基于保压取心的深部煤层原位压力计算原理及方法初探.pdf

基于保压取心的深部煤层原位压力计算原理及方法初探崔鹏飞1，高明忠1,2，尚德磊1，李建华1，褚鹏1，宋杰1，李永程1，郝海春1，赵乐1，陈领1,2(1.深圳大学 深地工程智能建造与健康运维全国重点实验室，广东省深地科学与地热能开发利用重点实验室，深地科学与绿色能源研究院，广东 深圳 518060；2.四川大学 水力学与山区河流开发保护国家重点实验室，水利水电学院，四川 成都 610065)摘要:准确获取煤层原位瓦斯压力是防治瓦斯灾害的关键环节，现阶段仍需探寻测量准确、经济投入小、测定周期短的瓦斯压力测定手段。基于深部煤层原位保压取心原理技术，提出了深部煤层原位瓦斯压力计算方法并形成其测定流程，构建了保压空间内瓦斯压力演化数值模型，对比理论与数值模拟结果验证方法的可靠性，进一步探究煤层不同原位瓦斯压力下保压空间内瓦斯压力演化规律。结果表明：保压空间中瓦斯压力示数并非煤层原位瓦斯压力，当保压空间中压力示数为 0.3 MPa 时，煤层原位瓦斯压力约 0.38 MPa；保压空间中瓦斯压力平衡值越大，原位状态游离瓦斯占比越大，平衡后游离瓦斯质量占比也越大；随着保压空间中瓦斯由原位状态向新平衡态转换，游离瓦斯质量占比逐渐增加，吸附态瓦斯质量占比则相应减小；保压空间内瓦斯压力演化规律分为 3 个阶段，自取心完成后分别经历瓦斯压力快速增加、缓慢增加以及最终平衡阶段；基质内吸附态瓦斯压力缓慢衰减，游离态瓦斯压力快速衰减，保压空间内瓦斯压力先快速增加后趋于稳定最终达到压力平衡；煤心渗透率越大，保压空间中瓦斯压力达到平衡所需时间越短，但其保压空间中瓦斯压力最终平衡压力与煤心渗透率无关。关键词：保压取心；原位；煤层瓦斯压力中图分类号：TU45；TD713 文献标志码：A 文章编号：1001-1986(2023)08-0059-09Apreliminarystudyofpressure-preservedcoringcalculationprincipleandmethodforin-situpressureindeepcoalseamsCUI Pengfei1,GAO Mingzhong1,2,SHANG Delei1,LI Jianhua1,CHU Peng1,SONG Jie1,LI Yongcheng1,HAO Haichun1,ZHAO Le1,CHEN Ling1,2(1.State Key Laboratory of Intelligent Construction and Healthy Operation and Maintenance of Deep Underground Engineering,Guangdong Provincial Key Laboratory of Deep Earth Sciences and Geothermal Energy Exploitation and Utilization,Institute of DeepEarth Sciences&Green Energy,Shenzhen University,Shenzhen 518060,China;2.State Key Laboratory of Hydraulics and MountainRiver Engineering,College of Water Resource and Hydropower,Sichuan University,Chengdu 610065,China)Abstract:The accurate acquisition of in-situ gas pressure in coal seams is a key link in the chain of the prevention andcontrol of gas disasters.Presently,it is still necessary to explore accurate,low-cost,and time-saving methods for determ-ining gas pressure.Based on the in-situ pressure-preserved coring for deep coal seams,this study proposed a calculationmethod for in-situ gas pressure