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1、 煤层瓦斯基础参数测定技术汇编 煤炭科学研究总院抚顺分院 目 录 第一章 煤层瓦斯压力测定.44 一、固体材料封孔测定瓦斯压力.44 1.粘土封孔.44 2.水泥砂浆封孔.55 二、胶圈粘液封孔测定瓦斯压力.55 第二章 煤层瓦斯含量测定.88 一、采取煤样及瓦斯解吸速度测定.88 二、计算采样过程中的损失瓦斯量.99 1.解吸时间的确定.99 2.瓦斯损失量计算.1010 三、残余瓦斯含量测定.1111 第三章 瓦斯含量系数测定.1313 一、测定原理.1313 二、测定方法.1313 第四章 煤层透气性系数的测定与计算.1515 一、计算公式.1515 二、测定与计算步骤.1616 三、测
2、定中的注意事项：.1717 第五章 煤的坚固性系数测定.2020 一、测定原理.2020 二、测定方法与步骤.2020 第六章 煤的瓦斯放散指数测定.2222 一、测定仪器.2222 二、测定步骤.2222 第七章 瓦斯吸附常数测定.2424 一、瓦斯含量欲瓦斯吸附量、瓦斯压力及温度之间的关系.2424 二、采用容量法测定等温吸附曲线计算 a、b 值的原理.2525 三、测定过程.2525 第八章 预测瓦斯突出危险性参数测定.2727 一、单项参数测定及计算.2727 1.c 值的测定与计算.2727 2.K1 值的测定与计算：.2828 3.q 值测定：.3030 4.S 值测定：.3131
3、 二、区域预测.3131 三、工作面预测.3232 1.石门揭煤前预测：.3232 2.煤巷掘进工作面预测：.3333 3.回采工作面预测.3434 四、防突措施效果检验.3535 1.石门工作面防突措施的效果检验.3535 2.煤巷掘进工作面防突措施的效果检验.3535 3.回采工作面防突措施的效果检验.3535 第九章 瓦斯储量、可抽量及抽放率计算.3636 一、瓦斯储量计算.3636 二、可抽瓦斯量概算.3636 三、抽放率.3636 1.矿井（或采区）抽放率.3636 2.工作面本开采层的抽放率.3737 3.工作面邻近层抽放率.3737 第十章 抽放管路中的瓦斯流量测定与计算.383
4、8 一、参数测定.3838 二、流量计算.3939 第十一章 钻孔排放瓦斯有效半径测定.4545 一、根据瓦斯压力确定排放瓦斯有效半径的方法.4545 二、根据瓦斯流量确定排放瓦斯有效半径的方法.4545 第十二章 钻孔瓦斯流量衰减系数的测定与计算.4747 第十三章 瓦斯涌出量及其计算.4848 一、掘进巷道的瓦斯涌出.4848 二、回采工作面瓦斯涌出量计算.5050 第一章 煤层瓦斯压力测定 一、固体材料封孔测定瓦斯压力 首先在距测压煤层一定距离（5m）的岩巷打孔，孔径一般取68108mm。钻孔最好垂直煤层布置。从钻孔进入煤层起，尽可能不停钻直至贯穿煤层。然后清除孔内积水和煤（岩）屑，放入
5、一根钢性导气管，立即进行封孔，如图1 所示。图 1 固体材料一般是指黏土、水泥砂浆等。使用黏土时，应每隔0.41m 打一个木楔，以提高封孔质量。孔口最好填堵0.20.5m 的水泥砂浆，以紧固强化孔口。封孔长度决定于封孔段岩性及其裂隙发育程度。岩石硬而无裂隙时可适当缩短，但不能小于 5m；岩石松软或有裂隙时应增加。导气管一般选用 620mm 的紫铜管或无缝铁管，如果兼测煤层透气性系数时，管径不宜太细，一般在1020mm，以保证测定流量时不至于产生过大的压力损失。1.粘土封孔 封孔操作时要多人共同用力打紧木楔，粘土要软硬适当。太软时容易粘在孔壁上，泥送不到位，形成空腔与裂缝。过硬时会出现裂缝导致漏
6、气。所以封孔前要预先粘把土水调配好，制成稍小于孔径的粘土条备用。测压管位于测压孔中心时，所用泥条和木楔的中心要有孔，这种有孔泥条可用模子压制。木塞直径一般小于孔径1015mm，导气管若选用较柔软的紫铜管时，也可以使导气管贴靠孔壁，但为了防止出现漏气沟缝，在封孔时应多次改变导气管贴靠孔壁方位。该方法简便易行，封孔后即可上压力表，不需要等待固化时间。2.水泥砂浆封孔 水泥砂浆封孔一般采用压缩空气作为动力把充填物送入测压孔中。水泥与砂子的配比为 12.5（质量比）。为避免水泥砂浆固后出现收缩现象。要选取膨胀水泥，或选用高铝水泥和自应力水泥按14 的比例配置，若购买或配置膨胀水泥有困难，也可以在普通水
