24207工作面Y型通风瓦斯治理研究报告 - 图文

煤层群首采层大采高快速留巷Y型通风

煤与瓦斯共采关键技术与工程实践

研 究 报 告

煤矿瓦斯治理国家工程中心 华晋焦煤有限责任公司 安徽建筑工业学院 中国矿业大学

2011年10月10日

华晋焦煤有限责任公司沙曲煤矿

24207工作面Y型通风瓦斯综合治理

研 究 报 告

煤矿瓦斯治理国家工程中心

安 徽 建 筑 工 业 学 院

2011年10月10日

目 录

一、概述 ....................................................................................................................... 1 1.1 研究背景 ............................................................................................................. 1 1.2 瓦斯灾害防治研究现状 ..................................................................................... 2 1.3 煤与瓦斯共采新模式 ......................................................................................... 5 1.4 试验矿井概况 ..................................................................................................... 6 二、煤层群首采关键层的必要性及卸压保护范围分析 ......................................... 26 2.1 首采关键保护层的必要性 ............................................................................... 26 2.2 保护层开采的卸压保护范围理论分析 ........................................................... 28 2.3 首采关键层卸压保护范围模拟分析 ............................................................... 31

2.3.1 FLAC 3D软件基本原理 ........................................................................ 31

2.3.1.1 有限差分法 ................................................................................. 31 2.3.1.2 有限差分方程 ............................................................................. 31 2.3.1.3求解流程 ...................................................................................... 33 2.3.2 模型的建立 .............................................................................................. 33

2.3.2.1 基本假设 ..................................................................................... 33 2.3.2.2 模型的基本参数 ......................................................................... 33 2.3.3 模型的计算 .............................................................................................. 37

2.3.3.1 检测点的布置 ............................................................................. 37 2.3.3.2 模型的计算过程 ......................................................................... 38 2.3.4 模拟结果分析 .......................................................................................... 38

2.3.4.1 采动上覆岩层移动规律及裂隙发育区分析 ............................. 38 2.3.4.2 岩层受采动影响走向和垂向卸压范围分析 ............................. 42 2.3.5 模拟结论 .................................................................................................. 44 三、试验工作面概况 ................................................................................................. 45 3.1 地面相对位置及邻近采区开采情况 ............................................................... 45 3.2 煤层赋存特征 ................................................................................................... 45 3.3 地质构造 ........................................................................................................... 47

3.4 水文地质 ........................................................................................................... 47 3.5 煤层瓦斯 ........................................................................................................... 47 3.6 工作面巷道布置情况 ....................................................................................... 47 四、试验工作面瓦斯涌出量预测与治理方案 ......................................................... 49 4.1 24207工作面瓦斯涌出量预测 ......................................................................... 49 4.2 瓦斯综合治理方案设计 ................................................................................... 51 4.3 抽采管路选型 ................................................................................................... 57 五、大采高快速留巷工作面煤与瓦斯共采工程实践 ............................................. 59 5.1 24207工作面大采高快速留巷卸压瓦斯抽采工程的实施 ............................. 59 5.2 采空侧采动卸压瓦斯抽采效果分析 ............................................................... 61

5.2.1 倾向高抽巷抽采实际效果分析 ............................................................ 61 5.2.2 德钻抽采实际效果分析 ........................................................................ 62

5.2.2.1 德钻钻场施工参数 ................................................................... 63 5.2.2.2 德钻钻场替代倾向高抽巷的抽采效果 ................................... 64 5.2.2.3 德钻钻场抽采影响有效范围分析 ........................................... 65 5.2.2.4 德钻单孔抽采影响有效范围分析 ........................................... 67 5.2.3 轨道巷顶板高位走向钻场抽采效果 .................................................... 69 5.3 煤与瓦斯共采效果 ........................................................................................... 73

5.3.1 工作面风量 ............................................................................................ 73 5.3.2 工作面空间瓦斯浓度 ............................................................................ 74

5.3.2.1 工作面风流瓦斯浓度 ............................................................... 74 5.3.2.2 工作面架间瓦斯浓度 ............................................................... 75 5.3.3 工作面风排瓦斯量 ................................................................................ 76 5.3.4 工作面瓦斯涌出情况 ............................................................................ 76 5.3.5 瓦斯抽采率 ............................................................................................ 79 5.3.6 工作面产量 ............................................................................................ 80 六、主要结论 ............................................................................................................. 81

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 一、概述

1.1 研究背景

瓦斯事故是煤矿的第一杀手，是危及矿工生命的主要煤矿事故，1950-2007年，全国共发生一次死亡百人以上特大事故23起，死亡3674人，其中瓦斯(煤尘)爆炸事故21起，死亡3440人，分别占91%，94%。如何解决煤矿瓦斯治理的科技难题，防止煤矿瓦斯事故的频繁发生，我国政府十分重视煤矿的瓦斯防治工作，加大科技投入，加快成果转化，并成立了煤矿瓦斯治理国家工程研究中心等专门研究机构，展开了瓦斯治理的科研攻关和技术应用，已经形成了以“无煤柱沿空留巷煤与瓦斯共采关键技术”为代表的一系列成果，并在全国多个矿区进行推广应用。

“无煤柱沿空留巷煤与瓦斯共采关键技术”的基本内容：在采煤工作面回采推进的同时，沿采空区边缘人工构筑支撑墙体将回采巷道保留下来，形成沿空巷道，作为治理采煤工作面卸压瓦斯的工作空间，并与采区巷道构成二进一回“Y型通风”巷道系统，该通风方式可以从根本上消除U型通风方式工作面上隅角瓦斯积聚和超限重大的安全隐患。传统的高瓦斯突出煤层U型通风瓦斯工作面，需在回采巷道掘进之前新掘2条岩石巷道，施工穿层钻孔进行条带式预抽煤层瓦斯，巷道及钻孔工程量较大，且工作面上隅角瓦斯积聚超限问题难以得到完全解决。沿空留巷Y型通风瓦斯治理模式，通过沿空留巷在采动卸压空间内实现了采动卸压瓦斯的立体抽采，直接抽采采空(动)区高浓度卸压游离瓦斯，显著提高煤层群首采层瓦斯综合治理的效果和效益；沿空留巷Y型通风瓦斯治理模式，减少2条岩石巷道，提高了穿层钻孔预抽瓦斯效果，有效缩短采煤工作面的准备时间。该技术从源头上大幅度降低工作面瓦斯浓度，解决高产工作面的瓦斯超限问题，实现低透气性高瓦斯煤层群首采层的安全高效开采。

沙曲煤矿隶属华晋焦煤有限责任公司，是一座年设计生产能力800万吨的大型矿井，一期年设计生产能力300万吨。主要煤种为焦煤，井田内含煤地层为山西组和太原组，共含煤17层，自上而下编号为1号、2号、3号、4号、5号、5

下

号、6上号、6号、7号、7下号、8上号、8号、9号、9下号、10号、10下号、11

号，其中1～5下号产于山西组，6上～11号产于太原组。含煤地层总厚157.02m，煤层总厚19.42m，含煤系数12.4%。主采煤层为2号、3号、4号、5号、6号、8号、9号、10号，煤厚15.42m，可采含煤系数9.9%。2号、3号、4号、5号、6号煤层为近距离煤层群，煤层瓦斯含量高，煤炭开采时瓦斯涌出量大。首采4#煤层开采时，采煤工作面采用传统的U+L通风方式，采煤工作面瓦斯超限现象频繁，支架架尾到切顶线经常出现局部瓦斯积聚，严重威胁着矿井的安全生产。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 1 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 2009年华晋焦煤有限责任公司、沙曲煤矿和煤矿瓦斯治理国家工程研究中心合作研究在首采煤层2#煤层24202工作面(平均厚度2.56m)采用砌块式阶段性留巷Y型通风方法，研究了倾向高抽巷高效抽采采动卸压瓦斯技术、阶段性留巷尾抽等综合抽采卸压瓦斯技术，有效解决了生产过程中开采空间瓦斯浓度超限问题，实现了工作面连续安全高效生产，经济效益和社会效益显著。研究成果获2011年中国煤炭工业协会科技进步二等奖。

24207工作面位于北二采区，走向长度1663m，倾斜长度260m。工作面3#+4#合并层煤层厚度在3.6~4.2m，平均厚度为4.17m。2010年华晋焦煤有限责任公司、沙曲煤矿和煤矿瓦斯治理国家工程研究中心合作，在24202工作面砌块式留巷Y型通风煤与瓦斯共采研究成果基础上，继续开展大采高快速留巷Y型通风煤与瓦斯共采关键技术。主要的创新点在于：①目前无煤柱留巷煤层的采高一般小于3.5m，本次试验的煤层留巷高度达4m，为目前国内最大的留巷高度，采用机械快速充填留巷技术，必须创新与工作面快速推进相配套的新型充填材料、工艺。②卸压瓦斯治理技术的创新。传统“无煤柱煤与瓦斯共采关键技术”采用留巷钻孔法连续高效抽采采空区和邻近层瓦斯，本课题根据24207工作面三巷布置Y型通风条件，在回风巷中采用倾向大直径德钻钻孔代替倾向高抽巷高效抽采邻近层卸压瓦斯，取得了较好的卸压瓦斯抽采效果。③回采巷道的布置方式不同。“关键技术”在工作面两侧布置两条巷道，而本次留巷在工作面两侧布置三条巷道：轨道巷、胶带巷和回风巷，胶带巷与回风巷之间留设45m煤柱，属于“有煤柱留巷”。

1.2 瓦斯灾害防治研究现状

煤矿瓦斯灾害防治的主要目的是防止瓦斯积累，消除瓦斯突出，防治瓦斯煤尘煤炸。防止瓦斯积聚的主要技术途径是减少瓦斯向采掘空间涌出和稀释采掘空间的瓦斯浓度，其中瓦斯抽放是减少瓦斯涌出的一种最有效途径，加强矿井通风是稀释采掘空间瓦斯浓度最有效的方法。消除瓦斯突出等动力现象的主要技术途径是释放煤岩层中的瓦斯和地压。瓦斯灾害防治的辅助手段主要是控制井下火源、建立防隔爆、抑爆和个人防护体系、加强瓦斯监测。电器防爆、使用抗静电和阻燃性材料、使用煤矿许用安全爆破器材、有效防治煤层自然发火、有效控制外因火灾等措施是控制井下火源的主要途径。

随着煤炭工业的技术进步，我国的瓦斯抽放技术也得到了不断的提高和发展，我国的煤矿瓦斯抽放技术大致经历以下4个阶段。

(1) 高透气性煤层抽放瓦斯阶段。20世纪50年代初期，在抚顺高透气性特厚煤层中首次采用井下钻孔抽放瓦斯，获得了成功，解决了抚顺矿区高瓦斯特厚煤层开采的关键技术问题。在煤层透气性远远小于抚顺煤田的其他矿区采用类似的

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 2 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 方法抽放瓦斯时，未能取得抚顺矿区的抽放效果。

(2) 邻近层抽放瓦斯阶段。20世纪50年代末，采用井下穿层钻孔抽放上邻近层瓦斯在阳泉矿区获得成功，解决了煤层群开采首采煤层工作面瓦斯涌出量大的问题，且认识到利用采动卸压作用对未开采的邻近煤层实施边采边抽，可以有效地抽出瓦斯，减少邻近层瓦斯向开采层工作面涌出，该技术在具有邻近层抽放条件的矿区得到广泛应用，取得了较好的抽放效果。

(3) 低透气性煤层强化抽放瓦斯阶段。在低透气性高瓦斯和突出煤层，采用常规钻孔抽放瓦斯技术效果不理想。为此，从20世纪70年代开始，国内试验研究了煤层中高压注水、水力压裂、水力割缝、松动爆破、大直径钻孔多种强化抽放技术；90年代又试验研究了网格式密集布孔、预裂控制爆破、交叉布孔等抽放新技术。网格式密集布孔在煤矿得到了应用，但多数方法因工艺复杂、实用性差等问题，在煤矿未能得到广泛应用。

(4) 综合抽放瓦斯阶段。20世纪80年代开始，随着机采、综采，尤其是放顶煤采煤技术的应用，采掘速度加快、开采强度增大，工作面瓦斯涌出量大幅度增加。为了解决高产、高效工作面瓦斯涌出问题，开始实施综合抽放瓦斯，即在时间上，将预抽、边采边抽及采空区抽放相结合；在空间上，将开采层、邻近层和围岩抽放相结合；在工艺方式上，将钻孔抽放与巷道抽放相结合、井下抽放与地面钻孔抽放相结合、常规抽放与强化抽放相结合。实施综合抽放瓦斯方法，最大限度提高瓦斯抽放效果。

“九五”期间在平顶山矿区开展了“改善煤矿安全状况综合配套和关键技术研究”。研究了综采工作面超前强化抽放瓦斯方法及工艺设备，试验成功了200～500m岩石水平长钻孔抽邻近层瓦斯，煤层水平（250m）长钻孔及预裂控制爆破强化抽本煤层瓦斯的综合抽放技术等，使工作面瓦斯抽放率提高20%。

