采空区瓦斯涌出来源量化判识方法
——以寺河矿为例

(1.安徽理工大学 能源与安全学院,安徽 淮南 232001; 2.山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司 寺河煤矿,山西 晋城 048000; 3.平安煤炭开采工程技术研究院有限责任公司,安徽 淮南 232001; 4.深部煤炭开采与环境保护国家重点实验室,安徽 淮南 232001)

:为准确量化和动态反映工作面采空区瓦斯涌出来源,以沁水盆地寺河矿为研究区,采集煤体解吸瓦斯,测试分析了3号煤层及其7层邻近煤层解吸瓦斯组成成分,CH4,C2H6,CO2稳定碳同位素值,CH4氢同位素值及其分布特征,建立了基于稳定碳氢同位素和组分平均值的采空区瓦斯分源计算模型,实现采空区沿走向推进时各煤层瓦斯来源的量化分源计算,并完成了与传统分源预测计算结果的对比分析。研究表明,寺河矿主要煤层解吸气组分和稳定碳氢同位素值在横纵向均存在差异,总体表现为瓦斯中甲烷体积分数随煤层深度增大而增大,瓦斯碳氢同位素随深度增大出现偏重的特点,5302工作面采空区沿走向瓦斯涌出动态变化过程可以分本煤层涌入主体阶段、近邻近层涌入过渡阶段、动态平衡稳定阶段。随工作面推进,采空区内3号煤瓦斯涌出占比逐渐下降,最终稳定在20%~25%,近邻近层呈现先升后降并趋稳的特征,最终稳定在20%~25%,远邻近层9和15号瓦斯涌入主要在滞后工作面110 m后逐渐上升后趋稳,9号煤瓦斯最终占比20%~25%,15号煤瓦斯最终占比30%~35%。与传统分源预测结论相比,稳定碳氢同位素量化分源可以反映采空区内各煤层瓦斯涌出的动态演化过程,相比分源预测结论更有利于指导工作面生产实际。

关键词:采空区;瓦斯来源;碳氢同位素;分布特征;分源计算

采空区瓦斯防治是预防工作面瓦斯超限的重要举措。为有效提高采空区瓦斯抽采效率、合理设计抽采工艺和参数,必须量化研究采空区瓦斯来源及占比。国内外学者对瓦斯来源形成了较统一的认识,普遍认为:在采煤工作面中,瓦斯涌出源主要包括煤壁涌出瓦斯、落煤涌出瓦斯、采空区遗留涌出瓦斯及邻近层涌出瓦斯[1-4]。在分析采空区瓦斯来源时,国内外学者多依据采空区瓦斯浓度对瓦斯来源进行分析,该类研究通常采用相似物理模拟、数值模拟和理论分析等手段,通过分析瓦斯流动规律,确定瓦斯浓度分布,从而得出瓦斯来源[3]。在此类研究中,绝大多数学者通过CFD软件建立采空区瓦斯渗流模型,再利用Fluent求数值解的手段来模拟采场瓦斯运移规律,对采空区瓦斯浓度变化规律进行研究,获得瓦斯浓度分布规律[4-10]。传统采空区瓦斯涌出量的计算方法有分源计算法、依据基本顶垮落前后回风瓦斯涌量的变化估算采空区瓦斯涌出量和作图法等[11],其中最常用的是矿山统计分源预测法,即根据瓦斯涌出的不同来源,采用矿山统计法分别研究其涌出规律,由此对各个涌出源的涌出量进行预测。此外,也有国内学者利用碳同位素的地球化学手段对煤矿瓦斯异常开展了部分研究工作[12]。针对采空区瓦斯来源,部分学者通过采集岩巷和邻近煤层中瓦斯气样,分析煤层瓦斯碳同位素来确定瓦斯来源[13-14],认为气体物质组成不易区分来源煤层。

