煤炭测井处理解释技术

针对煤炭地质勘查研究存在的问题，可以看出，我国煤炭地质勘查虽然研究成果较多，但是由于手段多样化、技术的差异性、区域地质条件不均性以及实际操作的差别造成了以上存在的几个问题，综合分析来看，我国煤炭地质勘查技术与方法仍需加强以下几个研究方向：

1.煤炭地质勘查阶段划分研究需要重新厘定

我国现行的勘查阶段划分仍然沿袭前苏联的四分法。但是，从目前情况看，勘探阶段对矿井地质条件的查明程度与安全高效矿井建设的需求依然有很大差距，难以满足市场经济条件下煤炭工业建设规划需要。实际上，煤炭地质勘查是为矿井建设和生产服务的，勘查技术主要进展、矿井开采地质条件综合勘探效果更多的体现在矿井生产实践验证中。因此，包括建井和生产阶段的补充勘探是勘查工作的继续，无疑属于煤炭地质勘查范畴。建议将煤炭地质勘查工作划分为5个阶段，制定补充勘探阶段的工作程度、技术标准，并将其纳入重新修订的煤炭地质勘查规范中去。

《煤、泥炭地质勘查规范》中，要求煤炭地质勘查遵循以煤为主、综合勘查、综合评价的原则。但是，在煤炭资源地质勘查手段、工程量布置和控制程度等方面上，均是以钻探手段为主要依据，按照几类（针对构造复杂程度）几型（指煤层稳定程度）确定勘探类型，对最终阶段即勘探（精查）阶段的要求也仅是“详细查明先期开采地段内落差等于和大于30m的断层、详细查明初期采区内落差等于和大于20m（地层倾角平缓、构造简单、地震地质条件好的地区为15～10m）的断层”。

深部煤炭资源的赋存条件，一般情况下要比浅部复杂；新建矿井多为高产、高效矿井，综合机械化生产对煤矿地质工作提出了更高要求，包括查明断距3～5m的断层、幅度5m左右的褶曲、陷落柱和采空区的空间分布等。因此，现行规范对于深部煤炭资源地质勘查的手段比较单一、勘查精度要求整体偏低。

如何提高勘查精度，从规范上提高精度要求，成为当代煤炭勘查工作解决的前沿问题。

2.加快煤炭空白区勘查，满足优质煤炭基地建设和矿井生产接替需要

我国西部煤炭地质勘查空白区相对于东部较多，其勘查程度低，开发工作滞后，经济可采储量严重不足，具有重要的勘查潜力。因此，煤炭地质勘查要以新的成矿理论为指导，采用先进的勘查技术手段和设备，对该类型地区进行研究，及时准确地发现新的煤炭资源，为国家经济安全发展提供新型能源基地。

3.加大深部煤矿床精细勘探技术研究

由于勘查程度低，对深部煤炭资源赋存状况和地质条件掌握程度差。从已进入深部生产的矿井看，随着采煤深度增加，高水压、高地温、高地压、高瓦斯问题日趋严重，地质构造愈来愈复杂。未来深部矿井均是高产高效矿井，为开发利用深部煤炭资源，将开发风险降低到最低限度，必须掌握煤矿区、矿井、尤其是采区、工作面的地质条件。为此，以物探方法为先导，配合基础地质勘查手段，结合其他勘探手段，提高深部煤岩层精细构造和灾害源探测能力与精度。

4.加快资源勘查、矿井建设、煤气安全开采一体化和环境保护四位一体化研究步伐

煤炭地质勘查是煤气共采的基础。煤田勘查坚持统筹规划、协调开发的原则，从普查阶段开始就将煤层气勘查评价与煤勘查有机结合起来，统一部署、同时设计、同时组织施工，进行一体化勘探、综合评价。对煤层气有利区块开展试井和小井网勘探。煤炭科学研究总院西安研究院研发的地面钻孔煤层绳索取心装备和煤层气含量快速测定技术，大大降低了逸散气的体积，通过实验室适当加温和连续解吸，以提高煤层气解吸速率，在几小时至几天内可以获得煤层气含量。与自然解吸法相比，其结果准确率超过90％。同时，煤炭科学研究总院西安研究院根据我国煤田地质条件和储层物性特征，对从美国引进的煤层气注入/降压试井设备进行改进，配合无污染钻井液，减少了试井工程对储层的伤害，提高了煤层原位瓦斯含量、成分、储层压力、渗透率和原地应力的测试精度。借助自主研发的开放式煤层气试井软件，实现了煤层气工程设计、数据处理、结果分析、报告生成的自动化。

煤炭完全燃烧后，煤中的可燃部分燃烧释放热量，煤中水分蒸发，剩余部分为煤的矿物质中金属与非金属的氧化物与盐类形成的残渣，这些就是灰分。煤灰成分复杂，主要由硅、铝、铁、钛、钙、镁、硫、钾、钠等元素的氧化物与盐类组成。分析结果以氧化物质量百分含量形式报出。根据煤灰组成，可以大致判断出煤的矿物成分。煤灰成分可以为灰渣的综合利用提供基础技术资料。根据煤灰成分还可初步判断煤灰的熔融温度，根据煤灰中钾、钠和钙等碱性氧化无成分的高低，大致判断煤在燃烧时对锅炉的腐蚀情况。

煤灰成分分析项目一般有：SiO2、Fe2O3、Al2O3、TiO2、Ca0、MgO、SO3、K2O和Na2O，有时也测定Mn3O4和P2O5。

一、 编制依据

1、《煤矿安全规程》2010版

2、《防治煤与瓦斯突出规定》2010年版

3、《主井揭二1煤层防突设计》

4、《主井井筒地质柱状图》

5、《主井井筒施工组织设计》

6、《主井基岩段施工安全技术措施》

7、附近地区煤矿揭二1煤层施工经验等

二、 揭煤工程简述：

1、井筒概况

+++煤矿主井井口设计标高为+551.6m（相对标高±0.00m）。井筒设计深度为531.6m（不包括临时改绞深度）。井筒直径为Ø5000mm，支护形式为：表土及风化基岩段采用双层钢筋单层砼井壁支护结构，砼标号C40，正常基岩段采用素砼井壁结构，砼标号C30。根据主井揭煤设计要求，主井井筒揭煤段支护形式为双层钢筋砼井壁结构。内、外壁厚度均为500mm。钢筋型号为：环筋Ф20@250mm，竖筋Ф18@250mm，箍筋为Ø12@500×500mm。钢筋保护层：外层100mm，内层60mm。揭煤段井筒荒径为ø7.0m，掘进断面38.5m2。目前井筒掘砌深度为466.8米，工作面相对标高为-466.8m。

