山西金业煤焦化集团毕业论文.doc

1绪论长期以来，瓦斯灾害始终是危害煤矿安全的大敌，目前已成为制约煤矿安全生产的主要矛盾。它污染环境，加剧“大气温室效应”，形成瓦斯突出、瓦斯爆炸等危害事故。因为瓦斯事故具有极强的破坏和巨大的危害性，给国家和人民生命财产造成巨大的损失。所以说瓦斯事故是危害煤矿安全生产和矿工生命的第一杀手，煤矿瓦斯问题是实现安全生产的最大障碍，是随时会引爆的主要危险源，防治瓦斯是煤矿一项复杂的系统工程，是同自然灾害作斗争的科学实践，瓦斯事故是有规律可循的。由此看来，矿井瓦斯涌出量预测显得尤其重要。我国在瓦斯含量和瓦斯涌出量预测方面,经过近40年,特别是近10几年的努力,已较完善地建立了地勘瓦斯含量测定方法及装置、解吸法测定瓦斯含量的方法及装置、瓦斯涌出量分源预测法、计算机绘制瓦斯地质图件的技术及软件,并制定了相应的技术规范,预测精度到了80%以上,为矿井通风设计和瓦斯管理提供了必要的技术依据。矿井瓦斯涌出量预测通常采用的分源预测法，以煤层瓦斯含量、煤层开采技术为基础，根据各基本瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律、计算回采工作面、掘进工作面、采区以及矿井瓦斯涌出量进行了研究，从而，使煤矿瓦斯突出所带来的灾害损失减少到最小。为瓦斯的抽放提供理论上的充分准备，为煤矿安全管理、瓦斯综合治理提供依据。使抽出来的瓦斯为人类造福，给煤矿的正常生产带来安全可靠的外部环境，使安全工作更具有目的性，同时使煤矿有了切实可行的预算，避免了盲目投资造成的经济损失。2 矿井概况2.1 地理位置2.1.1 交通位置山西金业煤焦化集团有限公司古交原相煤矿位于古交市区西约14km,古交至太原有太(原)-古(交)-岚(县)铁路和公路相连,铁路里程54km，公路里程49km。此外，古交沿原平河至清徐、交城均有公路相同。井田交通可谓方便（表2-1）（图21）。表21 太原至全国主要城市里程表地名里程（km）地名里程（km）地名里程（km）北京514石家庄231连云港1065天津651秦皇岛912郑 州320上海1497青 岛922呼和浩特410图21 原相煤矿交通位置图原相井田位于古交市原相乡原相村以东，行政区划分属古交市原相乡管辖。属西山煤田邢家社普查勘探区的一部分。井田地理坐标：北纬37 45 26 -37 48 36 ，东经112 03 54 -112 07 39 。井田东西长约4.8km，南北宽约4km，面积16.70平方km。该井田范围由以下坐标点连线确定： 表21 开采范围坐标点点号 X Y 备注1 4187310 37597475井田周围除北界以原相北断层为天然界外，其余均为人为边界。2 4182650 375993303 4181180 375948204 4183630 375938002.1.2 地形地势本区位于吕梁山脉中段东翼，地势南高北低，最高点在井田南部麻沿岭，标高1596.8m，最低点在井田北部原平川河谷，标高1235m，最大相对高差361.8m。井田内沟谷纵横，切割剧烈，地形复杂，山顶黄土广布，沟谷两侧基岩裸露，属剥蚀中山地貌，间有山间宽谷地貌。2.1.3 河流 本区属黄河流域汾河水系，原平南川为井田内仅有的河流，在井田西北部流过，干旱时断流，雨季流量增大，一般流量为30L/s左右。2.1.4 气象及地震 矿区内平原河冲积层含水量较为丰富，该浅层水可作为矿井生活水水源，生产用水利用井下派水处理后复用。2.2 井田地质构造原相井田位于太原西山煤田马兰向斜西翼，井田内主要褶曲构造为马兰向斜和深且沟背斜，受其控制，地层总体走向NNWNWW，与褶轴基本平行，倾角平缓，一般小于10 。，断裂构造在井田北部较发育，均为高角度正断层，北东向搌布，井田北部以原相北断层（F1 65）为边界，与马兰井田分开，断层落差较大150米。兹将井田内主要褶曲、断层、岩浆及陷落柱分述如下：1)褶曲 (1)马兰向斜：马兰向斜为太原西山煤田的一级褶曲构造，呈S 型展布，在井田东北角穿过，走向NNWNWW，井田位于马兰向斜南段的向斜轴部及西翼，受其控制，井田内地层走向NNWNWW，倾角5 左右。(2)深且沟背斜：位于井田西南部，轴向NNW，基本与马兰向斜轴平行展布，为马兰向斜的次级褶曲构造，本背斜在地表不明显，在煤层底版等高线图中表现教明显，两翼平缓，倾角6 10 ，向南东倾伏。受其控制在井田西部地层走向及倾向变化较大。2)断层 (1)原相北正断层（F165）：位于原相村北，走向北东，倾向北西，倾角70 80 ，落差50150m，延伸约6000m，为井田北界。