姚彥軍，王 毅，武 寅

(1.太原理工大學(xué)安全與應(yīng)急管理工程學(xué)院，山西 太原 030024；2.山西汾西礦業(yè)(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(fā)[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(nèi)外學(xué)者對瓦斯抽采半徑的確定方法主要分為建立煤體瓦斯?jié)B流模型的數(shù)值計算方法[2-7]和現(xiàn)場實際測定方法?，F(xiàn)場測定方法主要有：壓降法是在現(xiàn)場布置不同間距的鉆孔，通過分析鉆孔中不同時間對應(yīng)壓力值的變化，判斷抽采半徑[8]；SF6氣體示蹤法主要是將現(xiàn)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(jiān)測單孔抽采瓦斯流量，計算出預(yù)抽率，從而確定煤層瓦斯抽采半徑[11-12]；還有一些學(xué)者應(yīng)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(yù)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(jù)

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(jiān)測系統(tǒng)對鉆孔內(nèi)瓦斯流量及其周圍含量孔中瓦斯量進行連續(xù)檢測，將檢測數(shù)據(jù)與抽采達標指標數(shù)據(jù)進行比對，從而確定此區(qū)域內(nèi)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(tài)方程分別求出煤層的吸附、游離瓦斯量，此法在實際應(yīng)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(shù)據(jù)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(shù)；α為解吸特征參數(shù))，帶入數(shù)據(jù)可求出V，再經(jīng)溫度、壓力校正到標準狀態(tài)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(yīng)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(shù)，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(jù)

《煤礦瓦斯抽采達標暫行規(guī)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(yù)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(guān)系，見式(3)。

(3)

式中：η為瓦斯預(yù)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(shù)，m3/(t·MPa1/2)。

抽采過程中，鉆孔流量會隨時間呈現(xiàn)一定的函數(shù)關(guān)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(chǔ)參數(shù)；m、R為鉆孔施工參數(shù)，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(shù)關(guān)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(jié)果統(tǒng)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(nèi)進行積分，可得時間t內(nèi)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(shù)；t為抽采時間，d。

由式(3)結(jié)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(jù)，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(nèi)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(jié)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(nèi)的預(yù)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(jù)。

2 基礎(chǔ)參數(shù)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(guān)參數(shù)(孔隙率、工業(yè)分析值、吸附常數(shù))進行測試，測試結(jié)果見表1，具體測試方法如下所述。

表1 基礎(chǔ)參數(shù)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(shù)表示，可根據(jù)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(zhì)量，以此來求其數(shù)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?zāi)康模瑴y定依據(jù)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(yè)分析值測試。工業(yè)分析主要包括煤的水分、灰分、揮發(fā)分等，實驗儀器采用美國NAVAS公司的TGA-2000型全自動工業(yè)分析儀，應(yīng)用熱失重原理分析煤的水分、揮發(fā)分和灰分。

3) 吸附常數(shù)測試。本次測定煤的甲烷吸附常數(shù)a、b，采用沈陽煤科院的WY-98A型吸附常數(shù)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(tài)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(xiàn)場試驗及結(jié)果分析

3.1 試驗區(qū)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(jīng)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(shù)為0.21，煤的破壞類型正常區(qū)域內(nèi)為Ⅱ-Ⅲ類，地質(zhì)構(gòu)造帶內(nèi)為Ⅳ-Ⅴ類。經(jīng)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(shù)見表2)，鉆孔間距設(shè)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(tǒng)進行測定鉆孔內(nèi)瓦斯流量、負壓、瓦斯?jié)舛鹊葏?shù)，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?jié)舛燃傲髁克p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(shù)Table 2 Drill hole construction parameters

同時在抽采鉆孔影響區(qū)域內(nèi)1#鉆孔左側(cè)4 m、右側(cè)3 m和右側(cè)5 m處分別施工3個含量驗證孔，在2#鉆孔左側(cè)3 m、右側(cè)3 m、右側(cè)5 m和右側(cè)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(jié)果及分析驗證

根據(jù)監(jiān)測系統(tǒng)對抽采孔所監(jiān)測數(shù)據(jù)，兩個鉆孔的瓦斯?jié)舛茸兓厔菁巴咚辜兞孔兓?guī)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(nèi)瓦斯?jié)舛瓤傮w呈遞減趨勢，且在抽采0～30 d區(qū)間內(nèi)，瓦斯?jié)舛绕鸱▌用黠@，說明抽采孔區(qū)域內(nèi)的瓦斯由于負壓的影響，流入孔內(nèi)的瓦斯較多；但30 d后鉆孔內(nèi)瓦斯?jié)舛让黠@急劇降低，且基本無波動，說明鉆孔區(qū)域內(nèi)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(yù)期。由圖5可知，鉆孔瓦斯流量衰減符合負指數(shù)關(guān)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(jù)《煤礦瓦斯抽采達標暫行規(guī)定》，此次設(shè)定預(yù)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(shù)β分別為0.002 2和0.003 0，可分析預(yù)抽30 d、60 d、90 d、120 d、150 d、180 d的有效抽采半徑，見表3。預(yù)抽結(jié)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?jié)舛茸兓厔輬DFig.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(jù)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(yù)抽率大于40%，5 m處瓦斯預(yù)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(yù)抽后瓦斯含量為5.62 m3/t，預(yù)抽率為53.63%，5 m處預(yù)抽后瓦斯含量為7.41 m3/t，預(yù)抽率為38.86%，處于38.86%～53.63%之間，與結(jié)果基本吻合。結(jié)合4#煤層之前抽采達標預(yù)抽時間均少于180 d可得，抽采時間為180 d時，結(jié)合一定的安全系數(shù)，4#煤層鉆孔瓦斯抽采半徑設(shè)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(yù)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(jié) 論

1) 通過對4#煤層所布抽采鉆孔進行實時監(jiān)測，并對所測數(shù)據(jù)進行分析，得到了抽采鉆孔瓦斯?jié)舛鹊淖兓厔菁俺守撝笖?shù)關(guān)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(jié)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(yù)抽時間為180 d時，1#鉆孔區(qū)域瓦斯抽采半徑為6.81 m，2#鉆孔區(qū)域瓦斯抽采半徑為6.72 m，同時考慮一定的安全系數(shù)，將4#煤層瓦斯抽采半徑設(shè)為6.5 m，鉆孔間距可設(shè)置為13 m為宜，為現(xiàn)場鉆孔設(shè)計提供了理論依據(jù)。