穿层钻孔瓦斯抽放半径

淮北矿业（集团）公司

芦岭矿8煤层瓦斯抽采半径测定

研 究 报 告

北京科技大学 淮北矿业集团公司芦岭矿

二○○八年一月

目 录

目 录.......................................................................................................................... 1 1. 研究的内容与方法..................................................................................................... 3 2. 矿井概况及开采范围 ................................................................................................. 5 3. 煤系地层及煤层赋存情况 .......................................................................................... 7

3.1. 3.2. 3.3. 3.4. 3.5. 3.6. 3.7. 3.8.

地层 ............................................................................................................... 7 含煤地层 ........................................................................................................ 9 煤层赋存情况 ............................................................................................... 12 煤质特征 ...................................................................................................... 17 地质构造特征 ............................................................................................... 21 水文地质情况 ............................................................................................... 25 矿井水文地质类型及水害威胁程度................................................................ 30 煤层瓦斯赋存、煤尘及煤的自燃情况 ............................................................ 31

4. 8煤层瓦斯基本参数 ................................................................................................ 32

4.1. 4.2. 4.3. 4.4. 4.5.

8煤层原始瓦斯压力分析 .............................................................................. 32 8煤层原始瓦斯含量分析 .............................................................................. 33 8煤层瓦斯流量的测定 .................................................................................. 35 8煤层透气性系数的测定 .............................................................................. 38 8煤层其他瓦斯地质参数 .............................................................................. 40

5. 8煤层瓦斯抽采半径与相关参数分析 ....................................................................... 43

5.1. 5.2. 5.3. 5.4.

有效抽采半径与时间之间的关系 ................................................................... 45 抽采半径与负压之间的关系 .......................................................................... 46 抽采半径与钻孔直径之间的关系 ................................................................... 47 抽采半径与煤层透气性系数之间的关系......................................................... 47

6. 总结........................................................................................................................ 49

1. 研究的内容与方法

芦岭矿是淮北矿业集团公司煤与瓦斯突出最为严重的矿井，自建井以来已经发生大小有记录的煤与瓦斯突出或动力现象20余次。特别是2000年以来突出发生的频率和强度不断增大，其中2002年4月7日发生在Ⅱ一采区Ⅱ818采面3#煤眼斜石门的煤与瓦斯突出极其强烈，共突出煤量8924t，喷出瓦斯量多达123万m3；日常生产期间也经常有不同程度的小型突出或动力现象发生。突出隐患的存在不仅极大增加了企业的生产成本，而且随着生产规模的日趋展开或开采水平的不断延深将严重威胁着安全生产，形势非常严峻。

随着矿井煤与瓦斯突出危险性的不断提高，相应的安全管理和决策工作也必将面临更加严重的考验。首先是现场工程技术人员从意识上要更加重视对突出煤层瓦斯赋存、运移、涌出特征及煤与瓦斯突出规律的分析与掌握；其次是在此基础上逐步总结出比较适合本矿井实际条件的瓦斯预测技术及其指标体系，并力求加以应用、推广；最后达到跟踪采掘进程及时制定出有效安全措施的目的。

鉴于此，在淮北矿业集团公司领导的积极关注和支持下，由集团公司通防处牵头并周密组织，芦岭煤矿与北京科技大学土木与环境工程学院联合开展了“芦岭煤矿8煤层穿层钻孔瓦斯抽采半径测定”工作，该项目主要包括以下几方面的研究内容：

1）收集与整理芦岭矿8煤层瓦斯相关参数测量的数据，包括压力、流量、

透气系数及K1、Δh2、Smax等进行分析。

2）8煤层煤的工业性指标（f、a、b和ΔP等）测试分析。 3）确定8煤层穿层钻孔瓦斯抽采半径。 研究方法的主要依据：

1）《煤层煤样采取方法GB482-95》；

2）《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法MT／T 638-96》； 3）《钻孔瓦斯涌出初速度的测定方法MT／T 639-96》； 4）《钻屑瓦斯解吸指标的测定方法MT／T 641-96》；

5）《煤矿瓦斯抽放技术规范MT／T 692-97》； 6）《煤矿安全规程》；

7）《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范MT637-96》； 8）《煤的工业分析方法》；

数据分析的方法主要运用MATLAB软件对瓦斯渗流方程编程求其数值解；运用ORIGIN软件进行现场实验数据的分析与制图。

2. 矿井概况及开采范围

芦岭煤矿位于皖北宿州市东南20余公里处，北距淮北市（集团公司所在地）82公里。井田中心位于北纬33°35′59″，东经117°06′30″。东以F32断层为界，经淮煤地[1998]300号文批准，西以补13线和6-7线为界与朱仙庄煤矿相邻，浅部以10层煤露头为界，深部以-800m等高线为界，走向长约8.2km，倾斜宽3.6km，勘探面积29.5 km2，主井坐标：X=3712619.34，Y=39516759.99，Z=25.00；采矿登记面积（包括生活区）为33.877km。X=3710155～3717195，Y=39510865～39520175。芦岭煤矿西临津浦铁路，距芦岭火车站9km，矿区专用铁路在此与津浦铁路接轨，井田北有宿（县）—泗（县）省道、南有宿（县）—蚌（蚌埠市）101省道穿过，各有9km矿区公路与之相连，阴雨无阻。井田范围内除采矿形成的塌陷湖外，均为农田，地形平坦，呈西高东低的趋势变化，标高在22～25m之间。井田内的水系主要是塌陷湖及沱河。沱河是一条经人工修整的季节性河流，斜切井田南部，另有孟家沟、卜陈沟与沱河相通，地表水系较为简单整齐，且多为人工修整的沟渠。