(2)原相南正断层（F168）： 位于原相村，走向北东，倾向南东，倾角60 75 ，在井田内地表出露较差，5号钻孔在施工过程中钻穿该断层，山西组及太原组均受到破坏，煤层缺失，终孔层位为奥陶系石灰岩，通过分析钻探及测井资料认为该断层落差1080m，井田内延伸约3500m。原相北断层与原相南断层组合成地垒构造，使井田北部边界附近地层抬升，此外在F165与F168附近有FM13、FM14、FM15等小型正断层，落差48m，走向基本平行于F165及F168，属F165或F168次级断裂构造，此处不再详述。 3)陷落柱 本井田在勘探过程中未发现陷落柱，据马兰矿井地质资料分析，在马兰井田西北部陷落柱较发育，这一地带煤层埋藏较浅，再往东及东南陷落柱不发育，本井田位于马兰井田西南外围，煤层埋藏深度大，故推测本井田陷落柱不发育。综合分析全井田地质构造特征，井田地质构造属简单即一类。2.3 煤层赋存 井田内主要含煤层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。共含煤层14层，自上而下编号依次为01、02、03、1、2、3上、4、6、7、8、9、10、11号。含煤地层总厚148.82m，煤层总厚度13.21m，含煤系数8.9%。可采煤层有02、2、4、6、8、9号6层，煤层总厚度11.24m，可采含煤系数7.6%。山西组附存014号8层煤，煤层总厚度5.76m，地层厚61.05m，含煤系数9.4%。可采煤层有02、2、4号3层，煤层总厚4.24m，、可采含煤系数6.9%。太原组赋存有611号6层煤，煤层总厚7.84m，地层厚87.77m，含煤系数8.9%。可采煤层有6、8、9号3层，煤层总厚7.00m，可采含煤系数8.0%。02、2煤层为矿井前期主采煤层，其附存情况详细叙述如下：02号煤层：位于山西组上部，K4砂岩之下23.57m,在井田内除P18号孔0.50m外，其余均可采。煤层厚0.502.60m，平均1.64m，属薄中厚煤层，不含或含12层夹石，顶板多为泥岩及砂质泥岩，底版多为泥岩及粉沙岩。02号煤层与下伏的03号煤层在井田西北部大面积合并为一层，统称02号煤层，一般含一层层位较稳定的夹石，夹石多为泥岩或砂质泥岩，上分层即02号煤层，下分层即03号煤层。在井田的西北部为合并区，煤层厚度最大，向东南逐渐分叉变薄。煤层厚度也从1号孔的2.60m，向东南角的P18号孔逐渐变薄为0.50m，变化规律比较明显。本煤层在井田内属大部可采较稳定煤层，见图2-2。2号煤层：位于山西组中部，上距02号煤层5.3111.58m，平均7.30m。煤层厚度1.402.11m，属中厚煤层，一般不含夹石。厚煤带在井田的东北部的2、8、11号孔附近，向东北、西南、南部逐渐变薄，但到西南角的7、P17号孔又有变厚的趋势。顶板多为粉沙岩及砂质泥岩，底版多为砂质泥岩及粉沙岩。本煤层属全井田可采的稳定煤层，见图22。根据井田地质报告，02号煤、2号煤煤尘均具有爆炸危险性，属于自然煤层，自然发火期36个月。图22 原相煤矿地层综合柱状图2.4 矿井开拓方式2.4.1工业场地位置的选择工业场地位置的选择决定着井筒的位置，由地面，井下一系列因素综合考虑确定，原相煤矿井田内地形复杂沟谷纵横，切割剧烈，山顶黄土广泛，沟谷两侧基岩裸露，工业场地的选择比较困难，经地面地形实地勘察，并结合井田内煤层赋存特点，设计将矿井工业场地的选择在平河川原相乡北东侧1km的河滩地带。场地往北距公司集化厂约8km。2.4.2矿井开拓方案古交原相煤矿层埋藏深，瓦斯含量大，井田构造为一平缓的单斜构造。结合地面地形条件，设计对井田开拓提出斜井开拓方案，现叙述如下：以一对斜井，730m单水平开发全井田上组煤，工业场地选择在平河川原相北东1km的河滩地带。主斜井井筒斜角倾角22。，斜长1356m，装备1m宽大倾角强力胶带输送机和架空乘人器，担负矿井主提升和人员升降；副斜井井筒倾角22。，斜1355m，装备1.5t矿车双钩串车作为辅助提升，在主斜井以南71m处布置专用回风立井。上组煤采用联合布置，沿2号煤层分别布置轨道运输大巷，胶带运输大巷和回风大巷，采用“大扒皮”式开采，全井田上组煤共划分为四个采区，首采区选择在一采区。矿井下组煤距第一开采水平垂深80m，下组煤开拓主、副运输采用暗斜井延伸方式，回风立井延伸，下组煤8、9号层间距5m左右，采用联合布置，下组煤中的6号煤层为大部可采煤层，位置处于上、下组煤中间，因此，6号煤开拓巷道单设置，与第一水平间仍采用下组煤开拓暗斜井联系。全井田下组煤同样划分为四个采区。2.4.3水平划分及大巷布置井田内煤层平缓，倾角35。，上组煤02、2和4号煤曾，为近距离煤层群，设计考虑联合开采。根据本井田煤层赋存条件和开采条件，设计确定上组煤采用一个水平联合开采，水平标高为730m。