in deep coal seams and developed the calculation process.Using the constructed numer-ical model of the gas pressure evolution in the pressure-preserved space,this study verified the reliability of the pro-posed method by comparison with the theoretical and numerical simulation results.Accordingly,this study further ex-收稿日期:2022-12-09；修回日期:2023-04-17基金项目:深圳市杰出青年基金项目(RCJC20210706091948015)；国家自然科学基金项目(52225403，52104142)第一作者:崔鹏飞，1992 年生，男，山西晋中人，博士，从事深部煤层原位瓦斯精准测定研究工作.E-mail：通信作者:高明忠，1980 年生，男，山西吕梁人，博士，教授，从事深部岩层原位保真取心技术相关研究.E-mail： 第 51 卷 第 8 期煤田地质与勘探Vol.51 No.82023 年 8 月COAL GEOLOGY&EXPLORATIONAug.2023崔鹏飞，高明忠，尚德磊，等.基于保压取心的深部煤层原位压力计算原理及方法初探J.煤田地质与勘探，2023，51(8)：5967.doi:10.12363/issn.1001-1986.22.12.0934CUI Pengfei，GAO Mingzhong，SHANG Delei，et al.A preliminary study of pressure-preserved coring calculation principleand method for in-situ pressure in deep coal seamsJ.Coal Geology&Exploration，2023，51(8)：5967.doi:10.12363/issn.1001-1986.22.12.0934plored the evolutionary pattern of the gas pressure in the pressure-preserved space under different in-situ gas pressures incoal seams.The results indicate that(1)the indicated value of gas pressure in the pressure-preserved space is not the in-situ gas pressure in coal seams.When the indicated value was 0.3 MPa,the in-situ gas pressure of coal seams was about0.38 MPa;(2)a higher gas pressure after equilibrium in the pressure-preserved space corresponds to a higher proportionof in-situ free gas and a higher proportion of the mass of free gas after equilibrium;(3)with the conversion of gas in thepressure-preserved space from the in-situ state to a new equilibrium state,the proportion of the mass of free gas in-creases gradually,while that of the mass of adsorbed gas decreases correspondingly;(4)after coring,the gas pressure inthe pressure-preserved space evolves from rapid increase to slow increase and then to equilibrium