煤矿瓦斯抽采可行性研究报告 59页

'新疆X县X煤矿瓦斯抽采可行性研究报告51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 目录目录1前言3第一章矿井概况51.1矿区概况51.1.1交通位置51.1.2地形地貌61.1.3地表水61.1.4气象及地震61.2地质构造与煤层赋存71.2.1地质构造71.2.2煤层101.3矿井开拓151.3.1井田境界151.3.2储量151.3.3矿井设计生产能力及服务年限161.3.4矿井开拓及采煤方法171.4矿井通风18第二章煤层瓦斯基础参数测定202.1煤的瓦斯吸附常数测定与煤的工业分析202.1.1煤的瓦斯吸附常数测定212.1.2煤的工业分析252.2煤的孔隙率测定262.3煤层瓦斯压力测定272.4煤层瓦斯含量测定292.4.1直接法302.4.2间接法332.4.3煤层瓦斯含量梯度342.4.4一水平（+1680m）各煤层瓦斯含量3651　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 2.5钻孔瓦斯涌出规律362.6煤层透气性系数测定38第三章矿井瓦斯涌出量预测423.1矿井瓦斯涌出量预测方法423.2矿井瓦斯涌出量预测43第四章矿井瓦斯抽放的必要性和可行性论证514.1矿井瓦斯储量及可抽量514.2瓦斯抽采的必要性524.2.1从瓦斯涌出预测看抽采瓦斯的必要性534.2.2从矿井通风能力看抽采瓦斯的必要性534.2.3从资源利用和环保的角度看抽采瓦斯的必要性544.3抽采瓦斯的可行性544.3.1开采层抽采瓦斯的可行性544.3.2邻近层抽采瓦斯的可行性554.3.3采空区瓦斯抽采的可能性55第五章结论及建议575.1结论575.2建议5851　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 前言瓦斯灾害长期以来，一直是威胁煤矿安全生产和影响企业经济效益的重要问题。瓦斯赋存、涌出和防治技术的研究一直是我国煤矿，特别是高瓦斯和突出矿井的重要课题。近年来，随着开采深度的延深及开采强度的加大，低瓦斯矿井的瓦斯问题也日益突出。尤其是少数低瓦斯矿井存在高瓦斯区，由于对瓦斯异常涌出及局部积聚疏于防范，导致瓦斯恶性事故时有发生，给国家和人民的生命财产造成不可挽回的损失，新疆近几年发生的重大瓦斯伤亡事故，教训触目惊心。目前，矿井（包括低瓦斯矿井）瓦斯研究工作，日益受到安全监管部门和企业干部、职工的重视。新疆X县X煤矿，隶属于新疆X贸易有限公司。为配合矿井设计部门进行矿井可行性研究及初步设计，该公司委托煤炭科学研究总院X研究院（原抚顺分院，以下简称X研究院）完成“新疆XX煤矿开采层瓦斯基础参数测定及抽放可行性论证报告”项目，合同约定主要工作内容有：1）开采层瓦斯含量测定；2）开采层瓦斯压力测定；3）开采层钻孔瓦斯涌出量及衰减系数测定；4）开采层煤的透气性系数测定；5）开采层煤的吸附常数a、b值的测定、开采层煤的孔隙率测定及煤样工业分析；6）抽放瓦斯必要性和可行性论证等。经过现场和实验室测试与研究，已完成了合同项目的全部研究内容，并完成项目研究报告。在项目测试和报告编写过程中，得到了新疆XX51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 煤矿有关领导和工程技术人员的大力支持，在此表示衷心的感谢！主要编制依据：1、国家质量监督检验检疫总局《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》（GB50471-2008）。2、原煤炭工业部《矿井瓦斯抽放管理规范》（1997）。3、国家安全生产监督管理总局《煤矿安全规程》（2009）。4、国家安全生产监督管理总局《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）。5、国家安全生产监督管理总局《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）。6、国家安全生产监督管理总局《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）。7、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定（国务院令446号）。8、新疆煤田地质局综合地质勘探队完成的《新疆库-拜煤田X县X东井田勘探报告》（2007）。9、、新疆煤炭设计研究院有限责任公司完成的《新疆X贸易有限公司X煤矿初步设计》。10、煤矿提供的资料、现场调查了解收集的资料。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 第一章矿井概况1.1矿区概况图1-1梅斯布拉克煤矿交通位置图1.1.1交通位置新疆X贸易有限公司X县X煤矿(以下简称X煤矿)位于X县县城北东方向70km的X村、X河一带。井田位于S307省道以北，距S307省道的直线距离约35km，距库车火车站115km，由S307省道克孜尔乡站通往X村的简易公路（砂石路面）从矿区中部通过，交通便利，详见图1-1所示。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 1.1.2地形地貌井田地貌类型属于山前丘陵地貌，地势北高南低，以X河为界分东西两个部分，西部平坦，地形坡度一般5°左右；东部沟谷发育，起伏较大，井田内最高点在西北部，海拔标高+1986m，最低点在井田东南部，海拔标高+1910m，相对高差76m。地表植被不发育，呈典型的荒漠戈壁景观。1.1.3地表水X河是井田内及附近唯一的地表水系，年径流量为0.158～0.672亿m3，该河为北向南流向，从井田中部通过，发源于北部的天山山脉，以大气降水、冰雪融化水、山泉水为补给源，流量随季节变化较大，一般冬季为枯水期，春季融雪和夏秋两季水流量较大。X河在丰水年常年有水，贫水年常出现短时间断流现象。1.1.4气象及地震矿区属大陆性中温带干旱气候，冬、夏较长，春秋较短，冬季寒冷，夏季凉爽，昼夜温差大，历年平均气温+7.4℃，年极端最高气温+37.4℃，年极端最低气温-32℃，年平均降水量94.9mm，降雨多分布在北部山区，蒸发量1538.2mm，全年日照达1564小时，无霜期为167天，每年12月到翌年的3月份为冰冻期，最大冻土深度1m51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 ，春季多北风。每年7月中旬到8月下旬为雨季，有暴雨，造成山洪暴发。每年10月中、下旬开始降雪，11月份结冻，另外灾害性天气有风灾、冰雹、沙尘暴。煤矿及其附近没有气象台站，气象与县城相比，气温偏低、降雨量偏多，其它气象条件与X县城相似。井田地震动峰值加速度值为0.15g，地震烈度为Ⅶ烈度区。1.2地质构造与煤层赋存1.2.1地质构造一、地层井田位于库—拜煤田X矿区的东部，井田内分布的地层从新到老有第四系、侏罗系下统、三叠系上统，除第四系不整合于不同时代的地层之上外，其余各套地层之间为整合接触，地层总体走向呈近东西向，并按照由新到老的顺序依次从南向北排列，各时代地层的岩性特征如下：（1）新生界（KZ）①第四系全新统（Q4）第四系全新统为冲洪积层（Q4al+pl）：分布于井田各大沟谷和X河床及两侧，主要成分由砾石、漂砾、少量砂、亚砂土，砂质粘土组成，次棱状，分选性差，松散状，透水性强，地层厚度10～66m，平均厚度27.75m。②第四系上更新统（Q3）第四系上更新统为新疆群（Q3xn）：广泛分布，为河流相的洪积层（Q3pl51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 ），以疏松砂、砾石、漂砾为主，泥砂质胶结，胶结程度较差，次棱状，分选差，以透水性强为特点，地层厚度16.40～48.00m，平均厚度31.75m。③第四系中更新统（Q2）井田范围第四系中更新统为乌苏群（Q2ws），区内广泛分布，X河上游东岸有出露，为冰水沉积层（Q2gl），由砾石、漂砾，泥砂组成，棱角状、次棱角状，分选性极差，砂质、钙质胶结，胶结较好，地层厚度92.00～168.00m，平均厚度132.00m。（2）中生界（Mz）①侏罗系下统阿合组（J1a）本井田西南部有出露，分布于井田南部，呈北东向条带状展布，钻孔揭露了下部层段，主要为一套河流相或三角洲相粗碎屑沉积，斜层理发育，地层厚度一般为375.00～422.00m，与下伏塔里奇克组地层整合接触。根据岩性组合特征分为上、下两个段。上段（J1a2）：岩性主要为灰黄色、灰白色含砾粗砂岩、粗砂岩，地层厚度为258.00～278.00m。下段（J1a1）：岩性为灰黄色、灰白色、灰绿色块厚层状粗砂岩、砾岩、砂砾岩、长石石英砂岩夹粉细砂岩，局部富含铁质，多呈褐色，地层厚度为117.00～144.00m。