Influence of gas components on the determination of gas pressure in coal seams under in-situ pressure-preserved coring
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摘要:
基于保压取心工艺测定煤层瓦斯压力和含量，是实现瓦斯参数快速精准测定的有效方法。瓦斯是一种以甲烷为主的多组分混合气体，煤对于不同气体的吸附能力不同，混合气体中各组分气体分压也存在差异，不同气体组分占比将影响煤层瓦斯含量和压力的测算结果。为实现保压取心煤层原位瓦斯压力的精准测算，采用数值模拟和理论计算相结合，研究气体组分对瓦斯压力测算的影响。通过分析取心器内煤心瓦斯压力演化过程，将多组分气体吸附模型引入瓦斯运移理论，建立考虑多组分气体的双重介质瓦斯压力演化方程，并应用于数值仿真。模拟结果显示，煤心进入岩心筒后裂隙瓦斯压力初始先迅速下降而后逐渐上升，基质瓦斯压力一直缓慢下降，岩心筒内自由空间的瓦斯压力由初始0.1 MPa缓慢上升，数小时后3个压力平衡，平衡压力远小于煤心原始瓦斯压力；CO2组分对平衡瓦斯压力值的影响最大，当气体为纯CH4时平衡压力最小。同时，推导了考虑多组分气体的保压取心煤层原位瓦斯压力计算公式，根据设定的平衡压力反算煤层瓦斯压力，理论计算煤层瓦斯压力值与数值模拟数据的对比结果吻合较好，Pearson相关系数为99.89%；利用取心器平衡压力反算煤层瓦斯压力时，计算结果随CO2、CH4组分增加和N2组分减少而减小，气体为纯CH4时反算的煤层瓦斯压力值最小。利用保压取心测算煤层原位瓦斯压力时，若不考虑气体组分而以纯CH4计算，可能会低估煤层瓦斯压力值，尤其是煤层瓦斯压力较大且CO2气体组分占比高时，误差更大，为准确测算煤层瓦斯压力，应考虑瓦斯气体组分的影响。
Abstract:Determining the pressure and content of coal seam gas based on pressure-preserved coring is an effective method for quickly and accurately calculating gas parameters. Coal seam gas is a multi-component gas mixture dominated by methane. Given that coals show different adsorption capacities for different gases and that the components in the mixed gas exhibit different partial pressures, the proportions of gas components can influence the calculation results of the content and pressure of coal seam gas. To accurately determine the in-situ gas pressure in coal seams based on the pressure-preserved coring, this study investigated the influence of gas components on the determination of gas pressure by combining numerical simulation with theoretical calculation. Based on the analysis of the evolutionary process of coal-core gas pressure in the coring device, this study introduced an adsorption model for multi-component gas into the gas migration theory. Then, we developed an equation for the evolution of dual-medium gas pressure considering the effects of multicomponent gas and applied this equation to numerical simulation. The numerical simulation results are as follows: (1) After coal cores entered the core barrel, the gas pressure in fissures decreased rapidly and then increases gradually, the gas pressure in the matrix decreased slowly, and the free-gas pressure in the core barrel rose gradually from the initial 0.1 MPa. The three pressures reached equilibrium after a few hours, with the gas pressure after equilibrium being much less than the initial pressure of coal cores. (2) The CO2 component had the greatest impact on the gas pressure after equilibrium, which, however, was the lowest for gas consisting only of pure CH4. Furthermore, this study deduced an equation for calculating in-situ gas pressure in coal seams based on the pressure-preserved coring that considers the effects of multi-component gas. For the gas pressure in coal seams obtained through the reverse calculation based on the set gas equilibrium pressure, it agreed well with the data from numerical simulation, with a Pearson correlation coefficient of 99.89%. For the gas pressure in coal seams determined through the reverse calculation based on the equilibrium pressure in the coring device, it decreased with increased CO2 or CH4 component and decreased N2 component and reached the minimum for coal seam gas consisting only of pure CH4. Therefore, when determining the in situ gas pressure in coal seams based on pressure-preserved coring assuming that coal seam gas consists only of pure CH4, the determined in-situ gas pressure in coal seams may be underestimated, especially in the case of a high proportion of the CO2 component. Therefore, to accurately determine the gas pressure in coal seams, it is necessary to consider the influence of the components of coal seam gas.
