梅斯布拉克煤矿瓦斯抽放可行性研究报告.doc

新疆拜城县梅斯布拉克煤矿瓦斯抽放可行性研究报告 新疆拜城县梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采可行性研究报告煤炭科学研究总院沈阳研究院新疆天然物产贸易有限公司目 录目 录1前 言3第一章 矿井概况51.1矿区概况51.1.1交通位置51.1.2地形地貌61.1.3地表水61.1.4气象及地震61.2地质构造与煤层赋存71.2.1地质构造71.2.2煤层101.3 矿井开拓151.3.1井田境界151.3.2储量151.3.3矿井设计生产能力及服务年限161.3.4矿井开拓及采煤方法171.4矿井通风18第二章 煤层瓦斯基础参数测定202.1煤的瓦斯吸附常数测定与煤的工业分析202.1.1煤的瓦斯吸附常数测定212.1.2煤的工业分析252.2煤的孔隙率测定262.3煤层瓦斯压力测定272.4煤层瓦斯含量测定292.4.1直接法302.4.2间接法332.4.3煤层瓦斯含量梯度342.4.4一水平（+1680m）各煤层瓦斯含量362.5钻孔瓦斯涌出规律362.6煤层透气性系数测定38第三章 矿井瓦斯涌出量预测423.1矿井瓦斯涌出量预测方法423.2矿井瓦斯涌出量预测43第四章 矿井瓦斯抽放的必要性和可行性论证514.1矿井瓦斯储量及可抽量514.2瓦斯抽采的必要性524.2.1从瓦斯涌出预测看抽采瓦斯的必要性534.2.2从矿井通风能力看抽采瓦斯的必要性534.2.3从资源利用和环保的角度看抽采瓦斯的必要性544.3抽采瓦斯的可行性544.3.1开采层抽采瓦斯的可行性544.3.2邻近层抽采瓦斯的可行性554.3.3采空区瓦斯抽采的可能性55第五章 结论及建议575.1 结论575.2建议5851前 言瓦斯灾害长期以来，一直是威胁煤矿安全生产和影响企业经济效益的重要问题。瓦斯赋存、涌出和防治技术的研究一直是我国煤矿，特别是高瓦斯和突出矿井的重要课题。近年来，随着开采深度的延深及开采强度的加大，低瓦斯矿井的瓦斯问题也日益突出。尤其是少数低瓦斯矿井存在高瓦斯区，由于对瓦斯异常涌出及局部积聚疏于防范，导致瓦斯恶性事故时有发生，给国家和人民的生命财产造成不可挽回的损失，新疆近几年发生的重大瓦斯伤亡事故，教训触目惊心。目前，矿井（包括低瓦斯矿井）瓦斯研究工作，日益受到安全监管部门和企业干部、职工的重视。新疆拜城县梅斯布拉克煤矿，隶属于新疆天然物产贸易有限公司。为配合矿井设计部门进行矿井可行性研究及初步设计，该公司委托煤炭科学研究总院沈阳研究院（原抚顺分院，以下简称沈阳研究院）完成“新疆拜城梅斯布拉克煤矿开采层瓦斯基础参数测定及抽放可行性论证报告”项目，合同约定主要工作内容有：1）开采层瓦斯含量测定；2）开采层瓦斯压力测定；3）开采层钻孔瓦斯涌出量及衰减系数测定；4）开采层煤的透气性系数测定；5）开采层煤的吸附常数a、b值的测定、开采层煤的孔隙率测定及煤样工业分析；6）抽放瓦斯必要性和可行性论证等。经过现场和实验室测试与研究，已完成了合同项目的全部研究内容，并完成项目研究报告。在项目测试和报告编写过程中，得到了新疆拜城梅斯布拉克煤矿有关领导和工程技术人员的大力支持，在此表示衷心的感谢！主要编制依据：1、国家质量监督检验检疫总局煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）。2、原煤炭工业部矿井瓦斯抽放管理规范（1997）。3、国家安全生产监督管理总局煤矿安全规程（2009）。4、国家安全生产监督管理总局矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）。5、国家安全生产监督管理总局煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）。6、国家安全生产监督管理总局煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）。