某煤礦煤層瓦斯基礎參數(shù)測定及抽放可行性研究報告

1、山西省xx縣xx煤焦有限公司xx煤礦2號煤層瓦斯基礎參數(shù)測定及抽放可行性研 究 報 告煤炭科學研究總院xx研究院二oo九年前 言山西省xx縣xx煤焦有限公司xx煤礦（以下簡稱xx煤礦）為股份制企業(yè)，1977年建井，1980年8月建成投產(chǎn)。xx煤礦設計生產(chǎn)能力為30萬t/a，計劃未來改擴建后產(chǎn)能為90萬t/a。礦井批準開采1號、2號、3號、6號、9+10號和11號煤層，目前開采2號煤層，井田內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定，儲量可靠。xx煤礦為高瓦斯礦井，為了查清礦井瓦斯賦存情況指導礦井安全生產(chǎn)，并對礦井瓦斯抽放的可行性及必要性進行論證，為以后的瓦斯抽放提供基礎數(shù)據(jù)。xx煤礦委托煤炭科學研究總院xx研究院（以下簡

2、稱xx研究院）于2008年12月至2009年1月在xx煤礦開展了“xx煤礦2號煤層瓦斯基礎參數(shù)測定及瓦斯抽放可行性研究”工作。該項目主要內(nèi)容為測定2號煤層煤與瓦斯基礎參數(shù)，對礦井在30萬t/a和90萬t/a兩種產(chǎn)能條件下礦井瓦斯涌出量進行預測，并據(jù)此對礦井瓦斯抽放可行性分別進行研究。本報告按照國家煤礦安全監(jiān)察局頒發(fā)的煤礦安全規(guī)程和原煤炭工業(yè)部頒布的礦井瓦斯抽放管理規(guī)范對礦井瓦斯抽放可行性研究的內(nèi)容、要求編寫的，可以作為xx煤礦通風系統(tǒng)設計及其瓦斯治理工作的依據(jù)。該項目自2008年12月起，歷時1多個月，經(jīng)過雙方的努力和密切協(xié)作，現(xiàn)就測定的結果進行全面總結和分析，并對煤與瓦斯基礎參數(shù)及瓦斯抽放可

3、行性部分作重點闡述。該項目是在xx煤焦有限公司及xx煤礦有關領導的關心和支持下，在xx煤礦工程技術人員大力協(xié)助下完成的，在此深表感謝！目 錄1礦井概況11.1位置與交通11.2自然地理11.3地質特征31.4 礦井開拓及生產(chǎn)概況101.5 礦井通風122煤層瓦斯參數(shù)測定122.1 煤層瓦斯含量測定122.2 煤的瓦斯吸附常數(shù)測定152.3 煤的孔隙率測定162.4 鉆孔自然瓦斯涌出特征162.5 煤層瓦斯壓力及透氣性系數(shù)183 2#煤層瓦斯抽放可行性論證213.1礦井瓦斯資源評價213.2 礦井瓦斯涌出量預測233.3瓦斯抽放的必要性323.4 礦井瓦斯抽放可行性論證333.5建立瓦斯抽放系統(tǒng)

4、的類型344 結論及建議341礦井概況1.1位置與交通xx煤礦位于xx縣南端的靈空山鎮(zhèn)水泉村東南（原柏子鎮(zhèn)）500處，xx的北坡。地理坐標為：北緯363130363200，東經(jīng)11209151120930。由礦井地面工業(yè)廣場沿河柏公路向北1.6km可達靈空山鎮(zhèn)，再向東15km到李元鄉(xiāng)。xx煤礦向西約1公里可至靈空山鎮(zhèn)，沿縣級公路向北東約 25公里可達xx縣城，與汾屯省級公路相接，南距屯留張店35公里，東距沁縣50公里。向西南經(jīng)古縣北平鎮(zhèn)、古縣可達南同蒲線洪洞火車站，也可與大運公路接運，相距約75公里。交通便利，詳見交通位置圖1-1。1.2自然地理1.2.1地形、地貌井田地處太岳山區(qū)，地表為山區(qū)

5、侵蝕地貌，溝谷縱橫，地形復雜，地勢南高北低。地形最高點位于井田西xx梁上，標高為+1419.0m；最低點位于井田東北部溝谷中，標高為+1155.4m，相對高差263.6m。屬侵蝕強烈的中山區(qū)。1.2.2 氣象、水文、電源及地震xx區(qū)屬大陸性氣候，根據(jù)xx縣氣象臺觀測記錄，礦區(qū)7、8、9三個月為雨季，降雨量最小為463.3mm(1972年)，最大為861.6mm(1975年)，蒸發(fā)量最小為1306.7mm(1983年)，最大1609.6mm(1972年)，蒸發(fā)量大于降水量2.3倍。冬春兩季雨雪較少，夏末秋初雨量較大。一月份氣溫最低，平均為零下6.5，七月份氣溫最高，為37-38，年平均氣溫18.

6、7。十一月份開始結冰，次年三月份開始解凍，凍土深度最大為750mm(19761977年)，最小為370mm(19721973年)。礦區(qū)夏季多東南風，冬春季多西北風，最大風速16m/s。礦區(qū)地表水屬黃河水系。溝谷內(nèi)一般無水流，每逢雨季雨水順溝谷匯入柏子河，再向東南注入沁河。 據(jù)山西省頒發(fā)的山西省地震基本烈度表，礦區(qū)抗震設防烈度為6-7度,設計基本地震加速度值為0.15g。南山煤礦圖1-1 xx煤礦交通位置圖1.3地質特征1.3.1 地層一、地層礦區(qū)內(nèi)地層出露較好，出露有山西組、下石盒子組和上石盒子組下段及中段下部地層。第四系中更新統(tǒng)黃土零星分布?，F(xiàn)依據(jù)礦區(qū)內(nèi)南-1、南-2、南-3、1901及附近