2、地质、水文地质概况：

根据4月24日对二1煤层的探煤结果显示，二1煤层顶板标高为-474.9m，底板标高为-481.2m，煤层铅锤厚度为6.3m，煤岩层产状为330～350°∠28～30°。井筒无水文地质资料，设计时按不含水考虑，在井筒施工时对可能含水的砂岩地层进行超前探水工作，当涌水量超过10m3/h时进行工作面预注浆，确保工程顺利进行和工程质量。

三、揭煤设计执行情况：

1、前探、测压钻孔

根据“揭二1煤层防突施工组织设计”要求，在主井距二1煤顶板法距10m外位置（即460.6m）施工两个测压孔（兼探孔），对二1煤层赋存情况进行了探明并进行了测压。实际施工钻孔参数如下表：

测压孔（兼前探孔）实际钻孔参数表

孔号 角度(°) 深度(m) 见煤深度(m) 止煤深度(m) 煤层厚度(m) 瓦斯压力

（Mpa）

1# 30 20.5 12.5 18.5 6.0 0.8

2# 0 23.3 16.8 22.8 6.0 1.0

2、预测预报

测压情况：本次测压采用聚氨脂A、B液快速封孔技术进行测压，封孔长度为5m，封孔质量符合要求。经过12天的观测，二1煤层综合瓦斯压力最大为1.0Mpa。

四、防治突出措施：

1、揭煤工作面选择预抽煤层瓦斯和金属骨架相结合的综合防突措施。抽放瓦斯钻孔留7.0m岩柱，共施工74个抽放孔。钻孔在井筒工作面呈锥台形均匀布孔，孔径为φ=80mm，最外面一圈排放孔终孔落在距井帮外12.0m处的煤层底板上，钻孔穿透煤层全厚。详见主井揭二1煤层瓦斯抽放孔布置图。

2、金属骨架防突措施在工作面距离煤层顶板法线距离2米时施工。开孔间距为500mm，终孔位置为过煤层底板1000mm，开孔圈径为R=7000mm。附图。

3、抽放孔及金属骨架施工前，分别在井筒工作面浇筑200～300mm厚的混凝土垫层，打平经凝固后固定钻机跑道，然后开始施工钻孔。

4、对施工完的抽采钻孔及时用聚氨酯A、B液进行快速封孔，封孔前必须用压风净底，然后用φ50 mm的抗静电硬质塑料管封孔（最外2圈钻孔孔口往里2m为铁管），封孔长度为5.0m，见煤段全程下花管。

5、抽采系统采用地面临时抽采泵，其型号为2BEA型抽采泵，井筒内6寸无缝钢管，地面6寸总管。管路系统：迎头2寸封孔管→4寸软胶管→6寸钢管→地面6寸总管→2BEA型抽采泵→排向大气。

6、整个揭煤施工期间最外圈两圈抽排孔要始终保持抽排状态。

五、防突措施的效果检验：

防突措施实施之后，采用残余瓦斯压力P0进行效果检验。

方法如下：

1、施工检验孔3个。钻孔控制到措施孔控制范围边缘，布置在措施孔之间。详见附图。

2、效果检验指标临界值为：残余瓦斯压力P0（0.74MPa）。实际测得三个效检孔残余瓦斯压力为：X1：0.05Mpa，X2：0.0Mpa，X3：0.0Mpa。检验指标均在突出危险临界值以下，措施有效。

六、确定安全岩柱厚度措施：

根据《防治煤与瓦斯突出规定》中的相关规定，经预测或防突效果检验煤层无突出危险后，在工作面距煤层法距2.0m处，开始采用远距离震动放炮方法揭开煤层，采取以下措施确保安全岩柱厚度：

① 在井筒施工过程中，地质人员经常了解、准确掌握煤岩层位置，并利用前探钻孔和排放孔，准确掌握煤层的位置。

② 从工作面距煤层顶板法距5m开始，每次在打炮眼前，在工作面底板沿煤层倾向方向上、下平行井筒施工方向各打一个超前探孔，深度5m以上。任何一个探孔见煤后，立即停止掘进，汇报调度室及揭煤领导小组，立即进行分析，确保安全岩柱的法距不小于 2m。

七、过煤层施工措施：

主井井筒内二1煤层倾角280～300，倾向3300～3500，煤层厚度6.3m。根据防突设计要求，在距离二1煤层顶板法向距离2.0m时在工作面首先采用金属骨架防突措施对二1煤层进行超前支护。然后采取远距离震动爆破对二1煤层进行揭开。爆破图表依据揭煤炮眼布置图表。

进入煤层施工时首先采用小段高掘砌，然后大模板（4.0米）砌筑的施工原则。即：一次支护采用小段高掘进，掘砌段高为1.2米，模板采用1.2米段高拼装式组合模板。当一次支护施工深度够4.0米后采用二次支护措施对井壁进行永久支护，二次支护模板采用4.0米段高下行金属模板施工。

另外，过二1煤层时还要采取增加临时支护及加强永久支护强度等措施进行施工，从而确保过煤层施工期间的安全顺利进行。

1、超前支护措施：

超前支护采用金属骨架支护方案。金属骨架作为防突措施也可作为超前支护措施，在抽排瓦斯防突措施效果检验有效后方可在揭开煤层前实施。金属骨架措施在井筒周边外1.0m范围内布置骨架孔，开孔直径为80mm，钻孔必须穿过煤层并进入煤层底板1.0m，钻孔间距为0.5m。骨架材料选用直径50mm钢管并加工成花管，孔径6~8mm，孔距300mm，其伸出孔外端砌入砼井壁内。封孔采用聚氨酯A、B液快速封孔法，封孔长度为5.0m，每个孔封孔结束后及时的采用注浆泵对其进行充填注浆，注浆终压视现场埋管情况而定。揭开煤层后，严禁拆除金属骨架。

