基于lattice Boltzmann方法对裂隙煤体中瓦斯运移规律的模拟研究

基于lattice Boltzmann方法建立一个新的模拟裂隙煤体内瓦斯渗流的动力学模型,并利用该模型模拟二维裂隙煤体内瓦斯流动.模拟结果表明,采动压力差对瓦斯流动速度、孔隙瓦斯压力及瓦斯压力梯度都有很大的影响.在采动压力条件下,瓦斯在裂隙煤体中的流动压力具有波动性,波动幅度的大小与流场两端的压力差有关.在瓦斯压力达到峰值前的瞬时,孔隙瓦斯压力梯度很大.随着采动压力差的增大,瓦斯流动由层流过渡到紊流,同时孔隙压力出现发散,压力变化出现明显的非线性特征.基于lattice Boltzmann方法的模拟结果与用其他方法得到的瓦斯渗流规律比较吻合,表明lattice Boltzmann方法可有效模拟瓦斯在裂隙煤体中的运移规律,这为进一步探讨煤与瓦斯两相耦合机制、煤与瓦斯突出机制及瓦斯抽放方案的设计提供新的思路.     

基于lattice Boltzmann方法对裂隙煤体中瓦斯运移规律的模拟研究

基于lattice Boltzmann方法建立一个新的模拟裂隙煤体内瓦斯渗流的动力学模型,并利用该模型模拟二维裂隙煤体内瓦斯流动。模拟结果表明,采动压力差对瓦斯流动速度、孔隙瓦斯压力及瓦斯压力梯度都有很大的影响。在采动压力条件下,瓦斯在裂隙煤体中的流动压力具有波动性,波动幅度的大小与流场两端的压力差有关。在瓦斯压力达到峰值前的瞬时,孔隙瓦斯压力梯度很大。随着采动压力差的增大,瓦斯流动由层流过渡到紊流,同时孔隙压力出现发散,压力变化出现明显的非线性特征。基于lattice Boltzmann方法的模拟结果与用其他方法得到的瓦斯渗流规律比较吻合,表明lattice Boltzmann方法可有效模拟瓦斯在裂隙煤体中的运移规律,这为进一步探讨煤与瓦斯两相耦合机制、煤与瓦斯突出机制及瓦斯抽放方案的设计提供新的思路。     