“十五”期间在淮南矿区开展了“矿山重大瓦斯煤尘爆炸事故预防与监控技术研究”。在“九五”攻关的基础上，“十五”科技攻关中针对低透气性煤层抽放瓦斯难度大的问题，研究了强化抽放技术和装备。在顺层钻孔瓦斯抽放技术和水射流扩孔技术前期研究基础上，通过高压水射流理论研究、实验室试验和现场试验考查，形成了一套在顺煤层钻孔中运用高压水射流扩孔和钻扩一体化技术和装备，以及石门揭煤抽、排瓦斯钻孔扩孔的工艺技术和方法。扩孔后钻孔直径达到200～300mm，为扩孔前的4.5倍，最大孔径达619.9mm。明显地提高了瓦斯抽放效果。

煤层群开采复杂条件下瓦斯综合防治技术是十五科技攻关的重点，开展了保护层作用机理的研究，针对保护层开采时，上下高瓦斯突出煤层的瓦斯集中向首采工作面涌出的特点，试验研究成功多种首采层瓦斯综合治理技术，包括被保护

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 3 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 层底板巷道+上向穿层钻孔抽放瓦斯技术、煤层群多重开采下卸压层瓦斯抽放技术、首采层（保护层）顶板巷道抽放技术、保护层顶板走向钻孔抽放技术、保护层工作面采空区埋管抽放技术、保护层掘进工作面边掘边抽技术、地面钻井抽采采动区、采空区卸压瓦斯技术。这些技术保证了实际层间距70m（相对层间距35m）近水平煤层群的下保护层开采和80～90度急倾斜近距离煤层群下保护层开采关键技术的突破。这些技术在淮南矿区各矿应用后，显著提高了抽放和保护效果，使首采层瓦斯综合抽放率达到了62%。“十五”科技攻关瓦斯综合防治技术成果多数已推广到全行业，确立了中国煤矿瓦斯治理的领先地位，并且在国际上产生了影响。

我国地面钻孔抽放瓦斯目前尚处于勘探试验阶段。20世纪70年代，为了解决煤矿瓦斯灾害问题，曾在白沙、抚顺、焦作、阳泉等矿区打了40多个地面钻孔，采用钻孔水力压裂等措施后抽放瓦斯，取得了一些经验，但产气效果不理想，抽气成本太高。1992年，联合国开发计划署资助我国开发煤层气，由煤炭科学研究总院西安分院承担煤层气资源评价，同时在开滦、铁法、松藻进行了示范性的地面、井下试验(美国REI公司负责铁法和松藻项目，GAI公司负责开滦项目，项目已于1998年完成)，试验结果：铁法抽采空区瓦斯的3个地面钻孔，两年半时间内单孔平均产气量为747m3/d；开滦施工的3个地面钻孔进行采前预抽，由于水量大，最大产气量2 000m3/d，不适合于商业开发；松藻主要完善利用系统，冬季民用用气率达100%。1995年我国煤炭工业部与美国能源部签定“化石能研究与开发合作议定书”，就煤层气回收与利用领域达成合作协议；同时又同美国安然、美中能源、阿莫科、德士古等公司就淮南、淮北、三交、平顶山、晋城等矿区地面煤层气开发进行合作。1996年，由煤炭部、地矿部和中国石油天然气总公司联合组建中联煤层气有限责任公司，从事煤层气资源的勘探、开发、输送、销售和利用，并享有对外合作专营权。1998年1月中联公司与美国德士古公司合作开发淮北煤层气，预计最终投资规模达5亿美元；同年6月又与美国阿科石油公司和菲利浦斯石油公司合作开发山西河东煤田煤层气；到目前已在全国10多个矿区施工了100多口井，最大产气量达10000m3/d以上，但90%以上的气井产气量小于1000m3/d，据估算，按现有市场价格计，地面钻孔产量小于3000m3/d时，抽放10a以上方可收回投资，因此从目前试验的情况看，地面钻孔抽取效果较差，很难达到商业化开采的经济价值。

中国的含煤地层一般都经历了成煤后的强烈构造运动，煤层内生裂隙系统遭到破坏，成为低透气性的高延性结构，煤层普遍具有变质程度高、渗透率低和含气饱和度低的特点，70%以上煤层的渗透率小于1×10-3mD，其透气性比美国和澳大利亚低2~3个数量级，这使得地面钻孔完井后采气效果差，水力压裂增产效果

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 4 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 不明显。地面钻孔有效排放半径和钻孔瓦斯流量小，衰减快，透气性最好的抚顺煤层井下水平钻孔与美国同类条件相比，钻孔影响范围仅30~50 m，而美国可达到100 m以上。煤层的低渗透率特点，决定了我国地面开发煤层气的难度很大。虽然地面钻井开采煤层气在个别高透气性煤层的矿区（沁水煤田）试验取得成功，但是我国70%以上矿区的煤层赋存在高地应力、高瓦斯、低透气性复杂地质条件下，先采气后采煤技术没有突破，采用现有煤层气开采技术难以实现国家制定的“先抽后采”安全开采方针和“煤气共采”能源战略。

实践表明，一旦煤层开采引起岩层移动，即使是渗透率很低的煤层，其渗透率也将增大数十倍至数百倍，为瓦斯运移和抽放创造了条件。我国煤层的主要特点是煤层透气性低、瓦斯含量高、煤层突出危险严重、煤层群开采、地质构造复杂，我国的煤层赋存条件决定了我国的瓦斯抽采应以卸压抽采为主，煤层气抽采的重点应放在井下，利用井下的采掘巷道，并尽量利用煤层采动影响，通过打钻孔和其它各种有效技术强化卸压煤层的煤层气抽采。因此若在开采时形成采煤和采瓦斯两个完整的系统，即形成“煤与瓦斯共采”技术则不仅有益矿井的安全，而且采出的还是洁净能源。因此必须创新设计理念，实现安全高效开采矿井设计技术的突破，寻求科学的深部开采技术难题的解决方法，创新煤气共采技术，在开采高瓦斯煤层的同时，利用岩层运动的特点将煤层气开采出来将是我国能源开发的一条重要途径。

沿空留巷煤与瓦斯共采的主要技术优势：

(1) 实现了低透气性煤层群煤与瓦斯共采，达到了瓦斯抽采的最大化； (2) Y型通风方式有利于消除采煤工作面上隅角瓦斯超限事故；

(3) 留巷钻孔法抽采瓦斯，节省至少两条用于瓦斯治理的岩巷工程及大量钻孔工程，“一巷二用”简化开采布局和采区巷道系统；

(4) 减少巷道掘进量，缓解采掘接替矛盾；

(5) Y型通风条件下，工作面温度相对下降3～5oC且作业人员多在进风流中工作，改善劳动作业环境，利于深井开采的热害治理；

(6) 抽采的高浓度瓦斯可直接高效利用，实现煤矿安全高效生产和环境生态保护的和谐。

1.3 煤与瓦斯共采新模式

目前我国采煤工作面大多采用U型通风系统，其优点是系统简单、经济，适于采空区瓦斯涌出量不大的工作面，缺点是高浓度瓦斯集中汇流于采煤工作面上隅角，产生瓦斯浓度超限危险区。U型通风系统主要存在以下问题：①对采空区瓦斯涌出比例较大的采煤工作面，采空区积存大量高浓度瓦斯；②高瓦斯采煤工作面供风量大，上、下端口压差大，采空区漏风量大(约20%)，采空区易自燃氧

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 5 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 化带宽，采空区遗煤氧化自燃危险性大；③采空区漏风在上隅角汇集，上隅角瓦斯聚集无法从根本解决；④工作面系统通风路线长、风阻高；⑤机电设备散热和采空区氧化热集中排放至回风巷，高温矿井采煤工作面回风流温度高。

沿空留巷“二进一回”Y型通风方式很好地解决了U型通风方式的弊端，有利于深部的安全高效开采。Y型通风工作面采空区的漏风主要流向留巷，从根本上解决了上隅角瓦斯积聚难题；如果留巷密实性好，采空区内部易积存大量高浓度瓦斯，利于实现高浓度瓦斯抽采；留巷为抽采采动卸压瓦斯提供了时间和空间条件，利于采空卸压瓦斯抽采，抽采工程量小；在留巷密实性好的前提下，在留巷内距工作面切顶线一定距离或留巷末端增加流出汇(抽采覆岩卸压瓦斯或采空区埋管抽采瓦斯)，通过调节抽采量，可显著改变采空区流场结构，保证工作面上隅角瓦斯浓度处于安全允许值以下的较低值；在保证工作面瓦斯浓度不超限的安全前提条件下，通过调节二进风巷的进风比，降低工作面的风量，减少上、下端口压差，实现上部端口区域瓦斯浓度处于较低水平；由于工作面中没有来自采空区的漏风，避免了采空区瓦斯向工作面的涌入；运煤、运料设备、供电、供水等管线都在新风中，而回风巷内既无电缆道，也无管路，成为专用回风巷，大大提高了安全性；采煤工作面机电设备散热和采空区氧化热直接进入专用回风巷，工作面上、下进风巷均处于进风系统，对高温采煤工作面具有明显的降温作用。

近年来，沿空留巷治理瓦斯技术由于其优异的技术优越性和巨大的社会经济效益已经得到了越来越多的应用和推广。本课题即结合沙曲煤矿24207工作面的具体条件开展煤与瓦斯共采新模式的科研创新和应用研究。

1.4 试验矿井概况

华晋焦煤有限责任公司成立于1992年，由原国家计委、能源部和山西省政府联合组建，国务院生产办公室批准成立。2001年2月按照国务院国办通(2000)10号文件精神，改组为国有股份制企业，股东为中国中煤能源集团公司和山西焦煤集团有限责任公司，各持50%的股份。公司的主要任务是开发建设山西河东煤田的离柳矿区和乡宁矿区，建设大型、特大型矿井和选煤厂。经营煤炭开采、加工、销售(原煤、精煤、焦炭及副产品)，矿用设备修理，技术开发与服务，电力生产，酒店餐饮服务。

华晋焦煤有限责任公司拥有丰富的优质煤炭资源，属于国家明确规定的“两区一种”保护性开发资源。离柳矿区井田面积512.9km2，地质储量7681Mt，可采储量3501Mt，煤种主要为低灰、低硫、特低磷、高发热量、强粘结性的优质主焦煤。乡宁矿区井田面积180km2，地质储量2342Mt，可采储量1036Mt，煤种主要为中灰、低硫、特低磷的优质瘦煤，是极好的炼焦配煤。沙曲矿生产的煤

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 6 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 炭被誉为“中华瑰宝”。

沙曲矿是公司在离柳矿区建设的第一对矿井，位于吕梁市柳林县境内，矿井井田面积138.3535km2，地质储量2252Mt，截止2004年未，矿井工业储量为214274.6万t，可采储量1369.96Mt。矿井设计生产能力一期300万t/a，二期将扩建到500～800万t/a。2004年11月设计生产能力300万t/a的沙曲矿一期工程建成投产。沙曲矿在煤与瓦斯突出的地质条件下，装备了国内先进的大采高综采设备，采用了国内最先进的皮带运输系统、辅助运输提升系统、综合信息化系统和全数字控制技术，安装了国内一流、国际领先的瓦斯抽采、监测监控系统，制定了科学完善的管理制度，实现了矿井的安全生产和持续稳定发展。为了实现综合利用和环境保护的需要，2006年5月开工建设的沙曲矿瓦斯发电站实现了当年开工当年投产的目标。沙曲矿南北翼通风系统改造工程已于2006年11月开工建设。目前，沙曲矿正向着建设“安全高效型、本质安全型、基础管理精细化、技术装备现代化、人员培训制度化”的“两型三化”矿井健康迈进。

1.4.1 地层及地质构造

1）地层

本区所属河东煤田离柳矿区，井田内地层层序自下而上为奥陶系中统上马家沟组(O2s)、峰峰组(O2f)；石炭系中统本溪组(C2b)、上统太原组(C3t)；二叠系下统山西组(P1s)、下石盒子组(P1x)，上统上石盒子组(P2s)、石千峰组(P2sh)；三叠系下统刘家沟组(T1l)；新生界第三系、第四系。井田内地表只出露下石盒子组及以上地层，其余出露于井田以东。

根据地表及钻孔揭露资料，将井田地层分述如下： (1)奥陶系中统 a、上马家沟组

出露于井田以东，与下马家沟组整合接触。本组共分三段：下段为灰、灰白色角砾状白云质泥灰岩，厚27～53m，平均厚48m；中段为青灰、灰黑色中厚层石灰岩、灰白色白云质灰岩、豹皮状灰岩，厚110～159m，平均厚122m；上段为灰、深灰色厚层状石灰岩、白云质灰岩、豹皮状灰岩，夹白云质泥灰岩及泥质白云岩，厚61～73m，平均72.7m。

b、峰峰组(O2f)

出露于井田以东，与下伏上马家沟组整和接触，本组厚103.54～147.41m，平均124.16m。下、中部多为浅灰、灰白色角砾状泥灰岩、砾屑灰岩，夹薄层白云质灰岩及铝土质泥岩，含不稳定的近似层状、透镜状细晶石膏2～3层，厚1～7m，或为巨厚层状的泥灰岩、白云质灰岩与石膏层混生，并有纤维状石膏脉充填于不规则的裂隙中，石膏脉宽0.5～5m，统称为石膏带。上部为中厚～巨厚层

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 7 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 状灰白、深灰色微晶石灰岩、薄层状黑灰色泥灰岩、白云质灰岩、角砾状砾屑泥灰岩，局部夹薄层含铝质泥岩。本组变形层理及岩溶、裂隙较发育，地表见岩溶溶洞，钻孔中溶孔直径1～3cm。产头足类化石。

