煤與瓦斯突出過程中煤層及巷道溫度時空演化規律

張超林，王奕博，王恩元，宋 爽，曾 偉，王培仲，蒲靜軒

（中國礦業大學安全工程學院，江蘇徐州 221116）

煤與瓦斯突出（簡稱突出）是煤炭開采過程中一種復雜的動力災害現象[1-2]，會瞬間向巷道、開采工作面等采掘空間噴出大量的煤和瓦斯[3-4]，嚴重威脅礦井安全生產。近年來，隨著煤礦開采深度和強度不斷增加，地應力與瓦斯壓力不斷增大，采場結構越來越復雜，突出災害強度、頻次的威脅愈加嚴重，突出防治工作仍任重道遠[5-6]。煤與瓦斯突出過程復雜、影響因素眾多，至今仍沒有形成可以解釋所有突出現象的理論體系，是導致突出事故頻發的根本原因[7-8]。煤與瓦斯突出過程中煤體溫度會隨瓦斯解吸、含瓦斯煤的噴出而發生變化，同時與瓦斯壓力、地應力和煤體力學性質密切相關，因此，研究突出過程中煤層及巷道溫度的演化規律，對于認識突出發生機理、預測煤與瓦斯突出、指導防災避災具有重要的價值和意義[9-11]。煤與瓦斯突出具有瞬間發動、危害性強、影響范圍廣等特點，現場無法實時監控突出發生發展過程，也難以有效監測煤層或巷道溫度的實時變化。為此，學者們多采用物理模擬、數值模擬和理論分析等方法來研究突出演化過程及溫度變化規律。許江等[12]利用多場耦合煤礦動力災害物理模擬試驗系統，開展了氣-固耦合條件下的煤與瓦斯突出物理模擬試驗，研究表明突出過程為熱力學多變過程，煤體溫度降低是由游離瓦斯膨脹做功和吸附瓦斯解吸造成的；郝天軒等[13]利用COMSOL 軟件對含瓦斯煤體的單軸加載過程進行數值模擬，主要對不同瓦斯壓力狀態下的煤體受壓后表面的溫度變化規律進行研究，結果表明溫度的下降速率隨著時間推移呈減緩狀態；李東等[14]利用沁水盆地大寧煤礦的原生煤和構造煤系列等溫吸附實驗數據，得到溫度-壓力-吸附之間的相互關系，證實吸附過程是放熱過程；劉志祥等[15]系統地闡述了吸附熱產生的微觀機理,得到了基于玻爾茲曼分布的兩能態模型,并推導出相應的吸附熱計算公式，引入德布羅意平均熱波長后,得到了朗繆爾單分子層模型吸附熱的近似計算公式；郭立穩等[16]在實驗室對吸附過程中煤的溫度變化量進行研究，結果表明吸附的瓦斯壓力越大，即瓦斯吸附量越大，吸附過程放出的熱量越大；牛國慶等[17]研究了煤樣在吸附和解吸過程中的溫度變化情況，發現解吸后煤樣溫度的下降量與吸附時氣體壓力呈正相關；于寶海等[18]針對煤與瓦斯突出危險性預測問題, 對煤層釋放瓦斯膨脹能進行了深入研究，根據瓦斯膨脹能基本計算方法，以煤層瓦斯流動壓力場分布規律為基礎，分別建立了煤壁釋放瓦斯膨脹能和鉆孔釋放瓦斯膨脹能理論方程式。

綜上所述，前人在煤層瓦斯吸附解吸及溫度變化方面開展了大量研究并取得了豐富成果，但缺乏對突出過程中煤體與巷道溫度的對比分析。為此，通過系統開展煤與瓦斯突出物理模擬試驗，研究突出過程中煤層和巷道溫度演化規律，為探索煤與瓦斯突出預測新方法和防控措施提供參考。

1 試驗系統及方法

多功能煤與瓦斯突出模擬試驗系統[19]主要由試件腔體、加載模塊、滲流模塊、誘突模塊、巷道模塊和采集模塊組成，具有試件腔體密封壓力高、突出口打開速度快、可以記錄突出過程中煤層及巷道各參數變化等功能優勢。

試件腔體直徑200 mm，長700 mm，最大密封壓力10.0 MPa；巷道共10 段，每段直徑200 mm，長1 000 mm，最大密封壓力3.0 MPa。溫度數據由JYDAM-PT100 模塊采集，采集頻率10 Hz，共安裝溫度傳感器11 個，分別位于試件腔體壁面（1 個，命名為T0，同時在相同位置安裝1 個壓力傳感器，命名p0）和每段巷道中部壁面（10 個，命名為T1、T2、…、T10）。煤樣取自發生過多次突出事故的河南省安陽市龍山煤礦二1 煤層。龍山煤礦開采深度400～600 m 時瓦斯壓力為2.0 MPa 左右，然而始突深度僅為130 m，因此制定突出試驗中煤層吸附瓦斯壓力分別為2.0、0.85、0.35 MPa。為保證試驗的安全性，試驗中使用與CH4具有相似吸附特性的惰性氣體CO2進行突出試驗[20]。每次試驗向腔體內裝入5 kg 備用煤樣[21]，抽真空2 h 至腔體氣壓接近-0.1 MPa，之后向腔體內充入CO2至預定瓦斯壓力并保壓吸附24 h，然后打開爆破片，瞬間誘導突出。詳細試驗步驟見參考文獻［19］，此處不再贅述。