7、泥中按重量加入 12%的矾土水泥和 12%的石膏混合成速凝水泥，这种水泥的特点是一天可达到28 天强度的 80%，并具有一定的膨胀性。压气封孔的主要设备为喷浆罐，其结构和系统见图 2。其操作步骤如下：测压孔穿透煤层并清除岩粉和积水后，将导气管下至预定位置（挡盘距煤层约 0.5m）打开喷浆罐，将搅拌均匀的水泥砂浆倒入罐内，数量可占其容积的 2/3，将罐压紧，然后把注浆管插入钻孔中（注浆管前端不能接普通塑料管和铁管，以免在喷注过程中产生静电和火花引燃孔中瓦斯）打开压气阀门，把砂浆注入孔中，直至注满为止。二、胶圈粘液封孔测定瓦斯压力 1980 年中国矿业大学周世宁教授等研制成功胶圈粘液封孔器，其结构
8、如图3 所示。它的封孔测压原理是用膨胀着的胶圈封高压粘液，再由高压粘液封高压瓦斯，由压力表测定瓦斯压力。这种测压方法的要点是在测压过程中要始终保持粘液的压力大于瓦斯压力，从而消除瓦斯向外泄漏，能比较准确的测定瓦斯压力。为了缩短测压时间，测压时可向孔内注气，以补偿在打钻和封孔过程中释放的瓦斯量，停止注气后数日，压力表就是所测的瓦斯压力。粘液可采用淀粉或化学糊精调制。用淀粉调制时，淀粉与水的重量比应视所需粘度而定，淀粉一般为 8左右。为了增加粘度可略加一点碱。调制时用 100的开水冲制淀粉，冷却后加入 2%的工业甲醛，以防粘液受微生物分解而粘度变稀。用化学糊精时，可在封孔前 2小时用凉水调制。无论
9、采用那种粘液，在使用前都要使用塑料纱窗或其他工具将其过滤，以防注液过程中堵塞管路。封孔及测压操作程序如下：（1）、当钻孔即将见煤时应停止钻进，通知测压人员，待其到达现场后，恢复钻进，穿透煤层，并清洗钻孔。排除孔中积水和岩屑。（2）测压人员要及时组装测压器，尽快封闭测压孔。封孔器的安装长度视深度而定，一般应尽可能靠近煤层。前端胶圈距煤层 11.5m 为宜。装配时在所有胶圈处的内管外壁上抹上黄油，以减少胶圈移动时的摩擦力，为了保证内外管不漏气，在其接口处要缠上适量的生料带。（3）当封孔器的封孔段送到预定位置时，转动加压手轮，使两组胶圈受压膨胀，当感到胶圈膨胀与孔壁接触紧密后停止加压。（4）在孔口打
10、上防滑楔，以策安全。（5）连接注液罐，并将预先准备好的粘液倒入罐中，封闭罐口，检查系统无误后，打开粘液罐上的注气阀门，加以 1.0Mpa 的压力，将粘液压入钻孔封孔段。然后关闭阀门，再次向罐中补充粘液，补液后打开阀门加压，并使注液罐中的压力在整个测压过程中始终略高于预计的煤层压力。（6）安装压力表。安装时要仔细检查压力表密封垫圈是否合格，为可靠起见，最好也缠绕适量的生料带。（7）为缩短测压时间，可向测压室内注入适量的气体（CO2或 N2）注气压力大致控制在预计的瓦斯压力值左右。（8）封孔完毕后要用肥皂水检查整个系统接口处有无渗漏现象，若有渗漏要及时处理。（9）测压孔为下向孔时，封孔完毕后要将孔
11、口盖住，以防掉入孔内杂物，造成测压器回收困难。（10）在整个测压过程中，每天要观察记录各压力表的数据，并根据情况向测压室补气，若发现有异常情况要及时处理。（11）如果瓦斯压力连续三天无变化，则可认为这个稳定压力就是煤层瓦斯压力值。近几年来中国矿业大学又研制成功并生产胶囊粘液封孔器，所不同的是用胶囊代替了胶圈。由于胶囊的弹性大，与孔壁可以全面紧密接触，密封粘液的性能要优于胶圈，不仅适应于封岩石钻孔，而且也能封较硬煤层中的煤孔煤孔，这两种封孔器都可以回收复用，但复用前，一定要在井上进行耐压检漏试验。第二章 煤层瓦斯含量测定 煤层瓦斯含量测定可分间接测定法和直接测定法两种，间接测定法主要是测定煤层的
12、其他瓦斯参数，通过瓦斯含量与诸参数的关系计算出煤层瓦斯含量。直接测定法则是通过钻孔采取煤样，用解吸法测定煤样的实际瓦斯含量来确定煤层的瓦斯含量。解吸法主要用于在勘探钻孔中采取煤芯测定煤层瓦斯含量及瓦斯成分。中华人民共和国煤炭工业部1984年制定了部颁标准（MT7784）,近几年来，不少地方将此方法引用到井下，通过垂直煤层的岩石钻孔采取煤芯，测定煤层瓦斯份。一、采取煤样及瓦斯解吸速度测定 1、遇煤前应通知采样人员到达采样现场，做好采样前的准备工作；2、钻孔遇煤后，可采用普通岩芯管采取煤芯，但煤芯直径不应小于50mm。3、当钻煤完了，煤芯提到孔口时，尽快地从煤芯管中取出煤芯，采取中间完整部分，装入