7、的21號鉆孔揭露資料，對礦區(qū)內(nèi)的地層由老到新分述如下：1、奧陶系中統(tǒng)峰峰組(o2f)本組為含煤地層的沉積基底。主要由灰深灰色中厚層狀的石灰?guī)r、泥質灰?guī)r組成，局部含白云質灰?guī)r。頂部含較多的星散狀黃鐵礦，下部常夾有薄層狀、似層狀的石膏層，為淺海相沉積地層，頂部為古風化殼。2、中石炭統(tǒng)本溪組(c2)巖性為灰色、灰黑色鋁土巖、泥巖、石英砂巖及石灰?guī)r組成，間夾不穩(wěn)定的不可采煤層23層，屬濱海相沉積地層，底部沉積有山西式鐵礦，其厚度和品位很不穩(wěn)定。由于中奧陶統(tǒng)古風化殼剝蝕程度不同，該地層厚度變化較大，依據(jù)鉆孔揭露資料，本礦區(qū)該組地層厚度為11.0024.00m，平均16.40m。平行不整合于峰峰組地層之上

8、。3、上石炭統(tǒng)太原組(c3t)為主要含煤地層，本組自k1砂巖底至k7 砂巖底，地層厚度平均為126.05m。與下伏地層呈整合接觸。主要為灰白色、 灰黑色的砂巖、粉砂巖、泥巖、石灰?guī)r和煤層組成，含煤412層。含豐富的動物化石，旋回結構清楚，橫向穩(wěn)定性好，易于對比。全組可劃分為45個沉積旋回，屬于海陸交互相沉積。 旋回的海退部分多為碎屑巖或泥巖，海侵部分常為海相石灰?guī)r或鈣質泥巖。4、下二疊統(tǒng)山西組(p1s)k7砂巖底至k8砂巖底，厚度平均42.14m，與下伏太原組地層為整合接觸，為礦區(qū)主要含煤地層之一。巖性以灰色、灰白色中細粒砂巖，深灰色、灰黑色粉砂巖、泥巖為主，含煤3層，其中2號煤層為穩(wěn)定可采煤

9、層。1號、3號煤層為較穩(wěn)定大部可采煤層。5、下二疊統(tǒng)下石盒子組(p1x)本組自k8砂巖底至k10砂巖底，與下伏地層呈整合接觸，地層厚度127.27m。依巖性、巖相特征劃分為上、下兩段，分述如下：下段(p1x1)k8砂巖底至k9砂巖底，地層厚度70.74m。上、中部由深灰色粉砂巖夾細粒砂巖組成。下部k8砂巖為灰色、中粒石英砂巖，含煤屑及白云母碎片，圓狀、分選中等，基底式鈣質膠結，具直線型斜交層理和斜層理，具煤紋構造。上段(p1x2)k9砂巖底至k10砂巖底，地層厚度56.53m。 底部k9砂巖為灰色中粒砂巖，下部由深灰色，灰色中、細粒砂巖及粉砂巖組成，上部泥巖、粉砂巖中常見紫紅色斑塊，頂部有一層

10、位穩(wěn)定灰色含紫紅色斑塊的鋁質泥巖，具鮞狀結構，俗稱“桃花泥巖”， 是確定上覆k10砂巖的良好輔助標志。6、上統(tǒng)上石盒子組下段下部地層(p2s1)礦區(qū)內(nèi)主要分布于中部新莊和大老莊村一帶,厚度約190m左右，巖性以黃綠色的粉砂巖、中、細砂巖互層為主，夾有紫色泥巖。底部k10砂巖為灰白色、黃綠色中粒長石石英砂巖，含深灰色泥巖、粉砂巖包裹體，底部含礫石，具韻律分選。7、上統(tǒng)上石盒子組中段下部地層（p2s2）主要分布于礦區(qū)南部邊界一帶，出露厚度約60m左右，底部k12砂巖為灰白色中粗粒長石石英砂巖，泥質膠結。向上為黃綠色中細粒砂巖與紫色泥巖互層為主。8、中更新統(tǒng)(q2)由棕紅、黃褐色亞砂土、亞粘土組成夾

11、砂、礫石層。厚度0 10m。二、含煤地層上石炭統(tǒng)太原組(c3t)和下二疊統(tǒng)山西組(p1s)為礦區(qū)主要含煤地層，詳述如下：1、上石炭統(tǒng)太原組(c3t)礦區(qū)的主要含煤地層之一。自k1砂巖底至k7砂巖底，地層平均厚度126.05m，以沉積環(huán)境的差異和含煤性，可劃分為三段：下段(c3t1)從k1砂巖底至k2石灰?guī)r底，地層厚度平均為61.97m。是礦區(qū)最重要的含煤地層。主要由灰白色砂巖、灰灰黑色泥巖、鋁質泥巖、粉砂巖及穩(wěn)定可采的910號和11號煤層所組成。 底部k1 砂巖，平均厚度2.00m，為灰白色薄層狀細中粒石英砂巖，巖性特征明顯，致密堅硬，是一層良好的地層劃分對比標志。中段(c3t2)從k2石灰?guī)r

12、底至k4石灰?guī)r頂。地層厚度平均31.77m，主要由三層深灰色石灰?guī)r及灰白色砂巖、灰黑色粉砂巖、泥巖間夾三層薄煤層。底部為深灰色、巨厚層狀致密、堅硬的k2石灰?guī)r。含有豐富的有孔蟲、蜓科、腕足類化石和燧石結核，中、下部常夾有一層灰黑色泥巖。自k2向上為灰黑色泥巖及其具波狀層理的粉砂巖、細粒砂巖，多受黃鐵礦浸染，其上發(fā)育有不可采的8號煤層。其頂板為深灰色、厚層狀的k3石灰?guī)r。k3石灰?guī)r全區(qū)穩(wěn)定，易于對比，k3至k4石灰?guī)r間，為灰、灰黑色的砂巖、粉砂巖和泥巖，間夾層位穩(wěn)定但不可采的7號和7下號煤層，其頂部即為深灰色，中厚層狀，致密堅硬的k4石灰?guī)r。上段(c3t3)從k4石灰?guī)r頂至k7砂巖底，地層厚度平

