道清煤层瓦斯参数测定方案

1矿井概况1.1位置与交通道清煤矿位于白山市八道江区六道江镇境内。井口位于白山市区西南，其地理坐标为北纬东经126°16'矿区北部边缘有国铁鸭大线道清煤矿距道清车站，可通往全国各地；此外，还有通—白山南北公路横贯井田，交通极为便利，地理位置优越，详见井田交通位置图1-1图门哈尔

延吉吉林长春

白河松树浑江四平

辽源

通化

莱安通辽

沈阳本溪

丹东赤峰

锦州大连图1-1井田交通位置图1.2地形地貌、河流及气象本矿区处于老岭山系、浑江南岸的丘陵地带，海拔标高+～，系浑江冲积而成。井田北侧是剥蚀作用形成的陡峭低山。矿区内共有大小河流6，由于受横向水流侵蚀切割，形成许多垂直于浑江的横向沟谷，如西小河、下甸子小河、东小河及大、小横道河等，各沟谷成为良好的泄水条件。区内的主要水系是浑江，为长年河流，于矿区北侧流过，与道清煤矿相距约左右。它发源于龙岗山脉，成北东南西向，经砟子、道清、通化等地流入鸭绿江，流经本地长度均为4000。在本区其河床宽为～150m，量随季节在～1000m/s之间变化，最高-1-

洪水位标高+年实测江主要补给来源是大气降水及山区地下径流。本区夏季多雨，平均气温℃，最高气+35。冬季寒冷多雪，平℃～-26℃，最低气温-℃，全年平均气温3.7℃。区内没有发生过有级地震。1.3矿井地质与煤层赋存1.3.1地层及地质构造⑴地层矿区及附近以古生代地层广为发育，部分中生代地层覆于其上，第四纪残积层、坡积层及河谷冲积层以不整合关系覆于中生界、古生界地层之上。含煤系及其上下地层由老而新为石炭系中统、石炭二迭系、二迭系上统及第四系。⑵区域地质构造道清矿区位于中朝古陆东西向沉降带（燕辽沉降带）的东部，此区称浑江复向斜。向斜轴向北东，为一向东倾没的复式向斜构造。由于受造山运动的影响加剧了褶曲幅度，使矿区南翼煤层直立或倒转。另外，区内断裂构造发育，基本向南倾，矿区内呈现迭瓦式构造。根据吉林省煤田地质勘探公司一○二队六道江勘探区详查地质报告资料，有一北西向号断层，向北东倾斜，落差达400m以上，为井口本部东侧之自然境界。矿区内号断层以南，煤系地层中岩浆活动强烈，其岩性为闪长玢岩，侵入时期为燕山运动后期，侵入形式以岩床为主，并有岩墙出现。⑶矿井地质构造道清煤矿位于铁厂至八道江向斜的中部，本部区位于该矿区北部（包括下甸子向斜和炮台山背斜大部分①褶曲井口本部区属于一不对称向斜构造，南翼断层下盘）陡以至于直立、倒转，北翼地层较缓，约35°，其向斜轴为北东至近北东东向，向东倾伏，倾伏0°左右，轴标高由475m～-800m。～号断层间原道清沟向斜号断层以北部分向斜为一不对称向斜构造，其向斜轴为北东至东西向，向东倾伏，倾伏角10°右，轴标高由+80m～±0m。-2-

②断裂井口本部井田内断裂构造不发育，仅井田南翼有、号两个大断层。号逆掩断层向为北东分为近东西向由西起炮台山沿北东直向小横道河子、大横道河子延展，向南东方向倾斜，上冲距离为～500m，一般为200m右，致使上盘以25～45掩覆于井口下甸子向斜之上。号逆断层：位于F3断层南，走向近东西，纵贯全区，在靠近东部补X1XXX剖面之间交于F0断层。此断层上冲距离一般为40～60m，向南倾斜45°左右。断层的落差等在区内变化情况见表1-1表1-1井口主要断层一览表产状

断层号走向倾向倾角落差(断层性质

N35°～90°ESE25°～400逆

R7N30°W(推定NE不清约400正

～90°ESE28逆断层长度(可靠程度

大于可靠

不清不可靠

可靠③岩浆岩本井所见岩浆岩，仅限于F3号断层以南，为闪长玢岩，经南平硐巷道揭露和勘探资料综合分析，岩浆岩基本是自东向西，自下而上沿断裂带及其分支构造呈岩床侵入煤层。其中F2、F3为主要侵入通道。根据南平硐采区实见，岩浆岩侵入及其产状极不稳定，沿走向、倾向均不连续，厚薄变化甚大，常以条带状侵入，并频繁出现分叉、尖灭、合层现象。在煤层中间与煤接触很紊乱，常出现零星不规则的岩浆岩小块、呈扁豆、透镜等形状，严重影响煤层可采性，部分煤层已变质成为天然焦，部分轻微变质，其变质影响带变质程度无明显的规律。1.3.2煤层及煤质⑴煤层-3-