since the pressure ofthe adsorbed gas in the matrix decreases slowly while the pressure of free gas decreases rapidly;(5)a higher permeabil-ity of coal cores corresponds to a shorter time required for the gas pressure in the pressure-preserved space to reach equi-librium.However,the final gas pressure in the pressure-preserved space after equilibrium is independent of the permeab-ility of coal cores.Keywords:pressure-preserved coring;in-situ;coal-seam gas pressure 煤层瓦斯压力是评估煤层瓦斯灾害风险的重要参数1。瓦斯压力的准确测定对煤与瓦斯突出危险区的划分与识别、瓦斯抽采设计和防突效果评价以及开采工艺和参数选择具有直接影响，是矿井安全生产、灾害防治措施制定的基础依据2-3。尤其，深部煤炭开发利用阶段瓦斯灾害愈加严重4-6，对瓦斯压力测定准确性提出更高要求7。煤层瓦斯压力测定主要分为直接法和间接法8。间接法主要依据 Langmuir 方程结合煤层瓦斯含量、吸附常数等参数进行瓦斯压力反算，间接法计算准确的前提是瓦斯含量等参数测量准确；直接法又分为主动式测压法和被动式测压法，整体思路均为在待测压煤层中钻孔，将钻孔封堵后在孔口安装压力表记录瓦斯压力变化规律9。其中，主动式测压法即在封孔后向煤层中充入一定量补偿气体并测量瓦斯压力，被动式测压法即在封孔后记录瓦斯压力，一般情况下主动式测压法测试周期更短测试准确度更高10。封孔质量是煤层瓦斯压力准确测定的基本保障，其难点主要在于巷道开挖及钻孔钻进扰动影响下在钻孔周边分布有大量裂隙，该裂隙可能与巷道周边煤体存在连续通道，进而导致封孔质量不佳11。研究者从封孔材料选配角度分别探究了黄泥、聚氨酯、水泥、水泥基封孔材料、煤基注浆封孔材料等11-12作为封孔材料，试图提高封孔材料对钻孔周边裂隙堵漏降渗效果改善瓦斯压力测定准确性；为了进一步提高封孔质量进而提升瓦斯压力测定效率，众多学者分别针对封孔工艺开发了一次封孔、两次封孔、两堵一注等封孔工艺11,13-16；同时，合理的封孔参数有助于提高封孔质量，前人分别从封孔深度、封孔长度等参数角度开展了大量研究17-18，进一步提升了瓦斯压力测定的可靠性。深部煤层应力条件复杂，易造成钻孔失稳19，同时煤矿井下现场施工受工人经验影响较大。为进一步提高瓦斯压力测定的稳定性，研究学者分别创新提出了基于瓦斯解吸特性的瓦斯压力推算方法8、基于“状态复原”原理的免封孔煤层瓦斯压力测定技术20、基于瓦斯溶解度的瓦斯压力计算方法21-22等，试图通过与瓦斯压力相关的其他可测参数进行瓦斯压力计算，为瓦斯压力精准测定提供了新的思路。谢和平院士团队基于“五保取心”构想23在煤矿领域提出了“深部煤层原位保压保瓦斯取心原理及技术”24，该技术可以实现煤层原位低扰动保压取心，在煤层钻孔小空间内可以实现自密封取样。结合该工艺保压优势，可开发基于保压舱压力示数计算煤层原位瓦斯压力的方法，避免煤矿井下封孔以及瓦斯压力记录等操作，具有节省经济、人力投入，有效缩短瓦斯压力测试周期等优势。笔者基于深部煤层原位保压取心工艺，提出煤层原位瓦斯压力计算方法，进而梳理保压取心工艺煤层原位瓦斯压力测定流程；构建保压取心器保压空间中瓦斯压力演化数值模型，对比理论方法与数值模拟方法计算结果以验证模型可靠性，进而探究保压空间中瓦斯压力演化规律，为深部煤层原位瓦斯压力计算提供可靠的原理方法，为煤矿井下瓦斯压力精准测定提供可靠的理论及技术支撑。1煤层原位瓦斯压力计算原理及方法煤层瓦斯主要以 3 种状态存在，分别为依附在孔裂隙表面的吸附态瓦斯、存在于煤体裂隙内的游离瓦斯以及溶解于水气中的溶解态瓦斯25-26。由于常规条件下溶解于水中的瓦斯含量极低，通常忽略溶解态瓦斯的影响，认为瓦斯主要由吸附态和游离态构成。本文基于保压取心工艺的保压、低扰动优势，形成整套适用于煤矿井下煤层原位瓦斯压力测定的工艺方法。