7、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定（国务院令446号）。8、新疆煤田地质局综合地质勘探队完成的新疆库-拜煤田拜城县梅斯布拉克东井田勘探报告（2007）。9、新疆煤炭设计研究院有限责任公司完成的新疆天然物产贸易有限公司梅斯布拉克煤矿初步设计。10、煤矿提供的资料、现场调查了解收集的资料。第一章 矿井概况1.1矿区概况图1-1 梅斯布拉克煤矿交通位置图1.1.1交通位置新疆天然物产贸易有限公司拜城县梅斯布拉克煤矿(以下简称梅斯布拉克煤矿)位于拜城县县城北东方向70km的梅斯布拉克村、梅斯布拉克河一带。井田位于S307省道以北，距S307省道的直线距离约35km，距库车火车站115km，由S307省道克孜尔乡站通往梅斯布拉克村的简易公路（砂石路面）从矿区中部通过，交通便利，详见图1-1所示。1.1.2地形地貌井田地貌类型属于山前丘陵地貌，地势北高南低，以梅斯布拉克河为界分东西两个部分，西部平坦，地形坡度一般5左右；东部沟谷发育，起伏较大，井田内最高点在西北部，海拔标高+1986m，最低点在井田东南部，海拔标高+1910m，相对高差76m。地表植被不发育，呈典型的荒漠戈壁景观。1.1.3地表水梅斯布拉克河是井田内及附近唯一的地表水系，年径流量为0.1580.672亿m3，该河为北向南流向，从井田中部通过，发源于北部的天山山脉，以大气降水、冰雪融化水、山泉水为补给源，流量随季节变化较大，一般冬季为枯水期，春季融雪和夏秋两季水流量较大。梅斯布拉克河在丰水年常年有水，贫水年常出现短时间断流现象。1.1.4气象及地震矿区属大陆性中温带干旱气候，冬、夏较长，春秋较短，冬季寒冷，夏季凉爽，昼夜温差大，历年平均气温+7.4，年极端最高气温+37.4，年极端最低气温-32，年平均降水量94.9mm，降雨多分布在北部山区，蒸发量1538.2mm，全年日照达1564小时，无霜期为167天，每年12月到翌年的3月份为冰冻期，最大冻土深度1m，春季多北风。每年7月中旬到8月下旬为雨季，有暴雨，造成山洪暴发。每年10月中、下旬开始降雪，11月份结冻，另外灾害性天气有风灾、冰雹、沙尘暴。煤矿及其附近没有气象台站，气象与县城相比，气温偏低、降雨量偏多，其它气象条件与拜城县城相似。井田地震动峰值加速度值为0.15g，地震烈度为烈度区。1.2地质构造与煤层赋存1.2.1地质构造一、地层井田位于库拜煤田拜城矿区的东部，井田内分布的地层从新到老有第四系、侏罗系下统、三叠系上统，除第四系不整合于不同时代的地层之上外，其余各套地层之间为整合接触，地层总体走向呈近东西向，并按照由新到老的顺序依次从南向北排列，各时代地层的岩性特征如下：（1）新生界（KZ） 第四系全新统（Q4）第四系全新统为冲洪积层（Q4al+pl）：分布于井田各大沟谷和梅斯布拉克河床及两侧，主要成分由砾石、漂砾、少量砂、亚砂土，砂质粘土组成，次棱状，分选性差，松散状，透水性强，地层厚度1066m，平均厚度27.75m。 第四系上更新统（Q3）第四系上更新统为新疆群（Q3xn）：广泛分布，为河流相的洪积层（Q3pl），以疏松砂、砾石、漂砾为主，泥砂质胶结，胶结程度较差，次棱状，分选差，以透水性强为特点，地层厚度16.4048.00m，平均厚度31.75m。 第四系中更新统（Q2）井田范围第四系中更新统为乌苏群（Q2ws），区内广泛分布，梅斯布拉克河上游东岸有出露，为冰水沉积层（Q2gl），由砾石、漂砾，泥砂组成，棱角状、次棱角状，分选性极差，砂质、钙质胶结，胶结较好，地层厚度92.00168.00m， 平均厚度132.00m。（2）中生界（Mz）侏罗系下统阿合组（J1a）本井田西南部有出露，分布于井田南部，呈北东向条带状展布，钻孔揭露了下部层段，主要为一套河流相或三角洲相粗碎屑沉积，斜层理发育，地层厚度一般为375.00422.00m，与下伏塔里奇克组地层整合接触。根据岩性组合特征分为上、下两个段。