含煤系为石炭二迭系地层统最大厚度80.81m小厚度均厚度37.71m。含煤系内共含煤六层，其中Ⅳ煤层发育较好，其余各层均为不可采层。现由上而下叙述：①土质页岩层：灰色或灰褐色页岩，有时是砂砾质粘土页岩，是风化残余的产物，厚度不稳定01m此层与上覆二迭系上统分界。②黑色层状砂岩或粉砂岩有机质或碳屑组成的黑色水平状层理厚度～，此层厚度不稳定。③Ⅰ煤层：仅在个别钻孔见到薄煤线，而有些钻孔则以黑色页岩层代替之。④中粒砂岩层：颜色灰白或浅绿色，均粒结构，成分以石英为主，矽质胶结，识别容易，可做煤层对比的依据之一。但相变较大，厚度不稳定，故仅能协助煤层对比，不能作为标志层，厚度3⑤Ⅱ煤层：道清煤矿仅以薄煤线出现，大部分不可采以致尖灭。⑥粉砂岩或砂页岩层：夹薄煤线（Ⅲ煤层）厚度～⑦含长石较多的长石砂岩层颜色灰白或灰黑色碎屑成分以石英为主因长（白色斜长石）含量较多，与本系其它砂岩不同，此处颗粒分选不好，粘土质胶结、性脆质疏松、易识别，是层序对比的根据。但厚度不稳定，相变较大，时而为层理发育的粉砂岩、砂页岩代替，厚4m左右。⑧Ⅳ煤层：是本区唯一的可采煤层，全区发育，厚度变化较大，道清煤矿采区煤层一般厚度8.15m大厚度26.81m最小厚度是典型凸镜状煤层煤层结构复杂，一般多由23分煤层组成，多者由十余个分煤层组成，夹石厚度20.82m至尖灭，夹石主要为砂页岩。⑨黑色页岩、油页岩：由粘土质页岩及砂页岩组成，局部可见粗粒石英砂岩，含薄煤层28。全层厚10～15m。与下部石炭系中统接触。⑵煤质道清煤矿煤种分为瘦煤、焦瘦煤，以瘦煤为主，另有少量贫煤、无烟煤。容重：1.32t/m

。发热量6800卡/Kg。矿井现采区煤质工业分析见表1-2-4-

f33f33表1-2矿井现采区煤质工业分析区域道清煤矿

灰份Aad

挥发分V

水分M(%)ad0.8

X

Y

粘结性8.91.3.3水文地质特征⑴区域水文地质特征本区地层由老至新发育齐全，由于岩性的差异、自然地理条件的控制，对地下水的形成有着密切关系。道清境内南北定向环山丘陵成为本区第四纪冲积层中地下水层障作用，使其地下水运动受上述地形、地貌的支配，地下水总的形态垂直于浑江流向，地下水补给来源有三：大气降雨、融雪期的补给；地表径流的补给；丘陵地区不同时代的基岩裂隙水侵蚀切割，流入区内补给。⑵矿井水文地质特征本区主要含水层为第四系水及大岗统、铁厂统弱含水层水、中生界砾岩裂隙水以及奥陶灰岩水。大岗统、本溪统为主要隔水层。该井田区内发育有北东向F3号纵贯全区的逆掩断层，采区内发育有北西向张断层，对井下涌水有一定的作用。本矿井田由于水文地质条件较简单，还没有发生过水害事故，只是局部有涌水现象发生，对生产无大危害。年矿井最大涌水量212.97/h，正常涌水138.0m，最小74.63m

3

/h。但由于该矿井煤层顶板灰白色中粒砂岩弱含水层的水对生产有一定影响，特别是上层疏放不好，造成老空区积水，对安全生产造成威胁。1.4井田境界、煤炭储量、矿井生产能力与服务年限1.4.1井田境界井田境界北至煤层露头和中生代侵蚀线南至770煤层底板等高线西起道清沟河，东至断层与六道江三区相邻。该井田走向长，倾斜宽，面积5.06km²。1.4.2煤炭储量截止于2009末，全井地质储量为万t可采储量为t，其中以上可采量万t～可采量万t～可采量万t；2010年1～7份，西翼采区采出煤炭7.2万t，翼采区采出煤炭万t。其中六道江三区已划归六道江井井田范围。-5-

现矿井生产水平已达-标高，延深井筒已到-600m标高，对-400m以下深部区正在进行补充勘探升级工作另外拟定东扩区六道江四区一部分井田面积约估算储量3000t，为重点勘探规划区，可为道清煤矿提供后续资源保证。1.4.3矿井设计生产能力及服务年限2017核定生产能力万t/年，因受提升和通风能力制，近几年来矿井平均实际能力在75t/左右。以目前可采储量及平均生产能力计算，备用系数取，矿井服务年限为15.7a。1.5矿井开拓方式及采煤方法1.5.1矿井开拓方式矿井开拓方式为斜井开拓，矿井划分为三个开拓水平，三段斜井提升。第一水平为～+160m高，为一段斜井，现已结束开采；第二水平为+～-200m标高，进入开采后期，为二段斜井三水平为-200m～标高，为现主要生产水平，属三段斜井。矿井最终水平为-600m。1.5.2采煤方法67矿井投产后，采用水平巷柱式采煤方法。80代初改为水平分层金属网假顶闭式工作面开采，工作面支护为单体摩擦支柱，后因地质条件变化，仍采用水平巷柱采煤方法开采86在西翼区+标高进行了水平分层综采放顶煤采煤方法试验作面长度30m，走向长100m，支架型号为YFY200-26/20压支架，数量架，采煤机为80，因工作面地质条件差和淋水大、移架困难等诸多原因于87年停止试验。通过技术改造2002一个水采工作面投产前全井水采工作面二个均单产水平接近万，回采工效达到了12t/工。07在-翼区进行了采煤方法改革尝试，对已形成的水采系统进行了改造，按综采布局施工了相应的巷道，因煤层赋存不稳定，煤层结构和构造极为复杂，经专家讨论和吉林省局同意，停止了采煤方法改革尝试。目前，因煤层倾角大，主要以走向小阶段采煤方法为主，局部煤层增厚区配合掘送底板回采川。移枪步距冲采角65°，作面支护主要为木支护。水枪选用型水枪，落煤压力，小时生产能力平均1.6矿井通风及瓦斯情况-6-

