張孟浩,喬 偉,薛凱隆,寇 杰
(山西大同大學(xué) 煤炭工程學(xué)院,山西 大同 037003)
隨著煤礦開采深度以及煤層開采強度的增加,瓦斯事故概率逐漸增大,給煤礦工人生命安全帶來了巨大的威脅[1]。抽采瓦斯不僅可以減少瓦斯涌出量、防止瓦斯超限積聚、瓦斯爆炸和煤與瓦斯突出事故的發(fā)生,也是化害為利的重要措施。礦井瓦斯抽采前需要對礦井煤層、瓦斯各個相關(guān)抽采參數(shù)進行計算分析,確定該礦井的瓦斯抽采難易程度以及抽采的可行性,從而有效避免因盲目作業(yè)而引發(fā)的施工事故[2]。
平煤天安十礦位于平頂山市東北部,距市中心約6 km,行政區(qū)劃屬平頂山市衛(wèi)東區(qū)。井田內(nèi)可采煤層8層(一4、二1、二2、四1、四2、四3、五1、五2),賦存于太原組、山西組及下石盒子組的四、五煤段;其中二1、二2、四2、五2煤層為全區(qū)可采煤層。煤層總厚度36.30 m,含煤系數(shù)4.62%??刹擅簩涌偤穸?9.61 m,可采煤層含煤系數(shù)2.5%?,F(xiàn)主要針對平煤天安十礦二2煤層24080工作面的煤層瓦斯參數(shù)進行瓦斯抽采可行性分析。二2煤層位于山西組(二煤段)中下部,煤層平均厚度2.11 m,結(jié)構(gòu)較為簡單,屬于中厚程度煤層,可采性指數(shù)為1,煤厚的變異系數(shù)為30%,屬于較穩(wěn)定全區(qū)可采煤層,在井田東部和北部與二1煤層合層。礦區(qū)范圍內(nèi)二2煤層底板標高為-190~-770 m,埋深為280~950 m;北部擴大區(qū)二2煤層底板標高為-775~-1 100 m,埋深為950~1 230 m。
煤層中儲存的氣體含量越高,開采過程中從煤礦排出的氣體就越多[3]。當(dāng)煤層氣含量超過10 m3/t時,生產(chǎn)礦井存在潛在風(fēng)險。因此,控制和預(yù)防瓦斯突出災(zāi)害需要準確測定煤層中的瓦斯含量。
2.1.1瓦斯含量測定
在己15-24080機巷高抽巷,共采集3個煤樣。經(jīng)測定,二2煤層CH4平均含量為6.19 m3/t,二2煤層平均瓦斯含量為6.17 m3/t。具體測定結(jié)果見表1所示。
表1 瓦斯含量測定結(jié)果Table 1 Results of gas content measurement
2.1.2煤的工業(yè)分析
采用工業(yè)分析儀測定己15-24080工作面煤樣基本參數(shù),測定過程遵循國標GB212-91。具體測試結(jié)果如表2所示。經(jīng)分析可知,煤層的孔隙率為真密度減去視密度的差除以真密度,由此可得己15-24080工作面煤層的孔隙率為0.083。
表2 煤樣的工業(yè)分析Table 2 Proximate analysis of coal samples
煤層瓦斯壓力測定地點為十礦二2煤層24080工作面,利用垂直煤壁打正交鉆孔法,對壓力表進行直觀讀數(shù)后,加上0.1 MPa即為測定地點的瓦斯絕對壓力參數(shù)。工作面附近共設(shè)有5個測點、5個鉆孔,每個鉆孔之間相距50 m。各個測點瓦斯壓力的測定結(jié)果如表3所示。
表3 煤層瓦斯壓力測定結(jié)果Table 3 Results of gas pressure measurement
從表3可以得出,煤層的瓦斯平均壓力為1.07 MPa。當(dāng)煤層瓦斯壓力大于0.74 MPa時,有必要預(yù)防和控制煤的突出[4]。同一煤層中氣體的壓力越高,氣體含量高的概率就越大。煤層瓦斯氣體壓力隨埋深的增加而增加,總體呈線性關(guān)系。將煤層瓦斯壓力的測量結(jié)果進行線性擬合分析可得出瓦斯壓力與煤層埋深的關(guān)系:
p=0.221 6h-11.968 89.