②侏罗系下统塔里奇克组（J1t）51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 井田西部有零星出露，分布与井田中、北部，呈北东向条带状展布，根据钻孔揭露，为一套河湖相、沼泽相、泥炭沼泽相沉积，岩性由灰-灰白色砾岩、砂岩、灰色粉砂岩和黑色炭质泥岩及煤层组成。地层厚度一般为126.50～288.00m，与下伏三叠系上统郝家沟组地层整合接触。根据岩性组合特征和所含煤层的分布情况分为上、下两个段。上段（J1t2）：由一套灰白色中粗砂岩、黄绿色粉砂岩、黑色炭质泥岩及煤层组成，含煤6层，煤层编号A7～A12，地层厚度64.86～205.11m，平均厚度105.71m。下段（J1t1）：岩性主要为灰白色砂岩或中粗砂岩、砾岩，黄绿色粉砂岩、砂质泥岩夹黑色炭质泥岩及煤层，含煤3层，编号A3～A6，地层厚度70.79～117.27m，平均厚度85.79m。③三叠系上统郝家沟组（T3h）井田西部零星出露，分布于井田北部，岩性为灰绿色粉、细砂岩、黑灰色泥岩、灰白色、浅黄灰色厚层状粗砂岩、含砾砂岩、砾岩夹有薄层叠锥灰岩。未见底。另外，根据区域地质成果，中生界地层从下向上有着明显的从河流相到湖泊相再到河流相、湖泊相的旋回结构，在从湖泊相向河流相和河流相向湖泊相的转化过程中，出现了泥炭沼泽相、泥炭沼泽相形成了煤层。早三叠世开始至早侏罗世初为第一旋回，是一套以河流相至湖泊相的沉积。从早侏罗世早期到末期为第二旋回，是一套由河流相到湖泊相的沉积，期间形成了塔里奇克组和阳霞组两套含煤地层。二、构造井田位于库-拜煤田X矿区的东部，X51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 矿区内的总体构造形态为一向南倾斜的单斜构造，具有西陡东缓的变化规律。本井田构造形态与矿区总体构造形态基本一致，为一向南倾斜的单斜构造，倾向160°左右，倾角61°～72°左右，具有西缓东陡的特征。井田范围内无岩浆岩侵入，未发现有大的断裂构造。构造的复杂程度属于中等。1.2.2煤层一、开采煤层井田内含稳定煤层3层：A3、A5、A7；较稳定煤层2层A8、A11，不稳定煤层3层：A6、A9、A12；极不稳定煤层1层A10，主要开采煤层为：A3、A5、A6、A7、A8、A9，煤层倾角为61°～72°。现对各煤层（自下而上）分述如下。A3号煤层：位于侏罗系下统塔里奇克组下段（J1t1）的底部。见煤点煤层厚度变异系数6%，可采性指数0.96，属于稳定煤层，有益厚度2.15～6.71m、平均厚度4.82m，煤层厚度由西向东变厚，煤层有分叉现象，有1～3个分层，下分层编号A3-1、中部分层编号A3-2、上分层A3-3，各分层均为简单结构，煤层顶板和底板岩性为深灰色泥岩、粉砂岩、细砂岩和炭质泥岩，与上部A5号煤层间距为4.00～17.50m，平均9.29m。A5号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的下部，A3煤层之上，可采性指数1，煤层厚度变异系数8%，属于稳定煤层，有益厚度3.58～12.50m、平均厚度7.60m，有1-3个分层，下分层编号A5-1、中分层编号A5-2、上分层编号A5-351　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 ，煤层厚总体表现为自西向东变厚的规律，各分层结构简单，煤层底板岩性为深灰色粉砂岩、细砂岩，顶板岩性为粗砂岩或含砾粗砂岩、粉砂岩、细砂岩。与上部A6号煤层间距为7.00～19.00m，平均11.89m。A6号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的上部，A5煤层之上，有益厚度0.50～1.96m，平均0.91m，煤层厚度变异系数11%，可采性指数0.67，煤层结构简单，属于不稳定煤层，在井田4线以西全部可采，4线以东被剥蚀，只有零星残留，9线出现可采点，煤层底板岩性为炭质泥岩和深灰色粉砂岩，顶板岩性为炭质泥岩、粉砂岩和细砂岩、中砂岩。与上部A7号煤层间距为14.00～32.00m，平均21.09m。A7号煤层：位于侏罗系下统塔里奇克组上段（J1t1）的下部，煤层有益厚度为1.73～8.54m，平均3.90m。可采性指数1，煤层厚度变异系数10%，结构简单，属于稳定煤层，煤层由西向东，由浅到深有逐渐变厚的趋势、含一至二层夹矸。煤层顶板为炭质泥岩、粉砂岩和细砂岩、底板为炭质泥岩和细砂岩。与上部A8号煤层间距为10.50～29.20m，平均17.88m。A8号煤层：位于塔里奇克组上段（J1t2），有益厚度在0.63～1.81m之间，平均厚度1.31m，可采性指数0.93，煤层厚度变异系数6%，属于较稳定煤层，顶底板均为泥岩或粉砂岩，结构简单，与上部A9号煤层间距为8.50～38.00m，平均19.08m。A9号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的中部，有益厚度在0.22～3.31m，平均1.45m51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 ，煤层厚度变异系数3%，可采性指数0.71，煤层结构简单，属于不稳定煤层，煤层厚度由西向东变薄直到尖灭。煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A10号煤层间距为6.50～25.00m，平均18.2m。A10号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的中部，有益厚度在0.19～0.70m，平均0.49m，煤层厚度变异系数10%，可采性指数0.42，煤层结构简单，属于极不稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A11号煤层间距为8.50～27.00m，平均15.66m。A11号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的上部，有益厚度在0.42～1.23m，平均0.69m，煤层厚度变异系数13%，可采性指数0.89，煤层结构简单，属较稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A12号煤层间距为6.00～7.00m，平均6.44m。A12号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的上部，有益厚度在0.40～1.09m，平均0.71m，煤层厚度变异系数13%，可采性指数0.60，煤层结构简单，属不稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。可采煤层有关参数详见表1-2。表1-2可采煤层特征表51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 煤层编号煤层厚度煤层间距夹矸层数煤层厚度变异系数（%）煤层结构类型煤层稳定性最小-最大平均（m）最小-最大平均（m）A120.40～1.090.716.00～7.006.44013简单不稳定A110.42～1.230.69013简单较稳定8.00～27.0015.66A100.19～0.700.49010简单极不稳定6.50～25.0018.20A90.22～3.311.4503简单不稳定8.50～38.0019.08A80.63～1.811.3106简单较稳定10.50～29.0017.88A71.73～8.543.900～210简单稳定14.00～32.0021.09A60.50～1.960.91011简单不稳定7.00～19.0011.89A53.58～12.507.600～38中等稳定4.00～17.509.29A32.15～6.714.820～26简单稳定二、煤质1、煤的物理性质及煤岩特征井田内塔里奇克组所含煤层的宏观物理性质具一定的相同性，颜色为深黑色，煤芯多为粉末状至碎块状，煤岩组成以暗煤为主，光泽暗淡，宏观煤岩类型为暗淡煤类。井田内各煤层的有机成分51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 主要有镜质组份，半镜质组份和惰质组份。镜质组份主要以无结构镜质体中的基质镜质体和碎屑镜质体为主。基质镜质体油浸反射色为浅色，不显细胞结构，表面纯净且平整，不显突起，可见碎屑镜质体，粒径较小，呈不规则状分布，受应力作用，镜质组份较碎，半镜质组份主要为基质半镜质体，在油浸反射色光下呈白色，略显突起，大多不显示细胞结构。惰质组分以丝质体，粗粒体为主。丝质体呈“星”状和“网”状结构分布，油浸反射色为白色，突起较高。粗粒体大多其结构保存不完整，无固定形状，未见壳质组分和焦块。无机类矿物组成主要为粘土，呈浸染状分布，较聚集。黄铁矿呈鲕粒状分布。碳酸盐矿物呈脉状分布。显微煤岩类型为亮暗煤至暗亮煤，变质阶段多以Ⅳ阶为主，部分煤层为Ⅲ阶。2、煤的工业分析井田内各煤层原煤工业分析详见表1-3。