采时5#煤层采空区中瓦斯运动规律。并分析8#煤层瓦斯流动对5#煤层采空区瓦斯浓度的影响。对上部开采时采空区瓦斯运动规律进行预测分析，确保5#煤层安全开采。1）8#煤层采空区现已采用密闭方式完全封闭，只能通过理论和模拟来研究，通过本课题可以了解5#煤采空区瓦斯运动情况及受邻近8%煤层瓦斯运动影响情况，具有很高的参考价值。2）我国煤层结构复杂，煤层群分布广泛，对煤层群开采时有时需要采用上行开采的方式。然而上行开采也有它的局限性。在上行开采过程中,由于上下煤层中间岩层受到采动影响,发生移动破坏,产生裂隙,弯曲下沉等,导致上部开采区与下部采空区产生了连通，下部采空区中的瓦斯会透过上下煤层中间岩层产生的裂隙渗流到上部开采区中，容易导致上部开采区瓦斯量超标，甚至引起瓦斯事故，影响正常生产，并引发严重的安全隐患。由此可见，对采空区瓦斯运动规律进行深入研究有着十分重要的意义，由于直接现场试验有一定的难度，对瓦斯渗流除了实验室试验外，采用数值分析方法进行分析研究是一种切实可行也是目前常用的方法之一。由上述分析，我们提出了用FLUENT数值模拟方法进行采空区瓦斯运动规律模拟研究。该研究将能有效的模拟瓦斯运动规律及受邻近煤层采空区瓦斯的影响，为实际生产提供可靠的科学依据。因此，本课题的研究，具有广泛的工程理论和实践价值。1.3 瓦斯运移规律研究现状瓦斯运移规律是研究瓦斯涌出规律的基础，该项研究涉及岩石力学、渗流力学、采矿及安全工程学等学科，但其关键在于力学中相关的渗流理论。1947年前苏联学者P.M.克里切夫斯基利用渗透理论描述煤层内瓦斯运移过程4，总结出了考虑瓦斯吸附性质下的瓦斯渗流规律，为瓦斯渗流理论发展奠定了基础。目前，研究煤矿瓦斯防治、抽放瓦斯机理的数学模型主要集中在瓦斯扩散理论、瓦斯渗流理论、瓦斯渗流扩散理论及多物理场中瓦斯耦合理论方面的研究。1.3.1 瓦斯扩散理论的研究现状采空区瓦斯移动弥散开始于相似模拟实验。章梦涛在流场的角度给出Galerkin有限元解法及瓦斯运移定解条件24，早于波兰人J.Roszkowski、W.Dziurzynski对采空区瓦斯浓度分布的程序计算25，模型中所用方程基于单相传质方程，由于数值解稳定性差，存在手工绘制结果图与修正问题；丁广骧于1996年引入使数值解稳定的有限元方法26。1995年，章梦涛介绍了一些特殊情况下流体弥散过程解析解，并给出具体实例说明其用处27。齐庆杰、黄伯轩采场瓦斯超限的基本原因进行了分析，给出了几种采场瓦斯防治方法28。1.3.2 瓦斯渗流理论的研究现状瓦斯渗流理论认为在采空区内瓦斯的流动可以视为在多孔介质内瓦斯的流动。而当今渗流理论又细分为非线性和线性两种渗流理论。1）瓦斯非线性渗流理论采空区中风流流动并非单一层流，在相当大的区域内一般为紊流，即实际采空区风流流动偏离达西定律的情况，许多学者据此提出了非线性渗流理论。1993年，丁广骧，邸志乾21等根据非线性渗流理论，通过二维采空区非线性渗流方程的建立，总结出方程边界条件描述方法，介绍采空区非线性渗流方程有限元解法。1995年王省身、陈全在综放采场自燃发火规律研究一文中给出了三维采空区中渗流数学方程22。2003年，张东明、刘见中通过对采空区瓦斯流态进行分析，建立采空区二维非线性渗流模型并运用有限元法求解23。2）线性瓦斯渗流理论法国工程师达西提出达西定律。该定律是研究采空区瓦斯线性渗流流动的理论基础5。1901年福希梅提出一维紊流的渗流阻力定律6。1915年Bachmat提出多孔介质中渗流的三维运动方程7。S.L.Frejdman通过波兰一些矿井对多孔介质的滤流过程进行研究，提出采空区气态方程以及初始条件和边界条件8；英国帝国理工大学的J.Sulkowski首次将PHOENICS软件用于计算采空区渗流场9，加快了数学方法在研究采空区流场的应用。我国从70年代末开始研究采空区风流状态，借鉴地下水渗流模型研究采场瓦斯流动规律，论述气体流动状态及气体涌出等问题。