突出過程中煤層及巷道多物理場參數動態響應

周 斌，許 江，彭守建，閆發志，楊 威，程 亮，楊文健

(1.重慶大學 煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室，重慶 400044; 2.中國礦業大學 煤礦瓦斯與火災防治教育部重點實驗室，江蘇 徐州 221116)

世界煤炭產量在經歷了連續3 a的下降后，于2017年再次上升了3.3%，這很大程度上取決于我國的煤炭產量增幅[1]。作為世界上最大的煤炭開采國家，我國煤層的開采深度每年增加10～50 m[2]。隨之而來的高地應力、高瓦斯壓力、高地溫等環境均使得煤礦動力災害愈演愈烈[3-5]。

煤與瓦斯突出(以下簡稱突出)作為煤炭安全高效開采的主要威脅之一，長期以來一直備受關注。1950年，我國吉林省遼源礦務局富國礦西二坑發生第一次突出事故后，錢鳴高指出研究突出災害最有效的手段是物理模型法[6]。在之后的幾十年里，以蔣承林[7-8]、孟祥越[9]、鄧全峰[10]、蔡成功[11-12]、郭立穩[13]和許江[14-15]等為代表的學者先后開展了一維、二維、三維，由單一因素到多場耦合作用下的煤與瓦斯突出物理模擬試驗，一定程度上還原了井下的突出過程，使得突出機理更加明朗。此外，金洪偉[16]利用有機玻璃密封容器開展了簡易的突出模擬試驗，試驗重點分析了含瓦斯煤塊在突出暴露時的破壞規律，在此基礎上建立了相應的突出數學模型。唐巨鵬等[17]利用自主研發的煤與瓦斯突出儀，開展了軸壓、圍壓、孔隙壓三維應力條件下的突出模擬試驗，試驗結論對于突出機制的認識具有重要的意義。高魁等[18-19]基于相似模擬試驗思想和地質力學模型試驗研制了綜合考慮地應力、瓦斯和煤體結構的石門揭煤作用下突出試驗裝置，利用該裝置研究了石門揭構造煤過程中煤巖應力的變化規律。張慶賀等[20-21]運用氣固耦合方程和能量方程從力學角度和能量角度分別推導出了突出物理模擬實驗的相似準數，并分析了兩種方法的優勢和不足。王漢鵬等[22-23]利用自主研發的基于CSIRO模型的突出模擬系統，開展了瞬間揭露試驗，分析了不同吸附性氣體對突出強度的影響。

誠然，關于突出發生機制的研究，國內外學者已開展了大量的工作，但就突出過程中的煤層物理場參數的動態演化規律及煤-瓦斯兩相流的動力學演化特征研究相對較少。為此，筆者利用自主研發的多場耦合煤礦動力災害大型物理模擬試驗系統，針對中國重慶南川區水江煤業(集團)有限責任公司水江煤礦K1煤層回采工作面的實際情況，開展了預定瓦斯壓力2.0 MPa下的突出試驗，所得試驗結果對突出機理和致災機理的認識具有一定的借鑒意義。

1 試驗系統及方法

1.1 試驗設備

試驗選用自主研發的多場耦合煤礦動力災害大型物理模擬試驗系統完成(圖1)。該系統主要由動力系統和巷道網絡系統組成。其中，動力系統主要用于真實再現深部煤層的受力狀態和瓦斯賦存狀態，其由多場耦合控制加載系統、試件箱體和注氣子系統組成。巷道網絡系統由多級泄壓裝置、直通巷道及可視化組件等組成。

1.2 煤樣基本情況

試驗煤樣取自重慶南川區水江煤業(集團)有限責任公司水江煤礦K1煤層。圖2為該礦地質賦存情況，礦區西側存在兩斷層F8及F9，斷層間距僅為160 m，斷距60～280 m。礦區F8斷層離K1煤層較遠，K1煤層處于F9斷層上盤。目前所采煤層埋深1 082 m，近年來瓦斯等級鑒定結果顯示該礦屬于突出礦井。所取煤樣的基礎參數見表1。

