基于瓦斯涌出量的采動穩定區煤層氣資源量計算

2020-04-24 03:59:54李丹

煤礦安全 2020年4期

李丹

（1.煤炭科學技術研究院有限公司安全分院，北京 100013；2.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室（煤炭科學研究總院），北京 100013）

從資源和環境的角度，采用地面井開發利用采動穩定區煤層氣資源具有重要的現實意義。如何利用已有的地質生產資料，準確快速地計算采動穩定區煤層氣資源得到了專家學者的高度重視，開展了全面深入的研究，并取得了豐碩的研究成果。研究認為[1-3]，采動裂隙是采空區煤層氣滲流及賦存的基本條件。采場巖層移動破斷與采動裂隙分布的“橫三區”、“豎三帶”的總體認識，為煤礦采空區煤層氣資源計算和開發提供了理論依據[4-8]。韓保山[9]等提出了物質平衡法、資源構成法及下降曲線法等3 種采空區煤層氣資源量估算方法。秦偉[10-11]等利用資源扣減法建立了相對完整的老采空區瓦斯儲量預測方法。李日富[12-13]等構建了采動穩定區煤層氣資源量評估模型。李日富[14]在松藻礦區石壕煤礦利用分源加法評估技術估算了試驗地點的可抽采煤層氣量。孟召平[15]等分別建立了采空區垮落帶和斷裂帶內巖體孔隙體積模型。汪長明、金龍哲和李宗翔[16-18]等從理論上分析了采空區瓦斯氣體的運移及分布規律。綜上分析，國內學者的研究成果大多是經驗型結論，評估資源量時需要詳細的生產地質資料作支撐，現場數據與資料的收集相對困難；因此，在前人研究基礎上，基于工作面瓦斯涌出量預測方法，提出了一個相對簡單可行的工作面采動影響穩定區煤層氣資源量計算方法，以期為工作面采動影響穩定區煤層氣資源量計算提供新的途徑。

1 采動穩定區煤層氣資源量計算原理

采動影響穩定區就是指地層活動穩定以后的采動影響區[10]。依據物質平衡法[2]，當采動穩定區上覆巖層有足夠的厚度或者其上部存在有效的覆蓋巖層，具有良好的密封性，能夠阻止穩定區內的煤層氣大規模泄露式逸散，工作面采動穩定區煤層氣資源量應等于采礦活動前儲集在整個受采礦影響范圍內的煤層氣資源量減去整個工作面開采活動期間損失的煤層氣資源量，計算如下：

式中：GW為工作面采動影響穩定區煤層氣資源量；G0為工作面開采影響范圍內采礦活動前的原始煤層氣資源量；Gk為工作面全部開采過程中散失的煤層氣資源量。

2 采動范圍內原始煤層氣地質資源量

2.1 采動影響范圍

煤層開采后，采動影響穩定區頂底板巖層移動及破壞示意圖如圖1[4-6,19]。

圖1 采動影響穩定區頂底板巖層移動及破壞示意圖Fig.1 Diagram of deformation and failure distribution of roof and floor rock in mining stabilization region

采動影響范圍主要有以下3 部分組成：

1）工作面頂板巖層斷裂帶范圍。該范圍主要包括垮落帶和斷裂帶。

2）工作面底板巖層斷裂帶范圍。工作面底板下一定范圍內的巖體，采空區形成后，在煤壁前方形成應力集中，從而引起工作面底板淺部巖體發生自上而下的破壞，形成導水斷裂帶[20]（圖1 中的藍色區域）。

3）工作面四周采動裂隙范圍。煤巷工作面掘進后，巷道周圍煤體的應力會發生變化，并最終形成巷道的瓦斯極限排放寬度[21]。工作面的開切眼、進風巷及回風巷、末采通道等工作面的四周巷道瓦斯極限排放寬度即為開采層四周采動裂隙范圍，開采層四周采動裂隙范圍示意圖如圖2。計算工作面采動影響范圍時，按巷道瓦斯極限排放寬度進行計算。

圖2 開采層四周采動裂隙范圍示意圖Fig.2 Sketch of the range of mining induced fracture around the working face

2.2 煤層氣原始資源量計算方法

依據DZ/216—2002《煤層氣資源／儲量規范》，并考慮煤層的殘余瓦斯量，即煤層氣資源量G0為：

式中：A 為資源量計算面積，m2；W0為煤層氣含量，m3/t；M 為煤層厚度，m；ρ 為煤層平均密度，t/m3；Wc為煤層氣殘余瓦斯含量，m3/t。

2.3 采動影響范圍內煤層氣原始資源量

由圖1 可知，采動影響范圍內煤層氣資源量主要包括工作面垮落帶和斷裂帶內煤層的煤層氣資源量、本煤層的煤層氣資源量和工作面底板破裂帶內煤層的煤層氣資源量，即：

式中：Gr為垮落帶和斷裂帶內的煤層氣資源量，m3；Gc為開采層裂隙內煤層氣資源量，m3；Gf為開采煤層底板斷裂帶內煤層氣資源量，m3。

2.3.1 工作面垮落帶和斷裂帶內煤層氣資源量

首先計算導水斷裂帶高度。走向長壁全部垮落法開采時，采動影響穩定區內導水斷裂帶高度HF可由文獻[22]提出的經驗公式進行計算。

其次，根據導水斷裂帶高度和工作面綜合地質柱狀圖，確定出處于導水斷裂帶之內的煤層數量。

然后，為了計算簡單，在計算不同距離處煤層的煤層氣資源計算面積時，采用矩形來計算。

如圖1 中2 號煤層，它距開采煤層距離為H2，則其采動裂隙面積A2為：

式中：A2為 2 號煤層采動裂隙面積，m2；L1為工作面走向長度，m；L2為工作面傾向長度，m；δ 為走向邊界角。

則2 號煤層采動裂隙范圍內煤層氣資源量為:

式中：Gr2為2 號煤層頂板采動裂隙范圍內煤層氣資源量，m3；M2為 2 號煤層的厚度，m；ρ2為 2 號煤層的密度，t/m3；W02為 2 號煤層氣瓦斯含量，m3/t；Wc2為 2 號煤層氣殘余瓦斯含量，m3/t。

如果斷裂帶中還有其它煤層，可用相同的方法分別計算。

2.3.2 開采層煤層氣資源量

由圖2 可知，開采層受開采影響的范圍在長度上為工作面走向長度與兩端頭的瓦斯極限排放帶寬度之和；寬度上為工作面傾向長度與兩側巷道寬度及瓦斯極限排放帶寬度之和，由此，開采煤層煤層氣資源量為：

式中：Bm為巷道瓦斯極限排放帶寬度，m；Bq為工作面切眼寬度，m；Bh為工作面回撤通道寬度，m；B 為工作面巷道寬度，m。

2.3.3 底板煤層的煤層氣資源量

極限狀態下底板巖體塑性破壞區域如圖3，其中最大破壞深度h1可按文獻[23]提出的方法計算。

圖3 極限狀態下底板巖體塑性破壞區域Fig.3 The plastic destroying area of floor rock mass under the limited condition

煤層底板巖體最大破壞深度距工作面端部的水平距離 l1=h1tanφ0，式中：φ0為煤層內摩擦角，（°）；hb為工作面端部的破壞深度。由圖3 可以看出，處于開采煤層底板破壞帶的煤層，由于距開采煤層底板深度不同，采動影響的范圍大小不一。

當距開采煤層底板深度h

式中：xa為距采空區的距離。

當距開采煤層底板深度hb

則工作面底板煤層斷裂帶面積Ad為:

工作面底板煤層的煤層氣資源量Gf為:

式中：Ad為底板煤層采動裂隙面積，m2；Md為底板煤層的厚度，m；ρd為底板煤層的密度，t/m3；W0d為底板煤層氣瓦斯含量，m3/t；Wcd為底板煤層氣殘余瓦斯含量，m3/t。

如果工作面底板破壞深度范圍內有多個煤層，可用相同的方法分別計算。

3 工作面煤炭開采煤層氣散失量

對一個處于四周為實體煤的工作面來說，主要有2 部分，即巷道掘進及工作面回采期間損失的煤層氣資源量，即：

式中：Gk為工作面整個回采過程引起的煤層氣損失量，m3；Gj為工作面巷道引起的煤層氣損失量，m3；Gh為工作面回采引起的煤層氣損失量，m3。

3.1 掘進工作面瓦斯涌出量計算

對巷道來說，可以認為工作面通風把巷道兩側極限排放帶寬度內煤層中的瓦斯都帶出了礦井，其煤層氣損失量Gp為：

式中：Wy為運出礦井后煤的殘存瓦斯含量，m3/t。

巷道掘進的結果是把整條巷道的煤炭都輸送到了礦井以外，掘進落煤造成的煤層氣損失量Gl為：

式中：S 為掘進巷道斷面積，m2。

同時，由于煤炭運出礦井時，仍含有大量的瓦斯，也會形成煤層氣資源量的損失，損失量的多少為殘存瓦斯量與殘余瓦斯量之差，因此，巷道掘進引起的煤層氣損失總量Gj為：

3.2 回采工作面瓦斯涌出量預測

回采工作面瓦斯涌出量，回采工作面瓦斯涌出量預測用相對瓦斯涌出量表達[24]。

1）開采層瓦斯涌出量預測。薄及中厚煤層不分層開采時，開采層瓦斯涌出量計算如下：

式中：q3為開采層相對瓦斯涌出量，m3/t ；K1為圍巖瓦斯涌出系數；K2為工作面丟煤瓦斯涌出系數，用回采率的倒數來計算；K3為采區內準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯涌出影響系數；m 為開采層厚度，m。

2）鄰近層瓦斯涌出量預測。鄰近層瓦斯涌出量計算如下[24]:

式中：q4為鄰近層相對瓦斯涌出量，m3/t；mi為第i 個鄰近層煤層厚度，m；ηi為第i 個鄰近層瓦斯排放率，%；W0i為第i 個鄰近層煤層原始瓦斯含量，m3/t；Wci為第 i 個鄰近層煤層殘存瓦斯含量，m3/t。

3.3 工作面開采煤層氣損失量

由上節可知，工作面瓦斯涌量預測計算出了每回采1 t 煤炭，從開采層和鄰近層分別涌出了多少方的瓦斯，因此預測的工作面瓦斯涌量與工作面實際采出煤量的積即為全部煤炭產出所造成的煤層氣損失量；同時，由于煤炭運出礦井時，仍含有大量的瓦斯，也會形成煤層氣資源量的損失，損失量的多少為殘存瓦斯量與殘余瓦斯量之差。即工作面開采引起的煤層氣資源量損失Gh計算如下：