方法与波兰学者的滤流类似，但与流体动力学方法有本质的不同，此种能够进行应用的场合极其有限。90年代以前多采用并联漏风风路模型研究采空区风流流动规律，该模型对无漏风源汇的U型采空区的分析具有指导意义，但是当漏风源汇较多时该模型不适用。黄伯轩、王保伦于1978年提出平面无涡流源汇模型，该模型将采空区视为无涡流平面，该方法对多源多汇求解比较困难。1983年章梦涛、王景琰视采场工作面为理想的流体流场，将采空区视为渗流场，建立流体在裂隙中流动的偏微分模型，提出多孔介质动力学理论研究采空区气体流动新思路10。黄伯轩提出缝隙型及缝隙管网综合模型，该模型与二维的均质模型有相似性；朱华提出了电模拟法，该模型能够解决定量问题，但是几何边界不易改变且造价过高11。1990年徐瑞龙提出物理相似模型，对采空区渗流场进行定量研究，但是要求实测精度高。中国矿业大学的丁广骧等利用管路漏流流动规律，依据风流通路的力学与流量特性，建立采场风流二维数学模型12。1991年刘剑推导出采场气体流动三维方程并给出有限元解法13。1995年，梁栋通过分析采动空间空隙介质特性以及瓦斯运动特征，提出采动空间瓦斯运移双重介质模型14。蒋曙光、张人伟于1998年应用流体动力学中的线性渗流理论建立采场三维流场模型并运用上浮加权多单元均衡法对气体流动进行了数值解算16。李宗翔利用有限元法对采空区气体渗流方程求解，取得良好的效果17。在此基础上，李宗翔、孙广义等人将采空区视为非均质耦合流场，用Kozery理论对采空区渗透性系数与岩石冒落碎胀系数的关系进行描述19。1.3.3 瓦斯渗流扩散理论的研究瓦斯渗流扩散理论认为瓦斯在采空区内的运动包含渗流和扩散两个过程。该理论被国内外许多学者所赞同。1996年丁光骧、柏发松建立三维采空区内混合气非线性渗流扩散运动基本方程，应用Galerkin有限元方法和上浮加权技术对该方程组进行求解29。丁广骧结合矿井大气及瓦斯流动特殊性介绍了矿井大气及采空区中瓦斯的流动30。在数值求解方面，S.v.Patanka提出当Peclet数较大时，某些数值方法会出现虚假数值振荡现象，Herrich和Zienkiwicz等人提出迎风数值解法消除了这种虚假振荡现象， San和Ye提出一种基于多种单元均衡的加权方法，使得迎风数值方法具体计算时更加方便31。在国内，李宗翔运用有限元数值模拟方法求解非均质采空区瓦斯渗流扩散方程，描绘了采空区中瓦斯涌出过程、瓦斯的分布规律及其在采空区上隅角瓦斯积聚，在寺河矿采空区瓦斯抽放的生产实践中取得良好效果32。李宗翔于2005年基于气体两相混溶渗流扩散方程，建立非均质采空区风流交换模型，用迎风式Galerkin数值方法求解，克服了气体渗流扩散模型计算中因“超饱和”解所带来的失真问题36。1.3.4 多物理场瓦斯耦合理论的研究许多学者认识到地温场、地应力场及地电场对采空区中瓦斯的流动具有显著的影响，进而建立考虑气固耦合作用的瓦斯流动模型及数值方法。利用流体岩石相互作用的机制认识瓦斯运移过程，充分发展考虑采空区内地温场、地应力场以及地电场作用下的瓦斯运移模型及数值解法，使理论模型反映客观现实并进一步完善理论模型及测试技术手段。张瑞林应用能量守恒、多孔介质流力学、采场通风防火理论，建立采空区非稳态的温度场、风流场及热力风压场模型，利用有限元法进行数值分析，编制采空区漏风流动状况及温度场和热力风压场的分布图37。梁冰、章梦涛根据固流耦合作用理论，考虑瓦斯渗流规律对煤体本构结构的影响，提出煤和瓦斯耦合作用数学模型，对采动影响下采空区中瓦斯的流动规律进行数值分析38。杜礼明等运用传热学、流体力学、传质学等学科的相关原理建立采空区三维非稳态风流场、数学模型，首次推导了三维采空区热力风压计算公式，为采空区三维非稳定流场的模拟奠定了理论基础39。由于耦合理论的发展，岩体参数实验室测定方法，显得越来越重要。1975年W.H.Somerton研究了煤样在三轴应力下的渗透性试验，得出了渗透率与应力有关的结论：随着地应力增加，煤层渗透率按指数规律减小。