矿井设计由华东煤炭公司设计院承担，设计年生产能力为150万吨，设计服务年限66.1年。1960年12月开始建井，1969年12月简易投产，以后边生产边基建，于1976年达到并超过设计生产能力，后来又经过多次局部技术改造，使矿井年生产能力稳定在180万吨以上，最高年产量突破200万吨。根据原煤炭部[87]煤生开字第65号文批准，从1988年起进行矿井改扩建工程，改扩建后的年生产能力为240万吨，并于1993年12月完成。但由于矿井向深部及两翼伸展后煤层赋存条件复杂，至今尚未能达到改扩建的生产能力。

矿井开拓方式为竖井石门分水平开拓，共划分三个水平，Ⅰ水平为-210m～-400m，Ⅱ水平为-400m～-590m，经原淮北矿务局设计处、地测处商定，Ⅲ水平下限定为-800m。

采区开拓前进式，工作面回采后退式，实行跨上山无煤柱回采。 采煤方法：走向长壁全陷落和厚煤层低位放顶煤开采方法。

2

通风方法为抽出式，通风方式为中央边界、两翼并列式。

表2-1 矿井生产系统情况简表

设计能力 历史最高 产 量 核定生产 能 力 开拓方式 开采方式 方法 通方式 风 能力

矿井于1981年开始进行Ⅱ水平延深，1990年8月Ⅱ水平第一个工作面投产，历时9年，现Ⅰ、Ⅱ两个水平生产，共有生产采区四个，即Ⅱ一采区、Ⅱ二采区、八采区、810采区；开拓采区为Ⅱ三采区、Ⅱ八采区，开采煤层为8、9、10三层。

矿井生产能力1980年经原煤炭部核定为150万吨/年，1997年核定为180万吨/年，2002年核定为230万吨/年，现矿井生产能力每年稳定在180万吨以上。

芦岭煤矿储量丰富，但煤层赋存条件、开采技术条件复杂，存在瓦斯大、透气性低、地压高、顶板差、及水、火等不利的开采因素，对资源回收影响较大。

芦岭选煤厂为坑口选煤厂，设计年入选原煤能力为180万吨。后经多次技术改造，现实际年入选原煤能力在180万吨以上。

1991年修改地质报告储量核算结果为：矿井总储量为23681.3万吨，工业储量20042.2万吨，高级储量11563.2万吨，可采储量11421.2万吨。

截止到2004年末，矿井剩余总储量为21923.8万吨，工业储量为18929.0万吨，高级储量为6875.0万吨，可采储量9059.1万吨。

矿井剩余服务年限为28.1年（储量备用系数取1.4）。

瓦斯等级 排 方式 2002 水 能力 运地面 1.80Mt/a 输 井下 竖井开拓 方式 提走向长壁 核定能力 升抽出式 能付井 中央边界、两翼并列 力 方式 317000m/min 1.50Mt/a 高沼、突出矿井 一般 450t/h 火车 8t蓄电机车，3t矿车 12t轻型箕斗 1.80Mt/a 3t矿车 双层罐笼

3. 煤系地层及煤层赋存情况

3.1. 地层

本区属华北型石炭～二叠纪煤系地层。受古生代加里东早期构造运动的影响，华北地区地壳整体隆起，遭受风化剥蚀，沉积间断，致使本区缺失了上奥陶统、志留系、泥盆系和下石炭统地层。石炭纪早期，本区地壳缓慢下沉，接受沉积，并具备有良好的成煤环境，沉积了一套煤系地层，总厚度约1185m。二叠纪后期，受海西、印支构造运动的影响，地壳再次抬升，遭受剥蚀，缺失了石千峰组、三迭系、侏罗系、白垩系地层。经喜山运动之后，本区再次缓慢下沉，沉积了第三系、第四系松散层。各时代岩性组合关系自下而上简述如下：

1.古生界（PZ）

⑴奥陶系 中奥陶统（O2）

中奥陶统由灰、深灰色厚层状隐晶质、细晶质及白云质灰岩组成。79-O水

1

孔穿过灰岩厚度为133.47m，灰岩裂隙、溶洞发育，其中裂隙多被方解石充填，

并见有黄铁矿晶体。

⑵石炭系（C2+3）

与下伏奥陶系灰岩呈假整和接触。控制厚度175m左右，下部以泥岩为主；中部以砂岩为主。夹薄层石灰岩，含3～4层薄煤；上部以灰岩为主，夹薄层泥岩或砂岩。生物组合关系为：下部以蜓类化石为主，上部蜓、贝类化石和科达、羊齿类化石为主。

⑴二叠系（P）

与下伏石炭系地层呈整和接触，为主要含煤地层，含煤岩系总厚度约1010m。含煤19～58层。下部山西组厚度102～167m，平均厚度120m。以过渡相沉积为特征，中部含主采煤层10煤，岩性以泥岩、砂岩为主，植物化石以羊齿为主，动物化石以贝壳类为主。中部下石盒子组厚度约245～325m，平均厚度280m，主要岩性为砂岩和泥岩，含可采煤层5层，其中主采层2层，化石以羊齿类为主。上部上石盒子组已控制厚度大于610m，以杂色陆相沉积为特征，下部含煤8～12

层，局部可采煤层1～2层，植物化石以羊齿和轮叶类为主。

2.新生界（KZ）

本区新生界松散沉积物厚度120～250m，由东南120m向西北增厚至250m。一般厚度为170～240m。按区域剖面对比及区内采集的部分化石资料，依相组韵律等特征自下而上划分为：