(1)
式中:p為瓦斯壓力,MPa;h為埋深,m。
十礦二2煤層實測瓦斯壓力p與煤層埋深h的離散點分布及回歸直線圖,如圖1所示。該線性擬合的回歸平方和與總離差平方和的比值R0為0.860 26,一般認為超過0.8的模型擬合優(yōu)度比較高,回歸擬合效果越顯著。說明二2煤層的瓦斯壓力與煤層埋深具有良好的相關(guān)性。
圖1 瓦斯壓力與埋深線性擬合圖Fig.1 Linear fitting of gas pressure and burial depth
線性回歸圖能夠清楚地探究煤層瓦斯賦存的規(guī)律特征。氣體以自由吸附的狀態(tài)存在于煤的微孔和裂縫中,瓦斯壓力越大,煤層的含氣量就越大。線性擬合圖顯示,氣壓與埋藏深度、局部構(gòu)造應(yīng)力等因素有關(guān),但與煤的形成年齡和變質(zhì)作用無關(guān)。淺層氣體壓力較小,隨著開采深度的增加,壓力將近似線性增加。在地質(zhì)構(gòu)造帶中,強烈的構(gòu)造應(yīng)力可以使煤體中的孔隙和裂縫變小,甚至閉合,氣體流動性大大減弱,氣體占據(jù)的孔隙減少,局部出現(xiàn)氣體增壓帶[5]。開放構(gòu)造帶煤層孔隙度較大。隨著開采深度的增加,同時受開采應(yīng)力的影響,瓦斯運移會導(dǎo)致瓦斯壓力下降。因此,瓦斯壓力與埋深之間具有一定的線性相關(guān)性和局部不均勻性。
根據(jù)礦井目前的生產(chǎn)狀況,對計劃開采的二2煤層(本煤層)24080工作面進行瓦斯相對涌出量預(yù)測。瓦斯相對涌出量預(yù)測公式為:
q=q1+q2.
(2)
式中:q為工作面相對瓦斯涌出量,m3/t;q1為本煤層相對瓦斯涌出量,m3/t;q2為鄰近煤層相對瓦斯涌出量,m3/t。
q1=K1·K2·K3·(w0-wc).
(3)
式中:K1為圍巖瓦斯涌出系數(shù),取1.3;K2為丟煤瓦斯涌出系數(shù),取回采率95%的倒數(shù)1.053;K3為采區(qū)內(nèi)準備巷道預(yù)排瓦斯對開采層瓦斯涌出的影響系數(shù);w0為煤層原始瓦斯含量,經(jīng)實測取20.04 m3/t;wc為運出礦井后煤的殘存瓦斯量,經(jīng)實測取2 m3/t。
根據(jù)《礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法》,本礦為長壁后退式回采,K3=(L-2b1)/L,L為工作面走向長度(根據(jù)礦方提供礦井接替計劃),取150 m;b1為掘進巷道預(yù)排等值寬度,本礦二煤組屬高變質(zhì)煤,按《礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法》,巷道煤壁暴露時間取200 d,b1取15.4 m,故K3經(jīng)計算為0.795。
根據(jù)《礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法》(AQ1018-2006)中的附錄C.1可知,wc取2 m3/t;經(jīng)計算,q1=19.63 m3/t。而q2的計算公式為:
(4)
式中:w0i為第i個鄰近煤層的原始瓦斯含量,因?qū)偻幻航M,均取20.04 m3/t;wci為第i鄰近煤層殘存瓦斯含量,因?qū)偻幻航M,均取2 m3/t;di為第i個鄰近煤層的厚度,均取1 m;h為工作面采高,m。因采用全部陷落法,故d/h=1;ηi為第i個鄰近層瓦斯排放率,%。
表4 瓦斯相對涌出量預(yù)測Table 4 Prediction of relative gas emission
試驗場地為24080工作面高抽巷道。分別設(shè)計1號和2號兩個順層鉆孔,鉆孔長度為50 m,直徑為75 mm,封孔長度為6.66 m。使用流量計,在每個相同的時間間隔測量鉆孔內(nèi)瓦斯的自然涌出量,其自然涌出量隨著時間的延長而逐漸減少,衰減規(guī)律如下:
qt=q0e-at.