J.Gawuga和V.V.Khodot分别从煤层赋存的地质条件和地物场环境出发，在实验条件中，开创性地考察和研究了含瓦斯煤样的力学性质，及瓦斯渗流和煤岩体变形之间的固气力学效应。S.HarPalani分别于1984和1985年对含瓦斯煤样在受压状态下的渗透率与应力的关系进行了深入的研究。JEskai(1992)对岩体的剪切渗流耦合进行过试验，以及对参数取值进行了研究。Zhang(1994)对Carrara大理石和方解石等岩样做的渗透实验结果表明，随着应变的增大，渗透率增加的更加明显。Mordecai and Morris(1971)51在对Darley Dale沙岩的断裂实验中测得沙岩的渗透率增加了20%，Peach and Spiers(1996)、Stoemont andDaemen(1992)对岩盐的实验也得到类似的结论。综上所述，瓦斯流动理论在研究采空区内瓦斯运移方面发展了扩散理论、渗流理论、渗透扩散理论以及地物场渗流理论等，在简化假设下，形成了较严密的理论体系，并在煤矿安全生产中起到了一定的作用。自1998年国家自然科学基金第一次赞助煤层气研究项目以来，尽管我国从20世纪80年代以后进行了大量煤层气田的勘探工作，而且从60年代就开始了理论研究，并取得了大量的研究成果，但将理论应用于工程实际仍与国外有相当大的差距，其中与我国特有的地质条件有关，同时也对我国煤层气的研究提出了更大的挑战。通过上面的资料分析可知：以前采动损害及关键层理论主要用于煤矿开采沉陷及矿山压力方面的研究，将其引入瓦斯渗流理论分析当中，可以从力学方面着手，考虑力学参数对瓦斯渗流的影响。然而瓦斯裂隙渗流的研究毕竟还不够完善，有许多问题需要进一步深入探讨，如岩体内部空隙结构的实测方法研究、岩体瓦斯力学参数确定方法、岩体渗透空间结构以及岩体渗流与应力本构关系，渗流场与应力场耦合数学模型的计算方法、实际工程应用等。总之，裂隙渗流在基础理论和实际工程应用方面都需要广大学者的共同努力，使之不断发展完善。1.4 虎龙沟矿井及巷道概况1.4.1 虎龙沟矿井概况大同煤矿集团挖金湾有限责任公司虎龙沟煤矿位于朔州市鹅毛口镇西约1.2km处，距离大同市27km，隶属于朔州市怀仁县鹅毛口镇。地理坐标为：东经1125803-1130130，北纬395341-395511。井田内石炭系上统太原组为主要含煤地层，平均厚123.71m，煤层总厚43.31m，含煤系数35%。区内构造属简单类型。井田可采煤层共三层即太原组5、8、9号煤层；5煤层为较稳定煤层，8煤层为稳定煤层，9煤层为不稳定煤层。1.4.2 虎龙沟地质概况5煤层东轨道大巷对应地表：大沙沟东部，改善的厚度为274479m的北部、南部、西部邻近原虎龙沟8煤层蹬空区，东部尚未开拓。由于火成岩的侵入，对煤层的破坏比较严重，上部已变成为硅化不可开采层，下部未变质，煤层厚度一般为10.4011.17m，平均厚度10.15m，煤层结构复杂，在煤层中有火成岩顺层侵入现象，造成大面积火成岩床，在岩床的上下，形成厚度不均的变质带。表1.1 煤层特征情况表Table 1.1 coal seam characteristics table项目单位指标煤层厚度（最小最大/平均）m10.40-11.1710.15煤层倾角（最小最大/平均）24/3煤层厚度f煤层层理发育程度中等煤层节理发育程度中等自然发火期月12绝对瓦斯涌出量m3/min1.12煤层爆炸指数%37.55本地区地层走向近似东西向，倾向北，倾角在24之间。预计采区内地层为宽缓背斜构造，背斜轴位于盘区巷西部，走向为北东向。区内有火成岩，呈岩床性，顺煤层侵入，岩性为煌斑岩，对煤层造成一定的破坏。5#煤层色泽以沥青油脂光泽为主，弱玻璃光泽次之，为具有贝壳阶梯状断口、条带结构的半暗半亮型煤。5#煤层的原煤为中灰-富灰煤，含硫量为低中，发热量均在30MJ/kg左右。