(2)石炭系

a、中统本溪组(C2b)

出露于井田以东的沟谷中，与下伏奥陶系中统峰峰组呈平行不整合接触。本组厚16.29～39.00m，平均27.37m，北部较薄，向南增厚。本组岩性分为两段：下段岩性为铁铝岩段，厚0～16.29m，平均4.29m。其底部为山西式铁矿，呈透镜状～鸡窝状，厚0～4.90m。地表多为褐铁矿，钻孔揭露为深灰、褐灰色铝土岩(G层铝土岩)及黄铁矿。上段为灰黑色泥岩、砂质泥岩、深灰色铝质泥岩、粉砂岩夹灰色中-细粒石英砂岩、灰岩及煤层，灰岩0～3层，本段厚8.81～32.17m，平均厚21.70m。

b、上统太原组(C3t)

本组零星出露于井田以东的一带沟谷中，底部以K1砂岩与下伏本溪组分界，为本区主要含煤地层之一。厚81.02～116.76m，平均96.22m，厚度变化为中部厚，西、南薄。根据岩性特征，本组可明显分为三段：

下段(C3t1)：由K1至8号煤层顶，厚37.33～70.55m，平均52.70m。底部砂岩为灰、灰白色中～细粒石英砂岩，含岩屑、白云母，含黄铁矿及泥质包体，接触式铁-泥质及少量钙质胶结，具交错层理和缓波状层理，厚0.32～17.33m，平均厚4.81m。其上为一套灰、灰黑色细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成的碎屑岩段，夹0～2层不稳定的生物碎屑灰岩(L0)及薄层铝质泥岩，含煤3～7层，其中8、9、10号煤层为全区可采或局部可采的主要煤层。

中段(C3t2)：由L1灰岩底至L5灰岩顶，厚25.66～57.76m，平均36.21m。岩性由3～5层深灰色生物泥晶(微晶)石灰岩夹深灰～灰黑色泥岩、砂质泥岩和少量薄层粉-细粒砂岩和煤层组成。石灰岩L5、L4层位稳定，L1、L2多合并为一层；本段所含的6号煤层为局部可采的不稳定煤层，7号、7下号煤层为不稳定煤层。

上段(C3t3)：由L5灰岩顶界至K3砂岩底，厚0～13.93m，平均6.62m，为深灰 -黑灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，夹薄层铝质泥岩和薄煤层(6上)，本段底部泥岩中含动物化石。

(3)二叠系

a、下统山西组(P1s)

为井田内另一主要含煤地层，底部以K3砂岩(相当于太原西山北岔沟砂岩)连续沉积于太原组之上，全组厚42.89～79.92m，平均厚60.80m，其变化为东南、

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 8 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 西北部较厚，中部较薄。岩性为深灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中～细粒砂岩，含煤5～10层，其中2号、3号、4号、5号煤层为稳定可采或局部可采的主要煤层，井田北部3号、4号煤层合并，称为3+4号煤层。

5号煤层顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，富含黄铁矿结核，我们称之为“海相泥岩”该层产丰富的动植物物化石。

b、下统下石盒子组(P1x)

零星出露于井田东部，以K4砂岩连续沉积于山西组之上，厚66.12～102.18m，平均81.93m。岩性为灰色、深灰色石英砂岩、长石石英砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及泥岩，下部偶夹1～2层煤线。

底部K4砂岩为灰白-深灰色中厚层状中、粗粒长石石英砂岩，厚0.55～21.70m，平均厚5.41m。向上为灰色、绿灰色中～细粒岩屑石英砂岩、长石石英砂岩与深灰～黑灰色泥岩、砂质泥岩互层。

上部为灰绿色细～粗粒长石石英杂砂岩夹灰～灰绿色砂质泥岩、泥岩，顶部为一层灰白～浅灰色铝质泥岩(桃花泥岩)，富含铁质鲕粒及结核，露头上常呈网格状褐红色褐铁矿细脉，可作为上、下石盒子组分界的辅助标志。

c、上统上石盒子组(P2s)

全组厚269.70～457.40m，平均371.00m。以K6砂岩连续沉积于下石盒子组之上，主要由灰色、灰绿色、灰紫色、紫红色、紫色砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，由下向上紫色渐深。全组分为三段。

下段(P2s1)：主要为灰绿色、灰白色砂岩、粉砂岩与杂色、深灰色及紫红色泥岩、砂质泥岩互层，厚121.00～156.90m，平均137.13m。下部以砂岩为主，底部砂岩K6厚1.25～23.57m，平均10.06m，为灰～灰白色厚层状中粗粒长石石英砂岩，孔隙式胶结，碎屑颗粒多呈点-线接触。本段产羊赤类化石。

中段(P2s2)：厚73.67～116.23m,平均91.40m。主要为紫红色砂质泥岩夹灰色、绿灰色砂岩及灰黑色泥岩。砂质泥岩多呈团块状，水平层理发育，夹泥岩条带，层面上有云母片；砂岩横向不稳定；底界砂岩为黄绿色厚层状粗～中粒岩屑长石石英砂岩。

上段(P2s3)：厚102.00～184.30m，平均142.58m。以紫红、蓝灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹灰色、灰绿色砂岩及燧石条带。砂岩中多含长石，胶结疏松，易风化成浅灰、灰白色碎屑，出露于泥质岩中，是本段的特征标志；泥质岩厚度较大，为紫色、蓝灰色夹灰色、灰绿色条带。

底部砂岩K7厚2.39～10.52m，平均6.83m，为浅灰-灰绿色厚层状含砾粗-中粒长石石英砂岩。砾石成分为石英岩及燧石。

本段中上部含结核状锰铁质砂岩。露头顶部常见一层黄色砂质泥岩，可作为

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 9 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 K8的辅助标志。

d、上统石千峰组(P2sh)

厚101.00～193.50m，平均141.07m。以K8砂岩连续沉积于上石盒子组之上。岩性以紫红色、深红色、红色砂质泥岩、泥岩为主，夹不稳定浅红色中-细粒长石杂砂岩，上部泥质岩中含丰富的似层状、透镜状钙质结核。

底部砂岩K8厚7.50～16.00m，平均11.71m，为浅灰绿色、灰白色间紫红色厚层状含砾中～粗粒长石杂砂岩，底部含砾石，夹透镜状紫红色砂质泥岩。本组以其色调鲜艳为特征。

(4)三叠系

下统刘家沟组(T1l)：出露于井田西北边界聚财塔断裂带之间和西南侧沟谷中，最大出露厚度409.80m,以K9砂岩连续沉积于石千峰组之上。本组岩性主要由浅灰紫、灰红色薄层、中厚层及厚层状细粒长石杂砂岩，夹紫红色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及数层不稳定的透镜体，砂岩中含磁铁矿条纹条带。层理很发育，具交错层理，变形层理和水平层理，岩层常呈薄板状。层面上可见波痕、泥裂及印模等构造。下部普遍具有浅色钾长石质胶结物集合而成的斑状构造，底部夹砾岩薄层，上部含同生砂岩球，夹多层紫红色粉砂岩及砾岩透镜体。

底部砂岩K9厚6.00～32.00m，平均19.00m，为浅红、浅灰红色中厚层状铁质细粒长石砂岩，具小型交错层理。

(5)新生界

a、上第三系上新统(N2)

井田内分布广泛，出露于冲沟中，厚4.00～94.50m，平均32.73m，分上下两部分：

保德组(N2b)：底部为沙砾岩层，厚0～18.00m，平均2.84m，与下伏地层呈角度不整合接触，砾石成分以砂岩为主，少量为灰岩、伟晶岩、石英岩、角闪岩，砾径2～10cm为主，大者50cm，棱角状至圆状，孔隙式砂质钙质充填；其上为棕紫、棕红色及黄红色的粘土、砂质粘土、钙质粘土夹砂砾石层，含大量钙质结核。

本组含化石：Hipparion sp. 三趾马Chilotherium sp.齐鲁兽。

静乐组(N2j)：与下伏地层保德组为平行不整合接触，以紫红色、红色粘土为主，夹数层钙质结核层，粘土中含豆状锰铁质结核。

b、第四系中更新统离石组(Q2l)

即“离石黄土”。广泛分布于井田内沟谷两侧，厚2.50～140.00m，平均27.28m，主要由浅红、黄灰色砂质粘土、亚粘土、亚砂土组成，底部常有一层砂砾石层，厚0～11.20m，平均5.07m；下部含2～6层古土壤及小型钙质结核和冲积小砾石；

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 10 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 上部为红黄土，夹土壤层及小型钙质结核，发育垂直节理，地貌上多形成陡壁、黄土株等。

c、第四系上更新统马兰组

即“马兰黄土”。广泛分布于黄土梁、峁、垣顶部、河流三级阶地上部和河流二级阶地，厚0～40.00m，与下伏离石组为平行不整合接触，由浅灰黄、浅黄、棕黄色砂质粘土、粉砂土、亚砂土组成，颗粒均匀，结构疏松，具大孔隙，无层理，垂直节理发育，常形成黄土陡壁。

d、第四系全新统

主要分布于三川河河谷、河漫滩及一级阶地上，与下伏地层呈角度不整合接触，为近代河流冲积层。由不同时代的沙、砾、泥质碎屑组成，一般厚10m左右，富水性较强。

2）构造

井田位于离柳矿区内三交～柳林单斜含煤区中南部，为一缓倾斜的单斜构造，地层走向自北向南由南北向渐变为北西向，倾向由西渐变为南西，地层倾角平缓，一般3～7°，地表3～15°，局部地段受小褶曲及断层影响可达18～23°。井田内以宽缓的小型褶曲构造为主，断层稀少且断距小，北界聚财塔南正断层为地堑式断裂带的南界。地表未见陷落柱，仅三川河附近钻孔煤系中及生产南一采区发现有少量陷落柱构造，未见岩浆活动,井田构造属简单类。

(1) 褶曲

在缓倾斜的单斜基础上，井田内发育部分波状起伏和短轴褶曲，以三川河为界，北部褶曲轴向北北西和近东西向为主，南部以北东及北北东向为主，井田内共见大小褶曲29条，以小褶曲为主，延伸长度超过500m的有9条，分述如下：

a、S2背斜：位于井田西北部，聚财塔南断层南侧，轴中部弯曲，轴向近东西，井田内延伸长3950m，向西穿出后入陕西省。

b、S28背斜：位于9号孔北，轴向北东东，两翼对称，延伸910m。 c、S29背斜：位于9号孔北，轴向北东东，北翼倾角5～6°，南翼7～8°，延伸750m。

d、S30向斜：位于穆村西北L1-4、43号孔旁，轴向北西西，且呈向东北方向突出的弧形，两翼对称，延伸2300m。

e、S31背斜：位于10号孔旁，轴向北西西，亦呈向东北方向突出的弧形，延伸1450m。

f、S129背斜：位于19号孔东南，轴向北北西，两翼对称，延伸530m。 g、S134向斜：位于27号孔南，轴向北东东，呈向北北西突出的弧形，北翼倾角9～15°，南翼6°，延伸长度650m。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 11 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 h、S136向斜：位于27号孔东南，轴向北东，略向南东突出，两翼对称，延伸长度600m。

i、S137背斜：位于27号孔东南,轴向北东,西北翼倾角5-7°，东南翼倾角4～5°，延伸630m。

其余褶曲延伸长度为180～430m。 (2) 断层

井田内断层稀少，仅北界为一地堑式断裂带。钻孔探明断层特征描述如下，并详见表1-4-1。

a、聚财塔北正断层F2

东起聚财塔村东南，经王家岭、地垅堡南入陕西省，走向近东西，倾向南，倾角60～85°，断距大于130～255m，延伸长约11650m。本断层地表出露清楚，在聚财塔煤矿东南见上石盒子组紫色泥岩与太原组L5灰岩接触，落差约255m；黄河沿岸地垅堡东南见三叠系刘家沟组与二叠系上石盒子组及石千峰组接触，落差大于150m。

b、聚财塔南正断层F6

在F2断层南侧平行延展，倾角62～83°，东起聚财塔村南，经王家焉、红管、刘家山村，过黄河入陕西省，延长13000m，井田内8350m，落差大于90～250m。在井田东北董家沟一带上石盒子组下段与下石盒子组及山西组接触，落差大于90m；西段上石盒子组与刘家沟组接触，落差大于250m。42号孔于389.21～389.95m穿过本断层，P1x上部与K3附近地层相接，推断落差约120m。

F2与F6正断层走向一致，倾向相向，构成聚财塔地堑。F6为本井田的天然边界，F2为三交三号井田的天然边界。

表1-4-1 主要断层一览表

断层 编号 聚财塔 北正断层

F2 聚财塔 南正断 层F6 F22 20号孔

断层 性质

断层特征

地理位置

正断层

倾向南,倾角60-85°，断距大于130-255m，延伸长约11650m。 东起聚财塔东南，经王家岭地垅堡入陕西省

正断层

倾向南,倾角62-83°，断距大于90-250m，井田内延伸8350m。 走向北62°，倾向南西，倾角650°，断距8m，延伸长度380m。

断距约1.3m

东起聚财塔村南，经王家焉、红管、刘家山村、过黄河入陕西省

正断层 正断层

杜峪沟口 20号孔见

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 12 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 c、F22正断层

