王春光 ,王長(zhǎng)盛,陶志剛,蔣宇靜,譚云亮,魏明堯,崔光磊,吳學(xué)震
(1.山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室培育基地,山東 青島 266590;2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 深部巖土力學(xué)與地下工程國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,北京 100083;3.中國(guó)科學(xué)院武漢巖土力學(xué)研究所,湖北 武漢 430071 4.長(zhǎng)崎大學(xué) 工學(xué)研究科,日本 長(zhǎng)崎 852-8521)
氣體運(yùn)移引起煤體結(jié)構(gòu)變形是研究煤層氣抽采、煤與瓦斯突出和溫室氣體地質(zhì)封存的關(guān)鍵問題。大量工程實(shí)踐表明,我國(guó)深部煤儲(chǔ)層具有高應(yīng)力、高含氣、強(qiáng)吸附、低滲透[1]的特點(diǎn)。目前在各大煤礦區(qū)實(shí)施井下瓦斯抽采有兩類:①采動(dòng)卸壓抽采效果好,但受條件限制;②采前預(yù)抽無(wú)卸壓條件,抽采效果差。由于受到采掘開挖以及鉆孔周邊損傷裂隙區(qū)造成的漏氣影響,出現(xiàn)抽采濃度衰減快(在短時(shí)間內(nèi)衰減到6%~20%)、抽采壽命短的共性問題[2-3]。由此可以看出,雖然采用各種增透技術(shù)可以在短期內(nèi)提高抽氣量,但僅是提高致裂煤層的局部滲透率,未擾動(dòng)區(qū)域的滲透率仍然受到原生裂隙制約。需要指明的是,煤儲(chǔ)層不僅包含相互正交的割離(裂隙)系統(tǒng),還包括多種尺度的微孔隙[4],這種復(fù)雜的孔隙結(jié)構(gòu)賦予煤儲(chǔ)層具有與常規(guī)天然氣儲(chǔ)層明顯不同的傳導(dǎo)特性[5-9],主要表現(xiàn)為:①低滲透性;②對(duì)甲烷與二氧化碳?xì)怏w有強(qiáng)吸附性;③吸附氣體解吸引起煤基質(zhì)收縮。一般認(rèn)為,煤層氣體運(yùn)移以2 種方式進(jìn)行(見圖1):一種是在裂隙系統(tǒng)進(jìn)行的滲流過(guò)程;另一種是在煤基質(zhì)進(jìn)行氣體吸附與擴(kuò)散過(guò)程。因此,研究氣體滲流與擴(kuò)散過(guò)程對(duì)煤骨架變形影響對(duì)準(zhǔn)確預(yù)測(cè)煤層滲透率演化有重要意義。
圖1 氣體在煤端割理與面割理結(jié)構(gòu)中運(yùn)移方式示意圖Fig.1 Schematic diagram of gas migration manner within face-butt cleat system of coal mass
煤層滲透率或骨架變形受到煤的變質(zhì)程度、地溫、含氣量與氣體種類以及地應(yīng)力等多種因素影響[10-11]。隨著煤層氣(瓦斯)抽采進(jìn)行,孔隙壓力的降低使煤滲透率顯現(xiàn)出應(yīng)力敏感性[12]。雖然使用有效應(yīng)力原理可以解釋砂巖等常規(guī)儲(chǔ)層變形特征[13],但由于氣體吸附會(huì)導(dǎo)致煤基質(zhì)出現(xiàn)膨脹或收縮,這使煤體裂隙開度變化預(yù)測(cè)變得更加復(fù)雜。