13、均32.31m。 主要由灰黑色、黑色泥巖、粉砂巖、灰灰白色中、細粒砂巖組成，含煤24層，其中6號煤層為穩(wěn)定可采煤層。下部為灰黑色、黑色薄層狀鐵質泥巖。中部為灰色、灰白色鈣質石英長石砂巖，稱為k5砂巖。上部為黑色厚層狀泥巖。頂部為灰黑色薄層狀鈣質泥巖，含動物化石。本段依據(jù)巖相旋回分析，應為瀉湖海灣相沉積。2、下二疊統(tǒng)山西組(p1s)k7砂巖底至k8砂巖底，厚度平均42.14m，與下伏太原組地層為整合接觸，為礦區(qū)主要含煤地層之一。巖性以灰色、灰白色中細粒砂巖，深灰色、灰黑色粉砂巖、泥巖為主，含煤3層，其中2號煤層為穩(wěn)定可采煤層。1號、3號煤層為較穩(wěn)定大部可采煤層。1.3.2 地質構造該礦位于沁水煤

14、田西緣，霍山隆起之東翼。由于受霍山徑向構造帶影響。礦區(qū)總體構造為一走向北東西南，傾向se的單斜構造，地層傾角小于15，井田內(nèi)發(fā)育有二條正斷層f1、f2，f1斷層位于井田西北部邊緣，斷層走向ne，傾向nw，傾角為65，落差20m，區(qū)內(nèi)延伸1300m。f2斷層位于井田中部，是在開采煤層過程中發(fā)現(xiàn)的，其斷層走向ne，傾向se，傾角70，落差10m，區(qū)內(nèi)延伸1800m。礦區(qū)內(nèi)地表發(fā)現(xiàn)1處陷落柱,形狀地質填圖時測量確定，為長軸約為250m,短軸約為170m的橢圓形；另一處是在井田中部開采1號煤層時發(fā)現(xiàn)形狀為橢圓形, 規(guī)模由巷道揭露測量所得，長軸為130m，短軸為70m,規(guī)模較小。由此推斷，向南開采還將遇

15、到，但密度不會太大。該區(qū)在以往地質勘查過程中，未發(fā)現(xiàn)有巖漿巖活動。綜上所述該區(qū)構造屬簡單類。1.3.3 煤層賦存 一、含煤性本井田含煤地層主要為上石炭統(tǒng)太原組和下二疊統(tǒng)山西組。山西組平均厚度44.70m，含煤3層，含煤總平均厚度為3.87m，含煤系數(shù)8.66%。山西組含煤性總的特點是煤層厚度小，變化大，1號煤層全區(qū)大部可采，3號煤層局部可采，2號煤層全區(qū)穩(wěn)定可采。太原組平均厚度126.05m，含煤8層，總厚度為6.94m，含煤系數(shù)5.51%。總的特點是煤層層數(shù)多，達可采厚度者層數(shù)較少，但可采煤層厚度較大。其中910號、11號煤層為礦區(qū)穩(wěn)定的可采煤層，6號煤層為局部可采煤層,7號、8號、10下煤

16、為不穩(wěn)定的不可采煤層。 二、可采煤層（見表1-1）1、1號煤層 位于山西組頂部，厚度0.62-1.04m，平均0.92m，結構簡單，不含夾矸，頂板為泥巖或粉砂巖，底板為粉砂巖，全區(qū)大部可采。2、2號煤層位于山西組中下部，間距1號煤層大約34m，厚度2.10-2.50m，平均2.30m，結構簡單，不含夾石，頂板巖性為粉砂巖，底板為泥巖。屬穩(wěn)定可采煤層。3、3號煤層位于山西組下部，間距2號煤層大約13m，厚度0.38-0.95m，平均0.65m, 該煤層在東南部變薄，不可采。結構簡單，不含夾石，頂板為泥巖，底板為粉砂巖,屬大部可采煤層。4、6號煤層 位于太原組上段中部，厚度1.07m，與3號煤層間

17、距21.84m，厚度變化大，結構簡單，含0-1層夾矸，頂、底板巖性多為泥巖或粉砂巖。屬局部可采煤層。 5、910號煤層位于太原組下段的頂部，厚度2.25-2.54m，平均2.39m。厚度變化大，結構簡單，含0-2層夾矸，頂板為石灰?guī)r，底板為泥巖，為全區(qū)穩(wěn)定可采煤層。6、11號煤層位于太原組下段的下部，厚度1.50-1.55m，平均1.53m。厚度變化大，結構簡單，不含夾矸，頂板、底板均為粉砂巖，為全區(qū)穩(wěn)定可采煤層。表1-1 可采煤層特征一覽表 煤層煤層厚度層間距夾矸層數(shù)穩(wěn)定性可采性頂板巖性底板巖性最小-最大平均(m)最小-最大平均(m)最少-最多一般10.62-1.040.9232.36-36

18、.260較穩(wěn)定大部可采泥巖或粉砂巖粉砂巖22.10-2.502.3034.310穩(wěn)定可采粉砂巖泥巖30.38-0.950.6513.1420.37-24.710較穩(wěn)定大部分可采泥巖粉砂巖61.0721.849.37-12.320-10-1不穩(wěn)定局部可采泥巖或粉砂巖泥巖或粉砂巖9+102.00-2.542.2732.331穩(wěn)定可采石灰?guī)r泥巖111.50-1.551.5314.30-16.5015.101-3穩(wěn)定可采粉砂巖粉砂巖1.3.4 煤質一、煤的物理性質及煤巖特征（一）物理性質及宏觀煤巖特征煤層以光亮型煤質半光亮型煤為主，夾半暗型煤條帶。結構以細條帶到中條帶為主，鏡煤、絲炭、粘土礦物以稀疏的