精煤回收率在7.676.28%之间，属于低中等，精煤灰分大多在10%以下，会发分为37%41%，胶质层厚度1920%之间，主要用作动力煤和民用煤。煤层瓦斯绝对涌出量为1.12m3/min，相对涌出量为0.45m3/t；二氧化碳绝对涌出量为20.9m3/min,相对涌出量为8.31m3/t，属于低瓦斯煤层。1.4 主要研究内容及方法以上行开采上下部中间层裂隙瓦斯渗流为研究对象，采用FLUENT软件，模拟瓦斯在煤层中的运移，揭示其对上部采空区瓦斯运动规律的影响，分析瓦斯渗流受中间层裂隙率影响的作用机理。具体研究内容包括：1) 现场探测，通过5#煤巷道底板钻探过程中漏水量及取芯率变化确定中间层裂隙发育随厚度变化规律（即中间层中裂隙数量、宽度等特征，在厚度方向的变化趋势）。结合现场探测结果，通过理论分析，总结出中间层裂隙发育情况。2）以总结出的中间层裂隙发育情况为依据，建立FLUENT数值软件模型（通过竖向及横向节理的数量及宽度等参数设置，来模拟中间层的裂隙发育情况），模拟分析5#煤工作面推进过程中中间层瓦斯运移变化规律，并分析5#煤层通风情况、8#煤采空区采宽留宽及中间层裂隙分布特征等因素的影响。3）根据虎龙沟矿8#采空区范围内，采宽留宽变化、层间距及层间岩层性质与组合变化等情况，给出大面积小条带开采空区范围内，5#煤蹬空开采过程中的瓦斯运移变化规律（等值线图与云图），为5#煤综放工作面的通风与安全设计提供依据。2 采空区底板破碎形态数值模拟及其裂隙演化规律煤层开采后，受采动影响，采场底板岩层原有的平衡结构遭到破坏，在垂直方向上可形成破碎带、不完全破碎带及未受影响带，采场底板岩体的透气性大幅度提高，提高了邻近煤层瓦斯渗透的可能性。根据煤层采空区中瓦斯运移特征进行分析，邻近煤层瓦斯渗透的关键区域包括采空区底板岩体破碎深度及未受采动影响岩体厚度。通过对采空区底板破碎规律进行研究，再根据瓦斯在岩体裂隙中的渗透规律，得出邻近煤层瓦斯渗透规律，为工程实践中的瓦斯治理提供科学依据。邻近煤层瓦斯涌入采空区的多少主要受邻近煤层间岩层破碎程度的影响，即岩层渗透率的大小。因此，掌握岩层渗透率的变化规律非常重要。2.1岩石渗透率常用求解方法地下岩体工程中，渗透率是进行气-固耦合分析的一个重要参数。在煤岩体瓦斯运移规律研究中，煤岩体渗透率作为一个重要影响因素也必须对其演化规律进行研究。目前，一般是通过实验室中的模拟实验来分析煤岩体应力变化与渗透率变化之间的关系。岩石试样的渗透率有两种测量方法：瞬态压力脉冲法和稳定渗流法。对于渗透率较小（k）时，稳定渗流法比较适宜。2.1.1稳定渗流法试验文献60采用稳定渗流法求得岩石渗透率，静水压力加载过程结束后，在轴向应力加卸载全过程中，采用计量泵在试样的下端注水，另一端保持大气压，其中及量泵保持恒定流量Q，试样的下端预设压力传感器，实时记录水头压力p变化，根据达西定律，试样的渗透率k计算式为： （2.1）式中Q为流量（m3/s）；为流体动力粘滞系数，常温下雨水其值为1.00510-3Pas；L为试样长度（m），p为龙头水压（Pa）；A为试样横截面积（m2）。图2.1 渗透率和平均应力关系曲线在砂岩三轴压缩试验中，孔隙压缩对渗透率影响较大。因此借助平均应力，把渗透率和孔隙变化联系起来，定量地研究三轴压缩过程中渗透率的演化规律。图2.1 为将轴向应力循环加卸载去掉后的渗透率和平均应力关系曲线，采用指数型的经验公式进行拟合得出公式： （2.2） 式中： k0 为初始的渗透率(m2 )；为平均应力(MPa)；为应力敏感性的参数(MPa-1)。拟合结果为k0 = 3.71016m2，=0.27 MPa1。文献61在实验中可采用稳定流动测试技术，将成型煤样放入三轴仪中，然后同步加围压和轴压至规定值，保持围压和轴压不变，而后将气体缓慢注入试样中，并组建达到所要求的气体压力值，待气体压力稳定后，测量试样的渗透率。由此得出在一定轴压、围压和气压下煤样渗透率的对数值与温度变化关系图2.2。