13、罐中密封。这段时间应控制在 2 分钟之内。煤芯中如混合有夹矸及杂物时应与剔除。煤样不得用水清洗，保存原状装罐，不可压实。煤样距罐口留 10mm 的间隙为宜，煤样约 400g左右。4、将煤样罐与 HFJ2 型解吸仪连接（见图 4）进行现场解吸，一般在现场解吸进行两个小时。开始观测头一个小时内，第一点间隔 2 分钟，以后每隔 35 分钟读数一次；第二个小时内，每隔 1020 分钟读数一次。5、如果解吸过程中，量管体积不足以容纳煤样的解吸瓦斯，可以中途用弹簧夹 6 将排气管夹紧，通过吸气球 2，重新将液面提升至量管零点，然后再打开弹簧夹，继续测定。6、现场解吸完成后，拔出针头，将取样罐拧紧，泡在水中
14、检查是否有漏气现象，若有渗漏应及时处理。然后送到实验室进行再次解吸和脱气。7、在上述采样和解吸过程中除要记录采样时间、采样地点、采样深度外，还要务必记清钻孔遇煤时间，钻进时间，起钻时间，钻具提到孔口时间，煤样装罐时间，开始解吸测定时间，以及解吸测定时的气温，水温和大气压力。二、计算采样过程中的损失瓦斯量 1.解吸时间的确定 在地面钻孔取样时，煤芯在提升过程中，当瓦斯压力超过孔内泥浆静水压力时，瓦斯便开始向外释放。因为煤层瓦斯压力是个未知数，所以不能精确判定瓦斯开始释放的时间。美国的方法是假定煤芯提到钻孔一半处开始释放瓦斯，根据这个假定得出的测定结果，经过与间接方法对比，两种方法得到的结果是接近
15、的，证明这样的假定是可以在工业上应用的，我国在地勘过程中取样目前仍沿用这个假定。煤样装罐前解吸瓦斯时间是煤样在钻孔内解吸时间t1与其在地面空气中解吸时间 t2之和，即：t0 t1 t2 （21）式中：t1通过地面钻孔采样时，取整个提钻时间的二分之一；通过井下岩巷采样时，取煤样从揭露至提升到孔口时间，（分）t2煤样提到孔口至装罐密封时间（分）煤样总的解吸瓦斯时间 T0是装罐前的解吸时间 t0与装罐后解吸瓦斯时间 t 之和，即 T0 t0 t （21）2.瓦斯损失量计算 计算之前要首先将瓦斯解吸观测中得出的每次量管读数按（）式换算为标准条件下的体积，瓦斯损失量可用图解法或数学解析法求得。图解法是以
16、煤总解吸时间的平方根(tt 0)为横坐标，以瓦斯解吸量（V0）为纵坐标，将全部测点V0，tt 0绘制在坐标纸上，将测点的直线关系延长与纵坐标轴相交，直线在纵坐标上的截距即为所求的瓦斯损失量。见图。解吸法是根据煤样在解吸瓦斯初期，解吸瓦斯量 V0与 Ttt 0呈现直线关系而求出瓦斯损失量的，即 V0tt 0T （）式中：，为特定常数。当时，V，为直线与纵坐标的截距，也就是所要求算的损失瓦斯量。求算，时，可采用平均值法，即将大致呈直线关系的各测点。对应值（V，T）代入上式中，这样可以得出几个方程，然后把这些方程分成两组，每一组对应项相加，合并后得到两个方程，这两个方程联立求解可得出，值。，值也可以
17、采用最小乘二法进行求得。三、残余瓦斯含量测定 煤样送到实验室之后，要经过两个步骤来测定煤样的残余瓦斯含量。即打开密封罐之前进行的真空加热脱气，及煤样粉碎后的真空加热脱气，加热温度为95。煤样脱气是利用 FH4 型脱气仪进行的。见图。仪器包括两大部分：脱气部分和储气部分，储气瓶的有效容积 2120 毫升，足以满足本试验一般脱气的需要。1、第一阶段脱气一般需要 56 小时，脱气完了要计量，并为(mm)条件下量筒内气体体积读数(ml)；B大气压力 （mmHg）；Lw量管内水温 （）；Hw量管内液面距下部基准水面的高度（mm）；W在 t 下饱和水蒸气压力（mmHg）；2、两次脱气中抽出的气体换算为标准
18、条件下的体积。V0=)2.273(7602.273nt+(B80tW)V (25)式中：V0换算为标准条件下气体体积 （ml）；V 在室温 tn大气压力 B 条件下储气瓶内气体体积读数 (ml);t0气压表的温度 （）；W在室温下量管内饱和食盐水的饱和蒸汽压力。（mmHg）。3、通过气体分析，已知混合瓦斯中某种气体组分的体积百分浓度之后，安下式计算体积：VX1000 xAV (26)式中：VX换算为标准状态下混合瓦斯中某种组分的体积 (ml);Ax混合瓦斯中某种组分的浓度 （%）；4、煤中可燃物质重量近似计算 Gr=G100100ffWA (27)式中：Gr煤样中可燃物质重量 （g）；G煤样重
19、量；（g）；Af、Wf 煤中灰、水分含量 （%）。5、煤的瓦斯含量计算 首先按下式分别计算试验各阶段（现场解吸瓦斯含量，损失瓦斯量，粉碎前脱气量，粉碎后脱气量）的瓦斯含量。XriGV (28)式中：X、V分别为某种气体组分的含量(ml/g)和体积(ml)，然后将(28)式计算所得各段的瓦斯含量相加，即得总的瓦斯含量(x)X=X1+X2+X3+X4 (29)式中：X1、X2、X3、X4为某种气体成份各试验阶段（现场解吸瓦斯含量，损失瓦斯量，粉碎前脱气量，粉碎后脱气量）的瓦斯含量（ml/g 可燃质或 m3/t 可燃质）。第三章 瓦斯含量系数测定 一、测定原理 瓦斯含量测试表明，煤层瓦斯含量与瓦斯压