综放开采围岩活动影响下瓦斯运移规律及其控制

 博士学位论文摘要　将综放开采矿山压力新理论、覆岩结构及其活动特征与瓦斯运移聚集规律有机结合, 通过现场矿压观测、适时瓦斯监测、相似材料模拟、电液伺服试验、理论分析及有限元解算等方法, 对含瓦斯厚煤层实施综放工艺时顶煤顶板活动规律及其内瓦斯运移聚集形态进行了系统深入的定性定量分析。从分析含瓦斯煤岩体微观结构特征入手, 探讨了矿压作用下煤岩与瓦斯的宏观运动形态, 从而得出综放开采富含瓦斯煤层的安全控制理论与实践技术。论文视含瓦斯煤岩体为不连续的多相介质材料, 并深入到材料的微观机制抽象出其微结构模型, 分析了其结构形态在煤岩体变形和瓦斯运移过程中的变化形式; 定量分析了煤岩体内孔隙裂隙分布及破碎后的块度变化的分形维数值, 认为采动后支承压力等因素使煤岩体破坏, 从而影响其分维值, 煤岩的极限粒度越小,瓦斯放散解析速度越快, 瓦斯运移潜能越大, 表征其吸附特性的V an derW aals 力下降越多; 综放开采使煤岩力学介质变化显著, 支承压力作用下煤体经历初期压缩、强烈压缩、滑移与离散、流动放出4 个过程, 顶煤介质状态可由宏观连续介质转化为碎裂介质和块裂介质。基于魏家地矿和阳泉五矿的综放面及巷道矿压观测、瓦斯监测和采空区束管监测, 认为本煤层开采时支承压力使煤体孔隙率、渗透系数和瓦斯压力发生很大变化, 且支承压力变化状态与瓦斯运移变化在时间和空间上有一致性; 首次将综放面前方煤体划分为无压瓦斯自由放散区、卸压瓦斯涌出活跃区、降压瓦斯涌出变化区、升压瓦斯涌出变化区及稳压瓦斯正常涌出区; 周期来压时, 瓦斯绝对涌出量和相对涌出量分别比来压前增加了44% 和54%; 统计国内11 个矿井生产面, 覆岩关键层初次来压时, 采场瓦斯绝对涌出量是来压前的1. 21～ 3. 44 倍, 相对涌出量是初垮前的1. 21～ 6. 75 倍; 关键层失稳经历不同, 使综放采空区后方垮矸碎胀系数具有明显的分区性, 据计算碎胀系数和瓦斯浓度、氧浓度变化可将其划分为自然堆积区、载荷影响区和压实稳定区, 自然堆积区和载荷影响区是分析瓦斯流态的关键区, 其内瓦斯的紊流和过渡流态可用非线性渗流方程表示。关键层初次破断失稳的动态冲击力, 一方面克服了风流压力和漏风阻力将富集于支架上方断裂煤壁及架后采空区瓦斯压向采场, 另一方面在碰撞作用点附近使采空区垮矸空隙率降低形成模拟墙, 从而使墙体前方瓦斯迅速挤向采场; 顶板来压前工作面支承压力达到最大, 使直接顶、顶煤体剪切破坏, 煤体屈服, 卸压范围扩大, 支承压力与瓦斯压力梯度联合作用使煤体瓦斯解析并向采场涌出; 关键层作为板的破断呈“O 2X”型特征, 在其交点处首先形成导气通道, 顶板来压期间关键层及其覆岩因变形特性不同而不协调垮落, 便将离层裂隙聚集的瓦斯通过“O 2X”破断裂隙挤入采场, 因此得出结论: 综放面瓦斯大量快速涌出是矿山压力的一种显现。综放开采使垮落带和规则移动带高度增加, 为瓦斯运移聚集提供了较大活动范围。关键层与其上覆或下伏岩层间不协调变形将形成覆岩离层裂隙和破断裂隙; 在煤层采厚2. 6～ 3. 4 倍高度以下破断裂隙较发育, 其上以离层裂隙为主, 随综放开采两类裂隙的时空发展有明显的三阶段特征, 即切眼和回采面附近覆岩采动裂隙发育, 采空区中部裂隙则被重新压实; 覆岩垮落及离层高度受关键层及其结构的影响而呈动态变化, 随顶板初次来压和周期来压, 离层高度呈跳跃性变化, 从而为裂隙带内瓦斯运移聚集的剧变提供了时空条件。综放开采前期是瓦斯运移及控制的关键时期, 覆岩采动裂隙带是经破断与离层裂隙贯通后在空间形成关键层下似椭圆抛物面内外边界所包围的椭抛带(EPZ) 分布, 椭抛带层面的切割为椭圆形裂隙发育区; 关键层破断后, 裂隙带宽在初采边界处相当于初次来压步距, 在综放面上方则变化在1～ 2 倍周期来压步距之间; 采动裂隙带的发生、发展基本受制于覆岩关键层层位及其所形成砌体梁结构的变形、破断和失稳形态; 当主关键层切割椭抛带时, 采动裂隙呈椭球台状, 层面展布的椭圆形裂隙区仍将存在。表征覆岩离层特征的位移曲线主要取决于关键层断裂块度的大小, 由此可计算出关键层初次失稳前后离层裂隙的当量面积及其空隙率和渗透系数。综放开采时瓦斯涌出特点决定了其在覆岩采动裂隙带内具有升浮和扩散两种运移方式。不均衡性瓦斯涌出带, 与周围环境气体存在密度差而升浮, 在浮力作用下沿破断裂隙上升过程中不断渗入周围气体, 使涌出源瓦斯与环境气体的密度差渐减至零, 瓦斯则会漂浮在离层裂隙发育区, 瓦斯升浮高度与本煤层及邻近层瓦斯含量及涌出强度成正比; 混入矿井空气中的瓦斯(CH4) 在其浓度梯度作用下会引起气体分子的普通扩散和压强扩散, 瓦斯扩散流方向与重力压强梯度反向, 即瓦斯具有向上扩散的趋势。从理论上解释了裂隙带是瓦斯运移及聚集带, 为覆岩裂隙带内钻孔抽放、巷道排放瓦斯技术提供了科学依据。首次提出煤样全应力应变过程中渗透系数是体积应变的双值函数, 体积缩小时为2 次多项式, 体积膨胀时为5 次多项式; 渗透系数在弹塑性段急增, 峰值后仍增大, 但梯度渐缓, 最大值发生在软化段或塑性流动段, 且与最小值相差上百倍; 主应力差增大时, 渗透系数变化范围增大, 反之则小。渗透系数是影响煤层瓦斯运移的最重要指标, 而支承压力则是影响渗透系数的主导因素; 支承压力作用下综放面前方不同部位煤体渗透系数变化范围相当大, 支架上方顶煤煤体及煤壁前方5m 内渗透系数最高, 塑性变形区内, 煤层渗透系数急剧降低, 到弹性变形区则接近原始值, 两极值相差可达数10 倍甚至数百倍。认为不论原始渗透系数怎样低的煤层, 采动影响下煤层卸压后, 其内瓦斯渗流速度大增, 瓦斯涌出量也随之剧增, 为瓦斯抽排提供便利条件, 由此提出“煤层与瓦斯共采”的新概念。有限元计算表明: 均衡推进的综放面, 采用短距离循环推进则可降低煤体中因渗流场结构变化而引起的瓦斯压力较大的波动, 一定程度上可减弱综放面前方煤体中瓦斯挤压和抛出煤体(动力异常) 的危险程度。提出以采场矿压监测为主的连续危险源非接触式法预测采场瓦斯大量涌出或涌出异常, 并成功预测了打通一矿工作面突出; 魏家地矿的应用实践表明, 三巷型布置较适宜富含瓦斯倾斜厚煤层的综放开采, 高抽巷应开掘在采动裂隙带内; 预采顶分层或开采解放层即可预释放大量瓦斯又可减缓综放开采的矿压显现程度;代替采空区井的采动区井(孔) 底处于裂隙带内能够充分抽排瓦斯, 淮北局的应用充分证明了该论点; 充分监测综放面顶板来压, 可有效防止综放采空区瓦斯爆炸; 充分利用矿压显现特点且有利于综放开采防治瓦斯、煤层自燃和煤尘等的煤体注水技术在魏家地矿取得了成功。     

