某煤矿煤层瓦斯基础参数测定及抽放项目可行性研究报告

山西省XX县XX煤焦有限公司XX煤矿2号煤层瓦斯基础参数测定及抽放可行性研究报告煤炭科学研究总院XX研究院二OO九年前言山西省XX县XX煤焦有限公司XX煤矿（以下简称XX煤矿）为股份制企业，1977年建井，1980年8月建成投产。XX煤矿设计生产能力为30万T/A，计划未来改扩建后产能为90万T/A。矿井批准开采1号、2号、3号、6号、910号和11号煤层，目前开采2号煤层，井田内煤层赋存稳定，储量可靠。XX煤矿为高瓦斯矿井，为了查清矿井瓦斯赋存情况指导矿井安全生产，并对矿井瓦斯抽放的可行性及必要性进行论证，为以后的瓦斯抽放提供基础数据。XX煤矿委托煤炭科学研究总院XX研究院（以下简称XX研究院）于2008年12月至2009年1月在XX煤矿开展了“XX煤矿2号煤层瓦斯基础参数测定及瓦斯抽放可行性研究”工作。该项目主要内容为测定2号煤层煤与瓦斯基础参数，对矿井在30万T/A和90万T/A两种产能条件下矿井瓦斯涌出量进行预测，并据此对矿井瓦斯抽放可行性分别进行研究。本报告按照国家煤矿安全监察局颁发的煤矿安全规程和原煤炭工业部颁布的矿井瓦斯抽放管理规范对矿井瓦斯抽放可行性研究的内容、要求编写的，可以作为XX煤矿通风系统设计及其瓦斯治理工作的依据。该项目自2008年12月起，历时1多个月，经过双方的努力和密切协作，现就测定的结果进行全面总结和分析，并对煤与瓦斯基础参数及瓦斯抽放可行性部分作重点阐述。该项目是在XX煤焦有限公司及XX煤矿有关领导的关心和支持下，在XX煤矿工程技术人员大力协助下完成的，在此深表感谢目录1矿井概况111位置与交通112自然地理113地质特征314矿井开拓及生产概况1015矿井通风122煤层瓦斯参数测定1221煤层瓦斯含量测定1222煤的瓦斯吸附常数测定1523煤的孔隙率测定1624钻孔自然瓦斯涌出特征1625煤层瓦斯压力及透气性系数1832煤层瓦斯抽放可行性论证2131矿井瓦斯资源评价2132矿井瓦斯涌出量预测2333瓦斯抽放的必要性3234矿井瓦斯抽放可行性论证3335建立瓦斯抽放系统的类型344结论及建议341矿井概况11位置与交通XX煤矿位于XX县南端的灵空山镇水泉村东南（原柏子镇）500处，XX的北坡。地理坐标为北纬363130363200，东经11209151120930。由矿井地面工业广场沿河柏公路向北16KM可达灵空山镇，再向东15KM到李元乡。XX煤矿向西约1公里可至灵空山镇，沿县级公路向北东约25公里可达XX县城，与汾屯省级公路相接，南距屯留张店35公里，东距沁县50公里。向西南经古县北平镇、古县可达南同蒲线洪洞火车站，也可与大运公路接运，相距约75公里。交通便利，详见交通位置图11。12自然地理121地形、地貌井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，地形复杂，地势南高北低。地形最高点位于井田西XX梁上，标高为14190M；最低点位于井田东北部沟谷中，标高为11554M，相对高差2636M。属侵蚀强烈的中山区。122气象、水文、电源及地震XX区属大陆性气候，根据XX县气象台观测记录，矿区7、8、9三个月为雨季，降雨量最小为4633MM1972年，最大为8616MM1975年，蒸发量最小为13067MM1983年，最大16096MM1972年，蒸发量大于降水量23倍。冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大。一月份气温最低，平均为零下65，七月份气温最高，为3738，年平均气温187。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，冻土深度最大为750MM19761977年，最小为370MM19721973年。矿区夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速16M/S。矿区地表水属黄河水系。沟谷内一般无水流，每逢雨季雨水顺沟谷汇入柏子河，再向东南注入沁河。据山西省颁发的山西省地震基本烈度表，矿区抗震设防烈度为67度,设计基本地震加速度值为015G。图11XX煤矿交通位置图南山煤矿13地质特征131地层一、地层矿区内地层出露较好，出露有山西组、下石盒子组和上石盒子组下段及中段下部地层。第四系中更新统黄土零星分布。现依据矿区内南1、南2、南3、1901及附近的21号钻孔揭露资料，对矿区内的地层由老到新分述如下1、奥陶系中统峰峰组O2F本组为含煤地层的沉积基底。主要由灰深灰色中厚层状的石灰岩、泥质灰岩组成，局部含白云质灰岩。顶部含较多的星散状黄铁矿，下部常夹有薄层状、似层状的石膏层，为浅海相沉积地层，顶部为古风化壳。2、中石炭统本溪组C2岩性为灰色、灰黑色铝土岩、泥岩、石英砂岩及石灰岩组成，间夹不稳定的不可采煤层23层，属滨海相沉积地层，底部沉积有山西式铁矿，其厚度和品位很不稳定。由于中奥陶统古风化壳剥蚀程度不同，该地层厚度变化较大，依据钻孔揭露资料，本矿区该组地层厚度为11002400M，平均1640M。平行不整合于峰峰组地层之上。3、上石炭统太原组C3T为主要含煤地层，本组自K1砂岩底至K7砂岩底，地层厚度平均为12605M。与下伏地层呈整合接触。主要为灰白色、灰黑色的砂岩、粉砂岩、泥岩、石灰岩和煤层组成，含煤412层。含丰富的动物化石，旋回结构清楚，横向稳定性好，易于对比。全组可划分为45个沉积旋回，属于海陆交互相沉积。旋回的海退部分多为碎屑岩或泥岩，海侵部分常为海相石灰岩或钙质泥岩。