表1-3原煤工业分析表化验项目煤层编号Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)A30.5820.9725.16A50.5424.1826.48A60.4620.2526.72A70.7716.6226.50A80.5422.6827.31A90.5924.5026.703、煤的硫含量区内各煤层硫含量低，原煤全硫均小于1%，均属特低—低硫煤。三、煤尘新疆煤田地质局综合试验室对A3、A5、A7、A8、A9可采煤层采集的煤尘爆炸样本46个，测试结果表明井田内各可采煤层的煤尘均有爆炸性。四、煤的自燃倾向51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 根据该矿地质报告（2007年），A3煤层属不易自燃、易自燃、或很易自燃煤层，A5煤层属易自燃或很易自燃煤层，A7煤层属不易自燃、易自燃、或很易自燃煤层。A8煤层属不易自燃或易自燃煤层。A9煤层属易自燃煤层。1.3矿井开拓1.3.1井田境界根据地质勘探报告及矿井初步设计，井田走向长约5km，南北宽0.70km，面积3.54km2。1.3.2储量井田内6层可采煤层批准的资源/储量（331）+（332）+（333）共5972.0万t，其中探明的内蕴经济资源量（331）1626.0万t，控制的内蕴经济资源量（332）1700万t，推断的内蕴资源量（333）2646.0万t。矿井设计资源/储量减去井筒、工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率为矿井设计可采储量。经计算，矿井设计可采储量为4175.7万t。详见表2-1。表2-1矿井设计可采储量汇总表单位：万t开采煤层工业永久矿井保护煤柱开采51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 水平编号资源储量煤柱设计储量损失矿井设计可采储量井田境界一水平（+1680m以上）A3-1115.11.199.111.5226.8987.11A3-2449.14.21366.6924.93129.92314.97A5820.38.67680.3351.3241.38570.25A662.60.9754.435.7414.1247.51A7409.54.13341.9724.42119.66285.71A8164.81.44143.768.4939.46123.9A9132.81.56121.549.233.6197.63合计2154.022.081807.82135.6604.841527.08二水平（+1680～+1530m）A3-191.50.9792.136.0818.7571.78A3-2395.93.22398.5323.23115.59277.09A5958.97.65907.4547.8273.66677.59A648.90.8648.745.3511.7536.29A7425.93.64413.9122.75122.63299.63A8126.11.27124.937.9131.2993.54A953.61.3751.738.5817.3134.92合计2100.618.982137.42121.7590.781490.84三水平（+1530～+1400m）A3-160.30.8468.265.2713.446.06A3-2258.23.22294.7320.1478.85176.13A5793.66.63855.6741.43227.81559.16A639.80.7445.164.639.7929.27A7351.03.16382.4919.72101.75246.09A8100.31.1111.46.8625.3373.87A942.61.1946.517.4414.2327.18合计1645.716.881804.22105.49471.061157.76合计5900.357.945842.36364.711666.684175.71.3.3矿井设计生产能力及服务年限矿井规模确定为0.6Mt/a。该矿井的设计生产能力满足设计规范要求的矿井可采储量与相应的服务年限规定。设计矿井服务年限约49.7a。其中，一水平（+1680m以上）煤层服务年限为18.2a，二水平（+1680m～+1530m）煤层服务年限为17.7a51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 ，三水平（+1530m～+1400m）煤层服务年限为13.8a。1.3.4矿井开拓及采煤方法矿井采用主、副斜井开拓方案（反斜井）开拓。主、副斜井位于井田西部3勘探线以西70m，井田南部边界以南90m处的冲沟内。投产时布置一个风井，即西风井，西风井位于主、副斜井之间，3号勘探线以西46m，南距主、副斜井井口300m。矿井开采二采区时布置东风井，为立风井。主、副斜井从煤层底板穿越煤层布置，井筒倾角均为25°。主斜井采用半圆拱锚喷支护，装备一条ST型钢丝绳芯（阻燃）带式输送机，担负矿井的主提升、进风任务，井筒内敷设电缆、人行台阶和扶手，作为矿井安全出口。副斜井采用半圆拱锚喷支护，铺设30kg/m钢轨，单钩串车提升，担负全矿井提矸、上下人员、升降材料设备及主要进风任务，井筒内敷设管路，并设人行台阶和扶手，作为矿井安全出口。矿井划分为三个水平，各水平标高为+1680m、+1530m、+1400m，二、三水平采用暗斜井开拓，每个水平划分为二个双翼采区上山开采。一水平阶段垂高为230m，二水平阶段垂高为150m，三水平阶段垂高均为130m。全井田共划分六个采区，以X河为界分为东西两部分，即西部一、三、五采区，东部二、四、六采区，六个采区均双翼开采。采区：按一至六采区的顺序开采。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 煤层：按照自上而下的顺序开采。区段：先采上部区段，后采下部区段，每一区段内东西两翼交替或同时时开采。工作面：回采方向为后退式，即由井田边界向井筒、采区上山方向回采。A9、A8、A6薄及中厚煤层采用伪倾斜单腿支撑式“］”型柔性掩护支架采煤法。A3、A5、A7厚煤层采用伪倾斜“八”字型柔性掩护支架采煤法。各采煤方法均采用全部跨落法管理顶板。矿井投产时，矿井开拓系统图详见图2-1。1.4矿井通风矿井通风系统为分区式，主、副斜井进风，西风井回风(主要为一、三采区服务)，东风井回风(为二、四采区服务)，通风方法为机械抽出式。矿井总风量为90m3/s，风量分配如下A7煤层(1A711)回采工作面：23.0m3/s；A9煤层(1A912、1A922)回采工作面：2×12.0m3/s；A6煤层(1A611)备用工作面：6.0m3/s；A3煤层运输大巷综合机械化掘进工作面：10.0m3/s；A5煤层顺槽掘进工作面(1个钻爆法掘进面，1个综掘面)：2×10.0m3/s；火药发放硐室：4.0m3/s；其它地点：3.0m3/s。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 第二章煤层瓦斯基础参数测定煤层瓦斯参数是研究煤层瓦斯赋存规律的基础，是标志着煤层蕴含瓦斯的能力、抽采瓦斯难易程度的重要指标，是矿井瓦斯防治和瓦斯抽采设计的依据。它包括煤层原始瓦斯含量、原始瓦斯压力、煤的工业分析、煤的孔隙率、煤对瓦斯的吸附常数、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等。准确地掌握瓦斯基础参数及其在煤层中的变化规律，可以帮助确定煤层瓦斯赋存规律，预测矿井瓦斯涌出量，划定矿井瓦斯等级，了解和计算巷道、工作面及钻孔瓦斯涌出量，了解和预测瓦斯抽采和利用的可能性，为矿井后期的开采设计和煤层瓦斯综合治理提供基础依据。X煤矿需测定的瓦斯基本参数主要包括：煤层原始瓦斯含量、原始瓦斯压力、煤的工业分析、煤的孔隙率、煤对瓦斯的吸附常数、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等，这些参数需分别在现场及实验室测定。2.1煤的瓦斯吸附常数测定与煤的工业分析煤中的瓦斯是以游离和吸附两种状态存在的，煤的瓦斯吸附常数是衡量煤吸附瓦斯能力大小的标志，是计算煤层瓦斯含量的重要指标之一。煤样的工业分析值也是计算煤层瓦斯含量的重要参数。目前，煤的瓦斯吸附常数与工业分析只能在实验室利用特殊的实验设备进行测定。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 2.1.1煤的瓦斯吸附常数测定⑴煤样的制备在X煤矿A9、A8、A7、A5及A3煤层分别采集各煤层的新鲜煤样，送至实验室。取煤样1kg粉碎，先后过0.25mm和0.17mm标准筛，取0.17～0.25mm间的颗粒装入磨口瓶中密封加签待用，每个煤样制备出至少一个样品，每个样品重量不得少于100g。⑵煤的瓦斯吸附常数测定方法①称取已制备好的煤样100g，放入称量皿。将称量皿放入干燥箱，恒温至100℃，保持1h后取出，放入干燥器内冷却。将冷却后的无水干燥基煤样装满吸附罐；②打开罐阀和真空抽气阀，关闭充气阀和放气阀。设定水浴温度为60±1℃，开启真空泵，进行长时间脱气，直到真空计显示压力为4Pa时，关闭真空抽气阀和各罐阀。