33333333333333⑴瓦斯道清煤矿历年鉴定均为高瓦斯矿井，根据矿井瓦斯等级鉴定结果，道清煤矿2016年的全矿井的相对瓦斯涌出量为/t绝对瓦斯涌出量为；该矿井测定为高瓦斯矿井。⑵煤尘及煤的自燃倾向性道清煤矿Ⅳ煤层自燃倾向性等级为Ⅱ类，属自燃煤层，煤尘有爆炸性，爆炸指数为20.50%。⑶矿井通风矿井通风方式为两翼对角式，矿井主扇工作方法为抽出式通风。①二石门区：由地面主、副井→+160风大巷→盲斜主、副井井筒→-200场、石门、入风大巷→暗盲斜井筒→-400/-600二石门采区后，由东翼箕斗井排至地面。②复采区由地面主副井→入风大巷→盲斜主副井井筒→车场石门、入风大巷→-200西巷→复采区入风石门→复采区后，由西翼西风井排至地面③煤柱准备区：由地面主、副井→+160风大巷→盲斜主、副井井筒→-3石门、入风大巷→煤柱区入风石门→煤柱区后，由西翼西风井排至地面箕斗井现安设主、备扇各一台，型号均为BD--6-№21型，转速：987（r/min电动机功率为2×250Kw，扇风机额定风量为6585m3/S，负压为3200～Ρа。西风井主、备扇型号均为BD-Ⅱ-6-№18型、额定转速：985（r/min动机额定功率2×160Kw，扇风机额定风量为39～100m

3

/S，负压4200～800Ρа。道清煤矿矿井总需风量/min际总入风量为5870m西风井风机排风量2620/min，矿井排风2370东翼箕斗井扇风机排风量/min，矿井排风量3740m

3

/min。矿井负压1614Pa,等积孔2煤层瓦斯基础参数测定煤层瓦斯基础参数是矿井通风设计、煤与瓦斯突出危险性鉴定和矿井瓦斯综合治理的主要依据。本次在道清矿Ⅳ煤层瓦斯基础参数主要包括：煤的瓦斯吸附常数和b值与工业分析、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤层透气性系数、煤的破坏类型、煤的瓦斯放散初速度（ΔP的坚固性系数f。这些参数需在现场实测及沈阳研究院煤矿安全技术国家重点实验室测定。-7-

2.1煤的瓦斯吸附常数与工业分析测定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。本次对道清煤矿Ⅳ煤层煤的瓦斯吸附常数测定，是依据原煤炭工业部标准《煤的甲烷吸附量测定方法（高压容量法MT/T在沈阳研究院煤矿安全技术国家重点实验室的高压容量法吸附测定装置（见图2-1上进行。煤的工业分析是依据中华人民共和国国家标准《煤的工业分析方法GB/T）进行测定。煤的瓦斯吸附常数与工业分析测定步骤如下：⑴在道清煤矿Ⅳ煤层的煤巷掘进工作面采集新鲜煤样，送实验室粉碎，取～0.25mm粒度的试样300400g装入密封罐中；⑵在恒温60高真空（～10mmHg）条件下脱气～天；⑶在30恒温和0.1～5.0MPa之间的压力条件下，进行不同瓦斯压力下的吸附平衡，并测定各平衡压力下的吸附瓦斯量；⑷根据不同平衡压力下的吸附瓦斯量（一般不少于个点郎格缪尔方程W/(1)回归计算出煤的瓦斯吸附常数和b；⑸称取粒度为0.2mm以下分析煤样1±0.1g105℃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；⑹称取粒度为下的分析煤样1±0.1g箱形电炉内灰化在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；⑺称取粒度为0.2mm以下分析煤样1±0.1g，放入带盖的瓷坩锅中，℃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。-8-