4、下二叠统山西组P1SK7砂岩底至K8砂岩底，厚度平均4214M，与下伏太原组地层为整合接触，为矿区主要含煤地层之一。岩性以灰色、灰白色中细粒砂岩，深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩为主，含煤3层，其中2号煤层为稳定可采煤层。1号、3号煤层为较稳定大部可采煤层。5、下二叠统下石盒子组P1X本组自K8砂岩底至K10砂岩底，与下伏地层呈整合接触，地层厚度12727M。依岩性、岩相特征划分为上、下两段，分述如下下段P1X1K8砂岩底至K9砂岩底，地层厚度7074M。上、中部由深灰色粉砂岩夹细粒砂岩组成。下部K8砂岩为灰色、中粒石英砂岩，含煤屑及白云母碎片，圆状、分选中等，基底式钙质胶结，具直线型斜交层理和斜层理，具煤纹构造。上段P1X2K9砂岩底至K10砂岩底，地层厚度5653M。底部K9砂岩为灰色中粒砂岩，下部由深灰色，灰色中、细粒砂岩及粉砂岩组成，上部泥岩、粉砂岩中常见紫红色斑块，顶部有一层位稳定灰色含紫红色斑块的铝质泥岩，具鲕状结构，俗称“桃花泥岩”，是确定上覆K10砂岩的良好辅助标志。6、上统上石盒子组下段下部地层P2S1矿区内主要分布于中部新庄和大老庄村一带,厚度约190M左右，岩性以黄绿色的粉砂岩、中、细砂岩互层为主，夹有紫色泥岩。底部K10砂岩为灰白色、黄绿色中粒长石石英砂岩，含深灰色泥岩、粉砂岩包裹体，底部含砾石，具韵律分选。7、上统上石盒子组中段下部地层（P2S2）主要分布于矿区南部边界一带，出露厚度约60M左右，底部K12砂岩为灰白色中粗粒长石石英砂岩，泥质胶结。向上为黄绿色中细粒砂岩与紫色泥岩互层为主。8、中更新统Q2由棕红、黄褐色亚砂土、亚粘土组成夹砂、砾石层。厚度010M。二、含煤地层上石炭统太原组C3T和下二叠统山西组P1S为矿区主要含煤地层，详述如下1、上石炭统太原组C3T矿区的主要含煤地层之一。自K1砂岩底至K7砂岩底，地层平均厚度12605M，以沉积环境的差异和含煤性，可划分为三段下段C3T1从K1砂岩底至K2石灰岩底，地层厚度平均为6197M。是矿区最重要的含煤地层。主要由灰白色砂岩、灰灰黑色泥岩、铝质泥岩、粉砂岩及稳定可采的910号和11号煤层所组成。底部K1砂岩，平均厚度200M，为灰白色薄层状细中粒石英砂岩，岩性特征明显，致密坚硬，是一层良好的地层划分对比标志。中段C3T2从K2石灰岩底至K4石灰岩顶。地层厚度平均3177M，主要由三层深灰色石灰岩及灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩间夹三层薄煤层。底部为深灰色、巨厚层状致密、坚硬的K2石灰岩。含有丰富的有孔虫、蜓科、腕足类化石和燧石结核，中、下部常夹有一层灰黑色泥岩。自K2向上为灰黑色泥岩及其具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩，多受黄铁矿浸染，其上发育有不可采的8号煤层。其顶板为深灰色、厚层状的K3石灰岩。K3石灰岩全区稳定，易于对比，K3至K4石灰岩间，为灰、灰黑色的砂岩、粉砂岩和泥岩，间夹层位稳定但不可采的7号和7下号煤层，其顶部即为深灰色，中厚层状，致密坚硬的K4石灰岩。上段C3T3从K4石灰岩顶至K7砂岩底，地层厚度平均3231M。主要由灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩、灰灰白色中、细粒砂岩组成，含煤24层，其中6号煤层为稳定可采煤层。下部为灰黑色、黑色薄层状铁质泥岩。中部为灰色、灰白色钙质石英长石砂岩，称为K5砂岩。上部为黑色厚层状泥岩。顶部为灰黑色薄层状钙质泥岩，含动物化石。本段依据岩相旋回分析，应为泻湖海湾相沉积。2、下二叠统山西组P1SK7砂岩底至K8砂岩底，厚度平均4214M，与下伏太原组地层为整合接触，为矿区主要含煤地层之一。岩性以灰色、灰白色中细粒砂岩，深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩为主，含煤3层，其中2号煤层为稳定可采煤层。1号、3号煤层为较稳定大部可采煤层。132地质构造该矿位于沁水煤田西缘，霍山隆起之东翼。由于受霍山径向构造带影响。矿区总体构造为一走向北东西南，倾向SE的单斜构造，地层倾角小于15，井田内发育有二条正断层F1、F2，F1断层位于井田西北部边缘，断层走向NE，倾向NW，倾角为65，落差20M，区内延伸1300M。F2断层位于井田中部，是在开采煤层过程中发现的，其断层走向NE，倾向SE，倾角70，落差10M，区内延伸1800M。矿区内地表发现1处陷落柱,形状地质填图时测量确定，为长轴约为250M,短轴约为170M的椭圆形；另一处是在井田中部开采1号煤层时发现形状为椭圆形,规模由巷道揭露测量所得，长轴为130M，短轴为70M,规模较小。由此推断，向南开采还将遇到，但密度不会太大。该区在以往地质勘查过程中，未发现有岩浆岩活动。综上所述该区构造属简单类。133煤层赋存一、含煤性本井田含煤地层主要为上石炭统太原组和下二叠统山西组。山西组平均厚度4470M，含煤3层，含煤总平均厚度为387M，含煤系数866。山西组含煤性总的特点是煤层厚度小，变化大，1号煤层全区大部可采，3号煤层局部可采，2号煤层全区稳定可采。太原组平均厚度12605M，含煤8层，总厚度为694M，含煤系数551。总的特点是煤层层数多，达可采厚度者层数较少，但可采煤层厚度较大。其中910号、11号煤层为矿区稳定的可采煤层，6号煤层为局部可采煤层,7号、8号、10下煤为不稳定的不可采煤层。