2、 临时支护措施：

临时支护采用锚网喷，锚杆采用管缝式锚杆，长度2000mm,间排距为800×800mm；金属网采用3mm厚菱形钢板网，网附规格为1000mm×2000mm，网片搭接长度为100mm，搭接处采用12号铁丝连接3道；喷浆厚度为80mm，喷浆砼标号为C20。临时支护要紧跟工作面，确保整个揭煤过程中的安全以及防治施工过程中由于围岩暴露时间长造成瓦斯涌出等情况发生。

3、加强井壁支护措施；

1）、变素砼支护为钢筋砼支护；

2）、增加砼浇筑厚度及砼标号；

根据煤层实际揭露情况，加强砼支护强度：（1）、变素混凝土为钢筋砼，同时提高砼标号为C40；增加井壁厚度至1080mm（临时支护80mm+一次支护500mm+二次支护500mm）。一次支护段高为1.2m，单层钢筋砼结构；二次支护段高为4.0m，双层钢筋单层砼结构。钢筋型号：环筋：Ф20螺纹钢筋，竖筋：Ф18螺纹钢筋，钢筋保护层：外/内：100/60mm，钢筋间排距：250×250mm。采用搭接绑扎方式，搭接长度：环筋700mm，竖筋630mm，一次支护竖筋搭接采用挂钩式搭接，以提高施工速度，保证施工安全。

3）、施工段落及工程量。

根据探明二1煤层位置确定加强井壁支护强度施工段高，施工段落为煤层顶板上5米至煤层底板下2米位置。具体部位要根据煤层实际赋存位置确定。

八、震动爆破：

1、震动爆破范围：

二1煤层顶板上法线距离5.0m至煤层底板下法线距离2.0m，即-469.2m~-485.9m，工程量：16.7m。放炮基地：设在地面距主井井口20m以外的安全地点。

2、钻爆器材的选择：

凿岩设备：采用SJZ6.7型伞钻配YGZ-70型凿岩机。钻杆：φ26×4700mm六角中空合金钢钎。钻头：φ55mm十字型合金钻头。

选用三级煤矿许用水胶炸药，规格为φ45×400mm，雷管选用6m长铜芯脚线的1～5段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130ms，严禁跳段使用；全断面一次打眼、一次装药一次起爆。

装药结构：采用正向装药。

装药量：正常装药量的1.5～2.0倍。

联线方式：串、并联连线方式，放炮前采用爆破网络导通仪进行导通试验。

3、远距离震动爆破参数见下表：

表1爆 破 原 始 条 件

序 号 名称 单 位 数 量 备 注

1 井筒直径 m Φ5.0

2 井筒荒径 m Φ7.0

3 井筒掘进断面 m2 38.5

4 岩石条件 f 4～6

5 雷 管 发 107 抗杂散毫秒延期电雷管

6 炸 药（Ø45） m/卷、kg/卷 0.4、0.69 T330三级煤矿许用水胶炸药

表2 井 筒 预 期 爆 破 效 果

序号 爆 破 指 标 单 位 数 量

1 炮 眼 利 用 率 % 90

2 每 循 环 进 尺 m 3.87

3 每循环爆破实体矸石量 m3 156.07

4 每循环炸药消耗量 Kg 391.9

5 单位原岩炸药消耗量 Kg/m3 3.58

6 每米井筒炸药消耗量 Kg/m 101.3

7 每循环雷管消耗量 个 107

8 单位原岩雷管消耗量 个/m3 0.97

9 每米井筒雷管消耗量 个/m 27.6

表3井 筒 爆 破 参 数 表

眼别 眼数(个) 眼深 (mm) 角度(°) 装 药量(kg) 起爆 顺序 装药结构 联线

方式

卷/眼 Kg/眼

掏槽眼 6 3 90 6 4.14 Ⅰ 正

向 串

联

辅掏眼 11 4.5 90 8 5.52 Ⅱ

一圈辅助眼 17 4.3 90 6 4.14 Ⅲ

二圈辅助眼 25 4.3 90 6 4.14 Ⅲ

周边眼 48 4.3 90 4 2.76 Ⅳ

合计 107 391.9

4、放炮位置，停电、撤人范围及警戒安设

停电、撤人范围：放炮前切断井下及井口附近20m范围内所有非本质安全型电气设备电源。备用开关打在停止位置并闭锁，挂停电牌；井下所有人员全部撤至地面警戒范围外。

远距离放炮地点及警戒安设：远距离放炮地点设在距主井井口20m外。警戒线为：主井井口护栏距井口距离＞20m，警戒4人；警戒位置要“人、牌、网”俱全，各处警戒安设好后，警戒负责人必须向现场指挥汇报。

5、远距离放炮安全技术措施

1）必须对所有参与揭煤施工的的入井人员进行措施贯彻传达，并签字备查。

2）井下所有人员必须佩带自救器，并会正确熟练使用。

3）打眼时，岩（煤）炮眼的眼位眼深及装药量应该严格按爆破图表施工。

4）严格执行 “一炮三检”、 “一炮三泥”和“三人连锁”放炮制，只有检测迎头及20m范围内瓦斯浓度小于0.8％时，才能装药、放炮。

5）炸药要严格检查和挑选，确保质量，不得使用过期或变质的炸药，采用铜脚线电雷管，使用前应严格对每个电雷管进行导通检查和电阻测定。

6）联线必须由放炮员亲自操作，联线后必须由放炮员检查确认无误后，才能与母线连接。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作只准放炮员一人操作。

7）不同厂家或不同批次的雷管不允许同时使用，使用前应严格进行导通实验。

8）炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：

a、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。

b、炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1.0m。

c、炮眼布置在煤层中时必须全孔用不燃性材料封堵严实。

d、工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中不得小于0.3m。

9）采用远距离放炮揭穿煤层时，应将工作面所有不装药的眼孔（包括前探孔、测压孔、不抽的瓦斯抽采孔等）用不燃性材料进行封满堵实。

10）联线时要保持接线清洁，确认无误后，才能与母线连接，并将接头处用绝缘胶布包好并悬空。

11）远距离放炮期间，要落实停、送电负责人，明确各电气开关位置，并挂牌作业；装药及放炮前，由现场带队人员下达停电通知，由电工负责停井筒及井口20m范围内的动力电源。

12）严禁放炮时停局扇。

13）放炮前井筒施工设备都要保护好，吊盘提至距工作面30m以上，井盖门打开。待井口房及翻矸台上人员全部撤出井口20m外位置后，班（队）长必须清点人数，确认无误后，由放炮员、测气员、安监员分别向矿调度所和揭煤小组值班人员汇报，放炮员只有接到揭煤领导小组成员的放炮命令后，方可发出放炮信号，至少再等5秒，才能起爆，爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。