20、力之间，大致存在着抛物线关系：XP （31）式中：X煤层瓦斯含量 (m3/m3)；瓦斯含量系数 m3/(m3.Mpa0.5)；P煤层瓦斯压力 Mpa；按(31)式计算的误差一般小于10%，但瓦斯压力小于 0.2Mpa 时误差较大。二、测定方法(1)在工作面新暴露煤壁上，用电钻钻取m 处的煤屑，选取粒度在 0.180.2mm 煤样，装满测定罐(罐体积约 130140ml，可装煤屑 6080g)并密封。(2)为避免罐内残留空气对煤屑的氧化，应先用瓦斯清洗，即向测定罐注气和排气，往复 23 次。(3)用高压气瓶内的高浓度瓦斯(与煤层内的瓦斯浓度相等)充入测定罐，压力达到 2Mpa以上时，关闭罐上阀门
21、。(4)在衡温水槽内保持测定罐处于煤层温度，衡温小时后，记录罐内瓦斯压力 P1。(5)慢慢打开罐体阀门，放出部分瓦斯，并用水准瓶和集气瓶测定放出的瓦斯量 Q1-2，见图。(6)放气后将测定罐再放入衡温水槽内小时，然后记录稳定的瓦斯压力 P2。为使测定值具有代表性，可重复上述过程，多次排放，直至罐内压力降至 0.2Mpa 左右。(7)按下式计算瓦斯含量系数，并取平均值 GPPPPGVQPa212121/（31）式中：瓦斯含量系数 m3/(m3.Mpa0.5)；G测定罐内煤样重量 ；煤的容重 g/ml；P1、P2测定罐排放瓦斯前、后稳定的瓦斯压力，Mpa；Q1-2瓦斯压力由 P1降至 P2排出的瓦
22、斯量，ml；V测定罐的容积，ml；Pa大气压力 Mpa。第四章 煤层透气性系数的测定与计算 煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志，测定煤层瓦斯透气性系数与测定瓦斯压力、流量一样，都是很重要的。在井下直接测定煤层透气性系数的方法中以中国矿院大学法较为简便，介绍如下：一、计算公式 径向不稳定流动的计算公式如表41 流 量 准 数 A 时 间 准 数 BF 0 系数 a 指数 b 煤层透气性系数 常数 A 常数 B AYaFYb0 10-21 110 10102 102103 103105 105107 1 1 0.93 0.588 0.512 0.344-0.38-0.28-0.20-0.1
23、2-0.10-0.065 4.14/107.19/111.13.7/114.125.025.156.2/139.164.1/161.114.31.283.11.1BABABABABABA 21201ppqrA 215.104rpB 表中 Y流量准数，无因次；F0时间准数，无因次；a、b系数与指数，无因次；P0煤层原始的绝对瓦斯压力，（表压力加0.1MPa）P1钻孔内排放瓦斯时的瓦斯压力，一般为0.1MPa（通大气时）；钻孔半径，m；煤层透气性系数，m2/MPa2.d）；q在排放瓦斯时间为t 时的钻孔煤壁单位面积瓦斯流量，m3/m2.d，可由下式确定；q=Q/2P1L;Q在时间 t 时的钻孔总流
24、量，m3/d；L煤孔长度，一般等于煤层厚度，m；t 从开始排放瓦斯到测量瓦斯流量 q 时的时间间隔，d；a煤层瓦斯含量系数，m3/（m3.MPa0。5）；二、测定与计算步骤 1）从岩巷向煤层打钻孔，孔径不限，钻孔与煤层的夹角尽量接近 90。记录钻孔的方位角、仰角和钻孔在煤层中的长度。记录钻孔见煤和打完煤层的时间（年、月、日、时、分），取这两个时间的平均值作为钻孔开始排放瓦斯时间的起点。终孔后应清除孔内的煤屑。2）封孔。要求封孔严密不漏气，岩孔封孔长度3m，以便测得煤层的真实瓦斯压力值。测压导管直径不应过小，可使用内径大于10mm的钢管。上压力表之前要测定钻孔瓦斯流量，并记录流量与测定流量的时间
25、（年、月、日、时、分）。3）压力表指示出煤层的真实煤层瓦斯压力或稳定值后，即可进行煤层透气性系数的测定。4）卸下压力表排放瓦斯，测定钻孔瓦斯流量，在测定时要记录时间（年、月、日、时、分）即卸表大量排放瓦斯时间与每次测定瓦斯流量的时间，两者的时间差即为时间准数中的值。为了安全卸表与排气，可使用带有排气孔的压力表接头，（图 8），测压时压力表丝扣将排气孔堵死防漏而在卸表排气时由于压力表丝扣逐渐退出压力表接头，使测压导气管与排气孔沟通而控制排气量。对于风量不大的测压巷道，卸表时有大量瓦斯排放出来，会造成巷道瓦斯浓度超限，为了安全起见，可在压力表接头的排气孔上焊一段小管，用胶管将排出的瓦斯引入瓦斯管路