综上分析,已往关于采空区瓦斯涌出来源研究成果只能实现一个数据输出,无法系统反映采空区内邻近层瓦斯来源涌入的动态变化。本次研究以晋煤集团寺河矿主采煤层3号煤采空区为研究对象,通过系统采集煤样和采空区瓦斯气样,测试分析了3号煤层及其邻近层解吸瓦斯和采空区瓦斯气体组分及稳定同位素组成,分析了煤层解吸瓦斯及采空区瓦斯组分特征及稳定同位素分布特征,利用数理计算确定采空区瓦斯不同来源比例,建立了基于采空区瓦斯来源综合判别的瓦斯涌出预测方法,从而为工作面抽采工艺和参数设计提供技术和理论依据。

1 样品采集、解吸及测试分析

1.1 煤层解吸气(母本)采样

在量化分析采空区混合瓦斯来源占比之前,需要首先采样测试各煤层解吸气的组份和稳定碳氢同位素平均值,得出母本稳定碳氢同位素平均值。本次采样按照均匀性和代表性原则,采用刻槽法分别在矿井的东区和西区采集2,3,5,7,8-1,8-2,9,15号,共8层稳定和不稳定煤层煤样。而煤系地层中的1,4,10,11,12,13,13,16号煤层均为极不稳定煤层,6号全区不可见。因而本次采样标准确定为稳定和不稳定煤层,忽略极不稳定煤层的解吸瓦斯影响,原因是由于极不稳定煤层解吸瓦斯涌入3号回采工作面采空区的相对量太少,分析困难且不稳定,而且对极不稳定煤层瓦斯来源的考察无实际工程意义。

共采集母本煤样解吸气84件,采集数量明细见表1,所有煤样均密封于罐内,在解吸实验室制取解吸气样,采样方法根据《煤层气资源勘查技术规范》(GB/T 29119—2012)执行,采集的用于解吸煤层气的煤样质量一般在200~300 g,并快速地装入到真空罐内密封。为了真实反映解吸煤层气成分,应尽可能地将真空罐装满煤样。

1.2 实验分析测试

测试工作以煤样解吸气样、现场采集的11号联络巷的混合瓦斯气样为对象,实验分为两部分:① 瓦斯气体组分浓度测试实验仪器为GC-7800气相色谱仪,实验过程按照国标GB/T 19559—2008进行;② 瓦斯稳定碳同位素测试实验仪器为Delta Plus稳定同位素气体质谱仪,测试方法依照国家标准准GB/T 18340—2001进行,甲烷稳定氢同位素测试实验仪器为气相色谱-同位素谱仪(GC/TC/Delta Plus XL)联机测试,测试方法为气相色谱-高温裂解-质谱在线分析方法。

表1 寺河矿分煤层煤样(解吸气)取样数量明细
Table 1 Detailed list of sampling quantity of coal sample (desorbed gas) of Sihe Coal Mine

煤层2号煤3号煤软硬5号煤7号煤8-1号煤8-2号煤9号煤15号煤总计合计8组9组9组6组8组6组6组16组16组84组

2 母本解吸气稳定碳氢同位素分布规律

寺河矿母本解吸气实测组分指标4项,分别为CH4,C2H2,CO2,N2,实测出的稳定碳氢同位素具有指向意义的有δ13C(CH4),δ13C(C2H6),δ13C(CO2),δH(CH4),将母本解吸气稳定碳氢同位素测试值绘制成箱式图可以显示寺河矿各煤层解吸气稳定碳氢同位素的分布规律(图1)。其中,箱体的上下界分别代表数据的75%和25%分位点,箱体中间的空心点表示数据的平均值,而竖线的上下界则分别表示数据的最大和最小值。

图1 碳氢同位素箱式分布
Fig.1 Carbon and hydrogen isotope box distribution

根据测试结果绘制的稳定碳氢同位素测试值箱式分布(图1)可知,从寺河矿煤系地层最上层的山西组2号煤,到煤系地层最底层的太原组15号煤,各组煤层解吸瓦斯组分组成及稳定碳氢同位素均存在一定的差异,不同煤层解吸气稳定碳氢同位素差异明显,总体表现为2~15号煤层解吸瓦斯稳定碳氢同位素实测值和均值随深度增大出现变重(绝对值变小)的规律。母本解吸瓦斯组分及稳定同位素平均值见表2。