14）放炮前，切断主井井筒内及井口20m范围内的所有非本质安全型电器设备电源。并在距主井井口20m以外安设专人警戒，并拉出临时警戒线，并撤出警戒区域内一切人员。

15）放炮30分钟后，且炮烟吹散后，根据监控终端显示迎头及回风流瓦斯浓度等参数小于规定值后，方可由揭煤领导小组成员、测气员、放炮员、班队长共同到工作面进行验炮，确认无安全隐患后，方可由小组成员统一安排撤警戒、送电，进入工作面，恢复工作。

16）恢复工作后，出矸、揭煤、砌壁等各工序施工时，现场均应有专人检查瓦斯，观察工作面瓦斯涌出动态，围岩变化情况，如发现工作面围岩特别破碎，片帮或压出，瓦斯涌出量剧增、温度突然下降或发出声响等异常现象，必须立即停止工作，撤出井筒所有人员至安全地点。

17）加强放炮管理，放炮母线不得有明接头且必须采用铜线。处理瞎炮、拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员现场交接清楚。

18）通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15分钟，根据现场实际情况，检查找出拒爆的原因，并遵守以下处理原则：

a、由于拒爆连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

b、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

c、严禁用风镐刨或从炮眼中取出原装置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出雷管。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆炮眼。

d、处理拒爆的炮眼爆破后，爆破工必须详细检查被爆落的煤矸，收集未起爆的雷管和炸药。

e、在拒爆未处理完毕以前，严禁在该地区进行与处理拒爆无关的各项工作。

19）放炮前，所有非抽采的措施孔、校检孔必须采用不燃性材料进行充填严实。

20）揭煤期间严禁使用风镐，使用抓岩机抓煤（矸）时要先采用工作面洒水湿润。

21）放炮由揭煤小组组长统一指挥，响炮前由小组成员检查警戒、撤人、停电等措施执行情况，无误后，方可下达放炮命令，严格执行炮前、炮后汇报制度。

22）揭煤领导小组负责主井井筒揭煤期间有关措施的落实、警戒的设置以及对通风、送电、撤人等情况进行监督，处理有关问题。

23）揭煤过程中，发现突出征兆(如打钻时顶钻、喷煤、瓦斯浓度忽大忽小、煤壁片帮、来压、煤体位移压出、有炮声、煤体光泽变暗、煤层层理紊乱等)，作业人员必须立即停止工作，切断电源，撤出所有人员，并向矿调度室汇报。

九、安全技术措施：

1、局扇管理

1） 两台局扇（一台使用、一台备用）必须保证一台正常运转,另一台要处于热备状态。局扇、开关等电气设备管理责任到人,配备司机（值班电工专职管理）并挂牌，不得随意停开。

2） 风筒吊挂必须整齐，固定牢靠，不得脱节，不得有漏风现象，揭穿煤期间，风筒到迎头距离不超过5m。

3） 局扇供电必须做到“三专两闭锁”。

4） 工作面因停电或其它原因造成停风时，必须及时撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须经瓦检员检查瓦斯浓度，只有在井筒内瓦斯浓度不超过1%时，且局扇及其开关处瓦斯浓度不大于0.5%时，才能人工开启局扇。

2、电气管理

1） 井筒及井口20m范围内的电器设备必须是本安型或防爆型，新下井电器设备必须经检查和签发防爆合格证后，方准入井，并按标准化挂牌管理。

2） 井下使用的电缆必须是符合《煤矿安全规程》有关规定的阻燃电缆。

3） 井筒通讯及信号设备全部采用本安型。

4） 井下动力供电必须采用检漏保护装置，保证检漏保护装置灵敏可靠。井下照明和信号装置必须具有短路、过载和漏电综合保护。

5） 项目部负责指定专人对局扇风电、瓦斯电闭锁和备用局扇班班进行实验，确保完好。

6）井下供电应做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”。

“三无”：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头

“两齐”：电缆悬挂整齐、设备清洁整齐

“四有”：有过流和漏电保护装备、有螺钉和弹簧垫圈、有密封圈和挡板、有接地装置

“三全”防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全

3、瓦斯管理

⑴ 要加强工作面的通风、瓦斯检查和防爆器材的管理，严格执行操作规程和岗位责任制，严禁违反《煤矿安全规程》。

⑵ 当掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并查明原因及时采取措施。

⑶ 对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电启动。

⑷ 井筒揭煤施工期间必须设专职瓦检员，随时检查瓦斯浓度，如遇异常情况及时停止施工汇报项目部和调度室。

⑸ 瓦斯检查要重视通风死角，对井筒内易产生局部瓦斯聚积的地点，如井壁刃脚下、吊盘下及封口盘下等位置，均应设点仔细检查，防止漏检。

⑹ 采用KJF16B型瓦斯监测系统， T1探头距工作面不大于5m，T2探头距封口盘10～15m。T1、T2探头参数设定如下表。因瓦斯超限或故障出现断电，必须采用人工送电。

探头 报警值 断电值 复电值 断电范围

T1 ≥0.8% ≥1.0% ＜1.0% 井筒内及井口20m范围内

所有非本质安全型电器设备

T2 ≥0.8% ≥1.0% ＜1.0%

⑺ 瓦检员每班要检查并记录井下探头数值，如出现探头值与瓦斯检测值不一致，现场按最大值处理，由通风队负责在一小班内将两种仪器调校准确。

（8）瓦斯监控探头及所用瓦斯检查仪使用前必须送到有资质的实验单位进行校核。

4、防尘、防火管理

⑴ 必须采取湿式打眼，放炮前后必须洒水洒透，出矸期间要根据矸石潮湿及粉尘情况及时补洒水。打眼、出矸等有粉尘产生工序，作业人员必须佩戴防尘口罩。

⑵ 严格入井检身制度，严禁穿化纤衣物、戴电子表、带手机下井。矿灯在井下任何人不得随意拆卸。

5、过煤层施工

在煤层里施工时，除严格按照《防突规定》及《煤矿安全规程》等有关条文组织施工外，还应注意以下几点：

1）、在煤层里施工时禁止采用风镐以及手镐进行刷帮作业；

2）、施工过程中禁止使用风镐等震动型设备和工具，振动棒禁止采用电动振动棒，必须是风动型振动棒。

3）、只有在震动爆破后且工作面内瓦斯等含量符合《煤矿安全规程》相关规定后方可使用抓岩机出矸。使用抓岩机出矸前工作面采用洒水器对煤、矸进行洒水湿透，防止出矸（煤）时产生火花。