二、可采煤层（见表11）1、1号煤层位于山西组顶部，厚度062104M，平均092M，结构简单，不含夹矸，顶板为泥岩或粉砂岩，底板为粉砂岩，全区大部可采。2、2号煤层位于山西组中下部，间距1号煤层大约34M，厚度210250M，平均230M，结构简单，不含夹石，顶板岩性为粉砂岩，底板为泥岩。属稳定可采煤层。3、3号煤层位于山西组下部，间距2号煤层大约13M，厚度038095M，平均065M,该煤层在东南部变薄，不可采。结构简单，不含夹石，顶板为泥岩，底板为粉砂岩,属大部可采煤层。4、6号煤层位于太原组上段中部，厚度107M，与3号煤层间距2184M，厚度变化大，结构简单，含01层夹矸，顶、底板岩性多为泥岩或粉砂岩。属局部可采煤层。5、910号煤层位于太原组下段的顶部，厚度225254M，平均239M。厚度变化大，结构简单，含02层夹矸，顶板为石灰岩，底板为泥岩，为全区稳定可采煤层。6、11号煤层位于太原组下段的下部，厚度150155M，平均153M。厚度变化大，结构简单，不含夹矸，顶板、底板均为粉砂岩，为全区稳定可采煤层。表11可采煤层特征一览表煤层厚度层间距夹矸层数煤层最小最大平均M最小最大平均M最少最多一般稳定性可采性顶板岩性底板岩性1062104092323636260较稳定大部可采泥岩或粉砂岩粉砂岩221025023034310稳定可采粉砂岩泥岩30380950651314203724710较稳定大部分可采泥岩粉砂岩6107218493712320101不稳定局部可采泥岩或粉砂岩泥岩或粉砂岩91020025422732331稳定可采石灰岩泥岩1115015515314301650151013稳定可采粉砂岩粉砂岩134煤质一、煤的物理性质及煤岩特征（一）物理性质及宏观煤岩特征煤层以光亮型煤质半光亮型煤为主，夹半暗型煤条带。结构以细条带到中条带为主，镜煤、丝炭、粘土矿物以稀疏的线理状、透镜状不均匀分布于条带中，局部还夹有黄铁矿结核。构造为层状、块状。光泽为强玻璃光泽。颜色为黑色。性脆、裂隙发育，参差状断口。（二）显微煤岩特征镜质组含量一般在7500左右，半镜质组含量一般在24左右，丝质组含量一般在20003000之间，矿物含量一般在1015左右。各煤层中，镜质组一般是以均质镜质体为主，其次为基质镜质体，丝质组多为结构半丝质体，部分为粗粒体、少量为碎屑体，矿物含量多为分散状粘土，有个别球状黄铁矿和黄铁矿结核以及次生方解石。（三）变质阶段各煤层最大反射率RMAX在150左右之间,属第变质阶段，相当于焦煤瘦煤阶段。二、煤的化学性质、工艺性能及煤类（一）煤的化学性质1、工业分析（1）水份各可采煤层原煤空气干燥基水份含量均值介于066070，浮煤水份含量均值介于055068。（2）灰份1号煤层原煤干基灰份为18502773,平均2138,浮煤干基灰份为605637,平均630,属低灰煤。2号煤层原煤干基灰份为14741652，平均1550,浮煤干基灰份为650730,平均068,属低灰煤。3号煤层原煤干基灰份为19202830，平均2235,浮煤干基灰份为750892,平均800,属低灰煤。6号煤层原煤干基灰份为31563394,平均3288,浮煤干基灰份为950978,平均968，属高灰煤。910号煤层原煤干基灰份为11062313,平均1436,浮煤干基灰份为493838,平均584，属特低灰煤。11号煤层原煤干基灰份为30594432,平均3246,浮煤干基灰份为9521067,平均989，属高灰煤。（3）挥发份1号煤层浮煤干燥无灰基挥发份均值为1781。2号煤层浮煤干燥无灰基挥发份均值为1583。3号煤层浮煤干燥无灰基挥发份为均值1634。6号煤层浮煤干燥无灰基挥发份为均值1722。910号煤层浮煤干燥无灰基挥发份均值为1581。11号煤层浮煤干燥无灰基挥发份均值为1601。均属低挥发份煤。2、元素分析各煤层元素含量相当稳定，干燥无灰基碳含量介于88938974，氢含量介于454486，氮含量介于138159，氧加硫含量介于344440。3、有害元素（1）硫1号煤层原煤干基全硫含量为039045,平均043,浮煤硫份为037049，平均045,属低硫煤。2号煤层原煤干基全硫含量为035040,平均038,浮煤硫份为039044,平均041,属低硫煤。3号煤层原煤干基全硫含量为098160,平均105,浮煤硫份为070098，平均088,属中低硫煤。6号煤层原煤干基全硫含量为108150,平均132。浮煤硫份为060099,平均075，属中低硫煤。910号煤层原煤干基全硫含量为234339，平均287。浮煤硫份为213239,平均226，属高硫煤。11号煤层原煤干基全硫含量为094134，平均122。浮煤硫份为065138,平均089，属中低硫煤。（2）磷各煤层磷含量一般在00020003之间，属特低磷煤。（3）氟、砷、氯各煤层氟含量一般在70PPM，砷含量一般在12PPM，氯含量在0030左右。（二）煤的工艺性能1、发热量1号煤层原煤干基高位发热量平均为2641MJ/KG,2号煤层原煤干基高位发热量为平均2882MJ/KG。3号煤层原煤干基高位发热量为平均2561MJ/KG。6号煤层原煤干基高位发热量平均为2430MJ/KG。910号煤层原煤干基高位发热量平均为2977MJ/KG。11号煤层原煤干基高位发热量平均为2420MJ/KG。1号、2号、3号煤层属高热值煤，910号煤层属特高热值煤,6号、11号煤层属中热值煤。2、煤的粘结性的结焦性1号、2号、3号、6号煤层粘结指数平均值分别为80、75、70、66，属强粘结性煤。