3 采空区瓦斯分源计算模型

混合瓦斯中不同标识物的同位素值与各个端元的混合比例密切相关[15-17]。高先志等根据质量守恒和体积比从碳同位素的定义出发,推导了混合瓦斯气体中碳同位素值的计算公式[14,17]:

(1)

其中,第1个端元CH4δ13C为δA,体积为VA;第2个端元CH4δ13C为δB,体积为VB。混合瓦斯碳氢同位素实测值为δmixδmix,δA,δB均可通过气体同位素质谱仪测出,对于单位体积的混合气体,有:VA=aXA,VB=bXB,VA,VB为未知值,a,b分别为该混合气体中来自第1煤层的气体和来自第2煤层气体的占比,且,a+b=1,a,b均为未知值,XA为来自第1煤层的解吸气体中CH4的组分(体积量),XB为来自第二煤层气体中CH4的组分(体积量),XA,XB可通过气相色谱仪测出。不同端元瓦斯中某标识物同位素平均值和该组份体积平均值见表2。该推导过程适用于任何一种同位素值,因而,混合瓦斯同位素可以用式(1)计算,其误差不会超过测定允许的误差(0.5‰)。

表2 研究区煤层解吸瓦斯组分及稳定同位素平均值
Table 2 Average composition and stable isotope of desorbed gas and gas from coal seam in study area

煤层气体成分平均值/%CH4C2H6N2CO2碳同位素值平均值/‰δ13C(CH4)δ13C(C2H6)δ13C(CO2)氢同位素值平均值/‰δH(CH4)2号705820008212548156-3494-1392-1469-176713号782300016167854969-3402-1380-1272-175265号823170019150952569-3279-1303-1188-173197号88521002498921564-3141-1149-1102-167748-1号92090002667591125-3033-1068-1057-165178-2号94022002950630885-3044-1037-1032-163549号95457003137600751-2925-955-1019-1596915号96414003629530597-2931-996-1069-16404

以上述公式推导为基础,当混合瓦斯为n个端元时,混合瓦斯气体中稳定同位素的计算公式可表示为

(2)

由式(2)可联立n元一次方程组,以上方程组可采用MATLAB软件求解。首先构建系数矩阵,再导入MATLAB中,求得a,b,…,n,运算过程及结果略。

由前文实验数据分析,分煤层解吸气组分和碳氢同位素值有实际指示意义的只有4组(δ13C(CH4),δ13C(C2H6),δ13C(CO2),δH(CH4)),最多只能辨识5组煤层来源混合瓦斯,而实际煤层赋存有8组,需要优化分源计算模型,对无实际分析意义的煤层合并处理。分析主采煤层柱状图发现,3号煤底板太原组的5,7,8-1,8-2号均为不稳定煤层,由于4组煤层间距较近(4层煤的含煤地层总厚度仅28.98 m),成煤环境和成煤时期十分接近(同属石炭—二叠系上统太原组),4组煤解吸气的稳定碳氢同位素实测值偏差小(4组煤层的甲烷碳同位素实测值平均偏差仅为7.2%,4组煤层的甲烷氢同位素实测值平均偏差仅为5.57%),可将5,7,8-1,8-2号合并作为一个单独端元完成五端元分源变形计算,继而揭示9号和15号煤层对主采3号煤层回采过程中瓦斯涌出的动态演化规律,是科学可行的。合并后的组分和同位素值见表3。

4 采空区走向瓦斯涌出来源动态演化规律

得出母本样品碳氢同位素平均值后,为了分析采空区瓦斯涌出规律,以寺河矿东五盘区5302工作面11号联络巷内的采空区为研究对象,在自2015-12-19—2016-01-18工作面正常推进期间,于每天的16:00点采集1组5302工作面11号联络巷密闭墙内采空区混合瓦斯,连续采集31 d,共采集距离工作面0~210 m内的11号联络巷混合气样31组,从而通过分析计算得到采空区沿走向0~210 m范围内的邻近层瓦斯涌入占比动态变化过程,工作面巷道布置如图2所示。

表3 合并后煤层解吸瓦斯及采空区瓦斯平均组分及稳定同位素值
Table 3 Average composition and stable isotope of desorbed gas and gas from coal seam and goaf after combinationg