(5)
式中:qt為時間為t時的鉆孔自然瓦斯涌出量,L/min;t為排放瓦斯時間,d;a為瓦斯涌出量衰減系數(shù),d-1;q0為初始瓦斯涌出量,L/min。
1號和2號鉆孔瓦斯流量數(shù)據(jù)統(tǒng)計如表5所示。
表5 鉆孔瓦斯流量數(shù)據(jù)統(tǒng)計Table 5 Statistics of gas flow data of boreholes
將表所測得的數(shù)據(jù)進行整理,經(jīng)過線性擬合處理可分別得到1、2號鉆孔的瓦斯流量衰減曲線,如圖2、圖3所示。
圖2 1號鉆孔瓦斯流量與觀測時間線性擬合Fig.2 Linear fitting of gas flow of borehole 1 and observation time
圖3 2號鉆孔瓦斯流量與觀測時間線性擬合Fig.3 Linear fitting of gas flow of borehole 2 and observation time
根據(jù)1號孔和2號孔的瓦斯流量與觀測時間的線性擬合結(jié)果可以得到瓦斯流量的涌出規(guī)律,其分別是qt1=7.546 62e-0.014t和qt2=8.983 25e-0.028t,線性擬合的回歸平方和與總離差平方和的比值R1和R2分別為0.982 54和0.901 39,兩個模型擬合優(yōu)度都比較高,回歸擬合效果顯著,說明瓦斯流量隨著觀測時間的變化呈規(guī)律性變化。由擬合公式推算工作面的瓦斯流量衰減系數(shù)為0.014~0.028 d-1,平均瓦斯流量衰減系數(shù)為0.021 d-1。
煤層透氣性是評價煤層能否實現(xiàn)預(yù)抽的重要指標,對衡量煤層中瓦斯流動的難易程度具有重要意義[7]。對煤層透氣性系數(shù)采用鉆孔試驗計算分析。試驗布孔具體參數(shù)如下:鉆孔直徑為75 mm,鉆孔傾角為+5°,鉆孔深度為50 m,封孔深度為6.66 m。當(dāng)測得的鉆孔壓力穩(wěn)定并達到最大值時,拆除壓力表,同時測量氣體流速。透氣性計算的具體參數(shù)見表6所示。
表6 透氣性計算基礎(chǔ)參數(shù)Table 6 Basic parameters of permeability calculation
表中:F0為時間準數(shù);a、b分別為系數(shù)與指數(shù);p0為原始絕對瓦斯壓力,MPa;p1為排放瓦斯壓力,MPa;α為煤層瓦斯含量系數(shù),m3/(m3·MPa0.5);t為時間間隔,d;q為排放瓦斯時間t時的鉆孔煤壁單位面積瓦斯流量,m3/(m2·d);r1為鉆孔孔徑,mm。計算公式如下:
q=Q/2πr1l.
(6)
式中:Q為時間為t時鉆孔的總流量,m3/d;l為煤孔長度,m。
測得鉆孔的原始數(shù)據(jù)如表7所示。由表7可得公式:
α=w·γ/p1/2.