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煤炭作为我国的主体能源和一次能源，当前和未来很长的一段时间内在国家经济发展中的战略地位仍不可动摇[1-2]。随着碳达峰碳中和目标的提出，煤炭将回归高质量发展，由基础能源向保障能源转变[3]，同时也对煤炭资源开采提出新的要求，煤矿资源绿色、安全、高效开采成为首要目标。瓦斯是煤炭安全开采的重大危险源，煤与瓦斯突出、瓦斯爆炸等事故频发，造成人员伤亡与财产损失[4-6]。深入认识瓦斯赋存规律和瓦斯动力灾害是防治瓦斯事故，保障煤矿安全生产的重要基础。
瓦斯压力是煤与瓦斯突出危险性评价和瓦斯灾害防治措施制定的关键参数，煤层瓦斯压力的准确测定对煤矿安全生产意义重大[7]。当前煤层瓦斯压力主要采用井下打钻孔直接测定的方法，向煤层内打钻孔后通入导气管并连接压力表，进行封孔测压。直接法对测试地点要求高，且测压周期长、测试成本较高。由于钻孔周围的大量裂隙及现场封孔工艺等问题，封孔不严密造成气体泄漏，常常影响测压结果准确性[8]。大量学者对封孔材料、工艺技术等不断研究改进[9-11]，以提高测量结果的准确性。
基于煤样取心(密闭取心或保压取心)技术是实现瓦斯压力精准测定的有效方法，众多学者对此进行了大量研究并研发了相关取心设备。孙四清等[12]设计并试制了“三筒单动、球阀关闭、取心筒与解吸罐一体化”密闭取心器，实现碎软煤层的地面井密闭取心，提高了煤层气含量测试精度。龙威成等[13-14]研发了适合于煤矿井下煤层长距离瓦斯含量测定的密闭取心装置及技术工艺，实现了煤层钻孔长距离定点密闭取心和瓦斯含量精准测定。刘清泉等[15]发明一种密闭取心装置，并提出基于压力死空间换算的瓦斯参数检测方法，可实现煤层瓦斯压力与煤层瓦斯含量的精确测量与计算。然而，由于目前煤矿保瓦斯取心装置钻进扰动造成煤样扰动破碎，难以取到完整煤心；且大多装置采用球阀密闭的方式，占据空间较大，瓦斯压力较大时保压效果不好。针对目前取心技术存在的问题，谢和平院士团队[16-17]提出一种原位保压取心装备与技术，能够实现煤层低扰动保压密闭取心，基于取心煤样利用相应的测算理论和公式可实现煤层瓦斯压力与含量的精准测定。
瓦斯是一种以甲烷为主的多组分气体，不同气体分子质量不同，分压存在差异，煤作为一种吸附性材料，对于不同气体的吸附能力也不相同，组分的差异将影响瓦斯含量和压力的计算结果。研究结果显示，煤对二氧化碳的吸附性能最强，甲烷次之，而对氮气的吸附性较小[18-20]，混合气中各组分气体不会被单独吸附，而是存在竞争吸附[21]。因此，忽略气体组分将导致在实验室测试中不同气体组分获取的瓦斯压力存在误差。笔者通过分析取心煤样瓦斯运移过程，建立孔隙−裂隙双重介质煤体多组分气体瓦斯压力演化模型，并利用数值仿真研究保压取心煤样不同气体组分瓦斯压力演化规律。同时，构建保压取心方法反算煤层原位瓦斯压力的理论计算模型，利用建立的模型分析不同气体组分反算煤层瓦斯压力的差异性，探讨气体组分对保压取心煤层原位压力测算的影响规律，为煤层原位瓦斯压力准确测定提供理论基础。
1 保压取心煤样多组分气体压力演化模型
1.1 保压取心瓦斯压力测定技术
谢和平院士团队设计提出一种煤矿原位保压取心装置与技术，可实现原位保压保瓦斯取心，消除损失气对其结果准确程度的影响，实现煤层瓦斯含量与压力的精准测定[17]。已研制的第一代取心装备如图1所示，该设备具有低扰动、作业效率高、自触发保压的优势。基于牟合方盖原理设计自触发重力式保压控制器，实现孔底取心后取心器的原位自触发密封保压；设计岩心筒防转机构(由推力轴承组与复合轴承组共同构成)，通过多级逐层削弱扰动降低取心钻进对样品的扰动，同时确保在取心转动过程中取心器仅在轴向运动，周向少甚至不发生旋转；利用中心杆组件连接贯穿整个系统，实现设备关键动作触发、防扭抗扰动、传递等功能。该装备优先应用于水平钻孔或垂直钻孔取心，利用设备取心与瓦斯压力测定流程如下。
(1)取心钻进。首先用常规钻杆和钻头打钻至目标煤层的取心位置，退出钻具，将装配好的保压取心器及配套钻杆安装至钻机，将取心器送至孔底，继续钻进钻取煤心(本文取煤心长度350 mm)。
(2)取心器回收。钻取煤心后提钻约500 mm拉断煤心，将打捞器从钻杆内送入孔底与中心杆后端的部件连接，提拉打捞器触发保压控制器动作使取心器的岩心筒密闭。退出钻杆将取心器提出孔口并运至地面。
(3)压力测定与计算。检查取心器的密闭性，确认无漏气后，观测取心器上压力表的读数并持续监测记录，直到取心器内瓦斯压力达到平衡，根据记录数据计算煤层原位瓦斯压力。
1.2 煤心瓦斯压力演化模型
1.2.1 物理模型
煤层瓦斯是以甲烷为主的多组分气体，还包括二氧化碳、氮气和少量的烃类气体等。瓦斯主要吸附于煤基质孔隙中，少量以游离态存在于孔隙和裂隙中，原始煤层吸附瓦斯与游离瓦斯处于平衡状态。煤心进入取心器后，保压控制器闭合。由于岩心筒体积大于煤心体积，岩心筒内除煤心占据的体积外还有一部分自由空间。岩心筒内的初始气体压力远小于煤心瓦斯压力，故煤心瓦斯向自由空间流动，使自由空间的瓦斯压力不断增大。瓦斯在煤心中的流动为解吸−扩散−渗流的过程[22]，如图2所示。为建立煤心瓦斯压力演化模型，基于以下假设：(1)煤为孔隙−裂隙双重介质，各向同性；(2)瓦斯在孔隙中为单层吸附，吸附量符合Langmuir定律；(3)瓦斯压力平衡是等温的过程；(4)瓦斯在孔隙中扩散符合第一菲克定律，在裂隙中渗流符合达西定律。
1.2.2 数学模型
1)多组分气体吸附方程
基于单分子层吸附理论的Langmuir模型形式简单、物理意义明确，广泛应用于瓦斯−煤吸附，对Langmuir方程进行修改可得到多相混合气体吸附模型[23-24]：
$$ {V_i}{\text{ = }}\frac{{{V_{{\text{L}}i}}{b_i}{p_i}}}{{1 + \displaystyle\sum\limits_{i = 1}^n {{b_i}{p_i}} }} $$ (1) 式中：
$ {V_i} $ 为气体组分i的吸附量，m3/t；$ {V_{{\text{L}}i}} $ 为组分i的Langmuir体积，m3/t；$ {b_i} $ 为组分i的Langmuir压力倒数，MPa−1；n为气体组分个数；$ {p_i} $ 为组分i的分压，MPa，$ {p_i} = {\eta _i}p $ ，$ p $ 为总气体压力，MPa，$ {\eta _i} $ 为组分i的摩尔分数。2)基质瓦斯压力演化方程
煤基质中的瓦斯流向裂隙系统，单位时间内煤基质瓦斯质量变化量即为流向裂隙的瓦斯质量，根据质量守恒方程有[25]：
$$ \frac{{\partial {m_{\text{m}}}}}{{\partial t}}{\text{ = }} - {Q_{\text{S}}} $$ (2) 式中：