下组煤距上组煤约80m，考虑以暗斜井延伸开拓新水平，下水平标高650m。 上组煤730m水平共布置东西两翼两组大巷，分别为胶带轨道运输大巷、轨道运输大巷和回风大巷，三条大巷，相互平行，胶带轨道运输大巷，回风大巷均沿2号煤层布置。2.4.4采区划分及开采顺序 全井田上组煤共划分为四个采区，首采区布置在井底车场附近的一采区。该采区煤层赋存稳定，开采条件优越，采区上组煤设计可采储量为23116kt，18a。 采区开采顺序为： 一采区-二采区-三采区-四采区。 达产时矿井一个采区生产，采区内布置一个综采工作面。工作面设计生产能力900kt/a，面长200米，一次性采全高，全部陷落法管理顶板；全矿配备2个掘进工作面，其中，1个用于接替工作面顺槽掘进，设计月掘进速度600米；另外1个为大巷掘进工作面，四条大巷交替掘进，月掘进速度75米。工作面顺槽采用“二进二回”布置方式，即在回采工作面进风侧各布置两条顺槽。2.5 矿井通风与瓦斯涌出现状目前，原相煤矿尚处于基建阶段，井下只有1个煤巷掘进工作面、2个岩巷掘进工作面和1个半煤岩巷掘进工作面。矿井采用抽出式通风方式，局扇作主扇，现总风量1566.6m3/min左右，轨道巷总回风瓦斯浓度为0.23 0.53%，瓦斯涌出量3.68.15 m3/min，平均5.48 m3/min。图23 原相煤矿采区划分图3 2#煤层瓦斯含量分布规律研究3.1影响煤层瓦斯含量的主要因素在成煤过程中每形成1t煤所生成的瓦斯量理论上约为100400 m3，但国内外大量实测资料表明，现今的煤层原始瓦斯含量一般最大不超过3040 m3/t，这就说明成煤过程中生成的瓦斯绝大部分已逸散到地表，或在地质条件适合时，如煤盆地地层中有大面积隔气层和储气构造，煤层中的瓦斯运移到储气构造中，形成煤成气藏。由此看来，煤层瓦斯含量除与生成瓦斯量有关外，主要取决于煤生成后瓦斯运移条件和煤保存瓦斯的能力（吸附性、孔隙率等）。现将影响煤层瓦斯含量的主要因素分析如下：煤田地质史从植物的堆积一直到煤炭的形成,经历了长期复杂的地质变化,这些变化对煤中瓦斯的生成和排放都起着一定的作用。煤层中瓦斯生成量、煤田范围内瓦斯含量的分布以及煤层瓦斯向地表的运移，归根到底都有取决于煤田的地质史。成煤后地壳的上升将使剥蚀作用加强，从而给煤层瓦斯向地表运移提供了条件；当成煤后地表下沉时，煤田为新的覆盖物覆盖，从而减缓了煤层瓦斯的逸散。地质构造断层对煤层瓦斯含量可以有性质上截然不同的两种影响，开放性断层是煤层瓦斯排放的通道，在这类断层附近,煤层瓦斯含量减小;封闭性断层本身透气性差，而且割断了煤层与地表的联系，往往使封闭区段的煤层瓦斯含量增大。 煤层的赋存条件煤层有无露头对煤层瓦斯含量有一定影 。煤层呈覆舟状，地表无露头，煤层瓦斯不仅含量大而且有煤与瓦斯突出危险。煤层有露头时，瓦斯易于排放；无露头时，煤层瓦斯易于保存。煤层埋藏深度是决定煤层瓦斯含量大小的重要因素。对同一煤田或煤层，在瓦斯风化带以下，煤层瓦斯压力随深度加大线性增大，故煤层瓦斯含量随深度增大而增大，它反映了煤层瓦斯由深部向地表运移的总规律，该规律已为大量生产和科研实践所证实。由于煤层的透气性一般比围岩大得多，而倾角越小瓦斯运移的途径越长，因此在其它条件大致相同的情况下，在同一开采深度上，煤层倾角越小，煤层所含瓦斯越多。煤层围岩性质围岩致密完整、不透气时，煤层瓦斯易于保存；反之，煤层瓦斯易于逸散。对湖南各煤田煤层围岩性质的大量调查表明，当煤层围岩由低透气性的岩石组成时，不但矿井瓦斯涌出量大，且煤与瓦斯突出严重；而围岩由高透气性岩石组成时，不但无煤与瓦斯突出危险，且矿井瓦斯涌出量也小。煤的变质程度煤的变质程度越高，生成的瓦斯量越大，因此，在其它条件相同的条件下，煤的变质程度越高，煤层瓦斯含量就越大。在同一煤田，煤吸附瓦斯的能力随煤的变质程度的提高而增大，故在同一瓦斯压力和温度条件下，变质程度高的煤层往往能保存更多的瓦斯。但应指出，当由无烟煤向超级无烟煤过渡时，煤的吸附能力急剧减小，煤层瓦斯含量大为减低。岩浆活动岩浆活动对煤层瓦斯含量的影响较为复杂。在岩浆接触变质和热力变质的影响下，煤能够再一次生成瓦斯，并由于煤变质程度的提高而增大了吸附能力，因而岩浆活动影响区域煤层的瓦斯含量增大。但在无隔气层的情况下，由于岩浆的高温作用强化了煤层排放瓦斯，从而煤层瓦斯含量减小。故对不同煤田，岩浆活动对煤层瓦斯含量的影响可能是各不相同的。水文地质条件尽管瓦斯在水中的溶解度仅1%4%，但在地下水交换活跃地区，水却能从煤层中带走大量瓦斯，从而使煤层瓦斯含量明显减少。3.2煤层瓦斯含量的测定3.2.1瓦斯含量测定方法(1)煤层瓦斯含量测定方法分类煤层瓦斯含量是煤层瓦斯主要参数之一，它是矿井进行瓦斯涌出量预测和煤与瓦斯突出预测的重要依据参数之一。