西坡煤业有限公司5(4+5)号煤层瓦斯地质图说明书

PAGE山西东辉煤焦化集团有限公司西坡煤业有限公司5(4+5)号煤层瓦斯地质图说明书山西地宝能源有限公司2009年11月山西东辉集团西坡煤业有限公司5(4+5)号煤层瓦斯地质图说明书主编：胡守涛技术负责：贾交成部门负责：范林森编制部门：技术中心总工程师：郭景林经理：张春燕山西地宝能源有限公司2009年11月参加人员：范林森宋志刚贾交成相德英审核：黄志明计算机成图：张欣王小娟打印：王芳校对：史佩欣PAGEI目录TOC\o"1-2"\h\z\u0概述 30.1课题立项 30.2研究内容 40.3完成情况 41矿井概况 61.1交通位置及隶属关系 61.2井型、开拓方式及生产能力 71.3瓦斯 81.4煤层 81.5煤质特征 101.6水文地质特征 122地质构造及控制特征研究 162.1区域地质构造演化及分布特征 162.2井田地质构造及分布特征 202.3井田地质构造对瓦斯赋存的控制 213矿井瓦斯地质规律研究 233.1断层、褶皱构造对瓦斯赋存的影响 233.2顶、底板泥岩对瓦斯含量的影响 243.3煤层上覆基岩厚度对瓦斯赋存的影响 243.4瓦斯含量分布及预测研究 254矿井瓦斯涌出规律 274.1预测方法的确定 274.2矿井瓦斯抽采资料统计及分析 284.3矿井回采工作面瓦斯涌出量预测 305煤层气资源计算 405.1资源量计算方法 405.2资源量计算及参数的确定 417.3资源量计算结果及评价 426矿井瓦斯地质图编绘 436.1编图资料 436.2编图内容和表示方法 447结论 45参考文献 47PAGE20概述0.1课题立项为了深入推进煤矿瓦斯防治工作，提高瓦斯防治技术水平，为煤矿瓦斯治理和利用工作提供基本依据和基础资料，国家能源局组织开展了全国煤矿瓦斯地质图编制工作，并下发了《关于组织开展全国煤矿瓦斯地质图编制工作的通知》（国能煤炭【2009】117号），要求全国各煤业集团开展瓦斯地质编图工作，旨在整理全国煤矿多年来的地质勘探和开采、测试揭露的瓦斯地质资料，利用瓦斯地质和瓦斯治理的研究成果，揭示矿井瓦斯地质规律，为瓦斯灾害治理和煤层气资源开发利用提供基本依据。山西省发改委根据文件的要求对此项工作进行了周密的部署，并由省煤炭工业厅具体负责组织实施该项工作。2009年7月29日山西省煤炭工业厅下发了《关于下发全省煤矿瓦斯地质图编制工作方案的通知》（晋煤安发【2009】58号），根据文件要求，山西省所有煤矿均需编制煤矿瓦斯地质图。山西东辉煤焦化集团有限公司西坡煤业有限公司（以下简称西坡煤业公司）于2009年10月委托山西地宝能源有限公司编制山西东辉煤焦化集团有限公司西坡煤业有限公司矿井5（4+5）号煤层瓦斯地质图并签订《编制山西东辉煤焦化集团有限公司西坡煤业有限公司矿井5（4+5）号煤层瓦斯地质图及说明书》项目。根据项目要求，我们研究了矿区地质构造演化及构造控制，研究西坡煤业公司5（4+5）号煤层瓦斯地质规律，进行瓦斯涌出量预测，编制矿井瓦斯地质图，为有的放矢综合防治瓦斯灾害提供科学依据。0.2研究内容（1）区域构造演化及控制特征研究运用板块构造理论和区域构造演化理论，研究不同构造运动时期矿区地质构造在区域地质构造中的大地构造位置；研究每次构造运动引起的构造应力场演化特征对煤层瓦斯生成、运移、保存条件的控制及对矿区、矿井煤层瓦斯赋存的控制。（2）矿区构造控制特征研究在搞清区域构造演化特征的基础上，研究矿区构造控制特征，从而做到区域控制矿区、矿区控制矿井、矿井控制采区、采面逐级控制。（3）矿井瓦斯地质规律研究在搞清区域构造演化、矿区构造控制特征的基础上，研究矿井构造和构造对瓦斯赋存的控制，结合瓦斯地质资料，研究矿井瓦斯地质规律。（4）对西坡煤业公司5（4+5）号煤层瓦斯资源进行计算。（5）编制西坡煤业公司5（4+5）号煤层1：5000彩色瓦斯地质图。0.3完成情况自项目开展以来，山西地宝能源有限公司与山西临县华烨煤业有限公司密切合作，对课题进行了深入研究，获得了以下成果:（1）研究了区域构造演化和矿区构造及控制特征；（2）研究了矿井瓦斯地质规律；（3）研究了瓦斯含量分布特征，进行了瓦斯含量分布预测；（4）预测了西坡煤业公司5（4+5）号煤层回采工作面瓦斯涌出量；（5）计算了西坡煤业公司5（4+5）号煤层气资源量（6）编制了山西东辉煤焦化集团有限公司西坡煤业有限公司5（4+5）号煤层瓦斯地质图。编制完成了1:5000山西东辉煤焦化集团有限公司西坡煤业有限公司5（4+5）号煤层彩色瓦斯地质图，并提交了图纸和相应的AutoCAD格式文件（电子版）。PAGE201矿井概况1.1交通位置及隶属关系西坡煤业公司位于山西河东煤田中段，离柳矿区三交三号精查区中部，行政区划属山西省吕梁市柳林县管辖，井田地理坐标为：北纬37°33′48″～37°38′10″；东经110°49′28″～110°52′43″，井田面积为44.5288km2，井田内批准开采2号、4号和5号煤层。矿区交通较为便利，选定的矿井工业场地南距柳林县城约28.0km，西王家沟乡—孟门镇三级公路从选定的工业场地北部0.9km处通过，由此公路往南到达柳林县城后经307国道向东北可达汾阳市级太原市，向西可达陕西省；在柳林县通过孝（义）—柳（林）铁路王家会煤炭集运站，可通达全国各地；太原—离石的高速公路（汾阳至离石）现已全线建成通车。通过上述道路交通，本矿井生产的煤炭可运往汾阳市、太原市及全国各地，矿井交通较为便利（交通位置图如图1-1所示）。图1-1矿井交通位置示意图1.2井型、开拓方式及生产能力矿井采用斜井、立井混合开拓，在工业广场内布置主、斜井，在风井场地布置矿井初期回风立井。主斜井：井筒方位角270°，倾角25°，斜井698m，半圆拱断面，净断面15.2m2；井筒内装备带式运输机，承担矿井煤炭提升任务，并设行人台阶兼作进风井和矿井安全出口。副斜井：斜长782.2m，半圆拱断面，净断面17.3m2；井筒内铺设双轨，装备双滚筒绞车承担人员升降、材料设备下放、矸石提升等辅助提升任务，井筒内设行人台阶和扶手，时矿井的主要进风井兼作矿井的安全出口。回风立井：井筒直径6.0m，垂深252.0m，净断面28.27m2；井筒内装备行人梯子间，是矿井生产初期的专用回风井筒并兼作矿井安全出口。矿井前期设计生产能力为1.2Mt/a，核定能力为90万t/a。