1.1保压取心原理深部煤层原位保压取心工艺具有“低扰动”和“保压”两大技术优势。低扰动取心即通过取心器中的双重防转机构将取心过程中的扰动降到最低，避免取心 60 煤田地质与勘探第 51 卷扰动造成瓦斯逸散进而影响煤层原位瓦斯性质(图 1)；如图 2 所示，保压取心即基于牟合方盖几何原理，设计研发了具有煤矿井下钻孔小空间自密封功能的保压控制器，可将原位煤心保压封存在保压取心器中，形成保压空间。低扰动取心为保持煤心原位性质提供技术支撑，保压取心为瓦斯压力计算形成可靠的密闭空间，基于以上技术优势可进一步梳理煤层原位瓦斯压力计算原理。(a)保压取心器原理及实物吸附瓦斯游离瓦斯煤体(b)保压模块低扰动模块中心杆组件(c)图 1 保压取心原理24Fig.1 Schematic showing the principle of pressure-preserved coring 24 保压控制器打开状态牟合方盖几何原理保压控制器闭合状态图 2 保压控制器原理Fig.2 Schematic of the pressure-preserved controller 1.2煤层原位瓦斯压力计算原理煤层原位瓦斯力计算原理基于以下基本假设：(1)质量守恒定律。即煤层原位吸附态瓦斯与原位游离态瓦斯质量之和等于保压空间中平衡后吸附态瓦斯与平衡后游离态瓦斯质量之和。(2)吸附态瓦斯以单分子层吸附存在，满足 Lang-muir 方程。(3)游离态瓦斯满足气体状态方程。依据 Langmuir 方程和气体状态方程，单位质量煤样中的煤层原位瓦斯含量 mm0为：mm0=abp1+bpMgVM+MgcRTp(1)式中：a、b 为吸附常数，单位分别为 m3/t、MPa1；p 为煤层原位瓦斯压力，MPa；Mg为甲烷分子质量，kg；VM为理想气体体积常数，m3；为孔隙率，%；c为煤的视密度，kg/m3；R 为理想气体常数，J/(molK)；T 为温度，K。则保压煤心样品中瓦斯含量为：mmc0=mcmm0=abp1+bpMgVMmc+MgcRTpmc(2)式中：mc为保压煤样质量，kg。待保压空间内瓦斯吸附解吸平衡后，保压空间内包含平衡后煤样中的吸附瓦斯；煤样孔隙中的游离瓦斯以及保压空间内的游离瓦斯：mmc1=abp11+bp1MgVMmc+(Vconmcc+mcc)MgRTp1(3)式中：p1为平衡后的保压空间瓦斯压力，MPa；Vcon为保压空间体积，m3。由质量守恒定律可知：mmc0=mmc1(4)1.3煤层原位瓦斯压力计算方法基于保压取心器技术优势在煤矿井下完成取心工作后，将保压取心器运送至地面实验室。保压取心器中配置有压力显示装置，可读取保压空间内瓦斯压力数据。第 8 期崔鹏飞等：基于保压取心的深部煤层原位压力计算原理及方法初探 61 基于保压取心工艺开展如图 3 所示 5 个步骤进行煤层原位瓦斯压力测定。(1)井下取心：基于目标煤层孔位信息开展取心工作，完成长度 350 mm 煤心钻取后触发保压控制器闭合，实现煤层原位取心。(2)取心器回收及运输：将取心完成后的取心器脱出钻孔回收并装箱运送至地面实验室。(3)瓦斯压力记录：记录保压空间中瓦斯压力变化规律，确定最终平衡时的瓦斯压力。(4)基础参数测定：将获取的煤心样品分别送至实验室测定煤样吸附常数 a、b 值、煤样密度 c、孔隙率 等参数。(5)原位瓦斯压力计算：依据本文提出的理论方法计算得到煤层原位瓦斯压力。(1)井下取心(2)取心器回收及运输(3)瓦斯压力记录(4)基础参数测定(5)原位瓦斯压力计算布置钻机开始取心，钻取长度350 mm煤心后闭合保压控制器，完成取心依次拆取钻杆，将取心器脱至孔口，装箱运送至地面实验室读取并记录保压空间中瓦斯压力数据(记录最终平衡压力p1)基于保压煤样测定吸附常数a、b、煤样密度c、孔隙率等参数依据式(3)及煤样参数计算mmc1，依据式(4)计算mmc0，依据式(2)计算煤层原位瓦斯压力p图 3 保压煤层原位瓦斯压力计算流程Fig.3 Calculation process for the in-situ gas pressure in coalseams based on pressure-preserved coring 2保压空间内瓦斯压力演化数值模型为验证保压煤层原位瓦斯压力计算方法的可靠性，构建基于保压取心工艺的保压空间内瓦斯压力演化模型。模型遵从以下基本假设：煤体为孔隙裂隙双重介质；裂隙内瓦斯以游离态为主，瓦斯流动过程为等温过程，满足理想气体状态方程；煤基质孔隙内瓦斯以吸附态为主，吸附瓦斯满足 Langmuir 方程。