张 羽，郝富昌

（1.山西潞安化工余吾煤业有限责任公司，山西 长治046100；2.河南理工大学 安全科学与工程学院，河南 焦作454000）

瓦斯涌出量预测是进行通风设计及制定瓦斯防治措施的基础[1]。瓦斯涌出量预测方法主要有矿山统计法[2]、分源预测法[3]、多场耦合方法[4-6]、瓦斯地质数学模型法[7]、主成分回归分析法[8]等方法。掘进工作面瓦斯涌出由巷道煤壁和掘进落煤2 部分组成，目前瓦斯涌出量预测的研究成果多集中于煤壁瓦斯涌出量方面，而煤矿生产实践表明，随着综合机械化掘进技术的应用，煤巷掘进速度随之加快，掘进落煤瓦斯涌出量大幅度的升高，容易造成瓦斯超限事故，因此有必要对掘进落煤瓦斯涌出量进行准确预测。目前，掘进落煤瓦斯涌出量预测的研究相对较少，研究方法主要按照AQ 1018—2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》的要求[2]，依据煤层原始瓦斯含量和残存瓦斯含量进行掘进落煤瓦斯涌出量预测，残存瓦斯含量考虑了煤的变质程度的影响，通过煤的挥发分查表确定，该方法具有一定的合理性，但是存在着2个问题：①落煤瓦斯解吸量随着时间逐渐增大，该方法忽略了时间因素对落煤瓦斯涌出量的影响；②煤层残存瓦斯含量受到原始瓦斯含量、暴露时间及变质程度等因素的影响[9-10]，而前人研究成果仅考虑变质程度因素，导致预测结果产生较大误差。因此，有必要开展瓦斯解吸实验，研究瓦斯解吸量随原始瓦斯含量和解吸时间的演化规律，构建掘进落煤瓦斯涌出量预测模型，实现掘进落煤瓦斯涌出量的准确预测，为掘进工作面通风设计和制定瓦斯防治措施提供参数依据。

1 不同瓦斯压力瓦斯解吸规律

1.1 实验系统

实验系统按照国家标准GB/T 19560—2008《煤的高压等温吸附试验方法》自行加工搭建[11]，大质量瓦斯解吸实验系统如图1，其主要由脱气单元、充气单元、温度控制单元和解吸单元4 部分组成，该实验系统可以进行0～6.0 MPa 瓦斯压力的瓦斯解吸实验，每份煤样质量达到1.5 kg，可有效提高实验精度。

图1 大质量瓦斯解吸实验系统Fig.1 Large-scale gas desorption experiment system

1.2 实验方法

1）在新掘巷道采集新鲜煤样，并记录煤样破坏类型及采集层位，每份煤样质量不少于15 kg，密封后送回实验室。

2）将采集的煤样制备为3 份，1 份煤样用来测试煤的煤的坚固性系数f 值和瓦斯放散初速度△p，另1 份煤样用来测试煤的吸附常数a、b 值，最后1份粉碎后筛选出粒径为1～3 mm 的煤样，质量不少于1.5 kg，用于瓦斯解吸实验。

3）采用6.0 MPa 的高压氮气检查实验系统的密封性，然后标定充气罐、煤样罐及连接管路的体积，随后将煤样放置于恒温水浴中进行脱气，脱气时长不少于12 h，待真空度在20 Pa 以下2 h 之后终止脱气。

4）脱气结束后设置温度为30 ℃，然后利用充气单元对煤样罐进行充气，充气时长不小于12 h，待压力恒定后记录充气压力。

5）连接解吸仪及真空气袋，随后进行瓦斯解吸实验，第1 min 每10 s 记录1 次数据，随后每30 s记录1 次数据，直至不再解吸瓦斯为止。煤样解吸完毕后再测试其残存瓦斯含量。

1.3 实验结果

1.3.1 余吾煤业3#煤瓦斯解吸规律

在余吾煤业3#煤层N1100 旁路放水巷新暴露煤壁采集煤样20 kg，密封后送回实验室进行实验，测试煤的煤的坚固性系数f 值为0.43，瓦斯放散初速度△p 为19.0 mmHg（1 mmHg=133.322 4 Pa），煤的吸附常数a 值为29.803 m3/t，吸附常数b 值为1.215 MPa-1。

采用搭建的大质量瓦斯解吸实验系统，设置瓦斯压力分别为0.50、0.75、1.50、2.50 MPa，进行了余吾煤业3#煤不同瓦斯压力的瓦斯解吸实验，余吾煤业3#煤不同瓦斯压力瓦斯解吸曲线如图2。

图2 余吾煤业3#煤不同瓦斯压力瓦斯解吸曲线Fig.2 Gas desorption curves of 3# coal with different gas pressures in Yuwu Coal Industry