煤层瓦斯含量测定方法根据应用范围分为地质勘探钻孔中应用的方法和煤矿井下应用的方法两大类；根据方法本身的特点，又可分为直接方法和间接方法。直接法比较简单，应用该法时，直接从采取的煤、岩试样中抽出瓦斯，确定瓦斯成份和瓦斯含量。该法的优点是瓦斯量是直接测定的，避免了间接法测定许多参数时的测定误差；缺点是在试样采取过程中难免有部分瓦斯逸散，需要建立补偿瓦斯损失量的方法。间接法比较复杂，它是先在井下实测或根据赋存规律推算煤层瓦斯压力，并在试验室测定煤的孔隙率、吸附等温线和煤的工业分析，然后再计算煤层瓦斯含量。该法的优点是煤样不需密封，采样方法简单，且如果已知煤层各个不同区域的瓦斯压力，则可根据吸附等温线推算各个不同区域的煤层瓦斯含量；该法的缺点是需要在井下实测煤层瓦斯压力。(2)煤层瓦斯含量直接测定方法地勘期间煤层瓦斯含量测定方法地勘解吸法为了在地勘期间准确测定煤层原始瓦斯含量，必须使用专门的仪器在地质钻孔中采样，以保证采样过程中损失瓦斯量最小，或者采用某种方法对损失瓦斯量加以补偿。我国自60年代起，在地勘钻孔中采用集气式岩芯采取器测定煤层原始瓦斯含量，但应用表明，该法测定成功率仅为50%60%，近年来已逐渐被淘汰。当前我国地勘时期广泛使用解吸法测定煤层原始瓦斯含量。解吸法是把钻孔专用仪器采样改为用普通岩芯管在孔底取煤芯，利用密封罐在煤芯提升到孔口时采样。这样做的结果，既减少了钻孔采样的困难，又不影响正常钻进。该法自1973年起在美国得到了广泛的应用，抚顺分院在19781981年期间在我国一些煤田进行了工业试验，完善了测定中所用的成套仪器和工具，已使之标准化。该法采样与真空罐法相同，只是在采样后要进行煤样瓦斯解吸规律测定，并根据解吸规律和煤样暴露时间推算损失的瓦斯量。解吸法测定煤层原始瓦斯含量的具体步骤如下：a采样用普通煤芯管采取煤芯，当煤芯升到地表之后，选取煤样约300400g，立即放进密封罐中密封，密封罐结构如图31所示。在采样过程中，测定提升煤芯和煤样在空气中的暴露时间。b瓦斯解吸规律测定煤样装入密封罐后，在拧紧罐盖过程中，应将穿刺针头插入垫圈，以便在密封罐时能排出罐内气体。密封后，密封罐应立即与瓦斯解吸速度测定仪连接，以测定煤样解吸瓦斯量随时间的变化规律。抚顺分院研制的解吸速度测定仪如图32所示。测定进行2h后，把煤样送到试验室进行脱气和气体分析。 图31密封罐 图 32 煤芯瓦斯解吸速度测定仪c损失瓦斯量计算煤样解吸测定前损失的瓦斯量取决于煤芯在孔内和空气中的暴露时间和煤样瓦斯解吸规律。试验和理论分析结果表明，煤样在刚开始暴露的一段时间内，累计解吸的瓦斯量与煤样解吸时间的平方根成正比例，即： （31）式中Vz煤样自暴露时起到解吸测定进行时间为t时的瓦斯总解吸体积，ml；t0煤样在解吸测定前的暴露时间，min；to=1/2t1+t2t1提钻时间，据经验煤样在钻孔的暴露时间取为1/2t1，min；t2解吸测定前煤样在地面的暴露时间，min；t煤样解吸测定的时间，min；k比例常数，。显然，解吸测定测出的瓦斯解吸量V仅为煤样总解吸量Vz的一部分，仅是t0到t那部分解吸量，解吸测定前煤样在暴露时间t0时已损失的瓦斯量，由此（32）上式为直线方程式，可用最小二乘法求出常数k和V2，V2即为所求的瓦斯损失量，为简便起见，也可用作图法求算瓦斯损失量。为此，以实测累计瓦斯解吸量V为纵坐标，以为横坐标，把全部解吸观测点标绘在如图33所示的坐标纸上，将开始解吸一段时间内呈直线关系的测点连线，并延长与纵坐标轴相交，其截距即为所求的损失瓦斯量。从现场应用该法的实践结果来看，损失瓦斯量占煤样总瓦斯量的10%50%。煤的瓦斯含量越大，煤越粉碎，损失瓦斯量所占比例也越大。由于该法未考虑煤芯在钻孔和空气中解吸规律的差别，而且钻孔中煤样的瓦斯解吸时间未准确确定，故当前瓦斯损失量的确定仍是半经验性的近似计算，因此，为了提高煤层瓦斯含量的测定精度，应尽量减少煤样的暴露时间，尽量选取较大粒度的煤样，以减小瓦斯损失量在煤样总瓦斯量中所占的比重。 图33 瓦斯损失量计算图d试验室煤样脱气及气体成分分析 经过解吸测定结束后的煤样，在密封状态下应尽快送到试验室进行加热（95）真空脱气，脱气完后将煤样粉碎，再进行一次脱气，最后进行气体组分分析。脱气、粉碎和气体分析方法与测残存瓦斯含量时相同。 最后将煤样称重并进行工业分析。e煤层瓦斯含量计算煤层瓦斯含量是上述各阶段放出的瓦斯总体积与损失瓦斯量之和同煤样重量的比值。即： （33） 式中X0煤层原始瓦斯含量，ml/g；V1煤样解吸测定中累计解吸出的瓦斯体积，ml；V2推算出的瓦斯损失量，ml；V3煤样粉碎前脱出的瓦斯量，ml；V4煤样粉碎后脱出的瓦斯量，ml； G煤样重量，g。