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.doc

南山煤矿2号煤层瓦斯基础参数测定及瓦斯抽放可行性论证

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

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、9+10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 1
1.1位置与交通 1
1.2自然地理 1
1.3地质特征 3
1.4 矿井开拓及生产概况 10
1.5 矿井通风 12
2煤层瓦斯参数测定 12
2.1 煤层瓦斯含量测定 12
2.2 煤的瓦斯吸附常数测定 15
2.3 煤的孔隙率测定 16
2.4 钻孔自然瓦斯涌出特征 16
2.5 煤层瓦斯压力及透气性系数 18
3 2#煤层瓦斯抽放可行性论证 21
3.1矿井瓦斯资源评价 21
3.2 矿井瓦斯涌出量预测 23
3.3瓦斯抽放的必要性 32
3.4 矿井瓦斯抽放可行性论证 33
3.5建立瓦斯抽放系统的类型 34
4 结论及建议 34

35

1矿井概况
1.1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36°31′30″～36°32′00″，东经112°09′15″～112°09′30″。由矿井地面工业广场沿河柏公路向北1.6km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1-1。
1.2自然地理
1.2.1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+1419.0m；最低点位于井田东北部沟谷中，标高为+1155.4m，相对高差263.6m。属侵蚀强烈的中山区。
1.2.2 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463.3mm(1972年)，最大为861.6mm(1975年)，蒸发量最小为1306.7mm(1983年)，最大1609.6mm(1972年)，蒸发量大于降水量2.3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6.5℃，七月份气温最高，为37°-38℃，年平均气温18.7℃。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，冻土深度最大为750mm(1976－1977年)，最小为370mm(1972－1973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6-7度,设计基本地震加速度值为0.15g。
南山煤矿

图1-1 XX煤矿交通位置图
1.3地质特征
1.3.1 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(C2ｂ)
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2－3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11.00－24.00m，平均16.40m。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126.05m。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4－12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4－5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(P1s)
K7砂岩底至K8砂岩底，厚度平均42.14m，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127.27m。依岩性、岩相特征划分为上、下两段，分述如下：
下段(P1x1)
K8砂岩底至K9砂岩底，地层厚度70.74m。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(P1x2)
K9砂岩底至K10砂岩底，地层厚度56.53m。 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0 －10m。
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126.05m，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61.97m。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9＋10号和11号煤层所组成。 底部K1 砂岩，平均厚度2.00m，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31.77m，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32.31m。 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2－4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(P1s)
K7砂岩底至K8砂岩底，厚度平均42.14m，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。
1.3.2 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。
1.3.3 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44.70m，含煤3层，含煤总平均厚度为3.87m，含煤系数8.66%。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126.05m，含煤8层，总厚度为6.94m，含煤系数5.51%。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9＋10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1-1）
　　1、1号煤层
位于山西组顶部，厚度0.62-1.04m，平均0.92m，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2.10-2.50m，平均2.30m，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0.38-0.95m，平均0.65m, 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1.07m，与3号煤层间距21.84m，厚度变化大，结构简单，含0-1层夹矸，顶、底板岩性多为泥岩或粉砂岩。属局部可采煤层。
5、9＋10号煤层
位于太原组下段的顶部，厚度2.25-2.54m，平均2.39m。厚度变化大，结构简单，含0-2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1.50-1.55m，平均1.53m。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1-1 可采煤层特征一览表
煤层
煤层厚度
层间距
夹矸层数
稳定性
可采性
顶板岩性
底板岩性
最小-最大
平均(m)
最小-最大
平均(m)
最少-最多
一般
1
0.62-1.04
0.92