19、線理狀、透鏡狀不均勻分布于條帶中，局部還夾有黃鐵礦結核。構造為層狀、塊狀。光澤為強玻璃光澤。顏色為黑色。性脆、裂隙發(fā)育，參差狀斷口。（二）顯微煤巖特征鏡質組含量一般在75.00%左右，半鏡質組含量一般在2.4%左右，絲質組含量一般在20.0030.00%之間，礦物含量一般在10-15%左右。各煤層中，鏡質組一般是以均質鏡質體為主，其次為基質鏡質體，絲質組多為結構半絲質體，部分為粗粒體、少量為碎屑體，礦物含量多為分散狀粘土，有個別球狀黃鐵礦和黃鐵礦結核以及次生方解石。（三）變質階段各煤層最大反射率rmax在1.50%左右之間,屬第-變質階段，相當于焦煤瘦煤階段。二、煤的化學性質、工藝性能及煤類（

20、一）煤的化學性質 1、工業(yè)分析（1）水份各可采煤層原煤空氣干燥基水份含量均值介于0.66-0.70%，浮煤水份含量均值介于0.55-0.68%。（2）灰份1號煤層原煤干基灰份為18.50-27.73%,平均21.38%,浮煤干基灰份為6.05-6.37%,平均6.30%,屬低灰煤。2號煤層原煤干基灰份為14.74-16.52%，平均15.50%,浮煤干基灰份為6.50-7.30%,平均0.68%,屬低灰煤。3號煤層原煤干基灰份為19.20-28.30%，平均22.35%,浮煤干基灰份為7.50-8.92%,平均8.00%,屬低灰煤。6號煤層原煤干基灰份為31.56-33.94%,平均32.88

21、%,浮煤干基灰份為9.50-9.78%,平均9.68%，屬高灰煤。9+10號煤層原煤干基灰份為11.06-23.13%,平均14.36%,浮煤干基灰份為4.93-8.38%,平均5.84%，屬特低灰煤。11號煤層原煤干基灰份為30.59-44.32%,平均32.46%,浮煤干基灰份為9.52-10.67%,平均9.89%，屬高灰煤。（3）揮發(fā)份1號煤層浮煤干燥無灰基揮發(fā)份均值為17.81%。2號煤層浮煤干燥無灰基揮發(fā)份均值為15.83%。3號煤層浮煤干燥無灰基揮發(fā)份為均值16.34%。6號煤層浮煤干燥無灰基揮發(fā)份為均值17.22%。9+10號煤層浮煤干燥無灰基揮發(fā)份均值為15.81%。11號煤

22、層浮煤干燥無灰基揮發(fā)份均值為16.01%。均屬低揮發(fā)份煤。2、元素分析各煤層元素含量相當穩(wěn)定，干燥無灰基碳含量介于88.93-89.74%，氫含量介于4.54-4.86%，氮含量介于1.381.59%，氧加硫含量介于3.44-4.40%。3、有害元素（1）硫1號煤層原煤干基全硫含量為0.39-0.45%,平均0.43%,浮煤硫份為0.37-0.49%，平均0.45%,屬低硫煤。2號煤層原煤干基全硫含量為0.35-0.40%,平均0.38%,浮煤硫份為0.39-0.44%,平均0.41%,屬低硫煤。3號煤層原煤干基全硫含量為0.98-1.60%,平均1.05%,浮煤硫份為0.70-0.98%，平

23、均0.88%,屬中低硫煤。6號煤層原煤干基全硫含量為1.08-1.50%,平均1.32%。浮煤硫份為0.60-0.99%,平均0.75%，屬中低硫煤。9+10號煤層原煤干基全硫含量為2.34-3.39%，平均2.87%。浮煤硫份為2.13-2.39%,平均2.26%，屬高硫煤。11號煤層原煤干基全硫含量為0.94-1.34%，平均1.22%。浮煤硫份為0.65-1.38%,平均0.89%，屬中低硫煤。（2）磷各煤層磷含量一般在0.0020.003%之間，屬特低磷煤。（3）氟、砷、氯各煤層氟含量一般在70ppm，砷含量一般在1-2ppm，氯含量在0.030%左右。（二）煤的工藝性能1、發(fā)熱量1號

24、煤層原煤干基高位發(fā)熱量平均為26.41mj/kg, 2號煤層原煤干基高位發(fā)熱量為平均28.82mj/kg。3號煤層原煤干基高位發(fā)熱量為平均25.61mj/kg。6號煤層原煤干基高位發(fā)熱量平均為24.30mj/kg。9+10號煤層原煤干基高位發(fā)熱量平均為29.77mj/kg。11號煤層原煤干基高位發(fā)熱量平均為24.20mj/kg。1號、2號、3號煤層屬高熱值煤，9+10號煤層屬特高熱值煤,6號、11號煤層屬中熱值煤。2、煤的粘結性的結焦性1號、2號、3號、6號煤層粘結指數(shù)平均值分別為80、75、70、66，屬強粘結性煤。9+10號、11號煤層粘結指數(shù)平均值分別為30、22,屬弱粘結性煤。（三）煤

25、類根據(jù)“中國煤炭分類國家標準（gb575186）”劃分， 1號、2號、3號、6號煤層均屬焦煤， 9+10號、11號煤層為瘦煤。1.3.5 瓦斯、煤塵和煤的自燃(1) 瓦斯根據(jù)2008年礦井瓦斯等級鑒定數(shù)據(jù)，該礦瓦斯絕對涌出量為9.88m3/min，相對涌出量為14.03m3/t。根據(jù)地勘資料8號煤層瓦斯含量14.37ml/g.r，2號煤層12.0519.11 ml/g.r。煤層絕大部分在沼氣帶中，少量在氮氣-沼氣帶。(2) 煤塵爆炸性及煤的自燃根據(jù)山西省煤炭工業(yè)局綜合測試中心2008年檢測報告：該礦2號煤層自燃等級為級，為不易自燃煤層；煤塵有爆炸危險性。1.4 礦井開拓及生產(chǎn)概況礦井采用斜井開