③设定恒温水浴温度为试验温度（30±1℃）；④打开高压充气阀和充气罐控制阀，使高压钢瓶瓦斯进入充气罐及连通管，关闭充气罐控制阀，读出充气罐压力值P1i；⑤读出充气罐压力值P1i后，缓慢打开罐阀门，使充气罐中瓦斯进入吸附罐，待罐内压力达到设定压力时（一般在0～6MPa试验压力范围内设定测n=7个压力间隔点数，每点约为最高压力的1/n），立即关闭罐阀门，读出充气罐压力P2i、室温t1。按式（2-1）计算充入吸附罐内的瓦斯量Qci；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 （2-1）式中：Qci—充入吸附罐的瓦斯标准体积，cm3；P1i、P2i—分别为充气前后充气罐内绝对压力，MPa；Z1i、Z2i—分别为P1i、P2i压力下及t1时瓦斯的压缩系数；t1—室内温度，℃；V0—充气罐及连通管标准体积，cm3。⑥保持7小时，使煤样充分吸附，压力达到平衡，读出平衡压力Pi，并计算出吸附罐内剩余体积的游离瓦斯量Qdi，煤样吸附甲烷量∆Qi以及每克煤可燃物吸附瓦斯量Xi：（2-2）（2-3）（2-4）式中：Vd—吸附罐内除煤实体煤外的全部剩余体积，cm3；Zi—Pi压力下及t3时瓦斯的压缩系数；t3—试验温度，℃；Gr—煤样品可燃物质量，g。⑦依次重复④、⑤、⑥步骤，逐次增高试验压力，可测得n个Qci、Qdi、∆Qi及Xi51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 值。由于充气罐向吸附罐充气为逐次充入的单值量，而充入吸附罐的总气量是各单值量的累计量，故逐次按式（2-3）计算时，充入吸附罐的总气量Qci应为：（2-5）⑧按逐次得到的Pi及Xi作图，即为郎格缪尔吸附等温线，将（Pi，Xi）按下式进行最小二乘法回归，计算出煤的瓦斯吸附常数a和b值：（2-6）式中：P—吸附平衡瓦斯压力，MPa；X—P所对应的吸附瓦斯量，ml/g；a—吸附常数，表示煤的饱和吸附瓦斯量，ml/g；b—吸附常数，MPa-1。图2-1加压式容量法吸附试验装置示意图1—玻璃活塞；2—饱和食盐水量管；3—真空管系；4—放气阀；5—真空抽气控制阀；6—旋片式真空泵；7—高压截止阀；8—真空轨管；9—吸附罐控制阀；10—固态压力传感器；11—吸附罐；12—电线；13—复合真空计；14—水浴；15—高压空气阀；16—机体；17—充气罐控制阀；18—铜管或软胶管；19—超级恒温器；20—充气罐；21—多路信号调理器；22—高压气源⑶煤的瓦斯吸附常数测定结果51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 按前述方法分别对各煤层煤样进行吸附瓦斯测定，测定结果见表2-1。图2-2～2-6为实验室测定煤样的吸附瓦斯等温线。图2-2A9煤层吸附瓦斯等温线图2-3A8煤层吸附瓦斯等温线图2-4A7煤层吸附瓦斯等温线51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 图2-5A5煤层吸附瓦斯等温线图2-6A3煤层吸附瓦斯等温线2.1.2煤的工业分析⑴工业分析测定用样品的制备取现场采取的新鲜煤样500g粉碎，过0.2mm标准筛，取筛下颗粒装入磨口瓶中密封加签待用，每个煤样制备2～3个样品，每个样品重量不得少于50g。⑵煤样的工业分析方法①称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g于105～110℃的干燥箱内干燥到恒重，其所失去的重量占煤样原重量的百分数作为水份；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 ②称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g，放入箱形电炉内灰化，然后在815±10℃的温度条件下灼烧到恒重，并冷却至室温后称重，以残留物重量占煤样原重量的百分数作为灰份；③称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g，放入带盖的瓷坩锅中，在900±10℃的温度条件下，隔绝空气加热7分钟，以所失去的重量占煤样原重量的百分数减去该煤样的水份作为挥发份。⑶煤样工业分析结果按上述方法分别对各煤层煤样进行工业分析，测定结果见表2-1。2.2煤的孔隙率测定煤的孔隙率是单位质量或体积煤中全部孔隙所占的体积。用单位质量煤表示时，孔隙率k的单位是cm3/g或m3/t；用单位体积煤表示时，孔隙率k1的单位是cm3/cm3、m3/m3或%。煤的孔隙率是决定煤中游离瓦斯含量大小的主要因素之一。在相同瓦斯压力下，煤的孔隙率越大，则所含游离瓦斯量也越大。煤的孔隙率按下式计算：(2-7)(2-8)式中：—煤的视密度(视比重)，即包括煤中孔隙在内的煤块的密度，t/m3；—煤的真密度(真比重)，即扣除孔隙后煤骨架的密度，t/m3。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 ⑴煤的视相对密度测定称取一定粒度的煤，表面用蜡涂封后，放入密度瓶内，以十二烷基硫酸钠为浸润剂，测出涂蜡煤粒所排开同体积水溶液的质量，计算涂蜡煤粒的视密度，减去蜡的密度后，求出在20℃时煤的视相对密度。⑵以十二烷基硫酸钠为浸润剂，使煤样在密度瓶中润湿沉降，并除出吸附的气体，根据煤样排出的同体积的水的质量算出煤的真相对密度。⑶煤的孔隙率测定结果进行煤的真、视相对密度测定后，根据公式（2-8）计算出煤的孔隙率，计算结果见表2-1。表2-1煤样吸附瓦斯试验、工业分析与孔隙率测定结果煤层采样地点吸附常数灰份Aad(%)水份Mad(%)挥发份Vdaf(%)真密度(t/m3)视密度(t/m3)孔隙体积(m3/m3)a(ml/g·r)b(MPa-1)A9+1818m运输石门12.651.036.130.6324.181.321.30.0152A8+1818m运输石门12.7330.92720.430.8931.651.421.390.0211A7+1818m运输石门21.7360.98811.40.6226.31.41.330.05A5+1818m运输石门20.3261.13221.990.5227.111.481.420.0405A3+1818m运输石门18.7491.41710.430.4926.291.491.440.03362.3煤层瓦斯压力测定煤层瓦斯压力是指煤孔隙中所含游离瓦斯的气体压力，即气体作用于孔隙壁的压力。它是煤层瓦斯赋存与涌出的基本参数，亦是煤层瓦斯流动的动力。煤层瓦斯压力是决定煤层瓦斯含量的一个主要因素，当煤的吸附瓦斯能力相同时，煤层瓦斯压力越高，煤中所含瓦斯量也就越大。它不仅决定着煤层瓦斯含量与涌出量的大小，而且对于合理地进行通风设计起着重要的作用。因此，准确测定煤层瓦斯压力是十分必要的。煤层瓦斯压力间接测定51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 方法是根据煤层瓦斯流动规律、煤层透气性系数、瓦斯解吸规律、煤层瓦斯含量系数曲线等，通过计算，推测出该地点的瓦斯压力。间接测压法一般用于难以进行直接测压的条件下，根据煤层原始瓦斯含量、残存瓦斯含量等基础参数推算煤层瓦斯压力，以及由地层深度估算煤层瓦斯压力等。直接测定煤层瓦斯压力方法是先用钻机由岩层巷道或煤层巷道向预定测量煤层瓦斯压力的地点打一钻孔，然后在钻孔中放置测压装置再将钻孔严密封闭堵塞并将压力表和测压装置相连来测出瓦斯压力。根据矿井现场实际情况，采用直接法测定煤层瓦斯压力。进行煤层瓦斯压力测定时，最好在距煤层一定距离的岩石巷道打穿层钻孔进入煤层进行测定。测定地点还要尽量避开大的断层、褶曲、裂隙带以及其它地质构造带，钻孔周围煤层应处于原始状态，且需保证钻孔的岩石段完好。根据矿井开拓布置、煤层赋存情况和井下风、水、电等实际条件来选择确定。测压地点选在+1818m水平运输石门巷道中。首先，向测压煤层打钻孔，穿透煤层全厚，钻孔打至煤层顶板（或底板）500mm处。钻孔施工好后，立即清洗钻孔，保证钻孔畅通，然后插入测压管至预定的深度，再用木塞将钻孔严密封闭，用泥浆泵（或可控式注射仪）向孔内注入预定量的水泥浆。封完孔24小时后，在测压管上安装压力表，并定期观测压力值，待压力升至最高值并稳定后，压力表指示的即为煤层瓦斯压力（表压力）。测定瓦斯压力示意图如图2-7所示。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 图2-7注水泥浆测定瓦斯压力方法示意图按照上述方法，分别对A9、A8、A7及A3煤层的瓦斯压力进行测定，各测定钻孔参数及瓦斯压力测定结果如表2-2所示。