⑴第三系（R）

与下伏二叠系呈不整和接触。

下部为棕黄色至棕红色砂质粘土，未胶结的砂砾、砂土层，砾石成分多为石灰岩及砂岩碎块，砂粒多为碳酸盐碎屑，偶见块状泥灰岩。上部为棕红色粘土及砂质粘土，顶部带有灰绿色斑纹及薄层理，见铁锰质和钙质结核，植物化石含量少。相当于保德红土层。总厚0～15m，属山麓洪积及残坡积物。

⑵第四系（Q） ①下更新统（Q1）

底部为灰绿色、褐黄色粘土，夹数层未胶结的中、细砂及砂砾，有时与泥灰岩互层，总厚0～15m，分布不稳定，下部为灰绿色粘土、砂质粘土和钙质粘土，致密，粘性大，常见滑面，其顶部常见有石膏晶体，呈晶块团聚体及单晶体。上部主要为灰白色泥灰岩，夹灰绿色钙质粘土，硬泥灰岩顶部卡斯特溶洞裂隙极为发育，洞径大者有0.2～1.0m，小者密如蜂窝，为剥蚀面。泥灰中见淡水螺化石、蜗牛及灰褐色螺类化石碎片，粘土中间夹有少量的棕红色砂块，含石膏晶体及植物化石碎片，总厚65m。

本统含化石：直隶扁卷螺 ②中更新统（Q2）

底部为灰百色中细砂，夹有灰岩砾石，有时相变为砂质粘土。下部为褐黄色及肉红色砂砾与黄褐色及灰绿色砂质粘土、钙质粘土、泥灰岩互层，局部砂层成半胶结状，砂砾有时为粘土质，一般厚25m，向北及北东方向变薄，其顶部产哺乳类动物化石，常见肢骨及牙化石。上部为棕红色及肉红色粘土和砂质粘土，夹薄层砂，粘土中带有灰绿色网纹状斑纹，顶部见水平层理及波状层理，厚20m，本统总厚度45m，从下至上由山麓沉积相逐渐转变为湖泊相。

③上更新统（Q3）

下部为黄灰色中、细砂层，北部变为砂土层，砂砾以石英为主，最底部有石英砾石层，砂层中间有粘土球，共厚30～45m。上部为褐黄色砂质粘土与粘土互层，含砂礓及铁锰结核，厚20m。本统总厚65m，为平原河流相沉积。

本统含化石：扭船形蚌、牛科、细纹丽蚌 ④全新统（Q4）

底部分布1至数层灰黑色粘土，富含腐植质及小螺化石。下部为黄灰色细粉砂或砂土与粘土互层。上部为黄色及黄褐色砂质粘土，含钙质结核较多，夹薄层细粉砂及砂土层，近地表为耕植土壤，厚3～8m，总厚26m，为河流相及牛轭湖相沉积。

本统含化石：小旋螺、豆螺 3.2. 含煤地层

井田内含煤地层由一系列基本连续的沉积物组成，总厚度约1185m；石炭系中上统不含可采煤层，厚度约175m；下二叠统山西组及下石盒子组为主要含煤段，含主采煤层8、9、10，厚度约400m；上二叠统上石盒子组含煤数层，大多不可采，厚度610m以上，自下而上分述如下：

1.石炭系C

⑴中石炭统本溪组（C2b）

与下伏奥陶系呈假整和接触。6-7线8孔穿过厚度8.95m。79-O水3孔穿过地层厚度14.34m，下部为青灰～灰白色铝质泥岩，夹绿色薄层泥岩，底部含铁质结核，上部为青灰色～深灰色泥岩或粉砂岩，含铝质和黄铁矿。

本组含化石

简形纺锤蜓、薄氏克小纺锤蜓 ⑵上石炭统太原组（C3t）

与下伏本溪组整和接触。仅6-7线8孔穿过，厚160.69m，一般含煤4～6层，煤层厚度薄且煤质差，无开采价值。本组含石灰岩10～14层，自上而下编号为一灰、二灰??，其中三、四、六、十灰较厚，多在6m以上，四灰局部达26.5m，三、四灰裂隙、溶洞发育，含水丰富。本组为海陆交互相沉积。

下部：灰绿～深灰色粉砂岩、砂岩为主，夹薄层石灰岩，含3～4层薄而不

稳定的煤层，无开采价值。

中部：以灰色石灰岩为主，夹灰～灰绿色泥岩与粉砂岩，含薄煤1～2层均不可采。

上部：灰～深灰色砂岩与粉砂岩为主，夹薄层石灰岩2～3层，一般不含煤。 本组含化石：

假希瓦格蜓、麦粒蜓、似纺锤蜓、轮褶贝、蟹形贝、科达、栉羊齿、脐根座 太原组顶部第一层灰岩（一灰），土黄～灰褐色，泥质含量高，层面具有明显的风化特征，发育有裂隙和小溶洞，呈豆粒状大小，裂隙多被方解石脉充填。该层位稳定，厚2～3m，富含海百合、珊瑚等动物化石碎片，为二叠系与石炭系的分界标志层（K1）。一灰之下的二灰，呈浅灰色或肉红色，质地较纯，含大量方解石斑晶，富含动物化石碎片，厚度3～4m。