图2-1加压式容量法吸附试验装示意图1—玻璃活塞；2—饱和食盐水量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8—真空轨管9—吸附罐控制阀；—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；—机体；17—充气罐控制阀；—管或软胶管19—超级恒温器；—充气罐；21—多路信号调理器；22—高压气源按前述方法对道清煤矿Ⅳ煤层煤样进行吸附瓦斯测定与工业分析。2.2煤层瓦斯压力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。它是煤层瓦斯流动和涌出的基本参数，亦是瓦斯流动的动力，不仅决定着煤层瓦斯含量与涌出量的大小，而且对于煤与瓦斯突出危险性预测与制订合理的防突措施等均起着重要的作用。因此，准确测定煤层瓦斯压力是十分必要的。煤层瓦斯压力测定方法可以分为间接测定方法和直接测定方法两类。直接测压法是先用钻机由岩层巷道或煤层巷道向预定地点打一钻孔，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。井下钻孔法又可分为岩-煤层测压法和煤层测压法，前者由岩巷向煤层打钻，在岩石段中封孔测定煤层中的瓦斯压力；后者则为在煤巷或穿层石门内直接沿煤层打孔，在煤层中封孔测定煤层中的瓦斯压力。间接测压法是根据煤层瓦斯含量和瓦斯吸附曲线、推算出需要测定地点的瓦斯压力。间接测压法一般用于难以进行直接测压的条件下。根据《防治煤与瓦斯突出规定》第四十四条的要求，进行开拓后区域预测时所主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数应为井下实测数据。因此，本项目选择采用直接法测定煤层瓦斯压力，即首先选取合适地点，由岩巷打钻至煤层顶板，封孔后上压力表直接进-9-

行测定。测定期间严格按照AQ/T1047-2007《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》的要求进行。为了保证测定结果的可靠性，穿层测压钻孔的布置应满足如下要求：⑴测定地点应优先选择在石门或岩巷中，选择岩性致密的地点，且无断层、裂隙等地质构造处布置测点，其瓦斯赋存状况具有代表性；⑵测压地点应避开含水层、溶洞，并保证测压钻孔与其距离不小于；⑶测定煤层原始瓦斯压力的测压钻孔应避开采动、瓦斯抽采及其它人为卸压范围的影响，并保证测压钻孔与其距离不小于50m；⑷选择测压地点应保证测压钻孔有足够的封孔深度（穿层钻孔的见煤点或顺层测压钻孔的测压气室应位于巷道的卸压圈之外用注浆封孔的上向测压孔倾角应不小于5°；⑸同一地点应设置两个测压钻孔，其终孔见煤点或测压气室应在相互影响范围外，其距离除石门测压外应不小于20m。石门揭煤瓦斯压力测定钻孔的布置按《防治煤与瓦斯突出规定》执行；⑹瓦斯压力测定地点宜选择在进风系统，行人少且便于安设保护栅栏的地方。与本矿其它生产单位相互干扰时，需设置钻场，在钻场内施工。测压钻孔的施工要求为：⑴钻孔直径宜为ø60～ø95mm。钻孔长度应能保证所需的封孔深度。⑵钻孔的开孔位置应选在岩石(煤壁)完整的位置。⑶钻孔必须严格按照设计参数施工，在施工过程中应准确记录钻孔方位、倾角、长度、钻孔开始见煤长度及钻孔在煤层中长度，钻孔开钻时间、见煤时间及钻毕时间。当钻孔施工至待测煤层顶板0.5m上时，应停止打钻，立即清洗钻孔、清除钻屑，以保证钻孔畅通，并配合沈阳院科研人员到施工地点进行封孔测定工作；2.2.1测压地点选择在本次区域预测的地质单元（水平Ⅳ煤层）内，根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件，经沈阳研究院科研人员与道清煤矿有关技术人员协商确定，共布置个钻孔，包括穿层钻孔9、顺层3，其中P1、P2、P12钻孔位于埋深大的开拓工程部位，各测压钻孔施工技术参数见表2-22.2.2瓦斯压力测定方法-10

1m1m穿层钻孔施工结束并清除完钻孔内钻屑后，按图2-6所示的方式采用水泥砂浆封孔测压。水泥砂浆封孔方法：将测压管（″管）及注浆管送入孔内，用木楔封堵孔口。注浆管为¾″管（或胶管长以上，管外设阀门（如采用胶管则不设阀门，注完浆后需用铁丝捆扎封孔时打开阀门，用泥浆泵向孔内注入预定量的水泥砂浆后停注，并关闭阀门。封孔24时待水泥初凝后安装压力表，观测压力升高情况。1

123

钻孔测压管水泥浆煤层

2

456

注浆管木塞阀门3

7

压力表>0

4

8

注浆泵56

7

8

3图2-6测压钻孔水泥砂浆封孔法示意图本项目实施期间，对于煤层钻孔，采用黄泥封孔测压法。在打完钻孔后，先用水清洗钻孔，放入带有压力表接头的的4分管，长度不小于。其封孔结构如图2-7所示。为了防止测压管堵塞，在测压管前端焊接一段直径大于测压管的筛管。为了防止黄泥堵塞筛管，在测压管前端后部套焊一挡料圆盘。黄泥采用人力送入钻孔。压力表读数每天观察一次，并做好记录，当压力表读数连续5不变时测定结束，压力表读数即为煤层瓦斯压力（相对压力图2-7黄泥封孔法示意图－前端筛管2－挡料圆盘；－木楔；4－测压管；5黄泥－压力表；7钻孔；－压力表接头2.3煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量是指单位体积或质量的煤体中含有的瓦斯量。它是计算矿井瓦斯储量和-11