$ {m_{\text{m}}} $ 为单位体积煤基质中的瓦斯质量，kg/m3；t为时间，s；$ {Q_{\text{S}}} $ 为单位体积煤基质同裂隙系统的质量交换率，kg/(m3·s)。多相混合气体吸附瓦斯量根据式(1)计算，游离瓦斯根据理想气体状态方程计算，则单位体积煤基质中的多相混合气体瓦斯含量为：
$$ {m_{\text{m}}} = \sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{V_{{\text{L}}i}}{\eta _i}{p_{\text{m}}}}}{{{p_{\text{m}}} + {\eta _i}{p_{{\text{L}}i}}}} \cdot \frac{{{M_i}}}{{{V_{\text{M}}}}}{\rho _{\text{c}}}} + {\phi _{\text{m}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{M_i}}}{{RT}}{\eta _i}{p_{\text{m}}}} $$ (3) 式中：
${p_{{\text{L}}i}}$ 为Langmuir压力，MPa；$ {p_{\text{m}}} $ 为孔隙内瓦斯压力，MPa；$ {M_i} $ 为组分i的摩尔质量，kg/mol；$ {\rho _{\text{c}}} $ 为煤体视密度，kg/m3；$ {V_{\text{M}}} $ 为气体摩尔体积，m3/mol；$ R $ 为理想气体常数，J/(mol·K)；$ T $ 为煤层温度，K；$ {\phi _{\text{m}}} $ 为孔隙率，%。基质中的气体扩散由浓度梯度驱动，根据理想气体状态方程将其转化为用压力表示，基质与裂隙瓦斯质量交换的拟稳态扩散方程为：
$$ {Q_{\text{S}}} = D{\sigma _{\text{c}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{\eta _i}{M_i}}}{{RT}}({p_{\text{m}}} - {p_{\text{f}}})} $$ (4) 式中：
$ D $ 为扩散系数，m2/s；$ {\sigma _{\text{c}}} $ 为基质形状因子，m−2；$ {p_{\text{f}}} $ 为裂隙中瓦斯总压力，MPa。将式(3)和式(4)代入质量守恒式(2)，得到基质内多组分气体瓦斯压力演化方程：
$$ \begin{aligned} &\left( {\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{V_{{\text{L}}i}}{\eta _i}{p_{{\text{L}}i}}}}{{{{({\eta _i}{p_{{\text{L}}i}} + {p_{\text{m}}})}^2}}}\frac{{{M_i}}}{{{V_{\text{M}}}}}{\rho _{\text{c}}} + {\phi _{\text{m}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{\eta _i}{M_i}}}{{RT}}} } } \right)\frac{{\partial {p_{\text{m}}}}}{{\partial t}} = \\ &\qquad - D{\sigma _{\text{c}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{\eta _i}{M_i}}}{{RT}}({p_{\text{m}}} - {p_{\text{f}}})} \end{aligned} $$ (5) 3)裂隙瓦斯压力演化方程
根据质量守恒定律，裂隙瓦斯单位时间的质量变化量为裂隙流到岩心筒内的瓦斯与基质中流入裂隙的瓦斯质量和，有[25]：
$$ \frac{{\partial {m_{\text{f}}}}}{{\partial t}}{\text{ = }} - \nabla \left( {{\rho _{\text{f}}} \cdot {v_{\text{f}}}} \right) + {Q_{\text{S}}} $$ (6) 式中：
$ {m_{\text{f}}} $ 为单位体积煤体裂隙瓦斯质量，kg/m3；$ {\rho _{\text{f}}} $ 为裂隙中瓦斯密度，kg/m3；$ {v_{\text{f}}} $ 为裂隙中瓦斯流动速度，m/s。单位体积煤体裂隙中的游离瓦斯质量为：
$$ {m_{\text{f}}} = {\phi _{\text{f}}}{\rho _{\text{f}}} $$ (7) 式中：
$ {\phi _{\text{f}}} $ 为煤体裂隙率，$ {\text{% }} $ 。游离瓦斯密度由气体状态方程计算：
$$ {\rho _{\text{f}}} = \sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{\eta _i}{M_i}}}{{RT}}{p_{\text{f}}}} $$ (8) 裂隙瓦斯流动速度根据达西定律计算：
$$ {v_{\text{f}}} = - \frac{k}{\mu }\nabla {p_{\text{f}}} $$ (9) 式中：
$ k $ 为渗透率，m2；$ \mu $ 为甲烷动力学黏度，1.08×105 Pa·s。将式(4)和式(7)—式(9)代入质量守恒式(6)，得到裂隙中多组分气体瓦斯压力演化方程：
$$ \begin{aligned} & \left( {{\phi _{\text{f}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{\eta _i}{M_i}}}{{RT}}} } \right)\frac{{\partial {p_{\text{f}}}}}{{\partial t}}=\nabla \left( {\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{\eta _i}{M_i}}}{{RT}}{p_{\text{f}}}} \cdot \frac{k}{\mu }\nabla {p_{\text{f}}}} \right) + \\ &\qquad D{\sigma _{\text{c}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{\eta _i}{M_i}}}{{RT}}({p_{\text{m}}} - {p_{\text{f}}})} \end{aligned} $$ (10) 2 数值模拟与分析