开采5（4+5）号煤层，首采区为二采区，首采工作面为2502工作面，采用综采长壁一次采全高的采煤方法。达产时采区内布置1个综采工作面和4个综掘工作面，工作面长度为200m。1.3瓦斯本井田各煤层瓦斯成分以CH4为主，其次为N2、CO2及C2—C5。大部分样点CH490%以上，少量样点CH480—90%，个别样点CH470—80%。N2<4%，CO2<0.6%，C2—C6<0.1%。主要煤层5（4+5）号煤的瓦斯梯度为每增加1ml/g.r，甲烷气深度增加62m。同一煤层从井田东部向西部随煤层埋深增加，CH4含量呈增大的趋势。不同煤层，在同一钻孔，气含量垂向变化不明显。山西煤田地质勘探148队专题研究采用了分源预测法队本井田未来矿井不同生产时期的矿井瓦斯涌出量进行了预测，预测结果表明：无论是生产前期、中期还是后期，本井田都属于高瓦斯矿井。1.4煤层井田内主要含煤地层为山西组和太原组，共含煤16层，自上而下编号为01、02、03、1、2、4、5（4+5）、5下、6上、6、7、7下、8、9、10、11号。煤层总厚19.80m，含煤地层总厚156.20m，含煤系数12.7%，可采煤层有1、2、4、5（4+5）、6、8、9号7层，其中1号为零星可采煤层，可采煤层总厚16.03m，可采含煤系数10.3%。山西组含01-5下号8层煤，煤层总厚9.15m，地层总厚68.20m，含煤系数13.4%。可采煤层总厚7.83m，可采含煤系数11.4%。太原组含6上-11号8层煤，煤层总厚10.65m，地层总厚888.00m，含煤系数12.1%。可采煤层总厚8.20m，可采含煤系数9.3%。各可采煤层特征如下：1、2号煤层赋存与山西组中上部，上距K4砂岩约31m，全井田仅362号孔尖灭，井田东部外126号钻孔尖灭。见煤点厚度0-1.75m，平均1.03m，属薄-中厚煤层，平面上厚度变化时北部厚于南部。可采区主要位于7线以北。可采点厚0.72-1.75m，平均1.16m。不含或偶含1层夹矸，结构简单。顶板为泥岩或砂质泥岩，少数为细、粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩厚炭质泥岩。本层属大部可采的较稳定煤层。2、5（4+5）号煤层位于山西组下部，上距3号煤0-0.87m。煤厚1.69-6.32m，平均3.86m。井田内大部分地段与3号煤合并。合并区煤厚3.24-6.32m，平均4.37m。属厚煤层。中北部335号钻孔最厚达6.32m，最薄为122号钻孔，厚3.24m。厚度变化总趋势时西部厚于东部，东部厚度多小于4m。厚度大于5m，中西部和北部有两小片。占主导低位的煤层厚度在4-5m之间，分叉区煤厚明显小于合并区，厚1.69-3.75m，平均2.45m，属中厚煤层。东北角分叉区，由西往东厚度递减，规律明显。自东部往西部，煤层明显增厚。含夹矸0—7层，多为1-2层，夹矸单层厚度为0.02—0.6m，岩性以炭质泥岩和泥岩为主。顶板为中、细砂岩、砂质泥岩、泥岩。底板为砂质泥岩或泥岩，局部为细砂岩和粉砂岩。本层属全井田稳定可采煤层，是本井田的主要可采煤层。各可采煤层特征，如表1-1所示。表1-1可采煤层特征表地层单元煤层编号煤层厚度（m）最小—最大平均平均层间距（m）最小—最大平均结构（含矸层数）可采性稳定性山西组10-2.220.921.69-10.886.80简单（0-2）零星可采不稳定20-1.751.03简单（0—2）大部可采较稳定4.91-22.4514.6040-1.801.09简单（0—2）零星可采不稳定0-8.713.605（4+5）1.69-6.323.86简单（0-2）可采煤层0.66-6.852.805下0-4.601.03简单（0—2）零星可采不稳定11.23-34.6123.58太原组60-1.500.82简单（0—2）局部可采不稳定25.62—45.5031.1182.14-4.673.25简单（0-2）可采稳定0.70-21.619.2091.04-9.724.19简单（0-2）可采稳定1.5煤质特征物理性质井田内煤的颜色为黑色，分色为黑和黑褐色，光泽多呈玻璃光泽—强玻璃光泽，有时可见弱丝绢光泽。断口参差状、贝壳状、镜煤分层有眼球状断口，内生裂隙发育，外生裂隙不发育。煤的结构条带状最发育，且以宽条带状结构为主，其次为线理状结构，似均一状结构较少见到。煤的构造多呈层状，也有块状结构。煤的硬度小，脆度大。化学性质、工艺性能及煤类化学性质①2号煤层灰分（Ad）：煤层原煤灰分7.55-35.34%，平均20.02%；精煤5.51-14.36%，平均9.00%。全硫（St.d）：煤层原煤全硫0.16-1.12%，平均0.38%；精煤全硫0.20-0.74%，平均0.43%。挥发分：分煤层挥发分（Vdaf）原煤29.71-30.01%，精煤29.47-30.88%，原煤挥发分因受灰分的影响，略高于精煤挥发分。原煤、精煤挥发分均随煤层层位降低而变小。粘结指数（G）：煤层粘结指数87.0-102.2，平均96.7%。胶质层厚度（Y）：煤层胶质层厚度13-36mm，平均27.6mm。奥亚膨胀度（b）：2号煤层奥亚膨胀度13.3-378.4%，平均183.0%，。②5号煤层灰分（Ad）：煤层11.44-27.56%，平均19.21%；精煤4.57—13.84%，平均7.99%。全硫（St.d）：煤层0.19-1.03%，平均0.38%；精煤全硫0.29—0.74%，平均0.44%。精煤全硫略高于原煤的原因是煤中有机硫较高难以脱洗。挥发分：分煤层挥发分（Vdaf）原煤29.71-30.01%，精煤29.47—30.88%，原煤挥发分因受灰分的影响，略高于精煤挥发分。原煤、精煤挥发分均随煤层层位降低而变小。粘结指数（G）：煤层粘结指数90.4-103.0，平均96.46%。胶质层厚度（Y）：煤层胶质层厚度18-40mm，平均27.2mm。奥亚膨胀度（b）：煤层奥亚膨胀度1.7-399.2%，平均153.9%。按中国煤炭分类国家标准GB5751-86要求确定煤类。以精煤挥发分产率900℃测定值和粘结指数作为主要分类指标。2号煤层为中灰、特低硫、低磷、难选或中等可选的FM、1/3JM、JM;5号煤层为中灰、特低硫、低磷、易选或中等可选的FM、1/3JM、JM。1.6水文地质特征一、含水层（一）中奥陶统石灰岩岩溶裂隙承压含水层组1．