26、或回风巷中。测量流量的仪表，当流量大时可用小型孔板流量计或浮子流量计；而流量小时可用0.5m3/h 的湿式气体流量计（煤气表）。封孔后上表前测的流量也可用来计算透气性系数。5）计算透气性系数时，因表41 中的公式较多，究竟用哪个公式进行计算？可采用试算法，即先用其中任何一个公式计算出值，再将这个值带入F0=B中校验 F0值是否在原选用的公式范围内，结果正确；如果不在所选公式范围，则根据算出的 F0值，选其所在范围的公式进行计算。一般 t10d，可选用 F0=102103公式进行试算。例题 1974 年为考察天府局磨心坡矿开采远距离上解放层 2 号层对突出危险煤层 9 号层的解放效果，测定了解放
27、层开采对 9 号层的透气性影响，情况如下：平均厚度为 3.5m，参间距 7580m，中间夹有 16m 坚硬石灰岩，煤层倾角 6065o，在 2 号层开采时，分别测定了 9 号层常压带、应力集中带和卸压带的透气性系数。其结果如表 42 表 4-2 例如 214 钻孔。Po4MPa a13.27m3/(m3MPa0.5)5102m，1974 年 9 月 18 日12 时钻孔穿 9 号煤层，10 月 29 日 12 时测钻孔流量 Q3.53m3/d，由于排放瓦斯时间长，钻孔煤孔长度取煤原 3.5m。算得 q3.21m3/(m2d)t41d P10.1MPa。则 A2121PPqro2221.0410
28、521.30.01 B215.14rtPo425.110527.1341443.95478 104 由于时间较长，选用 F0103105公式2.1A1.11B1/9 2.10.011.11(3.95478 104)1/9=0.041m2/(MPa d)，代入校检公式 F0=B=3.95478 1040.041=1622,F0在 103105内，公式适用，结果正确。三、测定中的注意事项：(1)测定透气性系数的钻孔要注意喷过煤粉现象，如有的话，应记录喷煤的数量，以便折合计算钻孔孔径。值得引起注意的是喷煤粉后的钻孔壁附近煤体已经卸压变形，因而在排放瓦斯时间短时，即求得的煤层透气性系数偏大，所以在测定
29、时应使排瓦斯较长，使流动场扩大，以减少孔壁卸压区的影响。但是，在解放层开采后，因煤层已普遍卸压，喷孔对钻孔透气性系数的影响则相对来说已减小。(2)测定流量的时间：在瓦斯压力为真实压力时，排瓦斯在一日以上较好，在压力低于真实压力时，以排瓦斯时间在一小时内到几小时为好。如测定前对压力的真实程度缺乏了解，此时可以在不同的时间多测几个流量值，这样可以分析压力的真实性和距钻孔不同距离煤层透气性系数的变化规律。在煤层透气性系数比较大，测定流量时间校长时，钻孔长度可以取煤层厚度；在透气性系数小而测定流量时间亦校短时，钻孔长度可取钻孔见煤长度。(3)瓦斯压力和流量的测定必须尽量准确。如瓦斯压力测定值偏低，则测
30、出的透气性系数将随时间的增长而偏大。测定流量时，气体的压力和温度与 760 毫米水银柱、煤层温度 T oC 相差校大时，可给予校正。在一般情况下，因气状态态引起的误差不大，可不加校正。(4)如测压管径太小仅几个毫米，测定卸压煤层透气性系数时，因流量小管道压力损失大，钻孔内瓦斯大于 1 个大气压，而且随流量而变化，这对测定透气性系数是有影响的，但可以选用流量比较稳定时的数值进行计算。考虑到瓦斯在测压管内呈紊流状态流动，而且损失常达几个大气压，故用下式求得钻孔瓦斯压力：P=225.521458000HoPdLTQS (4 1)式中：PH测压管排端的大气压力 at；S10 oC 与 760 毫米汞柱
31、时，瓦斯的比重(与空气相比)等于 0.554；L测压管的长度 m；T瓦斯的绝对温度，oC；T273t oK t摄氏温度，oC；Q0 oC 与 760 毫米水柱时，每小时沿测压管流动的瓦斯量，m3/h；d测管的内径，cm；例：某矿井420m 水平北一石门的测压孔 1，测压管长 L6m，测量时瓦斯温度 t20oC，即 T27320293，管内直径 d0.6m，1978 年 8 月 1 日 10 时 10 分卸下压力表，11 时 55 分测得钻孔瓦斯流量 Q0=0.273m3/分16.4m3/时，测压管排气端接入抽放管路，抽放负压115mmHg，即：7601150.15 (at)巷道大气压力为1at