从图2 可知，瓦斯解吸量随瓦斯压力的增加而增大，解吸时间为120 min 时，瓦斯压力0.50 MPa的瓦斯解吸量为3.19 mL/g；瓦斯压力0.75 MPa 时瓦斯解吸量增加为4.46 mL/g；瓦斯压力1.50 MPa时进一步增大到6.43 mL/g；瓦斯压力增加到2.50 MPa 时，120 min 的瓦斯解吸量高达7.72 mL/g。由此可知，随着瓦斯压力的升高，单位时间瓦斯解吸量逐渐增大，瓦斯压力是影响瓦斯解吸量的重要因素。

从图2 还可以看出，瓦斯解吸量随解吸时间逐渐增大，初始阶段瓦斯解吸速度较快，随后瓦斯解吸量增加梯度逐渐降低，最后几乎不再增大。不同时间的瓦斯解吸量及所占比例见表1。从表1 可以看出，1 min 中内瓦斯解吸量所占比例为15%左右，10 min 中内瓦斯解吸量所占比例为42%左右，30 min中内瓦斯解吸量所占比例为63%左右，60 min 中内瓦斯解吸量所占比例为80%左右。由此可以看出，瓦斯解吸是一时间过程，若按照AQ 1018—2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》的要求，进行掘进落煤瓦斯涌出量预测，忽略时间因素对瓦斯涌出量的影响，则计算结果存在着较大的误差。

表1 不同时间的瓦斯解吸量及所占比例Table 1 Gas desorption capacity and proportion in different time

1.3.2 余吾煤业3#煤瓦斯解吸模型

瓦斯解吸模型常用的有巴雷尔式、乌斯基诺夫式、文特式及对数公式等，其中GB/T 23250—2009《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》更是采用巴雷尔式和乌斯基诺夫式推算瓦斯含量损失量，但是，众多研究结果表明采用对数函数公式描述瓦斯解吸量与解吸时间关系具有更高的拟合精度[12-14]。为此，采用对数函数公式对图2 瓦斯解吸数据进行拟合分析，即：Qt＝Aln（t）＋B。式中：Qt为瓦斯解吸量；t 为解吸时间；A、B 为拟合系数。不同瓦斯压力解吸量与时间关系见表2。

表2 不同瓦斯压力解吸量与时间关系表Table 2 Relationship between desorption amount and time of different gas pressures

相关指数R2反映了各变量的相关程度，其越接近1 说明拟合精度越高。从表2 可以看出，余吾煤业3#煤不同瓦斯压力瓦斯解吸量和解吸时间的拟合精度都在0.93 以上，说明采用指数函数法具有较高的拟合精度。从表2 还可以看出，参数A、B 都随瓦斯压力的升高而增大，参数A、参数B 与瓦斯压力的拟合关系分别如图3、图4。

图3 参数A 与瓦斯压力拟合关系Fig.3 Parameter A and gas pressure fitting relationship

图4 参数B 与瓦斯压力拟合关系Fig.4 Parameter B and gas pressure fitting relationship

从图3 和图4 可以看出，参数A 和B 与瓦斯压力p 均具有指数函数关系：A＝0.422 7ln（p）＋0.761 6，R2＝0.998 3；B＝0.461ln（p）＋0.884 9，R2＝0.999 2。相关指数R2都在0.99 以上，拟合精度较高。将不同瓦斯压力值代入公式，即可求得参数A 和B，由此计算出不同瓦斯压力条件下不同时间的瓦斯解吸量。

考虑到煤矿瓦斯含量的测试更为容易，瓦斯含量与瓦斯压力满足朗格缪尔方程，余吾煤业3#煤层煤的吸附常数a 值为29.803 m3/t，吸附常数b 值为1.215 MPa－1，由此可以计算得到不同瓦斯压力条件下的瓦斯含量，并对瓦斯含量W 和参数A、B 进行拟合分析，可得参数A、B 与瓦斯含量W 的关系式：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，即可求得参数A 和B，由此可以计算出不同瓦斯含量条件下不同时间的瓦斯解吸量。

2 掘进落煤瓦斯涌出量预测模型及应用

2.1 掘进落煤瓦斯涌出量预测模型

瓦斯解吸量与解吸时间具有对数函数关系，设综掘机割煤速度为V，巷道断面面积为S，煤的密度ρ 时，可得掘进落煤在停留时间t 时的落煤瓦斯涌出量Qt预测模型：

从式（1）可以看出，影响落煤瓦斯涌出量的主要因素有：煤层原始瓦斯含量或瓦斯压力、巷道掘进速度、落煤停留时间和巷道断面积。

2.2 试验矿井概况

余吾煤业公司核定生产能力750 万t/a，设计服务年限81 年，矿井绝对瓦斯涌出量为355.87 m3/min，为高瓦斯矿井。余吾井田总体上为走向NNE-SN 向西缓倾的单斜构造，在此基础上发育方向比较单一的宽缓褶曲，沿倾向及走向伴有少量断距大于20 m的断层和一定数量断距小于20 m 的断层及陷落柱[15-16]。余吾井田逆断层主要为压扭性断层，易于富集瓦斯，巷道掘进到此区域瓦斯涌出量大幅度的增加，容易产生瓦斯超限事故。余吾井田褶皱以NNE-SN 向为主，通常情况下闭合而完整的小背斜且覆盖有屏障性顶板是良好的储气构造，其轴部煤层通常积存高压瓦斯，形成“气顶”，小向斜轴部因受挤压透气性差，也是瓦斯富集区[16]，在此区域掘进巷道瓦斯涌出量通常会增大，容易产生瓦斯超限事故。