910号、11号煤层粘结指数平均值分别为30、22,属弱粘结性煤。（三）煤类根据“中国煤炭分类国家标准（GB575186）”划分，1号、2号、3号、6号煤层均属焦煤，910号、11号煤层为瘦煤。135瓦斯、煤尘和煤的自燃1瓦斯根据2008年矿井瓦斯等级鉴定数据，该矿瓦斯绝对涌出量为988M3/MIN，相对涌出量为1403M3/T。根据地勘资料8号煤层瓦斯含量1437ML/GR，2号煤层12051911ML/GR。煤层绝大部分在沼气带中，少量在氮气沼气带。2煤尘爆炸性及煤的自燃根据山西省煤炭工业局综合测试中心2008年检测报告该矿2号煤层自燃等级为级，为不易自燃煤层；煤尘有爆炸危险性。14矿井开拓及生产概况矿井采用斜井开拓，现有三个井筒分别为主斜井、副斜井及回风斜井。主斜井担负矿井煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口。副斜井担负矿井人员升降、矸石提升、材料设备下放等所有辅助提升任务，是矿井的主要进风井筒，兼做安全出口。回风斜井担负矿井回风任务。矿井开拓巷道布置见图12。水仓采空区采空区采空区采空区2051回风巷2051运输巷采空区回风立井采空区采空区H26M80S东翼皮带巷东翼运料巷东翼回风巷205运输开拓205回风开拓205上山回风205上山运输01回采工作面采空区采空区主斜井副斜井行人斜井瓦斯含量及流量测定地点瓦斯含量及流量测定地点图12XX煤矿巷道目前布置示意图矿井目前年产煤炭30万T，采用炮采采煤法，矿井改扩建为年产90万T矿井后，采用一次采全高综采采煤法。工作面长度均为150M，采高23M。工瓦斯含量测定点作面回采率为95。矿井目前布置一个炮采工作面和两个炮掘工作面，改扩建后布置一个综采工作面和两个综掘工作面。15矿井通风根据井田开拓部署，井田采用斜井开拓。主、副及行人斜井进风，回风立井回风。该矿通风方式为中央并列机械抽出式，主、副斜井和行人井进风，回风立井回风。使用两台BDK618620型主要通风机，电机功率2185KW。矿井总进风量61M3/S，回采工作面风量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煤层瓦斯参数测定21煤层瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是指单位质量煤体所含有瓦斯的体积（换算成标准状态），常用M3/T或ML/G作为单位。生产矿井煤层瓦斯含量普遍采用间接法或直接法测定。本次采用了直接法测定煤层瓦斯含量，即利用煤层钻孔采集未受采动影响的原始煤体煤芯，用解吸法直接测定煤层瓦斯解吸量。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，再利用解吸测定后煤样中残存瓦斯量计算煤层瓦斯含量。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两个42MM、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FHJ2型瓦斯解吸速度测定仪（图21）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。3损失量计算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；0WSI0I5273P981HPV273TPO大气压力，PA；HW量管内水柱高度，MM；PSHW下饱和水蒸汽压力，PA；TW量管内水温，。煤样解吸测定前的暴露时间为T0，T0T2T1；不同时间T下测定的VOI值所对应的煤样实际解吸时间为T0T；用绘图软件绘制全部测点T0T05，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，如图22、23、24示。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、水份、灰份等；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XV0V1V2/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，GR；X煤样可燃基瓦斯含量，ML/GR。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916号胸骨穿刺针头10密封罐11压紧螺帽图21瓦斯解吸速度测定仪与密封罐示意图利用上述方法，在XX煤矿东翼主皮带下山掘进头442M处、205运输巷掘进头442MM处和2051运输巷掘进头400M处三个位置对2号煤层进行了煤层瓦斯含量实测工作，先打钻取样，井下解吸2小时后送实验室。实验室测定煤样残存瓦斯量、水份、灰份、挥发份、煤样重量、及可燃质质量，最后整理计算，将所得煤层瓦斯含量测定结果如表21。表21XX煤矿2号煤层瓦斯含量实测结果残存量测定地点水份（）灰份（）解吸量M3/T损失量M3/TM3/TRM3/T可燃质瓦斯含量M3/TR原煤瓦斯含量M3/T东翼主皮带03135941623637235710501009205运输巷03160741122933131110139512051运输巷035369387208338326956921由表21可得，XX煤矿2号煤层东翼主皮带下山442M、205运输巷442M、2051运输巷400M处可燃质瓦斯含量分别为1050M3/TR、1013M3/TR和956M3/TR，折算成煤层原始瓦斯含量分别为1009M3/T、951M3/T和921M3/T。