应当指出，各阶段放出的瓦斯体积皆应换算为标准状态下的体积。井下煤层瓦斯含量测定方法钻屑解吸法(A)抚顺分院在19801981年期间，研究提出了钻屑解吸法测定煤层瓦斯含量的方法。方法的原理与地勘钻孔所用解吸法相同。与在地勘钻孔中应用相比，该法在井下煤层钻孔应用的明显优点：一是煤样暴露时间短，一般为35min，且易准确进行测定；二是煤样在钻孔中的解吸条件与在空气中大致相同，无泥浆和泥浆压力的影响。试验表明，煤样解吸瓦斯随时间变化的规律较好地符合下式：q=q1t-k（34）式中q在解吸时间为t时煤样的解吸瓦斯速度，ml/gmin；q1t=1min时煤样瓦斯解吸速度，ml/gmin；k解吸速度随时间的衰减系数。在解吸时间为t时累计的解吸瓦斯量为：（35）在测定时从石门钻孔见煤时开始计时，直至开始进行煤样瓦斯解吸测定这段时间即为煤样解吸测定前的暴露时间t0，显然，瓦斯损失量为：（36）式中Q2煤样瓦斯损失量，ml/g；t0解吸测定前煤样暴露时间，min。由式(36)可以看出，当k1时，无解；因此，利用幂函数规律求算瓦斯损失量仅适用于k1的场合，为此在采煤样时应尽量选取较大的粒度。应用该法测定煤层瓦斯含量时，同样需要测定钻屑的现场解吸量Q1和试验室测出的试样粉碎前后瓦斯脱出量Q3和Q4，将Q1Q2Q3Q4值除以钻屑试样的重量G，即可得到煤层的瓦斯含量，有关Q1、Q3和Q4的测定方法同前。井下煤层瓦斯含量测定方法钻屑解吸法(B)在钻屑解吸法(A)中，用于推算取样损失量的公式不能用于k1的煤层。为了弥补这一不足，中国矿业大学的俞启香教授提出了一种新的钻屑解吸法，简称钻屑解吸法(B)。和钻屑解吸法(A)相比，钻屑解吸法(B)只是对取样时的钻屑损失瓦斯量计算作了改进，改进后的方法适应于所有煤层，无论突出煤还是非突出煤，也无论煤样粒度。钻屑解吸法(B)采用的取样损失量推算公式为： （37）式中r0钻屑开始解吸瓦斯时的解吸瓦斯速度；k常数；t1煤样从脱离煤体至开始解吸测定所用时间。至于Q1、Q3和Q4的测定，与钻屑解吸法(A)完全相同。井下煤层瓦斯含量测定方法钻屑解吸法(C)无论是钻屑解吸法(A)或钻屑解吸法(B)，无一例外地要推算煤样在取样过程中的损失量Q2、煤样解吸测定终了后的残存瓦斯量Q3Q4。这些测定在需要在专门的实验室完成，因此测定周期长。为了实现井下煤层瓦斯含量快速测定，煤炭科学研究总院抚顺分院在19931995年期间提出了一种新的钻屑解吸法钻屑解吸法(C)，并以此为基础研制了WP-1型井下煤层瓦斯含量快速测定仪。WP-1型瓦斯含量快速测定仪的测定依据如下： X=a+bV1（38）式中X煤层瓦斯含量，ml/g；V1单位重量煤样在脱离煤体1min时的瓦斯解吸速度，ml/gmin；a、b反映V1与X间的特征常数，不同煤层有不同值，需要在实验室模拟测定得到。WP-1型瓦斯含量快速测定仪利用井下煤层钻孔采集煤屑，自动测定煤样的瓦斯解吸速度V1值和瓦斯含量X值，由于不需要测定取样损失瓦斯量和试样的残存瓦斯量,测定周期大大缩短，整个测定周期仅需1530min，真正实现了井下煤层瓦斯含量就地快速测定。煤层可解吸瓦斯含量测定该法的原理是根据煤的瓦斯解吸规律来补偿采样过程中损失的瓦斯量。该法首先在法国得到成功应用，现已在西欧一些国家应用。根据这种方法测定的不是煤层原始瓦斯含量，而是煤的可解吸瓦斯含量。煤的可解吸瓦斯含量等于煤的原始含量与0.1MPa瓦斯压力下煤的残存瓦斯含量之差，它的实际意义大致代表煤在开采过程中在井下可能泄出的瓦斯量。采用可解吸瓦斯含量的概念后，就没有必要再把煤样在真空下进行脱气了。应用该法进行测定的步骤如下。a采样用手持式压风钻机垂直于新鲜暴露煤壁面打直径约42mm、深1215m的钻孔，每隔2m取两个煤样，打钻时使用中空螺旋钻杆。图34所示为带有压风引射器的取煤样装置图3-4 钻孔取样装置 图3-5 瓦斯解吸量测定装置不采样时，阀门3和4关闭，阀门5打开。钻进时，压风经接头7和钻杆8的中心孔吹向孔底，将钻屑排出孔外。采煤样时，关闭阀门5，打开阀门3和4，压风经阀门4和引射器1吹出，在孔底造成负压，钻孔底部钻屑在负压作用下，瞬间经钻杆中心孔、接头7、阀门3进入煤样筒，煤样筒装有筛网，煤屑经筛选将粒度为12mm的煤样收集起来。取煤样10g，装入样品管中，同时记录从采样到装入样品管的时间t1（一般为12min）。b瓦斯解吸量测定样品管预先与瓦斯解吸仪连接，测定经相同时间t1的瓦斯解吸量q。解吸仪最简单的型式是如图35所示的皂膜流量计。测定时用秒表计时测定经t1时间皂膜移动的距离，得出瓦斯解吸量q。c送样过程中的瓦斯解吸量将煤样从样品管中取出装入容积为0.5L或1L的塑料瓶，同时测定并记下测定地点空气中的瓦斯浓度C0；样品送到试验室后开瓶前再一次测定瓶中的瓦斯浓度C。