為此,周世寧等[14]認(rèn)為,瓦斯壓力升高擴(kuò)張微孔隙與微裂隙,并且氣體與煤作用引起煤表面張力發(fā)生變化;袁梅等[15]觀測(cè)對(duì)無(wú)煙煤注入甲烷同時(shí)加、卸載時(shí),氣體壓力升高與有效應(yīng)力增大后滲透率均呈先減小后增大,在加載過(guò)程中煤應(yīng)變量減小,在卸載過(guò)程中煤應(yīng)變量增大;尹光志等[16]在外部應(yīng)力恒定條件下觀測(cè)煤的滲透速率隨瓦斯壓力升高而增大;劉延保等[17]觀測(cè)不同瓦斯壓力下煤的吸附膨脹變形,發(fā)現(xiàn)煤應(yīng)變率隨時(shí)間逐漸減小至穩(wěn)定,認(rèn)為這種煤應(yīng)變收縮主要?dú)w結(jié)于瓦斯壓力對(duì)煤體的壓縮作用;潘哲軍等[18]實(shí)測(cè)發(fā)現(xiàn),在圍壓與氣壓作用下煤的吸附變形量增加,導(dǎo)致滲透率顯著降低;吳宇等[19]通過(guò)數(shù)值研究認(rèn)為,氣壓較低時(shí),吸附引起的膨脹效應(yīng)將占主導(dǎo)地位,在高氣壓條件時(shí),有效應(yīng)力將占主導(dǎo)地位;Majewska 等[20]在試驗(yàn)中發(fā)現(xiàn)煤體會(huì)在吸附初期膨脹后有收縮趨勢(shì),歸結(jié)于注入氣壓的壓縮效應(yīng)占主導(dǎo)地位;呂祥鋒等[21]對(duì)原煤注入甲烷后觀測(cè)到孔隙壓力越大,煤中氣體解吸量與煤應(yīng)變相應(yīng)增多。
基于上述煤體變形特征,相關(guān)煤滲透率模型分為兩類:一類是單軸應(yīng)變假設(shè),簡(jiǎn)化煤應(yīng)力-應(yīng)變關(guān)系,適用于大范圍煤層條件;另一類是三軸應(yīng)力假設(shè)[22]。同時(shí)認(rèn)為,煤基質(zhì)是不可壓縮,其體積模量要大于煤體的體積模量,因此,通常將Biot 系數(shù)簡(jiǎn)化為1[23-24]。值得注意的是,多數(shù)研究工作關(guān)注煤吸附/解吸氣體引起膨脹/收縮與煤的整體壓縮變形相互關(guān)系。隨著相關(guān)研究深入,學(xué)術(shù)界逐漸認(rèn)識(shí)到孔隙壓力對(duì)煤基質(zhì)的壓縮變形不能忽視,即Biot 系數(shù)介于0~1[25-26]之間。這意味著煤基質(zhì)變形不能全部改變裂隙開度變化[27-28],煤裂隙與基質(zhì)的有效應(yīng)力相互作用對(duì)其孔隙結(jié)構(gòu)存在調(diào)整作用。相比氣-煤界面發(fā)生吸附/解吸過(guò)程可以在短時(shí)間內(nèi)完成,而煤基質(zhì)內(nèi)氣體擴(kuò)散是緩慢過(guò)程。這將導(dǎo)致煤基質(zhì)內(nèi)孔隙壓力需要較長(zhǎng)時(shí)間才能與裂隙的孔隙壓力平衡,表現(xiàn)出裂隙與基質(zhì)有效應(yīng)力變化不同步,導(dǎo)致裂隙開度與基質(zhì)塊體積長(zhǎng)時(shí)間處于動(dòng)態(tài)變化之中。
綜上所述,本文以注氣導(dǎo)致煤的有效應(yīng)力變化為切入點(diǎn),分別采用靜孔隙壓力狀態(tài)(關(guān)注氣體擴(kuò)散對(duì)煤基質(zhì)變形影響)與三軸應(yīng)力狀態(tài)條件下(關(guān)注不同邊界條件下有效應(yīng)力變化煤體變形)注氣導(dǎo)致煤體應(yīng)變過(guò)程,揭示裂隙滲流與基質(zhì)擴(kuò)散耦合對(duì)煤變形控制機(jī)制,這將為深入研究煤層滲透率演化提供試驗(yàn)依據(jù)。