图2.2 温度变化对煤样渗透率的影响由图中看出，随温度的升高，煤样瓦斯渗透率的对数与温度的关系成线性关系，即符合下式： （2.3） 式中：K 渗透率； t 温度； A、B常数。文献62试验渗透系数计算根据达西公式，用流体通过岩石样品的流量Q和岩体样品两端的渗透水压P等参数测量渗透系数。考虑到试验仪器水压表的安放位置，试样实际所受水头差计算公式为： （2.4）式中：K为渗透系数；v为渗透速度；J为压力梯度，无纲量；Q为流体通过岩石样品的流量；A为样品截面积；P为岩石样品两端的压力降；r为测试液体的重度，取值为10kN/m3；L为岩石样品的长度，cm；P1为渗透压。矿山压力对煤岩层的透气率变化有着关键性的作用，不论原始渗透系数怎样低的煤岩层，在卸压开采以后，煤岩层内瓦斯渗流速度大增，其渗透率也将增大数千倍或数万倍。2.1.2 瞬态压力脉冲法试验瞬态压力脉冲法首先是由文献631968年提出并应用于测量westerly花岗岩渗透系数。在实验中, 圆柱形试件的两端分别连接一个封闭的水箱。当两个水箱和试件内部的压力达到平衡后, 突然提高其中一个水箱(上游)内的压力,此时,在试件内部就会形成一维渗流。随后,上游水箱内的压力将逐渐降低,而下游水箱内的压力将逐步增加, 直至达到新的压力平衡状态。下游水箱上游水箱试件图 瞬态压力脉冲法概念图这一过程数学表达式整理成： （2.5） 式中：为实践中的孔隙压力；为距下游端面的距离；为时间；为试件长度；为水的粘滞系数；为比贮留率；为试件孔隙度；为流体压缩系数；为试件有效压缩系数；矿物基质的压缩系数。由于水的压缩系数远小于试件的有效压缩系数和矿物基质的压缩系数，对于孔隙度很低的岩石，式（2.5）中的比贮留系数可近似为0。在试件空隙量远小于上、下游水箱容积和试件的体积的条件下，由式（2.5）可以得到 （2.6）式中：和分别为上、下游水箱差压实测值和初始差压。渗透系数的求法是在半对数坐标上作出差压-时间曲线，其斜率即为的值。然后将代入式（2.6）求得渗透系数。2.2 有效应力对煤岩层渗透率变化的影响分析作用于饱和土体内某截面上总的正应力由两部分组成：一部分为孔隙水压力u，它沿着各个方向均匀作用于土颗粒上，其中由孔隙水自重引起的称为静水压力，由附加应力引起的称为超静孔隙水压力（通常简称为孔隙水压力）；另一部分为有效应力，它作用于土的骨架（土颗粒）上，其中由土粒自重引起的即为土的自重应力，由附加应力引起的称为附加有效应力。有效应力的原理可以表述为：1）饱和土体内任意平面上受到的总盈利等于有效应力加孔隙水压力之和；2）土的强度变化和变形只取决于土中有效应力的变化。根据本文研究内容，在5#煤层采煤工作面正常推进过程中，煤层底板岩层具有采前应力(位移)升高(减小)，采后应力(位移)降低(增大)及恢复3个阶段，随工作面推进而重复出现。如图2.7所示52。-原始应力区；-应力集中区（压缩区）；-卸压区（膨胀区）；-应力恢复区区域CD、EF：应力集中区（压缩区）；区域DE：卸压区图2.7 煤层底板岩层应力带划分上述的底板应力重新分布，可使底板岩层的渗透性增高或者降低，其表现为在卸压区内渗透性增高，应力集中带内透气性降低。因而随着采煤工面推进，底板岩层渗透率将周期性发生变化。8#煤层开采方式为条带式开采，且于数年前开采完成，采空区顶板及煤柱受力已基本趋于稳定，顶板岩层应力分为应力集中区（煤柱）、卸压区（采空区顶板），如图2.1中F区域。煤矿井下采矿工作会使底板所受应力重新分布，使底板岩层的渗透性增高或者降低，其表现为在卸压区内渗透性增高，应力集中带内透气性降低。因而采煤工作会使底板岩层渗透率发生变化，具体表现为下部采空区的瓦斯涌出量忽小忽大。目前一般是通过实验室的模拟实验来了解这一变化过程。图2.8渗透率K随有效应力变化的曲线根据所作实验的曲线形状（图2.8），进行回归分析后可得如下方程：(1)在加载过程中，渗透率与有效应力之间的关系符号负指数方程 （2-7）(2)在卸载过程中，渗透率K与有效应力之间的关系符合幂函数方程： （2-8）式中：加载前初始渗透率；岩层空隙压缩系数；卸载前初始渗透率。