32、，则 PH=10.150.85 (at)，S1=0.554 因此，11 时 55 分钻孔内的瓦斯压力为：P225.521458000HoPdLTQS 01.385.06.04580004.162936554.0225.52 at(5)如果测得卸压后的煤层透气性系数，最好在测定钻孔 20m 范围内无抽放钻孔，否则，测定的透气性系数有误差。(6)封孔测压安压力表之前，所测定的瓦斯流量 Q0、t0，在已知煤层透气性系数时，可反求煤层的原始瓦斯压力 P0。但已知的透气性系数的排放瓦斯时间 t 应和 t0相近。总之，这种策算煤层透气性系数的方法，井下的测定工作较为简单，室内的计算工作稍复杂，但只要实践几
33、次，是能够掌握的。4、煤层的可抽放性分类，煤层透气性系数是衡量煤层可抽放性的重要参数，具体见表43 表 43 煤层的可抽放性分类 指标 分类 钻孔百米流量衰减系数(d-1)煤层的透气性系数（m2/MPad）容易抽放 0.005 10 勉强抽放 0.0050.05 100.1 难以抽放 0.05 0.1 第五章 煤的坚固性系数测定 一、测定原理 煤的坚固性用坚固性系数的大小来表达。其测定方法较多，这里介绍常用的落锤破碎测定法，简称落锤法。这个测定方法是建立在脆性材料破碎遵循面积力能说的基础上。这个学说是雷延智在1867 年提出来的，他认为“破碎所消耗的功(A)与破碎物料所增加的表面积(S)的次方
34、成正比”即 A(S)最近试验表明，一般为 以单位重量物料所增加的表面积而论，则表面积与粒子的直径D 成反比：S32DD=D1 (51)设 Dq与 Dh分别表示物料破碎前后的平均尺寸，则面积就可以用下式表示：AKqhDD11 (52)式中：K比例常数，与物料的强度(坚固性)有关。(52)式可以写为：K1iDq (53)式中：=Dq/Dh，称为破碎比，1。从(52)式可知，当破碎功 A 与破碎前的物料平均直径为一定值时，与物料坚固性有关的常数 K 与破碎比有关，即破碎比越大，K 值越小，反之亦然。这样，物料的坚固性可以用破碎比来表达。二、测定方法与步骤 在现场采下煤样，从中选取块度为1015mm
35、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(重 2.4kg)，圆筒及捣臼组成。测料及量具如图 9所示。测定时，将各份煤样依次倒入圆筒 8 及捣臼 9 内，落锤自距臼底 600mm 高度自由下落，撞击煤样，每份试样落锤 15 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 的筛下物倒入直径 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 f10-1520n/h (54)式中：f10-15煤样粒度 1015mm 的坚固性系数测定值；n落锤撞击次数，次；h量筒测定粉末的高度，mm。如果煤软，所取
36、得煤样粒度得不到 1015mm 时，可采取粒度 13mm 煤样进行测定，并按下式进行换算：当 f1-30.25 时 f10-151.57 f1-30.14 (55)当 f1-30.25 时 f10-15f1-3 (56)式中：f1-3煤样粒度 13mm 的坚固性系数测定值。第六章 煤的瓦斯放散指数测定 一、测定仪器 测定瓦斯放散指数P 仪器的构造如图 10 所示。仪器两侧有两个圆筒形玻璃杯1，其内径 18mm，高 60mm，上端内部磨口，杯 1 内装煤样 3.5g；2 是水银压力计，高 220250mm,从标尺 3 测得读数。管口 4、5 分别与真空泵和瓦斯罐相接，管口的直径 6mm。玻璃管
37、7 是盛煤样杯子与真空泵相通的管路，内径 5mm。6 是玻璃球形腔，内径为 30mm。在杯子 1 的上部和套管 9 的内部安有磨口玻璃塞 8，塞内有弯曲通道，顶部有把手，可以左右转动来变换煤样与真空泵或与瓦斯罐相通。二、测定步骤 当仪器接好真空泵和瓦斯(甲烷)罐，而且玻璃塞的磨口上涂好真空油后，仪器即可工作。首先把煤样 3.5g 装入杯内，煤样的粒度决定于煤的牌号，对于无烟煤粒度为 23mm，其他煤种为 0.250.5mm。煤样上放入一个小棉花团，将装好试样的杯口涂真空油并安在玻璃塞上。煤样脱气。打开 10，扭转测杯的玻璃塞，使内部通路与套筒上玻璃管 4 的孔口相通，开动真空泵，抽吸煤样中的气