tttt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。煤层瓦斯含量测定方法有直接法及间接法，本次在道清煤矿进行瓦斯含量测定的过程中，为了确保测定结果的可靠性，采用了直接法和间接法相结合的方法。2.3.1直接法利用煤层钻孔采集原始煤体煤芯，用解吸仪在井下直接测定其解吸瓦斯量及解吸规律，根据其解吸规律来推算煤样从开始采集至解吸测定前的损失瓦斯量，并在实验室测定煤样中残存瓦斯量，测定和计算的这三部分瓦斯量之和即为煤层瓦斯含量。煤层瓦斯含量测定的具体步骤如下：⑴在新暴露的采掘工作面煤壁上，用煤电钻或风煤钻垂直于煤壁打一个直径、孔深12m以上的钻孔当钻孔钻至以上时开始取煤样并记录采样开始时间将煤样装满密封罐，保持密封罐与大气相通；⑵记下量管读数，随后将煤样罐与瓦斯解吸速度测定仪（见图）连通，开始进行解吸瓦斯量的测定，并记录开始解吸测定的时间

t

。用解吸仪测定不同时间下的煤样累计瓦斯解吸量

V

i

吸测定时间一般大于2个小时小时内测定第一次间隔1min以后每隔2~5min读一次量管中的瓦斯体积数；在第小时内每隔10～20min一次数。同时要记录测定地点的气温与气压。软管吊环针头刻度量筒煤样罐排水口底座图2-18瓦斯解吸测定仪与密封示意图⑶将不同解吸时间下测得的数据按下式换算成标准状态下的体积

V

0i

：Vi

273.2(ph)wsi5)w

………(2-1)-12

—t—tt式中：—换算成标准状态下的解吸瓦斯体积，V

i

—不同时间下解吸瓦斯量测定值，0

—大气压力，Pa；h

—量管内水柱高度，；s

下饱和水蒸汽压力，Pa；t

w

—量管内水温，

℃

。煤样解吸测定前的暴露时间为，1

不同时t下测定i值所对应的煤样实际解吸时间为用绘图软件绘制全部测点

[(t)0.5]0i

将测点的直线关系段延长与纵坐标轴相交，在纵坐标轴上的截距即为损失瓦斯量。⑷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；煤的水份、灰份测定方法见煤的工业分析部分。煤的残存瓦斯含量测定是在煤样瓦斯解吸测定结束后，将煤样罐密封，然后送煤科总院沈阳研究院实验室进行测定，测定工作包括煤样粉碎前真空脱气和煤样粉碎后真空脱气两个过程，二者之和为煤样的残存瓦斯量，同时还要对气体进行色谱分析等。⑸根据煤样损失瓦斯量解瓦斯量及残存瓦斯量和煤中可燃质重量用下式可求出煤样的瓦斯含量：V)0

0

…………………(2-2)式中：—标准状态下煤样瓦斯解吸量，VV

——

标准状态下煤样损失瓦斯量，标准状态下煤样残存瓦斯量，G

0

—煤样质量，；X

—煤样的瓦斯含量，ml/g。本次在-～翼水采区打钻采取Ⅳ煤层煤样2测压钻孔采取Ⅳ煤层煤样4个煤样后用瓦斯解吸速度测定仪测定煤样的解吸瓦斯量及解吸规律

～为现场实际测定的煤样的瓦斯解吸规律。由于从井下取样到煤样罐送至实验室时间较长，为了防止由于煤样罐漏气等原因导致煤的残存瓦斯量测定结果偏低，这里根据中华人民共和国安全生产行业标准《煤矿瓦斯抽采基本指标AQ1026-2006）中的规定按计算煤样的残存瓦斯含量。-13

3333333333333333

0.1100AM1ad11001ad

……式中：－煤样残存瓦斯含量，/t

－吸附常数，试验温度下纯煤的极限吸附量，/t－吸附常数，MPa

；－煤层绝对瓦斯压力，MPa；－煤的灰份，；ad－煤的水份，；adK－煤的孔隙体积，/m；煤的视密度，t/m。将煤的瓦斯吸附常数测定及工业分析结果代入式计算得出煤样的残存瓦斯含量2.3.2间接法间接法是在井下采取新鲜煤样，在实验室对煤样进行吸附瓦斯实验和工业分析，测得煤的吸附瓦斯常数值及工业分析结果并根据在现场实际测定的煤层瓦斯压力值来计算煤层瓦斯含量的一种方法。根据煤层瓦斯压力的计算公式如下：

100A1ad10.31ad

KP

…………………式中：－煤层瓦斯含量，/t

－吸附常数，试验温度下纯煤的极限吸附量，/t－吸附常数，MPa

；－煤层绝对瓦斯压力，MPa；－煤的灰份，；ad－煤的水份，；adK－煤的孔隙体积，

3

/m

；煤的视密度，t/m。式（2-4）中各参数的取值及煤层瓦斯含量间接法计算结果见表。-14

22-2223522-22235332.4煤层透气性系数煤是一种多孔介质，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：在的煤体上，当瓦斯压力平方差为时，通过1m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定方法如图所示径向不稳定流动的计算公式见表2-5。图2-25煤层透气性系数测定示图1-钻孔；2-测压管；压力表；4-阀门5-量计6-封孔段；煤层表2-5径向不稳定流动参数计算式流量准数YYb0AY