式中，,，为实验回归系数，是在有效应力作用下的煤体渗透率。其中的单位是,的单位为。根据上面公式，只要知道有效应力，便可根据实验回归公式求出底板岩层渗透率。因此，本文采用离散元法，运用UDEC数值模拟软件对采空区底板岩层破碎形态进行数值模拟计算，得出应力图，推导出底板岩层渗透率发展变化规律。2.3 离散单元法和UDEC数值模拟软件2.3.1 离散元法的基本原理离散单元法是近年来解决非连续介质问题的一种颇具特色、富有发展前景的数值方法。它已在采矿工程、岩土工程等领域中得到成功的应用，并愈来愈因其工程界和学术界的重视。离散单元法最初是从研究具有裂隙节理的岩体开始的，它把岩体视为被节理切割而成的若干个块体的组合体，基于岩体的变形主要依赖于软弱结构面的客观事实，提出了岩体刚醒的假定，以刚性元及其周界的几何、运动和本构方程为基础，采用动态松弛迭代格式，建立了求解节理岩块非连续介质大变形的差分方程。离散元的理论依据是牛顿第二定律，正如有限元的理论依据是能量原理，边界元的理论依据是Betti功互等定理一样，是经典的固体力学原理，其基础是牢靠的，从块体单元的几何形状上，离散元分为任意多边形、圆形和椭圆形离散元；从块体单元的变形特征上，又有刚性块离散元和可变形块离散元。本文主要运用刚性块离散元法对采空区底板岩体破碎演化规律进行研究。2.3.2 离散元的基本假定和基本方程1）刚性离散元的基本假定 （a） （b） 图2.9 块体接触 刚性离散元的基本假定是：块体单元为理想刚体，各块体的运动只是空间位置的平移和绕形心的转动，其自身的形状大小保持不变；块体之间接触视为角-边接触或边-边接触（图2.9）；块体之间的接触作用力由节理面的刚度、接触点的相对位移及有段的阻尼力确定；考虑到块体运动时，动能将转化为热能而耗散掉，引入粘性阻尼来吸收动能，以使系统能收敛于稳定状态，得到准静态解，而不至于出现不定的振荡；块体之间的解除条件满足无张拉和摩尔-库伦准则。2 离散单元法的基本方程（1）几何关系由于刚性块体没有形变，只有刚体位移，所以每一刚块只需用3个自由度（形心点的水平、竖直位移分量和块体绕其行心的转动量）描述，便可得带块体上任意一点的位移。（2）物理条件（a）法向力假定块体之间的法向力，与他们之间沿法向的叠合成正比（如图2.10），则： （2.9） 式中：法向力；法向刚度系数；叠合尺度。所谓的叠合是指数值计算的一个假定，它与刚度系数的乘积作为法向力的度量。如果块体单元边界相互重叠，则有两个点与界面接触。此时可通过刚度系数的作用，用界面两端的力代替边界合力。图2.10 法向接触力与位移关系图Fig 2 The relationship of normal contact force and displancement(b) 剪切力由于岩块所受剪切力与块体运动和加载历史或者途径相关，所以对剪切力要使用增量表示，假设两块体间相对位移为，则： （2.10） 式中：剪切力的增量，相对位移，节理的剪切刚度系数。（3）运动方程设块体A周围与n个块体接触，则块体A受到n个力的作用，将力在X、Y方向上进行分解。则合力与合力力矩为： （2.11） 式中：、为X、Y方向上的合力；M为合力矩。2.3.3 UDEC软件介绍通用离散元程序（UDEC,Universal Distinct Element Code）是一种处理二维不连续介质的离散元程序。用于模拟不连续介质（岩体节理裂隙等）承受静载或动载作用下的响应。非连续面设置为块体之间的边界面，允许块体发生较大移动。块体包括刚体或者变形体两种。块体被分成有限单元网格，且给予对应的应力准则，分为线性和非线性两种特性。在UDEC软件模拟中，开发了针对完整块体和交界面的几种材料特性模型，用以模拟不连续界面显现的岩体特性。