位于杜峪沟口，走向北62°西，倾向南西，倾角65°，落差8m，延伸长度380m。 d、20号孔正断层

系20号孔所见，落差约1.30m。

生产过程中，揭露断层17条，落差在0.5m～4m之间，均小于5m。 (3)陷落柱构造

井田内地表未见陷落柱构造，精查过程中仅有4个孔见陷落构造。勘探查明陷落柱构造描述如下：

a、M26号孔

孔深450m开始岩性紊乱、混杂，各种岩石、煤呈角砾状，岩层倾角大至88°，揭露陷落带高度55.56m，测氡法探测结果，为长轴45m的似“菱形”，面积2900m2。

b、M27号孔

孔深431.75m以下，岩性混杂，岩层倾角42～90°，揭露陷落带高度141.49m，为长轴45m，短轴30m的椭圆形,面积约1100m2。

c、38号孔

从4号煤底板423.00m开始，直至终孔，岩性混杂，岩层倾角50～90°，揭露陷落带高度151.16m，为面积2700m2的“梨形”。与邻近10号孔对比，陷距约17m。

d、L1-4号孔

由孔深424～530m，层序混乱，岩层倾角50～85°，530m以下似属正常，原解释为走向北西的逆断层，断距45m。未追索到断层延伸踪迹，结合其余钻孔中发现的陷落构造，经原资料进行研究及测氡法探测为面积1700m2的似“J”形陷落柱，否定了原推断的逆断层。

生产过程中揭露陷落柱构造14个，面积最小为20m2，最大为750m2。 (4)其它构造

井田内滑坡共52处，多发生于Q2、Q3地层中，形状常为扇形，但规模很小，面积多为0.01～0.03km2，最大0.1km2。

1.4.2 煤层

1）含煤性

井田内含煤地层为山西组和太原组。共含煤17层，自上而下编号为1号、2号、3号、4号、5号、5下号、6上号、6号、7号、7下号、8上号、8号、9号、9

下

号、10号、10下号、11，其中1～5下号产于山西组，6上～11号产于太原组。含

煤地层总厚157.02m，煤层总厚19.42m，含煤系数12.4%。参与资源量(储量)估算(计算)的煤层有2号、3号、4号、5号、6号、8号、9号、10号，煤厚15.42m，

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 13 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 可采含煤系数9.9%。可采煤层情况见表1-4-2。

山西组可采煤层分布于本组的下部和中部。地层厚60.80m，煤层总厚8.49m，含煤系数14.0%。可采煤层厚7.65m，可采煤系数12.6%；太原组可采煤层分布于本组的下部和上部，地层厚96.22m，煤层总厚10.93m，含煤系数11.4%。可采煤层厚7.77m，可采含煤系数8.1%。

2）可采煤层 (1)2号煤层

赋存于山西组中部，上距K4砂体29m，下距4号煤16.50m。见煤点厚度0.25～2.20m，平均0.89m。可采厚度0.71～2.20m,平均1.07m。不含夹矸或偶含夹矸1～2层，结构简单。井田中部及南端可采，主要可采区分布于11线以北，井田东北部大面积不可采。可采范围约占井田的61%。全井田仅有两孔煤层尖灭。在初采范围内，北部为薄煤层，局部为中厚煤层，南部基本上不可采。顶板为砂质泥岩、泥岩，有一定比例的粗碎屑岩；底板为泥岩，砂质泥岩、粉砂岩。本煤层为一较稳定的大部可采煤层。

(2)3号煤层

赋存于山西组中下部，上距2号煤10.34m，下距4号煤0～16.99m，平均6.16m。见煤点厚度0.40～1.50m，平均1.05m。可采厚度0.76～1.50m，平均1.07m。不含夹矸或偶含夹矸1层，结构简单。井田北部7线以北除西缘有小面积可采区外，大面积与4号煤层合并。以南独立分层，此范围内尖灭区和不可采区零星分布。可采范围约占井田的60%。基本属薄煤层，偶见中厚煤点。顶板以粉砂岩和砂质泥岩为主，泥岩、细粒砂岩次之；底板为砂质泥岩和粉砂岩，含一定量的细粒砂岩和泥岩。本层为一较稳定的大部可采煤层。

(3)4号煤层

赋存于山西组下部，上距3号煤6.16m，下距K3砂体10.61m。煤厚度0.50～6.05m，平均2.98m。含夹石0～4层，多数为1～2层，夹石厚度在0.06～0.20m之间居多，个别达0.50m。夹石岩性以炭质泥岩和泥岩为主。从生产采区揭露情况来看，在M36孔附近发现300m×100m、M35孔南发现200m×100m的不可采区。煤厚变化有明显的规律性，总的趋势是由北向南从厚煤层变为中厚煤层至薄煤层。在原精查勘探区，7线以北基本上为3号、4号煤合并的厚煤地段，煤厚多为4m左右，最厚达6.05m，以南为分出3号煤后的中厚带，厚度约2m左右，井田西南角为薄煤带。初采地段中厚煤约占2/3，厚煤占1/3左右。顶板为中～细砂岩、砂质泥岩、泥岩；底板为砂质泥岩和粗碎屑岩。4号煤为一较稳定的全区可采煤层。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 14 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 表1-4-2 可采煤层特征表

含煤 地层

煤层 编号 2

煤层厚度 最小~最大 平均 0.25-2.20 0.89 0.40-1.50 1.05 0.84-6.05 2.98 0.10-5.04 2.73 0.10-1.66 0.81

层间距离 最小~最大 平均

1.01-23.92 10.34 0-16.99 6.16 1.80-9.74 5.56

1.56-31.82 16.88

17.39-37.58 27.73 0-12.48 1.32

0-22.50 9.43

结构 (夹矸层数) 简单 (0-2) 简单 (0-1) 中等 (0-4) 复杂 (0-6) 简单 (0-2)

顶底板岩性

可采性 稳定性

顶板

底板

容重 (t/m3)

泥岩、沙质

局部可采 砂质泥

泥岩、粉砂

不稳定 岩、泥岩

岩 局部可采 粉砂岩、砂质泥碉、不稳定 砂质泥岩 粉砂岩 中-细砂全部可采

岩、砂质

稳定

泥岩 大部可采 较稳定 局部可采 不稳定

泥岩及少量中-细砂岩

砂质泥岩和粗碎屑岩 粉砂岩、泥

岩 泥岩或粉砂岩 泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩少量为中-细砂

岩 泥、砂质泥

岩 炭质泥岩-铝质泥岩

1.36

山 西 组

3 1.43

4 1.36

5 1.47

6 1.43

太 原 组

8

80.79-9.33 3.91 复杂 (0-7) 全部可采 稳定

石灰岩 1.39

9

0.18-3.12 1.39 0.18-5.38 1.66

复杂 (0-5) 中等 (0-4)

泥岩、炭

局部可采

质泥岩、

不稳定

粉砂岩 中-细砂

大部可采

岩、砂质

较稳定

泥岩

1.43

10 1.43

(4)5号煤层

赋存于山西组下部，上距4号煤层2.98m，下距K3砂体1.79m。见煤点厚度0.10～5.04m，平均2.73m。可采厚度1.05～5.04m，平均2.89m。含夹石0～6层，多数为1～2层，岩性为炭质泥岩和泥岩，厚度大多在0.06～0.20m之间。全井田大部可采，仅在井田西北角的2号孔尖灭。北界外的三交区南缘为尖灭区或不可采区，推测其范围已伸入本井田内。此外在原精查勘探区，南部16线以南大部不可采。厚煤区分布于井田东北部，面积约占可采范围的1/4多，一般厚度在4m左右，最大达5.04m。由此向西和向南厚度递减。全井田以中厚煤层为主，

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 15 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 13线以北厚度在2m以上，以南小于2m，初采地段基本上为中厚煤层，厚度在2m以上，北部接近或局部为厚煤层。顶板为泥岩及极少量中-细粒砂岩；底板为粉砂岩、泥岩，含一定比例的粗碎屑岩。本煤层为一较稳定的全井田大部可采煤层。

(5)6号煤层

赋存于太原组上部，上距K3砂体16.48m，下距8号煤27.73m。伏于L5灰岩下。见煤点厚度0.10～1.66m，平均0.81m。可采厚度0.70～1.66m，平均1.00m。不含夹石，少数含夹石1～2层，岩性为炭质泥岩和泥岩。本层虽尖灭范围极少，但可采范围分布不广，且连续性差，3线至15线的西半部，为最大的可采区。可采范围占井田的67%。可采区内煤层以薄煤为主，局部为中厚煤层。顶板为石灰岩，底板为泥岩或粉砂岩。本层为一较稳定的大部可采煤层。

(6)8号煤层

赋存于太原组中部，上距L5石灰岩35m，下距K1砂体52.70m，伏于L1灰岩下。煤厚度0.79～9.33m，平均3.91m。含夹石0～7层，大多数为1～3层，夹石厚度多数在0.06～0.20m之间。夹石岩性为炭质泥岩、泥岩，结构复杂。全井田可采。西北角与9号、10号合并，厚度增大，为特厚煤层。中部及中北部与9号合并，向南至14线，厚度在4m左右，为厚煤层，基本上占据了整个探明(A级)资源/储量区。14线向南与9号分叉，变薄至中厚煤层，东南角又分叉出8上号煤层，8号煤变为薄煤层。综观全井田，煤层从西北向南东变薄趋势十分明显。顶板为石灰岩，底板为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩，含一定比例的中～细粒砂岩。本层为一较稳定的全井田可采煤层。

(7)9号煤层

赋存于太原组下部，上距8号煤1.32m，下距K1砂体50.38m。见煤点厚度0.18～3.12m，平均1.39m。可采厚度0.73～3.12m，平均1.86m。含夹石0～5层，多数为1～2层，夹石岩性为炭质泥岩、泥岩，结构复杂。煤层大部分与以上8号及以下10号煤合并，仅在井田南部14～17线间、东北角及中部一小片单独成层，可采范围占全井田的27%。顶板为泥岩、炭质泥岩、粉砂岩，底板为泥岩，砂质泥岩。本煤层为一不稳定的局部可采煤层。

(8)10号煤层

赋存于太原组下部，上距8号煤10.75m，下距K1砂体40.93m。见煤点厚度0.18～5.38m，平均1.66m。可采厚度0.82～5.38m，平均1.97m。含夹石0～4层，多数含1～2层，夹石厚度多数在0.06～0.20m之间，夹石岩性为泥岩、炭质泥岩。井田中部(约11～14线间)有一片面积稍大的不可采区，东北角及西北部各有一块面积不大的不可采区，西北角与8号及9号煤合并，局部地段尖灭。可采

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 16 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 范围占全井田的75%。井田西南角9号煤并入本煤层，煤层厚度增大，成为厚煤区，其余以中厚煤层为主。顶板为中～细粒砂岩、砂质泥岩；底板为炭质泥岩、铝质泥岩。本层为一较稳定的全井田大部可采煤层。

可采煤层特征见表1-4-2。

井田内各煤层埋藏较深，无煤层露头带及风化带。

1.4.3 井田水文地质条件

沙曲井田位于柳林泉域外西侧，现有的水文地质资料表明，井田内地下水补给、运移、排泄自成体系，其地下水或排泄于井田沟谷内，或向西及西南缓慢移动。

1）含水层

本井田主要含水层有：中奥陶统石灰岩岩溶、裂隙承压含水层组；石炭系上统太原组灰岩岩溶、裂隙承压含水层组。

(1) 中奥陶统石灰岩岩溶、裂隙承压含水层组，本统由上、下马家沟组和峰峰组组成，一般埋深400～700m。

① 下马家沟组，厚度100m左右，以石灰岩为主，据区域资料，单位涌水量0.19～0.24L/s.m。

② 上马家沟组，厚度250m左右，本组石灰岩岩溶发育，连通性好，本段富水性强，沙曲精查中，21号孔本组顶部与峰峰组混合抽水试验(主要是本组出水)和14号孔本组放水试验，单位涌水量为0.8 L/s.m和1.232L/s.m，渗透系数分别为3.24m/d和4.55m/d，水位标高分别为797.64m和801.47m。

③ 峰峰组，井田内厚度103.54～147.41m，平均124.16m，由石灰岩、泥灰岩、角砾状泥灰岩、石膏、白云质灰岩等组成，以顶部和中部的石灰岩、泥灰岩为主要含水层。钻孔揭露本组时，一般无大漏涌水现象，岩溶以溶隙为主，溶孔稀少，连通性不大。岩溶发育规律是浅埋区强于深埋区，水位标高为792.55～803.72m，钻孔单位涌水量0.00065～0.056L/s.m，渗透系数0.0019～0.094m/d。

(2) 石炭系上统太原组灰岩岩溶、裂隙承压含水层组，含水层由L1-L5等灰岩构成本组的主要含水层，平均总厚20.94m，最大分层厚度15m，单位涌水量为0.00064～0.014L/s.m，渗透系数0.0028～0.02784m/d，水位标高在+789.31～+814.74m之间。

2）隔水层

本井田主要隔水层有：

(1) 奥陶系峰峰组中下部的石膏、白云岩、角砾状泥灰岩富水性极弱，在峰峰组与上马家沟组两含水层之间起相对隔水作用，构成相对隔水层。

(2) 奥陶系顶面到10号煤层底板间地层，由泥岩类夹不稳定的薄层砂岩和

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 17 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 石灰岩组成，厚49.74～77.53m，平均64.26m，裂隙不发育,具有良好的隔水性能,分隔奥陶系石灰岩与太原组石灰岩含水层。