此次测定瓦斯含量低于地堪期间数据，其主要原因为现开拓开采水平未达到地堪钻孔深度。Y20313X282223002001000100200300400500600012345解析时间T0T1/2MIN1/2解析瓦斯量（ML）图22东翼主皮带巷瓦斯损失量推算图Y19243X2670130020010001002003004005006000123456解析时间T0T1/2（MIN1/2）瓦斯解析量（ML）图23205运输巷瓦斯损失量推算图Y18879X2627730020010001002003004005000123456解析时间T0T1/2（MIN1/2）解析瓦斯量（ML）图242051运输巷瓦斯损失量推算图22煤的瓦斯吸附常数测定煤的瓦斯吸附常数是衡量煤吸附瓦斯能力大小的指标。目前，煤的瓦斯吸附常数测定只能在实验室完成。其测定步骤如下1将采集的新鲜煤样粉碎，取017025MM粒度的试样3040G装入密封罐中；2在恒温60高真空（102103MMHG）条件下脱气2天左右；3在30恒温和0166MPA压力条件下，进行不同瓦斯压力下的吸附平衡，并测定各种瓦斯平衡压力下的吸附瓦斯量；4根据不同平衡瓦斯压力下的吸附瓦斯量（一般不少于6个点），按郎格缪尔方程WABP/1BP回归计算出煤的瓦斯吸附常数A和B值。利用以上方法，我们在XX煤矿东翼主皮带下山掘进442M、205运输巷掘进头442M、2051运输巷掘进头400M处三个位置采集煤样送XX研究院瓦斯实验室进行瓦斯解吸实验，实验时吸附气体甲烷成分9999，在衡温30下，测得吸附常数结果列于表22。表22煤样吸附瓦斯试验成果表吸附常数测定地点AM3/TBMPA1灰分水分挥发份真密度T/M3假密度T/M3孔隙率东翼主皮带巷2257709823590311791139135288205运输巷22315109260703118111401372142051运输巷282880672369035181513813429023煤的孔隙率测定煤中瓦斯90以上是以吸附状态赋存在煤层中的孔隙内表面上，孔隙内表面的大小决定着煤吸附瓦斯能力的大小。作为孔隙发育程度的衡量指标，孔隙率测定是在实验室进行的，它通过对现场采集的煤样测定煤的真假密度来计算，计算公式如下（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（又称视密度），T/M3。XX煤矿2号煤层煤的孔隙率见表22。24钻孔自然瓦斯涌出特征表征钻孔自然瓦斯涌出特征的参数有两个，它们是钻孔初始瓦斯涌出强度Q0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。Q0和值是通过测定不同时间的钻孔自然瓦斯涌出量并按下式回归分析求得的QTQ0ET（21）式中QT自排时间T时的钻孔自然瓦斯流量，M3/MIN；Q0自排时间T0时的钻孔自然瓦斯流量，M3/MIN；钻孔自然瓦斯流量衰减系数，D1；T钻孔自排瓦斯时间，D。对（21）式积分，可以得到任意时间T内钻孔自然瓦斯涌出总量QT；即QTQJ1ET式中QT时间T内钻孔自然瓦斯涌出总量，M3；QJ钻孔极限瓦斯涌出量，QJ1440Q0/，M3其余符号意义同前。具体测定步骤为1在掘进工作面选择新鲜暴露煤壁，沿煤层打一个孔径75MM，长3040M的钻孔，用15MM钢管和聚氨酯或水泥沙浆封孔，封孔长度2M左右，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；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（21）式回归分析求出Q0和，即为钻孔自然排放瓦斯规律。利用以上方法，在XX煤矿东翼主皮带巷442M处和205运输巷442M处各打一个煤层顺层钻孔，测定钻孔自然瓦斯涌出量及衰减情况见表23、图25、26。表23施工参数煤层打钻地点钻孔深度（M）钻孔直径（MM）封孔长度（M）净孔长度（M）初始涌出量（L/MIN）衰减系数（D1）2号东翼主皮带巷414243710805003952号205运输巷38424341079700375E1Q40DTEQTT0T0TY10805E00393T981010210410610811012345678时间（D）钻孔瓦斯涌出量（L/MIN）图25东翼主皮带巷百米钻孔自然瓦斯涌出特征图Y10797E00375T96981010210410610811024681012时间（D）钻孔瓦斯涌出量（L/MIN）图26205运输巷百米钻孔自然瓦斯涌出特征图25煤层瓦斯压力及透气性系数煤层透气性系数是衡量煤层中瓦斯流动难易程度的重要指标，是评价煤层瓦斯能否实行预抽的基本参数。目前，国内通常采用径向流量法来确定煤层透气性系数。由于XX煤矿井下巷道都为煤巷不具备由岩巷穿岩层向煤层施工钻孔的条件，因此本次测定采用间接法测定瓦斯压力，只能采用测定煤层钻孔瓦斯流量的方法来近似计算煤层透气性系数作为参考。径向流量法测定煤层透气性系数时的主要步骤如下1煤层原始瓦斯压力确定煤层原始瓦斯压力确定方法有二种，其一为实测法，即利用石门揭煤巷道在揭煤前打穿层钻孔穿透煤层，封孔测定煤层原始瓦斯压力；其二为间接法，即利用新鲜煤样，测定煤层原始瓦斯含量，然后用郎格缪尔方程反推煤层原始瓦斯压力。本次测定采用间接法确定煤层原始瓦斯压力。间接法计算煤层原始瓦斯压力的方法和公式如下式中X煤层原始瓦斯含量，M3/T；A、B煤的瓦斯吸附常数，M3/T；P煤层瓦斯压力，MPA；AAD煤的灰份，；MAD煤的水份，；K煤的孔隙体积，M3/M3；煤的视密度，T/M3。