基于鉆孔瓦斯流量和煤層瓦斯含量測定抽采半徑技術研究

姚彥軍，王 毅，武 寅

(1.太原理工大學安全與應急管理工程學院，山西 太原 030024；2.山西汾西礦業(集團)有限責任公司賀西煤礦，山西 呂梁 033300)

近年來，我國煤礦開采深度逐年增加，煤與瓦斯突出事故頻發[1]，因此準確測定瓦斯抽采半徑顯得尤為重要，對消除突出煤層危險性意義重大。目前國內外學者對瓦斯抽采半徑的確定方法主要分為建立煤體瓦斯滲流模型的數值計算方法[2-7]和現場實際測定方法。現場測定方法主要有：壓降法是在現場布置不同間距的鉆孔，通過分析鉆孔中不同時間對應壓力值的變化，判斷抽采半徑[8]；SF6氣體示蹤法主要是將現場收集到的氣樣，使用色譜自動分析儀進行檢測，分析瓦斯抽采有效半徑[9-10]；流量法主要是通過煤層瓦斯含量及監測單孔抽采瓦斯流量，計算出預抽率，從而確定煤層瓦斯抽采半徑[11-12]；還有一些學者應用其他方法進行了瓦斯抽采半徑的研究與探討[13-17]。綜上所述，前人對測定瓦斯抽采半徑進行了較為深入的研究，但測定方法比較繁瑣，且存在一定的缺陷。本文基于煤層瓦斯含量和鉆孔瓦斯流量來測定抽采半徑，并通過驗證孔中瓦斯殘留量和預抽率進行比對，可準確測定瓦斯抽采半徑，為今后提高瓦斯抽采率，消除突出危險性提供參考。

1 抽采半徑測定原理及依據

1.1 測定原理

抽采瓦斯時，由于煤層透氣性的影響，其抽采鉆孔影響范圍會隨著抽采量的縮減逐漸向外延伸。實際檢測中，通過監測系統對鉆孔內瓦斯流量及其周圍含量孔中瓦斯量進行連續檢測，將檢測數據與抽采達標指標數據進行比對，從而確定此區域內是否消除突出危險性，以此來確定其鉆孔最大影響范圍，從而確定有效抽采半徑。

在測定煤層瓦斯含量時，由于間接法主要是通過Langmuir方程和氣體狀態方程分別求出煤層的吸附、游離瓦斯量，此法在實際應用中較為繁瑣，故直接法測定更為適用。其原理為：通過測量煤樣筒中取芯的瓦斯解吸時間及解吸量，并對所測數據進行擬合，可得出計算瓦斯損失量的擬合公式，即V=k(t0)α(t0為煤樣解吸測定前的暴露時間；k為比例常數；α為解吸特征參數)，帶入數據可求出V，再經溫度、壓力校正到標準狀態后即可求出Q1；井下所測瓦斯解吸量與罐中自然釋放量Q2；粉碎后所能解吸出的瓦斯量Q3，三者之和為可解吸瓦斯含量。同時應用公式法計算，可得出常壓下不可解吸瓦斯含量Qc(式1)。

Qc=

(1)

式中：a、b為吸附常數，m3/t、MPa-1；Ad為煤的灰分，%；Mad為水分，%；φ為孔隙率，m3/m3；γ為容重，t/m3。

綜上可得出煤層瓦斯含量Q，見式2。

Q=Q1+Q2+Q3+Qc

(2)

1.2 測定依據

《煤礦瓦斯抽采達標暫行規定》將抽采后殘余瓦斯壓力小于0.74 MPa或殘余瓦斯含量小于8 m3/t以及預抽率大于30%定為消除突出危險性指標，且三者之間存在一定關系，見式(3)。

(3)

式中：η為瓦斯預抽率，%；Pc為殘余瓦斯壓力，MPa；P為原始瓦斯壓力，MPa；Qc為殘余瓦斯含量，m3/t；Q為煤層瓦斯含量，m3/t；α為煤層瓦斯含量系數，m3/(t·MPa1/2)。

抽采過程中，鉆孔流量會隨時間呈現一定的函數關系變化趨勢，可由式(4)確定[6]。

(4)

由式(4)可知，P0、λ、α為煤層瓦斯基礎參數；m、R為鉆孔施工參數，主要變量為時間t。對于長時間抽采，抽采負壓的影響可以忽略，瓦斯抽采量隨時間以負指數關系衰減。