(3) 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，在各含水层间起相对隔水作用构成相对隔水层。

由于以上隔水层的分割，各含水层处于相对独立的含水系统。 3）断层含水性

井田内断层稀少，F6正断层(聚财塔南断层)断距90～250m，井田内延伸8350m，断层破碎带先张裂后挤压，宽0.20～2.60m，最宽约30m，为呈挤压状态的岩石，有时见有节理、方解石脉和团块等，理论上为一阻水断层，断层破碎带富水性可能较差。42号钻孔于389.21～389.95m穿过本断层，P1x上部与K3附近地地相接，断距约120m，断裂破碎带岩石受挤压严重，钻探揭露时，耗水量甚小，为0.10m3/h，钻孔水位无明显变化。1号孔位于断层下盘，地表距断层最近440m，遇奥灰点距断层面平距最近680m，该近峰峰组岩溶较发育，富水性相对较强，单位涌水量为0.016L/s.m，说明断裂两侧富水性增强。由于断裂附近岩石的力学强度降低，高压的奥灰水突进矿坑的可能性增大。

F6正断层与井田外侧F2正断层(聚财塔北断层)构成地堑，推测F2的水文地质条件与F6相似。此外井田内还有F22正断层和20号孔正断层，其规模不大，断距小，分别为8m和1.30m，水文地质意义不大。

4）陷落柱

井田精查勘探共发现4个陷落柱，分别为的M26号孔、38号孔、M27号孔、L1-4号孔陷落柱和生产发现的北翼胶带大巷陷落柱，陷落柱形状、大小不一，面积750m2～2900 m2，均为隔水陷落柱。

生产中共发现14个陷落柱，最大面积为750 m2，除北翼胶带大巷陷落柱外均为隔水陷落柱为，北翼胶带大巷陷落柱导水性不强。

5）充水因素分析

(1) 山西组、太原组矿床充水因素

山西组煤层以顶板进水为主，煤层顶板距煤层最近的砂岩含水层，构成煤层的顶板直接充水含水层；太原组煤层主要充水层为太原组L1～L5灰岩，L5、L1灰岩直接压煤，分别构成6、8号煤层的直接充水水源，本组灰岩水又构成10号煤层的直接或间接充水水源。

(2) 奥陶系岩溶、裂隙承压水对矿床充水影响分析

井田内10号煤离奥陶系最近，其间为良好的隔水层，隔水层厚度49.74～77.53m，平均64.26m，隔水层厚度在井田的东北部较薄，L3～3号孔最薄为49.74m；峰峰组灰岩含水层富水性较弱，但其静水压力较大，地质报告对12个钻孔计算，

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 18 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 突水系数0.025～0.105MP/m，计算结果表明峰峰组突水系数小于正常地段临界突水系数0.15，但局部大于不正常地段临界突水系数0.6，说明在正常地段，奥灰不会突入矿坑，但在不正常地段(聚财塔断层500m范围内及陷落柱周边地段)，有突入矿坑的可能，矿井回采至这些地段时应采取探水措施和留设防水煤柱。

(3) 河下采煤的安全性分析

三川河为井田内唯一长年有水河流，冲积层富水性较强，如果开采煤层造成导水裂隙带与其沟通，首先受到威胁的主要可采煤层是4号煤层。

根据《矿区水文地质、工程地质勘探规程》，导水裂隙带(包括冒落带)最大高度Hf计算公式：

Hf=[100M/(2.4n+2.1)]+11.2m 式中：

M——煤层累计采厚或煤厚，m； n——煤分层层数。

初期采区煤层一般在2.5～4.5m之间，均为一次采全高。

经对三川河河谷7个钻孔所揭示的4号煤顶板导水裂隙带最大高度的计算看，其中井田浅部的M32号孔，4号煤层距地表最近为175.6m，煤层厚4.27m，导水裂隙带最大高度为106.1m，考虑冲积层厚度10m，基岩风化带30m，则导水裂隙带至基岩风化带底面的最小间距为29.65m，再减10m保护层，则有19.65m完整岩石。其它6个钻孔完整岩层厚度均在100m以上。

目前水体下采煤，仍是个复杂问题，并且三川河两岸村镇和工业设施密集，为安全起见，三川河仍按留设煤柱考虑。

6）井田水文地质条件

本区煤矿床水文地质勘探类型主要为二类一～二型和三类一～二型，即水文地质条件简单～中等的裂隙充水矿床和水文地质条件简单～中等的岩溶充水矿床。山西组煤矿床主要属二类一～二型，太原组煤矿床主要属三类一～二型。

表1-4-3 历年矿井涌水量统计表 单位：m3/h

2001 2002 2003 2004

一季度 32.8 34.2 44.9 56.6

二季度 35.4 36.4 54.7 56.0

三季度 35.3 36.5 54.4 59.1

四季度 35.7 36.9 55.1 66.1

全年平均 34.8 48.0 52.3 59.5

7）矿井涌水量

沙曲矿井历年涌水量见表1-4-3，由表可以看出，矿井涌水量随开采面积的

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 19 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 增大而增大。在枯水期、丰水期、平水期涌水量没有太大的变化。

考虑到沙曲一、二矿改扩建后开采面积均大幅度增加，本次设计预计沙曲一矿正常涌水量为360m3/h，最大涌水量为650m3/h；沙曲二矿正常涌水量300m3/h、最大涌水量500m3/h。

1.4.4 顶底板条件

井田内煤系地层主要为碎屑岩及碎屑岩夹碳酸盐岩沉积。井田内构造简单，地层破坏程度小，岩石的裂隙不发育。

(1) 主要可采煤层顶、底板工程地质特征

主要可采煤层顶底板岩性，除8号煤顶板为石灰岩外，一般以泥质岩为主，约占60-70%，其余为粉砂岩及细～粗粒砂岩。顶底板岩石厚度变化较大，一般为1～16m，平均3m左右。

井田内有8个钻孔采取了主要可采煤层顶底板岩石物理力学试验样，取得了岩石物理力学试验资料，核实报告估算了不同岩石的强度，详见表1-4-4、表1-4-5。

根据岩石物理力学试验资料可知，石灰岩致密坚硬，含水率低，强度大，砂岩强度次之，砂质泥岩、泥岩强度较小。

(2) 主要可采煤层顶底板岩性 a、顶板

4号煤：井田北部及南部22、26、27号钻孔一带岩性主要为砂质泥岩、泥岩，单轴抗压强度为15～36.2MPa，分别为较稳定和不稳定顶板，井田中部初采

表1-4-4 岩石力学性质表一

层位 4-顶 4-顶 4-顶 4-顶 4-顶 4-顶 4-底 4-底 4-底 4-底 5-顶 5-顶 5-顶 5-底

孔号 8 14 18 21 23 M41 10 18 21 23 14 M24 M24 18

岩性 细粒砂岩 细粒砂岩 细粒砂岩 中粒砂岩 中粒砂岩 砂质泥岩 细粒砂岩 粉 砂 岩 粉 砂 岩 细粒砂岩 泥 岩 砂质泥岩 泥 岩 砂质泥岩

抗压强度

(Mpa) 28.9 50.8 61.5 29.9 39.2 36.3 47.7 59.0 45.6 42.7 34.8 32.6 23.3 35.8

层位 8-顶 8-顶 8-顶 8-顶 8-顶 8-顶 8-顶 8-顶 8-底 8-底 8-底 10顶 10顶

孔号 8 10 10 14 18 21 23 M25 18 21 23 8 M25

岩性 石 灰 岩 石 灰 岩 石 灰 岩 石 灰 岩 石 灰 岩 石 灰 岩 石 灰 岩 石 灰 岩 粗粒砂岩 砂质泥岩 泥 岩 中粒砂岩 粗粒砂岩

抗压强度 (Mpa) 37.2 36.3 59.1 43.3 73.1 118.3 63.2 43.9 26.3 27.4 34.4 34.3 17.0

- 20 - 煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 表1-4-5 岩石力学性质表二

层 位 4号煤顶 4号煤顶 4号煤底 4号煤底 5号煤顶 5号煤底 8号煤顶 8号煤底 10号煤顶 10号煤底 10号煤底

岩 性 泥岩－砂质泥岩 细－中粒砂岩 泥岩－砂质泥岩 粉砂岩细粒砂岩

泥 岩 泥岩－砂质泥岩

石灰岩 泥岩－砂质泥岩 泥岩－砂质泥岩 泥岩－砂质泥岩

泥 岩

抗压强度(Mpa)

15-25 27-42.7 16.6-26.7 21.0-35.4 10.8-16.6 15-25 40-60 15-25 15-26.7 15-25 10.8-16.6

抗拉强度(Mpa)

1.0-1.67 1.8-2.86 1.10-1.79 1.4-2.37 0.72-1.1 1.0-1.67 2.7-4.0 1.00-1.67 1.00-1.80 1.00-1.67 0.72-1.10

抗剪强度(Mpa)

3.25-5.0 5.0-7.4 3.5-5.0 4.15-6.3 2.6-3.5 3.25-5.0 7.0-10.0 3.25-5.0 3.3-4.8 2.6-3.5

区一带和南部28、29、30号钻孔一带岩性为细-粗粒砂岩，单轴抗压强度27-61.5MPa，分别为极稳定及不稳定顶板。

5号煤：岩性主要为砂质泥岩、泥岩，单轴抗压强度为10.8～34.8MPa。分别为稳定和不稳定顶板。

8号煤：岩性主要为石灰岩，单轴抗压强度为36.3～118.3MPa，分别为极稳定、稳定及较稳定顶板。24、27、29、30号钻孔一带岩性为泥岩，为不稳定顶板。

10号煤：岩性主要为砂质泥岩、泥岩，单轴抗压强度为15～26.7MPa，为不稳定顶板,井田北部M1、2号钻孔一带岩性为中-细粒砂岩，单轴抗压强度为17-34.3MPa，为较稳定、不稳定顶板。

b、底板

4号、5号、8号、10号煤层底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩，其次为粉砂岩，局部分布有细-粗粒砂岩，根据岩石物理力学试验资料，岩石的单轴抗压强度均大于10MPa，膨胀率0.1~0.3%,一般厚度大于0.40m,在岩石水稳定性较好时，大部分煤层底板可划为普通底板。10号煤底板在受到奥灰水压影响时，其稳定性就会受到影响。

根据矿井建设对4号煤层顶底板揭露情况来看，在部分地段顶底板稳定，压力正常，但在褶曲构造发育的个别地段，由于顶板压力大，常造成片帮冒顶，已形成巷道大量开裂、掉块，巷道底鼓严重。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 21 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 1.4.5 瓦斯

(1) 钻孔瓦斯

沙曲勘探(精查)阶段，对各煤层瓦斯含量作了统计，见表1-4-6。

甲烷含量平均值9号煤最大，其次是8号煤，2号煤最小，垂向从上向下呈增高趋势。瓦斯成分除M11、11号孔5号煤甲烷小于80%，为氮气～沼气带外，其余均以甲烷为主，平均值一般在90%以上(10号煤88.54%)，属沼气带。地质阶段施工三川河附近钻孔时、钻孔涌水、水中冒气泡、可以点燃、火苗呈桔红～淡蓝色，M26号孔火焰高1m左右，采用集气法取样送验。

(2) 矿井瓦斯

沙曲矿南一采区2001年～2004年生产期间，对矿井瓦斯做了详细的测试与记录，历年的瓦斯等级和二氧化碳涌出量汇总情况结果表明，生产矿井均为高瓦斯矿井。

2006年测试全矿井绝对瓦斯涌出量328.77m3/min，相对瓦斯涌出量66.65m3/t，其中北翼绝对瓦斯涌出量168.44m3/min，相对瓦斯涌出量68.77m3/t，南翼绝对瓦斯涌出量160.33m3/min，相对瓦斯涌出量64.56 m3/t，沙曲矿井瓦斯涌出构成见表1-4-7。

根据山西省煤炭工业局晋煤安发【2007】2030号《关于2007年度年产30万吨以上矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》。沙曲矿井绝对瓦斯涌出量344.43m3/min，相对涌出量为61.8m3/t。

表1-4-6 煤层瓦斯含量统计表 煤

层 2 3 4 5 8 9 10

瓦斯含量 (m3/t.f) 7.9~13.19/10.65 7.72~24.88/12.55 7.32~17.82/10.89 4.45~17.88/12.06 7.95~23.22/13.52

瓦 斯 成 份(％)

CH4

87.32~98.58/94.78 90.79~98.69/94.50 83.53~98.53/93.41 71.02~98.68/91.89 82.65~97.91/93.76

CO2

0.43~3.68/1.90 0.66~7.19/3.12 0.51~8.44/3.65 0.13~6.75/2.96 1.07~12.65/4.34 3.89~5.23/4.68 2.15~4.55/2.87

N2

0.19~12.25/3.32 0~7.07/2.30 0~14.08/2.94 0.15~28.62/5.15 0~5.97/2.03 0~2.12/0.53 0~17.52/8.39

测定数 6 10 23 28 23 5 10

10.43~22.56/17.01 92.64~96.38/95.23 8.20~29.08/12.63

79.41~96.90/88.54

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 22 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 表1-4-7 沙曲矿井瓦斯涌出构成分析表 南翼