上马家沟组根据区域资料，本组厚约250m，岩性以石灰岩、泥灰岩为主，岩溶发育，多为蜂窝状溶孔，连通性好，溶孔直径一般为1~6cm，含水层具较好的连续性和稳定性。钻孔揭露本组时，大量涌水或漏水，为井田和区域最主要的含水层。井田北外侧311号孔揭露本组45.55m，放水试验单位涌水量达0.82L/s.m。另外本组和峰峰组进行了4次混合放水试验，地下水主要来自本组。其中114、133、356号孔抽放水试验单位涌水量分别为0.86、0.32和0.979L/s.m，102号孔单位涌水量为0.031L/s.m，从平面上来看，井田内本组富水性强，且均一；从垂向上来看，富水性不随深度增加而减小。2．峰峰组本组在井田东部外围出露，平均厚度119.60m。由石灰岩、泥灰岩、石膏、膏岩带、白云质灰岩及角砾状灰岩组成，以石灰岩为主要含水层。含水层以溶孔、溶蚀裂隙为主，溶孔常呈孤立状，方解石簇晶呈半充填状态，岩溶发育规律是浅埋区强于埋深区，富水性亦如此，深度311、325号孔单位涌水量为0.0089和0.00038L/s.m，富水性弱。浅部的359号孔，单位涌水量为0.082L/s.m，富水性相对较强。奥陶系上部古风壳的发育使得顶部含水层石灰岩中多充填有黄铁矿、铝质泥岩和泥岩，从而大大影响了其富水性。总体来看，本组富水性弱。（二）石炭系上统太原组石灰岩裂隙岩溶承压含水层组本组石灰岩在井田东部外围沟谷中出露，由东向西埋深逐渐增大。含水层为L1-L5石灰岩。受出露条件的限制，含水层富水性不均一，地下水仅在浅部具较强的富水性，而在埋深区，岩溶裂隙不发育，溶孔连通性差，故地下水富水性弱。井田东部103、359号孔，抽水试验单位涌水量分别为1.218L/s.m和0.041L/s.m。井田南部边界外柳林县吉家塔镇煤矿，井筒施工揭露L5和L4石灰岩，涌水量约20~30L/s，本组在浅部富水性较强。浅埋区钻孔钻进揭露本组后，钻孔均发生明显的涌漏水现象，也可说明这点。在埋深区的325孔，涌水量为0.00078L/s.m,说明含水层富水性富富弱。（三）二叠系下统山西组砂岩、裂隙承压含水层组本组在井田东界外围出露，含水层主要由K3及S4—S8等砂岩组成，岩性为细—粗粒砂岩，厚度变化大，裂隙不发育，钻孔钻进本层，回次水位及冲洗液消耗量均无明显变化，325、343、359号孔抽水试验单位涌水量分别为干孔、0.000285、0.0035L/s.m，表明本组富水性弱。5号煤顶板砂岩为直接充水含水层，厚0.8~16.4m，厚度极不稳定。（四）二叠系石盒子组砂岩裂隙承压含水层1．下石盒子组本区在井田东缘一带出露，由长石石英砂岩、石英砂岩、粉砂岩、砂质泥岩和泥岩组成，其中K4砂岩较稳定，平均厚5.39m，砂岩裂隙较发育，但由于开启性差，且多被方解石脉充填，受补给条件限制，井田内富水性弱，343号孔本组抽水试验，单位涌水量0.00010L/s.m，渗透系数0.0026m/d，矿化度1.024g/L,为较软的微咸水。2．上石盒子组本组在井田内沟谷中广泛出露，含水层有数层砂岩，岩性以中、粗粒砂岩为主，砂岩厚度大，稳定分布，浅部构造裂隙、风化裂隙发育，并以构造裂隙为主，向深部裂隙发育程度逐渐减弱，钻孔至本组普遍涌水或漏水，说明本组富水性稍强。（五）第四系砂砾石孔隙潜水含水层第四系中更新统砂砾石层分布于沟谷两侧，砾石成分主要为石灰岩、砂岩、松散状未胶结，含孔隙水，沟谷切割含水层时可形成泉，一般泉水流量很小。下部基岩风化带含水微弱。二、隔水层（一）奥陶系峰峰组下段岩性为石膏、膏岩带、泥灰岩、白云质灰岩、角砾状灰岩，该段岩石一般致密完整，构成峰峰组含水层与下伏上马家沟含水层之间相对隔水层。（二）9号煤底板—奥灰顶面之间岩层厚43.20~74.15m，平均51.80m，该段岩性为细砂岩、泥质岩类、石灰岩、铝土岩，裂隙不发育，硅、铁质胶结的K1细砂岩及泥晶灰岩、铝土岩抗压强度较高，泥质岩类具较好的隔水性，这些岩层的组合，构成9号煤底板—奥灰顶面之间隔水层。（三）5号煤或5（4+5）号煤底板至L6灰岩面之间岩层厚17.92—30.60m，平均23.38m。岩性主要为泥质岩类及K3中、粗粒砂岩。K3中、粗粒砂岩，泥质胶结，较完整，构成5（4+5）号煤与太原组石灰岩含水层之间相对隔水层。（四）石炭系、二叠系中较厚且稳定的泥质岩和裂隙不发育的砂岩在各含水层之间起隔水作用。2地质构造及控制特征研究2.1区域地质构造演化及分布特征2.1.1区域地质构造演化河东煤田位于鄂尔多斯盆地东部边缘，东侧为山西地块，南北两端分别与秦岭和阴山两个构造带接触，其形成过程及煤层埋藏历史都受到区域构造演化的影响。①印支期，鄂尔多斯盆地晚古生代煤系的埋藏深度持续增大，构造发展受控于南北向上的差异沉降，三叠纪时的沉积和沉降中心偏向于盆地南部。印支期末到燕山期初，构造整体抬升导致煤系盖层开始遭受剥蚀；②燕山期，鄂尔多斯盆地主体部分接受沉积，形成厚度较大的侏罗—白垩系，在边缘隆起的影响下，燕山期的沉降过程对盆地东缘地区影响有限，未能造成煤系埋深的显著变化。燕山末期，以构造全面抬升而结束盆地发育史，靠近边缘隆起，包括煤系在内的地层遭受强烈剥蚀，煤层埋深变浅或出露地表；③喜马拉雅运动后期，煤系经抬升临近地表，新生代地层远不足以补偿煤系原先盖层剥蚀厚度。鄂尔多斯盆地东缘煤层气藏于煤系埋深达到最深时开始生成，经后期抬升剥蚀及地下水的影响最终于现今形成。2.1.2区域地质构造演化对瓦斯赋存的影响煤层瓦斯的富集不仅与现今煤层所处的环境、煤层特征有关，而且与构造演化过程密切相关，地质历史时期中，煤层停止生气之后的上覆地层埋深最浅的时期是煤层瓦斯富集的关键时期，此时煤层保存的瓦斯含量对现今煤层中瓦斯的富集程度至关重要。依据区域构造演化过程，对煤层的埋藏历史进行恢复表明，本区煤层大致经历了4个演化阶段，如图2–1所示。图2–1河东煤田中部主要煤层埋藏史第一阶段：石炭纪到晚三叠世末期，为快速沉降阶段。石炭纪至二叠纪期间大面积成煤，形成的煤层埋深迅速增大，进入成熟阶段，并大量生烃。第二阶段：早侏罗世早期，为逐渐抬升期。受燕山运动影响，本区隆起抬升，遭受剥蚀，煤层埋深减小，成熟作用终止。区域上具有东部抬升强烈，西部相对微弱的特征。第三阶段：早侏罗世晚期至晚侏罗世，为缓慢沉降期。受燕山运动的影响，地壳重新下降，沉积作用再度开始。煤层的埋藏深度再次加大。但沉降速率明显低于第一阶段，没有达到三叠纪末期的最大深度，因此生烃量有限或没有生烃。