基于扩散-渗流机理瓦斯抽采三维模拟研究

根据煤体孔裂隙多重介质特性,分析煤体内瓦斯在基质孔隙和裂隙中不同的运移机理,建立瓦斯流动方程;考虑孔隙压力、吸附膨胀效应对渗透率的综合影响,建立渗透率动态方程;以弹性力学为基础,建立煤体变形控制方程;共同构建能够描述瓦斯扩散-渗流运移机理的耦合模型。以真实煤层赋存参数为例,根据理论模型对COMSOL Multiphysics进行二次开发,建立三维瓦斯抽采模型,模拟研究不同抽采时间下的瓦斯压力、抽采有效半径变化规律;利用压降法进行现场实测考察,现场实测结果与模拟结果基本吻合,验证了扩散-渗流耦合模型及三维数值模拟的可靠性,从而为该矿实际瓦斯抽采工作提供安全可靠的理论技术指导。     

采动工作面前方煤岩体积变形及瓦斯增透研究

研究工作面前方煤岩体瓦斯渗透率分布对合理抽取瓦斯具有技术指导意义。通过简化孔隙、裂隙等效力学模型,建立标准圆柱煤岩体试件的等效力学模型,推导含单一裂隙的纯煤岩试样等效轴向、径向与体积应变,并推广应用到含多种裂隙的多种介质组合结构,通过试验验证理论力学模型具有较好的可靠性。以淮南张集矿11-2煤层工作面回采为原型,通过数值计算得到3种典型开采的支承压力峰值集中系数,并推导出支承压力与水平应力分布表达式,其能综合考虑开采条件、影响范围与采动卸压产生的体积膨胀变形。建立体积应变与渗透率之间的多项式关系式,并给出采动条件下不同开采方式下的体积应变分布曲线与渗透率分布曲线,根据其各阶段的特征差异划分为不同的阶段,为工作面抽采瓦斯提供了理论依据。     