采用间接法计算瓦斯压力。已知煤层原始瓦斯含量X时，利用上式即可反算出煤层原始瓦斯压力P，计算结果如表24所示。表242号煤层瓦斯压力计算结果吸附常数测试地点地表标高（M）取样标高（M）可燃质瓦斯含量M3/TRAM3/TBMPA1灰份（）水份（）孔隙率（M3/T）瓦斯压力MPA东翼主皮带126075010502257709823590310028811205运输巷1260920101322315109260703100214102051运输巷12609509562828806723690350029092根据间接法推算，XX煤矿2号煤层在东翼主皮带下山442M（标高750M）、205运输顺槽442M（标高920M）和2051运输顺槽400M（标高950M）处瓦斯压力分别为11MPA、10MPA和092MPA。2瓦斯含量系数测定根据现场实测的煤层瓦斯含量和间接法反算出的煤层瓦斯压力，用下式确定瓦斯含量系数X/P05式中瓦斯含量系数，M3/M3MPA05；X煤层原始瓦斯含量，M3/T；10KPA1031PAADADM煤容重，T/M3；P煤层原始瓦斯压力，MPA。经计算，2号煤层的瓦斯含量系数如表25所示。表25煤层瓦斯含量系数计算3煤层透气性系数计算径向流量法计算煤层透气性系数的公式如下表26径向流量法计算煤层透气性系数公式表表中F0时间准数，无因次；P0煤层原始的绝对瓦斯压力（表压力加01），MPA；P1钻孔中的瓦斯压力，一般为01MPA；R1钻孔半径，M；煤层透气性系数，M2/MPA2D；Q在排放瓦斯时间为T时，钻孔煤壁单位面积瓦斯流量，M3/M2D，可由下式确定QQ/2R1L；Q在时间T时的钻孔总流量，M3/D；L钻孔见煤长度，一般等于煤层厚度，M；试验地点煤层瓦斯含量（M3/T）容重（T/M3）瓦斯压力MPA瓦斯含量系数M3/M3MPA05东翼主皮带1009135111352205运输巷9511371013032051运输巷9211340921287时间准数F0B煤层透气性系数常数A常数B102111010102102103103105105107A161B061A139B039111A125B025183A114B013721A111B0111314A107B007QR1AP02P124TP015BR12煤层瓦斯含量系数，M3/M3MPA05。因为XX煤矿没有岩巷掘进，不具备径向条件。按照上述方法在XX煤矿利用东翼主皮带巷、205运输巷煤层瓦斯流量衰减系数测定钻孔近似考察2号煤层透气性。对表26中所列煤层的煤层透气性系数进行计算，其所需参数及计算结果列于表27。表27煤层透气性系数计算结果32号煤层瓦斯抽放可行性论证31矿井瓦斯资源评价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WKWL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；1IN1IIXAALI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，M3T；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；2IN1II2XAA2I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；地点测定地点标高（M）煤层瓦斯压力（MPA）瓦斯含量系数平均M3/M3MPA05煤层透气性系数M2/MPA2D时间准数F0东翼主皮带750111352185150205运输巷920101303225165X2I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，M3T；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W3KW1十W2K围岩瓦斯储量系数，取K01。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WKCKWK式中WKC矿井可抽瓦斯量，MM3；K矿井瓦斯抽放率，按照我国目前的技术水平，采用本煤层预抽和采空区抽放瓦斯时K3035，取K30；WK矿井瓦斯储量MM3；矿井开采2号煤层时，矿井瓦斯储量包括2号煤层及受采动影响后能向2号煤层涌出瓦斯的邻近层煤层，为1号、3号、6号。所以在计算矿井瓦斯储量时计算2号煤层、1号、3号、6号煤层及围岩的瓦斯储量。矿井瓦斯储量和可开发瓦斯量的计算结果详见表31。表31矿井2号煤层瓦斯储量计算表煤层煤层性质煤炭储量KT可采储量KT瓦斯含量M3/T瓦斯储量MM3可开发量MM31号上邻近层43262504100925277582号开采层1081562591009109123327373号下邻近层30561753100917695316号下邻近层503128541009288864围岩按可采煤层瓦斯储量的10计算109123274合计1917955754由表31可知XX煤矿瓦斯总储量为191795MM3，可开发瓦斯量为5754MM3。矿井瓦斯总储量较大。32矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量是矿井通风设计、瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数，本次采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量预测，该方法是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测各采区、全矿井瓦斯涌出量之目的。矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两类矿山统计预测法和分源预测法。本次采用分源预测法，该方法的实质是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出规律对矿井各回采工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测各采区乃至全矿井瓦斯涌出量之目的。XX煤矿目前设计产量为30万T/A，改扩建后产量将达到90万T/A，本次矿井瓦斯涌出来预测对两种产量的瓦斯涌出情况分别进行预测，预测时煤层瓦斯含量依据实测煤层瓦斯原始含量最大值取值。321年产30万T时矿井瓦斯涌出量预测（1）工作面瓦斯涌出量预测XX煤矿开采的2号煤层与其邻近的煤层相距较近，所以开采2号煤层期间矿井的瓦斯涌出量主要来自于本煤层和邻近煤层。即回采工作面的瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量（包括围岩）和邻近煤层瓦斯涌出。1、开采层瓦斯涌出量按下式计算（31）XKQ1I0321HIIMM式中QHI开采层瓦斯涌出量，M3/T；K1围岩瓦斯涌出系数。其值取决于工作面顶板管理方法，取K1120；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率95的倒数，取105；K3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，K3（L2H）/L；L工作面长度，取L150M；H巷道瓦斯预排等值宽度，焦煤取H15M；M煤层的实际厚度，取M23M；M煤层的开采厚度，取M23M；X0I煤层原始瓦斯含量，取1009M3/T；X1I煤的残存瓦斯含量，取357M3/T。按（31）式计算，开采2号煤层时，回采工作面本煤层瓦斯涌出量预测结果为657M3/T。2、回采工作面邻近层瓦斯涌出量按下式计算IIIC10QXNICKQ22回采工作面邻近层瓦斯涌出量，M3/T；MI第I个邻近层的煤厚；M0开采煤层的开采厚度，M023M；XI第I个邻近层的瓦斯含量，参照2号煤层；XIC邻近层的残存瓦斯含量，参照2号煤层取值；KI第I个邻近层受采动影响的瓦斯排放率。KI值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。邻近层的瓦斯排放率与层间距的关系见图31。图31邻近层的瓦斯排放率与层间距的关系曲线开采2号煤层时可向该煤层涌出瓦斯的邻近层有1、3、5、6号等4个距离较近的邻近煤层。各邻近煤层瓦斯涌出量计算详见表32。表322号煤层各邻近层瓦斯涌出量计算表煤厚采厚原始瓦斯含量残存瓦斯含量距2号煤层距离瓦斯排放率相对瓦斯涌出量备注煤层名称MMM3/TM3/TMM3/T10871009357161290222上邻近层22302301009357开采层3072100935757970143502810093573296150126159100935742525023下邻近层合计40注未测定过含量的煤层按2号煤层的瓦斯含量实测最大值取值。除上述主要煤层外，还有其他一些较薄或距离很远的煤层，其涌出量可以忽略不计。3、工作面的相对瓦斯涌出量为Q回Q开Q邻657401057M3/T矿井正式开采时，工作面平均相对瓦斯涌出量预测为1057M3/T。矿井回采工作面设计开采强度约为820T/D，工作面绝对瓦斯涌出量为602M3/MIN。回采工作面瓦斯涌出呈不均衡的，其不均衡系数在1215之间，取14。这样回采工作面最大瓦斯涌出量将达到843M3/MIN。（2）掘进工作面瓦斯涌出量预测XX煤矿设计布置两个炮掘工作面同时掘进。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QJQBQL（32）式中QJ掘进工作面瓦斯涌出量，M3/MIN；QB煤壁瓦斯涌出量，M3/MIN；QL落煤瓦斯涌出量，M3/MIN。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。通常暴露6个月后煤壁瓦斯涌出基本稳定。其计算公式为（33）12QVDVL0BI式中QB掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，M3/MIN；D巷道断面内暴露煤面周长，46M；V巷道平均掘进速度，00052M/MIN按225M/MON计算；L掘进巷道长度，炮掘取400M；Q0I煤壁瓦斯涌出初速度，M3/M2MIN按下式计算（34）0IF0I16X04V26式中VF煤中挥发份含量，取1815（取实验室测定最大值）；X0I煤层原始瓦斯含量，1009M3/T。根据式（34）计算Q010026000041815201610090077M3/M2MIN代入（33）式计算得QB460005200772400/000521/21102M3/MIN2、掘进工作面落煤瓦斯涌出量（35）XVS1I0LII式中QLI掘进巷道落煤瓦斯涌出量，M3/MIN；V巷道平均掘进速度，00042M/MIN；S掘进巷道断面积（煤层内面积），回风顺槽736M2，运输顺槽644M2；煤的密度，1135T/M3（取实测数据平均值）；X0I煤层原始瓦斯含量，M3/T，X0取1009M3/T；X1I煤层残存瓦斯含量，M3/T，X1取357M3/。