一灰中含动物化石：海百合茎 脊板顶柱珊瑚、太原网格长身贝、中华线纹长身贝 2.二叠系

与下伏太原组呈整合接触，为本区主要含煤地层，含煤岩系总厚度约1010m，含煤19～58层，可采及局部可采者有8层，煤层平均总厚度为20.60m。

⑴下二叠统山西组（P1sh）

自太原组一灰顶界面至铝质泥岩底界面，厚102～167m，平均厚度120m，以过渡相沉积为特征。

下部：深灰色厚层状砂质泥岩或粉砂岩，俗称海相泥岩。层位稳定，变化不大，厚度10～20m，从9-10线向东南略有增厚，偶含海相动物化石。

中部：以深灰色互层状砂泥岩、灰白色厚层状中、细砂岩为主，夹薄层状泥岩、粉砂岩，含主采煤层10煤，局部地区含煤两层，以下层较为稳定。10煤顶板有古河流冲蚀现象。10煤下部第一层岩石，由薄层粉砂岩或砂质泥岩与灰～灰白色薄层细砂岩组成，呈互层状，剖面上呈竹叶形（俗称叶片状砂岩），具明显的底栖动物通道，水平、微波状及透镜状层理，层面富含云母片。层位稳定，厚度2～3m，顶面距10煤2～10m。

上部：以浅灰色中、细粒砂岩为主，深灰色泥岩与粉砂岩次之，夹薄层或透镜体菱铁质砂岩，水平、微波状与斜交层理发育，常见鲕状结构，岩性变化较大，

砂岩相变明显。井田中部及西北部厚度变化不大，井田东南变化较显著，个别孔出现特厚现象。泥岩、粉砂岩常具铁质染成的花斑（俗称紫斑），斑块形态为云朵状、团块状及蠕虫状。

顶部常发育一层灰白色厚层状中、粗粒砂岩或含砾砂岩（砾径5～50mm，分选差，呈角砾状，不规则排列），局部夹薄层砾岩。砂岩厚度4～10m，富产鲕状菱铁，分布广泛。本层厚度变化大，有时相变为细砂岩或鲕状泥岩。

本组含化石：猫眼鳞木、多脉带羊齿、弯脉栉羊齿、细脉座延羊齿、那林真羊齿、滨口丁氏厥、蕉羊齿、朝鲜丽羊齿、舌形贝、珀力蛤

⑵下二叠统下石盒子组（P1x）

与下伏山西组连续沉积，为主要含煤段。自铝质泥岩底界面向上至3煤组下第一层中细粒砂岩（K3）底界面为止，厚度为245～325m，平均厚度为280m。

底部：铝质泥岩，俗称铝土。厚度0～4.7m，一般厚度为3m左右，该岩石呈灰白色或银灰色、微肉红色。贝壳状断口，有滑腻感，局部地段发育有两层，下层呈青灰色，多含菱铁鲕粒，铝质含量较低；上层发育较稳定，质地较纯，粘土矿物成份主要是高岭石，在显微镜下还见有碳酸钙结核，为湖泊相化学沉积。本层为9煤下部的标志层，即K2。

下部：以灰～浅灰色中、细砂岩为主，靠近煤层过渡为粉砂岩、泥岩或炭质泥岩。含9、8、7三层可采煤层。8层为特厚煤层，是本区主要标志层之一。8、9煤层间距小，为分叉合并关系，9煤深部合并于8煤；7煤多具古河流冲蚀现象，在9煤底板及8煤顶板富含植物化石。

此段含化石：烟叶大羽羊齿、弧曲栉羊齿、中国瓣轮叶、福建大羽羊齿、安得氏细羊齿、那林真羊齿、星状轮叶、多脉带羊齿

中部：以深灰色厚层状泥岩、粉砂岩为主，夹薄层、中厚层石英砂岩，靠近煤层处泥岩发育，含6煤组及5煤组。

此段含化石：烟叶大羽羊齿、剑瓣轮叶、镰刀栉羊齿、舌形瓣轮叶、麻座延羊齿

上部：以中细粒砂岩、粉砂岩为主，夹2～3层鲕状泥岩，多为灰～灰绿色，常具紫斑状。下部砂岩为灰～灰白色，成分较单一，硬度大，一般为中厚层状石英砂岩。多钙质胶结，微波状斜层理及交错状、透镜状层理。含4煤组。煤组附

近多具鲕状结构。

此段含化石：

东方栉羊齿太原栉羊齿、尖头轮叶、蕉羊齿、密球带养齿、舌形瓣轮叶、翅羊齿、剑形瓣轮叶

⑶上二叠统上石盒子组（P2sh）

与下石盒子组为连续沉积。上界不清，已控制厚度大于610m，以杂色纯陆相沉积为特征，煤组位于下部，煤层多达8～12层，大多极不稳定，仅1～2层局部可采。

下部：3煤组下第一层厚层状中、细砂岩（标志层K3）底面至1煤组顶板砂岩以下，厚约280m，除煤层附近颜色较深外，一般为灰、灰绿色及紫斑等杂色，岩石以中、细砂岩和粉砂岩为主，夹泥岩和薄煤层，砂岩含较多的绿色矿物，常为硬砂岩。粉砂岩与泥岩多具紫斑状，偶见鲕状结构，煤层附近常有菱铁质及泥质结核，厚度变化不明显。含3、2、1煤组。

此段含化石：中朝楔叶、丁氏蕨、烟叶大羽羊齿、剑形瓣轮叶、舌形瓣轮叶、中国瓣轮叶、垂脉栉羊齿、东方栉羊齿、蝴蝶轮叶、舌形贝

上部：1煤组顶板砂岩以上，已控制厚度大于320m，以灰绿色薄层中细砂岩与紫红色薄层粉砂岩为主，泥岩含量小，偶见粗砂岩和煤线，呈带状分布在井田北部。中细砂岩中常见硬砂岩，具不太明显的斜层理，断续波状层理及韵律分选结构。

