引言

煤峪口矿地处大同市西南65°，直线距离14公里。1985年以来，矿井产量一直稳定在200万吨/年以上；成为一座大型现代化矿井。随着开采深度的加大，煤与瓦斯突出现象伴之而来。根据2008～2010年3年来的矿井瓦斯涌出，全矿井CH₄相对涌出量为2.27～3.59m³/t，属高瓦斯矿井。

煤与瓦斯突出是一种极其复杂的动力现象，影响因素很多。国内外大量的观测研究表明，所有煤与瓦斯突出都发生在构造煤分层，并且在突出过程中伴随数倍于煤层的原始瓦斯含量的瓦斯喷出，说明构造煤与高能瓦斯及煤与瓦斯突出的关系密切。构造煤是发生煤与瓦斯突出的物质基础，高能瓦斯是发生煤与瓦斯突出的主要能源，一定厚度的构造煤和高能瓦斯赋存是煤与瓦斯突出两个必要条件。地质构造控制着煤层瓦斯的赋存和构造煤分层破坏程度以及厚度分布，控制着煤与瓦斯突出，含高能瓦斯的一定厚度的构造煤为瓦斯突出煤体，高能瓦斯与一定厚度的构造煤的叠加区域即为煤与瓦斯突出危险区（图1）。

 

图1 以构造煤为核心的煤与瓦斯突出机理

1煤与瓦斯突出危险性参数测定

为了预测煤峪口煤矿与瓦斯突出危险性，我们取得了煤峪口煤矿11-12和14^-2号煤层的一系列瓦斯基础参数。主要有煤层瓦斯含量、瓦斯压力、煤的坚固性系数、煤的瓦斯放散初速度、煤的孔隙率、瓦斯吸附常数、煤体的密度以及煤质的工业分析。下面就本项目期间矿井所取得的瓦斯基础参数做一介绍。

1.1煤层瓦斯含量

煤层瓦斯含量是指单位体积或重量的煤体中所含有的瓦斯量（换算成标准状态），常用m³/t或ml/g作为计量单位。煤层瓦斯含量是判断煤与瓦斯突出危险性的重要参数之一。本次测定采用直接法测定，即利用煤层钻孔采集煤体煤芯，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，再利用解吸后测定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一个Ф42mm、孔深12m以上的钻孔，当钻孔钻至12m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）测定不同时间t下的煤样累积瓦斯解吸总量V_i ，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。

 

 

 

 

 

 

 

 

1-量管   2-水槽   3-螺旋夹   4-吸气球   5—温度计  6、8—弹簧夹

7—排水管  9—排气管  10—穿刺针头  11—密封罐

图2  瓦斯解吸速度测定仪与密封罐示意图

(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V_oi：

                                                                                                                                       

 

式中： V_0i—换算成标准状态下的解吸瓦斯体积，ml；

V_i—不同时间解吸瓦斯测定值，ml；

P_o—大气压力，Pa；

h_w—量管内水柱高度，mm；

P_s—恒温下饱和水蒸汽压力，Pa；

t_wo—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V_oi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，V_oi]，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。

(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、水分、灰分等；

(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：

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；

W—煤样可燃瓦斯含量，ml/g·r。

原煤中的瓦斯含量可按下式计算：  

  

W₀－原煤的瓦斯含量，ml/g； 

A_ad－煤中的灰分,%；

M_ad－煤中的水分,%。

利用上述方法在煤峪口煤矿51014和21014工作面，以及2705、5816、5814、5707、2705和2814掘进巷进行了瓦斯含量实测工作。通过井下打钻、取样以及瓦斯解吸，实验室测定煤样残存瓦斯量、水分、灰分、挥发分、煤样重量、可燃质质量及瓦斯成分，最后计算整理，将所得煤层瓦斯含量测定结果列入表1。