2 試驗結果分析

2.1 煤層溫度變化規律

瓦斯壓力2.0 MPa 條件下突出過程中煤層溫度和壓力變化曲線如圖1，不同瓦斯壓力條件下煤層溫度對比如圖2。

由圖1 可知：突出發生后，煤層壓力瞬間下降至大氣壓，而煤層溫度的變化則具有明顯的滯后性，同時呈現顯著的階段化演化特征，根據變化趨勢可劃分為3 個階段。①區域Ⅰ：煤體溫度急速下降階段，突出發生后13.2 s 內迅速下降了0.56 ℃；②區域Ⅱ：煤體溫度快速升高階段，在13.2～107.2 s 內升高了0.41 ℃；③區域Ⅲ：煤體溫度緩慢變化階段，在107.2 s 達到-0.15 ℃之后處于一個持續的較為穩定的狀態。煤體內存在大量的孔隙、裂隙結構，使得煤體與瓦斯的熱交換面積較大、速度較快，可認為煤體與瓦斯的溫度是一致的，同時煤層溫度變化量隨瓦斯解吸量的增加而增大。突出發生瞬間，煤體被破壞拋出、大量瓦斯隨之解吸，與此同時，游離瓦斯膨脹做功吸收熱量，導致煤層溫度急速下降。突出動力現象終止之后，瓦斯的解吸量大幅度下降，吸收熱量變少，隨著巷道熱空氣的不斷涌入，煤層溫度停止下降并開始逐漸升高。溫度回升到一定值之后，煤體瓦斯仍在解吸，但解吸量很低，總體吸收的熱量與煤層與空氣中熱交換達到一定的平衡，隨著時間的推移，煤體溫度會緩慢升溫至環境溫度。

由圖2 可知：不同瓦斯壓力條件下突出后煤體溫度的變化規律相似，均呈現急速下降→快速升高→緩慢變化3 階段演化特征。3 次試驗中（2.00、0.85、0.35 MPa）溫度下降量峰值分別為0.56、0.23、0.11 ℃，對應時間分別為13.2、15.3、13.7 s。由于階段Ⅰ煤層溫度近似呈現線性變化，因此定義煤層溫度的下降量最大值與下降時間的比值為煤層溫度平均下降速率，可得3 次試驗中煤層溫度平均下降速率分別為0.042、0.015、0.008 ℃/s?？梢姡S吸附瓦斯壓力的升高，煤層溫度下降量增加、下降速率增大，即煤層溫度下降量和平均下降速率均與瓦斯壓力呈正相關關系。分析認為，隨著煤層吸附瓦斯壓力的增加，煤層中吸附和游離瓦斯量增大、煤層與巷道之間的壓力梯度升高，因此吸附瓦斯解吸量增加、解吸速率增大，游離瓦斯膨脹量增大，導致煤體溫度下降更快、下降量更大。

2.2 巷道溫度時空演化

瓦斯壓力2.0 MPa 條件下突出過程中巷道溫度演化如圖3（T10傳感器異常未采集到數據）。不同瓦斯壓力條件下突出過程中巷道溫度變化如圖4。

由圖3（a）可知：突出發生之后，巷道溫度出現短暫上升，隨后開始下降，最后緩慢回升至環境溫度。其中距突出口最近的巷道溫度（T1）在突出0.4 s后升高0.47 ℃，隨后在13.8 s 內大幅下降了3.19℃。分析認為，突出發生后，產生的沖擊波會以超聲速先于突出煤體傳播至突出口前方巷道，沖擊波強擾動及其與巷道摩擦均會導致巷道溫度上升；隨著突出煤體和瓦斯涌入巷道，破碎煤體內吸附瓦斯不斷解吸以及高壓瓦斯進一步膨脹泄壓都會吸收大量的熱量，從而導致巷道內溫度驟降；隨著突出的進一步發展，突出動力現象逐漸停止，此時巷道內瓦斯解吸和膨脹作用減小，加之巷道內外的熱交換效應，使得巷道溫度逐漸回升并最終穩定在環境溫度附近。由圖3（b）可知：突出過程中巷道溫度在空間分布上差異性顯著，突出前期靠近突出口的巷道溫度出現升高現象，遠離突出口的巷道溫度則無明顯增加；突出過程中巷道溫度下降量峰值則隨著距突出口距離的增加而降低，第1 段巷道溫度（T1）下降量最大為3.19 ℃，第9 段巷道溫度（T9）下降量最小為0.59℃，僅占前者的18%，即和遠處巷道溫度相比，突出口附近的第1 段巷道溫度上升幅度和下降峰值均為最大。突出之后，破碎煤體和瓦斯快速涌入巷道，向前運動過程中部分煤體沉降至巷道，瓦斯膨脹能也相應降低，因此距突出口越遠，巷道溫度變化越不明顯。