(7)
式中:w為瓦斯含量,m3/t;γ為煤容重,t/m3。
經(jīng)計算3個鉆孔的瓦斯含量系數(shù)分別為:
α1=6.956 0 m3/(m3·MPa0.5);
α2=11.081 2 m3/(m3·MPa0.5);
α3=6.617 0 m3/(m3·MPa0.5)。
表7 測得鉆孔的原始數(shù)據(jù)Table 7 Raw data of boreholes
鉆孔與煤壁結(jié)合處的總面積S計算公式為:
S=2πr1l.
(8)
求得鉆孔與煤壁結(jié)合處總面積為3.138 5 m2。
排放時間t0內(nèi),鉆孔的比流量計算公式為:
qb=q′/S.
(9)
式中:qb為比流量,m3/(m2?d);q′為時間t0時的流量,m3/d。
經(jīng)計算可知3個鉆孔的比流量分別為:
qb1=8.255 5 m3/(m2·d);
qb2=8.619 6 m3/(m2·d);
qb3=14.851 7 m3/(m2·d)。
經(jīng)過計算可得A和B的值:
λ1= 1.83×0.4331.14×134.969 41/7.3=1.38 m2/(MPa2·d)
同理計算可得:
A2=0.627 4,B2=66.109 4,λ2=1.91 m2/(MPa2·d);
A3=0.891 1,B3=91.757 2,λ3=2.98 m2/(MPa2·d)。
將計算結(jié)果代入公式F0=Bλ中,皆滿足時間準數(shù)所限定的區(qū)間,證明選取計算公式準確。將計算得到的煤層透氣性系數(shù)各項數(shù)據(jù)匯總,如表8所示。
表8 煤層透氣性系數(shù)的各項參數(shù)Table 8 Parameters of permeability coefficient
由表8可知,煤層透氣性系數(shù)取所有結(jié)果的平均值為2.09。根據(jù)《礦井瓦斯抽放管理規(guī)范》,當(dāng)煤層透氣性系數(shù)小于0.1時,鑒定為難抽采煤層;當(dāng)煤層透氣性系數(shù)大于30時,鑒定為易抽采煤層;介于兩數(shù)值中間的煤層為可抽采煤層。由計算結(jié)果分析可知,平煤天安十礦二2煤層具有抽采的必要性且為可抽采煤層。
1)對十礦二2煤層24080工作面瓦斯含量和瓦斯壓力分別測定分析,計算得到二2煤層平均瓦斯含量為6.17 m3/t,平均瓦斯壓力為1.07 MPa;對工作面瓦斯涌出量進行預(yù)測分析,得到相對瓦斯涌出量為37.67 m3/t,本煤層瓦斯相對涌出量為19.63 m3/t,鄰近煤層瓦斯相對涌出量為18.04 m3/t,本煤層瓦斯相對涌出量占比52.11%,鄰近煤層瓦斯相對涌出量占比47.89%。對判定煤層抽采難易程度的重要指標鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)進行測定,測得衰減系數(shù)為0.021 d-1;對反映瓦斯抽采難易程度的指標進行測定,測得煤層透氣性系數(shù)為2.09。
2)根據(jù)煤層瓦斯壓力安全標準以及礦井?dāng)?shù)據(jù)劃分,煤層平均瓦斯壓力為1.07 MPa,大于0.74 MPa,應(yīng)立即對煤層實施突出鑒定工作。測得24080工作面瓦斯相對涌出量高達37.67 m3/t,超過10 m3/t的鑒定界限,確定礦井屬于高瓦斯礦井且隨時具有突出危險,瓦斯抽采工作具有必要性。根據(jù)煤層抽采難易程度的分類標準,該礦井煤層鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)為0.021 d-1,介于0.003~0.050 d-1之間,且煤層透氣性系數(shù)為2.09,介于0.1~10.0之間時,煤層屬于可抽采瓦斯煤層。