2.1煤基质瓦斯扩散控制方程裂隙内瓦斯质量由 Langmuir 方程和气体状态方程：mm=abpm1+bpmMgVMc+mMgRTpm(5)式中：mm为单位体积煤体中的瓦斯含量，kg；pm为基质瓦斯压力，MPa；m为煤的基质孔隙率，%。煤基质中气体流量依据质量守恒方程可以表示为：mmt=Qs(6)式中：Qs为质量交换率，kg/(m3s)；t 为扩散时间，s。瓦斯气体在煤基质中的扩散主要由气体浓度梯度驱动，其质量交换率可以表示为：Qs=MgRT(pm pf)(7)式中：pf为裂隙压力，MPa；为吸附时间，d(此处用吸附时间代替扩散系数和基质形状对扩散量的控制作用27)。将式(5)、式(7)代入式(6)，可得基质瓦斯压力随时间演化的控制方程为：pmt=VM(pm pf)(1+bpm)2abRTc+mVM(1+bpm)2(8)2.2裂隙瓦斯渗流控制方程裂隙内瓦斯质量计算依据气体状态方程表示为：mf=fMgRTpf(9)式中：mf为单位体积煤体裂隙内瓦斯含量，kg；f为裂隙率，%；pf为裂隙内游离瓦斯压力，MPa。根据质量守恒方程，裂隙内瓦斯质量满足：mft=(fvf)+Qs(10)式中：f为瓦斯密度，kg/m3；f为瓦斯流速，m/s。裂隙内气体流动满足达西定律：vf=kpf(11)式中：为流体黏度，Pas；k 为煤层渗透率，m2。将式(9)和式(11)代入式(10)，可得裂隙瓦斯压力随时间演化的控制方程为:t(ff)=(ff)+MgRT(pm pf)(1f)(12)2.3几何模型及边界条件为便于计算，将保压空间内部结构简化为直径52 mm、高度 400 mm 的圆柱形结构，将保压煤样简化为直径为 50 mm、高度为 350 mm 的圆柱体。保压空间及保压煤样属于轴对称，且不考虑煤的非均质性影响，将数值模型设置为轴对称二维模型，几何参数设置如图 4 所示，模型在图中轴对称几何模型虚线处设置为轴对称，保压空间其余几何边界设置为无流动边界，煤样内部设置为初始瓦斯压力，边界为自由流动，保压空间内其余部分为 0.1 MPa。2.4数值模型基础参数设置为探究本文提出煤层原位瓦斯压力计算理论方法及数值模型二者差异性，本文分别采用数值方法和理论方法进行煤层原位瓦斯压力计算，煤样基础参数取值见表 1。3原位瓦斯压力对取心器瓦斯压力读数的影响3.1深部煤层原位瓦斯压力计算深部煤层原位保压取心系统的保压空间具有可靠的保压性能24，并且取心器中配备有压力显示装置。62 煤田地质与勘探第 51 卷利用 2.2 节提出的煤层原位瓦斯压力计算方法分别计算保压空间压力示数为 0.11.3 MPa 时煤层原位瓦斯压力。如图 5 所示，保压空间中显示的瓦斯压力不能代表煤层原位瓦斯压力，取心器内瓦斯压力越大，煤层原位瓦斯压力也越大，同时，煤层原位瓦斯压力与保压空间瓦斯压力读数差值也更大。当保压空间中的压力读数为 0.3 MPa，计算得到的煤层原位瓦斯压力为0.38 MPa；当保压空间中的瓦斯压力为 1.0 MPa 时，理论计算得到的煤层原位瓦斯压力值为 1.46 MPa。可根据保压空间中实际压力示数计算煤层原位瓦斯压力。为进一步探究保压空间不同瓦斯压力工况下煤层原位瓦斯差异性，利用式(2)计算煤层原位瓦斯质量，即初始吸附瓦斯质量和游离瓦斯质量，以及保压空间中瓦斯压力平衡后的吸附瓦斯质量和游离瓦斯质量。由图 6 可知，在同一种平衡后瓦斯压力工况下，煤层原位状态及保压空间中平衡后都以吸附态瓦斯为主28-29；保压空间中瓦斯由原位平衡状态重新达到平衡后，吸附态瓦斯质量占比有所减小，游离态瓦斯质量有所增加。0.0100.0080.0060.0040.00200.0020.0040.0060.0080.010瓦斯质量/kg平衡后瓦斯压力/MPa平衡吸附瓦斯质量平衡游离瓦斯质量初始吸附瓦斯质量初始游离瓦斯质量0.10.30.20.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.3图 6 平衡前后保压空间内瓦斯质量Fig.6 Gas masses in the pressure-preserved space before and afterequilibrium 为进一步比较保压空间中不同平衡阶段吸附态瓦斯和游离态瓦斯质量占比，提取平衡后瓦斯压力为0.11.3 MPa 下瓦斯质量占比(表 2)。