UDEC数值模拟软件可基于“拉格朗日”算法对块体变形和大位移进行科学的模拟。与连续介质有限元程序相比，离散元程序有其自身的优点：（1）允许岩块体发生一定范围的位移与转动；（2）模拟过程中，可自动识别新的接触面。UDEC最初是为研究节理岩石的边坡稳定性分析开发的，采用显式时间步求解块体不连续公式和运动方程。UDEC常用于采矿工程，可进行深部地下洞室的静态和动态分析，包括洞室围岩断裂、围岩滑移等实例。应用UDEC程序，可以从现象学角度研究节理岩体地下工程开挖相应，使工程师能识别地下采煤工程可能产生的变形或破坏机理。2.4 采空区底板裂隙演化规律为了研究采空区底板岩体受采动影响的裂隙演化过程，关键在于要分析采煤工作面不同推进距离下的地板岩层变形破碎运动规律。本文以虎龙沟煤矿5#煤回采工作面作为例，研究了其不同推进距离时的底板岩体破碎演化规律。2.4.1 UDEC力学数值模型及岩体参数根据调研，虎龙沟5#煤层及邻近煤层8#煤层具有以下性质：1、5#煤层顶底板性质5#煤层受火成岩破坏，原生顶板发生了很大变化，由原来的沉积岩层变为现在的火成岩与天然焦煤共同构成的顶板，顶板稳定性和规律性差。（1）伪顶：5#煤层伪顶岩性为天然焦、煌斑岩、泥岩、薄层状、厚0.3-0.5 m。（2）直接顶：5#煤层直接顶岩性为砂质泥岩、泥岩、煌斑岩、粉砂岩、天然焦，厚1.18-26.10m。煌斑岩以岩墙、岩床型式侵入到5#煤层顶板，破坏了煤层顶板的完整性，顶板稳定性差。（3）底板：5#煤层底板岩性为砂质泥岩、炭质泥岩、碎屑高岭岩、高岭质泥岩、泥岩、细粒砂岩，厚0.55-9.8m。2、8#煤层顶底板性质8#煤层相对于5#煤层而言，受火成岩破坏较轻，顶板以原生沉积岩为主。顶板主要为直接顶分布区，其次为老顶分布区，再次为煌斑岩破坏区。（1）直接顶：岩性主要为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，其次为高岭质泥岩，厚1.32-11.47m，微细软弱结构面较为发育。（2）老顶：岩性主要为粗粒砂岩、细粒砂岩、中粒砂岩，厚4.24-23.07m。一般厚4-10m。（3）底板：岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩、细粒砂岩、粉砂岩、高岭岩、炭质高岭岩，厚0.46-8.80m。3、模拟过程中所采用的煤层岩层参数如表2.1和表2.2.表2.1 模拟岩层块体岩性参数岩性参数岩层名称密度(Kg/m3)体积模量G(MPa)剪切模量K（MPa）抗拉强度（MPa）内聚力C（MPa）内摩擦角()粉砂岩2436450016002.37.530中砂岩2436450016001.34.11.65煤1270560041701.21.241.8砾21.225风积沙18006.71.41.21.225粘土18006.71.40.60.510充填材料1300150800.030.042.4表2.2 模拟岩层块体节理参数节理参数岩层名称法向刚度jkn/GPa切向刚度jks/GPa粘聚力jco/MPa内摩擦角jfr/粉砂岩8.64.73.511中砂岩8.64.73.511煤0.90.80.67砾石0.5640.3200风积沙0.5640.3200粘土0.5640.3200充填材料0.30.200根据虎龙沟煤矿现场地质情况，根据现场实例建立UDEC模型，模型高=300m、宽=300m，下部邻近煤层采厚5 m，开采方式为采13 m留5 m煤柱的小条带式开采；上下煤层间距为26 m；上部煤层采厚3 m，采用长壁开采。模型左下角点为坐标原点，向右为x方向，向上为y方向。首先，对下部煤层进行条带开采，然后对上层煤层采煤工作面从切眼推进20 m和200 m两种情况进行模拟，得出开采后上下煤层间岩层应力分布规律。