名称

瓦斯涌出量 (m3/min) 160.33 101.63 15.08 28.54 15.08

北翼

全矿井

瓦斯涌出量(m3/min) 328.77 238.77 37.85 28.54 23.39

所占百分比(%)

72.69 11.51 8.68 7.11

所占百分 瓦斯涌出所占百分比(%) 量(m3/min) 比(%)

63.39 9.41 17.8 9.41

168.44 13.7.36 22.77

8.31

81.55 13.52

4.93

区域 采煤工作面 掘进工作面 已采区 其它

根据煤炭科学研究总院抚顺分院2005年3月提交的《华晋焦煤有限责任公司瓦斯动力现象鉴定》报告，沙曲矿井属于煤与瓦斯突出矿井。

1.4.6 煤尘爆炸性

表1-4-8 煤尘爆炸性试验成果表

孔

号 8 8 8 8 8 18 18 18 18 M25 M25 M25

煤号 2 4 5 8 10 3 4 6 8 2 4 5

工 业 分 析(%)

Mad 0.46 0.36 0.50 0.30 0.42 0.40 0.27 0.64 0.42 0.50 0.48 0.38

Ad 10.39 20.62 25.27 13.31 20.31 24.24 9.51 17.83 12.39 13.97 11.73 30.62

Vad 22.73 20.07 17.81 16.67 18.04 18.06 17.79 17.63 14.18

Vdaf 25.37 25.29 23.83 19.23 22.63 23.84 19.66 21.46 16.19 24.18 23.52 23.76

爆 炸 性 试 验 火焰长度mm 150 45 30 40 30 25 25 40 25 45 35 10

岩粉量(%) 75.0 60.0 60.0 65.0 70.0 60.0 65.0 70.0 75.0 80.0 80.0 45.0

鉴定结果 有 有 有 有 有 有 有 有 有 有 有 有

爆炸指数(%) 28 30 30 22 27 29 21 25 18 27 26 31

地质勘探时对井田内M25号、8号、18号孔采样作煤尘爆炸性试验，结果

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 23 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 为各煤层爆炸指数在18%～31%之间，表明各煤层均有煤尘爆炸危险性，详见表1-4-8。

1.4.7 煤层自燃

地质勘探中，对M25号、8号、18号、23号孔采样作煤的自燃趋势试验，结果表明3号、4号煤为不易自燃煤层，仅18号孔4号煤层属易自燃点；2号、5号煤为不自燃至易自燃煤层，6号、9号、10号煤层均为自燃煤层，8号煤为不自燃至易自燃煤层。化验结果见表1-4-9。

表1-4-9 煤的自燃倾向成果表

孔号 8 M25 18 8 18 M25 8 M25 18 8 18 23 M25 23 8 23 M25

煤号 2 2 3 4 4 4 5 5 6 8 8 8 8 9 10 10 10

燃 点(℃) 原样 375 391 408 385 401 397 394 415 396 400 406 388 408 384 384 388 387

还原 381 399 412 395 402 407 406 421 403 406 411 402 416 394 394 399 398

氧化 368 362 400 366 355 376 374 388 362 392 386 358 368 340 352 377 359

△T1-6℃ 13 37 12 29 47 31 32 38 41 14 25 44 48 54 42 22 39

氧化程度 46 22 33 34 2 32 38 16 17 43 20 32 17 19 24 50 28

自燃倾向等级 不自燃 易自燃 不自燃 不易自燃 易自燃 不易自燃 不易自燃 易自燃 易自燃 不自燃 不易自燃 易自燃 易自燃 易自燃 易自燃 不易自燃

易自燃

根据煤炭科学研究总院抚顺分院通风防灭火实验室2004年3月的“煤炭自燃倾向鉴定报告”，4号煤层为三类不易自燃煤层。

1.4.8 地温和地压基本情况

根据以往地质勘查中对地温的测量表明，主要煤层附近最低温度为18.3℃，最高温度达34.7℃，一般大于20.0℃，井田地温梯度大多数为1.53～3.34℃/100m，平均为2.62℃/100m，属地温正常区，平面上地温梯度由东向西，由北向南增高，恒温带深度在55m，温度为14℃左右。

山西组煤层除个别区段(如精勘M47号孔附近)为一级热害区外，其余属正常地温区。太原组8号、9号、10号煤因埋深比山西组煤层深，地温也相应增高，

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 24 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 一级热害区范围扩大，如在以往钻探工程2、18、19、M43、M47号孔附近为一级热害区，初采区属正常温区，综上所述，本井田地温属正常梯度区，上组煤以正常地温为主，下组煤初采区为正常地温，深部为一级热害区。

1.4.9 其它

本区无煤层露头及煤层风化带；无冲击地压。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 25 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 二、煤层群首采关键层的必要性及卸压保护范围分析

2.1 首采关键保护层的必要性

(1) 开采保护层是矿井安全生产的需要

沙曲矿井上煤组可采煤层为2#、3#、4#、5#煤层，其中2#、3#煤层为局部可采煤层，4#、5#煤层为主要可采煤层，综合山西省煤炭工业局、煤炭科学研究总院抚顺分院对各煤层瓦斯突出危险性的批复、鉴定结果为：

●2#煤层在+430m水平及以上区域无煤与瓦斯突出危险性。 ●3#煤层南翼+420m以上区域无煤与瓦斯突出危险性。 ●4#、5#煤层具有煤与瓦斯突出危险性。

矿井开采煤层瓦斯含量高、压力大，动力现象频发，矿井基建期间于2003年4月25日、2003年4月27日发生了两次瓦斯动力现象，这两次瓦斯动力现象均发生在南翼生产采区14202顺槽掘进工作面；矿井生产期间于2005年6月17日发生了一次瓦斯动力现象，发生在北翼生产采区24201顺槽掘进工作面。建矿以来共发生多次次煤与瓦斯倾出现象，严重威胁矿井安全生产。

沙曲矿井主采4#、5#煤层均具有突出危险性，《防治煤与瓦斯突出规定》第40条规定，区域防突措施应优先采用开采保护层。根据煤层赋存条件及各煤层瓦斯突出危险性的批复、鉴定结果，沙曲矿井具备开采保护层的条件，开采保护层将降低煤与瓦斯突出危险性，有效保证矿井回采、掘进的安全。

沙曲矿井瓦斯综合治理三年规划中提出要以2#、3#煤层保护层开采、底板瓦斯抽采巷、矿井通风系统改造为主要手段经过三年的调整，实现高瓦斯突出矿井在低瓦斯区域内生产的总目标，逐步将沙曲矿建成本质安全高效矿井。

(2) 开采保护层是资源保护的需要

2#、3#煤层属薄及中厚煤层，将其作为保护层进行开采，有助于提高矿井资源回收率，保护稀缺的焦煤资源。

(3)开采保护层是提高矿井效益的需要

近年来矿井瓦斯涌出量呈现逐年上升的趋势，2008年度矿井绝对瓦斯涌出量421.92m3/min，相对瓦斯涌出量79.06m3/t，综采工作面瓦斯涌出量南翼达90m3/min，掘进工作面瓦斯涌出量在10m3/min以上。由于矿井瓦斯含量高、压力大、涌出量大，严重制约了矿井采掘速度，造成矿井掘、抽、采比例严重失调，矿井正常接替难以保证，严重影响矿井产量的提高，难以实现高产高效。开采保护层有助于提高掘进速度，实现矿井采掘平衡，提高经济效益。

开采保护层是迄今防治煤与瓦斯突出最有效、最经济的根本措施。我国《煤矿安全规程》规定：“对于有突出危险煤层，应采取开采保护层或预抽煤层瓦斯

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 26 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 等区域性防治措施”、“在突出矿井开采煤层群时，应优先选择开采保护层防治突出措施，在被保护层中受到保护的区域可按无突出危险区进行采掘作业；在未受到保护的区域，必须采取综合防治突出措施”、“首先选择无突出危险的煤层作为保护层，矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层”、“应优先选择上保护层，选择下保护层不得破坏被保护层的开采条件”。

保护层开采通常应具备以下3个条件： 1、应是煤层群开采。

2、应具有合理层间距。保护层作用随层间距的增大而减小，达到某一临界值时，保护作用已不明显。根据大量试验资料统计分析，采深不大于600m，工作面长150m，临界值为61m，工作面长125m，临界值为56m。

3、煤层群内存在不具有突出或冲击地压等动力现象的煤层作为保护层。 沙曲矿井山西组2、3、4、5#煤层间距较近，2#煤层赋存于山西组中部，上距K4砂体29m，下距4#煤16.50m。3#煤层上距2#煤10.34m，下距4#煤0～16.99m，平均6.16m。主采层4#、5#煤层全区稳定可采，经煤炭科学研究总院抚顺分院鉴定4#煤层、5#煤层均为煤与瓦斯突出煤层。

井田南部3#煤层除南三采区局部为不可采区域外，其余均为可采区域，煤层厚度0.80～1.80m，平均1.19m。该煤层经煤炭科学研究总院抚顺分院鉴定，在南翼＋420m水平及以上区域无煤与瓦斯突出危险性。

井田北部2#煤层大部可采，不可采区处于井田北部，约占北翼面积的三分之一。可采范围内，煤层厚度0.70～1.46m，平均1.08m。该煤层经煤炭科学研究总院抚顺分院进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，在北翼＋420m水平及以上区域无煤与瓦斯突出危险性。

根据上述保护层开采条件、沙曲矿井煤层特征和鉴定情况分析，将矿井南翼3#煤层、北翼2#煤层作为4#、5#煤层开采保护层是可行的。

根据北翼煤层赋存条件和矿井2#、（3+4）#、5#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定结果，2#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定结果为+430m水平及以上区域无煤与瓦斯突出危险性，且2#煤层距离下层（3+4）#煤层平均为10.34m，可作为保护层进行开采。由于2#煤层在矿井北翼南部约60%的区域其厚度大于0.7m的最低开采厚度，其余区域一般为0.5～0.7m，根据《防治煤与瓦斯突出规定》在突出矿井开采煤层群时，如在有效保护垂距内存在厚度0.5m及以上的无突出危险煤层，除因突出煤层距离太近而威胁保护层工作面安全或可能破坏突出煤层开采条件的情况外，首先开采保护层。有条件的矿井，也可以将软岩层作为保护层开采，且根据开采保护层的最小有效厚度表(北翼工作面长度为150m，开采深度为

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 27 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 550m左右)，可以推知北翼2#煤层开采保护层的最小有效厚度为0.5m，因此北翼2#煤层0.5～0.7m区域可作为保护层开采，设计在北翼2#煤层作为保护层，采用薄煤层综采回采工艺。

2.2 保护层开采的卸压保护范围理论分析

(1) 保护层开采的走向保护边界

《防治煤与瓦斯突出规定》对走向保护边界的规定：对停采的保护层工作面，停采时间超过3个月、且卸压比较充分，该保护层工作面的始采线、采止线和煤柱留设对被保护层沿走向的保护范围可按卸压角δ5=56°～60°划定，如图2-2-1所示。

5 5 2 ?5 6 4 ?5 ?5 6 ?5 ?5 4 ?5 ?5 1 ?5 5 6 2 5 1—保护层；2—被保护层；3—煤柱；4—采空区；5—保护范围；6—始采线、终采线。

图2-2-1 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围

(2) 保护层开采的倾向保护边界

保护层工作面沿倾斜方向的保护范围按卸压角划定，卸压角的大小应采用矿井的实测数据。卸压角δ与煤层倾角α有关，对应关系见图2—2-2和表2-2-1。

2

1

3

δ22

δ43

3δ1 αδ3 3

1—保护层；2—被保护层；3—保护范围边界线 图2-2-2 保护层工作面沿倾斜方向的保护范围

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 28 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 表2-2-1 保护层沿倾斜方向的卸压角

煤层倾角?/o 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 卸 压 角 ?/o ?1 80 77 73 69 65 70 72 72 73 75 ?2 80 83 87 90 90 90 90 90 90 80 ?3 75 75 75 77 80 80 80 80 78 75 ?4 75 75 75 70 70 70 70 72 75 80 (3) 保护层开采的垂向范围

保护层与被保护层之间的有效垂距，可参用表2-2-2选择，或用式2-2-1或式2-2-2计算：

表2-2-2 保护层与被保护层之间的有效垂距

最大有效垂距/m 煤层类别 上保护层 急倾斜煤层 缓倾斜和倾斜煤层 下保护层 ?60 ?80 ?50 ?100 下保护层的最大有效距离：

'S下?S下?1?2 (2-2-1)

上保护层的最大有效距离：

'S上?S上?1?2 (2-2-2)

式中：

''S下、S上 下保护层和上保护层的理论有效垂距，m。它与工作面长度L和

开采深度H有关，可参照表2-3取值，当L?0.3H时，则取L?0.3H，但L不得大于250m；

?1－保护层开采的影响系数，当M?M0时，?1?M/M0，当M?M0时，

?1?1；

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 29 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 M－保护层的开采厚度，m；

M0－保护层的最小有效厚度，m。M0可参照图2-2-3确定；

?2－层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，以?表示在层间岩石中所占的百分比，当??50%时，?2?1?0.4?/100，当??50%时，?2?1。

表2-2-3 开采 深度 'S上和'S下与开采深度H和工作面长度L之间的关系 'S上/m 'S下/m 工作面长度 L/m 50 75 工作面长度 L/m H/m 300 400 500 600 800 1000 1200