d煤样粉碎过程和粉碎后解吸的瓦斯量打开煤样瓶称煤样重量，并迅速放入密封粉碎罐中磨2030min，同时收集粉碎过程中泄出的瓦斯，直至无气泡泄出为止，记录泄出瓦斯体积Q3。e可解吸瓦斯量的计算煤的可解吸瓦斯量由下列三部分组成，分别计算如下：从煤体钻取煤样到煤样装入塑料瓶这段时间煤样所泄出的瓦斯量Q1。它包括煤样暴露时间为t1时的损失瓦斯量和时间从t1到2t1实测的解吸量q。根据累计瓦斯解吸量与解吸时间成正比的规律，根据式（31）有： （39） （310）则有： Q1=3.4q（311）煤样在塑料瓶中在运送期间泄出的瓦斯量Q2按下式计算： （312）式中V塑料瓶体积，ml；C0采样地点井下空气中瓦斯浓度%；C煤样粉碎前装煤样的塑料瓶中的瓦斯浓度，%。煤样粉碎过程中和粉碎后释放的瓦斯量Q3直接测定得出。最后按下式计算煤的可解吸瓦斯含量： （313）式中X纯煤的可解吸瓦斯含量，ml/g；m煤样重量，g；Aad煤灰分校正系数。1.1煤灰分校正系数。 该法简单易行，井下解吸测定时间短，且采样方法能保证准确判定采样地点。对不同深度进行采样测定，能判断工作面排放带的影响范围。沿孔深实测最大而稳定的瓦斯含量即为煤层原始可解吸瓦斯含量。(3)煤层瓦斯含量间接测定方法根据煤层瓦斯压力和煤的吸附等温线确定煤的瓦斯含量 根据已知煤层瓦斯压力和试验室测出的煤对瓦斯吸附等温线，可用下式确定纯煤（煤中可燃质）的瓦斯含量： (314）式中X纯煤（煤中可燃质）的瓦斯含量，m3/t；p煤层瓦斯压力，MPa；a吸附常数，试验温度下煤的极限吸附量，m3/t；b吸附常数，MPa-1； ts试验室作吸附试验的温度，；t井下煤体温度，； Mad煤中水分含量，%；n系数，按下式确定： （315）K煤的孔隙容积，m3/t；k甲烷的压缩系数，见表31。表31 甲烷的压缩系数k值压力（MPa）温度（）010203040500.11.001.041.081.121.161.201.00.971.021.061.101.141.182.00.951.001.041.081.121.163.00.920.971.021.061.101.144.00.900.951.001.041.081.125.00.870.930.981.021.061.116.00.850.900.951.001.051.107.00.830.880.930.981.041.09如需确定原煤瓦斯含量，则可按下式进行换算： （316）式中X0原煤瓦斯含量，m3/t；Aad煤中灰份含量，%；Mad煤中水分含量，%。含量系数法为了减小试验室条件和天然煤层条件的差异所带来的误差，中国矿业大学周世宁院士研究提出了井下煤层瓦斯含量测定的含量系数法，他在分析研究煤层瓦斯含量的基础上，发现煤中瓦斯含量和瓦斯压力之间的关系可以近似用下式表示： （317）式中煤的瓦斯含量系数，；P瓦斯压力，MPa。Mad煤中水分含量，%。煤层瓦斯含量系数在井下可直接测定得出。在掘进巷道的新鲜暴露煤面，用煤电钻打眼采煤样，煤样粒度为0.10.2mm，重量为6075g，装入密封罐（图31）。用井下钻孔自然涌出的瓦斯作为瓦斯源，用特制的高压打气筒，将钻孔涌出的瓦斯打入密封罐内。为了排除气筒和罐内残存的空气，应先用瓦斯清洗气筒和煤样罐数次，然后向煤样正式注入瓦斯。特制打气筒打气最高压力达2.5MPa时，即可满足测定含量系数的要求。煤样罐充气达2.0MPa以上时，即关闭罐的阀门，然后送入试验室在简易测定装置上测定调至不同平衡瓦斯压力下煤样所解吸出的瓦斯量。最后按式（317）求出平均的煤的瓦斯含量系数值。根据煤的残存瓦斯含量推算煤层瓦斯含量根据煤的残存瓦斯含量推算煤层原始瓦斯含量是一种简单易行的方法。在波兰，该法得到较广泛应用。使用该法时，在正常作业的掘进工作面，在煤壁暴露30min后，从煤层顶部和底部各取一个煤样，装入密封罐，送入试验室测定煤的残存瓦斯含量。如工作面煤壁暴露时间已超过30min，则采样时应把工作面煤壁清除0.20.3m深，再采煤样。当实测煤的残存瓦斯含量在3m3/t可燃物以下时，按下式计算煤的原始瓦斯含量： X01.33Xc（318）式中X0纯煤原始瓦斯含量，m3/t；Xc实测煤的残存瓦斯含量，m3/t。由式看出，这时的瓦斯损失量取为定值25%。当煤的残存瓦斯含量大于3m3/t可燃物时，用下式计算煤的瓦斯含量：X02.05 Xc -2.17（319）在所采两煤样中，以实测较大的残存量为计算依据。原相煤矿井田范围内02、2煤层仅有3个地勘瓦斯含量控制点，这与矿井面积18.25km2相比，煤层瓦斯含量控制程度远远不够。为尽可能提高瓦斯涌出量预测结果的可靠性，我们收集了邻近矿井的瓦斯资料，并利用原相煤矿现有的掘进工作面见煤点对2煤层瓦斯含量进行了井下实测。