38、体 1.5 小时。煤样充气，扭转测杯玻璃塞，使内部通路与管口 5 相通，甲烷从瓦斯罐经气表流入测杯内，使煤在 0.1Mpa 条件充甲烷 1.5 小时。测定瓦斯放散指数。测定前检查水银压力计的两个水银柱面是否在同一水平线上，若不在同一水平线上，应把开关 10 打开数秒钟，把自由空间和水银压力计空间抽真空后再关上 10。依次测定两个测杯煤样。扭转玻璃塞 8 使测杯内煤样与水银压力计相通。当水银柱面开始变化时，立即开动秒表，10 秒钟时把玻璃塞扭至中立位置(即切断测杯与水银压力计的通路)，但不停秒表，记录水银压力计两汞面之差 P1，玻璃塞保持中立位置 35 秒钟，即第45 秒时再把玻璃塞扭转到使测杯
39、与水银压力计相通位置 15 秒钟。在第 60 秒时停止秒表，把玻璃塞扭到中立位置，再次读出水银压力计两汞面之差 P2(mmHg)，这样该煤样的瓦斯放散指数为：PP2P1 煤样一般要求 1.52.0Kg，其中以部分作工业分析、坚固性系数以及煤的空隙率测定作用。欲作P 的煤样在过筛取得符合要求的粒度后，应蜡封保存、备用，以防煤样氧化改变P 的性能。试验温度要求 20。第七章 瓦斯吸附常数测定 一、瓦斯含量欲瓦斯吸附量、瓦斯压力及温度之间的关系 瓦斯以两种状态存在煤体之中，即吸附状态和游离状态。在煤的瓦斯含量中，一般吸附瓦斯占 8090以上，吸附瓦斯量的多少，决定于煤对瓦斯吸附能力和瓦斯压力、温度等
40、条件。瓦斯含量与瓦斯压力及温度之间的关系见图11 和图 12。瓦斯压力（P），大气压图11 瓦斯压力和温度、压力的关系瓦斯含量，/1瓦斯含量，/瓦斯压力（P），大气压图12 瓦斯含量和压力的关系曲线吸附瓦斯总瓦斯含量游离瓦斯 从图上可以看出，由吸附瓦斯和游离瓦斯组成的瓦斯含量随着温度的升高而降低(大约温度增加 1，每克可燃物吸附瓦斯可减少 0.050.065ml)；随着压力的增高。这是因为在一定温度下，当瓦斯压力增高时，意味着单位体积内瓦斯分子数增加，这就增加了瓦斯分子与煤体吸附的机会。但吸附力随着吸附瓦斯分子层的增厚而降低，因此，吸附量增加到一定程度后就会逐渐趋于饱和。煤的吸附瓦斯量一般用朗
41、格缪尔方程计算：Xx=bpabp1 (7 1)式中：Xx在瓦斯压力为P，煤层温度为t时，煤的吸附瓦斯量 P绝对瓦斯压力 MPa；a、b煤的吸附常数。煤的游离瓦斯量在目前开采深度的温度条件下，可以按理想气体等温压缩公式计算：XyKP (7 2)式中：Xy煤的游离瓦斯量，m3/t;K煤的空隙率，；煤的总瓦斯含量(X)与瓦斯压力(P)之间的关系为：Xx=bpabp1kp (7 3)从(73)式可以知道，只要能测定出煤样的吸附常数 a、b 值和煤的空隙率，瓦斯压力和瓦斯含量之间便可以换算。二、采用容量法测定等温吸附曲线计算 a、b 值的原理 煤在变质过程中生成瓦斯和排出挥发性物质的同时，凝胶化作用，使
42、煤形成芳香核为基本单元的聚合体，致使煤成以多孔物质，因而它是一种很好的吸附剂。所谓容量法就是在一定的压力和温度下，测定吸附剂微孔中所容纳的瓦斯量。所谓等温吸附曲线就是在某一温度下，吸附得到平衡时，吸附量与压力关系的曲线。采用容量法测定等温吸附曲线时，要将预先加工好的煤样放在吸附容器中，在真空加热下脱气，测定其中的死空间(包括吸附剂的微孔、颗粒间空隙、试验容器的残余空间等)体积，然后，在一定的温度下往容器中注入一定体积的气体，在容器中形成相应的压力。部分气体被吸附，最终建立一个吸附平衡状态。然后测定该气体的压力和体积。根据气体的起始体积和最终体积的差值即可计算出在给定温度和气体压力下被吸附的气体
43、体积。为了保证测试精度，在测试曲线前段(低压吸附)时采用先注入高压气体，待达到吸附平衡后，进行多次排气，并记录煤层的平衡压力和排气量，直至瓦斯压力降为1at 左右。根据上述测定中瓦斯吸附平衡压力和吸附量的对应关系，可计算出 a、b 值。测定装置示意图如图 13所示。三、测定过程、用 6080 目筛子筛取新鲜煤样 80100g，在 100恒温下干燥 2 小时，称重后装入吸附罐中；、将吸附罐与真空泵连接，在 60下脱气 6 小时，并用真空计检测真空度，使达到约 10-2mmHg；、低压吸附测定，首先将测量系统抽至真空度约 10-2mmHg，充入高浓度瓦斯使测量系统内压力稍高于 1 个大气压，然后打
44、开吸附罐阀门，记录有关数据，计算吸附气体量；、高压吸附测定，将高浓度瓦斯充入吸附罐，使平衡压力达到 6Mpa；然后分 810次将吸附罐内的瓦斯放出，并记录各次放气前的压力平衡值，分别计算出每次放出的瓦斯量；、测定煤样的水分、灰分、真比重等，计算出煤的可燃质重量及吸附罐内死体积；、计算 a、b 值，公式如下：aiiiiiiiiXPPXPPnPPn22 (74)式中：Pi各点吸附平衡压力，(Kg/cm2)Xi各点吸附瓦斯量，(ml/g)n排气次数。第八章 预测瓦斯突出危险性参数测定 一、单项参数测定及计算 1.c 值的测定与计算 目前我国生成的解吸仪有：煤炭科学总院抚顺分院研制的 MD2 型煤钻屑