26、拓，現(xiàn)有三個井筒分別為主斜井、副斜井及回風斜井。主斜井擔負礦井煤炭提升任務，兼做進風井和安全出口。副斜井擔負礦井人員升降、矸石提升、材料設備下放等所有輔助提升任務，是礦井的主要進風井筒，兼做安全出口?；仫L斜井擔負礦井回風任務。礦井開拓巷道布置見圖1-2。瓦斯含量測定點圖1-2 xx煤礦巷道目前布置示意圖礦井目前年產(chǎn)煤炭30萬t，采用炮采采煤法，礦井改擴建為年產(chǎn)90萬t礦井后，采用一次采全高綜采采煤法。工作面長度均為150m，采高2.3m。工作面回采率為95%。礦井目前布置一個炮采工作面和兩個炮掘工作面，改擴建后布置一個綜采工作面和兩個綜掘工作面。1.5 礦井通風根據(jù)井田開拓部署，井田采用斜井開

27、拓。主、副及行人斜井進風，回風立井回風。該礦通風方式為中央并列機械抽出式，主、副斜井和行人井進風，回風立井回風。使用兩臺bdk618-6-20型主要通風機，電機功率2185kw。礦井總進風量61m3/s，回采工作面風量20m3/s，普掘工作面29m3/s，硐室9m3/s，接替工作面10m3/s，其它4m3/s。2煤層瓦斯參數(shù)測定2.1 煤層瓦斯含量測定煤層瓦斯含量是指單位質量煤體所含有瓦斯的體積（換算成標準狀態(tài)），常用m3/t或ml/g作為單位。生產(chǎn)礦井煤層瓦斯含量普遍采用間接法或直接法測定。本次采用了直接法測定煤層瓦斯含量，即利用煤層鉆孔采集未受采動影響的原始煤體煤芯，用解吸法直接測定煤層瓦

28、斯解吸量。該方法測定煤層瓦斯含量的原理是：根據(jù)煤樣瓦斯解吸量、解吸規(guī)律推算煤樣從采集開始至裝罐解吸測定前的損失瓦斯量，再利用解吸測定后煤樣中殘存瓦斯量計算煤層瓦斯含量。其測定步驟如下：(1)在新暴露的采掘工作面煤壁上，用煤電鉆垂直煤壁打兩個42mm、孔深8m以上的鉆孔，當鉆孔鉆至8m時開始取樣，并記錄采樣開始時間t1；(2)將采集的新鮮煤樣裝罐并記錄煤樣裝罐后開始解吸測定的時間t2，用fhj-2型瓦斯解吸速度測定儀（圖2-1）測定不同時間t下的煤樣累積瓦斯解吸總量vi ，瓦斯解吸速度測定一般為2個小時，解吸測定停止后擰緊煤樣罐以保證不漏氣，送實驗室測定煤樣殘存瓦斯量。(3)損失量計算將不同解吸

29、時間下測得數(shù)據(jù)按下式換算成標準狀態(tài)下的體積voi： 式中 v0i算成標準狀態(tài)下的解吸瓦斯體積，ml； vi不同時間解吸瓦斯測定值，ml；po大氣壓力，pa；hw量管內(nèi)水柱高度，mm；pshw下飽和水蒸汽壓力，pa；tw量管內(nèi)水溫，。煤樣解吸測定前的暴露時間為t0，t0=t2-t1；不同時間t下測定的voi值所對應的煤樣實際解吸時間為t0+t；用繪圖軟件繪制全部測點(t0+t)0.5，voi，將測點的直線關系段延長與縱坐標軸相交，直線在縱坐標軸上的截距即為瓦斯損失量，如圖2-2、2-3、2-4示。(4)將解吸測定后的煤樣連同煤樣罐送實驗室測定其殘存瓦斯量、水份、灰份等；(5)根據(jù)煤樣損失瓦斯量、

30、解吸瓦斯量及殘存瓦斯量和煤中可燃質重量，即可求出煤樣的瓦斯含量：x=(v0+v1+v2)/g0 式中：vo標準狀態(tài)下煤樣瓦斯解吸量，ml；v1標準狀態(tài)下煤樣損失瓦斯量，ml；v2標準狀態(tài)下煤樣殘存瓦斯量，ml；g0煤樣可燃質重量，g.r；x煤樣可燃基瓦斯含量，ml/g.r。1量管 2吸氣球 3溫度計 4水槽 5螺旋夾 6彈簧夾7排水管 8排氣膠管 916號胸骨穿刺針頭 10密封罐 11壓緊螺帽圖2-1 瓦斯解吸速度測定儀與密封罐示意圖利用上述方法，在xx煤礦東翼主皮帶下山掘進頭442m處、205運輸巷掘進頭442m m處和2051運輸巷掘進頭400m處三個位置對2號煤層進行了煤層瓦斯含量實測工

31、作，先打鉆取樣，井下解吸2小時后送實驗室。實驗室測定煤樣殘存瓦斯量、水份、灰份、揮發(fā)份、煤樣重量、及可燃質質量，最后整理計算，將所得煤層瓦斯含量測定結果如表2-1。 表2-1 xx煤礦2號煤層瓦斯含量實測結果 測 定地 點水份（%）灰份（%）解吸量(m3/t)損失量(m3/t)殘存量可燃質瓦斯含量(m3/tr)原煤瓦斯含量(m3/t)(m3/tr)(m3/t)東翼主皮帶0.313.594.162.363.723.5710.5010.09205運輸巷0.316.074.112.293.313.1110.139.512051運輸巷0.353.693.872.083.383.269.569.21由表