通過實測單孔瓦斯抽采量，為避免不同鉆孔的見煤長度和半徑影響，可將計量結果統一換算為百米鉆孔抽采量q，并進行回歸分析，再對其在抽采時間t內進行積分，可得時間t內百米鉆孔抽采瓦斯總量，見式(5)。

(5)

式中：Q百米為百米鉆孔抽采總量；qt為百米鉆孔抽采時間t時鉆孔瓦斯抽采量，m3/(hm·min)；q0為瓦斯初始抽采量，m3/(hm·min)；β為瓦斯涌出衰減系數；t為抽采時間，d。

由式(3)結合瓦斯抽采率計算方法，可得出不同時間的抽采半徑測定依據，見式(6)。

(6)

式中：r為有效抽采半徑，m；ρ為煤的密度，t/m3；Q有效為鉆孔有效半徑范圍內煤體瓦斯儲量，m3；Q為煤層瓦斯含量，t/m3。

綜上可得，由式(2)測得抽采前煤層瓦斯含量，抽采結束后，通過測量抽采孔周圍不同距離處殘余瓦斯含量，由式(3)計算可得不同范圍內的預抽率，再由式(6)計算出瓦斯有效抽采半徑，以此作為抽采半徑的測定依據。

2 基礎參數測試

實驗煤樣采自賀西煤礦4#煤層，取樣后對影響抽采半徑的相關參數(孔隙率、工業分析值、吸附常數)進行測試，測試結果見表1，具體測試方法如下所述。

表1 基礎參數Table 1 Basic parameters

1) 孔隙率測試。煤的孔隙率是煤中孔隙總體積與煤的總體積之比，通常用百分數表示，可根據其真密度與視密度求出。真密度主要是通過將煤樣浸潤在十二烷基硫酸鈉溶液中，使其沉降并排除所吸附氣體，進而可得所排出水的質量，以此來求其數值；煤的視密度測定方法是用排水法，在此實驗過程中為防止水進入采取煤樣孔隙，利用石蠟不溶于水特性，將其裹于煤樣本的表面，以達到實驗目的，測定依據見式(7)。

(7)

式中：K為煤的孔隙率，%；ρP為煤的視密度，t/m3；ρt為煤的真密度，t/m3。

2) 工業分析值測試。工業分析主要包括煤的水分、灰分、揮發分等，實驗儀器采用美國NAVAS公司的TGA-2000型全自動工業分析儀，應用熱失重原理分析煤的水分、揮發分和灰分。

3) 吸附常數測試。本次測定煤的甲烷吸附常數a、b，采用沈陽煤科院的WY-98A型吸附常數測定儀，實驗裝置如圖1所示。采用高壓容量法進行測定，在高壓狀態下，煤對甲烷的吸附符合Langmuir方程，其主要操作流程為：煤樣干燥→煤樣裝吸附罐→真空脫氣→自由體積測算→充入甲烷氣體吸附達到平衡→計算吸附甲烷體積→繪制吸附等溫線(圖2)。

3 現場試驗及結果分析

3.1 試驗區域概況

此次試驗，選在賀西煤礦4#煤層3401材巷，此煤層賦存于山西組下部，上距4上#煤層5.54 m，下距K3砂巖21.05 m，煤層厚度0.35～4.59 m，平均厚度2.26 m。經測定，4#煤層最大瓦斯含量為13.8 m3/t，最大瓦斯壓力為1.8 MPa，瓦斯放散初速度為17.6 mmHg，煤的堅固性系數為0.21，煤的破壞類型正常區域內為Ⅱ-Ⅲ類，地質構造帶內為Ⅳ-Ⅴ類。經瓦斯等級鑒定，4#煤層絕對瓦斯涌出量73.72 m3/min，相對瓦斯涌出量14.07 m3/t，為突出煤層。

3.2 試驗鉆孔布置及實施方案

在4#煤層的3401材巷布置兩個抽采孔，分別編號為1#、2#(鉆孔參數見表2)，鉆孔間距設定為10 m。抽采鉆孔施工完成后，立即封孔，封孔長度大于8 m，并連接抽采系統進行測定鉆孔內瓦斯流量、負壓、瓦斯濃度等參數，具體測定分三個階段進行：初期階段(1～10 d)，每1 d測定一次；中期階段(11～30 d)，每2 d測定一次；末期階段(31～60 d)，每4 d測定一次，并繪制抽采鉆孔瓦斯濃度及流量衰減曲線。