压剪应力作用下含瓦斯原煤细观裂隙演化特征试验研究

 利用自主研发的煤岩细观剪切加载试验装置,开展压剪应力作用下含瓦斯原煤细观裂隙动态演化特征试验研究,描述瓦斯运移通道的形成过程并分析影响细观裂隙形态特征的因素。研究结果表明：裂隙演化为瓦斯入渗煤体并在煤体中运移提供通道;在瓦斯压力及压剪应力的共同作用下,煤体表面破碎、脱落,破碎区更容易演化出新的裂隙。原生裂隙和坚硬颗粒都对细观裂隙演化产生影响：原生裂隙处更容易演化出新裂隙,从而在局部区域形成H型裂隙结构,且新裂隙与原生裂隙交汇时发生移动错位;坚硬颗粒则使得裂隙分叉并绕过自身演化,使得张拉和剪切共同作用形成细观裂隙,裂隙分叉角度为10°～100°,分叉角离散性大;原生裂隙与坚硬颗粒都使得压剪过程中瓦斯在煤体中运移的数目增多。随着法向应力的增大,加上初始损伤和坚硬颗粒的影响,裂隙分布率增大,煤体表面破碎越剧烈。     

煤体双重孔隙瓦斯双渗流模型及无因次解算

 考虑瓦斯在煤层中的解吸、放散与渗流,利用达西定律分别描述煤基质与裂隙内的瓦斯运移,以煤基质与裂隙之间的传质通量为桥梁,发展煤体双重孔隙瓦斯双渗流模型,推导无因次模型,并运用有限差分法进行编程解算。结果表明：瓦斯压力、含量在裂隙内的下降速度要远大于煤基质;基质空间内瓦斯压力及含量的分布具有非均匀性及非稳态性;增大裂隙渗透性或煤层瓦斯压力,或减小煤壁表面瓦斯压力,均能导致瓦斯涌出速度的增大;煤体游离瓦斯含量对瓦斯涌出速度影响较小。结合潘一矿煤层瓦斯参数,对比模拟结果和实测数据,验证了煤体双重孔隙瓦斯双渗流模型的正确性。     

瓦斯抽采过程中的煤层透气性动态演化规律与数值模拟

 为了研究煤层瓦斯抽采过程中的煤体渗透性变化规律,基于Kozeny-Carman方程,利用表面物理化学与含瓦斯煤的有效应力理论,建立考虑有效应力变化、瓦斯解吸和煤基质收缩效应的煤层渗透率动态变化模型,并结合数值模拟分析煤层瓦斯抽采过程中煤体透气性动态演化规律。研究结果表明：(1) 所建立的煤层渗透率动态演化模型能较好地描述煤层瓦斯抽采过程中的煤体透气性动态演化规律。(2) 煤体渗透率与煤体孔隙压力之间呈现出“V”字型变化趋势,低瓦斯压力阶段煤基质收缩效应占主导地位,煤层渗透率随瓦斯压力降低而增大;高瓦斯压力阶段有效应力作用占主导地位,煤层渗透率随瓦斯压力降低而减小。(3) 从煤层内部逐渐接近抽采钻孔过程中,煤层瓦斯压力较高时,煤体渗透率先减小后增加;煤层瓦斯压力较低时,煤体渗透率不断增大。研究结果可以为我国煤矿瓦斯治理和煤层瓦斯抽采提供理论支撑,具有指导性意义。     