2.1 几何模型与参数
为分析煤心进入岩心筒保压控制器闭合后瓦斯压力的演化规律，建立几何模型如图3所示。取心器内部结构复杂，为建模的方便简化为岩心筒和煤心两部分构成，岩心筒尺寸为ø52 mm×400 mm，煤心尺寸为ø50 mm×350 mm。煤层瓦斯压力与地质条件有关，根据当前开采条件下我国煤层瓦斯压力通常不超过3 MPa，且大多在2 MPa以下，本文设置煤心初始瓦斯压力为2 MPa，边界为自由流动。岩心筒内初始气体压力为0.1 MPa，四周为无流动边界。模型采用结构化网格进行划分，网格质量高，且减少计算量。模拟所用参数见表1。
表 1 模拟参数Table 1. Parameters for numerical simulation参数 数值 煤样裂隙率ϕf/% 1.2 煤样孔隙率ϕm/% 6 煤样渗透率k/μm2 1.97×10−5 温度T/K 293 扩散系数D/(m2·s−1) 1×10−11 基质形状因子σc/m−2 5×106 理想气体常数R/(J·mol−1·K−1) 8.314 瓦斯动力学黏度μ/(Pa·s) 1.08×10−5 气体摩尔体积VM/(L·mol−1) 22.4 CH4分子质量M1/(g·mol−1) 16 CO2分子质量M2/(g·mol−1) 44 N2分子质量M3/(g·mol−1) 28 煤的视密度ρc/(kg·m−3) 1280 甲烷Langmuir体积VL1/(m3·t−1) 72.580 二氧化碳Langmuir体积VL2/(m3·t−1) 34.562 氮气Langmuir体积VL3/(m3·t−1) 13.642 甲烷Langmuir压力pL1/MPa 1.196 二氧化碳Langmuir压力pL2/MPa 0.7163 氮气Langmuir压力pL3/MPa 1.880 注：ϕf、ϕm、k、T数据基于文献[26]，D基于文献[27]，σc基于文献[28]，ρc、气体Langmuir体积与压力数据基于文献[24]，其余参数为理想常数。 模拟工况见表2，将7个案例分为4组，第一组案例1、2、3固定CH4组分含量不变，改变CO2和N2组分占比；第二组案例1、4、6固定CO2组分含量不变，改变CH4和N2组分占比；第三组案例3、5、6固定N2组分含量不变，改变CH4和CO2组分占比；第四组案例7为纯CH4气体作为对照组。
表 2 数值模拟案例Table 2. Numerical simulation cases% 案例 CH4占比 CO2占比 N2占比 1 60 10 30 2 60 20 20 3 60 30 10 4 70 10 20 5 70 20 10 6 80 10 10 7 100 0 0 2.2 瓦斯压力演化模拟结果
2.2.1 瓦斯压力演化规律
以案例1为例分析瓦斯压力演化规律，煤心基质、裂隙瓦斯压力及岩心筒内游离瓦斯压力分布如图4所示。图中横轴0 min指取心完成时刻，即样品进入岩心筒并完成密闭时。初始时刻煤心瓦斯压力较高，岩心筒自由空间瓦斯压力为0.1 MPa，10 min时，煤心裂隙瓦斯压力降到较低值，而基质瓦斯压力仍较高，这是由于裂隙瓦斯渗流速率较大可很快流到岩心筒内的自由空间，而基质瓦斯扩散速率小，基质瓦斯未能快速解吸扩散到裂隙。此时裂隙瓦斯压力分布不是完全均匀，说明裂隙瓦斯渗流也存在时间效应。而后裂隙瓦斯压力逐渐上升，基质瓦斯压力下降，岩心筒内自由空间瓦斯压力逐渐上升，此时基质瓦斯开始对裂隙和岩心筒内游离瓦斯压力进行补充，模拟煤样在300 min时瓦斯压力基本达到均衡。
为定量化分析瓦斯压力演化规律，提取煤心中心点的基质与裂隙瓦斯压力、岩心筒自由空间的瓦斯总压力及各组分气体压力随时间演化过程如图5所示。初始时刻煤心裂隙瓦斯压力迅速下降，10 min内从初始2.00 MPa降低到0.66 MPa。此时，基质瓦斯在压力差的作用下解吸扩散到裂隙中，裂隙瓦斯压力开始逐渐上升，上升速率逐渐降低，160 min上升到最终平衡压力的90%。由于扩散速率缓慢，基质瓦斯压力下降较慢。岩心筒自由空间的瓦斯压力自初始时刻从0.1 MPa逐渐上升，200 min前其压力值小于裂隙瓦斯压力值，200 min后两者基本一致，但均小于基质瓦斯压力值。最终三者压力平衡，平衡压力约为煤心初始压力的83%，达到平衡的时间约为6个小时。压力演化过程中，煤心基质瓦斯的减少量等于裂隙瓦斯和取心器自由空间瓦斯增加量，整个系统的瓦斯质量守恒。压力平衡时间主要受瓦斯在基质中的扩散速率控制，而扩散特性与煤心的结构及孔隙发育程度等相关，不同煤样的压力平衡时间可能因其孔隙结构差异有所不同。此外，取心器内的瓦斯的平衡时间(数小时)远小于井下直接法测定瓦斯压力的平衡时间(数天到数月)，这也体现保压取心方法可快速测定瓦斯压力的优势。
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图 5 瓦斯及各组分气体压力随时间演化Figure 5. Time-varying pressures of gas and its various components2.2.2 不同气体组分瓦斯平衡压力差异
图6为不同工况下岩心筒内瓦斯压力演化规律图。图6a 显示当CH4组分不变，随着CO2占比增加和N2占比减少，平衡瓦斯压力增大；图6b 显示当CO2组分不变，CH4占比增加和N2占比减少时，3种工况的平衡瓦斯压力几乎无差别；图6c 显示当N2组分不变，随着CH4占比增加和CO2占比减少，平衡瓦斯压力减小；所有工况中，气体组分为纯CH4时(案例7)的瓦斯压力最小。以上结果说明，混合气体中CO2对平衡瓦斯压力影响较大，N2影响较小，CO2含量越高平衡压力越大。众多研究结果证实煤对CO2的吸附能力强于对甲烷的吸附[18-20]；当多组分气体中CO2含量较大时，煤对甲烷的吸附量降低，模型中CO2的吸附体积大于CH4的吸附体积，因此，计算结果呈现CO2组分影响较大。利用保压取心方法计算煤层瓦斯压力时应考虑气体组分，尤其是CO2组分的影响。
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图 6 不同气体组分下岩心筒自由空间瓦斯压力演化Figure 6. Time-varying pressure of free gas in the core barrel under different gas components平衡后岩心筒内总压力及各组分气体分压如图7所示，案例1—案例6岩心筒内平衡瓦斯压力分别为1.656、1.696、1.716、1.662、1.699、1.662 MPa，为原始瓦斯压力的82.79%~85.78%，案例3的平衡压力最高。当气体为纯甲烷时平衡压力最小，为1.533 MPa，是原始瓦斯压力的76.67%，与案例3相差0.183 MPa，忽略气体组分时平衡压力值偏小。