此段含化石：烟叶大羽羊齿、象多形瓣轮叶、蝴蝶轮叶、栉羊齿、羽羊齿。

3.3. 煤层赋存情况

井田含煤地层以二叠系下统下石子组和山西组为主；上统上石盒子组含煤次之；本溪组不含煤，太原组含4～6层薄煤或煤线。

二叠系为主含煤地层，含煤19～58层，可采及局部可采煤层（组）8层，总厚度为1.14～58.48m，总平均厚度20.60m，煤系平均厚度1010m，含煤系数为2.04%。

山西组：组厚平均120m，含煤1～3层，位于中上部，厚度0～4.97m，平均厚度为1.92m，为主采煤层之一，含煤系数为1.60%。

下石盒子组：含煤10～28层，组厚280m，煤层总厚1.14～41.63m，平均14.99m，其中4、5、6、7、9为局部可采层，8煤为主采层。本组含煤系数为5.35%。

上石盒子组：组厚610m，含煤组三个，含煤层数8～27层，总厚为0～11.88m，平均厚度3.69m，含煤系数为0.6%。本组含煤层数多，厚度变化极大，煤层极不稳定，可采煤层较少，含局部可采层一个，各组含煤情况详见下表：

表3-1 各组含煤情况表

地层名称 本溪组 太原组 山西组 下石盒子组 上石盒子组 二叠系煤系 地层厚度 （m） 14.34 160.69 120 280 610 1010 含煤 层数 0 4～6 1～3 10～28 8～27 19～58 可采 层数 0 0 1 6 1 8 两极厚度 平均厚 0～4.971.9214.990～11.883.6920.60含煤 系数 0 0 备注 不含煤 薄煤或煤线 1.60 5.35 0.6 2.04 1.14～41.63 1.14～58.48注：太原组煤层薄而不稳定，占煤层总厚比例很小，故计算含煤系数时未予考虑。

表3-2 煤层及标志层间距一览表 单位：m 煤层或 标志层 K1 10 98-42 58 K2 28-15 9 9 8 7 42-12 30 6 44-18 30 5 77-38 65 4 （K3） 3 20-2.5 10 两极厚度 85-50 平均厚度 60 12-0 47-2 3.5 20

105-54 75 表3-3 可采煤层稳定性定量指标一览表

煤层 km V（%） 稳定性 3 0.66 74.08 极不稳定 不稳定 不稳定 4 0.71 55.35 5 0.76 59.33 6 0.45 90.03 极不稳定 不稳定 稳定 7 0.73 8 1.00 9 0.89 10 0.90 58.47 27.91 36.49 37.30 较稳定 较稳定

1. 3煤组

位于上石盒子组底部，下距K3标志层10m左右。煤组厚度24m，含煤层数多达11层，一般3～5层，最大厚度5.15m，各煤层间距大小不一，一般1～5m，煤层厚度变化较大，稳定性较差，以3-4层发育相对稳定，定为3煤层，局部可采，其它多属难以成片的煤层，由于分层多，对比困难，可靠程度低。

井田内穿过3煤层位的工程点70个，见煤点64 个，煤厚0～3.71m，平均0.81m，可采点43个，可采点平均0.97m，煤层结构复杂，含1～2层夹矸，局部达3层，岩性多为泥岩或炭质泥岩。

可采范围有三块，即东部12-13线附近，中部11-12线至补16线浅部地区；西部8-9线以西深部，以西部发育略好。

3煤层顶板为泥岩或粉砂岩，局部为中细粒砂岩，富含植物化石；底板为泥岩，局部为粉砂岩，含植物根茎化石、菱铁鲕粒和少量铝质。 2. 4煤组

位于下石盒子组上部。上距K3标志层75m左右，煤组厚度约12m，多为单一煤层，部分钻孔出现有2～3个分层，个别达4个分层，各煤分层间距一般3～5m，除4-2外，其它分层厚度变化大，稳定性差，以发育较好的4-2对比为4煤层，对比可靠程度一般。为局部可采煤层。

井田内有穿过4煤层位的钻孔85个，见煤钻孔69个，煤厚0～2.31m，平均0.98m，可采点55个，可采点平均1.16m；煤层结构简单，少部分见4煤有1～2层夹矸，岩性为泥岩或炭质泥岩。

4煤层在井田内表现为东好西差，倾向上一般 中部好，浅部与深部差，可采范围呈条带状分布。

4煤层顶板为泥岩或粉砂岩，局部为细砂岩，裂隙发育；底板为泥岩，局部为粉砂岩、细砂岩，含植物化石和少量菱铁质。

3. 5煤组

位于下石盒子组中上部，煤组厚度10m，一般发育1～3个分层，以第一层发育较稳定，对比为5煤层，为局部可采煤层，不稳定，其余各层仅有零星可采点，归入不可采煤层。井田内有104个点穿过该层位，见煤点71个，两极厚度

为0～4.48m，平均厚度为0.71m；可采点54个，可采点平均厚度为1.19m，煤层结构简单。

5煤层有三个可采块段，分布于拐头地区和Ⅱ二采区深部，浅部及深部Ⅲ水平则大部分无煤或不可采。

5煤顶板为泥岩或粉砂岩，局部为砂岩，菱铁鲕子；底板为泥岩或粉砂岩，含植物根茎化石。

4. 6煤层

局部可采煤层，极不稳定。8-9线以西仅有零星分布，8-9线以东地区共有89个工程点穿过，见煤点70个，煤厚为0～3.99m，平均厚度1.42m；可采点28个，平均厚度0.56m，煤层结构简单，一般为单一分层，小史家背斜西翼局部出现2个分层，以上分层发育较好。对比为6煤层。

6煤层发育在井田东部，西部见煤点和可采点分布稀疏，不能连成片。 6煤顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，局部为砂岩，含植物根茎化石；底板为泥岩或粉砂岩。