结合孔隙结构分析注水对煤体瓦斯解吸的影响

 为了研究煤体瓦斯的解吸特性受高压注水影响的机制,结合压汞试验测定的煤的沟通孔隙率和孔径分布规律以及煤样注水后水残留在煤样中的质量,对不同煤种一定吸附瓦斯压力在注入不同压力水的条件下,煤体瓦斯解吸规律的差异进行分析。结果表明：(1) 不同煤种在同等吸附瓦斯压力条件下,沟通孔隙率越大,煤体瓦斯解吸能力越强;(2) 相同煤种煤体瓦斯的解吸能力与吸附瓦斯压力大小有关,吸附压力越大,解吸能力越强;(3) 根据煤的孔径分布规律和注水后煤中水的含量,计算出不同注水压力下水进入到煤体的临界孔隙尺度,该值直接影响煤体瓦斯的解吸能力,即临界孔隙尺度越小,解吸率越低;(4) 通过数据拟合得出煤体瓦斯的解吸率与水进入到煤体的临界孔隙尺度符合Langmuir型规律的函数关系式。     

静水压力对原煤瓦斯解吸影响的试验研究EI北大核心CSCD

运用自主研制的煤岩热流–固–耦合试验系统,以原煤为研究对象,进行不同静水压力条件下煤体瓦斯解吸试验。基于物理假设,以理想气体状态方程为桥梁,分析密闭环境中解吸瓦斯压力的变化规律。研究结果表明：随着静水压力的上升,封闭系统中煤体瓦斯压力升高0.277%～0.750%。煤中瓦斯压力的变化量δP由两部分组成：孔裂隙压缩引起瓦斯压力的变化量δPV和瓦斯解吸引起瓦斯压力的变化量δPd。随着静水压力的上升,瓦斯解吸引起的瓦斯压力变化量所占总瓦斯压力变化的比例ψ减小,煤体中瓦斯解吸压力所占初始瓦斯压力的比例ω增大,煤与瓦斯突出等煤矿动力灾害也越容易发生。     

青城子矿田不同级次地球化学场结构特征

阐述了青城子矿田级地球化学场的结构特征、矿带级地球化学场的分带结构及各场的地质地球化学环境，指出了找矿方向、主攻矿种。     

泥石流冲击力的野外测量

冲击作用是泥石流最为剧烈的一种破坏方式。泥石流的冲击力因此也成为泥石流工程防治和危险性分区中的重要参数。然而,由于其破坏力巨大,可靠的野外泥石流的冲击力数据比较少。2004年通过在云南蒋家沟建立的泥石流冲击力野外测试装置和新研制的力传感器以及数据采集系统,首次测得不同流深位置、长历时、波形完整的泥石流冲击力信号。原始信号经过低通滤波处理后,得到真实的泥石流冲击力数据。对数据的初步分析发现,在同等流速的条件下,连续流的冲击力要比阵性流的大得多。单就阵性流而言,泥石流的冲击力最大值也不是随流速而单调增加的,而应该跟它所携带的固体物质的大小有很密切的关系。最后,对不同位置的冲击力过程线的分析说明泥石流中中等粒径的石块多集中在龙头和流体表面,而大粒径的石块应该是在泥石流体中半悬浮运动。     

生土窑洞现场调查研究

通过对我国生土窑洞建筑防火、节能、采光、通风、防水、场地、病害与防治等多方面进行现场调查,分析生土窑洞设计、建造、使用与维护等多方面的经验与问题。生土窑洞的建筑防火和节能性能良好,采光和通风需改进,现有的防水措施比较有效,而建筑病害较多。生土窑洞是一种值得进一步发展的建筑形式,然而也存在较多问题需要解决。     

冷弯残余应力场分析

将冷弯加工过程分解成加载 (塑性变形 )和卸载 (回弹 )两个过程 ,并分别求解得出每个过程中的应力场。通过将两个过程中分别产生的应力场迭加 ,得出构件中的冷弯残余应力值。分析所得结果与现有的研究成果有明显的区别 :纵向残余压应力沿板厚方向的分布 ,表现为自内壁向中性层增长。这种纵向残余应力分布不同于现有文献提出的线性分布 ,对结构稳定性较为不利 ,使弯曲区的板在外荷载作用下的有效厚度明显地减小。弯曲区的外壁纵向残余拉应力值略大于内壁上的纵向残余压应力值。冷弯残余应变计算值与实测值是相当的。     