保压空间中瓦斯压力平衡后，瓦斯压力值越大，初始状态游离瓦斯占比越大，平衡后游离瓦斯质量占比也越大；随着保压空间中瓦斯由原位向新平衡转换，游离瓦斯质量占比由小于 10%增加为 20%30%，吸附态瓦斯则相应减小。3.2理论与模拟结果差异性对比为验证煤层原位瓦斯压力理论计算方法的可靠性，对比同一种工况下瓦斯压力理论值与模拟值差异性。需要说明的是，原位瓦斯压力理论计算方法为根据保压空间内平衡后瓦斯压力计算煤层原位瓦斯压力，而数值模拟为将煤层原位瓦斯压力值作为计算初始值开展计算。分别设置平衡后保压空间瓦斯压力为 0.3、0.5、0.8、1.0、1.1、1.2 和 1.3 MPa 共 7 种工况开展理论计算，计算得到煤层原位瓦斯压力分别为 0.384、0.662、1.120、1.460、1.640、1.830 以及 2.025 MPa。再将以上 7 种(0.384、0.6622.205 MPa)煤层瓦斯压力分 0.91.00.80.70.60.50.40.30.20.10400 mm350 mm50 mm52 mm几何模型轴对称几何模型模型网格及网格质量A图 4 几何模型及模型网格质量分析Fig.4 Geometric model and its grid quality analysis 表1煤样基础参数取值27Table1Valuesofbasicparametersofcoalsamples27参数取值煤层裂隙率/%0.02煤层基质孔隙率/%0.065煤层渗透率/103 m20.01甲烷的分子质量/(gmol1)16理想气体常数/(Jmol1K1)8.41煤层温度/K293瓦斯动力学黏度/(Pas)1.08105吸附常数a/(m3t1)26.09吸附常数b/MPa10.397标准状况下甲烷摩尔体积/(Lmol1)22.4吸附时间/d0.052煤的视密度/(kgm3)1 250 0.20.40.60.81.01.21.400.51.01.52.0煤层原位瓦斯压力/MPa取心器瓦斯压力/MPa 压力差值 取心器表压图 5 保压空间内瓦斯压力分析Fig.5 Gas pressure in the pressure-preserved space第 8 期崔鹏飞等：基于保压取心的深部煤层原位压力计算原理及方法初探 63 别作为数值模拟初始条件开展研究。如图 7 所示，通过对比理论值与模拟值之间的差值可知，不同原位瓦斯压力工况下理论与模拟之间瓦斯压力差值在 0.005 690.007 96 MPa，两者误差百分比分别为 2.65%、1.59%、0.82%、0.68%、0.56%、0.54%和 0.44%，证明煤层原位瓦斯压力计算理论方法的可靠性。0.005 00.005 50.006 00.006 50.007 00.007 50.008 00.008 500.20.40.60.81.01.21.40.5 1.0 1.5 2.0 2.5 压力误差/MPa平衡后瓦斯压力/MPa煤层原位瓦斯压力/MPa模拟值理论值误差值图 7 理论与数值瓦斯压力对比Fig.7 Comparison of theoretical and numerical gas pressure 4保压空间中瓦斯压力演化规律探究4.1保压空间中瓦斯压力演化规律为进一步探究取心完成后保压空间中瓦斯压力演化规律，选取图 4 中 A 点(距岩心管底部 380 mm)在煤层原位瓦斯压力为 0.384、0.662、1.120、1.460、1.640、1.830 以及 2.025 MPa 共 7 种工况游离瓦斯压力随时间变化规律。如图 8 所示，随着保压取心完成时间的增加，保压空间中游离瓦斯压力先快速增加，后缓慢增加并最终趋于平衡。初始煤层瓦斯压力不同，保压空间中的瓦斯压力增量有所不同，当初始煤层瓦斯压力为0.384 MPa 时，保压空间中瓦斯压力增量为 0.208 MPa；当煤层初始瓦斯压力为 0.662 MPa 时，保压空间中瓦斯压力增量为 0.408 MPa；同理当煤层初始瓦斯压力为 1.120、1.460、1.640、1.830 以及 2.025 MPa 时，保压空间中的瓦斯压力增量为 0.706、0.907、1.006、1.107以及 1.206 MPa；同时，煤层原位瓦斯压力越大，保压空间中游离瓦斯更易达到平衡。