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图 7 不同模拟方案下各组分气体平衡压力Figure 7. Equilibrium pressures of various gas components under different simulation schemes3 不同气体组分下煤层原位瓦斯压力计算
3.1 煤层原位瓦斯压力计算原理
原始煤层中包含吸附瓦斯与游离瓦斯，瓦斯总量为孔隙与裂隙瓦斯的总和，孔隙中的吸附瓦斯与游离瓦斯质量根据式(3)计算，裂隙中的游离瓦斯质量可根据式(7)和式(8)计算，则初始状态取心煤样中总的瓦斯质量为：
$$ \begin{aligned} & {W_1} = {W_{{\text{m}}1}} + {W_{{\text{f}}1}}{\text{ = }}{V_{\text{c}}}\left( \sum\limits_{i = 1}^n \frac{{{V_{{\text{L}}i}}{\eta _i}{p_{\text{m}}}}}{p_{\text{m}}} +\right. \\ &\qquad \left.{\eta _i}{p_{{\text{L}}i}} \cdot \frac{{{M_i}}}{{{V_{\text{M}}}}}{\rho _{\text{c}}} + {\phi _{\text{m}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{M_i}}}{{RT}}{\eta _i}{p_{\text{m}}}} + {\phi _{\text{f}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{M_i}}}{{RT}}{\eta _i}{p_{\text{f}}}} \right) \end{aligned} $$ (11) 式中：
$ {W_{{\text{m}}1}} $ 煤心孔隙初始瓦斯质量，kg；$ {W_{{\text{f}}1}} $ 为煤心裂隙初始瓦斯质量，kg；$ {V_{\text{c}}} $ 为煤心体积，m3。基质与裂隙瓦斯初始处于平衡状态，压力值相等，则式(11)表示为：
$$ {W_1} = {V_{\text{c}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{V_{{\text{L}}i}}{\eta _i}{p_1}}}{{{p_1} + {\eta _i}{p_{{\text{L}}i}}}} \cdot \frac{{{M_i}}}{{{V_{\text{M}}}}}{\rho _{\text{c}}}} + \phi {V_{\text{c}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{M_i}}}{{RT}}{\eta _i}{p_1}} $$ (12) 式中：
$ {p_1} $ 为煤心初始瓦斯压力，等同于煤层瓦斯压力，MPa；$ \phi $ 为煤样总的孔隙率，%。当取心器内瓦斯压力平衡后，瓦斯总质量为煤样中吸附瓦斯、煤样中游离瓦斯及岩心筒内游离瓦斯总和：
$$ \begin{aligned} & {W_2} = {V_{\text{c}}}\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{V_{{\text{L}}i}}{\eta _i}{p_2}}}{{{p_2} + {\eta _i}{p_{{\text{L}}i}}}} \cdot \frac{{{M_i}}}{{{V_{\text{M}}}}}{\rho _{\text{c}}}}+ \\ &\qquad \left( {{V_{{\text{con}}}} - {V_{\text{c}}} + \phi {V_{\text{c}}}} \right)\sum\limits_{i = 1}^n {\frac{{{M_i}{\eta _{\text{i}}}}}{{RT}}{p_2}}\end{aligned} $$ (13) 式中：
$ {p_2} $ 为岩心筒内平衡瓦斯压力，MPa；$ {V_{{\text{con}}}} $ 为岩心筒内部空间体积，m3。根据瓦斯质量守恒，平衡后总瓦斯质量与初始状态瓦斯质量相等，即：
$$ {W_1}{\text{ = }}{W_2} $$ (14) 取心后持续监测取心器内瓦斯压力的变化，根据平衡后的压力
$ {p_2} $ 可求得煤层原位瓦斯压力$ {p_1} $ 。3.2 不同气体组分瓦斯压力测算结果差异性规律
首先将理论计算与数值模拟结果进行对比。数值模拟是利用式(5)和式(10)模拟取心器内瓦斯压力平衡的过程，获得平衡时岩心筒内的压力值，分别设置煤心初始瓦斯压力0.5、1.0、1.5、2.0、2.5、3.0 MPa。理论计算则相反，是根据岩心筒内平衡瓦斯压力，利用式(12)—式(14)反算煤层原始瓦斯压力，设置岩心筒平衡压力值分别为0.5、1.0、1.5、2.0 MPa。结果如图8所示，可以看出，理论计算值与数值模拟结果吻合较好，数值模拟中煤心瓦斯初始压力3.0 MPa时平衡压力为2.06 MPa，理论计算中设定平衡压力2.0 MPa时推算煤层原位瓦斯压力为2.91 MPa；整体上理论计算与模拟结果Pearson相关系数为99.89%，验证了模型的可靠性。
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图 8 数值模拟与理论计算瓦斯压力Figure 8. Comparison of gas pressure derived from numerical simulation and theoretical calculation进一步对比不同组分气体反算煤层原位瓦斯压力的差异，如图9所示，当设定的岩心筒内平衡压力值为2.0 MPa时，案例1、2、3推算煤层原位瓦斯压力分别为3.947、3.761、3.410 MPa，随CO2增加和N2减少，煤层原始瓦斯压力降低；案例1、4、6推算压力值分别为3.947、3.694、3.429 MPa，随CH4增加和N2减少，煤层原始瓦斯压力降低；案例3、5、6推算值分别为3.410、3.515、3.429 MPa，瓦斯压力值相差较小。案例7纯CH4时推算煤层原始瓦斯压力仅为2.917 MPa，与案例1(混合气体最大值)相差1.030 MPa，与案例3(混合气体最小值)相差0.493 MPa。