第四阶段：从晚侏罗世至今，沉积作用基本停止，地壳处于缓慢的上升隆起状态，致使包括煤系地层在内的上覆地层遭受不同程度的剥蚀。在这四个阶段中，古地温场的演化不均一。在晚石炭世至侏罗纪期间，鄂尔多斯盆地古地温梯度为2.2~3.0℃/100m；到了中生代末期（白垩纪期间），由于强烈的构造运动和岩浆活动，使得古地温场出现异常，达到3.6~6.2℃/100m，主要集中在4.0~4.5℃/100m范围内；新生代以来，盆地不断抬升，地壳增厚，地温梯度降低到2.2~3.2℃/100m。由上述分析可知，煤层达到最大埋深（3000m左右）后的深成变质作用是煤层第一次生烃，印支期的构造热事件引起了第二次生烃，但是生烃量很少，影响有限。燕山期热事件发生期间生成并保存在煤中的烃类，有一定的散失，但散失量不大，现今的煤层气饱和度在80~100%。抬升过程中或抬升后，煤层中气体的运移、散失、再聚集决定了现今瓦斯含量的空间展布格局。本区煤层在停止生气后虽经历长时期的抬升，但总体仍处于较深的埋藏深度，只在新近纪以后才逐渐抬升至最浅部，构造演化过程中封存条件较好，有利于瓦斯的富集。2.1.3区域构造分布特征河东煤田处于黄河东岸—吕梁山西翼的南北向构造带上，煤田总体上是一个基本向西倾斜的单斜构造，属于吕梁复背斜西翼的一部分，在单斜上又发育了次一级的褶曲和由燕山期巨型隆起运动造成的断裂构造。燕山期的断裂构造主要发育于煤田东缘以外，河东煤田北部及南部次级褶曲一般幅度不大，以单斜为主导构造，而在煤田中部的离柳矿区，在单斜上又产生了幅度较大的宽缓褶曲，成为矿区的控制性构造。井田地处离柳矿区西部，在构造单元上属于鄂尔多斯断块、兴县—石楼南北向褶皱带中段，同时也属于山西断块，因整个山西断块构造走向均以NE–SW或SN向，所以本区的构造也以NE–SW向为主。吕梁复背斜轴部主要由太古界变质岩及部分太古界花岗岩组成，其西翼形成一系列的次一级背斜和向斜，其中对区域地下水埋藏、运移影响较大的构造有走向南北的离石—中阳向斜和走向大致南北，呈S形分布的枣林—王家会背斜。枣林王家会背斜的西翼倾角为10°—20°，缓缓向西、西北倾斜，构成柳林单斜、直抵黄河岸边，为鄂尔多斯盆地的东翼。同时，由于作用于离柳林矿区的东西向应力不均衡，因而产生了离石鼻状构造，即以离石—聚财塔的东西方向轴线，形成一个弧形向西突出的弧状构造。鼻轴以北的三交区、地层走向由SN—NNE—NE，以南的青龙区则由SN—SSE—SE。由于张力作用，在鼻轴部位，产生了一个东西向的张裂带，即聚财塔断层组成的地堑构造。2.2井田地质构造及分布特征本井田地处河东煤田离柳矿区西部，三交—柳林单斜的中部。井田整体为一缓倾斜的单斜构造，地层走向从北至南，由北北东渐变为南北向，倾向由北西西而西，倾角平缓，一般为5°~10°。井田内有宽缓的小褶曲，断层稀少仅348号孔中遇断距很小的断层。地表及孔内均未见陷落柱。未发现岩浆活动。井田构造属简单类。2.2.1褶曲总体而言，本井田基本上是一向西倾斜的单斜构造。井田东北角表现为宽缓的波状起伏。5线以北地层走向基本为北北东，5线以南地层走向近南北向。仅在井田东部由底板等高线可看出发育有宽缓的褶曲，地表未见。2.2.2断层井田内断层不发育，仅在348号孔中遇见1条断层，断距为11m。井田内1个钻孔所遇断层：348号孔逆断层：断点深度417m，位于太原组L4石灰岩附近，断距11m。2.2.3节理井田内节理共发育2~3组，X型共轭节理，由此可知井田内主应力方向应为北东—北北东向。2.2.4其他构造本井田有滑坡地质现象，多发生在Q2及Q3地层中。井田内地表及钻孔均未见陷落柱。2.3井田地质构造对瓦斯赋存的控制井田位于河东煤田离柳矿区西部，三交—柳林单斜的中部。南界为离石鼻状构造的转折线—聚财塔地堑式断裂带，整体为一向西缓倾斜的单斜构造，地层走向近南北向。区内构造较为简单，主要地质构造为南部东西向的张裂带，即聚财塔断层（F1、F2）组成的地堑构造，从揭露的断层统计结果来看，井田内发育的断层多为高角度正断层，倾角介于52°~87°之间，且断层附近伴生次级羽状小断层，落差普遍较小。实际观测中发现，这些断层具压扭性质，基本不存在破碎带，断层面具有明显的擦痕和镜面现象，通常不导水亦不含水。区内陷落柱也较为发育，但柱体岩块缝隙间有方解石及硫铁矿晶体充填，亦不含水也不导水。由瓦斯运移规律可知，区域大断裂带附近以及多组断裂的交会部位，瓦斯含量往往较低；向斜轴部瓦斯含量高于两翼，而背斜则呈现相反的趋势。本区南部聚财塔附近的张裂带便是瓦斯散逸的良好通道，其瓦斯含量明显低于其它地区。但开采过程中所揭露的断层统计结果显示，区域其它部位的断层多具压扭性质，落差较小，通常不导水，亦不含水，连通性较差。且区内较为发育的陷落柱体内的岩块缝隙被方解石及硫铁矿晶体充填，也不易构成瓦斯散逸通道。因此，井田内除聚财塔断裂带外，其它地区的地质构造条件较有利于瓦斯的富集。另外，井田内发育的宽缓对称的短轴褶曲构造，也会对瓦斯的运移积聚产生一定的影响。PAGE243矿井瓦斯地质规律研究瓦斯是生于煤层、储存于煤层或围岩的气体地质体，只要开采煤炭就会有瓦斯涌出来。它的生成条件、运移规律以及赋存、分布规律都受着极其复杂的地质作用控制。瓦斯地质规律是进行瓦斯含量和涌出量预测的关键，是瓦斯地质图编制的基础。西坡煤业公司5（4+5）号煤层瓦斯分布主要受地质构造、上覆基岩、埋深和煤层厚度等因素控制。3.1断层、褶皱构造对瓦斯赋存的影响断层对瓦斯赋存的影响是多方面的，它不仅对煤层的完整性和瓦斯的封闭条件，而且对煤体结构、煤岩显微特征及煤的渗透率均有不同程度的影响。从断层性质与瓦斯赋存的关系来看，压性断层断层面为密闭性，断层面附近成为构造应力集中带，使煤层吸附瓦斯量增多，煤层瓦斯含量相对增高，同时由于瓦斯不易透过断层面运移散失而有利于瓦斯的保存。张性断层断层面为开放性，断层面附近由于构造应力释放而成为低压区，煤层瓦斯大量解吸，并从断层面逸散，使煤层含气量急剧下降。本井田仅在井田东部由底板等高线可看出发育有宽缓的褶曲，地表未见，所以此褶曲对瓦斯影响很小。在向斜构造区，其顶部为压性闭合，其下部张性裂隙发育，有利于瓦斯储集，是主要的储气构造，因此采掘工程进入该区瓦斯涌出量大；次之是背斜翼部，因其轴部的裂隙，多为张性的开放性裂隙，当煤层埋深较小时，有利于瓦斯的排放，背斜轴部不利于煤层瓦斯的集聚。本井田仅348号孔发现逆断层，断层深度417m，位于太原组L4石灰岩附近，断距11m，此断层使此处瓦斯含量增加，但是对整个矿井瓦斯涌出量影响很小，所以可以忽略不计。