4）、出矸过程中禁止吊桶、抓岩机等碰撞模板，以及抓岩机碰撞吊桶等，以避免碰撞产生火花。

6、异常情况处置与避灾自救

1） 参加揭煤的作业人员必须掌握煤与瓦斯突出前的预兆：井帮压力增大 ；煤壁或岩帮破碎、变形、掉渣、煤块崩出；空气变冷，煤质干燥，煤体变暗；有煤炮声，煤层层理紊乱；瓦斯浓度变化大；井筒涌水由清变浑；打钻时，出现顶钻、卡钻或喷孔现象等。

2） 在出矸、砌壁、打眼等工序施工时，现场均应专人负责观察观测工作面围岩和井帮稳定情况，有专职测气员检查瓦斯及温度变化情况，如发现工作面围岩特别破碎，片帮或压出，瓦斯浓度忽大忽小，温度骤降或发出声响等突出预兆异常现象，应立即停止工作，撤退人员升井，及时报告项目部有关领导，采取相应措施。

3）揭穿煤施工期间下井人员一律佩戴自救器和矿灯，否则不准下井。井下安装压风自救装置。

4）通风系统：

新鲜风流： 地面风机→井筒（风筒）→掘进工作面

泛 风 流： 掘进工作面→井筒→地面

a、风量计算

①、按工作面同时工作最多人数计算：

Q=4N=4×20=80m3/min

式中：Q ---- 风量，m3/min

N ---- 工作面同时工作最多人数，取20

②、按瓦斯绝对涌出量计算：

Q=100qk/C=100×3.1×1.15÷0.8=445.6m3/min

式中：q---- 瓦斯绝对涌出量；取3.1m3/min

k---- 瓦斯绝对不均衡系数；

C---- 回风瓦斯控制浓度 取0.8

③、按同时最大爆破炸药量计算：

Q=7.8/t(KAS2L2/ρ2)1/3

= 7.8/30×（391.9×19.62×3002×0.3/1.42）1/3 =331.6m3/min。

式中：t ---- 炮后排烟时间， 取30min；

K ---- 淋水系数 取0.3；

A ---- 同时爆破的炸药量 取391.9kg；

S ---- 通风断面积， 取21.2m2

L ---- 稀释炮烟长度， 取300m；

ρ ---- 风筒进出风量比， 取1.4

④、按最小风速验算：最低风速取0.25m/s；

Q最低=0.25×S×60=0.25×21.2×60=318m3/min

根据配风量取大原则，选择445.6m3/min为施工所需风量，能满足施工要求。

b、局扇工作风压计算

因该次揭煤区域最深为492m，考虑到风机至井口及拐弯，每路风筒全长按510m计算，采用Φ800mm胶质风筒，每节风筒长10m。

①、 风筒摩擦风阻

R摩=6.48*α* L/ D5=6.48×0.002×510/0.85=20.17NS2/m8

式中：R摩 ---- 摩擦风阻

α ---- 风筒的摩擦阻力系数 取0.002

D ---- 风筒直径 取0.8m

L ---- 风筒总长 取510m

②、局部风阻

R弯=ζb×ρ/2S2=0.3×1.22÷2÷0.52=0.86NS2/m8

式中：ζb ---- 转弯阻力系数 取0.3

ρ ---- 空气密度 取1.2Kg/m3

S ---- 风筒断面积取0.5m2

③、风筒的总风阻

R=R摩＋R弯=20.17＋0.86=21.03NS2/m8

c、局扇选型：

主井揭煤期间选用2×18.5KW对旋式局部通风机，最大通风量达到500m3/分钟，满足主井井筒揭煤需要。

5）避灾路线：

避灾路线： 工作面→井筒（吊桶）→地面

6）打眼、装药、连线时要确保吊桶始终在井下，一旦井下有突发情况可以立即升井。

十、组织管理

1、项目部成立揭煤放炮领导小组，负责揭煤过程的指挥、协调、检查、落实工作，领导小组构成如下：

组 长：李志成

副组长：蔡振国 张永和 刘朝锋

成 员：李明举 王子民 慕振中 任昌辉 庞世力

杜同林 杨玉山 张若柏 陈 科 郭永强

揭煤领导小组负责对副井井筒揭煤期间有关措施的落实、警戒的设置以及对通风、送电、撤人等情况进行监督，处理有关问题。

2、揭煤前，由总工程师组织通风、地质、矿建、机电、安监等部门一起对揭煤区域的通风系统、供电系统、监控系统、通信系统等进行一次全面的检查，针对查出的问题，必须指定人员限期解决，否则不准施工。

3、放炮由揭煤领导小组统一指挥，响炮前由小组成员检查警戒、撤人、停电等措施执行情况，无误后，方可下达放炮命令。

4、相关部门责任如下：

1）、项目部：负责揭煤期间通风管理、通风设施的设置、监控传感器的使用管理；负责做好各类钻孔的施工工作；负责按设计、措施规定进行井筒的掘进施工；负责远距离放炮撤人、警戒，设置放炮喷雾等；负责揭煤区域电器设备的安装、维护、检修，杜绝失爆失保，保证供电的稳定，杜绝无计划停电；负责远距离放炮时现场的停送电。

2）、技术科：负责收集地质钻孔资料、掌握揭煤距离及构造情况、及时提供地质及测量资料；验收措施钻孔；负责监督防突设计、措施在现场的落实，以及工程质量的监督管理。负责人:陈科

