基于瓦斯解吸規律的掘進落煤瓦斯涌出量預測

張 羽，郝富昌

（1.山西潞安化工余吾煤業有限責任公司，山西 長治046100；2.河南理工大學 安全科學與工程學院，河南 焦作454000）

瓦斯涌出量預測是進行通風設計及制定瓦斯防治措施的基礎[1]。瓦斯涌出量預測方法主要有礦山統計法[2]、分源預測法[3]、多場耦合方法[4-6]、瓦斯地質數學模型法[7]、主成分回歸分析法[8]等方法。掘進工作面瓦斯涌出由巷道煤壁和掘進落煤2 部分組成，目前瓦斯涌出量預測的研究成果多集中于煤壁瓦斯涌出量方面，而煤礦生產實踐表明，隨著綜合機械化掘進技術的應用，煤巷掘進速度隨之加快，掘進落煤瓦斯涌出量大幅度的升高，容易造成瓦斯超限事故，因此有必要對掘進落煤瓦斯涌出量進行準確預測。目前，掘進落煤瓦斯涌出量預測的研究相對較少，研究方法主要按照AQ 1018—2006《礦井瓦斯涌出量預測方法》的要求[2]，依據煤層原始瓦斯含量和殘存瓦斯含量進行掘進落煤瓦斯涌出量預測，殘存瓦斯含量考慮了煤的變質程度的影響，通過煤的揮發分查表確定，該方法具有一定的合理性，但是存在著2個問題：①落煤瓦斯解吸量隨著時間逐漸增大，該方法忽略了時間因素對落煤瓦斯涌出量的影響；②煤層殘存瓦斯含量受到原始瓦斯含量、暴露時間及變質程度等因素的影響[9-10]，而前人研究成果僅考慮變質程度因素，導致預測結果產生較大誤差。因此，有必要開展瓦斯解吸實驗，研究瓦斯解吸量隨原始瓦斯含量和解吸時間的演化規律，構建掘進落煤瓦斯涌出量預測模型，實現掘進落煤瓦斯涌出量的準確預測，為掘進工作面通風設計和制定瓦斯防治措施提供參數依據。

1 不同瓦斯壓力瓦斯解吸規律

1.1 實驗系統

實驗系統按照國家標準GB/T 19560—2008《煤的高壓等溫吸附試驗方法》自行加工搭建[11]，大質量瓦斯解吸實驗系統如圖1，其主要由脫氣單元、充氣單元、溫度控制單元和解吸單元4 部分組成，該實驗系統可以進行0～6.0 MPa 瓦斯壓力的瓦斯解吸實驗，每份煤樣質量達到1.5 kg，可有效提高實驗精度。

圖1 大質量瓦斯解吸實驗系統Fig.1 Large-scale gas desorption experiment system

1.2 實驗方法

1）在新掘巷道采集新鮮煤樣，并記錄煤樣破壞類型及采集層位，每份煤樣質量不少于15 kg，密封后送回實驗室。

2）將采集的煤樣制備為3 份，1 份煤樣用來測試煤的煤的堅固性系數f 值和瓦斯放散初速度△p，另1 份煤樣用來測試煤的吸附常數a、b 值，最后1份粉碎后篩選出粒徑為1～3 mm 的煤樣，質量不少于1.5 kg，用于瓦斯解吸實驗。

3）采用6.0 MPa 的高壓氮氣檢查實驗系統的密封性，然后標定充氣罐、煤樣罐及連接管路的體積，隨后將煤樣放置于恒溫水浴中進行脫氣，脫氣時長不少于12 h，待真空度在20 Pa 以下2 h 之后終止脫氣。

4）脫氣結束后設置溫度為30 ℃，然后利用充氣單元對煤樣罐進行充氣，充氣時長不小于12 h，待壓力恒定后記錄充氣壓力。

5）連接解吸儀及真空氣袋，隨后進行瓦斯解吸實驗，第1 min 每10 s 記錄1 次數據，隨后每30 s記錄1 次數據，直至不再解吸瓦斯為止。煤樣解吸完畢后再測試其殘存瓦斯含量。