上段（J1a2）：岩性主要为灰黄色、灰白色含砾粗砂岩、粗砂岩，地层厚度为258.00278.00m。下段（J1a1）：岩性为灰黄色、灰白色、灰绿色块厚层状粗砂岩、砾岩、砂砾岩、长石石英砂岩夹粉细砂岩，局部富含铁质，多呈褐色，地层厚度为117.00144.00m。侏罗系下统塔里奇克组（J1t）井田西部有零星出露，分布与井田中、北部，呈北东向条带状展布，根据钻孔揭露，为一套河湖相、沼泽相、泥炭沼泽相沉积，岩性由灰-灰白色砾岩、砂岩、灰色粉砂岩和黑色炭质泥岩及煤层组成。地层厚度一般为126.50288.00m，与下伏三叠系上统郝家沟组地层整合接触。根据岩性组合特征和所含煤层的分布情况分为上、下两个段。上段（J1t2）：由一套灰白色中粗砂岩、黄绿色粉砂岩、黑色炭质泥岩及煤层组成，含煤6层，煤层编号A7A12，地层厚度64.86205.11m，平均厚度105.71m。下段（J1t1）：岩性主要为灰白色砂岩或中粗砂岩、砾岩，黄绿色粉砂岩、砂质泥岩夹黑色炭质泥岩及煤层，含煤3层，编号A3A6，地层厚度70.79117.27m，平均厚度85.79m。三叠系上统郝家沟组（T3h）井田西部零星出露，分布于井田北部，岩性为灰绿色粉、细砂岩、黑灰色泥岩、灰白色、浅黄灰色厚层状粗砂岩、含砾砂岩、砾岩夹有薄层叠锥灰岩。未见底。另外，根据区域地质成果，中生界地层从下向上有着明显的从河流相到湖泊相再到河流相、湖泊相的旋回结构，在从湖泊相向河流相和河流相向湖泊相的转化过程中，出现了泥炭沼泽相、泥炭沼泽相形成了煤层。早三叠世开始至早侏罗世初为第一旋回，是一套以河流相至湖泊相的沉积。从早侏罗世早期到末期为第二旋回，是一套由河流相到湖泊相的沉积，期间形成了塔里奇克组和阳霞组两套含煤地层。二、构造井田位于库-拜煤田拜城矿区的东部，拜城矿区内的总体构造形态为一向南倾斜的单斜构造，具有西陡东缓的变化规律。本井田构造形态与矿区总体构造形态基本一致，为一向南倾斜的单斜构造，倾向160左右，倾角6172左右，具有西缓东陡的特征。井田范围内无岩浆岩侵入，未发现有大的断裂构造。构造的复杂程度属于中等。1.2.2煤层一、开采煤层井田内含稳定煤层3层：A3、A5、A7；较稳定煤层2层A8、A11，不稳定煤层3层：A6、A9、A12；极不稳定煤层1层A10，主要开采煤层为：A3、A5、A6、A7、A8、A9，煤层倾角为6172。现对各煤层（自下而上）分述如下。A3号煤层：位于侏罗系下统塔里奇克组下段（J1t1）的底部。见煤点煤层厚度变异系数6%，可采性指数0.96，属于稳定煤层，有益厚度2.156.71m、平均厚度4.82m，煤层厚度由西向东变厚，煤层有分叉现象，有13个分层，下分层编号A3-1、中部分层编号A3-2、上分层A3-3，各分层均为简单结构，煤层顶板和底板岩性为深灰色泥岩、粉砂岩、细砂岩和炭质泥岩，与上部A5号煤层间距为4.0017.50m，平均9.29m。A5号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的下部，A3煤层之上，可采性指数1，煤层厚度变异系数8%，属于稳定煤层，有益厚度3.5812.50m、平均厚度7.60m，有1-3个分层，下分层编号A5-1、中分层编号A5-2、上分层编号A5-3，煤层厚总体表现为自西向东变厚的规律，各分层结构简单，煤层底板岩性为深灰色粉砂岩、细砂岩，顶板岩性为粗砂岩或含砾粗砂岩、粉砂岩、细砂岩。与上部A6号煤层间距为7.0019.00m，平均11.89m。A6号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的上部，A5煤层之上，有益厚度0.501.96m，平均0.91m，煤层厚度变异系数11%，可采性指数0.67，煤层结构简单，属于不稳定煤层，在井田4线以西全部可采，4线以东被剥蚀，只有零星残留，9线出现可采点，煤层底板岩性为炭质泥岩和深灰色粉砂岩，顶板岩性为炭质泥岩、粉砂岩和细砂岩、中砂岩。与上部A7号煤层间距为14.0032.00m，平均21.09m。