表2-2瓦斯压力测定钻孔施工布置参数及测定结果表煤层标高(m)倾角(°)方位角(°)孔径(mm)孔深(m)见煤斜长(m)表压力(MPa)绝对瓦斯压力(MPa)A9+1818103267532260.560.66A8+1818103267528.826.91.021.12A7+1818201467535.2280.540.64A3+1818152277517.612.80.580.682.4煤层瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是指单位体积或重量的煤体中所含有的瓦斯量（换算成标准状态），常用m3/t或ml/g作为计量单位。本次测定的瓦斯含量都是选择未受采动影响的原始媒体，即原始瓦斯含量。煤层原始瓦斯含量是煤层瓦斯主要参数之一，它是计算矿井瓦斯储量和预测瓦斯涌出量的基础，也是判定煤与瓦斯突出危险性的重要参数之一。本次煤层瓦斯含量测定采用直接法和间接法相结合的测定方法。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 2.4.1直接法直接法测定煤层瓦斯含量，即利用煤层钻孔采集原始煤体煤芯，用解吸法直接测定煤样瓦斯解吸量。该方法测定煤层瓦斯含量的原理是：根据煤样瓦斯解吸量、解吸规律推算煤样从采集开始至装罐解吸测定前的损失瓦斯量、实验室测定煤样中残存瓦斯量来计算煤层瓦斯含量。其测定步骤如下：(1)在新暴露的采掘工作面煤壁上，用煤电钻垂直煤壁打一个Ф42mm、孔深8m以上的钻孔，当钻孔钻至8m时开始取样，并记录采样开始时间t1；(2)将采集的新鲜煤样装罐并记录煤样装罐后开始解吸测定的时间t2，用FHJ-2型瓦斯解吸速度测定仪（图2-8）测定不同时间t下的煤样累积瓦斯解吸总量Vi，瓦斯解吸速度测定一般为2个小时，解吸测定停止后拧紧煤样罐以保证不漏气，送实验室测定煤样残存瓦斯量。1—量管2—吸气球3—温度计4—水槽5—螺旋夹6—弹簧夹7—排水管8—排气胶管9—16号胸骨穿刺针头10—密封罐11—压紧螺帽图2-8瓦斯解吸速度测定仪与密封罐示意图(3)损失量计算51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 将不同解吸时间下测得数据按下式换算成标准状态下的体积Voi：式中V0i—算成标准状态下的解吸瓦斯体积，ml；Vi—不同时间解吸瓦斯测定值，ml；Po—大气压力，Pa；hw—量管内水柱高度，mm；Ps—hw下饱和水蒸汽压力，Pa；tw—量管内水温，℃。采用图解法计算瓦斯损失量。煤样解吸测定前的暴露时间为t0，t0=t2-t1；不同时间t下测定的Voi值所对应的煤样实际解吸时间为t0+t；用绘图软件绘制全部测点[(t0+t)0.5，Voi]，将测点的直线关系段延长与纵坐标轴相交，直线在纵坐标轴上的截距即为瓦斯损失量。图2-9为损失瓦斯量推算方法示意图。图2-9损失瓦斯量推算方法示意图(4)将解吸测定后的煤样连同煤样罐送实验室测定其残存瓦斯量、水分、灰分等；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 (5)根据煤样损失瓦斯量、解吸瓦斯量及残存瓦斯量和煤中可燃质重量，即可求出煤样的瓦斯含量：X=(V0+V1+V2)/G0式中：Vo—标准状态下煤样瓦斯解吸量，ml；V1—标准状态下煤样损失瓦斯量，ml；V2—标准状态下煤样残存瓦斯量，ml；G0—煤样可燃质重量，g；X—煤样可燃质瓦斯含量，ml/g.r。煤层原始瓦斯含量X0根据公式：X0=X×（100-Ad-Mad）/100式中：X0—煤层原始瓦斯含量，m3/t；X—煤层可燃质瓦斯含量，m3/t.r；Ad—灰分%；Mad—水分%。利用以上方法，通过打钻取样、井下解吸，实验室测定煤样残存瓦斯量、水分、灰分、挥发分、煤样重量、可燃质质量及瓦斯成分，最后整理计算，将所得煤层瓦斯含量测定结果列入表2-3。表2-3煤层瓦斯含量测定结果表煤层编号测定地点标高（m）瓦斯解吸量(m3/t)瓦斯损失量(m3/t)瓦斯残存量(m3/t)原煤瓦斯含量(m3/t)A9运输石门+18180.5710.3320.9851.888A8运输石门+18183.8640.3122.1126.288A7运输石门+18181.40.2762.1353.811A7运输石门+18182.6380.2362.925.794A7付井+1864m顺槽+18641.4040.1881.442.941A5运输石门+18181.1760.2281.7673.171A5运输石门+18180.920.111.5462.57651　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 2.4.2间接法煤是一种富含裂隙和孔隙的非均质多孔性物质，是天然的吸附剂，煤体吸附瓦斯是煤的一种自然属性。瓦斯在煤体中的赋存状态主要有两种：一种是游离瓦斯（亦称自由瓦斯），主要存在于煤的大孔、裂隙之中，符合气体状态方程，其含量取决于大孔和裂隙的体积、煤体温度及瓦斯压力；另一种为吸附瓦斯，吸附瓦斯可以分为两类：一类是吸附在孔隙表面的瓦斯，其含量取决于孔隙的表面积和瓦斯压力；另一类是以固溶体形式存在于煤分子之间的空间、晶体的芳香层缺陷内或芳香族碳的晶体内。煤中瓦斯量的70~80%以吸附状态储集于煤的微孔表面，在一些高瓦斯含量的煤层中，煤中所含瓦斯的体积（标准状况下）可为煤本身体积的30～40倍。间接方法是建立在煤吸附瓦斯理论的基础上的，这里的煤层原始瓦斯含量也就是吸附和游离两种状态下瓦斯量的总和。要利用间接方法测定出煤层原始瓦斯含量，首先需要在井下实测或根据已知规律推算煤层原始瓦斯压力，并在井下采取新鲜煤样后送实验室测定煤的孔隙率、吸附常数和值和煤的工业分析，然后再根据公式计算煤层瓦斯含量。其计算公式如下：(2-9)式中：－煤层瓦斯含量，m3/t；－吸附常数，试验温度下的极限吸附量，m3/t∙r；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 －吸附常数，MPa-1；－煤层绝对瓦斯压力，MPa；－煤的灰分，%；－煤的水分，%；－煤的孔隙体积，m3/m3；－煤的视密度，t/m3。间接方法测定各煤层的瓦斯含量结果如表2-4所示。表2-4间接法测定煤层瓦斯含量结果表煤层位置标高(m)绝对瓦斯压力(MPa)瓦斯含量(m3/t)A9运输石门+18180.664.071A8运输石门+18181.124.17A7运输石门+18180.646.454A3运输石门+18180.687.724注A8煤层钻孔水较多，该煤层瓦斯含量依直接法取值（详见表2-2）2.4.3煤层瓦斯含量梯度在同一矿区且地质条件基本不变的情况下，在甲烷带内煤层的瓦斯含量一般也随着深度的增加而增大，呈线性关系。煤层瓦斯含量随深度的变化程度，通常用瓦斯含量梯度来表示，百米瓦斯含量梯度是指煤层赋存深度每增加100m时瓦斯含量的平均增加值，一般采用下式计算：(2-10)式中：G—煤层瓦斯含量梯度，m3/(t·100m)；、—在煤层底板标高、处的瓦斯含量，m3/t；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 、—煤层瓦斯含量值为、时测点的煤层底板标高，m；根据新疆煤田地质局综合地质勘探队提供的地质勘探资料以及实测的地勘资料，对X煤矿各煤层不同标高点瓦斯含量进行线性分析，得出煤层瓦斯含量与标高之间的变化关系，如图2-10、图2-11所示。图2-10A7煤层瓦斯含量随煤层底板标高的变化规律图2-11A5煤层瓦斯含量随煤层底板标高的变化规律由图2-10、图2-11中可以看出，煤层瓦斯含量随煤层底板标高的降低而升高，呈现出较好的相关性。瓦斯含量变化关系式为：A7煤层：X=-0.0256H+51.501A5煤层：X=-0.0275H+52.842式中符号含义同前。则A7煤层、A5煤层瓦斯含量梯度分别为51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 2.56m3/t.100m、2.75m3/t.100m。2.4.4一水平（+1680m）各煤层瓦斯含量根据煤层瓦斯含量最大值，通过计算得到矿井各煤层在+1680m水平瓦斯含量见表2-5所示。表2-5+1680m水平瓦斯含量计算表煤层煤层瓦斯含量最大值百米瓦斯含量梯度（m3/t.100m）+1680m水平瓦斯含量（m3/t）底板标高（m）瓦斯含量（m3/t）A9+18184.0712.757.866A8+18186.2882.7510.083A7+18186.4542.569.987A5+18183.1712.756.966A3+18187.7242.7511.519注煤层瓦斯含量梯度未知时按梯度的大值取值。2.5钻孔瓦斯涌出规律表征钻孔自然瓦斯涌出特征的参数主要有两个，分别是钻孔初始瓦斯涌出强度和钻孔瓦斯流量衰减系数，其中钻孔瓦斯流量衰减系数是评价煤层瓦斯预抽难易程度的一个重要指标。和值是通过测定不同时间的钻孔自然瓦斯涌出量并按进行回归分析求得的。一般来说，钻孔自然瓦斯涌出量随着时间的延续是逐渐减小的，其衰减变化之规律，通常用下式描述：(2-11)式中：－时间为时的钻孔自然瓦斯涌出量，m3/min·hm；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 －钻孔初始自然瓦斯涌出量，m3/min·hm；－钻孔自然瓦斯涌出量衰减系数，d-1；－排放瓦斯时间，d。