1.3 實驗結果

1.3.1 余吾煤業3#煤瓦斯解吸規律

在余吾煤業3#煤層N1100 旁路放水巷新暴露煤壁采集煤樣20 kg，密封后送回實驗室進行實驗，測試煤的煤的堅固性系數f 值為0.43，瓦斯放散初速度△p 為19.0 mmHg（1 mmHg=133.322 4 Pa），煤的吸附常數a 值為29.803 m3/t，吸附常數b 值為1.215 MPa-1。

采用搭建的大質量瓦斯解吸實驗系統，設置瓦斯壓力分別為0.50、0.75、1.50、2.50 MPa，進行了余吾煤業3#煤不同瓦斯壓力的瓦斯解吸實驗，余吾煤業3#煤不同瓦斯壓力瓦斯解吸曲線如圖2。

圖2 余吾煤業3#煤不同瓦斯壓力瓦斯解吸曲線Fig.2 Gas desorption curves of 3# coal with different gas pressures in Yuwu Coal Industry

從圖2 可知，瓦斯解吸量隨瓦斯壓力的增加而增大，解吸時間為120 min 時，瓦斯壓力0.50 MPa的瓦斯解吸量為3.19 mL/g；瓦斯壓力0.75 MPa 時瓦斯解吸量增加為4.46 mL/g；瓦斯壓力1.50 MPa時進一步增大到6.43 mL/g；瓦斯壓力增加到2.50 MPa 時，120 min 的瓦斯解吸量高達7.72 mL/g。由此可知，隨著瓦斯壓力的升高，單位時間瓦斯解吸量逐漸增大，瓦斯壓力是影響瓦斯解吸量的重要因素。

從圖2 還可以看出，瓦斯解吸量隨解吸時間逐漸增大，初始階段瓦斯解吸速度較快，隨后瓦斯解吸量增加梯度逐漸降低，最后幾乎不再增大。不同時間的瓦斯解吸量及所占比例見表1。從表1 可以看出，1 min 中內瓦斯解吸量所占比例為15%左右，10 min 中內瓦斯解吸量所占比例為42%左右，30 min中內瓦斯解吸量所占比例為63%左右，60 min 中內瓦斯解吸量所占比例為80%左右。由此可以看出，瓦斯解吸是一時間過程，若按照AQ 1018—2006《礦井瓦斯涌出量預測方法》的要求，進行掘進落煤瓦斯涌出量預測，忽略時間因素對瓦斯涌出量的影響，則計算結果存在著較大的誤差。

表1 不同時間的瓦斯解吸量及所占比例Table 1 Gas desorption capacity and proportion in different time

1.3.2 余吾煤業3#煤瓦斯解吸模型

瓦斯解吸模型常用的有巴雷爾式、烏斯基諾夫式、文特式及對數公式等，其中GB/T 23250—2009《煤層瓦斯含量井下直接測定方法》更是采用巴雷爾式和烏斯基諾夫式推算瓦斯含量損失量，但是，眾多研究結果表明采用對數函數公式描述瓦斯解吸量與解吸時間關系具有更高的擬合精度[12-14]。為此，采用對數函數公式對圖2 瓦斯解吸數據進行擬合分析，即：Qt＝Aln（t）＋B。式中：Qt為瓦斯解吸量；t 為解吸時間；A、B 為擬合系數。不同瓦斯壓力解吸量與時間關系見表2。

表2 不同瓦斯壓力解吸量與時間關系表Table 2 Relationship between desorption amount and time of different gas pressures

相關指數R2反映了各變量的相關程度，其越接近1 說明擬合精度越高。從表2 可以看出，余吾煤業3#煤不同瓦斯壓力瓦斯解吸量和解吸時間的擬合精度都在0.93 以上，說明采用指數函數法具有較高的擬合精度。從表2 還可以看出，參數A、B 都隨瓦斯壓力的升高而增大，參數A、參數B 與瓦斯壓力的擬合關系分別如圖3、圖4。