1.3 試驗方法

試驗流程如圖3所示。將煤樣分層裝入試件箱中，并在箱體預定位置埋設相應的氣壓及溫度傳感器，隨后，試件在10.0 MPa的壓力下成型并穩壓1 h，待箱體裝滿后，密封試件箱并以多級泄壓裝置為鏈接環節，組裝巷道網絡系統及動力系統。在檢查氣密性完好后，抽真空4 h，再往箱體里面注入突出氣體，直至吸附平衡達到預定瓦斯壓力(2.0 MPa)。當瓦斯壓力達到預定值后，加載地應力(表2)。隨后調節多級泄壓裝置并啟動突出。

圖1 多場耦合煤礦災害物理模擬試驗系統Fig.1 Multi-field coupling testing system for dynamic disaster in coal mine

表1 煤樣基礎參數
Table 1 Basic parameters of coal sample

煤層工業分析/%水分灰分揮發分固定碳硫分/%真密度/(t·m-3)吸附常數ab堅固性系數瓦斯放散初速度/(mL·s-1)瓦斯含量/(m3·t-1)K10.3023.9412.9062.864.581.4512.401.660.596.004.75

圖2 水江煤礦地質概況Fig.2 Geological survey of Shuijiang Coal Mine

圖3 試驗流程Fig.3 Flow chart of experiment

需要說明的是，經計算，原型與模型的幾何比(CL)為11.5，容重比(Cγ)為1.04，由此得到的地應力比尺(Cσ=CLCγ)為12.0[24]。根據垂直地應力[25]的經驗計算公式

σv=γH

其中，σv為煤層所受垂直地應力，MPa;γ為上覆巖層平均容重，取22.18 kN/m3;H為煤層埋深，取1 082 m。結合地應力比尺，可得垂直應力為2.0 MPa。

根據謝和平等[26]的研究成果，應力過渡區和集中區的集中系數分別為1.5和2.0。最大水平主應力與最小水平主應力之比在大多數情況下為0.4～0.8[27]，本文選擇0.6。綜上，得到如表2所示地應力加載方案。

表2 地應力加載方案
Table 2 Geo-stress loading scheme MPa

瓦斯壓力垂直應力σ11σ12σ13σ14水平應力1σ2水平應力2σ31σ32σ33σ342.02.03.04.01.02.01.21.82.40.6

為了獲得突出過程中煤層及巷道內的多物理場參數的動態演化規律，在煤樣及巷道的不同斷面布置了相應的傳感器，如圖4所示。其中，煤層內共布置了36個瓦斯壓力傳感器和16個溫度傳感器，分別位于4個不同的斷面內，每個斷面均布置9個氣壓傳感器和4個溫度傳感器。如，第1斷面氣壓傳感器編號:P1～P9，溫度傳感器編號:T1～T4。在第2斷面中，與1斷面相對應的位置，氣壓傳感器編號依次為:P10～P18，溫度傳感器編號:P5～P8。第3，第4斷面類似。斷面由1至4依次位于卸壓區(σ14和σ13)、應力集中區(σ13和σ33)、過渡區(σ12和σ32)和原巖應力區(σ11和σ31)。

圖4 傳感器布置示意Fig.4 Schematic diagram of sensor layout

巷道內布置了12個沖擊力傳感器及6個溫度傳感器。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個半球型攝像機，用以捕捉突出過程中兩相流的運動形態。

2 試驗結果及分析

2.1 突出煤-瓦斯兩相流形態

突出過程中出現的大量煤粉流一方面會淹沒井下工作人員，同時由于其具有較高的運動速度也會直接對人員及設備造成傷害[28-29]。為了更加精確的量化固相煤粉的運動速度，根據巷道拍攝的煤粉運動情況，對煤粉的運動速度進行了一種新的描述。

對于任意RGB彩色圖像而言，其每個像素點均由紅、綠、藍3種顏色組成。如圖5所示，每種顏色被賦予數值0～255，將其加權轉換后，則可得到相應的灰度值。黑色對應的灰度值為0，而白色則對應的灰度值為255。根據所拍攝圖片的總灰度值來反應固相煤粉在巷道中的運動情況。

圖5 灰度圖像轉換示意Fig.5 Conversion diagram of gray scale image

其具體過程如下:

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

式中，Ggray為某一像素的灰度值;R，G，B分別為像素對應的紅/綠/藍色彩值。

式中，Ggrayt為圖片總灰度值;n為圖片總像素個數。

n=LpxWpx

式中，Lpx為圖片像素長;Wpx為圖片像素寬。

以灰度值的變化間接反映煤粉相的運動特征，該方法立足的依據有:

(1)煤粉為黑色，其對應的灰度值最低(為0)；

(2)同一攝像機記錄的圖像灰度值越低，意味著該視野范圍內的煤粉越多；

(3)當煤粉充斥整個巷道時，同一攝像機記錄的圖像灰度值將達到最低點；

(4)當煤粉開始沉降，停止搬運作用時，攝像機視野范圍將變亮，灰度值將增大；

(5)同一攝像機記錄的圖像灰度值變化越快，意味巷道內的煤粉充填/沉降越快。

圖6(a)～(f)分別為突出過程中距突出口2 444，4 444，6 444，8 444，10 444，12 444 mm處所拍攝的煤粉運動情況。由圖6(a)可知，突出啟動后，在前0.1 s突出煤粉移動速度陡增，表現為圖像總灰度值驟降。隨后，在0.32～0.88 s，總灰度值穩定在較低水平，0.88 s以后總灰度值出現上升，說明此時的煤粉固相空隙度已經減弱，視野變亮。總灰度值上升至F4后(2.96 s)，再次下降，說明氣固兩相流中的固相容積又一次增大，同時也表明來流中的煤粉明顯增多，及突出過程中煤粉的運動存在振發特性。對比圖6(b)，在距工作面4 444 mm處，同樣也存在類似的現象。

觀察圖6(c)～(f)可知，由F1至F2，總灰度值降低，而在隨后的F2至F3階段，總灰度值會出現一次更加明顯的驟降。由此可知，固相煤粉在運動過程中，存在明顯的二次加速過程。JIN[30]和SUN[31]等也對突出過程中的煤粉運動情況進行了討論，但其運動過程中的速度起伏似乎并未引起學者的重視。事實上，煤粉的二次加速，意味著該處能量的集中，氣相曳力增加。另外，在距巷道較遠處的畫面也同樣呈現出固相空隙度先增后減，再增再減的情況。因此，突出過程呈現出的振發特性能夠很好地在總灰度值的時程曲線上反映出來。

2.2 煤層瓦斯壓力演化規律

煤作為一種裂隙、孔隙雙重介質，吸附大量瓦斯氣體，由于壓差釋放的瓦斯膨脹能是突出的主要能量來源，其不僅起到搬運煤粉的作用，同時還會在氣力輸送過程中再次破壞煤粉顆粒[32-35]。胡千庭等[36]在突出后觀察到大量手捻無感的較細煤粉顆粒，事實上，僅在地應力的作用下是無法將煤粉破碎到這一地步的。另外，就現有的突出防治手段而言，無論是開采保護層、水力沖孔、水力壓裂、超前鉆孔預抽瓦斯等，都是在一定程度上達到了泄放瓦斯的作用。因此，分析研究突出過程中煤層內的瓦斯壓力的動態演化規律，對于認識防突，治突的效果和機理都起到關鍵性的作用。

其中圖7(a)，(c)，(e)和(g)詮釋了突出過程中垂直應力方向上的瓦斯壓力演化過程，圖7(b),(d),(f)和(h)則為水平應力方向上的瓦斯壓力演化。

由圖7(a)可知，突出啟動后，卸壓帶的瓦斯壓力變化呈現明顯的階段性起伏。瓦斯壓力首先迅速下降(S1階段)至1.2 MPa以下，在較短的時間內回升至1.2 MPa(S2階段)。隨后，瓦斯壓力再次下降(S3階段)，但下降速度遠不及前一階段，在經歷又一次下降后，同樣下降速度會出現回升(S4階段)，如此反復，直至瓦斯壓力降低至0 MPa(S5階段)。許江等[15]曾在實驗中觀察到了突出的脈沖特性，并將這一現象歸結為突出的振發特性。對比圖7(b)可知，在水平應力方向上，瓦斯壓力下降同樣呈現階段性起伏。所不同的是，在后兩個階段(S5和S6)瓦斯壓力的下降速度更為平緩。對比應力加載方案可知，試驗過程中的垂直應力設定大于水平應力，由此可知，相同時間內，隨著地應力值的增大，突出過程中瓦斯壓力的下降速度和下降量均隨之增大。