測(cè)試煤樣取自山東省新巨龍煤礦。煤塊從工作面取回實(shí)驗(yàn)室后進(jìn)行取芯、打磨加工成長(zhǎng)為8 cm,直徑為2.5 cm 圓柱狀煤芯。對(duì)加煤芯進(jìn)行micro-CT全尺寸掃描。圖2(a)給出煤芯全尺寸CT 重構(gòu)三維圖像。CT 灰度圖像中白色亮斑表征高密度組分,黑色區(qū)域表征中密度組分與低密度或孔隙組分。由于煤裂隙很容易充填礦物質(zhì)[29],可以用礦物質(zhì)分布標(biāo)記為煤的層理形態(tài)。對(duì)獲取的全尺寸CT 圖像進(jìn)行閾值分割,得到礦物組分的空間形貌(見圖2(b)中灰色區(qū)域),可以推測(cè)煤層理大致垂直煤芯的軸向。將煤芯外表面用酒精擦拭干凈后,分別沿其軸向與環(huán)向粘貼電阻應(yīng)變片(煤芯的體積應(yīng)變 εΔ=Δεa+2Δεr,其中Δεa為軸向應(yīng)變,Δεr為環(huán)向應(yīng)變)。根據(jù)層理走向,可以認(rèn)為,軸向應(yīng)變表征垂直層理方向應(yīng)變,而環(huán)向應(yīng)變表征順層理方向應(yīng)變。
圖2 測(cè)試煤芯的CT 圖像與閾值分割圖像Fig.2 3D CT image and threshold segmentation method of coal sample
本研究使用的測(cè)試系統(tǒng)主要包括夾持器、氣源、標(biāo)準(zhǔn)氣體室、數(shù)據(jù)采集儀、柱塞泵與氣體傳感器(見圖3)。其中夾持器由殼體、注氣腔與出氣腔組成。氣源出口設(shè)有減壓閥,可以根據(jù)試驗(yàn)要求調(diào)節(jié)標(biāo)準(zhǔn)氣體室內(nèi)氣壓。本研究采用測(cè)試氣體為氦氣,主要是考慮到氦氣不會(huì)對(duì)煤引起吸附膨脹效應(yīng),僅考慮注氣壓力對(duì)煤骨架影響。
為了研究氣體滲流與擴(kuò)散對(duì)煤骨架變形影響,本文采用兩類測(cè)試過(guò)程:一類是在靜孔隙壓力狀態(tài)下注氣。在測(cè)試中不對(duì)煤施加外部應(yīng)力,煤表面沒有膠套密封并且裂隙未閉合,注入氣體直接流入煤體,在短時(shí)間內(nèi)煤裂隙孔隙壓力與氣源壓力平衡,注氣壓力可直接作用在煤基質(zhì)(見圖4(a))。
圖3 注氣測(cè)試系統(tǒng)結(jié)構(gòu)示意圖Fig.3 Schematic diagram of gas injection facility
圖4 煤試樣邊界條件示意圖Fig.4 Schematic diagram of boundary condition of coal sample
另一類是在三軸應(yīng)力狀態(tài)下注氣。該過(guò)程采用有側(cè)向位移約束的假三軸應(yīng)力條件(見圖4(b)),旨在將煤層簡(jiǎn)化為無(wú)限大水平面后在任意豎直面與水平面上無(wú)剪應(yīng)力存在。在垂向覆巖自重應(yīng)力作用下煤層只能產(chǎn)生垂向變形,不能有側(cè)向變形和剪切變形。一旦氣體注入后,煤體內(nèi)孔隙壓力升高導(dǎo)致煤裂隙與基質(zhì)的有效應(yīng)力變化,進(jìn)而改變不同邊界條件下軸向與環(huán)向應(yīng)變。
標(biāo)準(zhǔn)氣體室內(nèi)初始?xì)鈮阂姳?。具體測(cè)試過(guò)程為:首先使夾持器內(nèi)溫度達(dá)到30 ℃恒溫狀態(tài),開啟真空泵將煤芯抽真空使夾持器內(nèi)真空度達(dá)到10-3Pa,將標(biāo)準(zhǔn)氣體室內(nèi)氣壓達(dá)到預(yù)設(shè)值,再將標(biāo)準(zhǔn)氣體、室內(nèi)氣體導(dǎo)入夾持器內(nèi)。全過(guò)程采集煤芯的應(yīng)變數(shù)據(jù),直到煤應(yīng)變趨于變化平穩(wěn)即可終止該注氣壓力測(cè)試,重復(fù)上述步驟進(jìn)行下一級(jí)注氣測(cè)試。
表1 測(cè)試參數(shù)Table 1 Measured stress parameters