3.2.2煤层瓦斯含量测定结果根据对各个测定方法的比较，我认为钻屑解吸法（C）更适合原相煤矿的瓦斯涌出量预测所需要的瓦斯含量数据的测定，现决定用瓦斯含量测定采用的方法为钻屑解吸法（C）。利用上述方法，在副立井揭露2#煤层时进行了瓦斯含量测定，包括邻近矿井地勘和生产期间在内的瓦斯含量测定结果如表（32 ）。测定 地点采样深度（m）样品中气体成分（%）瓦斯含量（m3/t.r）瓦斯含量（m3/t）CH4CO2N2回风巷1#49593.571.874.568.197.39回风巷2#49394.011.354.648.157.38轨胶联络巷165087.831.7910.39.868.85轨胶联络巷264591.181.916.919.768.7ZK7571.7386.571.160.6612.5510.91ZK11811.4397.802.214.7613.14M74*410.6182.960.8916.16.644.82L5*678.4786.753.986.888.707.83X1*548.2692.041.016.958.687.81注：带“*”的为邻近矿井地勘钻孔瓦斯含量测值表32 煤层瓦斯含量测定结果3.3煤层瓦斯含量分布规律分析 众所周知，煤层瓦斯含量受多种地质因素的制约，诸如煤质、埋藏深度、构造、煤的物理化学性质、煤层顶底板岩性等等，不同矿区，各种地质因素施加影响的显著性可能是不相同的。对某一个具体井田而言，在诸多地质因素中总有一个主导因素控制瓦斯含量在全井田范围内变化的总体趋势，其它地质因素只能在局部范围内影响煤层瓦斯含量。该井田的地质构造简单，仅井田北部存在一些断层，但这些断层对整个井田的影响范围较小。按煤层瓦斯含量分布的一般规律，煤层埋藏深度是控制甲烷含量变化的主导因素，即：自瓦斯风化带以下，瓦斯含量总体上与煤层埋藏深度呈直线正相关关系。因为煤层的埋藏深度对原相煤矿的瓦斯含量的影响比较大，所以现在对原相煤矿的瓦斯含量进行如下规律分析。另外，从井下煤层瓦斯含量实测结果来看，原相煤矿2#煤层瓦斯含量分布具有如下特征：9个瓦斯含量控制点所测得的煤层甲烷（CH4）成分都较大，因此可以推测，原相煤矿井田范围内的2#煤层处于甲烷带；原相煤矿及周边矿井2煤层瓦斯含量与埋藏深度散点关系如图36示。经回归分析，瓦斯含量（X）具有随埋藏深度（H）增大而加大的整体趋势，两者之间具有如下形式的线性统计规律（相关系数R=81.80%）:X = 0.016H - 0.8903式中，X为煤层瓦斯含量，m3/t；H为煤层埋藏深度，m。从上式可以看出，2煤层的瓦斯含量增长梯度为1.6 m3/t /100m。02煤层至2煤层距离仅约4.25m，且层间岩石较破碎，因此，可以认为对应区域02煤层原始瓦斯含量与2煤层原始瓦斯含量相等。 图23 2煤层瓦斯含量与埋深深度关系邻矿地勘瓦斯含量测值 本矿实测值 本矿地勘瓦斯含量测值图23 2煤层瓦斯含量与埋深深度关系邻矿地勘瓦斯含量测值 本矿实测值 本矿地勘瓦斯含量测值图36 2煤层瓦斯含量与埋藏深度散点关系3.4煤层瓦斯含量分布预测图根据煤层的埋藏深度和煤层瓦斯含量与埋藏深度的统计规律，采用插值和外推的方法，编绘了原相煤矿2号煤层的瓦斯含量分布于测图（图37 ）。图37 原相煤矿煤层2号煤层瓦斯含量分布预测图4矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量预测的任务是确定新矿井、新水平、新采区、新工作面投产前瓦斯涌出量的大小，为矿井、采区和工作面通风提供瓦斯涌出方面的基础数据，它是矿井通风设计、瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数。4.1影响矿井瓦斯涌出量的因素矿井瓦斯来源分为回采区瓦斯（包括回采面和采空区）、掘进区瓦斯和已采区瓦斯（已封闭的老采空区）三部分。回采区瓦斯一般由开采层瓦斯、邻近层瓦斯和采空区瓦斯构成，掘进区瓦斯包括掘进煤壁瓦斯和掘进落煤瓦斯。整个矿井的瓦斯涌出量称为矿井瓦斯涌出量；对个别煤层、水平、采区或工作面而言，则分别称为煤层、水平、采区或工作面的瓦斯涌出量。瓦斯涌出量的大小主要取决于下列自然因素和开采技术因素:（1）煤层和围岩的瓦斯含量煤层（包括可采层和邻近层）和围岩的瓦斯含量是瓦斯涌出量大小的决定因素，它们的瓦斯含量越高，矿井瓦斯涌出量就越大。当前矿井的瓦斯涌出量预测把煤层瓦斯含量作为主要依据。（2）开采深度随着开采深度的增大，煤层的瓦斯含量将增大，因而矿井瓦斯涌出量也会相应地增大。（3）开采规模开采规模是指开拓、开采范围以及矿井的产量而言。