论完整岩体的现场强度

 目前国际上普遍认为完整岩体的现场强度近似等于(0.4?0.1)?c,其中,?c为室内岩石单轴抗压强度。此外,也有学者建议原位岩体的破坏强度,即地下工程围岩的启裂强度,可等价于室内单轴压缩试验或现场微震监测确定的岩石裂隙初始的应力;其原理主要以基于Kirsch解析解或简化的数值模拟(光滑的开挖边界)来近似表达隧道开挖面上的最大切向应力?max。然而,这些方法均忽略了开挖边界的几何非规则性对计算结果的影响。经论证表明,若考虑开挖面的几何非规则性因素,完整岩体的现场破坏强度并不等于(0.4?0.1)?c,其破坏强度可高达(0.8?0.05)?c。以加拿大地下实验室Mine-by试验隧道为例,并以该隧道的实际断面形状为几何边界条件,采用有限元软件Phase 2模拟隧道围岩的渐进破坏过程。研究结果表明,当原位岩体强度为0.8?c时,模拟结果与实际观测结果具有很好的一致性。因此,忽略开挖边界的几何非规则性而解读的原位岩体强度(0.4?0.1)?c仅是“等价”强度值,其低估了岩体的实际强度。     

根据应力场和位移场判断滑坡的破坏类型及最优加固位置确定

 滑坡的类型通常有推移式、牵引式和复合式。基于数值分析方法结合变模量弹塑性强度折减法,可以得到滑坡体的应力场和位移场。根据数值分析结果,发现推移式滑坡的上部位移和应力水平高于下部,而牵引式滑坡的下部位移和应力水平大于上部,复合式滑坡则是推移式和牵引式的组合,从而可以根据应力场和位移场较明确地确定滑坡体的滑坡类型。通过假设采用抗滑桩加固滑坡体,设定抗滑桩处于不同的位置,研究其安全系数大小与坡体应力场和位移场的关系,发现当抗滑桩置于应力水平和位移较大的部位时可以获得较大的安全系数,因而推移式滑坡的最优加固位置在坡体上部,牵引式滑坡的最优加固位置在坡体下部,复合型滑坡的最优位置在坡内应力水平和位移较大的部位。因此,可以根据数值分析得到的应力场和位移场确定滑坡的最优加固位置,为工程处理提供较明确的合理加固位置,对指导滑坡处理有较好的意义。最后通过对几个典型滑坡的计算分析,验证该方法的合理性和可行性。     

建筑节能在油区的应用分析

根据东营地区的地理气候条件 ,提出适应该地区的建筑节能基本思路 ,从外保温复合墙体 ,窗的保温与节能 ,屋面节能等措施出发 ,论述了已建和新建多层住宅的节能途径     

岩体渗流-应力耦合有限元计算的精细积分方法

在Biot固结方程的基础上，引入介质渗透系数张量随应力张量的变化函数，建立能反映介质中应力场与渗流场非线性耦合作用的微分方程组，并在此基础上进行渗流-应力耦合问题的有限元求解。在有限元计算中采用精细积分方法进行时间离散，即可得到渗流-应力耦合有限元计算的解耦形式，也避免传统的时间差分法收敛速度慢、计算精度低、迭代过程易振荡的缺陷。结合工程实例，检验所提出算法的有效性。     

深部开采水平应力场与地表远区移动分析

 官庄铁矿是我国东部地下矿之一,埋深500～1 000 m,采用无底柱分段崩落法回采。通过应力测量得知,矿区最大水平应力为垂直应力的1.14倍。针对北采区510～550 m水平开采引起的远区水平移动问题,在大量实测资料分析基础上,采用数值方法和随机介质理论对水平移动进行预测,同时对实测水平移动进行分析。通过分析发现,距当前采区边界500 m处的水平移动达到50 mm,而此处并未观测到垂直移动。分析结果表明,由于存在较高的水平应力,导致水平移动较大,而这种现象就是由于官庄铁矿区砂岩和泥岩地层中所存在的高水平应力场引起的。     

金的野外现场快速分析

总结了金的野外现场快速分析方法及其应用效果。