標(biāo)準(zhǔn)氣體室內(nèi)初始?jí)毫σ姳?。在30 ℃恒溫環(huán)境夾持器內(nèi)真空度達(dá)到10-3Pa 條件后,首先啟動(dòng)柱塞泵往夾持器腔內(nèi)施壓,使煤芯環(huán)向應(yīng)力升至6 MPa。在煤芯與標(biāo)準(zhǔn)氣體室之間安設(shè)氣體調(diào)節(jié)閥,可以控制氣體進(jìn)入煤芯的速率。氦氣從注氣腔進(jìn)入煤芯,從另一端流出并存儲(chǔ)在出氣腔內(nèi),實(shí)時(shí)采集記錄煤芯應(yīng)變數(shù)據(jù)和夾持器注氣腔與出氣腔氣壓變化,直至夾持器兩端氣壓平衡,即可終止本級(jí)壓力測(cè)試。重新對(duì)煤芯抽真空后,重復(fù)上述步驟進(jìn)行不同注氣壓力測(cè)試。
為了比較不同靜孔隙壓力狀態(tài)下煤的應(yīng)變演化過(guò)程,本部分采用應(yīng)變與時(shí)間對(duì)數(shù)形式表達(dá)(見圖5)。由于該測(cè)試條件下沒有外部應(yīng)力影響,煤裂隙處于未閉合狀態(tài)。在注氣開始階段隨著氦氣快速進(jìn)入煤芯,沿平行層理與垂直層理方向的應(yīng)變均出現(xiàn)快速收縮。對(duì)比不同注氣壓力作用下煤變形初期曲線,可以看出,隨著注氣壓力升高,煤體積應(yīng)變收縮量增大,即在1.9 MPa 收縮至-300×10-6(見圖5(a));在3.75 MPa 收縮至-500×10-6(見圖5(b));在5.1 MPa 收縮至-760×10-6(見圖5(c));在6.6 MPa收縮至-950×10-6(見圖5(d))。但隨著注氣持續(xù)進(jìn)行,煤樣在經(jīng)歷過(guò)初期收縮后均出現(xiàn)回彈。在1.9 MPa 與3.75 MPa 注氣壓力作用下,煤體積應(yīng)變僅表現(xiàn)出少量回彈即保持穩(wěn)定。而對(duì)于5.1 MPa 注氣壓力,煤應(yīng)變從-760×10-6回彈至-400×10-6。與此類似,注氣壓力在6.6 MPa 靜壓下應(yīng)變從-950×10-6回彈至-300×10-6。由此可以看出,注氣壓力與回彈變形量呈正相關(guān)變化。此外,在注氣過(guò)程中煤體變形表現(xiàn)出顯著各向異性特征,垂直層理方向應(yīng)變大于平行層理方向應(yīng)變。
在側(cè)限條件下不同注氣壓力注氣導(dǎo)致煤變形結(jié)果見圖6。
如圖6(a)所示,在1.20 MPa 氦氣注入煤芯初期,煤軸向與環(huán)向應(yīng)變均迅速增大,其中軸向應(yīng)變?cè)黾铀俾蚀笥诃h(huán)向應(yīng)變?cè)黾铀俾?。軸向應(yīng)變迅速增至98×10-6后基本保持不變,直到2 000 s 后開始緩慢降低至60×10-6。而環(huán)向應(yīng)變?cè)谧?00 s 后增至47×10-6,之后應(yīng)變緩慢減小,在3 000 s 左右降至35×10-6。在此階段注氣腔內(nèi)氣壓緩慢降低,而出氣腔內(nèi)氣壓相應(yīng)緩慢升高。在注氣25 000 s 后煤芯兩端氣壓達(dá)到平衡,此時(shí)平衡氣壓為0.98 MPa。在煤芯內(nèi)氣壓平衡后,軸向與環(huán)向應(yīng)變均緩慢增大,在70 000 s 后分別穩(wěn)定在84×10-6和130×10-6。
圖5 不同靜孔隙壓力狀態(tài)煤變形曲線Fig.5 Evolution of coal strain under different hydrostatic pore pressure conditions
圖6 恒定應(yīng)力條件下不同注氣壓力導(dǎo)致煤體變形演化過(guò)程Fig.6 Gas injection induced evolution of coal strain under constant external stress