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图 9 理论计算煤层原位瓦斯压力值Figure 9. In-situ gas pressure in coal seams derived from theoretical calculation根据以上结果可知，保压取心反算煤层原位瓦斯压力时，若忽略气体组分，以纯甲烷作为计算，会使计算值偏小，造成煤层原始瓦斯压力的低估，尤其在瓦斯压力本身较大，且气体中CO2含量较高时，差值较大，从而对瓦斯治理和瓦斯灾害防控产生重大影响。因此，在测算煤层原位瓦斯压力时，应考虑瓦斯的气体组分，先测定瓦斯中主要气体成分及占比，以及煤样对各组分的气体吸附参数，根据具体气体组分计算煤层瓦斯压力，从而精确计算煤层原位压力。
4 结 论
a. 在相同初始瓦斯压力下，保压取心器内平衡瓦斯压力随气体中CO2占比增加和N2占比减少而增大，随CH4占比增加和CO2占比减少而减小，随CH4占比增加和N2占比减少平衡压力无明显差别，纯CH4时平衡压力最小；多组分气体中CO2对平衡瓦斯压力的影响较大，N2的影响较小。
b. 推导了考虑多组分气体的保压取心煤层原位瓦斯压力计算公式，根据设定的平衡压力反算煤层原始瓦斯压力，理论计算结果与数值模拟结果吻合较好，Pearson相关系数为99.89%，验证了模型的可靠性。
c. 利用理论方法计算煤层原位瓦斯压力时若忽略气体组分以纯甲烷计算，会导致计算结果偏小；基于以上结果，利用保压取心方法计算煤层原始瓦斯压力计算时应考虑不同组分气体的影响。
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图 6 不同气体组分下岩心筒自由空间瓦斯压力演化
Fig. 6 Time-varying pressure of free gas in the core barrel under different gas components
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图 7 不同模拟方案下各组分气体平衡压力
Fig. 7 Equilibrium pressures of various gas components under different simulation schemes
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图 8 数值模拟与理论计算瓦斯压力
Fig. 8 Comparison of gas pressure derived from numerical simulation and theoretical calculation
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图 9 理论计算煤层原位瓦斯压力值
Fig. 9 In-situ gas pressure in coal seams derived from theoretical calculation
表 1 模拟参数
Table 1 Parameters for numerical simulation
参数 数值 煤样裂隙率ϕf/% 1.2 煤样孔隙率ϕm/% 6 煤样渗透率k/μm2 1.97×10−5 温度T/K 293 扩散系数D/(m2·s−1) 1×10−11 基质形状因子σc/m−2 5×106 理想气体常数R/(J·mol−1·K−1) 8.314 瓦斯动力学黏度μ/(Pa·s) 1.08×10−5 气体摩尔体积VM/(L·mol−1) 22.4 CH4分子质量M1/(g·mol−1) 16 CO2分子质量M2/(g·mol−1) 44 N2分子质量M3/(g·mol−1) 28 煤的视密度ρc/(kg·m−3) 1280 甲烷Langmuir体积VL1/(m3·t−1) 72.580 二氧化碳Langmuir体积VL2/(m3·t−1) 34.562 氮气Langmuir体积VL3/(m3·t−1) 13.642 甲烷Langmuir压力pL1/MPa 1.196 二氧化碳Langmuir压力pL2/MPa 0.7163 氮气Langmuir压力pL3/MPa 1.880 注：ϕf、ϕm、k、T数据基于文献[26]，D基于文献[27]，σc基于文献[28]，ρc、气体Langmuir体积与压力数据基于文献[24]，其余参数为理想常数。 
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表 2 数值模拟案例
Table 2 Numerical simulation cases
% 案例 CH4占比 CO2占比 N2占比 1 60 10 30 2 60 20 20 3 60 30 10 4 70 10 20 5 70 20 10 6 80 10 10 7 100 0 0
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[1] 谢和平,吴立新,郑德志. 2025年中国能源消费及煤炭需求预测[J]. 煤炭学报,2019,44(7):1949−1960. DOI: 10.13225/j.cnki.jccs.2019.0585 XIE Heping,WU Lixin,ZHENG Dezhi. Prediction on the energy consumption and coal demand of China in 2025[J]. Journal of China Coal Society,2019,44(7):1949−1960. DOI: 10.13225/j.cnki.jccs.2019.0585
[2] 中国工程院“能源中长期发展战略研究”项目组. 中国能源中长期(2030、2050)发展战略研究: 节能, 煤炭卷[M]. 北京: 科学出版社, 2011. [3] 谢和平,任世华,谢亚辰,等. 碳中和目标下煤炭行业发展机遇[J]. 煤炭学报,2021,46(7):2197−2211. DOI: 10.13225/j.cnki.jccs.2021.0973 XIE Heping,REN Shihua,XIE Yachen,et al. Development opportunities of the coal industry towards the goal of carbon neutrality[J]. Journal of China Coal Society,2021,46(7):2197−2211. DOI: 10.13225/j.cnki.jccs.2021.0973