3.2顶、底板泥岩对瓦斯含量的影响煤层围岩的隔气和透气性能直接影响到瓦斯的保存条件。围岩的透气性越大，瓦斯越易释放，煤层瓦斯含量就越小；反之，瓦斯易于保存，煤层的瓦斯含量就高。孔隙与裂隙发育的砂岩、砾岩和灰岩的透气系数非常大，一般比致密而裂隙不发育的页岩、泥岩等岩石透气系数高出千倍以上。西坡煤业公司5（4+5）号煤层顶板为中细砂岩、砂质泥岩、泥岩，底板为砂质泥岩或泥岩，局部为细砂岩和粉砂岩。从煤层及围岩的性质可以看出，顶底板岩性的透气性差，有利于瓦斯保存。3.3煤层上覆基岩厚度对瓦斯赋存的影响煤层上覆基岩厚度为煤层埋藏深度减去第四系地层沉积厚度。第四系地层主要为黄土层，一般分布于地表，胶结性不好，孔隙度大，连通性好，容易释放瓦斯。由于第四系松散沉积物易于搬运，厚度变化较大，这就造成煤层上覆地层垂向上变化较大。本井田5（4+5）号煤层处于二叠系下统山西组（P1s），其出露于井田以东的沟谷中，厚度为50.5m~87.8m，平均68.2m。二叠系下统下石盒子组（P1x）出露于井田东部的沟谷中，厚度为47~136.6m，平均85.9m。二叠系上统上石盒子组（P2s）厚度303~392m，平均377.6m。二叠系上统石千峰组（P2sh）出露于黄河附近，厚度130~194m，平均150m。上第三系上新统保德组（N2b）厚度0~30m。由此可见5（4+5）号煤层上覆基岩厚度在620m以上，所以煤层上覆基岩有利于瓦斯保存。3.4瓦斯含量分布及预测研究通过对各种可能影响煤层瓦斯含量的因素进行定性和定量分析，结合离柳矿区的瓦斯形成条件和保存情况，认为在影响西坡煤业公司5（4+5）号煤层瓦斯含量的储多因素中，通过煤层底板标高与瓦斯含量之间的关系来求取瓦斯含量更具有普遍意义。通过上面定量计算，我们发现瓦斯含量与底板标高显著相关，相关系数为R2=0.7006。所以利用瓦斯含量与煤层底板标高之间的回归关系来预测瓦斯含量，预测值对实际工作更具有指导作用。表3-1西坡煤业5（4+5）号煤层底板标高与瓦斯含量的关系底板标高（m）瓦斯含量(m3/t)底板标高（m）瓦斯含量(m3/t)22815.35257.735215.14536.241413.34953.937310.15982.35119.7由上表可知瓦斯含量与煤层底板标高回归方程为：Y=-0.0347x+24.923井田范围内5(4+5)号煤层的底板标高的范围为220~620m，相应可得出不同标高的瓦斯含量：煤层标高574m处的瓦斯含量趋势值是5m3/t；煤层标高430m处的瓦斯含量趋势值是10m3/t；煤层标高285m处的瓦斯含量趋势值是15m3/t。PAGE464矿井瓦斯涌出规律准确预测瓦斯涌出量是防治矿井瓦斯灾害的关键因素之一，并能为工作面布置、井下瓦斯抽放设计、通风管理等提供基本依据。目前，我国用于矿井瓦斯涌出量预测的方法有两类：矿山统计法和分源预测法。4.1预测方法的确定（1）矿山统计法是瓦斯涌出量预测最基本的方法，其实质是：首先，根据生产矿井勘探和生产阶段积累的瓦斯地质资料划分出瓦斯地质单元；其次，结合已采（掘）工作面揭露的大量、丰富实测瓦斯涌出数据进行统计分析，获取不同瓦斯地质单元的瓦斯涌出量梯度（瓦斯涌出量随开采深度或煤层埋深的变化规律）；最后，分别对各个不同瓦斯地质单元的未采水平、采区及工作面实施预测计算。（2）分源预测矿井瓦斯涌出量亦称瓦斯含量法预测矿井瓦斯涌出量。该预测方法的实质是根据回采工作面瓦斯涌出来源及各源涌出规律，并结合煤层开采技术条件、煤层瓦斯赋存参数来计算回采工作面瓦斯涌出量，适用于各种采煤方法的回采工作面瓦斯涌出量预测，只要选取的预测参数合理，就可以取得很高的预测准确率。因此，该方法能为矿井通风设计提供更合理的矿井瓦斯涌出量基础资料，并为高、低瓦斯矿井、煤层的确定及其合理配采，减小矿井瓦斯涌出不均衡提供科学依据。矿山统计法要求被预测回采工作面在煤层赋存条件、瓦斯地质条件、开采方法以及产量大小等方面与样本工作面相同或相似，否则，预测准确率难以保证。鉴于矿井在实际生产中各工作面的开采时间和进度等方面偏差较大，导致相对瓦斯涌出量与上覆基岩厚度之间拟合关系较差，而分源预测法则能很好地避免此类问题，并能确定各个涌出源所占的比重和预测矿井各个时期（投产期、达标期、萎缩期等）的瓦斯涌出量。因此本次研究采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测。4.2矿井瓦斯抽采资料统计及分析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采空区间排放瓦斯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=W1+W2+W3式中Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；W1—可采煤层的瓦斯储量，Mm3；W1=A1i—矿井可采煤层i的地质储量，Mt；X1i—矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3/t；W2—受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量，Mm3；W2=A2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，Mt；X2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3/t；W3—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，实测或按下式计算：W3=K.(W1+W2)K—围岩瓦斯储量系数，取K=0.1矿井可开发瓦斯量（或称可抽放量）是指在既定的开采技术条件下，按照目前的抽放技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映着矿井瓦斯资源的开发程度，与其抽放工艺技术和抽放能力密切相关。一般采用下式计算：Wkc=k.Wk式中Wkc—矿井可抽瓦斯量，Mm3；k—矿井瓦斯抽放率，按照我国目前的技术水平，采用本煤层预抽和采空区抽放瓦斯时k=30~35%，取k=30%；Wk=矿井瓦斯储量，Mm3；矿井可采煤层为2号及5号煤层，矿井瓦斯储量包括2号、5号煤层及受采动影响后能向2号及5号煤层涌出瓦斯的临近层煤层，为1号、5下号、6上及6号。