3）、机电队：负责揭煤期间供电系统的安全检查，杜绝失爆失保现象的发生。负责人:杨玉山 张若柏

4）、安全监察科：督促各项措施在现场的落实、整改情况。与通风地质管理科、监理共同验收措施钻孔。负责人:杜同林

5）、通风队：负责突出危险性预测、瓦斯压力的观察、防突资料的收集及瓦斯管理等。负责人:杜同林

6）、调度：负责井筒揭煤期间的调度指挥、协调与记录工作，及时通知揭煤跟班人员并做好跟班人员汇报记录工作。提前做好揭煤期间应急处理准备。负责人:杜同林

主井井筒揭煤段施工劳动力配备表

序号 井筒名称 主井井筒

工种名称 小班 圆班

一 井下直接工 9 27

1 抓岩机司机（兼钻机操作工） 1 3

2 吊盘信号工 1 3

3 井底把钩、信号工 2 6

4 掘进工 4 12

5 班组长 1 6

二 地面辅助工 29

1 井口信号工 1 3

2 井口把钩工 1 3

3 翻矸工 2 6

4 绞车司机 2 6

5 大、小班机电维修 10

6 装载机司机 1

三 揭煤领导小组 10

四 后勤、管理、技术、瓦检等人员 20

合计 86

张金成1 王爱国1 王小剑1 丁娜2

(1.大港油田石油工程研究院 天津 300280 2.青海油田钻采工艺研究院 敦煌 736002)

摘要:本文介绍一种应用地球物理方法，即电位法测定压裂裂缝方位、长度等参数的测试技术，它是针对油(煤)层所固有的特点，进行了大量室内外试验及理论研究后取得的科研成果。在简要阐述电位法测试技术的基本原理、测量方法及测量仪器的基础上，文章重点对山西吉试1井、延长油矿8118井的现场应用效果进行了分析，证明了电位法测试技术的可行性及在油(煤)层气田勘探与开发领域中所发挥的重要作用。

关键词:电位法 测量仪器 测量工艺 裂缝监测

Dynamic Testing Technology of Orientation by Potentiometry Method for Coalbed Fracturing

ZHANG Jincheng1WANG Aiguo1WANG Xiaojian1DING Na2

1. Dang Gang Oil Field Co，Tianjin 300280，China2. Qing Hai Oil Field Co，Dunhuang 736002，China

Abstract: An applied geophysics method is introduced in this paper and this is a new testing technology of o- rientation and length by testing potentiometry of coal-bed fracturing. For attaining the scientific research，substan- tial field experiment and the theory study was carried out based on a large number of physical model and indoor ex- periments against the inherent characteristics of coal-bed seams. The measurement technology was assessed in ap- plication that it had high accuracy and not any break to production compared with other measurement meth- ods. After showed the fundamental principles of testing、measuring instruments and measuring methods，the tes- ting data of well JiShi 1 and well WuShi 5 3 was focusly analyzed and the result indicated the testing technology of orientation by potentiometry method was entirely feasible and had more significance for coal-bed fracturing.

Keywords: Potentiometry methodMeasuring instrumentsMeasuring techniqueOrientation of coal-bed fracturing

作者简介: 张金成，1961 年生，高级工程师1990 年毕业于成都地质学院物探系，2002 年毕业于吉林大学地探学院，获工程硕士学位先后在有关刊物发表学术论文十余篇，电位法井间监测技术研究获大港油田集团一等奖多年来一直从事井间监测技术的研究工作。联系电话: 022 25925803 ( 13802162056) E mail: zjc_ 2056@sohu. com

1 研究背景

对煤层气藏的可采储量进行经济评价后，若要经济的开采煤层气，煤层中必须发育并广泛分布裂缝系统(割理面必须与井筒相联)，这样才能加速煤层气的排水降压，促使煤层气解吸并流向井底。众所周知，煤层的主要特征表现在:煤层割理发育、弹性模量低，这样水力压裂在煤层中形成和支撑长裂缝是极其困难的。鉴于此，人们常把水力压裂看作是一种将井筒与割理系统连通的作业过程，但远离井筒后还仍然是与普通砂岩一样，主要以平行于最大主应力方向的弯弯曲曲的垂直裂缝和水平裂缝为主。

针对煤层固有的特点(近于非弹性体)，在“九五”期间进行了地面电位法测定煤层气井压裂裂缝方位的研究与试验工作，2000年在地面电位法技术的基础上，又开展了《动态法测定压裂井压裂裂缝监测技术》的研究工作，成功的研制出DCT50型动态影像监测系统，该系统可对压裂全过程实现实时、可视化动态监测，进一步扩大了方法的应用范围。在此基础上，2008年又开展了一体化精密仪器系统DDPI—EM的研发，并申请相关发明专利两项，这套系统能提供一种高测量精度的、抗干扰的能加载伪随机编码的可控信号，其中的可控信号加载有伪随机编码，在煤层气井内深层发射，在地面测试人工电场时，能够排除干扰背景，可清晰地分辨深层低阻异常体。至此，形成了完整的具有鲜明特色的动态法测定煤层气压裂裂缝方位技术。

2 测试原理和基本公式

假设地层是一个无限大的均匀介质，若通过导线及套管以恒定电流向地层供电，在地层中则形成一人工电场，在供电电极以外任一点M(x，y，z)观测电场的电位为:

中国煤层气技术进展: 2011 年煤层气学术研讨会论文集

对于平面环形测量来说，只与井深h和测量环半径r有关，上式可改写为:

中国煤层气技术进展: 2011 年煤层气学术研讨会论文集

式中:ρ为地层视电阻率(Ω·m)I为供电电流强度(A)h为测试目的层深度(m)r为观测点M到点源dz之间的距离(m)。

当场源为任意形状时，计算外电场电位应在场源处划出一个面元ds，如果ds处的电流密度为j，则从ds处流出的电流为jds，它在观测点M产生的电位dUM仿上式可写为:

中国煤层气技术进展: 2011 年煤层气学术研讨会论文集

积分得外电场电位:

中国煤层气技术进展: 2011 年煤层气学术研讨会论文集

从(3)式看出，当观测点M相同时，由于场源的几何形状不同，所产生的电位值也不相同。

压裂施工中，如果所用的压裂液相对于地层为一个良导体，即液体电阻率与地层介质的电阻率相比差异较大时，利用被测井套管向地层供以高稳定度的电流(被伪随机码调制)，这部分压裂液在地层中即可看作为一个场源，由于它的存在将使原电场(未进行压裂施工前的地面电场)的分布形态发生变化，即大部分电流集中到低阻体带，这样势必造成地面的电流密度减小，地面电流密度减小相应的地面电位也会发生较大的变化。鉴于此，若在被测压裂井周围环形布置多组测点，采用高精度的电位观测系统，实时监测压裂施工过程中地面电位变化，并通过一定的数据处理，就可达到实时解释裂缝延伸方位等有关参数的目的(图1)。