[4] KARACAN C O, RUIZ F A, COTE M, et al. Coal mine methane: A review of capture and utilization practices with benefits to mining safety and to greenhouse gas reduction[J]. International Journal of Coal Geology, 2011, 86(2/3): 121–156.
[5] WANG Liang,LU Zhuang,CHEN Dapeng,et al. Safe strategy for coal and gas outburst prevention in deep−and−thick coal seams using a soft rock protective layer mining[J]. Safety Science,2020,129:104800. DOI: 10.1016/j.ssci.2020.104800
[6] 张超林,王恩元,王奕博,等. 近20年我国煤与瓦斯突出事故时空分布及防控建议[J]. 煤田地质与勘探,2021,49(4):134−141. DOI: 10.3969/j.issn.1001-1986.2021.04.016 ZHANG Chaolin,WANG Enyuan,WANG Yibo,et al. Spatial–temporal distribution of outburst accidents from 2001 to 2020 in China and suggestions for prevention and control[J]. Coal Geology & Exploration,2021,49(4):134−141. DOI: 10.3969/j.issn.1001-1986.2021.04.016
[7] 俞启香. 矿井瓦斯防治[M]. 徐州: 中国矿业大学出版社, 1992. [8] 王亮,孙毅民,褚鹏,等. 基于时空分布特征的煤层瓦斯测压准确性研究[J]. 中国安全科学学报,2021,31(2):40−47. DOI: 10.16265/j.cnki.issn1003-3033.2021.02.006 WANG Liang,SUN Yimin,CHU Peng,et al. Study on accuracy of coal seam gas pressure measurement based on its spatial and temporal distribution characteristics[J]. China Safety Science Journal,2021,31(2):40−47. DOI: 10.16265/j.cnki.issn1003-3033.2021.02.006
[9] 陈学习,刘志强,陈鹏. 穿含水层松软煤层瓦斯压力测定技术[J]. 华北科技学院学报,2017,14(6):1−5. DOI: 10.3969/j.issn.1672-7169.2017.06.001 CHEN Xuexi,LIU Zhiqiang,CHEN Peng. Measuring technique of gas pressure in aquifer of soft coal seam[J]. Journal of North China Institute of Science and Technology,2017,14(6):1−5. DOI: 10.3969/j.issn.1672-7169.2017.06.001
[10] 田世祥,蒋承林,史吉胜,等. 仿岩孔条件下顺层钻孔瓦斯压力测定技术研究[J]. 采矿与安全工程学报,2016,33(3):551−556. DOI: 10.13545/j.cnki.jmse.2016.03.026 TIAN Shixiang,JIANG Chenglin,SHI Jisheng,et al. Pressure measurement technology of drilling borehole down the seam in imitative rock hole[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(3):551−556. DOI: 10.13545/j.cnki.jmse.2016.03.026
[11] 杨洋,蒋承林,何明霞. 近距离煤层群条件下穿煤层瓦斯压力测定技术[J]. 煤炭科学技术,2011,39(2):51−54. DOI: 10.13199/j.cst.2011.02.56.yangy.023 YANG Yang,JIANG Chenglin,HE Mingxia. Gas pressure measuring technology with borehole through seams in close distance seam group[J]. Coal Science and Technology,2011,39(2):51−54. DOI: 10.13199/j.cst.2011.02.56.yangy.023
[12] 孙四清,张群,郑凯歌,等. 地面井煤层气含量精准测试密闭取心技术及设备[J]. 煤炭学报,2020,45(7):2523−2530. DOI: 10.13225/j.cnki.jccs.DZ20.0672 SUN Siqing,ZHANG Qun,ZHENG Kaige,et al. Technology and equipment of sealed coring for accurate determination of coalbed gas content in ground well[J]. Journal of China Coal Society,2020,45(7):2523−2530. DOI: 10.13225/j.cnki.jccs.DZ20.0672
[13] 龙威成,孙四清. 煤层气含量测定用绳索密闭取心装置及技术研究[J]. 煤田地质与勘探,2021,49(3):133−139. LONG Weicheng,SUN Siqing. Research on wireline sealed coring equipment and technology for coalbed methane content determination[J]. Coal Geology & Exploration,2021,49(3):133−139.