对（2-25）式积分，可以得到任意时间t内钻孔自然瓦斯涌出总量：即：…………(2-12)式中：—时间t内钻孔自然瓦斯涌出总量，m3/hm；—钻孔极限瓦斯涌出量，，m3/hm；其余符号意义同前。具体测定步骤为：(1)在煤层施工顺层钻孔，打一个孔径75mm，长30～40m的钻孔，用φ15mm钢管和聚氨酯或水泥沙浆封孔，封孔长度2m以上，并记录成孔和封孔时间；(2)定期测量钻孔自然瓦斯流量q，并记录流量测定时的钻孔自排瓦斯时间t，然后换算成百米钻孔流量；(3)根据不同自排时间下的钻孔自然瓦斯流量测定数组（ti，qi），用（2-5）式回归分析求出q0和α，即为钻孔自然排放瓦斯规律。利用以上方法，我们在X煤矿测定钻孔自然瓦斯涌出量及衰减情况见表2-5、表2-6。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 表2-6钻孔施工参数煤层打钻地点钻孔长度（m）钻孔直径（mm）封孔长度（m）钻孔长度（m）A8+1818石门28.8751628.8A3+1818石门17.6751017.6表2-7煤层瓦斯自然涌出特征计算结果煤层涌出规律qt=qoe-αt百米初始瓦斯涌出强度(×10-3m3/min.hm)钻孔自然瓦斯流量衰减系数(d-1)百米钻孔极限瓦斯涌出量(m3)A8qt=9.078e-0.0106t9.7080.01061319A3qt=13.551e-0.0465t13.5510.04654202.6煤层透气性系数测定煤是一种多孔介质，在一定的压力梯度下，瓦斯可以在煤体内流动，煤层瓦斯流动难易程度通常用煤层透气性系数来表示。其物理意义是：在1m长的煤体上，当瓦斯压力平方差为1MPa2时，通过1m2煤层断面每日流过的瓦斯立方米数。目前，我国广泛采用的测定方法是在煤层瓦斯向钻孔流动的状态属径向不稳定流动的基础上建立的，通过测定煤层瓦斯径向不稳定流量来计算煤层透气性系数，该方法称为径向流量法。煤层透气性系数测定方法如图2-12所示。径向不稳定流动的计算公式见表2-8。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 1-钻孔；2-测压管；3-压力表；4-阀门；5-流量计；6-封孔段；7-煤层图2-12煤层透气性系数测定示意图表2-8径向不稳定流动参数计算公式流量准数Y时间准数系数a指数b煤层透气性系数λ常数A常数B10-2～11～1010～102102～103103～105105～107110.930.5880.5120.344-0.38-0.28-0.20-0.12-0.10-0.065表中：Y—流量准数，无因次；F0—时间准数，无因次；a、b—系数与指数，无因次；—煤层瓦斯含量系数，m3/m3·MPa1/2；(2-13)—煤的瓦斯含量，m3/m3；—确定煤瓦斯含量时的瓦斯压力，MPa；—煤层原始的绝对瓦斯压力(表压力加0.1)，MPa；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 —钻孔内排放瓦斯时的瓦斯压力，一般为0.1MPa；—钻孔半径，m；—煤层透气性系数，m2/MPa2·d；—在排放瓦斯时间为t时的钻孔煤壁单位面积瓦斯流量，m3/(m2·d)，由下式确定：(2-14)—在时间为t时测出的钻孔流量，m3/d；—钻孔见煤长度，一般为煤层厚度，m；—从钻孔卸压到测定钻孔瓦斯流量的时间，d。钻孔径向流量法测定煤层透气性系数的主要步骤是：首先垂直煤层打测压钻孔，密封钻孔并测出煤层原始瓦斯压力；当测压钻孔的瓦斯压力稳定于最高值后，取下压力表将钻孔内压力降至大气压力，使钻孔自然排放瓦斯，并测定钻孔瓦斯流量，而后代入上述有关公式，按以下述步骤计算煤层透气性系数。计算煤层透气性系数时，可采用试算法，即先选用表2-8中任一公式计算出λ值，再将此λ值代入F0=Bλ中校验F0值是否在选用公式的时间准数范围内，如F0值在所选用公式的时间准数范围内，λ值正确；如F0值不在所选用公式的时间准数范围内，则需选用其他公式重新计算λ值，直到验算的F0值在选用公式的时间准数范围内为止。利用上述方法，通过对X煤矿煤层瓦斯压力和流量的实测，51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 计算得到煤层透气性系数。煤层透气性系数计算过程为：按瓦斯压力与煤层瓦斯含量计算平均瓦斯含量系数：m3/m3·MPa1/2(2-15)则A8煤层：钻孔煤表面积：m2(2-16)在排放时间为t时，钻孔煤壁单位面积的瓦斯涌出量（比流量）：m3/m2·d(2-17)计算A与B值：选用公式计算λ值：m2/MPa2•d验算值：因验算结果所对应的值在100～1000之间，故λ值计算公式选用正确。所以，A8煤层的透气性系数为0.479m2/MPa2•d。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 第三章矿井瓦斯涌出量预测3.1矿井瓦斯涌出量预测方法矿井瓦斯涌出量是指矿井生产过程中涌入采掘空间及抽采瓦斯量之和，可用绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量两个参数来表示。绝对瓦斯涌出量是单位时间内涌出的瓦斯体积，单位通常是m3/min；相对瓦斯涌出量是在正常生产条件下，采1t煤涌出的瓦斯体积，单位为m3/t。影响矿井瓦斯涌出量的因素很多，主要有自然因素和开采技术条件两类。自然因素主要包括煤层和围岩的瓦斯含量、开采深度及地面大气压力的变化；开采技术因素主要包括开采顺序与采煤方法，回采速度与产量，落煤工艺与老顶来压步距，通风压力与采空区密闭质量以及通风系统等。矿井瓦斯涌出量预测是矿井通风设计、瓦斯抽采设计和瓦斯管理必不可少的基础工作。现用的矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类，即矿山统计预测法和分源预测法。矿山统计法是根据矿井以往生产中获得大量相对瓦斯涌出量和开采深度数据，得到矿井瓦斯涌出量与开采深度等参数之间的统计规律，进而外推计算预测区域的瓦斯涌出量。分源预测法以煤层瓦斯含量为基本参数，通过计算井下各个涌出源（包括开采煤层及围岩、邻近煤层等）的瓦斯涌出量，得到矿井或某预测区域的相对瓦斯涌出量。本次采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 该法的原理是以煤层瓦斯含量、瓦斯涌出规律及煤层开采技术条件为基础，按照矿井回采过程中瓦斯涌出源的多少、各个涌出源瓦斯涌出量的大小来预测矿井、回采面和掘进工作面等的瓦斯涌出量。矿井瓦斯涌出的源、汇关系如图3-1所示。图3-1矿井瓦斯涌出的源、汇关系图矿井瓦斯涌出量是制约矿井生产及安全的主要因素，在一定条件下，瓦斯涌出量决定了回采工作面产量及掘进工作面进度。我们按照《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018-2006)，采用分源预测法计算采掘工作面瓦斯涌出量及矿井瓦斯涌出量。3.2矿井瓦斯涌出量预测1、回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量（包括采空区、围岩）和邻近层瓦斯涌出，即：q回＝q开+q邻（3-1）（1）开采层瓦斯涌出量计算按下式计算：51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 （3-2）式中:q开—开采层瓦斯涌出量，m3/t；k1—围岩瓦斯涌出系数，其值取决于回采工作面顶板管理方法，全部垮落法管理顶板时，取k1=1.30；k2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，取k2=1.25；k3—准备巷道预排瓦斯对回采工作面煤体瓦斯涌出影响系数，k3=（L-2h）/L=（80-2×12.4）/80=0.69；L—工作面长度，取L=80m；h—巷道瓦斯预排等值宽度，取h=12.4m；m—煤层的开采厚度；m1—煤层的实际厚度；X—煤层原始瓦斯含量，m3/t；A9取7.866m3/t，A7取9.987m3/t。Xc—煤的残存瓦斯含量，按标准AQ1018-2006，A9取1.865m3/t，A7取1.76m3/t。通过计算，A9煤层瓦斯相对涌出量为6.729m3/t，A7煤层瓦斯相对涌出量为9.225m3/t。（2）、邻近层瓦斯涌出量计算：（3-2）51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 式中：q邻－邻近层瓦斯涌出量，m3/t；mi－第i个邻近层厚度，m；m1－开采层的开采厚度，m；ki－第i个邻近层瓦斯排放率，%；取值详见图3-1，X－第i邻近层原始瓦斯含量，m3/t；Xc－第i邻近层残存瓦斯含量，m3/t；1-上邻近层；2-缓倾斜下邻近层；3-倾斜、急倾斜下邻近层图3-1邻近层瓦斯排放率与层间距的关系A9煤层开采时其邻近层瓦斯涌出量根据矿井初步设计，A9煤层开采时，上邻近层A10、A11、A12及下邻近层A8、A7共5个煤层在其开采影响范围内，邻近层瓦斯涌出量计算结果如表3-1所示。