00.30.60.91.21.51.850100150200250300保压空间游离瓦斯压力/MPa取心完成时间/min0.384 MPa0.662 MPa1.120 MPa1.460 MPa1.640 MPa1.830 MPa2.025 MPa图 8 保压空间内瓦斯压力演化Fig.8 Evolutionary patterns of gas pressure in thepressure-preserved space 4.2保压空间中瓦斯压力分布规律为进一步了解保压空间中瓦斯压力平衡演化过程，以煤层初始瓦斯压力 1.460 MPa 为例，分析煤心中吸附态瓦斯与保压空间中游离瓦斯演化过程。如图 9 所示，分别提取煤基质内吸附瓦斯压力(pm)和裂隙游离瓦斯压力(pf)分布云图，以及保压空间自由空间内瓦斯压力随时间演化规律。当取样完成后煤样基质内吸附瓦斯压力与游离瓦斯压力为 1.460 MPa，保压空间自由空间内瓦斯压力为 0.1 MPa；随之，在取心完成时间为 060 min 时，煤样内吸附态瓦斯开始缓慢减少，游离态瓦斯开始快速向保压空间自由空间内扩散，吸附态瓦斯压力与游离态瓦斯压力差逐渐明显。这一阶段保压空间自由空间内瓦斯压力由 0.1 MPa 升高至 0.8 MPa；在取心完成时间为 60200 min 时，煤样内吸附态瓦斯压力进一步减小，煤样中瓦斯压力与自由空间内瓦斯压力差进一步减小；当取心完成时间约300 min 时，煤样内吸附态瓦斯压力、游离态瓦斯压力以及保压空间内瓦斯压力趋于一致。4.3煤样渗透率对煤层原位瓦斯压力计算的影响煤层瓦斯压力演化规律是瓦斯抽采是否达标的可靠参数。渗透率是控制煤层瓦斯抽采的关键参数，是煤体内瓦斯流动难易程度的可靠表征。本文所述煤层原位样品封存于保压空间内，其本质也是煤样中瓦斯压力演化过程，因此，考虑进一步探究不同渗透率煤样对瓦斯压力演化的影响。以煤层原位瓦斯压力1.460 MPa 表2平衡前后游离、吸附瓦斯质量占比分析Table2Proportionsofthemassesoffreeandadsorbedgasesbeforeandafterequilibrium保压空间平衡后瓦斯压力/MPa初始游离瓦斯质量占比/%初始吸附瓦斯质量占比/%平衡游离瓦斯质量占比/%平衡吸附瓦斯质量占比/%0.14.695.422.277.80.24.895.222.977.10.35.095.023.576.50.45.294.824.275.80.55.494.624.875.20.65.794.325.474.60.75.994.126.074.00.86.293.826.673.40.96.493.627.272.81.06.793.327.772.31.17.093.028.371.71.27.392.728.971.11.37.692.429.470.6 64 煤田地质与勘探第 51 卷为例，分别开展煤体渗透率为 0.001、0.005、0.010、0.020、0.050 103m2共 5 种条件下的数值模拟研究。由图 10 可知，提取图 3 中 A 点处游离瓦斯压力随时间演化数据。随着取心完成时间增加，保压空间中游离瓦斯压力先快速增加，后缓慢增加最终趋于平衡。保压煤心渗透率不同，达到最终压力平衡时间有所不同。煤样渗透率越高，达到瓦斯压力平衡所需时间越短。当煤样渗透率为 0.050、0.020 103m2时，瓦斯压力达到平衡时间约为 120 min；当煤层渗透率为0.010103m2时，瓦斯压力达到平衡时间增加至约200 min；煤层渗透率为 0.005103m2时，瓦斯压力达到平衡时间增加至约 300 min；当煤层渗透率为0.001103m2时，取心完成时间 500 min 后保压空间中瓦斯压力仍未达到平衡。煤层渗透率仅影响保压空间中瓦斯压力最终平衡时间，最终平衡压力均为1.01 MPa。在后续研究中可进一步开展基于保压空间中平衡时间的煤层渗透率反演研究。00.20.40.60.81.01.2100200300400500保压空间瓦斯压力/MPa取心完成时间/min 0.001103 m2 0.005103 m2 0.010103 m2 0.020103 m2 0.050103 m2图 10 不同煤心渗透率下瓦斯压力演化规律Fig.10 Evolutionary patterns of gas pressure under differentpermeabilities of coal cores 煤中瓦斯解吸扩散是一个复杂的物理过程。一方面煤基质中的吸附态瓦斯脱附到煤的孔裂隙空间中，另一方面在煤孔裂隙空间中的游离瓦斯运移到煤样外部。