5. 7煤层

位于8煤层之上20m左右，发育1～3个分层。大多为单层，以上层发育较好对比为7煤层。井田内共有136个点穿过，见煤点117个，煤厚0～3.23m，平均厚度1.39m；可采点95个，平均1.06m，煤层结构简单，仅少数钻孔含1～2层夹矸。

从钻孔资料分析，7煤层厚度主要受原生沉积控制，仅7线2孔受古河流冲刷而被中粒砂岩代替，形成局部无煤区。但通过一、二、四三个采区生产揭露，7煤层中古河流冲刷相当发育，井田内普遍发育一层，西部八采区局部出现2个分层，以7-1煤层发育较好，煤层对比中即选择这一层，7-2见煤点少，构不成可采块段。7煤层在井田西部发育较好，可采范围大，稳定性相对较高。拐头区受原生沉积和后期改造双重影响，煤厚变化大，并有特厚点出现。如148孔煤厚为12.46m。

7煤层顶板为细砂岩或泥岩，部分为中粒砂岩、粉砂岩，裂隙较为发育。 底板多为泥岩和粉砂岩，局部为炭质泥岩。 6. 8煤层

主采煤层，稳定特厚，全区可采。钻孔及溜煤眼计254个点，平均厚为8.96m，两极厚度为0.30～17.75m。东部拐头区相对较厚，平均为10.58m。煤层结构复杂，上部含1～2层、局部2～4层夹矸，厚度为0.10～2.50m，下部有时也含1层夹矸，厚度为0.02～0.64m，平均0.35m。9线以东局部地区因夹矸增厚而出现两个分层，以下分层发育较好，定为8煤层，8-1虽有可采点，但不能连成片，列入不可采煤层类；在11-12线附近，8煤层上部夹矸层数较多，夹矸及煤分层薄且煤质较差，呈互层状，经835、837、Ⅱ811等工作面证实，走向长度约200m，并向深部延伸。

8煤层沿走向上呈东部厚、Ⅱ一采区薄、Ⅱ二、Ⅱ四采区厚，六、八采区相对薄的变化；沿倾向上呈浅部厚、深部薄的变化趋势，尤其是Ⅱ一采区，向深部变薄趋势最为明显，平均厚度减少1～2个分层，Ⅱ824-1（12-10#）机巷约30m段8煤厚度仅0.3m。

8煤顶板主要为泥岩，细砂岩次之，局部为粉砂岩或中砂岩，部分地段有炭质泥岩伪顶，为薄层状砂质泥岩或泥岩，局部为细砂岩；常见植物叶片化石碎片。底板为薄层状砂质泥岩或泥岩，局部为细砂岩，层理和裂隙发育，岩石破碎。

7. 9煤层

位于下石盒子组下部，距K2标志层11m左右，为主要可采煤层之一，较稳定煤层，据244个见煤工程点（144个钻孔及100个溜煤眼）资料统计，厚度0～9.82m，平均厚度2.72m，不可采点30个（钻孔22个，溜煤眼8个），可采点平均厚度3.06m。煤层结构简单，仅个别钻孔见夹矸，生产中尚未发现有夹矸出现。9煤层多为单一煤层，极少数钻孔见2层，以上层发育较好，定为9煤，下分层（即9-2）见煤点极少，不能连成片，且范围较小，故不予考虑。

9煤层厚度变化主要受原生沉积控制，11-12线以西向深部合并于8煤层，-400m以上部分地区也有合并现象，但范围较小，拐头地区受构造影响，局部出现有特厚点（148孔）达20.5m。

9煤层-400m水平以上，沿走向变化不大，-400m水平以下，呈现串珠状变化；在倾向上呈浅部厚、深部薄的变化。

9煤层顶板为薄层状砂质泥岩或泥岩，局部为细砂岩，层面光滑，裂隙发育，多为方解石脉充填，极易破碎，底板主要为泥岩，井田东部局部发育有炭质

泥岩顶板。

8. 10煤层

位于山西组中部，为主要可采煤层，较稳定。井田内498个穿过10煤层位的工程点（不含断缺孔），见煤点187个，可采点179个，煤厚0～4.97m，平均煤厚为1.92m，可采点平均厚2.12m。煤层结构简单，个别孔（全区共18个）见有一层夹矸，为炭质泥岩，厚0.07～0.63m，平均0.30m。

10煤层多为单一煤层。仅在井田两端（11线以东及补15线以西）少数钻孔出现2层，个别孔（83-11、83-10）出现3层，以第二层发育，定为10煤层，其余因工程点少且不稳定，未予考虑。

10煤层-400m水平以上厚度较稳定，变化不大，-400m水平以下，F7断层以西厚度较稳定，一般为2.5～3.1m，F7断层以东在走向上变化不大，沿倾向上向深部变薄，最薄点仅0.79m，呈东薄西厚变化。

10煤层受古河流冲刷较为明显，除古河流冲刷煤厚变化外。基底不平也造成煤厚变化，在1010采区还发现有分叉合并现象。

煤层顶板以灰白色中粒砂岩为主，细砂岩、泥岩次之，砂岩主要为钙质、泥质胶结，遇水易膨胀松散；局部有0.6～1.0m的薄层炭质泥岩与煤线互层的伪顶。顶板为块状泥岩，局部地段为粉砂岩或细砂岩与粉砂岩互层岩石。