工程实践中，综放面推进20 m时，顶板未发生垮落现象，此阶段为模拟初采阶段；采煤面推进至200 m时，综放面支架后方10 m内未垮落，10 m外发生垮落现象，在模拟中垮落带以弱化材料充填，将综放面后方10 m范围以外由底板向上10 m范围划分为一个单元，并降低该单元岩性，使其岩性低于相邻区域岩层岩性。其二维模型图如图2.5。1 粉砂岩；2中砂岩；38#煤层；45#煤层；5砾石；6风积岩；7粘土图2.5 UDEC力学分析几何模型图2.4.2 模拟结果与分析利用UDEC数值模拟软件对该模型进行迭代运算，得出其应力云图如图4.2.2。 （a）推进20 m （b）推进200 m （1-上层采空区；2-煤柱区；3-条带区）图4.2.2 上下煤层间岩层应力云图由图4.2.2可见，上下煤层间的岩层应力原始值为4.0 MPa，下部煤层条带开采及上部煤层长壁开采后，采空区内，下部煤层顶板大约6.0 m范围应力降低为2.0 MPa，初采阶段上部煤层底板5.0 m范围应力降低为2.0 MPa，3.0 m范围应力甚至出现正值（拉应力）；正常开采阶段，上部煤层底板5.0 m范围(局部地段的底板15 m范围)应力降低为2.0 MPa。将上述应力值代入公式(4.5)，求得应力值为2MPa区域内（5煤底板5m及8煤顶板9m范围）岩层渗透率0.00186；应力为4MPa区域内（中间26m岩层范围内）的底板岩层渗透率为0.00047。2.5 本章小结通过上述对采空区底板破碎形态的数值模拟分析，可得出以下结论：（1）随着采煤工作面的不断推进，煤岩层原始应力均衡状态被破坏，底板受采动影响而破碎，且底板垂直向下5m范围内的破碎现象尤为严重，产生大量的裂隙，邻近煤层瓦斯渗透的可能性增大。（2）模拟结果表明，5#煤层和8#煤层之间岩层由底板向下5m-40m范围应力基本不受5#煤层采动的影响，因此，该区域岩层破碎较小，岩层渗透率相对较小，是影响邻近煤层瓦斯渗透的关键层。（3）5#煤层直接顶弱化以后，随着工作面的推进而不断冒落，煤岩层应力状态重新分布，且冒落岩石由于重新承载上部岩层而逐渐被压实，且距离工作面越远的冒落矸石压实现象越严重；在距离工作面较近的采空区区域，刚刚垮落的冒落矸石还未承载上部岩层，故压实现象不明显，渗透率较大。根据冒落矸石压实程度的不同，基本上可将采空区划分为自然堆积区、载荷影响区和压实稳定区三带。3 采空区瓦斯运移理论研究3.1 采空区瓦斯来源分析煤层开采前，原始煤层、岩层、瓦斯流体组成的系统处于均衡状态。开采后，随着工作面的不断推进，工作面后方的煤层顶板不断垮落，形成采空区，瓦斯原有的流动状态和赋存状态被改变，瓦斯不断涌入采空区和巷道，甚至大量的涌出。当存在已开采邻近煤层且距离较近时，受采动影响，煤层间的岩层受到破坏，引起邻近煤层瓦斯向采空区涌入的现象。因此，邻近煤层瓦斯渗透的影响必须得到重视。3.1.1采空区中瓦斯的主要来源采空区瓦斯来源根据来源的不同可划分为两类：邻近层涌入的瓦斯和本煤层开采涌出的瓦斯。随工作面回采的不断推进, 顶板垮落, 冒落矸石不断被压实,瓦斯就在冒落矸石的间隙中按照其自身规律赋存。瓦斯来源又可细分为： 1、煤壁：煤壁表面压力消失，赋存在煤壁上的部分瓦斯会不断稀释出来，并涌入到采空区中，进而增加了采空区中瓦斯浓度；2、遗失煤炭：工作面推进过程中由于采煤不完全导致采空区中不可避免的遗留一定的煤炭，这些遗煤会也会释放出一定量的瓦斯；3、冒落矸石：工作面后方煤层顶板冒落，原有瓦斯赋存状态发生变化，大量瓦斯涌入到采空区中；4、邻近煤层瓦斯涌出：当邻近煤层距离较近时，邻近煤层中瓦斯的渗透也是影响采空区中瓦斯量的因素之一。3.1.2 采空区中邻近层瓦斯涌入机制煤层开采后将引起底板岩层的破碎, 从而在底板岩层中形成采动裂隙, 导致邻近层瓦斯向开采层采空区的大量的涌入。从邻近层渗透到采空区中的高浓度瓦斯在浓度扩散、压力扩散和风流扰动作用下, 在采空区内重新分布, 直至达到新的压力和浓度的平衡。多层可采煤层在分层开采过程中，下邻近煤层由于本煤层的开采而导致其覆盖压力的解除, 煤岩体产生膨胀变形, 煤层透气