根据（35）式计算得QL回736000521351009357034M3/MIN；QL运644000521351009357029M3/MIN。再根据（32）式计算得QL回QBQLI102034136M3/MIN；QL运QBQLI102029131M3/MIN。根据以上计算，XX煤矿共布置两个煤巷掘进工作面，掘进工作面瓦斯涌出量预计分别为136和131M3/MIN。掘进工作面瓦斯涌出呈不均衡的，其不均衡系数也在1215之间，取14。XX煤矿2号煤层掘进工作面最大瓦斯涌出量将分别达到190和183M3/MIN。（3）采区瓦斯涌出量预测生产采区瓦斯涌出量系采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和，其计算公式为011/4QAQAQKNIIJINIC）（采区（36）式中Q采区生产采区瓦斯涌出量，M3/T；K生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取K020QCI第I个回采工作面瓦斯涌出量，M3/T；AI第I个回采工作面平均日产量；T；QJI第I个掘进工作面瓦斯涌出量，M3/MIN；A0生产采区平均日产量，910T；按（36）式计算出一采区瓦斯相对涌出量为1650M3/T，采区日产910T时绝对涌出量为1043M3/MIN。采区瓦斯涌出也是不均衡的，其不均衡系数在1113之间，取12，这样采区最大瓦斯涌出量将达到1252M3/MIN。（4）矿井瓦斯涌出量预测NIINIIAQK1001/Q）（区矿井（37）式中Q矿井矿井瓦斯涌出量，M3/T；K已采采空区瓦斯涌出系数，取K015Q区I第I个采区瓦斯涌出量，M3/T；A0I第I个生产采区平均日产量，T；根据（37）式计算矿井相对瓦斯涌出量为1857M3/T。当矿井日产量为910T时，绝对涌出量为1199M3/MIN。矿井瓦斯涌出也是不均衡的，其不均衡系数在1113之间，取12，这样矿井最大瓦斯涌出量将达到1439M3/MIN。322年产90万T时矿井瓦斯涌出量预测（1）工作面瓦斯涌出量预测XX煤矿开采的2号煤层与其邻近的煤层相距较近，所以开采2号煤层期间矿井的瓦斯涌出量主要来自于本煤层和邻近煤层。即回采工作面的瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量（包括围岩）和邻近煤层瓦斯涌出。1、开采层瓦斯涌出量（包括围岩）按下式计算XKQ1I0321HIIMM式中QHI开采层瓦斯涌出量，M3/T；K1围岩瓦斯涌出系数。其值取决于工作面顶板管理方法，取K1120；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率95的倒数，105；K3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，K3（L2H）/L；L工作面长度，取L150M；H巷道瓦斯预排等值宽度，焦煤取H15M；M煤层的实际厚度，取M23M；M煤层的开采厚度，取M23M；X0I煤层原始瓦斯含量，取1009M3/T；X1I煤的残存瓦斯含量，取357M3/T。按上式计算，开采2号煤层时，回采工作面本煤层瓦斯涌出量预测结果为657M3/T。2、回采工作面邻近层瓦斯涌出量按下式计算IIIC10QXNICKQ22回采工作面邻近层瓦斯涌出量，M3/T；MI第I个邻近层的煤厚；M0开采煤层的开采厚度，M023M；XI第I个邻近层的瓦斯含量，参照2号煤层；XIC邻近层的残存瓦斯含量，参照2号煤层取值；KI第I个邻近层受采动影响的瓦斯排放率。KI值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。邻近层的瓦斯排放率与层间距的关系见图31。开采2号煤层时可向该煤层涌出瓦斯的邻近层有1、3、5、6号等4个距离较近的邻近煤层。各邻近煤层瓦斯涌出量计算详见表33。表332号煤层各邻近层瓦斯涌出量计算表煤厚采厚原始瓦斯含量残存瓦斯含量距2号煤层距离瓦斯排放率相对瓦斯涌出量备注煤层名称MMM3/TM3/TMM3/T10871009357161290222上邻近层22302301009357开采层3072100935757970143下邻近层502810093573296150126159100935742525023合计40注未测定过含量的煤层按2号煤层的瓦斯含量实测最大值取值。除上述主要煤层外，还有其他一些较薄或距离很远的煤层，其涌出量可以忽略不计。3、工作面的相对瓦斯涌出量为Q回Q开Q邻657401057M3/T矿井正式开采时，工作面平均相对瓦斯涌出量预测为1057M3/T。矿井回采工作面设计开采强度约为2240T/D，工作面绝对瓦斯涌出量为1644M3/MIN。回采工作面瓦斯涌出呈不均衡的，其不均衡系数在1215之间，取14。这样回采工作面最大瓦斯涌出量将达到2302M3/MIN。（2）掘进工作面瓦斯涌出量预测XX煤矿设计布置两个炮掘工作面同时掘进。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QJQBQL（38）式中QJ掘进工作面瓦斯涌出量，M3/MIN；QB煤壁瓦斯涌出量，M3/MIN；QL落煤瓦斯涌出量，M3/MIN。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