3.4. 煤质特征

1.概述

本区煤的变作用类型以区域变质不主，各煤层的工业牌号大都属1/3焦煤，煤质较稳定，仅个别钻孔出现焦煤或肥煤。井田内有两个地方因受岩浆热变质作用影响而变为天然焦。

2.煤的物理性质和煤岩特征 ⑴煤的质理性质

6、7、8、10煤层呈薄层状，质较硬；8煤层受构造应力作用，垂向上出现几个较分层，与硬分层相间分布；3、4、5、9煤层呈粉未状或鳞片状，煤质较松软，颜色一般为黑褐色，具油脂光泽，内生裂隙发育中等，具条带状和线理状结构，宏观煤岩类型属半亮和半暗型，少量为光亮型和暗淡型煤。

⑵煤岩特征

根据精查报告煤岩光、薄片鉴定结果，其显微煤岩特征如下： 各可采煤层均以凝胶货物质为主，丝炭化物质及角质化物次之。 凝胶化物质以凝胶化基质体为主，多呈条带状、均一状和块状，一般多胶结其它有机组份碎片和矿物杂质而呈各种显微结构。

丝炭化物质以半丝质组为主，常以块状及碎片状分布，尤以8煤层中部及9煤层较为破碎。

角质化物质以小孢子为主，大孢子、角质层、树脂和树皮等出现。 煤系中以8煤层和5煤层的镜质组含量为少，半丝炭含量相对增高；5煤层和3煤层的角质组含量相对较高。

显微煤岩结构：常 为均一状，条带状和粒状结构，其中10煤层以条带状和均一块状为主，9煤层和5煤层主要为均一块状；8煤层的最大特征是具粒状结构。

矿物杂质：以粘土碎碎屑和侵染于有机质组份的粘土为主，黄铁矿和透明矿物次之。10煤层以后生的粘土碎屑为多；9、8煤则以侵染于基质体的粘土矿物和粘土碎屑为主。

3.煤的化学性质

根据各煤层的工业分析资料，芦岭矿各主采煤层多为1/3焦煤品牌，现将各主采煤层煤质指标情况分述如下：

⑴10煤层

①灰份：井田西部以低灰为主，一般为11～14%，次为中灰，少数为特低灰；井田中部主要中低灰，一般在15%左右，部分富灰；井田东部以特低灰为主，一般在5～16%，次为中灰，个别为富灰。

②硫份：特低硫，均小于1.0%，平均0.34%。

③挥发份产率：一般在36%左右，个别为33～34%，沿走向和倾向变化不大。 ④胶质层厚度：一般15～21mm，平均15.27mm。沿走向往东的闭合处和向深部略有增高。

⑤焦油产率：变化不大，一般为12%左右，向西北方向略减，向深部略增。 ⑵9煤层

①灰份：以中部为主，一般为17～25%，平均23.30%，次为富灰。②硫份：特低硫，均小于0.5%，个别点偏高，可达1.3%。

③挥发份产率：一般在32～34%间，平均33.51%，沿走向变化不大，向深部略减。

④胶质层厚度：一般11～16mm，平均11.06mm。向拐头区略有增高，个别点达24mm。

⑤焦油产率：变化不大，一般为8%左右。 ⑶8煤层

①灰份：中灰份，平均18%，少数为富灰或低灰，沿走向上呈中部高两侧低的变化，以东部采区为最低，在垂向上呈顶部高下部低的变化。

②硫份：特低硫，多小于0.5%。

③挥发份产率：一般在30～31%，向深部略增。 ④胶质层厚度：一般10～14mm，变化不显著。

⑤焦油产率：一般在10%左右，沿倾向略减，沿走向变化不大。 ⑷7煤层

①灰份：中富灰份，井田中西部以中灰份为主，富灰次之，一般18～24%；拐头地区以富灰为主，次为低灰份，一般在26%左右。

②硫份：特低硫，均小于0.5%，平均0.32%。

③挥发份产率：一般36%左右，向西偏高，倾向上变化不大。 ④胶质层厚度：一般12～13mm，沿走向往东南及深部都略有增高。 ⑤焦油产率：一般9～10%，向西北略偏高，倾向上变化不大。 ⑸6煤层

①灰份：以富灰为主，次为中灰份，一般25～27%。 ②硫份：特低硫，均小于0.5%。

③挥发份产率：一般33～36%左右，个别达42%。

④胶质层厚度：资料较少，一般为10～15mm，变化不明显。 ⑤焦油产率：一般9～10%，变化不大。 ⑹5煤层

①灰份：以中、富灰为主，一般19～26%。

②硫份：特低硫，均小于1.0%。

③挥发份产率：一般34%左右，变化不大。 ④胶质层厚度：一般11～16mm，变化不明显。 ⑤焦油产率：一般8%左右，个别达6%。 ⑺4煤层

①灰份：以中灰份为主，次为富灰，个别高灰份，一般20～26%，平均24.18%。 ②硫份：特低硫，个别为低硫，平均0.69%。

③挥发份产率：佼质层厚度和焦油产率变化均很小，焦油产率一般在9%左右。

⑻3煤层

①灰份：中～富灰份，少数为高灰份，一般为18～34%，平均30.64%。 ②硫份：特低硫，个别为富硫。

③挥发份产率：佼质层厚度和焦油产率等变化均很小，焦油产率一般在10%左右。

以上各煤层的元素组成、发热量和磷份等变化均很小，灰成份中磷铝酸盐含量均大于50%，属酸性，灰熔点均为高熔点(T2大于1250℃)。

综上所述，二叠纪煤系 煤质变化规律有如下特征：

①下部主要煤层的灰份和硫份比上部薄煤层低，从下向上逐渐增高。 ②挥发份产率和胶质层厚度的变化，下石盒子组较上石盒子组和山西组偏低。

4.煤的工艺性质 ⑴炼焦性能

根据煤的化学分析，主采煤层属低-中灰份煤层，胶质层厚度一般在10～16mm，坩埚粘结性4～6，煤岩组份中以具粘结性的凝胶胶化组份为主。从10、9、8、7煤层的铁箱试验结果看，焦炭的工业分析指标均符合工业要求，唯7煤含磷量起过炼焦配煤的要求，但全区13个点采样点中磷的含量最大值也只是0.019%，故可考虑进行正常评价。从焦炭的机械性能强度分析，其抗碎性及而耐磨性嘛差，只有9煤层较好。