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 表3-1A9号煤层各邻近层瓦斯涌出量计算表煤层名称煤厚原始瓦斯含量残存瓦斯含量距A9号煤层平均距离瓦斯排放率相对瓦斯涌出量备注mm3/tm3/tm%m3/tA120.717.8661.86540.3601.763上邻近层A110.697.8661.86533.86701.998A100.497.8661.86518.2851.724A91.457.8661.865———开采层A81.3110.0831.57419.08604.612下邻近层注：未测定过含量的煤层按邻近煤层瓦斯含量取值。通过计算，A9煤层邻近层瓦斯涌出量为10.097m3/t。A7煤层开采时其邻近层瓦斯涌出量根据矿井初步设计，A7煤层开采时，上邻近层A8、A9、A10及下邻近层A6共4个煤层在其开采影响范围内，邻近层瓦斯涌出量计算结果如表3-2所示。表3-2A7号煤层各邻近层瓦斯涌出量计算表煤层名称煤厚原始瓦斯含量残存瓦斯含量距A7号煤层平均距离瓦斯排放率相对瓦斯涌出量备注mm3/tm3/tm%m3/tA100.497.8661.86555.1500.38上邻近层A91.457.8661.86536.9621.383A81.3110.0831.57417.88902.572A73.99.9871.76———开采层A60.919.9871.7621.09601.152下邻近层注：未测定过含量的煤层按邻近煤层瓦斯含量取值。通过计算，A7煤层邻近层瓦斯涌出量为5.487m3/t。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 综上可知，矿井两个回采工作面的瓦斯涌出量分别为：A9:6.729+10.097=16.826m3/t。A7:9.225+5.487=14.712m3/tA9、A7煤层回采工作面产量分别按567.3t/d、523.3t/d，矿井两个回采工作面的绝对瓦斯涌出量分别为6.63m3/min、5.35m3/min。2、掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进时煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出：qj=qB+qL（3-3）式中qj—掘进工作面瓦斯涌出量，m3/t；qB—煤壁瓦斯涌出量，m3/t；qL—落煤瓦斯涌出量，m3/t。（1）、掘进工作面煤壁瓦斯涌出量在巷道掘进过程中，巷道周围煤层中的瓦斯压力平衡状态遭到破坏，煤体内部到煤壁间存在着压力梯度，瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向巷道泄出。单位时间内单位面积暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）随着煤壁暴露时间的延长而降低。其计算公式为：（3-4）式中qB—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；D—巷道断面内煤壁暴露面的周长，对于薄及中厚煤层，D=2m0，对于厚煤层，D=2H+b，h为巷道高度，b为巷道宽度。D9=2.9m；D7=6.4m。v—巷道平均掘进速度，m/min；综掘v取0.0093m51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 /min，普掘v取0.0046m/min；L—掘进巷道长度，综掘L=400m，普掘L=200m；q0i—煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min按下式计算：（3-5）式中Vdaf—煤中挥发份含量，%，A9为24.18，A7为26.3；X—煤层原始瓦斯含量，A9为7.866，A7为9.987m3/t。根据（3-6）式计算得:综掘工作面瓦斯涌出初速度为：q0综掘7=0.026×[0.0004×(26.3)2+0.16]×9.987=0.113m3/m2·minq0综掘9=0.026×[0.0004×(24.18)2+0.16]×7.866=0.081m3/m2·min普掘工作面瓦斯涌出初速度为：q0普掘9=0.026×[0.0004×(24.18)2+0.16]×7.866=0.081m3/m2·min根据（3-5）式计算得:综掘工作面煤壁瓦斯涌出量为：qB综掘7=6.4×0.0093×0.113×[2×(400/0.0093)1/2-1]=2.783m3/minqB综掘9=2.9×0.0093×0.081×[2×(400/0.0093)1/2-1]=0.904m3/min普掘工作面煤壁瓦斯涌出量为：qB普掘9=2.9×0.0046×0.081×[2×(200/0.0046)1/2-1]=0.45m3/min（2）、掘进工作面落煤瓦斯涌出量（3-6）式中qLi—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 S—掘进巷道断面积，m2，S取5m2；v—巷道平均掘进速度，m/min，综掘v取0.0093m/min，普掘v取0.0046m/min；γ—煤的密度，γ7=1.33t/m3，γ9=1.3t/m3；X—煤层原始瓦斯含量，A9为7.866m3/t，A7为9.987m3/t；Xc—煤层残存瓦斯含量，A9为1.865m3/t，A7为1.76m3/t。根据（3-7）式计算得：综掘工作面落煤瓦斯涌出量为qL综掘7=5×0.0093×1.33×(9.987-1.76)=0.51m3/minqL综掘9=5×0.0093×1.3×(7.866-1.865)=0.363m3/min普掘工作面落煤瓦斯涌出量为qL普掘9=5×0.0046×1.3×(7.866-1.865)=0.18m3/min再根据（3-3）式计算得：综掘工作面瓦斯涌出量为qj综掘7=qB综掘+qL综掘=2.783＋0.51=3.293m3/minqj综掘9=qB综掘+qL综掘=0.904＋0.363=1.267m3/min普掘工作面瓦斯涌出量为qj普掘9=qB普掘+qL普掘=0.45＋0.18=0.63m3/min3、矿井瓦斯涌出量预测（3-7）式中：qkj—矿井瓦斯涌出量，m3/t；51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 —生产采区采空区瓦斯涌出系数，取1.25～1.45；—已采采区采空区瓦斯涌出系数，取1.25～1.45；qhi—第i个回采区工作面的瓦斯涌出量，m3/t；qji—第i个掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；Ai—第i个回采工作面平均日产量，t，A9=567.3t，A7=523.3t；A0—矿井平均日产量，t，A0=1818t；根据矿井设计，投产时该矿回采工作面与煤巷掘进面之比为3:3，故按(3-7)式计算得:qkj=1.3×1.35×[(16.826×567.3×2+14.712×523.3)+1440×(3.293+1.267+0.63)]/1818=33.1m3/t。按矿井日产量1818t计算，矿井绝对瓦斯涌出量为：qkx=33.1×1818×1.3/1440=52.33m3/min。51　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 第四章矿井瓦斯抽放的必要性和可行性论证4.1矿井瓦斯储量及可抽量矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源多少，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标，可按下式计算：Wk=Wl十W2十W3式中：Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；Wl—可采煤层的瓦斯储量，Mm3；Ali—矿井可采煤层i的地质储量，Mt；X1i—矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3／t；W2—受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量，（Mm3）A2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，Mt；X2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3／t；W3—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，实测或按下式计算：W3＝K(W1十W2)K—围岩瓦斯储量系数，取K＝0.1。