圖6(b)為注入2.01 MPa氦氣后煤變形全過(guò)程曲線。與注入1.2 MPa 氦氣結(jié)果類似,軸向與環(huán)向應(yīng)變分別在注氣240 s 內(nèi)快速升至250×10-6與90×10-6,之后軸向應(yīng)變維持穩(wěn)定至800 s 左右后開始減小,在注氣12 000 s 后維持在75×10-6。而環(huán)向應(yīng)變穩(wěn)定至2 000 s 后開始緩慢增加,最終維持在180×10-6。煤體內(nèi)氣壓在14 000 s 后達(dá)到1.67 MPa 平衡壓力,之后緩慢下降在80 000 s 后基本保持在1.3 MPa。
圖6(c)為注入3.07 MPa 氦氣煤變形全過(guò)程曲線。在注氣開始后160 s 內(nèi)煤芯軸向應(yīng)變迅速增至360×10-6,450 s 后緩慢下降,在10 000 s 后維持在50×10-6左右。環(huán)向應(yīng)變?cè)诔跗谠龃笾?40×10-6后保持到1 000 s 后開始緩慢增大,最終保持在150×10-6。煤兩端氣壓平衡時(shí)間縮短至10 000 s 左右,平衡點(diǎn)壓力為2.071 MPa,注氣40 000 s 后氣壓最終穩(wěn)定至1.5 MPa,軸向應(yīng)變始終維持在50×10-6左右,環(huán)向應(yīng)變緩慢增至163×10-6并保持穩(wěn)定。
圖6(d)為對(duì)煤芯注入3.73 MPa氦氣后煤變形全過(guò)程曲線。在注氣400 s 過(guò)程中煤軸向應(yīng)變先增至400×10-6,維持到780 s 后減小至50×10-6左右。而環(huán)向應(yīng)變?cè)?70 s 后增至200×10-6。煤體內(nèi)氣壓平衡時(shí)間縮短至6 600 s 左右,平衡點(diǎn)氣壓為2.43 MPa。在此之后,隨著夾持器內(nèi)氣體不斷擴(kuò)散至煤基質(zhì)內(nèi)部,造成煤體內(nèi)氣壓逐漸降低并穩(wěn)定在1.69 MPa,此時(shí)軸向應(yīng)變與環(huán)向應(yīng)變也分別穩(wěn)定在54×10-6和210×10-6。
根據(jù)有效應(yīng)力原理,當(dāng)多孔彈性介質(zhì)所受外部應(yīng)力與其內(nèi)部孔隙壓相等時(shí),介質(zhì)骨架將不發(fā)生任何形變。對(duì)比本文3.1 節(jié)所述不同靜孔隙壓力狀態(tài)下煤的應(yīng)變曲線可以看出,測(cè)試煤的整體形狀隨著注氣進(jìn)行出現(xiàn)先收縮后回彈現(xiàn)象,呈不對(duì)稱下凹型變化。說(shuō)明注氣初期煤應(yīng)變隨時(shí)間變化率大于注氣后期煤應(yīng)變變化率。Robertson[30]通過(guò)實(shí)測(cè)與數(shù)值驗(yàn)證手段認(rèn)為,裂隙系統(tǒng)滲透率高于煤基質(zhì)滲透率大約8 個(gè)數(shù)量級(jí)。這就意味著注入氣體可以很容易進(jìn)入煤裂隙系統(tǒng),使其孔隙壓力隨之升高并迅速與外界壓力平衡,而在此階段煤基質(zhì)的孔隙壓力變化緩慢,煤基質(zhì)在這種不平衡的孔隙壓差作用下表現(xiàn)出快速收縮,在此之后,隨著氣體開始向基質(zhì)內(nèi)部運(yùn)移(氣體擴(kuò)散與滲流并存),使基質(zhì)內(nèi)孔隙壓力緩慢升高,導(dǎo)致在注氣初期出現(xiàn)的不平衡孔隙壓力差逐漸減小,壓縮的基質(zhì)開始出現(xiàn)回彈??紤]到煤基質(zhì)相比裂隙非常致密,孔隙壓力差平衡時(shí)間相應(yīng)延長(zhǎng),在整體上表現(xiàn)出煤的回彈率低于壓縮率。值得注意的是,在相同孔隙尺寸以及氣體性質(zhì)條件下,孔隙壓力越大,氣體的擴(kuò)散系數(shù)與煤基質(zhì)的滲透性均相應(yīng)增強(qiáng)[31]。從圖7 中也可以看出,注氣壓力越大,煤樣的收縮量與回彈量也相應(yīng)增大,且回彈量所占?jí)嚎s比例逐漸增大。該結(jié)果證實(shí),在高孔隙壓力下煤基質(zhì)內(nèi)氣體運(yùn)移速率增強(qiáng)。