煤层气体成分平均值/%CH4C2H6N2CO2碳同位素值平均值/‰δ13C(CH4)δ13C(C2H6)δ13C(CO2)氢同位素值平均值/‰δH(CH4)2号705820008212548156-34940-13920-14690-176713号782300016167854969-34020-13800-12720-17526组合层89238002592021536-31243-11393-10948-167419号95457003137600751-29250-9550-10190-1596915号96414003629530597-29310-9960-10690-16404

图2 5302工作面巷道和采空区11号联络巷采样点布置
Fig.2 5302 working face roadway and No.11 traverse in goaf layout

研究区工作面为寺河矿东五盘区5302大采高综采工作面,工作面开采3号煤层,一次采全高,煤层平均厚度6.0 m。3号煤属山西组(P1s),地层厚30.70~59.10 m,平均45.20 m,含煤4层,自上而下依次为1~4号,煤层总厚6.89 m,其中可采煤层1层(3号),平均厚度6.31 m。太原组(C3t)平均厚90.82 m,含煤12层,编号依次自上而下为5,7,8-1,8-2,9,10,11,12,13,13,15,16号,煤层总厚7.78 m,其中可采煤层2层(9,15号),平均可采厚度4.01 m。井田煤系地层共含煤15层,其中3,15号为主要可采煤层,9号为局部可采煤层(东区大部可采),其余为不可采煤层。工作面回采时预计工作面瓦斯绝对涌出量为45.43 m3/min。

测试得出31组混合瓦斯样品的组份和碳氢同位素值后,根据式(2)联立五元一次方程组,以混合气样组份和稳定碳氢同位素测试参数构建系数矩阵,再将系数矩阵导入MATLAB中,得出每天邻近层涌入5302采空区占比数据。将31 d主采3号煤层回采过程中,2,3,组合层,9,15号煤层瓦斯涌出占比数据进行拟合,就得出了沿走向采空区瓦斯动态涌出演化规律,如图2所示。

图3表现出的5302工作面距11号联络巷210 m范围内,邻近层瓦斯涌出动态变化规律特征十分明显,能够全面体现采空区内各瓦斯来源层涌出占比动态变化情况,其主要变化规律和特征可以归纳为3个阶段:

图3 5302工作面11号联络巷月度瓦斯来源分源示踪曲线
Fig.3 Monthly gas source indicator tracer curves of No.11 traverse in 5302 working face

(1)本煤层瓦斯涌入主体阶段。该阶段瓦斯涌出动态特征表现为:采空区以3号本煤层瓦斯涌入为主,近邻近层的瓦斯涌入占比也较高,且与3号煤层瓦斯涌出占比呈负相关关系,而2,9,15号的占比很低且很稳定。这是由于2号虽然与3号煤距离较近,但煤层赋存极不稳定,瓦斯原始含量较小,无法形成有效稳定的供给,而9和15号煤则由于层间距分别为49.6和80.16 m(9号超过了采高的8倍,15号则是采高的15倍以上),在无采动持续影响下,无法在短时间内形成稳定补给。

(2)近邻近层瓦斯涌入过渡阶段。该阶段瓦斯涌出动态特征表现为:采空区3号本煤层瓦斯涌入呈动态下降趋势,而近邻近层组合体涌入占据主体地位,但随着工作面继续推进,后期也呈动态下降趋势,9,15号瓦斯涌出占比在这一区间持续缓慢上升,尤其自1月4日开始(空间位置为距11号联络巷126.8 m处),上升趋势更加明显,2号瓦斯涌入占比依然很低且很稳定。9和15号的瓦斯来源占比缓慢上升是由于采场裂隙的发展和下邻近层卸压裂隙通道逐渐形成造成的,但与3号和近邻近层的瓦斯涌入占比相比,仍然水平较低。