对某一矿井来说，开采规模越大，矿井的绝对瓦斯涌出量也就越大；但就矿井的相对瓦斯涌出量来说，情况比较复杂。如果矿井是靠改进采煤工艺，提高工作面单产来增大产量的，则相对瓦斯涌出量会有明显的减少，原因为：第一，与采面无关的瓦斯源的瓦斯涌出量在产量提高时无明显增大；二是随着开采速度加快，邻近层及采落煤的残存瓦斯量将增大。如果矿井仅是靠扩大开采规模来增大产量的，则矿井相对瓦斯涌出量或增大或保持不变。（4）开采顺序与开采方法在开采煤层群中的首采煤层时，由于其涌出的瓦斯不仅来源于开采层本身，而且还来源于上、下邻近层，因此，开采首采煤层时的瓦斯涌出量往往比开采其它各层时大好几倍。为了使矿井瓦斯涌出量不发生大的波动，在开采煤层群时，应搭配好首采煤层和其他各层的比例。在厚煤层分层开采时，不同分层的瓦斯涌出量也有很大的差别。一般情况是，第一分层瓦斯涌出量最大，最后一个分层瓦斯涌出量最小。采煤方法的回采率越低，瓦斯涌出量就越大，因为丢煤中所含瓦斯的绝大部分仍要涌入巷道。在开采煤层群时，由于采用陷落法管理顶板比采用填法管理顶板时能造成顶板更大范围的破坏与松动，因而采用陷落法管理顶板的工作面的瓦斯涌出量比采用充填法管理顶板的工作面的瓦斯涌出量大。（5）地面大气压力的变化地面大气压力的变化，会引起井下空气压力的变化。根据测定，地面大气压力在一年内的变化量可达58103MPa，一天内的最大变化量可达24103MPa，但与煤层瓦斯压力相比，地面大气压的变化量是很微小的。地面大气压的变化对煤层暴露面的瓦斯涌出量没有多大影响，但对采空区瓦斯涌出有较大的影响。在生产规模较大，采空区瓦斯涌出量占很大比重的矿井，当气压突然下降时，采空区积存的瓦斯会更多地涌入风流中，使矿井瓦斯涌出量增大；当气压变大时，矿井瓦斯涌出量会明显减小。4.2矿井瓦斯涌出量预测方法现有矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类：矿山统计预测法和根据煤层瓦斯含量进行预测的分源预测法。4.2.1矿山统计预测法矿山统计预测法的实质是根据对本井或邻近矿井实际瓦斯涌出量资料的统计分析得出的矿井瓦斯涌出量随开采深度变化的规律，来推算新井或延深水平的瓦斯涌出量。该方法适用于以下几种情况：生产矿井的延深水平，生产矿井开采水平的新区，与生产矿井邻近的新矿井。在应用中，必须保证预测区的开采技术条件（煤层开采顺序、采煤方法、顶板管理等）和地质条件（地质构造、煤层赋存条件、煤质等）与生产区相同或类似。应用统计预测法时的外推范围一般沿垂深不超过100200m，沿煤层倾斜方向不超过600m。（1）基本公式煤矿开采实践表明，在一定深度范围内，矿井相对瓦斯涌出量与开采深度呈如下线性关系： （41）式中q矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；H开采深度，m；H0瓦斯风化带深度，m；a开采深度与相对瓦斯涌出量的比例常数，t/m2。瓦斯风化带即为相对瓦斯涌出量为2m3/t时的开采深度。开采深度与相对瓦斯涌出量的比例常数a是指在瓦斯风化带以下、相对瓦斯涌出量每增加1m3/t时的开采下延深度。H0和a值根据统计资料确定，为此，至少要有瓦斯风化带以下两个水平的实际相对瓦斯涌出量资料，有了这些资料后，可按下式计算a值： （42）式中H1、H2分别为瓦斯带内1和2水平的开采垂深，m；q1、q2分别为在H1和H2深度开采时的相对瓦斯涌出量，m3/t。a值确定后，瓦斯风化带深度可由下式求得：H0H1a（q12）（43）瓦斯风化带深度也可以根据地勘阶段实测的煤层瓦斯成份来确定。a值的大小取决于煤层倾角、煤层和围岩的透气性等因素。当有较多水平的相对瓦斯涌出量资料时，可用图解法或最小二乘法按下式确定平均的a值： （44）式中Hi、qi第I个水平的开采深度和相对瓦斯涌出量，m、m3/t；n统计的开采水平个数。对于某些矿井而言，相对瓦斯涌出量与开采深度之间并不呈线性关系，即a值不是常数，此时，应首先根据实际资料确定a值随开采深度的变化规律，然后才能进行深部区域瓦斯预测。（2）生产水平矿井瓦斯涌出量和平均开采深度的确定应用矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量，必需首先知道至少两个开采水平的瓦斯涌出量资料。在统计确定某一水平矿井瓦斯涌出量时，通风瓦斯旬报、矿井瓦斯等级鉴定以及专门进行的瓦斯涌出量测定资料均可加以利用；此外，还应掌握在统计期间的矿井开采和地质情况。对全矿井而言，可以统计某一生产时期的绝对瓦斯涌出量和采煤量，并用加权平均方法求出该时期的平均开采深度和平均相对瓦斯涌出量。以下介绍利用矿井瓦斯等鉴定资料确定矿井瓦斯涌出量和平均开采深度的具体方法。根据规