圖3 參數A 與瓦斯壓力擬合關系Fig.3 Parameter A and gas pressure fitting relationship

圖4 參數B 與瓦斯壓力擬合關系Fig.4 Parameter B and gas pressure fitting relationship

從圖3 和圖4 可以看出，參數A 和B 與瓦斯壓力p 均具有指數函數關系：A＝0.422 7ln（p）＋0.761 6，R2＝0.998 3；B＝0.461ln（p）＋0.884 9，R2＝0.999 2。相關指數R2都在0.99 以上，擬合精度較高。將不同瓦斯壓力值代入公式，即可求得參數A 和B，由此計算出不同瓦斯壓力條件下不同時間的瓦斯解吸量。

考慮到煤礦瓦斯含量的測試更為容易，瓦斯含量與瓦斯壓力滿足朗格繆爾方程，余吾煤業3#煤層煤的吸附常數a 值為29.803 m3/t，吸附常數b 值為1.215 MPa－1，由此可以計算得到不同瓦斯壓力條件下的瓦斯含量，并對瓦斯含量W 和參數A、B 進行擬合分析，可得參數A、B 與瓦斯含量W 的關系式：A ＝0.996 1lnW－1.643，R2＝0.995 8；B ＝1.084 2lnW－1.732 3，R2＝0.992 8，代入瓦斯含量值，即可求得參數A 和B，由此可以計算出不同瓦斯含量條件下不同時間的瓦斯解吸量。

2 掘進落煤瓦斯涌出量預測模型及應用

2.1 掘進落煤瓦斯涌出量預測模型

瓦斯解吸量與解吸時間具有對數函數關系，設綜掘機割煤速度為V，巷道斷面面積為S，煤的密度ρ 時，可得掘進落煤在停留時間t 時的落煤瓦斯涌出量Qt預測模型：

從式（1）可以看出，影響落煤瓦斯涌出量的主要因素有：煤層原始瓦斯含量或瓦斯壓力、巷道掘進速度、落煤停留時間和巷道斷面積。

2.2 試驗礦井概況

余吾煤業公司核定生產能力750 萬t/a，設計服務年限81 年，礦井絕對瓦斯涌出量為355.87 m3/min，為高瓦斯礦井。余吾井田總體上為走向NNE-SN 向西緩傾的單斜構造，在此基礎上發育方向比較單一的寬緩褶曲，沿傾向及走向伴有少量斷距大于20 m的斷層和一定數量斷距小于20 m 的斷層及陷落柱[15-16]。余吾井田逆斷層主要為壓扭性斷層，易于富集瓦斯，巷道掘進到此區域瓦斯涌出量大幅度的增加，容易產生瓦斯超限事故。余吾井田褶皺以NNE-SN 向為主，通常情況下閉合而完整的小背斜且覆蓋有屏障性頂板是良好的儲氣構造，其軸部煤層通常積存高壓瓦斯，形成“氣頂”，小向斜軸部因受擠壓透氣性差，也是瓦斯富集區[16]，在此區域掘進巷道瓦斯涌出量通常會增大，容易產生瓦斯超限事故。

2.3 不同瓦斯壓力落煤瓦斯涌出量預測

由瓦斯壓力與參數A 和B 的擬合公式可得不同條件下的參數A 和B，不同瓦斯壓力條件下的參數A 和B 見表3。

表3 不同瓦斯壓力條件下的參數A 和BTable 3 Parameters A and B under different gas pressure conditions

余吾煤業3#煤密度為1.46 t/m3，N1100 旁路放水巷為矩形斷面，寬5.4 m，高3.8 m，斷面積為20.52 m2。余吾煤業煤巷割煤1 個循環是0.8 m，正常情況下1 個循環割煤時間為40 min，由表3 可得不同瓦斯壓力條件下的參數A 和B，將參數代入式（1），可得不同瓦斯壓力在不同停留時間的落煤瓦斯涌出量，不同瓦斯壓力在不同停留時間的落煤瓦斯涌出量如圖5。