时间准数～1～10～10～～～

系数

指数-0.38-0.28-0.20-0.12-0.10-0.065

煤层透气性系数λABAB1.1ABAABA

常数Aq1p2p20

常数BB表中：—流量准数，无因次；F—时间准数，无因次；0a、b系数与指数，无因次；

—煤层瓦斯含量系数，m/m·MPa；

/…………(2-5)X

—煤的瓦斯含量，m

3

/t，这里采用的是根据该钻孔瓦斯压力、煤的吸附瓦斯常数-15

232比30000033232比30000033测定及煤的工业分析结果用间接方法计算出的瓦斯值；

—煤的视密度，

3

；—确定煤瓦斯含量时的瓦斯压力，—煤层绝对瓦斯压力(表压力加0.1)，MPa；0

—钻孔内排放瓦斯时的瓦斯压力，一般为0.1MPa；r—钻孔半径，

—煤层透气性系数，m·d；—在排放瓦斯时间为t的钻孔煤壁单位面积瓦斯流量m/(m下式确定：比q……………………21

—在时间为t时测出的钻孔流量，/d；Q1440h…………………1.34—浓度为100%时的瓦斯浓度校正系数；k—流计孔板系数；h—孔板流量计两端水柱差，—钻孔见煤长度，一般为煤层厚度，m；t—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，即先选用表中任一公式计算出λ值，再将此λ值代入F=Bλ中校验F值是否在选用公式的时间准数范围内，如值在所选用公式的时间准数范围内，值正确；如F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，直到验的F值在选用公式的时间准数范围内为止。用径向流量法计算煤层透气性系数的具体步骤如下：⑴按瓦斯压力与煤层瓦斯含量X计算平均瓦斯含量系数：

1

m/mMPa…………P3钻孔

1.631.360.136.148-16

33比比1.533比比1.5P9钻孔P11号钻孔

2.871.851.366.496⑵排放时间t为1天时，钻孔瓦斯流量测定：Q1440h

m/d……………P3钻孔Q14401.3420.101P9钻孔Q0.037/10000.175P11号钻孔Q1.3420.101⑶在排放时间t为1天时，钻孔煤壁单位面积的瓦斯涌出量（比流量Q………………20.101P3钻孔q0.178612P9钻孔：q比

0.17523.14

P11号钻孔：比

23.140.03

0.35721⑷计算A与B值：r0.03比20.13P3钻孔：Pt41.5033.82726.1482r0.30929比120.12P9钻孔：P1.5t1.50r27.8060.032r0.35721比20.1520.12P11号钻孔：t0.1522⑸分别选用公

A

1.83

1/

计算λ值：P3钻孔A1.251/

1.935P9钻孔

B

0.17674

1.2571.16671/4

P11号钻孔

1/7.3

39.74567.3

2.543⑹验算F值：-17

22332233ttP3钻孔：B0P9钻孔：B0

1.93571.16670.366P11号钻孔：0

因验算结果、P9所对应值在～之间，P11对应值在0010～10之间故λ值计算公式选用正确。2.5煤层钻孔自然瓦斯流量及其衰减系数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。0

和值是通过测定不同时间的钻孔自然瓦斯流量进行回归分析求得的。一般来说，钻孔自然瓦斯流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：qet

(2-11)式中－时间t的钻孔瓦斯流量，t－钻孔初始瓦斯流量，m；0－钻孔瓦斯流量衰减系数，d；t－排放瓦斯时间，。

3

/min；对（2-11）式积分，可以得到任意时间t内钻孔自然瓦斯涌出总量t：t

qt00

qdtq0

0

)

(2-12)Q(1即：tj式中：

(2-13)

t

－时间t内钻孔自然瓦斯涌出总量，

3

/hm；

j

－钻孔极限瓦斯涌出量，

j

1440q

0

，

3

；其余符号意义同前。煤层钻孔自然瓦斯流量及其衰减系数的测定方法是在煤层巷道沿煤层打测定钻孔，完孔后用流量计测定不同时间内各钻孔的自然瓦斯流量。具体测定步骤为：⑴在道清煤矿Ⅳ煤层布置煤层钻孔，管和黄泥封孔，封孔深度4m以上，并记录成孔和封孔时间。-18

⑵利用多级流量计定期测量钻孔自然瓦斯流量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；⑶根据不同自排时间下的钻孔自然瓦斯流量测定数组（ti，（2-11）式归分析，求出百米煤层钻孔初始瓦斯流量

和钻孔自然瓦斯流量衰减系数即得出钻孔自然排放瓦斯规律。根据中华人民共和国安全生产行业标准《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》和《防治煤与瓦斯突出规定》的规定，煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、煤的瓦斯放散初速度指标ΔP煤的坚固性系数f等个参数是突出煤层鉴定的单项指标，其判断煤层突出危险性的临界值，应根据矿井的实测资料确定，如无实测资料时，应按《防治煤与瓦斯突出规定》所列临界值划分（见表2-10有全部指标达到或超过其临界值时方可划为突出煤层。表2-10判定煤层突出危险性指的临界值煤层突出危险性突出危险