A7号煤层：位于侏罗系下统塔里奇克组上段（J1t1）的下部，煤层有益厚度为1.738.54m，平均3.90m。可采性指数1，煤层厚度变异系数10%，结构简单，属于稳定煤层，煤层由西向东，由浅到深有逐渐变厚的趋势、含一至二层夹矸。煤层顶板为炭质泥岩、粉砂岩和细砂岩、底板为炭质泥岩和细砂岩。与上部A8号煤层间距为10.5029.20m，平均17.88m。A8号煤层：位于塔里奇克组上段（J1t2），有益厚度在0.631.81m之间，平均厚度1.31m，可采性指数0.93，煤层厚度变异系数6%，属于较稳定煤层，顶底板均为泥岩或粉砂岩，结构简单，与上部A9号煤层间距为8.5038.00m，平均19.08m。A9号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的中部，有益厚度在0.223.31m，平均1.45m，煤层厚度变异系数3%，可采性指数0.71，煤层结构简单，属于不稳定煤层，煤层厚度由西向东变薄直到尖灭。煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A10号煤层间距为6.5025.00m，平均18.2m。A10号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的中部，有益厚度在0.190.70m，平均0.49m，煤层厚度变异系数10%，可采性指数0.42，煤层结构简单，属于极不稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A11 号煤层间距为8.5027.00m，平均15.66m。A11号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的上部，有益厚度在0.421.23m，平均0.69m，煤层厚度变异系数13%，可采性指数0.89，煤层结构简单，属较稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A12 号煤层间距为6.007.00m，平均6.44m。A12号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的上部，有益厚度在0.401.09m，平均0.71m，煤层厚度变异系数13%，可采性指数0.60，煤层结构简单，属不稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。可采煤层有关参数详见表1-2。表1-2 可采煤层特征表煤层编号煤层厚度煤层间距夹矸层数煤层厚度变异系数（%）煤层结构类型煤层稳定性最小-最大平均（m）最小-最大平均（m）A120.401.090.716.007.006.44013简单不稳定A110.421.230.69013简单较稳定8.0027.0015.66A100.190.700.49010简单极不稳定6.5025.0018.20A90.223.311.4503简单不稳定8.5038.0019.08A80.631.811.3106简单较稳定10.5029.0017.88A71.738.543.900210简单稳定14.0032.0021.09A60.501.960.91011简单不稳定7.0019.0011.89A53.5812.507.60038中等稳定4.0017.509.29A32.156.714.82026简单稳定二、煤质1、煤的物理性质及煤岩特征井田内塔里奇克组所含煤层的宏观物理性质具一定的相同性，颜色为深黑色，煤芯多为粉末状至碎块状，煤岩组成以暗煤为主，光泽暗淡，宏观煤岩类型为暗淡煤类。井田内各煤层的有机成分主要有镜质组份，半镜质组份和惰质组份。镜质组份主要以无结构镜质体中的基质镜质体和碎屑镜质体为主。基质镜质体油浸反射色为浅色，不显细胞结构，表面纯净且平整，不显突起，可见碎屑镜质体，粒径较小，呈不规则状分布，受应力作用，镜质组份较碎，半镜质组份主要为基质半镜质体，在油浸反射色光下呈白色，略显突起，大多不显示细胞结构。