表1 煤峪口煤矿11-12号煤层瓦斯含量实测值统计表

测定地点	标高（m）	瓦斯含量（m3/t?r）	评价结果
51014掘进工作面	983.16	2.42	可靠
21014掘进工作面	980.41	2.89	可靠

表2 煤峪口煤矿14^-2号煤层瓦斯含量实测值统计表

测定地点	标高（m）	瓦斯含量（m3/t?r）	评价结果
5814掘进工作面	955.627	3.11	可靠
5816掘进工作面	951.959	3.26	可靠
2705掘进工作面	962.356	3.05	可靠
5705掘进工作面	970.369	2.56	可靠
2705掘进工作面	959.568	3.08	可靠
5705掘进工作面	969.654	2.85	可靠

1.2 煤的坚固性系数

煤的坚固性用坚固性系数的大小来表达。测定方法较多，实验室测定一般采用落锤破碎测定法，简称落锤法。测定方法建立在脆性材料破碎遵循面积力能说的基础上。测定方法和步骤如下：

在现场采下煤样，从中选取块度为10~15mm的小煤块分成5份，每份重40g。各放在测筒内进行落锤破碎试验，测筒包括落锤（2.4kg重），圆筒及捣臼组成。

测定时，将各份煤样依次倒入圆筒内，落锤自距臼底600mm高度自由下落，撞击煤样。每份试样落锤1~5次，可由煤的坚固程度决定。5份煤样全部捣碎后，倒入0.5mm筛孔的筛子内，小于0.5mm的晒下物倒入直径23mm的量筒内，测定粉末的高度h，试样的坚固性系数按下式求得

f_10~15 = 20 n / h

式中f_10~15——煤样粒度10~15mm的坚固系数测定值；

     n——落锤撞击次数，次；

     h——量筒测定粉末的高度，mm。

项目开展期间，测试人员从煤峪口矿14^-2煤层和11-12号煤层的21014工作面取得了新鲜煤样，并在实验室测定了煤峪口煤矿14^-2号煤层的煤体坚固性系数。

经测定可知，煤峪口煤矿11-12号煤层煤体的坚固性系数为0.77，14^-2号煤层煤体的坚固性系数为0.25。

1.3 煤的瓦斯放散指数

（1）仪器设备及用具

Δp测定仪，真空泵，甲烷瓶（浓度大于95%），分样筛（孔径0.2、0.25mm各一个），天平（最大称量250g，感量0.5g），小锤，漏斗。

（2）采样与制样

①采样

在煤层新暴漏面上采取煤样250g，煤样要附有标签，注明采样地点、层位、采样时间等。

②制样

将所采煤样进行粉碎，筛分出粒度为0.2~0.25mm的煤样。每一煤样取2个试样，每个试样重3.5g。

（3）测定步骤

①把两个试样用漏斗分别装入Δp测定仪的2个试样瓶中；

②启动真空泵对试样脱气1.5h；

③脱气1.5h后关闭真空泵，将甲烷瓶与试样瓶连接，充气（充气压力0.1MPa）使煤样吸附瓦斯1.5h；

④关闭试样瓶和甲烷瓶阀门，使试样瓶与甲烷隔离；

⑤开动真空泵对仪器管道死空间进行脱气，使U型管汞真气计两端汞面相平；

⑥停止真空泵，关闭仪器死空间通往真空泵的阀门，打开试样瓶的阀门，使煤样瓶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P₁（mm），45s时再打开阀门，60s是关闭阀门，再一次读出汞柱计两端差P₂（mm）。

（4）瓦斯放散指数的计算

①瓦斯放散指数指标按下式计算：

Δp= P₁- P₂

②同一煤样的两个试样测出Δp值之差不应大于1，否则需要重新进行测定。

经取样通过实验室测试，煤峪口煤矿14^-2号煤层和11-12号煤层21014工作面的煤体瓦斯放散初速度ΔP均为9。

1.4煤的孔隙率

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，孔隙体积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_视)/d_真×100%                            

式中：Φ—煤孔隙率，%；

d_真—煤真密度，t/m³；

d_视—煤视密度，t/m³。

通过实验室对煤峪口煤矿14^-2号煤层和11-12号煤层21014工作面的煤样进行测定，得出煤的孔隙率测定结果如表5-2所示。

1.5瓦斯吸附常数

煤的瓦斯吸附常数是衡量煤吸附瓦斯能力大小的指标，煤样的工业分析值是计算煤层瓦斯含量的重要指标之一。目前，煤的吸附常数及煤样的工业分析只能在实验室完成。其测定的方法如下：