32.36-36.26
0
较稳定
大部可采
泥岩或粉砂岩
粉砂岩
2
2.10-2.50
2.30
34.31

0
稳定
可采
粉砂岩
泥岩
3
0.38-0.95
0.65
13.14
20.37-24.71
0
较稳定
大部分可采
泥岩
粉砂岩
6

1.07
21.84
9.37-12.32
0-1
0-1
不稳定
局部可采
泥岩或粉砂岩
泥岩或粉砂岩
9+10
2.00-2.54
2.27
32.33

1
稳定
可采
石灰岩
泥岩
11
1.50-1.55
1.53
14.30-16.50
15.10
1-3
稳定
可采
粉砂岩
粉砂岩
1.3.4 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75.00%左右，半镜质组含量一般在2.4%左右，丝质组含量一般在20.00－30.00%之间，矿物含量一般在10-15%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1.50%左右之间,属第Ⅳ-Ⅴ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0.66-0.70%，浮煤水份含量均值介于0.55-0.68%。
（2）灰份
1号煤层原煤干基灰份为18.50-27.73%,平均21.38%,浮煤干基灰份为6.05-6.37%,平均6.30%,属低灰煤。
2号煤层原煤干基灰份为14.74-16.52%，平均15.50%,浮煤干基灰份为6.50-7.30%,平均0.68%,属低灰煤。
3号煤层原煤干基灰份为19.20-28.30%，平均22.35%,浮煤干基灰份为7.50-8.92%,平均8.00%,属低灰煤。
6号煤层原煤干基灰份为31.56-33.94%,平均32.88%,浮煤干基灰份为9.50-9.78%,平均9.68%，属高灰煤。
9+10号煤层原煤干基灰份为11.06-23.13%,平均14.36%,浮煤干基灰份为4.93-8.38%,平均5.84%，属特低灰煤。
11号煤层原煤干基灰份为30.59-44.32%,平均32.46%,浮煤干基灰份为9.52-10.67%,平均9.89%，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17.81%。
2号煤层浮煤干燥无灰基挥发份均值为15.83%。
3号煤层浮煤干燥无灰基挥发份为均值16.34%。
6号煤层浮煤干燥无灰基挥发份为均值17.22%。
9+10号煤层浮煤干燥无灰基挥发份均值为15.81%。
11号煤层浮煤干燥无灰基挥发份均值为16.01%。
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88.93-89.74%，氢含量介于4.54-4.86%，氮含量介于1.38－1.59%，氧加硫含量介于3.44-4.40%。
3、有害元素
（1）硫
1号煤层原煤干基全硫含量为0.39-0.45%,平均0.43%,浮煤硫份为0.37-0.49%，平均0.45%,属低硫煤。
2号煤层原煤干基全硫含量为0.35-0.40%,平均0.38%,浮煤硫份为0.39-0.44%,平均0.41%,属低硫煤。
3号煤层原煤干基全硫含量为0.98-1.60%,平均1.05%,浮煤硫份为0.70-0.98%，平均0.88%,属中低硫煤。
6号煤层原煤干基全硫含量为1.08-1.50%,平均1.32%。浮煤硫份为0.60-0.99%,平均0.75%，属中低硫煤。
9+10号煤层原煤干基全硫含量为2.34-3.39%，平均2.87%。浮煤硫份为2.13-2.39%,平均2.26%，属高硫煤。
11号煤层原煤干基全硫含量为0.94-1.34%，平均1.22%。浮煤硫份为0.65-1.38%,平均0.89%，属中低硫煤。
（2）磷
各煤层磷含量一般在0.002－0.003%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1-2PPM，氯含量在0.030%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26.41MJ/kg, 2号煤层原煤干基高位发热量为平均28.82MJ/kg。3号煤层原煤干基高位发热量为平均25.61MJ/kg。
6号煤层原煤干基高位发热量平均为24.30MJ/kg。
9+10号煤层原煤干基高位发热量平均为29.77MJ/kg。
11号煤层原煤干基高位发热量平均为24.20MJ/kg。
1号、2号、3号煤层属高热值煤，9+10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。9+10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（GB5751－86）”划分， 1号、2号、3号、6号煤层均属焦煤， 9+10号、11号煤层为瘦煤。
1.3.5 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9.88m3/min，相对涌出量为14.03m3/t。根据地勘资料8号煤层瓦斯含量14.37ml/g.r，2号煤层12.05～19.11 ml/g.r。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Ⅲ级，为不易自燃煤层；煤尘有爆炸危险性。
1.4 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1-2。
瓦斯含量测定点
图1-2 XX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2.3m。工作面回采率为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。
1.5 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BDK618-6-№20型主要通风机，电机功率2×185KW。矿井总进风量61m3/s，回采工作面风量20m3/s，普掘工作面2×9m3/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
2.1 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2-1）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；
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，℃。
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，如图2-2、2-3、2-4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：
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.r；
X—煤样可燃基瓦斯含量，ml/g.r。
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2-1 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442m m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2-1。
表2-1 XX煤矿2号煤层瓦斯含量实测结果
测 定
地 点
水份（%）
灰份
（%）
解吸量(m3/t)
损失量
(m3/t)
残存量
可燃质瓦斯含量(m3/t·r)
原煤瓦斯含量
(m3/t)
(m3/t·r)
(m3/t)
东翼主皮带
0.31
3.59
4.16
2.36
3.72
3.57
10.50
10.09
205运输巷
0.31
6.07
4.11
2.29
3.31
3.11
10.13
9.51
2051运输巷
0.35
3.69
3.87
2.08
3.38
3.26
9.56
9.21
由表2-1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10.50m3/t.r、10.13m3/t.r和9.56m3/t.r，折算成煤层原始瓦斯含量分别为10.09m3/t、9.51m3/t和9.21m3/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。