煤的破坏类型Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ

瓦斯放散初速度Δp≥10

煤的坚固性系数f≤0.5

煤层瓦斯压力／≥2.6.1煤的破坏类型煤的破坏类型是指煤体结构受构造应力作用后的煤体破坏程度。由于破坏程度不同，煤的破坏类型一般分为五类，煤的突出危险程度由Ⅰ类向Ⅴ类依次增加。根据《防治煤与瓦斯突出规定煤的破坏类型为Ⅰ、Ⅱ类时不具有突出危险，为Ⅲ、Ⅳ和Ⅴ类时具有突出危险。2.6.2瓦斯放散初速度（ΔP

）煤的瓦斯放散初速度指标是反映煤在常压下吸附瓦斯的能力和含瓦斯煤体暴露时放散瓦斯（从吸附状态瓦斯转为游离状态瓦斯）快慢的一个指标。煤放散瓦斯的性能是由煤的物理、力学性质决定的。在瓦斯含量相同的条件下，煤的瓦斯放散初速度越大，越有利于突出的发生和发展。因此防治煤与瓦斯突出规定》将瓦斯放散初速度纳入煤与瓦斯突出预测指标之一，其临界值为。当Δ≧时，煤层具有发生突出的潜在危险性；当Δ10，煤层不具有发生突出的危险性。瓦斯放散初速度（Δ的测定方法：⑴采样-19

在道清煤矿采取煤样，密封后送到实验室。煤样要附有标签，注明采样地点、层位、采样时间等；⑵制样将新采集的煤样进行粉碎分出粒度为～0.25mm的煤样一煤样取个试样，每个试样重3.5g；⑶测定步骤①把试样分别装入Δ试仪的2试样瓶中；②启动真空泵对试样脱气；③脱气1.5h后关闭真空泵，将甲烷瓶与试样瓶相连，在个大气压下充气，使煤样吸附瓦斯；④关闭试样瓶和甲烷瓶阀门，使试样瓶与甲烷瓶隔离；⑤开动真空泵对仪器管道死空间进行脱气，使型管汞真空计两端汞面持平；⑥停止真空泵，关闭仪器死空间通往真空泵的阀门，打开试样瓶阀门，使煤样与仪器被抽空的死空间相连并同时启动秒表计时。10S时关闭阀门，读出汞柱计两端汞柱差(mm)。再次打开阀门，时关闭阀门，再次读出汞柱计两端汞柱差。12⑷瓦斯放散初速度指标的计算①瓦斯放散初速度指标按下式计算：P1

……………(2-14)②同一煤样的两个试样测出的Δ差不应大于1否则需要重新测定。2.6.3煤的坚固性系数f

值煤的坚固性系数f值反映了煤的力学破坏性质，它实质上反映的是破坏单位质量的煤所消耗能量的大小，是标志煤抵抗外力破坏能力的一个指标。它是由煤的物理力学性质所决定的，煤体强度越大f值就越大，发生煤与瓦斯突出所遇到的阻力就越大，发生突出的可能性就越小治煤与瓦斯突出规定》将煤的坚固性系数的临界值定为0.5当f﹥0.5时，煤层不具有发生煤与瓦斯突出的危险性；当≦时，煤层具有发生煤与瓦斯突出的危险性。煤的坚固性系数f值测定方法：⑴采样与制样-20

①在道清煤矿采取Ⅳ煤层的煤样，并用塑料袋包严，以免风化；②煤样要附有标签，注明采样地点、层位和时间等；③在煤样携带、运送过程中，应注意不得摔碰；④将煤样用小锤碎制成～小块，用孔径为和的筛子筛选；⑤称取制备好的试样一份，每5为一组，共称取组。⑵测定步骤①将捣碎筒放置在水泥地板或厚的铁板上放入试样一份重锤提高到的高度，使其自由落下冲击试样，每份冲击次，把份捣碎后的试样装在同一容器中；②把每组捣碎后的试样一起倒入孔径0.5mm分样筛中筛分至不再漏下煤粉为止；③把筛下的煤粉装入计量筒中，轻轻敲打使之密实，然后插入带刻度的活塞尺与筒内粉末面接触。在计量筒口相平处读取数l。当l≧时，冲击次数n即可定为3次，按上述步骤进行其它各组测定；否则，第一组试样作废，每份试样冲击次数改为5次，重复以上各步骤，测定煤粉高度l⑶坚固性系数的计算煤的坚固性系数按下式计算：f20/l

……………式中：f—煤的坚固性系数；n每份试样冲击次数，次；l—每组试样筛下煤粉的计量高度，测定平行样3（每组5份算术平均值，计算结果取两位小数。⑷软煤坚固性系数的确定如果取得的煤样达不到测定值所要求的粒度，可采取粒度13mm的样按上述要求进行测定，并按下式换算：当f﹥时，f=1.57f﹣；1313当f≦时，ff13

1

3式中f

13

—粒度为13mm煤样的坚固性系数。本项目实施采取Ⅳ煤层的煤样个，送沈阳院煤矿安全技术国家重点实验室进行煤-21

33333333的坚固性系数f值的测定。3矿井瓦斯储量与瓦斯涌出量预测3.1矿井瓦斯储量和可开发量矿井瓦斯储量系指煤田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤、岩层赋存的瓦斯总量。矿井瓦斯储量的大小标志着矿井瓦斯资源的多寡，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标根据《煤矿瓦斯抽采工程设计规范相关的计算方法，瓦斯储量计算公式为：13