所以在计算矿井瓦斯储量时计算2号及5号煤层、1号、5下号、6上号及6号煤层及围岩的瓦斯储量。由于1号、5下号、6上号及6号煤层无储量资料，只能近似计算临近层瓦斯储量。矿井瓦斯储量和可开发瓦斯量的计算结果详见表4-1。表4-1矿井瓦斯储量和可开发瓦斯量的计算结果煤层煤层性质煤炭储量（kt）可采储量（kt）瓦斯含量（m3/t）瓦斯储量（Mm3）可开发量（Mm3）2号可采煤层50030307604.93246.647973.994375号可采煤层3359202065905.7（平均）1914.744574.4232小计3859502373502161.3919648.417571、5下、6上及6号临近层按可采煤层20%计算432.27838129.683514围岩按可采煤层瓦斯储量的10%计算216.1391964.841757合计2809.80947842.9428由表4-1可知西坡煤业公司瓦斯总储量为2809.81Mm3，可开发瓦斯量为842.94Mm3，矿井瓦斯总储量较大。西坡煤业公司实测的5号煤层的参数分别为：百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.019~0.021d-1左右，煤层透气性系数为0.14—0.24m2/MPa2.d左右。可知该煤层属于可以抽放煤层，但由于西坡煤业公司煤层透气性系数是参照煤层瓦斯流量衰减系数测定钻孔测定，因此存在一定误差，建议以后在有条件时重新测定。4.3矿井回采工作面瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量采用分源预测法预测（AQ1018—2006）。分源预测法的技术原理是：根据煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出的源汇关系（图4-1），利用瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律并结合煤层赋存条件和开采技术条件，通过对回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量的计算，达到预测采区和矿井瓦斯涌出量的目的。汇：矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出汇：矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出源：已采采区采空区瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出掘进工作面瓦斯涌出源：生产采区采空区瓦斯涌出源：开采层瓦斯涌出源：邻近层瓦斯涌出源：煤壁瓦斯涌出源：落煤瓦斯涌出分源预测法计算如下：4.3.1工作面瓦斯涌出量预测（1）工作面瓦斯涌出量预测薄煤层及中厚煤层不分层开采时，回采工作面的瓦斯涌出量开采层计算公式为：q1=k1·k2·k3··(W0-WC)式中：q1—回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；k1—围岩瓦斯涌出系数，矿井顶板管理方式为全部跨落法管理顶板，故取k1=1.3；k2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，5(4+5)号瓦斯涌出系数取k2=1.075；k3—准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数；利用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定：k3==0.85L—回采工作面长度，L=150m；h—巷道瓦斯预排等值宽度，取h=14m；m—开采层厚度，开采层厚度取3.86m；M—工作面采高，煤层一次采全高，工作面采高与开采厚度相同。W0i—开采煤层原始瓦斯含量，一采区取6.3m3/t,二采区取7.75m3/t;WC—开采煤层残存瓦斯含量，一采区取1.82m3/t,二采区取2.1m3/t。经计算：开采5（4+5）号煤层时，一采区及二采区回采工作面本煤层瓦斯涌出量预测结果分别为5.41m3/t及6.79m3/t。（2）邻近层瓦斯涌出的计算公式为：q2=式中：q2—回采工作面邻近层瓦斯涌出量，m3/t；—第i邻近层煤厚，m；M—开采煤层的开采厚度，M=3.86m；—第i邻近层原始瓦斯含量，参照5（4+5）号煤层，m3/t；—第i邻近层残存瓦斯含量，参照5（4+5）号煤层，m3/t；—第i邻近层受采动影响的瓦斯排放率，与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。临近层的瓦斯排放率与煤层间距的关系见图4-2。1-上邻近层排放曲线，2-近水平和缓倾斜煤层下邻近层排放曲线，3-急倾斜煤层下邻近层排放曲线图4-1邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线开采5号煤层时可向煤层涌出瓦斯的临近层有1、2、5下、6号等4个距离较近的临近层。各临近层瓦斯涌出量计算详见表4-2、4-3。表4-2一采区工作面临近层瓦斯涌出量计算表煤层名称煤厚（m）原始瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）与5号煤层距离(m)涌出系数（%）相对瓦斯涌出量（m3/t）备注10.926.31.8225840.896上临近层21.034.931.3418.2910.87上临近层5（4+5）3.866.31.82本煤层5下1.036.31.822.8951.334下临近层60.826.31.8226.38260.246下临近层合计3.35表4-3二采区工作面临近层瓦斯涌出量计算表煤层名称煤厚（m）原始瓦斯含量（M3/t）残存瓦斯含量（m3/t)与5号煤层距离（m）涌出系数（%）相对瓦斯涌出量（m3/t)备注10.927.752.125841.13上临近层21.034.931.3418.2910.87上临近层5（4+5）3.867.752.1本煤层5下1.037.752.12.8951.43下临近层60.827.752.126.38260.31下临近层合计3.74注：对比1、5下、6号煤层地勘瓦斯资料及5（4+5）号煤层实测值，临近层瓦斯涌出量预测中1、5下、6号煤层瓦斯含量及残存量近似按5（4+5）号煤取值。