(3)动态平衡稳定阶段。该阶段瓦斯涌出动态特征表现为:采空区内3号煤层及其近邻近层组合体的瓦斯涌出占比受工作面推进的影响,下降程度趋缓并逐渐平衡稳定,受采动的进一步持续影响,9,15号瓦斯涌出占比的上升趋势同步减缓并趋于平衡。截至1月19日停止采样时(空间位置为距11号联络巷210 m处),各煤层在采空区深部最终平衡的涌入占比约为:2号煤占比0~5%,3号煤占比20%~25%,近邻近层占比20%~25%,9号煤占比20%~25%,15号煤占比30%~35%。

为了研究5302工作面后方采空区210 m的深部空间内邻近层瓦斯涌出的占比情况,考察其是否符合动态平衡稳定阶段瓦斯涌出动态特征,又于2017-05-19T11:00开始,分3班每小班间隔2 h采集5302工作面12号联络巷密闭地点的瓦斯气样,该采样点滞后实际工作面480 m,该地点取样工作于5月20日9:00结束,一共取混合瓦斯气样12组,得出了12号联络巷密闭内混合瓦斯气样的来源变化如图4所示。

图4 5302工作面12号联络巷单日瓦斯来源分源示踪曲线
Fig.4 Single day gas source indicator tracer curves of No.12traverse in 5302 working face

由图4分析可以得出,5302工作面12号联络巷(滞后实际工作面480 m)处采空区混合瓦斯于各层的来源均处于稳定平衡的状态,15号煤总体占比稍高(平均26.2%),3号占比居其次(平均25.3%),而2号一直处于较低水平。这一动态平衡特征符合采空区瓦斯涌出第3阶段“动态平衡稳定阶段”瓦斯涌出动态特征表现。

综上所述,寺河矿5302走向长壁工作面采空区瓦斯来源随工作面推进呈现出3个阶段性特征,即本煤层瓦斯涌入主体阶段(时间在12月19日~12月26日,空间为11号联络巷至距工作面30 m的采空区内)、近邻近层瓦斯涌入过渡阶段(时间在12月26日~1月11日,空间为工作面后方30~114 m的采空区内)、动态平衡稳定阶段(时间在1月11日~1月18日,空间为工作面后方114~210 m,乃至延伸至采空区深部)。

5 与传统分源预测法分析结果的对比

目前工作面采空区瓦斯涌出预测普遍采用分源预测法,即根据瓦斯涌出的不同来源,分别研究其涌出规律,对各个涌出源的涌出量进行预测,从而实现对矿井总的瓦斯涌出进行预测。分源预测法的具体实施和计算标准可参照国家安全生产监督管理总局于2006-02-27发布的《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ 1018—2006)标准。本节将研究结论与分源预测结论进行对比分析,以验证稳定碳氢同位素分源预测结果的可靠性。

5302工作面概况已于前文详细说明,其主采3号煤层原始瓦斯含量24.8 m3/t,经区域瓦斯治理抽采达标后残存瓦斯含量为3.52 m3/t。从寺河矿5302综采工作面具体开采情况来看,工作面采空区瓦斯涌出来源主要可分为开采层瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出2种。

经《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ 1018—2006)标准计算,开采层3号煤的相对瓦斯涌出量为4.17 m3/t。经资料查阅,参照(AQ 1018—2006)标准计算得出3号煤各邻近层瓦斯参数明细见表4。其中邻近层瓦斯排放率参照了缓斜煤层下邻近层排放率曲线。

表4 3号煤各邻近层瓦斯参数明细
Table 4 No.3 coal adjacent seams gas parameters detailed table

邻近层厚度/m瓦斯含量/(m3·t-1)残存瓦斯含量/(m3·t-1)层间距/m采高/m排放率/%邻近层瓦斯涌出量/(m3·t-1)2号012248035218726800345号079248035211706481347号057248035234936180368号04224803524068680129号15283035249606100115号26616163528016600合计217

参照(AQ 1018—2006)标准计算,得出3号煤邻近层的相对瓦斯涌出量为2.17 m3/t。据此得出5302工作面采空区瓦斯涌出量及各煤层占比明细见表5。

表5 基于分源预测法的3号煤及其各邻近层瓦斯涌出来源占比对比
Table 5 Comparison of the proportion of gas emission from the No.3 coal and its adjacent seams based on the source prediction method