100 125 150 175 200 250 50 75 100 125 150 200 250 76 58 49 43 36 32 30 83 66 56 50 41 36 32 87 71 62 55 45 41 37 90 74 66 59 49 44 40 92 76 68 61 50 45 41 70 100 125 148 172 190 205 220 56 67 58 50 45 33 27 24 85 75 67 54 41 37 112 134 155 170 182 194 40 50 100 120 142 154 164 174 29 39 90 73 57 50 109 126 138 146 155 24 34 90 71 63 103 117 127 135 21 29 88 80 100 114 122 18 25 92 104 113 16 23 1.0L＝L250m0.8＝200mM /m

L00.4L＝L0400800＝＝m150100m50m1200开采深度 H/m图2-2-3 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 30 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 2.3 首采关键层卸压保护范围模拟分析

本节采用FLAC 3D软件模拟顶板受采动上覆岩层移动规律和卸压保护范围。

2.3.1 FLAC 3D软件基本原理

FLAC 3D(Three Dimensional Fast Lagrangian Analysis of Continua)是美国Itasca Consulting Goup lnc公司开发的三维快速拉格朗日分析程序，该程序能较好地模拟地质材料在达到强度极限或屈服极限时发生的破坏或塑性流动的力学行为，特别适用于分析渐进破坏和失稳以及模拟大变形。FLAC 3D分析在求解中使用如下三种计算方法：

（a）离散模型方法：连续介质被离散为若干六面单元体，作用力被集中节点上。

（b）有限差分方法：变量关于空间和时间的一维倒数均用有限差分来近似表示。

（c）动态松弛方法：由质点运动方程求解，通过阻尼使系统运动方程衰减至平衡。

FLAC3D软件包括11种材料本构模型，空单元模型，三种弹性模型（各向同性、正交各向异性和横向各向同性），七种塑性模型（Drucker-Prager模型、摩尔-库伦模型、应变硬化/软化模型、多节理模型、双线性应变硬化/软化多节理模型、D-Y模型、修正的剑桥模型）。本模拟采用摩尔-库伦塑性模型。摩尔-库仑模型是最通用的岩土本构模型，它适用于那些在剪应力下屈服，但剪应力只取决于最大、最小主应力，而第二主应力对屈服不产生影响的材料。 2.3.1.1 有限差分法

在采用数值计算方法求解偏微分方程时，若将每一处导数由有限差分近似公式替代，从而把求解偏微分方程的问题转化成求解代数方程的问题，即所谓的有限差分法。有限差分法求解偏微分方程的步骤如下：

①区域离散化，即把所给偏微分方程的求解区域细分成由有限个格点组成的网格。

②近似替代，即采用有限差分公式替代每一个格点数。

③逼近求解，换而言之，这一过程可以看作是用一个插值多项式及其微分来代替偏微分方程的解的过程。 2.3.1.2 有限差分方程 1) 本构方程

作用在可变形固体上的方程组为本构关系，或者称为应力-应变准则。首先由速度梯度得出应变速率，公式如下：

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 31 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 .?.?1??ui?uj? (2-3-1) eij????2?xi?xj????.式中，eij为应变率分量；ui为速度分量。 本构关系是形式如下：

..?ij:?M(?ij,eij,?) (2-3-2)

式中，M（）为本构关系的函数形式，k为可能出现也可能不出现的一个历史参数，依赖于特定的定律；“：=”为“由?代换”。

一般说来，非线性的本构定律以增量的形式表示，因为应力和应变之间的对应关系并非唯一的，上式个给出了以前的应力张量和应变（应变增量）下对应战略的新估计值。最简单的本构定律为各向同性的弹性本构关系：

.2?.????ij??ij?K?G?eKK?2Geij??t (2-3-3) ?ij：3????式中，σij为Kronecker符号；?t为时间步；G、K为前切模量和体积模量。 2) 有限差分方程

FLAC的理论公式从概念上类似于Otter提出的动态松弛法，采用任意形状的网格、大应变和不同的阻尼，按照Wilkins提出的差分格式进行计算。将固体分为由四边形单元组成的有些差分网格。三角形差分方程有高斯散度定理的一般形式推到得出的，为：

?nSifds???f?xiAdA (2-3-4)

式中，?S为在封闭曲面边周围边的积分；ni为曲面S的单位法向向量；f为

A标量、向量或张量；xi为坐标向量；ds为增量弧长；?定义在区域面积A上梯度的均值f如下：

为对表面积的积分。

?f1?f??dA (2-3-5)

A?xiA?xi将(2-3-5)代入(2-3-4)得：

?f1??nids (2-3-6) ?xiAA对于一个三角形的子单元，上式(2-3-6)的有限差分形式可变为：

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 32 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 ?f1??(f)ni?s (2-3-7) ?xiA?s为三角形一边的长度，对三边求和，（f）取一边的平均值。

用每一边的速度矢量的均值代替f，利用上式(2-3-7)将一个区域的应变速率

eij用节点速度表示，公式如下：

.?u1?.(a).(b)???ui?ui?ni?s (2-3-8) ??xi2AS??式中，a和b是三角形边界的两个连续节点。如果节点之间的速率呈线性变化，则上式与精确积分导出的表达式是一致的。 2.3.1.3 求解流程

采用FLAC 3D进行数值模拟时，有三个基本部分必须指定：有限差分网格；本构关系和材料特性；边界和初始条件。网格用来定义分析模型的几何形状，本构关系和与之对应的材料特性用来表征模型在外力作用下的力学响应特性，边界和初始条件用来定义模型的初始状态（即边界条件发生变化或者收到扰动之前，模型所处的状态）。

在完成上述条件之后，即可进行求解获得模型的初始状态；接着，执行开挖或变更其他模拟条件，进而求解获得模型对模拟条件变更后作出的响应。图2-3-1是FLAC 3D软件一般的求解过程。

.2.3.2 模型的建立

2.3.2.1 基本假设

在数值模拟过程中，为了使计算结果更接近实际情况，对岩体介质性质、计算模型、矿山地质条件、受力条件、采煤工艺等都作了必要的假设。

（1）假设煤岩层为各向同性均质且符合摩尔-库仑弹塑性模型的介质。 （2）对地下工程开挖来说，井工开采是一个空间问题，应采用三维空间计算模型更为合理。因此，计算模型为三维模型。

（3）为模拟方便，对采煤工作面的开挖步数等不予考虑，模拟时简化为实体。

（4）计算不考虑与时间有关的物理量。 2.3.2.2 模型的基本参数

本模型选择以沙曲矿24207工作面为原型，假设地表水平，岩层水平赋存，且只受覆盖岩层重力作用即只在单一重力场作用下，建立三维空间力学模型。为了便于建模和剖分，同时充分体现各岩层组合特征，将研究区内力学性质相近的岩层归并为一组。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 33 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 开 始 建立分析模型： （1） 生成网格，形成所需要的形状； （2） 定义本构关系和材料性质； （3） 定义边界条件和初始条件 进入平衡状态 结果不满意 检查模型的 响应特性 模型作出合理的响应 执行变更，例如： （1）开挖； （2）改变边界条件 需要跟多的实验 进行求解 检查模型 的响应特性 结果可接受 是 需要进行 参数研究？ 否 结束

图2-3-1 FLAC 3D的一般求解过程

（1）模型的几何参数

坐标系按如下规定：平行煤层回采方向为x轴，垂直煤层回采方向为y轴，铅直方向即重力方向为z轴，向上为正。根据这一坐标系规定，模拟的覆岩高度到2#煤层以上，煤层倾角5°，沿x轴方向长600m，y轴方向长400m，z轴方向高150m，模型底边即z=0处到地面设定高度为600m，模型采用8个点建模方法，即每个岩层都是8节点六面体单元，模型自下到上分为16组岩层，3#+4#煤层为模拟的开采

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 34 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 煤层，且划分为模型的第7层（sq7），由于计算模型整体规模较大，为使总体单元不超出计算硬件的控，共划分30000个单元体，33201个节点。据上述参数及条件，模型网格划分图如图2-3-2所示。

图2-3-2 模型网格图

（2）模型物理力学参数

一般来说大多数岩层都可视为弹塑性介质，在一定应力水平下表现为线弹性，超过弹性极限即表现为塑性。对于岩石一类的材料，在塑性变形时具有明显的体积变形，因而必须考虑到体积应力的影响，故模拟计算中岩层采用弹塑性本构模型，屈服准则采用莫尔-库仑准则。计算莫尔-库仑塑性模型所涉及的岩石力学参数包括：密度、体积模量、剪切模量、内摩擦角、粘聚力与等，各岩层的物理力学参数参见表2-3-1所示。

各参数（体积模量、切变模量、内摩擦角和粘聚力）在模型中的赋值情况如图2-3-3所示。

（3）边界条件及初始条件

在z=0处即模型的低面设定x、y、z方向上的位移（displacement）和速度（velocity）均为0，z=150这个面为自由面和加载面，z=150和z=0这两个面按z=150到z=0加载重力渐变应力场，在x=0、x=600、y=0和y=400这四个面设定重力渐变应力约束。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 35 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 表2-3-1 岩石力学物理参数一览表

层序 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 岩层名称 下腹岩层 砂质泥岩 5#煤煤层 泥岩 粉砂岩 中砂岩 3+4#煤层 砂质泥岩 砂质泥岩 中砂岩 细砂岩 碳质砂岩 2#煤层 泥岩 中砂岩 上腹岩层 D(kg/m3) 2580 2608 1740 2500 2564 2600 1380 2467 2467 2600 2580 2520 1360 1793 2600 2500 E(GP) 30.7 17.5 1.5 19 64.3 30 1.5 15 15 30 50 15 1.5 19 30 42.9 γ 0.169 0.147 0.280 0.204 0.248 0.234 0.280 0.182 0.182 0.234 0.159 0.182 0.280 0.204 0.234 0.187 B(GP) 15.5 8.3 1.36 10.7 42.5 18.8 1.36 7.9 7.9 18.8 24.4 7.86 1.36 10.7 18.8 22.8 S(GP) 13.1 7.6 0.58 7.9 25.8 12.2 0.58 6.3 6.3 12.2 21.6 6.35 0.58 7.9 12.2 18.1 F(°) 37 35 28 32 31 35 28 32 32 35 33 35 28 33 35 32 C(MP) 7.5 7 2 7 8 8 2 7 7 8 7 7 2 6 8 8.5

（a）模型体积模量赋值图 （b）模型切变模量赋值图

（c）模型摩擦角赋值图 （d）模量粘聚力赋值图

图2-3-3 材料特性赋值图

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 36 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 2.3.3 模型的计算

2.3.3.1 检测点的布置

监测点布置在走向x=60、80、100、150、200这五个面上，在每个面沿着z方向分别检测24207工作面顶板以上5倍、7倍、10倍、13倍和15倍采高处的位移和应力，在工作面顶板以上5倍采高处沿着y方向检测5个点，7倍、10倍、13倍和15倍采高处同样分别沿着y方向检测个5个点，所以在x=60、80、100和150这四个面上，每个面沿着z方向有25个监测点，所以模型共设置25*5=125个监测点。监测点的的坐标见表2-3-2。

表2-3-2 监测点坐标

顶板以上 5倍采高z 7倍采高z 10倍采高z 13倍采高z 15倍采高z 顶板以上 5倍采高z 7倍采高z 10倍采高z 13倍采高z 15倍采高z 顶板以上 5倍采高z 7倍采高z 10倍采高z 13倍采高z 15倍采高z 顶板以上 5倍采高z 7倍采高z 10倍采高z 13倍采高z 15倍采高z 顶板以上 5倍采高z 7倍采高z 10倍采高z 13倍采高z 15倍采高z X=60,y=0 53.24 61.64 74.24 86.84 95.24 X=60,y=50 53.24 61.64 74.24 86.84 95.24 53.24 61.64 74.24 86.84 95.24 X=60,y=150 53.24 61.64 74.24 86.84 95.24 53.24 61.64 74.24 86.84 95.24 X=80,y=0 55.44 63.84 76.44 89.04 97.44 X=80,y=50 55.44 63.84 76.44 89.04 97.44 55.44 63.84 76.44 89.04 97.44 X=80,y=0 55.44 63.84 76.44 89.04 97.44 55.44 63.84 76.44 89.04 97.44 X=100,y=0 57.2 65.6 78.2 90.8 99.2 X=100,y=50 57.2 65.6 78.2 90.8 99.2 57.2 65.6 78.2 90.8 99.2 57.2 65.6 78.2 90.8 99.2 57.2 65.6 78.2 90.8 99.2 X=150,y=0 61.6 70 82.6 95.2 103.6 X=150,y=50 61.6 70 82.6 95.2 103.6 61.6 70 82.6 95.2 103.6 61.6 70 82.6 95.2 103.6 61.6 70 82.6 95.2 103.6 X=200,y=0 66 74.4 87 99.6 108 X=200,y=50 66 74.4 87 99.6 108 66 74.4 87 99.6 108 66 74.4 87 99.6 108 66 74.4 87 99.6 108 X=60,y=100 X=80,y=100 X=100,y=100 X=150,y=100 X=200,y=100 X=100,y=150 X=150,y=150 X=200,y=150 X=60,y=200 X=80,y=200 X=100,y=200 X=150,y=200 X=200,y=200

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 37 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 2.3.3.2 模型的计算过程