式中W－矿井瓦斯储量，；

－可采煤层的瓦斯储量，

3

；nWX11i

1i

i式中：－矿井可采煤层i的资源量，；i－矿井可采煤层i瓦斯含量，/t1i

－受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，；AX2ii

i式中：－受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的资源量，Mt；2i－受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的瓦斯含量，/t2iW－受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm，实测或按式3-4进3行计算；K(W)312

K

－围岩瓦斯涌出系数，可取0.05～0.20；当围岩瓦斯很小时，可0；若围岩含瓦斯量较多时，可按经验取值或实测确定。矿井可抽瓦斯量是指在既定的开采地质条件下按照目前的抽放技术水平所能抽出的最大瓦斯量，它反映矿井资源的开发程度，与抽放工艺技术和矿井抽放能力密切相关。矿井可抽瓦斯量为矿井瓦斯储量与可抽系数之积，其计算公式如下：-22

3333Wc

式中—可抽瓦斯量，c

3

；K

—可抽系数，K；123式中：—瓦斯涌出程度系数，K(M)/M；4ycy式中：—煤层瓦斯排放率，；—煤层原始瓦斯含量，myM

c

—运到地面煤的残存瓦斯含量，/t；—负压抽采时的抽采作用系数，可取；—矿井瓦斯抽采率。3为使计算的可抽瓦斯量能较符合实际，上述的可抽系数考虑了由于层间距、岩性不同而导致邻近层卸压程度的差别等因素，并根据类似矿井的实际情况与经验取30%3.2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采区投产时瓦斯涌出量的大小，它是矿井通风设计、瓦斯抽放系统工程设计和瓦斯管理必不可少的基础参数。目前，矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类—矿山统计预测法和分源预测法。矿山统计预测法根据对本矿及邻近矿井实际瓦斯涌出量资料的统计分析，得出矿井瓦斯涌出量随开采深度变化的规律，来推算新矿井或延深水平的瓦斯涌出量。它要求被预测的回采工作面在开采方法煤层赋存条件瓦斯地质条件与样本工作面相同或相似否则预测准确率难以保证。分源预测法以煤层瓦斯基础参数、煤层赋存条件、顶底板及邻近层情况、采煤方法等为基础，根据瓦斯涌出来源和各瓦斯源的涌出规律，计算回采工作面、掘进工作面、采区及矿井的瓦斯涌出量。该方法适应于各种采煤方法回采工作面瓦斯涌出量预测，只要选取的预测参数合理，可以取得较高的预测准确率。结合矿井实际情况以及目前所掌握的工作面瓦斯资料考虑，为了取得较高的预测准确度，为矿井瓦斯治理工作提供具有实用价值的预测数据，本次瓦斯涌出量预测采用分源预测法进行根据Ⅳ煤层的瓦斯含量测定结果按矿井瓦斯主要涌出源—回（包括开采层、围岩和邻近层掘进及采空区瓦斯涌出规律对本矿Ⅳ煤层的回采工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算。3.2.1回采工作面瓦斯涌出量预测-23

333333采场范围内涌出瓦斯的地点称为瓦斯源，瓦斯源的多少、各源涌出瓦斯量的大小直接影响着采场的瓦斯涌出量。工作面瓦斯涌出来源可划分为落煤瓦斯涌出、煤壁瓦斯涌出及采空区瓦斯涌出三大部分。落煤瓦斯涌出是指回采工作面采落煤炭解吸出的瓦斯；煤壁瓦斯涌出又可分为工作面煤壁瓦斯涌出和顺槽煤壁瓦斯涌出；采空区瓦斯涌出可分为三部分，即围岩瓦斯涌出、回采丢煤瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出。前两部分的瓦斯直接涌入到采场内，而采空区涌出的瓦斯是随着采场内煤层、岩层的变形或垮落而卸压，按各自的规律涌入回采工作面的采空区，混合在一起，构成采空区瓦斯涌出。回采工作面瓦斯来源构成见图3-1。

近

图3-1回采工作面瓦斯来源构示意图为计算方便，将工作面的三大瓦斯来源再分为二类，一类是主要取决于开采层瓦斯含量的瓦斯源，包括工作面落煤、工作面煤壁（切眼、采落后丢到采空区内的煤，在算中以系数的形式表现出来；另一类是不取决于开采层瓦斯含量的瓦斯源，包括邻近层、围岩及工作面顺槽煤壁瓦斯涌出量。对于本矿来说，在工作面开始回采时，其顺槽已经过较长的排放时间，顺槽煤壁基本不再有瓦斯涌出，这一部分在计算过程中将不再考虑。根据AQ1018-2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》中的计算方法，回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量来表达，以小时为一个预测原班，采用3-6式进行计算：q回开

邻

式中—回采工作面瓦斯涌出量，/t回—开采层瓦斯涌出量，/t开—邻近层瓦斯涌出量，/t邻⑴开采层（包括围岩）瓦斯涌出量：-24

3333ii3ii3333ii3iiq23

01

X)0

式中—开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m开k—围岩瓦斯涌出系数，其值取决于回采工作面顶板管理方法，取；

—工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数。