图1 压裂裂缝监测原理图

3 测量仪器系统

系统的总体研制方案(图2):整体仪器设计其主要的设计思想就是采用整体系统思维方法，不再认为发射仪和接受仪是各自独立的模块，而是相互共同工作和反馈的统一体，它们由单片机C8051F236共同管理。单片机与个人电脑进行通讯，最终实现由计算机统一管理，最终仪器系统主要性能指标如下:

·最大输出电流:20A

·最大输出电压:500V

·稳流精度:1%内(在负载变化±20%，输入变化±20%以内)

·频率稳定度:0.01%

·输入阻抗:80MΩ

·分辨率:1μV

·电位测量精度:优于0.5%

·动态监测范围±2V。

图2 系统总体研制方案

4 野外工作的方法技术

4.1 测点及测线布置

测点的布置是以A井为圆心环形设置内(N)、中(COM)、外(M)呈放射状对应的多环测点，测点间夹角为15°，测环半径可用经纬仪或红外测距仪测定，同时测点位置要有明显的标志，以保证两次测量没有几何误差在测点布置完后敷设测网，在有条件的地区，测量电极、测量线及供电线预先埋设或布置，这是保证测量精度的重要方面(图3)。

图3 测点及测线布置

4.2 B井的选择

在压裂井A周围形成人工电场，还应在A周围再选一口井B使之与压裂井A形成闭合回路，AB两井之间距离一般应大于A井的压裂层段深度，而不应太小，这样做改善了AB间表层电流密度大的情况，有利于提高充电异常的分辨力，通常遵循以下原则进行选择:(1)AB之间距离D>压裂层位的深度H(m)，(2)B井深度HB≥A井压裂层位的深度H(m)。

4.3 降低压裂液电阻率

压裂液电阻率与压裂层段围岩介质电阻率的差异越大，就越有利于异常显示。为了达到这个目的。压裂施工中必须在压裂液中加入有利于导电的金属盐类，通常可按3%比例在压裂液中加入食盐即能达到导电性差异的要求。

4.4 施工工序

主要施工步骤如下:①按施工设计布置测点(夹角一般为15°，测环数随地质任务而定)、测线及供电线②选择发送与接收系统参数(如码宽度和码长)，进行调试使之满足设计要求的测量精度③注液施工，同时测试工作也开始进行，直至注液施工结束。

4.5 数据处理

在实际数据处理工作中，我们选用了“视纯异常法”进行数据处理，考虑供电电流的变化，需要对注入工作液前、后测得的电位差数据进行了归一处理。即:

中国煤层气技术进展: 2011 年煤层气学术研讨会论文集

式中:US为标准视纯异常(mV/A)UQMN、UHMN分别为注入工作液前、后测得的电位差数据(mV)IQ、IH分别为注入工作液前、后时的供电电流(A)。

数据处理后，给出了视纯异常曲线图和环形图。在视纯异常曲线图中横坐标表示测点的方位角，纵坐标表示视纯异常值在视纯异常环形图中，圆点为被测井，环外标出测试点方位角，正北方向(N)为0°并顺时针旋转，90°为正东(E)方向、180°为正南(S)方向、270°为正西(W)方向。

5 现场应用实例

5.1 吉试1井测试

吉试1井是煤层气项目经理部在山西大宁吉县地区部署的一口煤层气勘探评价井，其地理位置在山西省蒲县皮条沟村西200m，构造位置为鄂尔多斯盆地东部晋西饶褶带古驿背斜。为了确定吉试1井煤层压裂裂缝的延伸方向，煤层气项目经理部委托大港油田钻采院，对该井的8#煤的压裂裂缝方向进行测试，由图4至图6可以看出:Us视纯异常曲线在360°范围内出现了近两个周期的变化，极小值分别对应了No.16(N45°E)和No.4(S45°W)，且两者的异常幅度差很大。认为压裂施工所形成的裂缝为一对称不等长裂缝，根据反演计算，NO.16(N45°E)方向的裂缝长度为89m，NO.4(S45°W)方向的裂缝长度为66m(图6)。

5.2 武试5-3井测试

图4 吉试1井8#煤80100视纯异常曲线

图5 吉试1井8#煤100120米视纯异常曲线

武试5井组的各井位置见图7所示，本次现场实施压裂裂缝测试的是武试53井，试验井组所在区块以往探井的施工资料表明该区块延伸压力梯度变化很大，部分井延伸压力梯度很高，尤其是中心井武试5井，延伸压力梯度高达0.044MPa/m，在前置液阶段甚至高达0.05MPa/m，一方面反映了区域煤层的非均质性，另一方面反应煤层裂缝非常复杂，延伸困难。总体评价是:特低孔、特低渗，目的层上下隔层有一定的应力遮挡效果延伸压力梯度变化较大，部分井延伸压力梯度较高，煤层多裂缝发育程度高，裂缝延伸困难。

图6 吉试1井8#煤测试成果图

图7 武试5井组位置图

现场测试资料数据处理后所得到的视纯异常曲线见图8至图10，①视纯异常曲线在360°范围内出现了近两个周期的变化，认为压裂施工中，形成了两翼对称不等长裂缝，裂缝中心方位角为30°和210°方向，其中60°方向为长裂缝(图8，9)②经模拟计算，30°方向裂缝长度为79.96m，210°方向裂缝长度为60.97m(见图10)。

图8 武试5—3井视纯异常曲线

6 结论

应用地球物理方法来研究和确定油(煤)层水力压裂裂缝方位，在生产与科研中具有实际应用的意义，同时该研究成果也为电位法开辟了新的领域。它是以充电法的基本理论为依据，通过对结合实际所给数学模型的合理分析和比较系统的物理模拟试验取得的，如按所提供的一套野外工作方法与技术并采用研制的动态观测系统在所论的条件下，可较成功的用来确定埋藏深度在3000m以内压裂裂缝的主导方位和该基础上所进行的裂缝长度的预测研究，这不仅对研究压裂工艺效果，合理的经济的制定开发方案有一定的指导意义，而且对解决其他类似工程问题也有一定的参考价值，故具有广阔的应用前景。

图9 武试5—3井视纯异常环形图

图10 武试5-3井裂缝长度等值线图

参 考 文 献

傅良魁主编 . 1983. 电法勘探教程 . 地质出版社，5，( 1) 16 ～17

江汉石油学院测井教研室编 . 1981. 测井资料解释 . 石油工业出版社

张金成 . 2001. 电位法井间监测技术 . 地震地质 Vol. 23 ( 2) 292 ～300

Bartel L C，McCann R P and KecK L J. 1976. SPE 6090. Presented at the SPE 51st Annual Fall Meeting in New Orleans， Louisiana，Oct. 4 ～ 6.