（1）将采集的新鲜的煤样粉碎，取0.2～0.25mm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4小时左右；

（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），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；

（5）称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g于105～110℃的干燥箱内干燥到恒重，其所失去的重量占煤样的百分率作为水份；

（6）称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g，放入箱型电炉内灰化，然后在815±10℃灼热到恒重，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；

（7）称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g，放入带盖的瓷锅中，在900±10℃的温度下，隔绝空气加热7分钟，以所失去的重量占煤样的百分数，减去该煤样的水份作为挥发份。

利用上述方法在煤峪口煤矿14^-2号煤层和11-12号煤层21014工作面采样送至实验室进行瓦斯吸附实验。实验时吸附气体甲烷成份99.99％，在恒温30?C下，测得吸附常数结果列于表3。

煤峪口煤矿14^-2号煤层和11-12号煤层21014工作面的煤体瓦斯放散初速度ΔP均为9。

表3 煤峪口煤矿14^-2号煤层和11-12号煤层瓦斯吸附常数及工业分析测定结果

 

1.6煤层瓦斯压力

煤层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。其为煤层瓦斯流动和涌出的基本参数，亦是煤层瓦斯流动的动力，它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合理制订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。

由于煤峪口煤矿不具备瓦斯压力测定条件，未能实测煤层瓦斯压力。因此，只能根据实测的煤层瓦斯含量，用朗格缪尔方程反演瓦斯压力，计算公式如下：

       

式中 W——煤层瓦斯含量，m³/t；

P——煤层绝对瓦斯压力，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；

M_ad——煤中水分，%；

A_d——煤中灰分，%；

——煤的容重（假比重），t/m³；

——煤的孔隙率，%。

将各参数实验室测值代入计算公式，计算结果如表4示。

 

表4  煤峪口矿煤层瓦斯压力反演结果

测定地点	煤层瓦斯含量（m3/t）	吸附常数		灰分 （%）	水 分 (%)	孔隙率 (﹪)	瓦斯压力(MPa)
		a (m3/t)	b (MPa-1)
51014掘进工作面	2.42	17.212	1.193	6.92	7.32	5.07	0.269
21014掘进工作面	2.89	25.575	0.834	2.97	2.97	5.07	0.335
2705掘进工作面	3.05	25.575	0.834	2.97	2.97	5.07	0.086
5816掘进工作面	3.26	17.212	1.193	6.92	7.32	5.07	0.092
5814掘进工作面	3.11	17.212	1.193	6.92	7.32	5.07	0.087
5705掘进工作面	2.56	17.212	1.193	6.92	7.32	5.07	0.08
2705掘进工作面	3.08	25.575	0.834	2.97	2.97	5.07	0.086
2814掘进工作面	2.85	25.575	0.834	2.97	2.97	5.07	0.072
备注：反演用吸附常数、灰分、水分、孔隙率、视密度取实验室测定平均值。

通过现场测试和实验室测定，获得煤峪口煤矿14^-2号煤层和11-12号煤层一系列参数，见表5、表6。

表5  煤峪口矿14^-2号煤层参数测试结果

测试项目			单位	测试数据	执行标准	备注
吸附常数		a	M3/t.r	25.575	MT/T752—1997	试验温度为30℃
		b	Mpa-1	0.834
真密度			g/cm2	1.38
视密度			g/cm2	1.31
煤质工业分析	水分（Mad）		%	2.97	GBT/212—2001
	灰分(Aad)		%	2.97
	挥发分(Vad)		%	29.70
煤的坚固性系数f				0.77
煤的瓦斯放散初速度Δp				9
孔隙率K			%	5.07

煤层突出危险性	破坏类型	瓦斯放散初速度△P	坚固性系数f	煤层瓦斯压力P (MPa)
有突出危险	Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ	≥10	≤0.5	≥0.74
无突出危险	Ⅰ、Ⅱ	＜10	＞0.5	＜0.74