惰质组分以丝质体，粗粒体为主。丝质体呈“星”状和“网”状结构分布，油浸反射色为白色，突起较高。粗粒体大多其结构保存不完整，无固定形状，未见壳质组分和焦块。无机类矿物组成主要为粘土，呈浸染状分布，较聚集。黄铁矿呈鲕粒状分布。碳酸盐矿物呈脉状分布。显微煤岩类型为亮暗煤至暗亮煤，变质阶段多以阶为主，部分煤层为阶。2、煤的工业分析井田内各煤层原煤工业分析详见表1-3。表1-3 原煤工业分析表化验项目煤层编号Mad (%)Ad (%)Vdaf (%)A30.5820.9725.16A50.5424.1826.48A60.4620.2526.72A70.7716.6226.50A80.5422.6827.31A90.5924.5026.703、煤的硫含量区内各煤层硫含量低，原煤全硫均小于1%，均属特低低硫煤。三、煤尘新疆煤田地质局综合试验室对A3、A5、A7、A8、A9可采煤层采集的煤尘爆炸样本46个，测试结果表明井田内各可采煤层的煤尘均有爆炸性。四、煤的自燃倾向根据该矿地质报告（2007年），A3煤层属不易自燃、易自燃、或很易自燃煤层，A5煤层属易自燃或很易自燃煤层，A7煤层属不易自燃、易自燃、或很易自燃煤层。A8煤层属不易自燃或易自燃煤层。A9煤层属易自燃煤层。1.3 矿井开拓1.3.1井田境界根据地质勘探报告及矿井初步设计，井田走向长约5km，南北宽0.70km，面积3.54km2。1.3.2储量 井田内6层可采煤层批准的资源/储量（331）+（332）+（333）共5972.0万t，其中探明的内蕴经济资源量（331）1626.0万t，控制的内蕴经济资源量（332）1700万t，推断的内蕴资源量（333）2646.0万t。矿井设计资源/储量减去井筒、工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率为矿井设计可采储量。经计算，矿井设计可采储量为4175.7万t。详见表2-1。表2-1 矿井设计可采储量汇总表 单位：万t开采水平煤层编号工业资源储量永久煤柱矿井设计储量保护煤柱开采损失矿井设计可采储量井田境界一水平（+1680m以上）A3-1115.1 1.199.111.5226.8987.11A3-2449.1 4.21366.6924.93129.92314.97A5820.3 8.67680.3351.3241.38570.25A662.6 0.9754.435.7414.1247.51A7409.5 4.13341.9724.42119.66285.71A8164.8 1.44143.768.4939.46123.9A9132.8 1.56121.549.233.6197.63合计2154.0 22.081807.82135.6604.841527.08二水平（+1680+1530m）A3-191.5 0.9792.136.0818.7571.78A3-2395.9 3.22398.5323.23115.59277.09A5958.9 7.65907.4547.8273.66677.59A648.9 0.8648.745.3511.7536.29A7425.9 3.64413.9122.75122.63299.63A8126.1 1.27124.937.9131.2993.54A953.6 1.3751.738.5817.3134.92合计2100.6 18.982137.42121.7590.781490.84三水平（+1530+1400m）A3-160.3 0.8468.265.2713.446.06A3-2258.2 3.22294.7320.1478.85176.13A5793.6 6.63855.6741.43227.81559.16A639.8 0.7445.164.639.7929.27A7351.0 3.16382.4919.72101.75246.09A8100.3 1.1111.46.8625.3373.87A942.6 1.1946.517.4414.2327.18合计1645.7 16.881804.22105.49471.061157.76合计5900.357.945842.36364.711666.684175.71.3.3矿井设计生产能力及服务年限矿井规模确定为0.6Mt/a。