模型从x=50米处切眼开始开采，采高为4m，采面倾向长度为220m，开采分为6个阶段，分为开采10m，20m，20m，50m，50m，50m，即从x=50处开采到x=250处，累计开采200m。开采阶段和累计进尺见表2-3-3。

表2-3-3 开采阶段和累计进尺表

开采次数 第1阶段 第2阶段 第3阶段 第4阶段 第5阶段 第6阶段 开采（m） 10 20 20 50 50 50 累计开采 10m 30m 50m 100m 150m 200m 开采到X轴坐标 x=60m x=80m x=100m x=150m x=200m x=250m

进行模拟的时候按系统默认的收敛标准（或称相对收敛标准）收敛每一个开采阶段，当体系最大不平衡力与典型内力的比率R小于10-5时，计算即行终止。所谓体系最大不平衡力，是指每一个计算循环（或称计算时步）中，外力通过网格节点传递分配到体系各节点时，所有的外力和内力之差中的最大值；典型内力是指计算模型所有网格点力的平均值。体系最大不平衡力检测如图2-3-4所示，可以看出每一阶段开采的模拟完美收敛。

图2-3-4 系统最大不平衡力检测图

2.3.4 模拟结果分析

2.3.4.1 采动上覆岩层移动规律及裂隙发育区分析

当工作面向前推进时，采空区上方上覆岩层将产生离层裂隙，在FLAC 3D数值计算分析过程中，纵向位移情况真实地反映了开采带来的岩层沉降而产生离

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 38 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 层裂隙发育状况。图2-3-5表示了在工作面累计进尺10m、30m、50m、100m、150m和200m时(即分别开采到x=60、80、100、150、200和250时，在x=100的切面上的竖向位移云图（距离切眼50m的切面）的变化情况。

(a)累计进尺10m，x=100切面竖向位移云图 (b)累计进尺30m，x=100切面竖向位移云图

(c)累计进尺50m，x=100切面竖向位移云图 (d)累计进尺100m，x=100切面竖向位移云图

(e)累计进尺150m，x=100切面竖向位移云图 (f)累计进尺200m，x=100切面竖向位移云图

图2-3-5 不同累计进尺下x=100面上的竖向位移云图

由图2-3-5可知，在距离切眼50m处(x=100)的同一切面上，随着工作面的推进，采前和采后的竖向位移(z-displacement)具有不同的变化规律；并且竖向位移场均呈现不均匀沉降状态分布，在每个阶段的开采过程中，该面上的竖向位移

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 39 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 最大值分别是3.98mm、13.1mm、28.5mm、79.9mm、127mm和157mm，由于随着工作面的推进和采动影响，在竖直方向上出现不规则下沉，沉降量不同的岩层将出现不同的横向裂隙发育。工作面顶板裂隙的发育可以通过检测工作面顶板以上不同倍采高的竖向位移随工作面的推进的变化进行考察。图2-3-6为工作面顶板以上不同采高沿着走向的竖向位移随工作面推进的变化曲线。

（a）距离切眼10m（x=60的切面）随工作面推进的不同采高位移变化

（b）距离切眼30m（x=80的切面）随工作面推进的不同采高位移变化

（c）距离切眼50m（x=100的切面）随工作面推进的不同采高位移变化

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 40 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告

（d）距离切眼100m（x=150的切面）随工作面推进的不同采高位移变化 图2-3-6 工作面顶板以上不同陪采高沿着走向的竖向位移随工作面推进的变化曲线

在距离切眼10m的切面(x=60)上，由图2-3-6(a)可以看出，当工作面累计推进10m时，5-15倍采高处的沉降量比较均匀，几乎重合为一条曲线，也相对较小，沉降不明显，离层裂隙发育也不明显；当工作面累计推进30m时，不同采高开始不均匀沉降，随着工作面的推进，13、15倍采高沉降曲线趋于重合，位于图形上面，说明下沉量较小，而5、7倍采高的下沉曲线趋于重合且较大，位于所有曲线的下方，10倍采高的曲线位移所有曲线的中间。

图2-3-6(b)、(c)、(d)为距离切眼30m(x=80)、50m(x=100)、100m(x=150)的切面随工作面推进不同采高的位移变化，同样可以看出类似于图2-3-6(a)的变化趋势。当工作面累计开采到距切眼30m、50m和100m的切面之前，所有曲线趋于重合；采过切面后，不同倍采高的位移下沉不均匀性加剧，5、7倍接近重合，13、15倍接近重合，10倍处在曲线中间，略微向上。

通过对比图2-3-6(a)、(b)、(c)、(d)曲线的变化情况，可以判断在工作面顶板以上10倍采高处横向裂隙发育最剧烈。同时，图2-3-6(a)、(b)、(c)、(d)分别在开采到距切眼10m(x=60)、0m(x=80)、50m(x=100)、100m(x=150)的切面上时，顶板上部的横向裂隙发育才开始加剧；接着工作面的持续推进，这些点都进入到采空区，在10倍采高左右横向裂隙发育达到最大的同时，所有这些进入采空区的点的竖向位移都很大，此表明，从顶板以上到7陪采高以下，会产生冒落带，竖向位移会进一步加大，而且采空区上部的会逐步减小或者被压实。图2-3-7为不同进尺下，距离切眼10m(x=60)处采空区压实云图。由图2-3-7看出，随着工作面的逐步推进，采空区逐步被压实的变化规律。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 41 -

沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告

(a)累计进尺10m，x=60切面竖向位移云图 (b)累计进尺30m，x=60切面竖向位移云图

(c)累计进尺50m，x=60切面竖向位移云图 (d)累计进尺100m，x=60切面竖向位移云图

图2-3-7 不同进尺下，距离切眼10m（x=60）处采空区压实云图

(e)累计进尺150m，x=60切面竖向位移云图 (f)累计进尺200m，x=60切面竖向位移云图

2.3.4.2 岩层受采动影响走向和垂向卸压范围分析

煤层在开采过程中，受采动的影响，顶板上部竖向应力场和竖向位置场将重新分布，裂隙发育将伴随工作面的推进逐渐向工作面的上部前方发育，从而随着工作面的推进，在工作面的上部前方形成一定的卸压范围。所以通过检测随着工作面的推进煤层上部前方在同一陪采高处的竖向位移（z-displacement）变化，可以看出水平卸压范围的变化情况；通过比较不同倍采高出的竖向位移随着工作面推进的变化可以看出竖向卸压范围的变化情况。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 42 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告

图2-3-8 顶板以上7倍采高水平各点随工作面推进下沉量

图2-3-9 顶板以上10倍采高水平各点随工作面推进下沉量

图2-3-10 顶板以上15倍采高水平各点随工作面推进下沉量

图2-3-8检测了在x=60，80，100，150的面上顶板7倍采高处，各点随工作面推进的竖向位移变化关系。由图2-3-8可以看出，随工作面的推进，在7倍采高时，距离切眼100m(x=150)处，竖向位移变化明显小于距离切眼50m处(x=100)，而距离切眼10m(x=60)处，30m(x=80)处和距离切眼50m处的变化曲线趋于一直，说明累计开采200m时，距切眼沿走向方向的100m以内属于卸压范围。图2-3-9和图2-3-10都可以得到相同的结论。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 43 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 通过比较图2-3-8、图2-3-9和图2-3-10中x=150(距离切眼100处)的曲线，可以看到，当开采到距离切眼50m处，7倍采高时的位移为-11.26mm，10倍采高时的位移为-15.49mm，15倍采高时的位移为-12.17mm。从7倍采高到15倍采高，该处的位移变化出现拐点，先变大后变小，变大说明竖直方向上的横向裂隙发育加剧，变小说明随着采高的增加裂隙发育程度也逐渐变小，所以可以确定在采动上部至少在15倍采高(顶板以上60m)以内属于垂向卸压范围。

2.3.5 模拟结论

1、基于FLC 3D软件的基本原理，按照沙曲矿24207工作面的实际地质条件，建立了相似模型，进行了采动上覆岩层移动规律及裂隙发育区和走向、垂向卸压范围的三维快速拉格朗日分析，模拟结果与实际情况基本一致。

2、FLC 3D软件模拟结果表明，竖向位移场均呈现不均匀沉降状态分布，在距离切眼50m处(x=100)的同一切面上，工作面累计推进进尺10m、30m、50m、100m、150m和200m时，竖向位移最大值分别是3.98mm、13.1mm、28.5mm、79.9mm、127mm和157mm；采前不同倍采高处的位移下沉基本一致，采后不同倍采高的位移下沉不均匀性加剧，5、7倍接近重合，13、15倍接近重合，10倍处在曲线中间，并且随着工作面的逐步推进，采空区逐步被压实。故工作面顶板以上10倍采高处，横向裂隙发育最剧烈，属于高瓦斯富集区域，顶板高位钻孔、倾向高抽巷和德钻钻孔最好布置在此区域左右。

3、比较走向不同位置的位移，随工作面的推进，不同倍采高时，距离切眼100m(x=150)处，竖向位移变化明显小于距离切眼50m处(x=100)，而距离切眼10m(x=60)处，30m(x=80)处和距离切眼50m处的变化曲线趋于一直，得出累计开采200m时，距切眼沿走向方向的100m以内属于卸压范围。

4、当开采到距离切眼50m处，7倍采高时的位移为-11.26mm，10倍采高时的位移为-15.49mm，15倍采高时的位移为-12.17mm。即从7倍采高到15倍采高，该处的位移变化出现拐点，先变大后变小，变大说明竖直方向上的横向裂隙发育加剧，变小说明随着采高的增加裂隙发育程度也逐渐变小。可确定在采动上部至少在15倍采高(顶板以上60m)以内属于垂向卸压范围。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 44 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 三、试验工作面概况

3.1 地面相对位置及邻近采区开采情况

24207工作面为北二采区第七个沿煤层倾向布置的长壁式回采工作面。北面为24208未采区，南面至高家山村保护煤柱，东面为北翼三条大巷，西面为未开拓区。

24207工作面底板标高预计在+360m~+450m之间，工作面上覆地表均为黄土覆盖区，地面标高为+862m~+1007m，预计盖山厚度为423m~632m，为丘陵地貌，地表附着物有枣树、坟地、苹果树、桃树、民用坡地、山间小路、陡坎、砖窑等建筑物。

3.2 煤层赋存特征

根据工作面附近钻孔及已揭露巷道资料分析，工作面3#+4#合并，煤层厚度在3.85m-4.36m之间，平均厚度为4.17m。煤层结构为：1.00(0.35)2.82，即3#煤层与4#煤层垂距为350mm。4#煤层呈黑色，玻璃光泽，结构均一，内生裂隙发育，容重1.36t/m3，抗压强度为10.50-14.77MPa。煤岩组分以镜煤、亮煤为主，煤岩类型为光亮型煤；4#煤为低灰、特低硫、低磷煤，中等挥发份，中等粘结性，煤种为焦煤。

图3-2-1为24207工作面综合柱状图。

根据工作面邻近钻孔资料分析，工作面3#+4#煤层向上距离2#煤层平均20m左右，向下距离5#煤层平均5.6m，其中2#煤平均厚度为1.04m，5#煤平均厚度为3.3m。工作面伪顶不发育，局部有0.2m的泥岩；3#+4#煤直接顶为灰黑色中细砂质泥岩，普氏硬度f=5，厚度为5.5m，含植物碎片化石，上部有菱铁矿，局部含砂，为硬脆易冒落顶板；老顶为5.59m的灰白色中砂岩，厚层状，以石英为主，次为长石，均匀层理。3#+4#煤层直接底为灰色中砂岩，普氏硬度f=5，有团块状黄铁矿，可见大量的白云母碎片，顶部渐粗，属基本稳定岩层；老底为2.5m的黑色粉砂岩，有植物碎片化石。

煤矿瓦斯治理国家工程中心 安徽建筑工业学院 - 45 - 沙曲矿24207工作面Y型通风瓦斯综合治理研究报告 24207综采工作面煤岩层综合柱状图1:200界系组层厚(m)柱状岩石名称岩 性 描 述7.3中砂岩灰白色中砂岩，厚装层，以石英为主，次为长石，均匀层理。2.071.041.751.61泥岩黑色泥岩。#煤层2碳质泥岩细砂岩2号煤层，半亮型煤，粉末状。黑色含碳泥岩，含植物化石碎片。灰色细砂岩，中厚层状，以石英为主，次为长石，均匀层理。古二生叠界西系山4.50中砂岩灰白色中砂岩，厚装层，以石英为主，次为长石，均匀层理。灰黑色泥岩，含植物碎片化石，深灰色粉砂岩，薄层状，脉状层理。0.500.59砂质泥岩粉砂岩组5.50灰黑色泥岩，含植物碎片化石， 上部有菱铁矿，砂质泥岩局部含砂。4.17(4.00-4.36)#煤3#+4中砂岩粉砂岩泥岩半光亮型，玻璃光泽，内生裂隙发育，4#煤硬度2结构：1.00（0.35）2.82夹石为碳质泥岩，灰色中砂岩，可见大量的白云母碎片，顶部渐粗。黑色粉砂岩，有植物碎片化石1.12.523.32.61.7黑色泥岩。5#煤半光亮型煤，玻璃光泽。砂质泥岩黑灰色砂质泥岩，可见大量植物根茎化石K3砂岩褐灰色粗砂岩，泥质胶结。P1s图3-2-1 24207工作面综合柱状图

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