對于應力集中區而言，由圖7(c)可知，當突出激發的一瞬間，瓦斯壓力迅速下降至0.2 MPa。在第9秒時，P10和P18出現回升，隨后緩慢下降至0 MPa。突出過程中，卸壓區的煤體被拋出，形成突出孔洞。就空間位置而言，所形成的突出孔的體心位于巷道軸線上方，孔洞已延伸至煤層頂部，孔洞形狀類似于“口袋”型。由于瓦斯壓力梯度的存在，煤體內的吸附氣體不斷解吸。與此同時，由于孔洞臨空面由三向力狀態變為兩向受力狀態，煤壁持續破壞，進而導致孔裂隙更加發育，瓦斯近一步解吸，同時瓦斯壓力繼續降低。當煤體的支撐壓力能夠達到地應力水平時，由于應力的作用，孔裂隙被壓密，使得瓦斯壓力小幅上升。當地應力近一步增加時，煤體再次破壞，最終導致瓦斯壓力再次降低。圖7(d)也存在類似的現象。

圖6 突出煤運動圖像總灰度值變化過程Fig.6 Evolution of total gray value of image of outburst coal

圖7 煤層瓦斯壓力演化過程Fig.7 Evolution process of coalbed gas pressure

根據理想氣體狀態方程可知，當瓦斯氣體從煤層中瞬間釋放時，經過突出孔洞，其流動速度會迅速增加，直至達到當地聲速，隨及產生“壅塞”現象，表現為流速和瓦斯壓力不再變化。由上述分析可知，煤體在地應力的作用下持續破壞導致氣體的持續解吸，這時會使得突出孔洞內積聚更多的瓦斯氣體。根據能量守恒，當靜壓增加的同時，動壓就會降低，因此突出流體的速度會逐漸降低，從而致使“壅塞”現象消失。直觀表現為圖7(a)的S2階段和S4階段及圖7(c)的S3階段消失。

對于應力過渡區而言(圖7(e),(f))，也存在卸壓區和應力集中區的“壅塞”現象，但該現象已經不再明顯。而對于原巖應力區，由于距離突出孔洞較遠，瓦斯壓力的下降表現為類似于常見的解吸過程。值得關注的是，與卸壓區類似，在垂直應力方向上，瓦斯壓力的下降速度更快一些。另外，由圖7可知，第1斷面內的瓦斯壓力在4～5 s內降至0 MPa，而其它斷面內的氣壓仍處于持續降低的過程，這在第3、第4斷面尤為明顯，由此可知，該突出過程在4 s后并未完全停止，只是由氣固兩相運動狀態變為了瓦斯單相氣體的解吸-流動問題。

需要說明的是，在試件冷壓成型及劇烈的突出動力現象影響下，部分測點傳感器損壞，造成了圖7中的部分測點的數據缺失，但試驗過程中測點眾多，在一定程度上，這并不影響數據的整體規律分析。

2.3 煤層溫度演化規律

突出過程中，瓦斯快速解吸，由此帶來的溫度變化可直接反應在煤體的溫度變化上。再者，無論是“瓦斯包說”，還是“構造應力說”都認為在突出煤體的前方存在瓦斯富集區，由于煤體的絕熱系數較低(約為0.186 J/(m·s·℃))，故一般將突出過程按照絕熱過程處理[37-38]。因此，若突出在孕育過程中，形成了瓦斯富集區，則該區域溫度必然和其他區域存在差異性。另外，突出過程的持續解吸是一個吸熱過程，同時，根據理想氣體狀態方程易知，瓦斯壓力和溫度成正比，當瓦斯從煤體傾瀉而出時，必然導致煤層溫度的變化，因此，試驗過程中監測了突出過程中的煤體溫度變化，以期從溫度場的演化角度認識突出這一動態過程。