图2-2 东翼主皮带巷瓦斯损失量推算图

图2-3 205运输巷瓦斯损失量推算图

图2-4 2051运输巷瓦斯损失量推算图
2.2 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0.17～0.25mm粒度的试样30～40g装入密封罐中；
(2)在恒温60℃高真空（10-2～10-3mmHg）条件下脱气2天左右；
(3)在30℃恒温和0.1～6.6MPa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W=abp/(1+bp)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99.99％，在衡温30℃下，测得吸附常数结果列于表2-2。
表2-2 煤样吸附瓦斯试验成果表
测定地点
吸 附 常 数
灰 分
(%)
水 分
(%)
挥发份
(%)
真密度
(t/m3)
假密度
(t/m3)
孔隙率
(%)
A (m3/t)
B
(MPa-1)
东翼主皮带巷
22.577
0.982
3.59
0.31
17.91
1.39
1.35
2.88
205运输巷
22.315
1.092
6.07
0.31
18.11
1.40
1.37
2.14
2051运输巷
28.288
0.672
3.69
0.35
18.15
1.38
1.34
2.90
2.3 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：
Φ=（d真-d假 ）/ d真
式中：Φ—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2-2。
2.4 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α，其中钻孔瓦斯流量衰减系数α是评价煤层瓦斯预抽难易程度的一个重要指标。q0和α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：
qt=q0e-αt （2-1）
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t=0时的钻孔自然瓦斯流量，m3/min；
α—钻孔自然瓦斯流量衰减系数，d-1；
t—钻孔自排瓦斯时间，d。
对（2-1）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：Qt=QJ(1-e-αt)
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，QJ= 1440×q0/α，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φ75mm，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（2-1）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，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2-3、图2-5、2-6。
表2-3 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
（d-1）
2号
东翼主皮带巷
41
42
4
37
10.805
0.0395
2号
205运输巷
38
42
4
34
10.797
0.0375

图2-5 东翼主皮带巷百米钻孔自然瓦斯涌出特征图

图2-6 205运输巷百米钻孔自然瓦斯涌出特征图
2.5 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；
γ—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2-4所示。
表2-4 2号煤层瓦斯压力计算结果
测试地点
地表标高
（m）
取样标高
（m）
可燃质瓦
斯含量(m3/t.r)
吸附常数
灰份
（%）
水份
（%）
孔隙率
（m3/t）
瓦斯压力
(MPa)
A
(m3/t)
B
(MPa-1)
东翼主皮带
+1260
+750
10.50
22.577
0.982
3.59
0.31
0.0288
1.1
205运输巷
+1260
+920
10.13
22.315
1.092
6.07
0.31
0.0214
1.0
2051运输巷
+1260
+950
9.56
28.288
0.672
3.69
0.35
0.029
0.92
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1.1Mpa、1.0Mpa和0.92MPa。
(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：
α=X·γ/P0.5
式中 α—瓦斯含量系数，m3/(m3·MPa0.5)；
X—煤层原始瓦斯含量，m3/t；
γ—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2-5所示。
表2-5 煤层瓦斯含量系数计算
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/(m3·MPa0.5)
东翼主皮带
10.09
1.35
1.1
13.52
205运输巷
9.51
1.37
1.0
13.03
2051运输巷
9.21
1.34
0.92
12.87
(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2-6 径向流量法计算煤层透气性系数公式表
时间准数
F0=Bλ
煤层透气性系数
λ
常 数
A
常 数
B
10-2～1
1～10
10～102
102～103
103～105
105～107
λ=A1.61B0.61
λ=A1.39B0.391
λ=1.1A1.25B0.25
λ=1.83A1.14B0.137
λ=2.1A1.11B0.111
λ=3.14A1.07B0.07
qr1
A=-----
P02-P12
4tP01.5
B=------
αr12
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0.1），MPa；
P1—钻孔中的瓦斯压力，一般为0.1MPa；
r1—钻孔半径，m；
λ—煤层透气性系数，m2/(MPa2·d)；
q—在排放瓦斯时间为t时，钻孔煤壁单位面积瓦斯流量，m3/(m2·d)，可由下式确定：q=Q/2πr1L；
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；
α—煤层瓦斯含量系数，m3/(m3·MPa0.5)。
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2-6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2-7。
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/ (m3.MPa0.5)
煤层透气性系数
m2/ (MPa2.d)
时间准数
F0
东翼主皮带
+750
1.1
13.52
1.85
150
205运输巷
+920
1.0
13.03
2.25
165
表2-7 煤层透气性系数计算结果
3 2号煤层瓦斯抽放可行性论证
3.1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：
Wk=Wl十W2十W3