圖5 不同瓦斯壓力在不同停留時間的落煤瓦斯涌出量Fig.5 Coal gas emission from different gas pressures at different staying time

從圖5 可以看出，掘進落煤瓦斯涌出量隨著停留時間的增加而增大，瓦斯涌出量增加梯度初始階段較大，隨后逐漸縮小。影響落煤停留時間的因素主要為巷道長度和帶式輸送機的運煤速度，通常情況下，巷道越短，運煤速度越快，落煤瓦斯涌出量就越小。

從圖5 還可以看出，單位時間內掘進落煤瓦斯涌出量隨著瓦斯壓力的增加而增大。為了防止割煤過程瓦斯超限事故的發生，應加大掘進工作面迎頭抽采力度，降低煤層瓦斯壓力和瓦斯含量，進而防止瓦斯超限事故的發生。

2.4 不同割煤速度落煤瓦斯涌出量預測

余吾煤業N1100 旁路放水巷原始瓦斯壓力為0.70 MPa，由此可得參數A 和B 分別為0.61 和0.72，煤巷割煤1 個循環是0.8 m，假定1 個循環割煤時間分別為40、30、20 min，可得不同割煤速度在不同停留時間的落煤瓦斯涌出量，不同割煤速度在不同停留時間的落煤瓦斯涌出量如圖6。

圖6 不同割煤速度在不同停留時間的落煤瓦斯涌出量Fig.6 Coal gas emission from different cutting coal speeds at different staying time

從圖6 可以看出，割煤速度對掘進落煤瓦斯涌出量有著較大影響，在停留時間為60 min 時，1 個循環割時間為40 min 時，落煤瓦斯涌出量為2.02 m3/min，當割煤時間加快到20 min 時，落煤瓦斯涌出量增大到4.04 m3/min，增大了1 倍。由此可以看出，割煤速度越快，落煤瓦斯涌出量越大，越容易造成掘進工作面瓦斯超限事故的發生。余吾煤業的生產實踐也印證了這一結論，如：2019 年6 月4 日4點班，東翼采區水倉回風流瓦斯傳感器發生瓦斯超限事故，最大值為0.82%，分析其原因認為，掘進隊割煤1/2 僅用時10 min，割煤速度過快，導致掘進落煤瓦斯涌出量大幅度增加，進而造成瓦斯超限事故。此外，統計余吾煤業近幾年的瓦斯超限事故認為，將近40%的超限事故由于綜掘機割煤過快導致。因此，為了預防掘進工作面瓦斯超限事故，有必要控制割煤速度。

3 結 論

1）分析了不同瓦斯壓力條件下瓦斯解吸量隨時間的變化規律，解吸時間1、10、30、60 min 時瓦斯解吸量所占比例分別為15%、42%、63%、80%，瓦斯解吸量隨時間逐漸增大，在掘進落煤瓦斯涌出量預測時必須考慮時間因素的影響。

2）建立了掘進落煤瓦斯涌出量預測模型，通過實驗室實驗確定了模型關鍵擬合參數A 和B，其與瓦斯壓力具有如下關系：A＝0.422 7ln（p）＋0.761 6，B＝0.461ln（p）＋0.884 9；擬合參數A、B 與瓦斯含量W 關系為：A＝0.996 1lnW－1.643；B＝1.084 2lnW－1.732 3，代入瓦斯壓力或瓦斯含量值，即可對掘進落煤瓦斯涌出量進行準確預測。

3）影響余吾煤業掘進落煤瓦斯涌出量的主要因素為煤層原始瓦斯壓力或瓦斯含量、割煤速度及落煤停留時間，為了防治瓦斯超限事故，有必要加大瓦斯抽采力度，降低煤層瓦斯含量或瓦斯壓力，同時控制掘進割煤速度，降低落煤瓦斯涌出量。