2.3 不同瓦斯压力落煤瓦斯涌出量预测

由瓦斯压力与参数A 和B 的拟合公式可得不同条件下的参数A 和B，不同瓦斯压力条件下的参数A 和B 见表3。

表3 不同瓦斯压力条件下的参数A 和BTable 3 Parameters A and B under different gas pressure conditions

余吾煤业3#煤密度为1.46 t/m3，N1100 旁路放水巷为矩形断面，宽5.4 m，高3.8 m，断面积为20.52 m2。余吾煤业煤巷割煤1 个循环是0.8 m，正常情况下1 个循环割煤时间为40 min，由表3 可得不同瓦斯压力条件下的参数A 和B，将参数代入式（1），可得不同瓦斯压力在不同停留时间的落煤瓦斯涌出量，不同瓦斯压力在不同停留时间的落煤瓦斯涌出量如图5。

图5 不同瓦斯压力在不同停留时间的落煤瓦斯涌出量Fig.5 Coal gas emission from different gas pressures at different staying time

从图5 可以看出，掘进落煤瓦斯涌出量随着停留时间的增加而增大，瓦斯涌出量增加梯度初始阶段较大，随后逐渐缩小。影响落煤停留时间的因素主要为巷道长度和带式输送机的运煤速度，通常情况下，巷道越短，运煤速度越快，落煤瓦斯涌出量就越小。

从图5 还可以看出，单位时间内掘进落煤瓦斯涌出量随着瓦斯压力的增加而增大。为了防止割煤过程瓦斯超限事故的发生，应加大掘进工作面迎头抽采力度，降低煤层瓦斯压力和瓦斯含量，进而防止瓦斯超限事故的发生。

2.4 不同割煤速度落煤瓦斯涌出量预测

余吾煤业N1100 旁路放水巷原始瓦斯压力为0.70 MPa，由此可得参数A 和B 分别为0.61 和0.72，煤巷割煤1 个循环是0.8 m，假定1 个循环割煤时间分别为40、30、20 min，可得不同割煤速度在不同停留时间的落煤瓦斯涌出量，不同割煤速度在不同停留时间的落煤瓦斯涌出量如图6。

图6 不同割煤速度在不同停留时间的落煤瓦斯涌出量Fig.6 Coal gas emission from different cutting coal speeds at different staying time

从图6 可以看出，割煤速度对掘进落煤瓦斯涌出量有着较大影响，在停留时间为60 min 时，1 个循环割时间为40 min 时，落煤瓦斯涌出量为2.02 m3/min，当割煤时间加快到20 min 时，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，越容易造成掘进工作面瓦斯超限事故的发生。余吾煤业的生产实践也印证了这一结论，如：2019 年6 月4 日4点班，东翼采区水仓回风流瓦斯传感器发生瓦斯超限事故，最大值为0.82%，分析其原因认为，掘进队割煤1/2 仅用时10 min，割煤速度过快，导致掘进落煤瓦斯涌出量大幅度增加，进而造成瓦斯超限事故。此外，统计余吾煤业近几年的瓦斯超限事故认为，将近40%的超限事故由于综掘机割煤过快导致。因此，为了预防掘进工作面瓦斯超限事故，有必要控制割煤速度。

3 结 论

1）分析了不同瓦斯压力条件下瓦斯解吸量随时间的变化规律，解吸时间1、10、30、60 min 时瓦斯解吸量所占比例分别为15%、42%、63%、80%，瓦斯解吸量随时间逐渐增大，在掘进落煤瓦斯涌出量预测时必须考虑时间因素的影响。

2）建立了掘进落煤瓦斯涌出量预测模型，通过实验室实验确定了模型关键拟合参数A 和B，其与瓦斯压力具有如下关系：A＝0.422 7ln（p）＋0.761 6，B＝0.461ln（p）＋0.884 9；拟合参数A、B 与瓦斯含量W 关系为：A＝0.996 1lnW－1.643；B＝1.084 2lnW－1.732 3，代入瓦斯压力或瓦斯含量值，即可对掘进落煤瓦斯涌出量进行准确预测。

3）影响余吾煤业掘进落煤瓦斯涌出量的主要因素为煤层原始瓦斯压力或瓦斯含量、割煤速度及落煤停留时间，为了防治瓦斯超限事故，有必要加大瓦斯抽采力度，降低煤层瓦斯含量或瓦斯压力，同时控制掘进割煤速度，降低落煤瓦斯涌出量。