圖7 靜孔隙壓力狀態(tài)下煤體壓縮與回彈量Fig.7 Comparison beween compressive strain and rebound strain under different hydrostatic conditions
當(dāng)外部應(yīng)力作用時(shí),煤體內(nèi)裂隙與基質(zhì)處于壓密狀態(tài),注入氣體后引起裂隙與基質(zhì)相互調(diào)整。對(duì)比上述6 MPa 環(huán)向應(yīng)力作用下不同壓力氦氣注入引起煤體應(yīng)變曲線,可將煤體變形過(guò)程依次分為3 個(gè)階段。
第1 階段:注氣初期煤體出現(xiàn)顯著膨脹變形,這主要是因?yàn)榱严断到y(tǒng)孔隙壓力升高而導(dǎo)致煤結(jié)構(gòu)的面割理與端割理開度同時(shí)增大。雖然此時(shí)裂隙兩側(cè)的基質(zhì)在外應(yīng)力與孔隙壓力雙重作用下迅速收縮,卻仍表現(xiàn)出整體膨脹。
第2 階段:在注氣持續(xù)2 mins 左右后,軸向應(yīng)變表現(xiàn)出減小趨勢(shì),而環(huán)向應(yīng)變維持穩(wěn)定。造成這種應(yīng)變各向異性趨勢(shì)主要是不同邊界條件所致。氣體充滿裂隙后就向其兩側(cè)的基質(zhì)運(yùn)移,引起基質(zhì)內(nèi)孔隙壓力不斷升高,有效應(yīng)力隨之降低。煤基質(zhì)從注氣前的壓縮狀態(tài)逐漸回彈。在兩端軸向變形約束下,基質(zhì)只能趨向裂隙回彈,擠壓裂隙開度。在應(yīng)力約束下,由于沒有變形限制,煤體可以自由變形。隨著注入氣體從裂隙向基質(zhì)運(yùn)移,裂隙系統(tǒng)孔隙壓力降低,而基質(zhì)孔隙壓力升高,因有效應(yīng)力變化導(dǎo)致煤基質(zhì)膨脹變形會(huì)抵消裂隙的收縮,因此,在該階段出現(xiàn)應(yīng)變基本維持穩(wěn)定狀態(tài)。
第3 階段:隨著注氣持續(xù)進(jìn)行,煤的注氣端與出氣端氣壓逐漸達(dá)到平衡狀態(tài),意味著煤體各點(diǎn)裂隙系統(tǒng)內(nèi)的滲流過(guò)程結(jié)束。注入氣體開始以擴(kuò)散過(guò)程為主。隨著氣體不斷進(jìn)入煤基質(zhì)的微孔隙,煤裂隙氣壓持續(xù)降低,基質(zhì)的孔隙壓力逐漸升高。相比上述第2 階段基質(zhì)內(nèi)氣體運(yùn)移過(guò)程,第3 階段的氣體運(yùn)移以在微孔(<2 nm)中擴(kuò)散為主,基質(zhì)可以持續(xù)膨脹。注氣壓力越高,意味著能夠進(jìn)入基質(zhì)內(nèi)氣體數(shù)量越多、裂隙孔隙壓力降幅越大,有效應(yīng)力隨之升高,這就導(dǎo)致在高注氣壓力下軸向與環(huán)向應(yīng)變?cè)诤笃谧兓恳蛎旱恼w壓縮而增幅變小。
圖8 不同邊界條件下煤的滲透率演化過(guò)程示意圖Fig.8 Schematic diagram of permeability evolution of coal under different boundary conditions