45、瓦斯解吸仪和焦作矿务局科研所研制的 DWJ1 型多管瓦斯解吸仪，分别见图 14、15 现以 DWJ1 型瓦斯解吸仪为例介绍h2和 c 值的测定过程：(1)在井下使用前，要选择一处顶板好，无淋水的地方将仪器放平，打开仪器箱，调整支承杆 9 使 U 型水柱计保持垂直，个液面均在零位置上，并把 U 型管的一端通过胶管与三通阀 c 孔接通；(2)用普通42mm 煤电钻打孔，在打孔前要预先确定好采样的深度。当打到预定的孔深时立即开启秒表。此时煤电钻要均匀向前推进，钻杆不得或高或低；(3)根据采样深度的不同，计算采样点的钻屑排至孔口的时间(t1)，根据经验，t1=0.1钻孔深度 m，（分）。(4)待钻屑排
46、到孔口时，用煤样筛筛取 12mm 的煤屑约 10 克左右装入煤样瓶中，用瓶塞将瓶口塞住，同时旋转三通阀，使 A、B 两孔相通，使瓶中煤屑解吸出的瓦斯排入大气中。该段时间为 t1、t22 分钟。(5)待秒表计时达 3 分钟(t1+t2=3 分钟)时再次转动三通阀，切断 A、B 两孔的通路，使A、C 两孔相通，煤样瓶中解吸出的瓦斯通过乳胶管进入 U 型管中，此后 U 型管中的液面逐渐发生位移；(6)待秒表计时达 5 分钟时，记录 U 型管中液面的压差，即(7)待秒表计时达 13 分钟时，记录 U 型管中液面的压差，即h10。(8)煤样井下测定结束后，将煤样按孔位、孔深编上号码，带到井上称量煤样重量
47、，计算h2和 C 值，计算公式如下：h2102Gh (81)h101010Gh (81)h221024hhh (81)式中：h2、h10分别为井下实测所取煤样在2 分钟和 10 分钟内的实际解吸瓦斯量，(mmH2O)；h2、h1010 克煤样在 2 分钟和 10 分钟的解吸量，mmH2O；G所取煤的重量，g;C瓦斯衰减系数。2.K1 值的测定与计算：(1)测定过程：K1值的整个测定过程基本与h2相同，但要求煤样瓦斯向 U 型管内解吸过程中，每分钟记录一次液面压差，并换算为每克煤实际的瓦斯解吸量(ml/g)。(2)计算过程：根据防治煤与瓦斯突出细则可知，K1tWQ (84)式中：Q煤样在解吸仪内
48、，每克煤样实测的瓦斯解吸量，ml/g；W测定前每克煤样已解吸出的瓦斯量，(即瓦斯损失量，ml/g；K1钻屑解吸指标(特征)，即煤样自煤体脱落暴露在大气中解吸的第一分钟内，每克煤样的瓦斯总解吸量，ml/gmin1/2；t煤样自煤体脱落到解吸后的总解吸时间，min；tt1t2t3 其中：t1、t2意义同前，t1t23min，t3煤样在解吸仪内解吸的时间，min；在(84)中，Q、t 为实测值，W 为未知数。W 可用图解法求出：依据 Q 与 W 是和t成正比的基本规律，以 Q 为纵坐标，t为横坐标，绘制曲线图如16 解吸开始：t10，tt1t2 Q0 解吸 1 分钟后：t31，tt1t2+1 QQ1
49、 解吸 2 分钟后：t32，tt1t2+2 QQ2 依此类推。解吸 1 分钟后：t33，tt1t2+1 QQ1 根据在井下实测的 t1和 Q1可在坐标图上绘出直线 AB 延长 AB 交纵坐标于 0 点，可得煤样总的瓦斯损失量 W 值。WGW (85)式中：G煤样重量，g；其实在实际计算 K1值时，并不必专门求算 W 值。从图 16 可知，设Aoc=K1=nttWQn21=tg (86)则从ABC 看 tg=2121ttnttQn=K1 (87)因此，从三角形关系上也可以求出 K1值。另外，也可以用最小乘二法依据公式 Qa+bt求出瓦斯损失量 W 值(a、b 为待定常数)。若采用煤炭科学院研究总
50、院重庆分院研制的 ATY 型瓦斯突出预测仪，将有关数据输入仪器后，计算机可以直接计算出 K1值。3.q 值测定：(1)测量要求：根据国内外专家证实，当煤孔打完以后，瓦斯涌出流量的变化规律如图17 所示的曲线。L/minqt0tntHtqnqH(min)图 17 钻孔瓦斯涌出初速度变化曲线图 t0打孔时间 tn封孔时间 tH达到最大 q 值时间 当打眼结束后 2min 时，瓦斯涌出流量可达到最大值，即 qqH。因此，我们测定钻孔瓦斯涌出初速度时，封孔测定工作必须在 2min 内完成，读数时间在打眼后 2min 进行较为理想。(2)操作过程：采用42mm 煤电钻在预测地点打孔，钻孔打到预定深度后，