圖8為突出過程中卸壓區、應力集中區、過渡區及原巖應力區的煤層溫度變化情況。由圖8(a)可知，在初期，距離突出孔洞絕對距離較小的T2變化更加明顯，在31.9 s內由35.0 ℃降至30.3 ℃，隨后，遠離應力加載方向的T3下降速度更快，在300 s內，溫度下降量達到8.6 ℃。就同一空間位置的測點T2和T6而言，在300 s內，T2點的溫度由35 ℃下降至27.5 ℃，下降量為7.5 ℃;而T6點的溫度由35 ℃下降至26.1 ℃，下降量達8.9 ℃，兩點的溫度變化差異性高達18.7%。由此可知，相較卸壓區而言，應力集中區的溫度變化更為明顯。試驗過程中，溫度持續降低的原因包括:其一，深部煤體(如第3，第4斷面)的持續解吸，導致的溫度降低而造成的熱傳導;其二，根據理想氣體狀態方程可知，當瓦斯壓力降低的同時，溫度也會降低，由于煤體的瓦斯壓力的持續下降導致的溫度持續降低而造成的熱傳導。

圖8 煤層溫度演化過程Fig.8 Evolution process of coalbed temperature

對于過渡區而言，突出過程煤層內不同位置的變化過程幾乎一致，無明顯差異性。同樣的，就原巖應力區而言，溫度變化量自上而下逐漸遞增，同時溫度變化速率也呈現出自上向下遞減的規律。由此可知，溫度的這種變化規律與氣壓的變化規律呈現一定的相關性，即兩者在突出過程中的演化特征均隨地應力的變化表現出相似規律。對于試驗條件而言，垂直應力的設定大于水平應力，由此可以認為，突出過程中，地應力直接影響著瓦斯壓力的下降過程，同時間接影響著煤層溫度的變化，而氣壓的下降也會直接影響溫度的變化，即，溫度的變化一定程度上可以反映了地應力作用及瓦斯壓力的變化情況。因此，煤體溫度場的動態演化過程在一定程度上能夠為突出的預測預報及防災減災提供依據。

2.4 巷道內沖擊力演化規律

突出過程中產生的強大沖擊力能夠瞬間摧毀井下的設備，并且造成人員傷亡。分析研究突出發生后巷道內的沖擊力演化對于防災減災至關重要。圖9為突出發生后距離工作面不同位置的沖擊力演化過程。

在距離工作面1 044 mm處，沖擊力在突出瞬間迅速上升至39.4 kPa。在隨后約1 300 ms內呈不規則波動，但其沖擊力值均穩定在23 kPa以上。沖擊力的這種特性能夠反應兩個問題，即:突出兩相流在初始的1 300 ms內呈現明顯的湍流脈動特性，脈動值在平均值附近波動，另外，沖擊力平均值相對較高且維持在23 kPa以上。在1 715 ms時，沖擊力出現下降，隨后出現第2個波峰，但峰值已遠不及首個峰值大，反應了兩相流體的能量衰減及突出的振發特性。在巷道后續位置也可以觀察到同樣的現象，所不同的是，由于能量的衰減，流速的降低，脈動值減弱的同時，第2個波峰的能量衰減至巷道末端已不再明顯。

對比圖9(a)～(k)可知，在距工作面1 044 mm處，其沖擊力峰值上升至39.4 kPa，隨后在2 044 mm處繼續上升至53.9 kPa。在3 044 mm和4 044 mm處峰值下降至約42.0 kPa，而在更遠處的5 044 mm處沖擊力突躍至181 kPa。隨后會出現再次降低，而降低以后同樣在距工作面更遠處會出現反復升降。沖擊力在距工作面不同位置的反復升降再一次印證了煤層內的“壅塞”現象。再者，最大沖擊力出現在巷道5 044 mm處，隨后峰值沖擊力反復升降，但遠離工作面一側的峰值已開始逐漸減弱，如，在5 044 mm處沖擊力峰值為181 kPa，而在6 044 mm處經歷一次降低后在7 044 mm處僅上升至127.4 kPa。