层号2号3号5号7号8号9号15号合计相对瓦斯涌出量/(m3·t-1)0344171340360120010634占比/%546582115719020100

为了更加清晰的反映出传统分源预测法与碳氢同位素示踪分源预测法结论的差异,对5302工作面单日连续跟踪上隅角、回风、主回风巷,每隔2 h取样测试36组,以及单月连续跟踪上隅角、回风、主回风巷,每天固定时间点取样测试120组,将分源预测平均值和传统分源预测法预测值进行对比,见表6。

表6 传统分源预测法和碳氢同位素分源预测法分源占比对比
Table 6 Comparison of traditional source prediction method and hydrocarbon isotope source prediction method%

预测方法预测周期地点2号煤3号煤5号煤7号煤8号煤9号煤15号煤碳氢同位素分源预测法单日上隅角386791617746——回风4352223314954——主回风巷2352625612768——联络巷5437128920185——单月上隅角4150327011372——回风1951625414070——主回风巷2342931217193——总平均3450725414070——分源预测法——546582115719020

从地点看,将同位素分析法在各个地点采样测试的平均值与分源预测法进行对比,可以看出单日上隅角的同位素分析值3号煤几乎与分源预测值一致。但分源预测法无法将预测结果在回风、主回风巷和联络巷3个地点进行细分,所以无法与同位素分析结论进行对比,而这3个地点的邻近层涌出量肯定存在差异。

从预测结果看,传统分源预测法结论是3号煤对采空区瓦斯来源的贡献率要大大高于邻近层的贡献率总和,而碳氢同位素预测法结论是3号煤对采空区瓦斯来源的贡献率与邻近层的总和贡献率相当。

需要特别指出的是,碳氢同位素预测结论中没有展现月度11号联络巷的分源预测结果,这是因为月度11号联络巷的分源预测结果反映的是整个采空区内沿走向方向上,各煤层瓦斯来源占比的动态演化规律,而不是跟踪某一点得出的分源占比规律,其所代表的是整个采空区内的分源预测动态变化规律,这一点是传统分源预测法预测结果的缺陷之一。

综上所述,将同位素分源分析法与分源预测法相比,首先,同位素分源预测法反映的采空区内的变化更加全面、丰富,呈现出的是采空内各瓦斯来源的动态演化过程,而分源预测法仅从层间距、岩性和排放率的角度对瓦斯含量进行预测,只能实现一个数据输出,而且是通过间接法公式计算得出的结果,与现场实际情况相比,误差较大,无法反映采空区各瓦斯来源的动态演化规律。其次,传统分源预测法结论是3号煤对采空区瓦斯来源的贡献率要大大高于邻近层的贡献率总和,这与现场生产过程中呈现出的瓦斯涌出特征有较大差异,经区域治理后的3号煤回采过程中,本煤层瓦斯涌出完全是可控的,而工作面回采过程中产生的瓦斯异常涌出均是由于下邻近层涌入导致,这说明下伏的5号和7号未经抽采煤层对3号煤回采及采空区瓦斯的影响很大,是采取局部瓦斯治理措施的重点。

6 结 论

(1)得出了寺河矿主要煤层解吸气和稳定碳氢同位素分布规律,即同一煤层解吸瓦斯组分组成及稳定碳氢同位素存在一定的差异,不同煤层解吸瓦斯组分组成及稳定碳氢同位素差异明显,总体表现为瓦斯中甲烷浓度随煤层深度变深增大,瓦斯碳氢同位素随深度增大出现偏重的特点。

(2)建立了基于稳定碳氢同位素和组分平均值的采空区瓦斯分源计算模型,并通过优化合并近邻近层平均值,实现采空区沿走向推进时各煤层瓦斯来源的量化分源计算。

(3)得出了采空区沿走向瓦斯涌出来源动态演化规律,即研究区5302工作面距11号联络巷210 m范围内的采空区内,各煤层瓦斯涌出动态变化过程可以分本煤层涌入主体阶段、近邻近层涌入过渡阶段、动态平衡稳定阶段。随工作面推进,采空区内3号煤瓦斯涌出逐渐下降,最终稳定在20%~25%的稳定区间,近邻近层呈现先升后降并趋稳的特征,最终稳定在20%~25%的区间内,9和15号瓦斯涌入主要在滞后工作面110 m后逐渐上升后趋稳,9号煤最终占比20%~25%,15号煤最终占比30%~35%,各层动态稳定平衡的涌出特征持续延伸至采空区深部。