2号取实测值。因此5号煤层回采时，一、二采工作面临近层相对瓦斯涌出量分别为3.35m3/t及3.74m3/t。除上述主要煤层外，还有其他一些较薄或距离很远的煤层，其涌出量可以忽略不计。（3）工作面的相对瓦斯涌出量为：q回一采区=q开+q临=5.41+3.35=8.76m3/tq回二采区=q开+q临=6.79+3.74=10.53m3/t矿井正式回采时，一采区及二采区工作面平均相对瓦斯涌出量预测分别为8.76m3/t及10.53m3/t。矿井回采工作面设计开采强度约为3455t/d，一、二采区工作面绝对瓦斯涌出量分别为21.02m3/min及25.36m3/min。4.3.2掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进时煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出：qj=qB+qL式中qj—掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；qB—煤壁瓦斯涌出量，m3/min;qL—落煤瓦斯涌出量，m3/min。（1）掘进工作面煤壁瓦斯涌出量在巷道掘进过程中，巷道周围煤层中的瓦斯压力平衡状态遭到破坏，煤体内部到煤壁间存在压力梯度，瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向巷道泄出。单位时间内单位面积暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）随煤壁暴露时间的延长而降低。通常暴露6个月后煤壁瓦斯涌出基本稳定。其计算公式为：式中qB—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min；D—巷道断面内暴露煤壁面得周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2m0，m0为开采层厚度；对于后煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度；150301皮带顺槽及150301轨道顺槽为矩形断面（长为4.2m，高位3m），D为10.20m；v—巷道平均掘进速度；年产量为1.2Mt/a时，取0.0093m/min；L—掘进巷道长度，综掘取800m；q0—煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2.min按下式计算：=0.026·(0.0004·+0.16)·式中Vdaf—煤中挥发份含量，取27.77%；X0—煤层原始瓦斯含量，一采区取6.3m3/t，二采区取7.75m3/t；q0一采区=0.026×(0.0004×27.772+0.16)×6.3=0.077m3/m2.minq0二采区=0.026×(0.0004×27.772+0.16)×7.75=0.094m3/m2.min由此计算得：产量为1.2Mt/a时qB=10.20×0.0093×0.077×[2×(800/0.0093)1/2-1]=4.28m3/min；qB=10.20×0.0093×0.094×[2×(800/0.0093)1/2-1]=5.22m3/min；（2）掘进工作面落煤瓦斯涌出量qL=S.v.γ.(X0-X1)式中：qL—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min;v—巷道平均掘进速度，m/min;S—掘进巷道断面积，12.6m2；γ—煤的密度，取平均密度1.39t/m3；X0—煤层原始瓦斯含量，一采区取6.3m3/t，二采区取7.75m3/t;X1—煤层残存瓦斯含量，m3/t，一采区X1取1.82m3/t，二采区X1取2.1m3/t。按上式计算得：产量为1.2Mt/a时qL一采区=12.6×0.0093×1.39×（6.3-1.82）=0.73m3/min；qL一采区=12.6×0.0093×1.39×（7.75-2.1）=0.92m3/min；本井田内掘进工作面总瓦斯涌出量为：产量为1.2Mt/a时qj一采区=4.28+0.73=5.01m3/min；qj二采区=5.22+0.92=6.14m3/min；矿井4个煤巷掘进头其中一、二采区两个总瓦斯涌出量为22.3m3/min。4.3.3掘进工作面瓦斯涌出量预测生产采区瓦斯涌出量系采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区涌出量总和，其计算公式为：式中q采区—生产采区瓦斯涌出量，m3/t;k—生产采区内采空区瓦斯涌出系数，1.25—1.45，取1.25；qci—第i个回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；Ai—第i个回采工作面平均日产量；t；qji—第i个掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；A0—生产采区平均日产量，3636t；按式计算出一、二采区瓦斯相对涌出量分别为21.44m3/t及23.55m3/t，采区日产量3636t时绝对涌出量分别为51.14m3/min及59.46m3/min。4.3.4矿井瓦斯涌出量预测式中：qkj—矿井瓦斯涌出量，m3/t；K'—生产采区采空区瓦斯涌出系数，1.25—1.45，取1.25；K''—已采采区采空区瓦斯涌出系数，1.25—1.45，取1.25；qhi—第i个回采区工作面的瓦斯涌出量，m3/t；qji—第i个掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；Ai—回采工作面平均日产量，t；A0—矿井平均日产量，t；当回采工作面达产时矿井共布置一个综采工作面和4个综掘工作面，则矿井瓦斯涌出量为1个综采面、4个综掘面及采空区的涌出量，计算公式如下：矿井相对涌出量为：qkj一采区=1.25×1.25×（9.15×3455+1440×22.3）/3636=26.8m3/tqkj二采区=1.25×1.25×（10.53×3455+1440×22.3）/3636=29.44m3/t矿井绝对涌出量为：qkj一采区=26.8×3636/1440=67.67m3/minqkj二采区=29.44×3636/1440=74.33m3/min利用上述方法根据地勘瓦斯资料预测三、四、五采区回采、掘进、采区及矿井瓦斯涌出量。