该矿井的设计生产能力满足设计规范要求的矿井可采储量与相应的服务年限规定。设计矿井服务年限约49.7a。其中，一水平（+1680m以上）煤层服务年限为18.2a，二水平（+1680m+1530m）煤层服务年限为17.7a，三水平（+1530m+1400m）煤层服务年限为13.8a。1.3.4矿井开拓及采煤方法矿井采用主、副斜井开拓方案（反斜井）开拓。主、副斜井位于井田西部3勘探线以西70m，井田南部边界以南90m处的冲沟内。投产时布置一个风井，即西风井，西风井位于主、副斜井之间，3号勘探线以西46m，南距主、副斜井井口300m。矿井开采二采区时布置东风井，为立风井。主、副斜井从煤层底板穿越煤层布置，井筒倾角均为25。主斜井采用半圆拱锚喷支护，装备一条ST型钢丝绳芯（阻燃）带式输送机，担负矿井的主提升、进风任务，井筒内敷设电缆、人行台阶和扶手，作为矿井安全出口。副斜井采用半圆拱锚喷支护，铺设30kg/m钢轨，单钩串车提升，担负全矿井提矸、上下人员、升降材料设备及主要进风任务，井筒内敷设管路，并设人行台阶和扶手，作为矿井安全出口。矿井划分为三个水平，各水平标高为+1680m、+1530m、+1400m，二、三水平采用暗斜井开拓，每个水平划分为二个双翼采区上山开采。一水平阶段垂高为230m，二水平阶段垂高为150m，三水平阶段垂高均为130m。全井田共划分六个采区，以梅斯布拉克河为界分为东西两部分，即西部一、三、五采区，东部二、四、六采区，六个采区均双翼开采。采区：按一至六采区的顺序开采。煤层：按照自上而下的顺序开采。区段：先采上部区段，后采下部区段，每一区段内东西两翼交替或同时时开采。工作面：回采方向为后退式，即由井田边界向井筒、采区上山方向回采。A9、A8、A6薄及中厚煤层采用伪倾斜单腿支撑式“”型柔性掩护支架采煤法。A3、A5、A7厚煤层采用伪倾斜“八”字型柔性掩护支架采煤法。各采煤方法均采用全部跨落法管理顶板。矿井投产时，矿井开拓系统图详见图2-1。1.4矿井通风矿井通风系统为分区式，主、副斜井进风，西风井回风(主要为一、三采区服务)，东风井回风(为二、四采区服务)，通风方法为机械抽出式。矿井总风量为90m3/s，风量分配如下A7煤层(1A711)回采工作面：23.0m3/s；A9煤层(1A912、1A922)回采工作面：212.0m3/s；A6煤层(1A611)备用工作面：6.0m3/s；A3煤层运输大巷综合机械化掘进工作面：10.0m3/s；A5煤层顺槽掘进工作面(1个钻爆法掘进面，1个综掘面)：210.0m3/s；火药发放硐室：4.0m3/s；其它地点：3.0m3/s。第二章 煤层瓦斯基础参数测定煤层瓦斯参数是研究煤层瓦斯赋存规律的基础，是标志着煤层蕴含瓦斯的能力、抽采瓦斯难易程度的重要指标，是矿井瓦斯防治和瓦斯抽采设计的依据。它包括煤层原始瓦斯含量、原始瓦斯压力、煤的工业分析、煤的孔隙率、煤对瓦斯的吸附常数、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等。准确地掌握瓦斯基础参数及其在煤层中的变化规律，可以帮助确定煤层瓦斯赋存规律，预测矿井瓦斯涌出量，划定矿井瓦斯等级，了解和计算巷道、工作面及钻孔瓦斯涌出量，了解和预测瓦斯抽采和利用的可能性，为矿井后期的开采设计和煤层瓦斯综合治理提供基础依据。梅斯布拉克煤矿需测定的瓦斯基本参数主要包括：煤层原始瓦斯含量、原始瓦斯压力、煤的工业分析、煤的孔隙率、煤对瓦斯的吸附常数、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等，这些参数需分别在现场及实验室测定。