通常意義認(rèn)為煤體滲透率是指煤裂隙的滲透率,一般采用立方定律 k/k0=(φ /φ0)3描述裂隙開度與滲透率變化關(guān)系。劉繼山等[32]針對(duì)煤滲透率模型假設(shè)條件提出兩種極端約束邊界條件,一種是應(yīng)力約束邊界(控制煤樣外部主應(yīng)力恒定或者一個(gè)方向主應(yīng)力變化);另一種是位移約束邊界(限制煤樣沿任意方向變形),如圖8 所示。雖然幾乎所有室內(nèi)滲透率測(cè)試過(guò)程都是采用恒定應(yīng)力控制條件,但測(cè)試結(jié)果更接近于常體積狀態(tài)。而且現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)數(shù)據(jù)也表明,煤儲(chǔ)層賦存狀態(tài)更接近于恒定體積條 件。例如在煤層氣抽采過(guò)程中煤層滲透率會(huì)逐漸增加[33-34];而使用CO2驅(qū)替煤層氣時(shí),煤層滲透率會(huì)逐漸降低并導(dǎo)致CO2注入率下降[35-36]。這些現(xiàn)象說(shuō)明,在氣體運(yùn)移過(guò)程中,煤裂隙開度始終處于變化狀態(tài)。
考慮到煤具有雙重孔隙結(jié)構(gòu),裂隙開度變化一方面受有效應(yīng)力影響;另一方面還受裂隙兩側(cè)基質(zhì)變形的影響。雖然本研究采用的是不引起吸附效應(yīng)的氦氣作為注入流體,但從本文測(cè)試結(jié)果看,無(wú)論是在應(yīng)力控制還是在位移控制條件下,氣體都以滲流方式迅速充滿裂隙,使煤裂隙孔隙壓力升高,在短時(shí)間內(nèi)導(dǎo)致裂隙開度增加,煤滲透率也必然增加。當(dāng)煤裂隙系統(tǒng)內(nèi)孔隙壓力平衡后,基質(zhì)開始隨著氣體擴(kuò)散使其內(nèi)外壓力差消失,最終發(fā)生回彈膨脹變形。在應(yīng)力控制邊界條件下表現(xiàn)為煤樣整體繼續(xù)膨脹,意味著裂隙開度處于張開,滲透率也相應(yīng)增加狀態(tài),這與圖8 所示的應(yīng)力控制下滲透率演化邊界在趨勢(shì)上是一致的。而在位移控制邊界條件下表現(xiàn)為煤樣整體出現(xiàn)膨脹-收縮轉(zhuǎn)換,也就是裂隙開度或滲透率經(jīng)歷了先增大再減小過(guò)程。從圖7 可以看出,注氣壓力越大,煤的回彈量所在收縮量的比例逐漸增大,說(shuō)明裂隙開度的收縮逐漸占主導(dǎo),這與圖8中位移控制下滲透率演化邊界的前半段趨勢(shì)也是吻合的。當(dāng)然,由于受到試驗(yàn)條件限制,本文沒有進(jìn)行較高注氣壓力條件下煤體變形測(cè)試,這是在下一步研究工作中需要考慮的。
(1)在無(wú)外部應(yīng)力作用的靜孔隙壓力狀態(tài)下,煤體積經(jīng)歷從收縮到回彈過(guò)程,并且煤的收縮與回彈量隨注氣壓力升高而增大,且收縮量總是大于回彈量。這意味著在煤內(nèi)部裂隙與基質(zhì)之間孔隙壓力差的存在可以引起煤基質(zhì)收縮變形,并且這種變形會(huì)因注入氣體進(jìn)入煤基質(zhì),持續(xù)削減孔隙壓力差使收縮變形量得到部分回彈。
(2)在有外部應(yīng)力作用的三軸應(yīng)力狀態(tài)下,注氣導(dǎo)致的煤變形包括裂隙與基質(zhì)兩部分。注氣初期以顯著導(dǎo)致裂隙擴(kuò)張,隨著氣體不斷進(jìn)入煤內(nèi)部,煤基質(zhì)開始出現(xiàn)回彈。但煤在注氣后期的變形過(guò)程與約束條件表現(xiàn)出緊密相關(guān)性,即在應(yīng)力約束下,煤基質(zhì)可以自由膨脹導(dǎo)致煤的膨脹率相比注氣初期明顯減緩。而在位移約束下,因氣體擴(kuò)散導(dǎo)致煤基質(zhì)膨脹只能擠壓臨近裂隙,使煤整體在注氣后期表現(xiàn)出收縮趨勢(shì)。
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