现将各采区回采、掘进、采区及矿井瓦斯涌出量预测结果绘制表中（见表4-4、4-5、4-6）。表4-4各采区回采工作面瓦斯涌出量预测表采区名称原煤瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量(m3/t)本层相对瓦斯涌出量（m3/t）临近层相对瓦斯涌出量（m3/t）工作面相对瓦斯涌出量(m3/t)工作面绝对瓦斯涌出量(m3/min)一6.31.825.413.358.7621.02二7.752.16.793.7410.5325.26三6.982.15.863.349.222.07四8.3411.5427.69五74.3212.4929.97表4-5各采区掘进工作面瓦斯涌出量预测表采区名称原煤瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）掘进面绝对瓦斯涌出量（m3/min）一6.31.825.01二7.752.16.14三6.982.15.51四8.342.16.52五1表4-6采区及矿井瓦斯涌出量预测表采区名称原煤瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）采区相对瓦斯涌出量（m3/t）矿井相对瓦斯涌出量(m3/t)采区绝对瓦斯涌出量(m3/min)矿井绝对瓦斯涌出量(m3/min)一6.31.8221.4426.854.1467.67二7.752.123.5529.4459.4674.33三6.982.121.8427.355.1468.93四8.342.126.6233.2767.2184.01五136.3973.5191.895煤层气资源计算煤层气俗称矿井瓦斯，其资源量是指根据一定的地质工程为依据，估算赋存于煤层中、当前可开采或未来可能开采的具有现实经济意义和潜在经济意义的煤层气数量。资源量计算结果是实现煤层气规模开发的前导性必要工作，是国家进行能源结构调配和煤层气产业发展的战略和规划的基本依据，同时也为矿井有关设计提供基础资料，指导矿井安全生产。5.1资源量计算方法本报告采用体积法计算煤层气储量。体积法是我国目前煤层气储量计算普遍采用的一种方法，适用于各个煤层气地质储量计算。计算公式如下：（5-1）式中：——煤层气地质储量，108m3；——煤层含气面积，km2；——煤层净厚度，m；——煤的密度，t/m3；——煤的干燥基含气量，m3/t；——煤中原煤基水分，％；——煤中灰分，％。5.2资源量计算及参数的确定（1）根据山西省编制煤矿瓦斯地质图的技术要求，本次煤矿瓦斯资源量需计算煤层内的所有资源量。（2）资源量计算单元的划分：原则是把气田内具有相同或相近煤层气赋存特征的储层划为一个单元。划分单元首选气藏地质边界，如断层、尖灭、剥蚀等。（3）煤层有效厚度即整层煤厚去除夹矸厚度，也称净厚度，可以查看邻近钻孔资料，通过测井曲线或者取芯整理夹矸厚度，一般与构造煤厚度一块在图上钻孔附近标出。（4）煤质量密度先查找附近的钻孔，查看相应报告可获得煤真密度或视密度数值；对于计算单元有多个钻孔的情况，可以取其平均值。（5）含气量瓦斯地质图上标有实测含气量和预测的含气量等值线，可以从图上直接读出。（6）资源量计算按照矿井瓦斯含量等值线图划分的资源量计算块段，见大图。依据每个块段已确定的参数，由公式（5-1）计算出各块段煤层气资源量。7.3资源量计算结果及评价西坡煤业有限公司5（4+5）号煤层具体资源量计算结果见表5-1。表5-1西坡煤业公司5（4+5）煤层瓦斯储量计算表块段编号面积/km2含量①/m3/t煤厚②/m密度/t/m³底板标高地质储量③/Mm³资源量丰度/108m3144.5283.4-17101.69—6.323.861.39220-62026280.59合计44.52826280.59注：①分子表示计算块段内瓦斯含量范围，分母为平均瓦斯含量；②分子表示计算块段内煤厚范围，分母为平均煤厚；③地质储量计算过程中围岩含气量系数取1.1。6矿井瓦斯地质图编绘矿井瓦斯地质图以矿井煤层底板等高线图和采掘工程平面图作为地理底图。在系统收集、整理建矿以来瓦斯资料和地质资料，如采掘工作面每日的瓦斯浓度、风量和抽采量等，在搞清矿井瓦斯地质规律，进行瓦斯预测和瓦斯分区分带的基础上绘制而成。矿井瓦斯地质图能集中反映煤层采掘揭露的瓦斯地质信息，反映矿井瓦斯涌出规律和赋存规律。6.1编图资料6.1.1地理底图选用1：5000矿井采掘工程平面图和煤层底板等高线图作为地理底图。要求地理底图的选取应能反应最新的采掘和地质信息。6.1.2地质资料（1）矿井地质勘探精查或详查报告、矿井生产修编地质报告（地质说明书）；（2）矿井采掘工程平面图、煤层底板等高线图、构造纲要图、井上下对照图、地层综合柱状图；（3）采掘工作面地质说明书；（4）所有的钻孔柱状和勘探线剖面。6.1.3瓦斯资料（1）收集整理历年瓦斯签定报告；（2）瓦斯含量资料：地质勘探钻孔取样测定的瓦斯含量和生产阶段取样测定的瓦斯含量；6.2编图内容和表示方法6.2.1地质内容和表示方法（1）煤层底板等高线：该矿标高差20m一条；（2）煤层勘探钻孔，煤层露头，向斜，背斜，断层，煤层厚度，陷落柱、火成岩、煤层顶板砂、泥岩分界线，构造煤的类型、厚度分布等。6.2.2瓦斯内容和表示方法瓦斯含量点和瓦斯含量等值线。6.3其它内容表示为了减轻图面内容的负担，并突出表现瓦斯涌出量分布，瓦斯突出分布和控制瓦斯分布的地质因素等主体内容，达到图面清晰，主体突出、一目了然的目的。对于矿井工程只表示主要的永久巷道，巷道只用单线表示。7结论（1）研究了河东煤田区域构造。本区的构造以NE–SW向为主。吕梁复背斜轴部主要由太古界变质岩及部分太古界花岗岩组成，其西翼形成一系列的次一级背斜和向斜，其中对区域地下水埋藏、运移影响较大的构造有走向南北的离石—中阳向斜和走向大致南北、呈S形分布的枣