32、2-1可得，xx煤礦2號煤層東翼主皮帶下山442m、205運輸巷442m、2051運輸巷400m處可燃質瓦斯含量分別為10.50m3/t.r、10.13m3/t.r和9.56m3/t.r，折算成煤層原始瓦斯含量分別為10.09m3/t、9.51m3/t和9.21m3/t。此次測定瓦斯含量低于地堪期間數(shù)據(jù)，其主要原因為現(xiàn)開拓開采水平未達到地堪鉆孔深度。圖2-2 東翼主皮帶巷瓦斯損失量推算圖圖2-3 205運輸巷瓦斯損失量推算圖圖2-4 2051運輸巷瓦斯損失量推算圖2.2 煤的瓦斯吸附常數(shù)測定 煤的瓦斯吸附常數(shù)是衡量煤吸附瓦斯能力大小的指標。目前，煤的瓦斯吸附常數(shù)測定只能在實驗室完成。其測定步驟

33、如下： (1)將采集的新鮮煤樣粉碎，取0.170.25mm粒度的試樣3040g裝入密封罐中； (2)在恒溫60高真空（10-210-3mmhg）條件下脫氣2天左右； (3)在30恒溫和0.16.6mpa壓力條件下，進行不同瓦斯壓力下的吸附平衡，并測定各種瓦斯平衡壓力下的吸附瓦斯量；(4)根據(jù)不同平衡瓦斯壓力下的吸附瓦斯量（一般不少于6個點），按郎格繆爾方程w=abp/(1+bp)回歸計算出煤的瓦斯吸附常數(shù)a和b值。利用以上方法，我們在xx煤礦東翼主皮帶下山掘進442m、205運輸巷掘進頭442m、2051運輸巷掘進頭400m處三個位置采集煤樣送xx研究院瓦斯實驗室進行瓦斯解吸實驗，實驗時吸附氣

34、體甲烷成分99.99，在衡溫30下，測得吸附常數(shù)結果列于表2-2。表2-2 煤樣吸附瓦斯試驗成果表 測定地點吸 附 常 數(shù)灰 分(%)水 分(%)揮發(fā)份(%)真密度(t/m3)假密度(t/m3)孔隙率(%)a (m3/t)b(mpa-1)東翼主皮帶巷22.5770.9823.590.3117.911.391.352.88205運輸巷22.3151.0926.070.3118.111.401.372.142051運輸巷28.2880.6723.690.3518.151.381.342.902.3 煤的孔隙率測定煤中瓦斯90%以上是以吸附狀態(tài)賦存在煤層中的孔隙內(nèi)表面上，孔隙內(nèi)表面的大小決定著煤吸附

35、瓦斯能力的大小。作為孔隙發(fā)育程度的衡量指標，孔隙率測定是在實驗室進行的，它通過對現(xiàn)場采集的煤樣測定煤的真假密度來計算，計算公式如下： =（d真-d假 ）/ d真 式中：煤孔隙率，m3/m3；d真煤真密度，t/m3； d假煤假密度（又稱視密度），t/m3。xx煤礦2號煤層煤的孔隙率見表2-2。2.4 鉆孔自然瓦斯涌出特征 表征鉆孔自然瓦斯涌出特征的參數(shù)有兩個，它們是鉆孔初始瓦斯涌出強度q0和鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)，其中鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)是評價煤層瓦斯預抽難易程度的一個重要指標。q0和值是通過測定不同時間的鉆孔自然瓦斯涌出量并按下式回歸分析求得的： qt=q0e-t （2-1） 式中：qt自排時間

36、t時的鉆孔自然瓦斯流量，m3/min；q0自排時間t=0時的鉆孔自然瓦斯流量，m3/min；鉆孔自然瓦斯流量衰減系數(shù)，d-1； t鉆孔自排瓦斯時間，d。對（2-1）式積分，可以得到任意時間t內(nèi)鉆孔自然瓦斯涌出總量qt； 即：qt=qj(1-e-t) 式中：qt時間t內(nèi)鉆孔自然瓦斯涌出總量，m3；qj鉆孔極限瓦斯涌出量，qj= 1440q0/，m3其余符號意義同前。 具體測定步驟為： (1)在掘進工作面選擇新鮮暴露煤壁，沿煤層打一個孔徑75mm，長3040m的鉆孔，用15mm鋼管和聚氨酯或水泥沙漿封孔，封孔長度2m左右，并記錄成孔和封孔時間； (2)定期測量鉆孔自然瓦斯流量q，并記錄流量測定時的

37、鉆孔自排瓦斯時間t； (3)根據(jù)不同自排時間下的鉆孔自然瓦斯流量測定數(shù)組（ti，qi），用（2-1）式回歸分析求出q0和，即為鉆孔自然排放瓦斯規(guī)律。利用以上方法，在xx煤礦東翼主皮帶巷442m處和205運輸巷442m處各打一個煤層順層鉆孔，測定鉆孔自然瓦斯涌出量及衰減情況見表2-3、圖2-5、2-6。表2-3 施工參數(shù)煤層打鉆地點鉆孔深度（m）鉆孔直徑（mm）封孔長度（m）凈孔長度（m）初始涌出量（l/min）衰減系數(shù)（d-1）2號東翼主皮帶巷414243710.8050.03952號205運輸巷384243410.7970.0375圖2-5 東翼主皮帶巷百米鉆孔自然瓦斯涌出特征圖圖2-6 2

38、05運輸巷百米鉆孔自然瓦斯涌出特征圖2.5 煤層瓦斯壓力及透氣性系數(shù)煤層透氣性系數(shù)是衡量煤層中瓦斯流動難易程度的重要指標，是評價煤層瓦斯能否實行預抽的基本參數(shù)。目前，國內(nèi)通常采用徑向流量法來確定煤層透氣性系數(shù)。由于xx煤礦井下巷道都為煤巷不具備由巖巷穿巖層向煤層施工鉆孔的條件，因此本次測定采用間接法測定瓦斯壓力，只能采用測定煤層鉆孔瓦斯流量的方法來近似計算煤層透氣性系數(shù)作為參考。徑向流量法測定煤層透氣性系數(shù)時的主要步驟如下：(1)煤層原始瓦斯壓力確定煤層原始瓦斯壓力確定方法有二種，其一為實測法，即利用石門揭煤巷道在揭煤前打穿層鉆孔穿透煤層，封孔測定煤層原始瓦斯壓力；其二為間接法，即利用新鮮煤樣