圖1 吸附儀主機Fig.1 Adsorber host

圖2 4#煤層吸附等溫線Fig.2 4# coal seam adsorption isotherm

表2 鉆孔施工參數Table 2 Drill hole construction parameters

同時在抽采鉆孔影響區域內1#鉆孔左側4 m、右側3 m和右側5 m處分別施工3個含量驗證孔，在2#鉆孔左側3 m、右側3 m、右側5 m和右側6 m處分別施工4個含量驗證孔，采用直接法測定抽采后殘余瓦斯含量。鉆孔布置示意圖如圖3所示。

3.3 測定結果及分析驗證

根據監測系統對抽采孔所監測數據，兩個鉆孔的瓦斯濃度變化趨勢及瓦斯純量變化規律如圖4和圖5所示。由圖4可知，隨著抽采時間的遞增，鉆孔內瓦斯濃度總體呈遞減趨勢，且在抽采0～30 d區間內，瓦斯濃度起伏波動明顯，說明抽采孔區域內的瓦斯由于負壓的影響，流入孔內的瓦斯較多；但30 d后鉆孔內瓦斯濃度明顯急劇降低，且基本無波動，說明鉆孔區域內的瓦斯基本被抽出；當接近60 d時，濃度已低于3%，由此看出抽采效果明顯，已達到預期。由圖5可知，鉆孔瓦斯流量衰減符合負指數關系，且4#煤層瓦斯原始含量為12.12 m3/t，按式(5)計算得1#鉆孔、 2#鉆孔百米鉆孔瓦斯初始抽

采量q0分別為0.364 m3/min、0.328 m3/min。依據《煤礦瓦斯抽采達標暫行規定》，此次設定預抽率η為40%視為達標，按式(6)計算可得抽采半徑，同時由擬合方程知1#鉆孔、2#鉆孔衰減系數β分別為0.002 2和0.003 0，可分析預抽30 d、60 d、90 d、120 d、150 d、180 d的有效抽采半徑，見表3。預抽結束后，按圖3布置驗證孔，同理采用直接法測得抽采后煤層瓦斯含量，見表4。

圖3 3401材巷鉆孔布置圖Fig.3 3401 material roadway drill hole layout

圖4 3401材巷鉆孔瓦斯濃度變化趨勢圖Fig.4 Trend diagram of gas concentration in drill hole of 3401 material roadway

圖5 3401材巷鉆孔瓦斯流量衰減曲線圖Fig.5 Curve diagram of gas flow attenuation in drill hole of 3401 material roadway

由表3和表4可知，抽采60 d時，1#鉆孔4 m處瓦斯含量剛達標，與根據瓦斯流量和煤層瓦斯含量所測得的抽采半徑3.99 m吻合；距2#鉆孔3 m處瓦斯預抽率大于40%，5 m處瓦斯預抽率為38.86%，小于40%。抽采60 d時，鉆孔瓦斯抽采半徑為4.61 m，而通過驗證孔直接驗證的3 m處預抽后瓦斯含量為5.62 m3/t，預抽率為53.63%，5 m處預抽后瓦斯含量為7.41 m3/t，預抽率為38.86%，處于38.86%～53.63%之間，與結果基本吻合。結合4#煤層之前抽采達標預抽時間均少于180 d可得，抽采時間為180 d時，結合一定的安全系數，4#煤層鉆孔瓦斯抽采半徑設為6.5 m，鉆孔間距不大于13 m為宜。

表3 3401材巷1#鉆孔、2#鉆孔不同預抽時間的有效抽采半徑Table 3 Effective extraction radius of different pre-extractiontime of 1# and 2# drill hole in 3401 material roadway hole

表4 3401材巷1#鉆孔、2#鉆孔周圍驗證孔瓦斯含量Table 4 Verify the gas content around the 1# and 2#drill hole in 3401 material roadway

4 結 論

1) 通過對4#煤層所布抽采鉆孔進行實時監測，并對所測數據進行分析，得到了抽采鉆孔瓦斯濃度的變化趨勢及呈負指數關系的瓦斯純量衰減曲線，從而準確獲得了4#煤層的抽采半徑，同時結合施工驗證孔進行驗證，兩者之間相互吻合。

2) 通過計算可得，4#煤層預抽時間為180 d時，1#鉆孔區域瓦斯抽采半徑為6.81 m，2#鉆孔區域瓦斯抽采半徑為6.72 m，同時考慮一定的安全系數，將4#煤層瓦斯抽采半徑設為6.5 m，鉆孔間距可設置為13 m為宜，為現場鉆孔設計提供了理論依據。