整体而言，煤样孔裂隙系统中的游离瓦斯压力衰减相对较快，煤基质中的吸附态瓦斯压力衰减相对较慢，这与煤的孔裂隙结构相关，即煤的孔裂隙发育情况及孔道连通情况将直接影响瓦斯压力平衡时间30。同时，针对含水煤层及水利化措施后的煤层开展煤层原位保压取心时，保压空间中煤样的含水状态也会影响瓦斯压力测算结果31；煤层原位环境中除 CH4以外其他烃类气体以及 CO2和 N2等非烃类气体对于瓦斯压力计算也将产生影响32。因此，需进一步探索不同气体组分影响下的瓦斯压力测算方法。本文仅基于深部煤层原位保压取心工艺提出理论计算方法及现场计算流程，在后续的研究中将分别针对不同含水状态、不同气体组分等实际工程背景开展深入研究，本文提出的保压环境下的瓦斯压力计算方法对于同类保压工艺下的含气类岩石气体压力计算可进行拓展应用。5结论a.提出了深部煤层原位保压取心瓦斯压力计算方法，并形成了保压取心原位瓦斯压力计算流程，该方法可通过保压取心器保压空间压力示数及煤样基本参数计算煤层原位瓦斯压力。b.构建了保压取心器保压空间内瓦斯压力演化数值模型，与理论计算方法计算的瓦斯压力数值较为一致，计算差值为 5%以下。c.依据理论计算结果可知，保压空间中瓦斯平衡压力越大，原位状态游离瓦斯占比越大，平衡后游离瓦斯质量占比也越大；随着保压空间中瓦斯由原位向新平衡转换，游离瓦斯质量占比逐渐增加，吸附态瓦斯质量占比则相应减小。d.依据数值模拟结果可知，保压空间内瓦斯压力演化有明显的阶段特征，基质内吸附态瓦斯压力缓慢 00.20.40.60.81.01.21.41.61.82.050100150200250300瓦斯压力/MPa时间/min0.10.20.40.60.81.01.21.4瓦斯压力/MPa图 9 保压煤样与保压空间内瓦斯压力分布规律Fig.9 Distribution patterns of gas pressure in pressure-preserved coal samples and pressure-preserved space第 8 期崔鹏飞等：基于保压取心的深部煤层原位压力计算原理及方法初探 65 衰减，游离态瓦斯压力快速衰减；保压空间内瓦斯压力先快速增加后趋于稳定最终达到压力平衡。煤心渗透率越大，保压空间中瓦斯压力达到平衡所需时间越短。保压空间中瓦斯最终平衡压力值与煤心渗透率无关。参考文献(References)谢和平，周宏伟，薛东杰，等.我国煤与瓦斯共采：理论、技术与工程J.煤炭学报，2014，39(8)：13911397.XIE Heping，ZHOU Hongwei，XUE Dongjie，et al.Theory，tech-nology and engineering of simultaneous exploitation of coal andgas in ChinaJ.Journal of China Coal Society，2014，39(8)：13911397.1 张超林，王恩元，许江，等.煤层瓦斯压力对瓦斯抽采效果的影响J.采矿与安全工程学报，2022，39(3)：634642.ZHANG Chaolin，WANG Enyuan，XU Jiang，et al.The influ-ence of gas pressure on drainage effect in coal seamJ.Journalof Mining&Safety Engineering，2022，39(3)：634642.2 舒龙勇，朱南南，陈结，等.煤与瓦斯突出危险精准辨识理论方法与技术探索J.煤炭学报，2020，45(5)：16141625.SHU Longyong，ZHU Nannan，CHEN Jie，et al.Theoreticalmethod and technology of precision identification for coal andgas outburst hazardJ.Journal of China Coal Society，2020，45(5)：16141625.3 GAO Mingzhong，XIE Jing，GAO Yanan，et al.Mechanical be-havior of coal under different mining rates：A case study 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