39、，測定煤層原始瓦斯含量，然后用郎格繆爾方程反推煤層原始瓦斯壓力。本次測定采用間接法確定煤層原始瓦斯壓力。間接法計算煤層原始瓦斯壓力的方法和公式如下：式中x煤層原始瓦斯含量，m3/t；a、b煤的瓦斯吸附常數(shù)，m3/t；p煤層瓦斯壓力，mpa； aad煤的灰份，%；mad煤的水份，%；k煤的孔隙體積，m3/m3；煤的視密度，t/m3。采用間接法計算瓦斯壓力。已知煤層原始瓦斯含量x時，利用上式即可反算出煤層原始瓦斯壓力p，計算結果如表2-4所示。表2-4 2號煤層瓦斯壓力計算結果 測試地點地表標高（m）取樣標高（m）可燃質瓦斯含量(m3/t.r)吸附常數(shù)灰份（%）水份（%）孔隙率（m3/t）瓦斯壓力

40、(mpa)a(m3/t)b(mpa-1)東翼主皮帶+1260+75010.5022.5770.9823.590.310.02881.1205運輸巷+1260+92010.1322.3151.0926.070.310.02141.02051運輸巷+1260+9509.5628.2880.6723.690.350.0290.92根據(jù)間接法推算，xx煤礦2號煤層在東翼主皮帶下山442m（標高+750m）、205運輸順槽442m（標高+920m）和2051運輸順槽400m（標高+950m）處瓦斯壓力分別為1.1mpa、1.0mpa和0.92mpa。(2)瓦斯含量系數(shù)測定 根據(jù)現(xiàn)場實測的煤層瓦斯含量和間

41、接法反算出的煤層瓦斯壓力，用下式確定瓦斯含量系數(shù)： =x/p0.5 式中 瓦斯含量系數(shù)，m3/(m3mpa0.5)；x煤層原始瓦斯含量，m3/t；煤容重，t/m3；p煤層原始瓦斯壓力，mpa。經(jīng)計算， 2號煤層的瓦斯含量系數(shù)如表2-5所示。表2-5 煤層瓦斯含量系數(shù)計算 試驗地點煤層瓦斯含量（m3/t）容重（t/m3）瓦斯壓力(mpa)瓦斯含量系數(shù)m3/(m3mpa0.5)東翼主皮帶10.091.351.113.52205運輸巷9.511.371.013.032051運輸巷9.211.340.9212.87(3)煤層透氣性系數(shù)計算徑向流量法計算煤層透氣性系數(shù)的公式如下表2-6 徑向流量法計算煤

42、層透氣性系數(shù)公式表 時間準數(shù)f0=b煤層透氣性系數(shù)常 數(shù)a常 數(shù)b10-2111010102102103103105105107=a1.61b0.61=a1.39b0.391=1.1a1.25b0.25=1.83a1.14b0.137=2.1a1.11b0.111=3.14a1.07b0.07qr1a=-p02-p12 4tp01.5b=-r12表中：f0時間準數(shù)，無因次； p0煤層原始的絕對瓦斯壓力（表壓力加0.1），mpa； p1鉆孔中的瓦斯壓力，一般為0.1mpa；r1鉆孔半徑，m；煤層透氣性系數(shù)，m2/(mpa2d)； q在排放瓦斯時間為t時，鉆孔煤壁單位面積瓦斯流量，m3/(m2d)

43、，可由下式確定：q=q/2r1l； q在時間t時的鉆孔總流量，m3/d； l鉆孔見煤長度，一般等于煤層厚度，m； 煤層瓦斯含量系數(shù)，m3/(m3mpa0.5)。因為xx煤礦沒有巖巷掘進，不具備徑向條件。按照上述方法在xx煤礦利用東翼主皮帶巷、205運輸巷煤層瓦斯流量衰減系數(shù)測定鉆孔近似考察2號煤層透氣性。對表2-6中所列煤層的煤層透氣性系數(shù)進行計算，其所需參數(shù)及計算結果列于表2-7。地點測定地點標高（m）煤層瓦斯壓力（mpa）瓦斯含量系數(shù)(平均)m3/ (m3.mpa0.5)煤層透氣性系數(shù)m2/ (mpa2.d)時間準數(shù)f0東翼主皮帶 +7501.113.521.85150205運輸巷+920

44、1.013.032.25165表2-7 煤層透氣性系數(shù)計算結果3 2號煤層瓦斯抽放可行性論證3.1礦井瓦斯資源評價礦井瓦斯儲量應為礦井可采煤層的瓦斯儲量、受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層及圍巖瓦斯儲量之和。瓦斯儲量的大小標志著瓦斯資源多少，同時亦是衡量有無開發(fā)利用價值的重要指標，可按下式計算： wk=wl十w2十w3 式中wk礦井瓦斯儲量，mm3； wl可采煤層的瓦斯儲量，mm3； ali礦井可采煤層i的地質儲量，mt； x1i礦井可采煤層i的瓦斯含量，m3t； w2受采動影響后能夠向開采空間排放瓦斯的各不可采煤層的總瓦斯儲量，mm3； a2i受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤

45、層的地質儲量，mt； x2i受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層的瓦斯含量，m3t； w3受采動影響后能夠向開采空間排放的圍巖瓦斯儲量，mm3，實測或按下式計算： w3k(w1十w2) k圍巖瓦斯儲量系數(shù)，取k0.1。礦井可開發(fā)瓦斯量（或稱可抽放量）是指在既定的開采技術條件下，按照目前的抽放技術水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映著礦井瓦斯資源的開發(fā)程度，與其抽放工藝技術和抽放能力密切相關。一般采用下式計算：wkc=kwk 式中 wkc礦井可抽瓦斯量，mm3；k礦井瓦斯抽放率，按照我國目前的技術水平，采用本煤層預抽和采空區(qū)抽放瓦斯時k=3035%，取k=30%；wk礦井瓦斯儲量 mm3；礦井