2.1煤的瓦斯吸附常数测定与煤的工业分析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。2.1.1煤的瓦斯吸附常数测定 煤样的制备在梅斯布拉克煤矿A9、A8、A7、A5及A3煤层分别采集各煤层的新鲜煤样，送至实验室。取煤样1kg粉碎，先后过0.25mm 和0.17mm标准筛，取0.170.25mm间的颗粒装入磨口瓶中密封加签待用，每个煤样制备出至少一个样品，每个样品重量不得少于100g。 煤的瓦斯吸附常数测定方法 称取已制备好的煤样100g，放入称量皿。将称量皿放入干燥箱，恒温至100，保持1h后取出，放入干燥器内冷却。将冷却后的无水干燥基煤样装满吸附罐； 打开罐阀和真空抽气阀，关闭充气阀和放气阀。设定水浴温度为601，开启真空泵，进行长时间脱气，直到真空计显示压力为4Pa时，关闭真空抽气阀和各罐阀。 设定恒温水浴温度为试验温度（301）； 打开高压充气阀和充气罐控制阀，使高压钢瓶瓦斯进入充气罐及连通管，关闭充气罐控制阀，读出充气罐压力值P1i； 读出充气罐压力值P1i后，缓慢打开罐阀门，使充气罐中瓦斯进入吸附罐，待罐内压力达到设定压力时（一般在06MPa试验压力范围内设定测n=7个压力间隔点数，每点约为最高压力的1/n），立即关闭罐阀门，读出充气罐压力P2i、室温t1。按式（2-1）计算充入吸附罐内的瓦斯量Qci；（2-1）式中：Qci 充入吸附罐的瓦斯标准体积，cm3；P1i、P2i 分别为充气前后充气罐内绝对压力，MPa；Z1i 、Z2i 分别为P1i、P2i压力下及t1时瓦斯的压缩系数；t1 室内温度，；V0 充气罐及连通管标准体积，cm3。 保持7小时，使煤样充分吸附，压力达到平衡，读出平衡压力Pi，并计算出吸附罐内剩余体积的游离瓦斯量Qdi，煤样吸附甲烷量Qi以及每克煤可燃物吸附瓦斯量Xi：（2-2）（2-3）（2-4）式中：Vd 吸附罐内除煤实体煤外的全部剩余体积，cm3；Zi Pi压力下及t3时瓦斯的压缩系数；t3 试验温度，；Gr 煤样品可燃物质量，g。 依次重复、步骤，逐次增高试验压力，可测得n个Qci、Qdi、Qi及Xi值。由于充气罐向吸附罐充气为逐次充入的单值量，而充入吸附罐的总气量是各单值量的累计量，故逐次按式（2-3）计算时，充入吸附罐的总气量Qci应为：（2-5） 按逐次得到的Pi及Xi作图，即为郎格缪尔吸附等温线，将（Pi，Xi）按下式进行最小二乘法回归，计算出煤的瓦斯吸附常数a和b值：（2-6）式中：P 吸附平衡瓦斯压力，MPa； X P所对应的吸附瓦斯量，ml/g； a 吸附常数，表示煤的饱和吸附瓦斯量，ml/g； b 吸附常数，MPa-1。图2-1 加压式容量法吸附试验装置示意图1玻璃活塞；2饱和食盐水量管；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高压截止阀；8真空轨管；9吸附罐控制阀；10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；16机体；17充气罐控制阀；18铜管或软胶管；19超级恒温器；20充气罐；21多路信号调理器；22高压气源 煤的瓦斯吸附常数测定结果按前述方法分别对各煤层煤样进行吸附瓦斯测定，测定结果见表2-1。图2-22-6为实验室测定煤样的吸附瓦斯等温线。图2-2 A9煤层吸附瓦斯等温线图2-3 A8煤层吸附瓦斯等温线图2-4 A7煤层吸附瓦斯等温线图2-5 A5煤层吸附瓦斯等温线图2-6 A3煤层吸附瓦斯等温线2.1.2煤的工业分析 工业分析测定用样品的制备取现场采取的新鲜煤样500g粉碎，过0.2mm标准筛，取筛下颗粒装入磨口瓶中密封加签待用，每个煤样制备23个样品，每个样品重量不得少于50g。 