由圖4 可知：在低瓦斯壓力條件下（0.85、0.35 MPa），突出前期溫度的升高不明顯，表明此時沖擊波擾動能力較弱；在巷道溫度下降階段，3 次試驗中（2.00、0.85、0.35 MPa）巷道溫度下降量的峰值均在第1 段（T1）處，分別為3.19、2.41、1.09 ℃，對應時間分別為13.8、12.8、11.6 s，可得巷道的溫度平均下降速率分別為0.249、0.188、0.094 ℃/s，與瓦斯壓力呈正相關；而第8 段巷道溫度（T8）下降量的峰值分別為1.06、0.25、0.33 ℃，對應時間為24.0、34.4、38.0 s、溫度平均下降速率0.044、0.007、0.008 ℃/s。整體上，瓦斯壓力越大，巷道溫度下降量越大，但是低瓦斯壓力（0.85、0.35 MPa）對巷道后段溫度（T6～T9）的影響較弱。結合突出煤粉質量分布特征可知，在低瓦斯壓力條件下，突出煤粉質量較少，在巷道內分布較為均勻；在高瓦斯壓力條件下，突出煤粉質量多，且主要分布于巷道后段，因此巷道后段存在大量具有一定解吸能力的破碎煤體，從而導致巷道后段溫度下降仍較為明顯。

2.3 煤層和巷道溫度對比

分別選取巷道前、中、后段3 個特征位置處溫度（T1、T4、T9）和煤層溫度（T0）進行分析，不同瓦斯壓力條件下突出過程中巷道和煤層溫度對比如圖5。

以吸附瓦斯壓力2.0 MPa 條件為例，一方面，突出發生后，煤層溫度呈現急速下降—快速升高—緩慢變化3 階段演化特征，巷道溫度總體上也呈現先降后升的演化趨勢；兩者均滯后于煤層氣壓變化，且最終都趨于環境溫度，同時下降量峰值時刻也較為一致。另一方面，突出過程中煤層溫度最大下降0.56 ℃，平均下降速率為0.042 ℃/s，而巷道溫度最大下降3.19 ℃，平均下降速率為0.249 ℃/s，分別是前者的5.7 倍和5.9 倍?？梢娡怀鲞^程中，煤層和巷道溫度在時間演化上具有整體相似性，但是在變化幅度上則具有顯著差異性。

分析可知，煤層溫度變化主要受控于試件腔體內煤層吸附瓦斯的解吸和游離瓦斯的膨脹泄壓，而巷道溫度的演化同時受到拋出煤體解吸瓦斯、噴出瓦斯膨脹泄壓、沖擊波擾動以及與環境熱交換等多種因素的共同影響。結合觀察的突出現象，突出發生后大量煤體拋入巷道，以分層流和沙丘流形態向前運移，同時煤體顆粒之間、煤體與巷道均發生大量碰撞，逐漸形成更小顆粒的煤粉，在突出后期形成懸浮流形態并長時間充滿整個巷道?？紤]到巷道溫度在突出后10 s 多仍然保持下降趨勢，而此時巷道瓦斯膨脹和沖擊波的影響較少，因此突出煤體在巷道內的進一步破碎并大量解吸瓦斯，是巷道溫度演化的主控因素，也是導致巷道溫度下降量大于煤層溫度下降量的主要原因。因此，可進一步推測，煤礦現場突出動力現象終止后的一段時間，突出煤粉仍然會持續解吸大量瓦斯，巷道內的瓦斯濃度可能不降反增，瓦斯危害風險依然很高。

3 結 論

1）突出發生后，煤層瓦斯壓力快速下降至大氣壓，煤層溫度演化具有一定的滯后性，呈現急速下降→快速升高→緩慢變化3 階段演化特征；隨吸附瓦斯壓力的升高，煤層溫度下降量增加、下降速率增大，3 次試驗中（2.00、0.85、0.35 MPa）溫度下降量峰值分別為0.56、0.23、0.11 ℃，溫度平均下降速率為0.042、0.015、0.008 ℃/s。

2）突出發生后，巷道溫度出現短暫上升，隨后開始下降，最后緩慢回升至環境溫度；瓦斯壓力越高，巷道內的溫度下降量越大，3 次試驗中（2.00、0.85、0.35 MPa）溫度變化量峰值分別為3.19、2.41、1.09℃，對應的溫度平均下降速率為0.249、0.188、0.094℃/s。突出過程中巷道溫度下降量峰值則隨著距突出口距離的增加而降低。

3）煤層和巷道溫度在時間演化上具有整體相似性，但是在變化幅度上則具有顯著差異性，煤層溫度最大下降0.56 ℃，平均下降速率0.042 ℃/s，而巷道溫度最大下降3.19 ℃，平均下降速率0.249 ℃/s，分別是前者的5.7 倍和5.9 倍；煤層溫度變化主要受控于吸附瓦斯的解吸和游離瓦斯的膨脹，巷道溫度變化則主要受控于突出煤體在巷道內的進一步破碎并大量解吸瓦斯。因此可推測現場突出后，巷道內的瓦斯濃度可能不降反增，瓦斯危害風險依然很高。