[14] 龙威成,孙四清,陈建. 碎软煤层井下长距离定点密闭取心技术研究[J]. 煤田地质与勘探,2022,50(8):93−98. DOI: 10.12363/issn.1001-1986.21.12.0882 LONG Weicheng,SUN Siqing,CHEN Jian. Study on long–distance fixed–point sealed coring technology in broken–soft coal seam[J]. Coal Geology & Exploration,2022,50(8):93−98. DOI: 10.12363/issn.1001-1986.21.12.0882
[15] 刘清泉, 刘敬敬, 吕彪, 等. 基于死空间压力换算的煤层瓦斯参数检测装置及施工方法: CN110487664A[P]. 2019-11-22. [16] 谢和平,高明忠,张茹,等. 深部岩石原位“五保”取芯构想与研究进展[J]. 岩石力学与工程学报,2020,39(5):865−876. DOI: 10.13722/j.cnki.jrme.2020.0138 XIE Heping,GAO Mingzhong,ZHANG Ru,et al. Study on concept and progress of in situ fidelity coring of deep rocks[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2020,39(5):865−876. DOI: 10.13722/j.cnki.jrme.2020.0138
[17] 高明忠,陈领,凡东,等. 深部煤矿原位保压保瓦斯取芯原理与技术探索[J]. 煤炭学报,2021,46(3):885−897. DOI: 10.13225/j.cnki.jccs.YT21.0297 GAO Mingzhong,CHEN Ling,FAN Dong,et al. Principle and technology of coring with in–situ pressure and gas maintaining in deep coal mine[J]. Journal of China Coal Society,2021,46(3):885−897. DOI: 10.13225/j.cnki.jccs.YT21.0297
[18] 崔永君,张群,张泓,等. 不同煤级煤对CH4、N2和CO2单组分气体的吸附[J]. 天然气工业,2005,25(1):61−65. DOI: 10.3321/j.issn:1000-0976.2005.01.018 CUI Yongjun,ZHANG Qun,ZHANG Hong,et al. Adsorption of different rank coals to single component gases[J]. Natural Gas Industry,2005,25(1):61−65. DOI: 10.3321/j.issn:1000-0976.2005.01.018
[19] SHIMADA S,LI Huoyin,OSHIMA Y,et al. Displacement behavior of CH4 adsorbed on coals by injecting pure CO2,N2,and CO2–N2 mixture[J]. Environmental Geology,2005,49(1):44−52. DOI: 10.1007/s00254-005-0057-4
[20] SAGHAFI A, FAIZ M, ROBERTS D. CO2 storage and gas diffusivity properties of coals from Sydney Basin, Australia[J]. International Journal of Coal Geology, 2007, 70(1/2/3): 240–254.
[21] ARRI L E, YEE D, MORGAN W D, et al. Modeling coalbed methane production with binary gas sorption[C]. Casper: SPE Rocky Mountain Regional Meeting, 1992.
[22] LIU Qingquan,CHU Peng,ZHU Jintuo,et al. Numerical assessment of the critical factors in determining coal seam permeability based on the field data[J]. Journal of Natural Gas Science and Engineering,2020,74:103098. DOI: 10.1016/j.jngse.2019.103098
[23] 张艳玉,李凯,孙晓飞,等. 多组分气体吸附预测及模型对比研究[J]. 煤田地质与勘探,2015,43(5):34−38. DOI: 10.3969/j.issn.1001-1986.2015.05.009 ZHANG Yanyu,LI Kai,SUN Xiaofei,et al. Prediction for adsorption of multi–component gas of coals and comparative study of different adsorption models[J]. Coal Geology & Exploration,2015,43(5):34−38. DOI: 10.3969/j.issn.1001-1986.2015.05.009
[24] 周军平. CH4、CO2、N2 及其多元气体在煤层中的吸附–运移机理研究[D]. 重庆: 重庆大学, 2010. ZHOU Junping. Adsorption–transport mechanism of CH4、CO2、N2 and their mixture in coalbed[D]. Chongqing: Chongqing University, 2010.
[25] LIU Qingquan,CHENG Yuanping,ZHOU Hongxing,et al. A mathematical model of coupled gas flow and coal deformation with gas diffusion and klinkenberg effects[J]. Rock Mechanics and Rock Engineering,2015,48(3):1163−1180. DOI: 10.1007/s00603-014-0594-9
[26] DONG Jun,CHENG Yuanping,JIN Kan,et al. Effects of diffusion and suction negative pressure on coalbed methane extraction and a new measure to increase the methane utilization rate[J]. Fuel,2017,197:70−81. DOI: 10.1016/j.fuel.2017.02.006
[27] ZHAO Wei,CHENG Yuanping,JIANG Haina,et al. Modeling and experiments for transient diffusion coefficients in the desorption of methane through coal powders[J]. International Journal of Heat and Mass Transfer,2017,110:845−854. DOI: 10.1016/j.ijheatmasstransfer.2017.03.065
[28] MORA C A,WATTENBARGER R A. Analysis and verification of dual porosity and CBM shape factors[J]. Journal of Canadian Petroleum Technology,2009,48(2):17−21. DOI: 10.2118/09-02-17
-
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1. Peng-Fei Cui，De-Lei Shang，Peng Chu，Ju Li，Da-Li Sun，Tian-Yu Wang，Ming-Zhong Gao，He-Ping Xie. Optimal depth of in-situ pressure-preserved coring in coal seams considering roadway excavation and drilling disturbance. Petroleum Science. 2024(05): 3517-3534 . 
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