(4)稳定碳氢同位素采空区量化分源结论与传统分源预测结论相比,反映的采空区内的变化更加全面、更加丰富,呈现出的是采空内各瓦斯来源的动态演化过程,而且从工作面采空区实际瓦斯涌出情况看,传统分源预测法结论与现场生产过程中呈现出的瓦斯涌出特征有较大差异。

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A new method for determining the individual sources of goaf gas emissionsA case study in Sihe Coal Mine

ZHOU Wei1,3,4,YUAN Liang1,3,4,ZHANG Guoliang2,DU Hailong2,XUE Sheng1,4,HE Guanghui2,HAN Yunchun1,3

(1.School of Mining and Safety Engineering,Anhui University of Science & Technology,Huainan 232001,China; 2.Sihe Coal Mine,Shanxi Jincheng Anthracite Mining industry (Group) Co.,Ltd.,Jincheng 048200,China; 3.Engineering and Technology Research Institute,Pingan Coal Mining Co.,Ltd.,Huainan 232001,China; 4.State Key Laboratory of Deep Coal Mining & Environment Protection,Huainan 232001,China)

Abstract:This paper describes a new method for determining the individual sources of goaf gas emissions in Shihe coal mine.Desorbed gases from coal seam No.3 and its seven neighboring seams were respectively sampled and analyzed of their composition including CH4,C2H6,stable carbon isotopes in CO2 and hydrogen isotopes in CH4.Based on the analyzed results,a mathematical model was developed for calculating the sources of goaf gas emissions.The model was then applied in No.5302 panel in Shihe coal mine to determine the emission sources of the goaf gas from each of the coal seams.The results show that CH4 concentration,stable carbon isotopes in CO2 and hydrogen isotopes in CH4 increased with the depth of No.3 seam.In terms of the characteristics of goaf gas emissions in No.5302 panel,it can be divided into three stages with the panel advance.In the initial stage,the goaf gas emission was dominated with gas desorbed from the mining No.3 seam,this dominance weakened as the panel advances and stabilized at around 20%-25% of the total goaf gas emissions.In the second stage,gas from neighboring seams started to play an important role in the goaf gas,taking up 20%-25% of the total goaf gas emissions.In the third stage,the sources of the goaf gas emission became stable and gases desorbed from No.9 and No.15 seams made up 20%-25% and 30%-35% of the total goaf gas emissions respectively.This isotopes based method,in comparison with the tradition method for determining the sources of goaf gas emissions,can give quantitative description of dynamic change in the individual sources of goaf gas emissions with the advance of a mining panel,enabling a more targeted and effective control of goaf gas emissions.

Key words:goaf;gas sources;carbon and hydrogen isotopes;distribution characteristics;individual source calculation

周 伟1,3,4,袁 亮1,3,4,张国亮2,都海龙2,薛 生1,4,贺光会2,韩云春1,3

中图分类号:TD712

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2018)04-1016-08

收稿日期:20170820

修回日期:20171222

责任编辑:常明然

基金项目:国家重点研发计划资助项目(2016YFC0801402,2016YFC0801404);国家重大科研仪器研制基金资助项目(51427804)

作者简介:周 伟(1982—),男,安徽淮南人,博士研究生。E-mail:786075607@qq.com

周伟,袁亮,张国亮,等.采空区瓦斯涌出来源量化判识方法——以寺河矿为例[J].煤炭学报,2018,43(4):1016-1023.

doi:10.13225/j.cnki.jccs.2017.1136

ZHOU Wei,YUAN Liang,ZHANG Guoliang,et al.A new method for determining the individual sources of goaf gas emissions:A case study in Sihe Coal Mine[J].Journal of China Coal Society,2018,43(4):1016-1023.

doi:10.13225/j.cnki.jccs.2017.1136