McCann R P and KecK L J. 1976. SAND 76 0379，Sandia Laboratories，Aug.

煤储层研究方法和实验技术的不断改进是煤储层研究取得重要进展的标志之一。在煤的孔裂隙系统和渗透性的表征研究中，传统的研究方法主要有露头、煤壁的野外观察法（王生维等，2005），煤岩显微裂隙观察法（姚艳斌等，2006a），压汞毛管压力法（姚艳斌等，2006b），氮气或二氧化碳吸附法和扫描电镜分析法（SEM）等；其他新型研究方法有，透射电镜分析法（Lee et al.，2006），小角度中子散射法（SANS）（Radlinski et al.，2004）和小角度X射线散射法（SAXS）（Diduszko et al.，2000）等。

近年来，大量的非常规技术，特别是无损检测手段开始应用于煤储层的表征，其中包括医学中应用较广的核磁共振（NMR）技术和CT扫描技术，以及近来在常规低渗油气储层中取得重要应用进展的恒速压汞分析技术、X射线衍射（XRD）技术等。Karacan等（2001）采用X射线CT扫描（X-CT）方法研究了煤层气在煤的微观结构中的吸附和传输特征。Pitman等（2003）和Soto-Acosta等（2008）通过对煤中矿物的碳、氧同位素的X射线衍射（XRD）研究，分别分析了美国黑勇士盆地和印第安那宾夕法尼亚煤中割理发育及其成因特征。Mazumder等（2006）应用X射线计算机层析技术分析了割理和节理的发育特征。Karl-Heinze等（2008）首次采用CT扫描成像分析技术研究了煤中割理的发育特征，结果证明这种方法与实际割理的发育方位和密度具有高度一致性。国内的研究者，胡志明等（2006）和杨正明等（2006）首次将低场核磁共振技术和恒速压汞技术应用于低渗透率油田储层的研究，证明这种方法在研究煤的孔隙结构和吼道分布上具有较大优势。辽宁工程技术大学唐巨鹏等（2005）采用核磁成像（MRI）技术研究了煤层气解吸渗流特性，得出了新的煤层气解吸特性、渗流特性与有效应力间关系的实验结论。迄今为止，国内外还没有或少有应用核磁共振（NMR）技术和CT扫描技术来定量分析煤储层孔裂隙系统和渗透率等的相关报道。

另外，随着多学科交叉研究的发展，测井和地震等常规油气的方法逐渐应用于煤层气领域。如胡朝元等（2005）通过波阻抗、纵横波速和振幅、反射强度、瞬时相位等地震参数与煤储层物性关系理论的推导，建立了采用地震响应来预测煤储层裂隙发育程度的数学模型。杜翔（2007）提出了根据测井原理，利用煤层气测井参数来评价煤层气储层特征的方法。该方法为测井技术应用于分析煤储层的深度、厚度、煤质、含气量、渗透率、岩石力学性质、储层温度等研究提供了初步的研究思路。

总的来看，关于煤储层的研究方法与实验分析技术的研究已成为目前煤储层研究领域最活跃、进展最快的研究分支之一。然而，将低场核磁共振技术、恒速压汞技术和CT成像技术等用于煤储层的研究，在国内外还未见报道，因此进一步确定这些研究手段在煤储层研究中的具体应用将是今后的趋势。同时，地震和测井等手段有望进一步推动煤储层研究领域的发展。本书第4章和第5章内容将对低场核磁共振技术（low-field NMR）、恒速压汞技术和微焦点X射线断层扫描（μ-CT）技术在储层研究中的新应用进行重点阐述。

煤中水分分为内在水分、外在水分、结晶水和分解水。

煤中水分过大是，不利于加工、运输等，燃烧时会影响热稳定性和热传导，炼焦时会降低焦产率和延长焦化周期。

现在我们常报的水份指标有：

1、全水份（Mt），是煤中所有内在水份和外在水份的总和，也常用Mar表示。通常规定在8%以下。

2、空气干燥基水份(Mad)，指煤炭在空气干燥状态下所含的水份。也可以认为是内在水份，老的国家标准上有称之为“分析基水份”的。

第二个指标：灰分

指煤在燃烧的后留下的残渣。

不是煤中矿物质总和，而是这些矿物质在化学和分解后的残余物。

灰分高，说明煤中可燃成份较低。发热量就低。

同时在精煤炼焦中，灰分高低决定焦炭的灰分。

能常的灰分指标有空气干燥基灰分（Aad）、干燥基灰分（Ad）等。也有用收到基灰分的（Aar）。

第三指标：挥发份（全称为挥发份产率）V

指煤中有机物和部分矿物质加热分解后的产物，不全是煤中固有成分，还有部分是热解产物，所以称挥发份产率。

挥发份大小与煤的变质程度有关，煤炭变质量程度越高，挥发份产率就越低。

在燃烧中，用来确定锅炉的型号；在炼焦中，用来确定配煤的比例；同时更是汽化和液化的重要指标。

常使用的有空气干燥基挥发份（Vad）、干燥基挥发份（Vd）、干燥无灰基挥发份（Vdaf）和收到基挥发份（Var）。

其中Vdaf是煤炭分类的重要指标之一。

第四个指标：固定碳

不同于元素分析的碳，是根据水分、灰分和挥发份计算出来的。

FC+A+V+M=100

相关公式如下：FCad=100-Mad-Aad-Vad

FCd=100-Ad-Vd

FCdaf=100-Vdaf

第五个指标：全硫St

是煤中的有害元素，包括有机硫、无机硫。1%以下才可用于燃料。部分地区要求在0.6和0.8以下，现在常说的环保煤、绿色能源均指硫份较低的煤。

常用指标有：空气干燥基全硫(St,ad）、干燥基全硫(St.d)及收到基全硫(St,ar)。

其他指标：

http://www.coal-link.com/coal/0a/12000.html

http://www.yhmk.com/zhibiao.htm