根據空氣動力學理論可知，當瓦斯攜帶煤粉從突出口離開時，可能出現兩種情況。若瓦斯還未達到聲速，巷道內以弱擾動為主，首先出現一道膨脹波，膨脹波以聲速傳播，因此永遠不會出現疊加現象，這也會導致巷道內不會出現較強的負壓擾動。根據普朗特-邁耶流動原理，緊隨膨脹波后會跟隨一道弱壓縮波，由于壓縮波的傳播疊加特性，會在離開突出孔洞的一定位置持續疊加，直到形成一道較強的波，即為激波(沖擊波)。根據試驗結果可知，首道激波出現在距工作面5 044 mm處。若當流體速度達到聲速時，理論上離開突出孔洞時，已經會出現一道強沖擊波，但由于“壅塞”現象的存在，不會使得流體的傳播速度超過聲速，因此，該類強沖擊波不會出現。根據試驗結果也同樣可以知道，在距離工作面較近的位置，峰值沖擊力是相對較低的。由此可知，在被動防災方面，設法消除弱壓縮波的疊加，是削減突出兩相流沖擊力的主要途徑。

綜上，突出形成的煤-瓦斯兩相流在巷道內的沖擊力演化過程存在如圖10所示的特征，即:自突出口起疊加，至巷道中間某一位置達到最強，隨后呈現階段性的升降衰減，強弱擾動相間，直至能量衰減至0。

2.5 巷道內溫度演化規律

獲得煤-瓦斯兩相流的固相傳播速度和氣固兩相的沖擊力后，若能獲得巷道內的溫度變化情況，則可以嘗試從能量的角度去將煤層和巷道作為整體，去分析整個突出過程中的能量轉換問題。由前述章節可知，突出過程中煤層內的溫度一定程度可以作為考察突出這一動力現象的重要指標。同樣，根據試驗結果繪制了巷道不同位置在突出過程中的溫度變化情況，如圖11所示。

圖9 突出過程不同位置的沖擊力演化特征Fig.9 Impact force characteristics of different locations in the outburst process

圖10 突出過程中的擾動疊加特征Fig.10 Disturbance superposition feature in the outburst process

突出過程中，在距工作面2 044 mm處的溫度最大下降量達2.9 ℃，隨著距離的增加，溫度下降量逐漸較小，至12 044 mm處僅為1.3 ℃。就溫度變化率而言，距離工作面較近處的明顯較高。另外，由圖6可知，雖然突出過程較短，僅持續4 s左右，但溫度下降時間卻遠遠高于整個突出時間。由此可知，在當兩相流停止運動時，煤層內的瓦斯依然在向巷道內轉移，瓦斯氣體持續解吸，直到與巷道內靜壓相同。至此，巷道內的溫度降低可以歸結為2個原因，即:煤層內的溫度降低導致的熱對流傳導，巷道內的突出煤粉的持續解吸。

圖11 突出過程中巷道內的溫度變化規律Fig.11 Temperature of different locations in the outburst process

普遍接受的完整的突出過程可劃分為4個階段，即:突出孕育階段、突出激發階段、突出發展階段和終止階段[30]。一般認為突出的發展過程主要包括突出孔洞的形成、孔洞內壁的失穩剝離、煤-瓦斯兩相介質傾出等階段。根據試驗結果可知，雖然后期瓦斯膨脹能削減已不足以將煤體拋出孔洞，但是依然有大量瓦斯氣體持續解吸，直觀表現在前述章節的瓦斯壓力下降及巷道溫度的持續降低。因此，筆者認為突出的發展階段應該包括單相瓦斯氣體的持續解吸和運移。

3 結 論

(1)圖像總灰度值的變化情況能夠很好的反應煤與瓦斯突出過程中固相煤粉流的運動情況，固相煤粉在突出過程中存在振發特性及二次加速特征。

(2)煤層瓦斯壓力下降過程中的“壅塞”現象是突出振發特性的本質，地應力值越大，瓦斯壓力和煤體溫度的下降速度越快。煤體溫度的變化與瓦斯壓力的變化存在一致性，煤體溫度場的動態演化規律可以為突出的防災減災提供新依據。

(3)煤與瓦斯突出啟動后，巷道內前期以弱擾動為主，在距工作面5 044 mm才會出現較強的疊加擾動，隨后，擾動呈現周期性升降，直至能量衰減至0。

(4)突出的發展階段主要包括突出孔洞的形成、孔洞內壁的失穩剝離、煤-瓦斯兩相介質傾出、單相瓦斯氣體的持續解吸和運移4個階段。