煤样的工业分析方法 称取粒度为0.2mm以下的分析煤样10.1g于105110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； 称取粒度为0.2mm以下的分析煤样10.1g，放入箱形电炉内灰化，然后在81510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； 称取粒度为0.2mm以下的分析煤样10.1g，放入带盖的瓷坩锅中，在90010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。 煤样工业分析结果按上述方法分别对各煤层煤样进行工业分析，测定结果见表2-1。2.2煤的孔隙率测定煤的孔隙率是单位质量或体积煤中全部孔隙所占的体积。用单位质量煤表示时，孔隙率k的单位是cm3/g或m3/t；用单位体积煤表示时，孔隙率k1的单位是cm3/cm3、m3/m3或%。煤的孔隙率是决定煤中游离瓦斯含量大小的主要因素之一。在相同瓦斯压力下，煤的孔隙率越大，则所含游离瓦斯量也越大。煤的孔隙率按下式计算： (2-7) (2-8)式中：煤的视密度(视比重)，即包括煤中孔隙在内的煤块的密度，t/m3；煤的真密度(真比重)，即扣除孔隙后煤骨架的密度，t/m3。 煤的视相对密度测定称取一定粒度的煤，表面用蜡涂封后，放入密度瓶内，以十二烷基硫酸钠为浸润剂，测出涂蜡煤粒所排开同体积水溶液的质量，计算涂蜡煤粒的视密度，减去蜡的密度后，求出在20时煤的视相对密度。以十二烷基硫酸钠为浸润剂，使煤样在密度瓶中润湿沉降，并除出吸附的气体，根据煤样排出的同体积的水的质量算出煤的真相对密度。 煤的孔隙率测定结果进行煤的真、视相对密度测定后，根据公式（2-8）计算出煤的孔隙率，计算结果见表2-1。表2-1 煤样吸附瓦斯试验、工业分析与孔隙率测定结果煤层采样地点吸附常数灰份Aad(%)水份Mad( %)挥发份Vdaf(%)真密度(t/m3)视密度(t/m3)孔隙体积(m3/m3)a(ml/gr)b(MPa-1)A9+1818m运输石门12.651.036.130.6324.181.321.30.0152A8+1818m运输石门12.7330.92720.430.8931.651.421.390.0211A7+1818m运输石门21.7360.98811.40.6226.31.41.330.05A5+1818m运输石门20.3261.13221.990.5227.111.481.420.0405A3+1818m运输石门18.7491.41710.430.4926.291.491.440.03362.3煤层瓦斯压力测定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。它是煤层瓦斯赋存与涌出的基本参数，亦是煤层瓦斯流动的动力。煤层瓦斯压力是决定煤层瓦斯含量的一个主要因素，当煤的吸附瓦斯能力相同时，煤层瓦斯压力越高，煤中所含瓦斯量也就越大。它不仅决定着煤层瓦斯含量与涌出量的大小，而且对于合理地进行通风设计起着重要的作用。因此，准确测定煤层瓦斯压力是十分必要的。煤层瓦斯压力间接测定方法是根据煤层瓦斯流动规律、煤层透气性系数、瓦斯解吸规律、煤层瓦斯含量系数曲线等，通过计算，推测出该地点的瓦斯压力。间接测压法一般用于难以进行直接测压的条件下，根据煤层原始瓦斯含量、残存瓦斯含量等基础参数推算煤层瓦斯压力，以及由地层深度估算煤层瓦斯压力等。直接测定煤层瓦斯压力方法是先用钻机由岩层巷道或煤层巷道向预定测量煤层瓦斯压力的地点打一钻孔，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。根据矿井现场实际情况，采用直接法测定煤层瓦斯压力。进行煤层瓦斯压力测定时，最好在距煤层一定距离的岩石巷道打穿层钻孔进入煤层进行测定。测定地点还要尽量避开大的断层、褶曲、裂隙带以及其它地质构造带，钻孔周围煤层应处于原始状态，且需保证钻孔的岩石段完好。根据矿井开拓布置、煤层赋存情况和井下风、水、电等实际条件来选择确定。测压地点选在+1818m水平运输石门巷道中。首先，向测压煤层打钻孔，穿透煤层全厚，钻孔打至煤层顶板（或底板）500mm处。钻孔施工好后，立即清洗钻孔，