59 矿井可开发瓦斯量（或称可抽放量）是指在既定的开采技术条件下，按照目前的抽放技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映着矿井瓦斯资源的开发程度，与其抽放工艺技术和抽放能力密切相关，一般采用下式计算：Wkc=ηk·Wk式中：Wkc—矿井可抽瓦斯量，Mm3；ηk—矿井瓦斯抽放率，按照我国目前的技术水平，取30%；Wk—矿井瓦斯储量Mm3；按上式计算得出煤层的瓦斯储量及可抽量，计算结果见表4-1所示表4-1X煤矿瓦斯储量及可抽量计算结果汇总表煤层地质储量(Mt)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯储量(Mm3)可抽量(Mm3)A92.427.86619.045.71A84.0510.08340.8412.25A712.219.987121.9436.58A61.619.98716.084.82A525.66.966178.3353.5A313.8311.519159.3147.79围岩等15.9314.779合计551.471165.429从表4-1可以看出，通过计算得出本矿井瓦斯储量551.471Mm3，在矿井瓦斯抽放率为30%的情况下可以抽出165.429Mm3瓦斯，瓦斯资源较为丰富。4.2瓦斯抽采的必要性根据住房和城乡建设部与国家质量监督检验检疫总局2009年联合颁布的《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第3.3.1条规定，凡符合下列情况之一者必须建立瓦斯抽采系统，开展瓦斯抽采工作：1、高瓦斯矿井。2、一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，且用通风方法解决瓦斯问题不合理的矿井。3、矿井绝对瓦斯涌出量达到下列条件时：59 1）大于或等于40m3/min；2）年产量（1.0～1.5）Mt的矿井，大于30m3/min；3）年产量（0.6～1.0）Mt的矿井，大于25m3/min；4）年产量（0.4～0.6）Mt的矿井，大于20m3/min；5）年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。4、开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井。现从下面几个方面分析X煤矿瓦斯抽采的必要性。4.2.1从瓦斯涌出预测看抽采瓦斯的必要性X煤矿设计生产能力为60万t/a，预测投产时矿井瓦斯涌出量将达到52.33m3/min左右，符合建立瓦斯抽采系统的必要条件，必须采取瓦斯抽采措施，保证矿井安全生产。4.2.2从矿井通风能力看抽采瓦斯的必要性瓦斯抽采旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯的基本手段。加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量q涌大于通风所能解决的瓦斯涌出量q排时就应当采取瓦斯抽采措施，其瓦斯抽采的必要性指标通常以下式表示：q涌>q排=qc/K式中q－工作面供风量，m/s；c－《规程》允许风流中的瓦斯浓度，％；k－瓦斯涌出不均衡系数，1.2～1.5，回采工作面取1.4，掘进工作面取1.5。回采工作面设计配风量720m3/min，回风顺槽按1%计算可稀释瓦斯，回采工作面通风能解决的瓦斯量为：q排=720×1%/1.4=5.143m3/min59 X煤矿回采工作面瓦斯涌出量为6.63m3/min，已超出工作面通风能力解决范围，应建立瓦斯抽采系统。掘进工作面设计配风量600m3/min，回风顺槽按1%计算可稀释瓦斯，掘进工作面通风能解决的瓦斯量为：q排=600×1%/1.5=4m3/min根据预测，X煤矿掘进工作面瓦斯涌出量为3.293m3/min，暂未超出工作面通风能力解决范围，特别是在掘进工作面进入地质构造区域内时，掘进工作面涌出量可能增大，应进行瓦斯抽采。因此，从回采工作面通风能力来看有必要进行瓦斯抽采。4.2.3从资源利用和环保的角度看抽采瓦斯的必要性瓦斯是一种优质洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，改善能源结构，保护矿区环境，取得显著的经济效益和社会效益。根据前面计算X煤矿瓦斯储量和可抽量分别为551.471Mm3和165.429Mm3，这说明矿井的瓦斯资源比较丰富，为瓦斯开发利用提供了较为充足的条件。因此，从资源利用和环保的角度看也有必要建立瓦斯抽采系统，进行大规模的瓦斯抽采，变被动抽采为主动开发。4.3抽采瓦斯的可行性4.3.1开采层抽采瓦斯的可行性开采层瓦斯抽采的可行性是指在原始透气性条件下进行预抽的可能性。一般用煤层的透气性系数（λ）和钻孔瓦斯流量衰减系数（α）来判断开采层瓦斯抽放可行性。表4-2开采层预抽瓦斯难易程度分类表59 抽放难易程度指标钻孔瓦斯流量衰减系数α(d-1)煤层透气性系数λ(m2/MPa2·d)容易抽放＜0.003＞10可以抽放0.003～0.0510～0.1较难抽放＞0.05＜0.1根据井下实测，该矿A8、A3煤层钻孔瓦斯流量衰减系数0.0106d-1、0.0465d-1，A8煤层透气性系数为0.479m2/MPa2·d，A8、A3煤层百米初始瓦斯涌出量分别为9.708m3/min.100m、13.551m3/min.100m。因此该矿的开采煤层可以进行瓦斯抽采。4.3.2邻近层抽采瓦斯的可行性邻近层抽采瓦斯技术是一项成熟的治理瓦斯灾害的技术，我国的阳泉、松藻、铁法、淮南、淮北和北票等许多抽采瓦斯矿区通过几十年的抽采瓦斯实践得出：在中、近距离邻近层赋存条件下，只要钻孔参数设计、施工合理，抽采参数选择适宜，都能取得良好的抽采瓦斯效果，工作面邻近层的瓦斯抽采率一般可以达到40～90%。该矿井煤层间距较小，A9及A7煤层回采后，能引起顶底板岩层变形势必影响到邻近层，使邻近煤层透气性大大增加，即使邻近层并非全区发育可采，但受煤层开采时采动所影响，邻近煤层的瓦斯会存储或流动于采动形成的裂隙带内。通过适当的抽采方法，设计出符合本矿井的抽采钻孔参数，就能取得比较好的抽采效果，回采时采取施工钻孔或者其他有效的措施对邻近层瓦斯进行抽采是可行的，还能在一定程度上解决煤层回采时邻近层瓦斯向回采工作面涌入的问题。因此对邻近层进行瓦斯抽采是可行的。4.3.3采空区瓦斯抽采的可能性该矿井煤层间距较小，在开采A9及A7煤层时其下部的A8及A6煤层处在采动影响范围内且其瓦斯排放率较高，邻近层抽放放不可能将该部分瓦斯完全抽采，其剩余部分瓦斯势必涌入采空区内。从目前资料59 分析，本矿井具备采空区瓦斯抽采的条件。因此，进行采空区瓦斯抽采是可行的。59 第五章结论及建议5.1结论通过资料收集整理、现场实测瓦斯基础参数数据及综合分析研究，预测了矿井采掘过程中的瓦斯涌出量，对矿井瓦斯抽放可行性进行论证。主要结论及建议如下：1、通过现场实测，在+1818m水平该矿A9、A8、A7、A3煤层瓦斯压力分别为0.66MPa、1.12MPa、0.64MPa、0.68MPa。2、根据现场实测数据及部分地勘瓦斯数据，得出煤层瓦斯含量沿倾向的分布规律、煤层瓦斯含量梯度：A7煤层：X=-0.0256H+51.501；A5煤层：X=-0.0275H+52.842A7煤层、A5煤层瓦斯含量梯度分别为2.56m3/t.100m、2.75m3/t.100m。3、由+1818m水平煤层瓦斯含量最大值及煤层瓦斯含量梯度推算得到矿井一水平（+1680m）A9、A8、A7、A5、A3煤层瓦斯含量分别为7.866m3/t、10.083m3/t、9.987m3/t、6.966m3/t、11.519m3/t。4、采用《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018--2006）》规定的分源预测法对X煤矿矿井的瓦斯涌出量进行了预测：矿井绝对瓦斯涌出量为52.33m3/min，相对瓦斯涌出量33.1m3/t。5、X煤矿的瓦斯资源相当丰富，其瓦斯储量和可抽量分别为551.471Mm3和165.429Mm3，这就为矿井的瓦斯开发利用提供了充足的资源条件，同时也对矿井的安全生产构成了威胁。6、从三个方面对矿井瓦斯抽采的必要性及可行性进行了分析，分析认为不论是从目前的瓦斯涌出现状、矿井通风能力，还是从资源和环保的角度来看都有必要进行瓦斯抽采59 ，特别是深部煤炭的开采，瓦斯问题将是制约煤矿安全高效生产的重要因素，提前进行瓦斯抽采工作，对该矿安全生产很有必要。5.2建议1、建议矿方在以后的生产过程中，随着煤层揭露地点的增多，应加强瓦斯参数测定工作，更好的掌握瓦斯赋存规律，为矿井瓦斯治理提供坚实基础数据，以保证矿井安全高效地生产。2、随着井田开拓向深部发展，煤层瓦斯含量会增大，建议在开采过程中加强瓦斯参数测定和瓦斯监测检查工作，以便更好地弄清瓦斯赋存规律和及时发现瓦斯涌出异常现象，以便切实有效地防治瓦斯灾害。3、鉴于该矿开采层瓦斯含量、钻孔瓦斯自然涌出特征、煤层透气性及矿井开拓阶段的瓦斯涌出情况，建议该矿尽早建立瓦斯抽放系统。59'