46、開采2號煤層時，礦井瓦斯儲量包括2號煤層及受采動影響后能向2號煤層涌出瓦斯的鄰近層煤層，為1號、3號、6號。所以在計算礦井瓦斯儲量時計算2號煤層、1號、3號、6號煤層及圍巖的瓦斯儲量。礦井瓦斯儲量和可開發(fā)瓦斯量的計算結果詳見表3-1。表3-1 礦井2號煤層瓦斯儲量計算表煤層煤層性質煤炭儲量(kt)可采儲量(kt)瓦斯含量(m3/t)瓦斯儲量(mm3)可開發(fā)量(mm3)1號上鄰近層4326250410.0925.277.582號開采層10815625910.09109.12332.7373號下鄰近層3056175310.0917.695.316號下鄰近層5031285410.0928.88.64

47、圍巖按可采煤層瓦斯儲量的10%計算10.9123.274合計191.79557.54由表3-1可知xx煤礦瓦斯總儲量為191.795mm3，可開發(fā)瓦斯量為57.54mm3。礦井瓦斯總儲量較大。3.2 礦井瓦斯涌出量預測礦井瓦斯涌出量是礦井通風設計、瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基礎參數(shù)，本次采用分源預測法對礦井瓦斯涌出量預測，該方法是根據(jù)煤層瓦斯含量，按礦井瓦斯主要涌出源回采（包括開采層、圍巖和鄰近層）、掘進及采空區(qū)瓦斯涌出量進行計算，從而達到預測各采區(qū)、全礦井瓦斯涌出量之目的。礦井瓦斯涌出量預測方法可概括為兩類：礦山統(tǒng)計預測法和分源預測法。本次采用分源預測法，該方法的實質是根據(jù)煤層瓦斯含量，按

48、礦井瓦斯主要涌出源-回采（包括開采層、圍巖和鄰近層）、掘進及采空區(qū)瓦斯涌出規(guī)律對礦井各回采工作面、掘進工作面的瓦斯涌出量進行計算，從而達到預測各采區(qū)乃至全礦井瓦斯涌出量之目的。xx煤礦目前設計產(chǎn)量為30萬t/a，改擴建后產(chǎn)量將達到90萬t/a，本次礦井瓦斯涌出來預測對兩種產(chǎn)量的瓦斯涌出情況分別進行預測，預測時煤層瓦斯含量依據(jù)實測煤層瓦斯原始含量最大值取值。3.2.1 年產(chǎn)30萬t時礦井瓦斯涌出量預測（1）工作面瓦斯涌出量預測xx煤礦開采的2號煤層與其鄰近的煤層相距較近，所以開采2號煤層期間礦井的瓦斯涌出量主要來自于本煤層和鄰近煤層。即回采工作面的瓦斯涌出量包括開采層瓦斯涌出量（包括圍巖）和鄰近

49、煤層瓦斯涌出。 1、開采層瓦斯涌出量按下式計算： （3-1）式中 qhi開采層瓦斯涌出量，m3/t； k1圍巖瓦斯涌出系數(shù)。其值取決于工作面頂板管理方法，取k1=1.20；k2工作面丟煤瓦斯涌出系數(shù)，其值為工作面回采率95%的倒數(shù)，取1.05；k3準備巷道預排瓦斯對工作面煤體瓦斯涌出影響系數(shù)，k3=（l-2h）/l；l工作面長度，取l=150m；h巷道瓦斯預排等值寬度，焦煤取h=15m；m煤層的實際厚度，取m=2.3m；m煤層的開采厚度，取m=2.3m；x0i煤層原始瓦斯含量，取10.09m3/t；x1i煤的殘存瓦斯含量，取 3.57m3/t。按（3-1）式計算，開采2號煤層時，回采工作面本煤

50、層瓦斯涌出量預測結果為6.57m3/t。2、回采工作面鄰近層瓦斯涌出量按下式計算： q2-2回采工作面鄰近層瓦斯涌出量，m3/t； mi第i個鄰近層的煤厚； m0開采煤層的開采厚度，m0=2.3m； xi第i個鄰近層的瓦斯含量，參照2號煤層； xic鄰近層的殘存瓦斯含量，參照2號煤層取值； ki第i個鄰近層受采動影響的瓦斯排放率。ki值與鄰近層的位置、煤層傾角、層間距離等多種因素有關。鄰近層的瓦斯排放率與層間距的關系見圖3-1。 圖3-1 鄰近層的瓦斯排放率與層間距的關系曲線開采2號煤層時可向該煤層涌出瓦斯的鄰近層有1、3、5、6號等4個距離較近的鄰近煤層。各鄰近煤層瓦斯涌出量計算詳見表3-2

51、。表3-2 2號煤層各鄰近層瓦斯涌出量計算表煤 層名 稱煤 厚采 厚原始瓦斯含 量殘存瓦斯含 量距2號煤層距離瓦斯排放率相對瓦斯涌出量備 注mmm3/tm3/tm%m3/t10.8710.093.5716.12902.22上鄰近層22.302.3010.093.57開采層30.7210.093.575.79701.43下鄰近層50.2810.093.5732.96150.1261.5910.093.5742.5250.23合計4.0注：未測定過含量的煤層按2號煤層的瓦斯含量實測最大值取值。除上述主要煤層外，還有其他一些較薄或距離很遠的煤層，其涌出量可以忽略不計。3、工作面的相對瓦斯涌出量為：q回q開q鄰=6.57+4.0=10.57m3/t礦井正式開采時，工作面平均相對瓦斯涌出量預測為10.57m3/t。 礦井回采工作面設計開采強度約為820t/d，工作面絕對瓦斯涌出量為6.02m3/min。回采工作面瓦斯涌出呈不均衡的，其不均衡系數(shù)在1.21.5之間，取1.4。這樣回采工作面最大瓦斯涌出量將達到8.43m3/