综上所述10、9、8、7等煤层不宜单独炼焦。

⑵煤层中的有害成份

煤化测试结果表明，10、9、8、7等煤层均属低硫、低磷煤层。 ⑶煤的低温干馏性能

根据含油(铝甑试验t)、粘结性及块度试验结果的综合分析，9、8、7等煤层经适当和理，可作为低温干馏用煤。

⑷煤的可选性

本区主采煤层中，10煤层属易选煤，分离比重液以1.4为宜；9煤层和8煤层属难选和中等可选煤，若采用的分离液为1.5，可以提高其可选程度。9、8煤层中因矿物杂质以侵染状的形式分布于有机物质中，故难以洗除。

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3.5. 地质构造特征

1.区域构造概况

在区域构造格局中，宿东向斜为徐宿弧形构造的组成部分。徐宿弧形构造位于丰沛和太（和）蚌（埠）隆起之间，以肖县复式背斜（闸河矿区）和宿东向斜（宿东矿区）为其外缘，北段为N20°～70°E，中段为近南北，南段为N20°～70°W，向西弧形突出，顶端位于徐楼。宿东向斜北受宿北断裂控制，南有光武固镇断裂，西南有西寺坡逆冲断裂，东有固镇长丰断裂，宿北断裂为区内规模最大的一条东西向断裂带，由龙山～孟集和宿县蒿沟段陷带组成，长度大于200km，断面南倾，倾角70°，断距大于1000m，早期具右行走滑性质，生成于中生代，横贯于徐宿弧形构造中段与南段之间，南北两侧构造与地貌截然不同，是地貌单元的分界线；光武固镇断裂横贯于淮北煤田南缘边界，也是徐宿构造的南界断层，控制长度大于200km，这两条断层生成于中生代，第三纪仍有活动，其间的古生代地层应为徐宿推覆体的下盘。西寺坡逆冲断裂由四条走向的NW冲断层组成，走向N60°～35°～10°W，延展长度36.5km，倾向北东，倾角浅部陡，深部缓。t89-1孔和区域频率测深资料证实滑脱面下为二叠系煤盆地。这三条断裂是控制宿东向斜内各级、各序次构造的 边界。

宿东向斜总体呈不对称的向斜构造，向斜轴向N25°～50°～30°W，轴长18km，宽1.5～5.8km，轴部为二叠系地层，向斜的东北翼，因受北东方向主压应力的影响（即F4逆断层的推压牵引作用），两端地层倾角大，一般70°左右，

中段地区煤系地层被剥蚀，呈单斜构造，西南翼倾角较缓，一般在10°～25°。向斜在朱仙庄矿一、二采区处变窄，在芦岭矿八、十采区位置变宽，呈弧形向西南凸出，成为宿东向斜的最宽缓处。向斜的两端及最宽缓部位发育有短轴褶曲。芦岭井田处于宿东向斜西南翼的东南段。

2.井田构造特征

井田内主要以斜切断层为主。根据井田构造发育的复杂程度，将井田划分为三部分。

井田西部（6-7线～F7）：包括六、八、十采区，其中十采区（10煤层）是宿东向斜最宽缓的部分。倾角5°～20°，中小型断层发育，浅部沿倾斜发育有松林王背斜、王格庄向斜二个次级褶曲，呈短轴状；沿走向上有舒缓的波状起伏。在Ⅱ水平上部，发育一条走向方向的正断层，与斜切断层组合成“卅”字形。本块段内以Ⅱ六采区构造最为复杂，把Ⅱ六采区切割成五个孤立块段。

井田中部（F7～11-12线）：包括一、三、二、四采区，相对构造比较简单，发育几条斜切断层，其中四采区-600m水平以上倾角宽缓，煤岩层沿走向有平缓的波状起伏，薄及中厚煤层中落差10m以下断层较发育。

东部拐头区（11-12线以东）：包括五、七采区，为宿东向斜的仰起端，呈弧形向南突出，地层走向为N50°W～EW～N10°E，地层倾角变化大，一般在40°～75°，局部出现地层倒转，发育有小史家背斜和宿东向斜；并有层间断层三条，断层密集，切割关系复杂。

3.断层特征及控制程度

井田内发育有走向北西、北东及近南北向的三组断层，断层面多以东倾为主，倾角较大，一般为60°～70°。逆断层多以近南北向为主，倾角60°～75°，落差多为10～50m，倾向东倾、西倾各半。正断层多以东倾为主，走向分为两组:即北东和北西，落差大小不一，大者达百m以上，一般为20～50m。倾角一般为60°～80°。断层平面组合形态以平行排列和“Y”型为主，剖面上呈地垒、地堑或阶梯型。从实见情况看，断层力学性质以扭性为特征，即无论其先期力学性质是张性还是压性，后期都受到不同程度扭动改造。

统计井田内现有落差10m以上断层计69条，正断层35条，占50.7%，逆断层34条，占49.3%。其中8煤层内出现54条，正断层32条占59.3%，逆断层

22条，占40.7%；10煤层中出现69条断层。

断层落差大于100m的有F4、F6、F7、F7-1、F16、F30、F32、F33、F34计9条，落差在50～100m有8条，20～50m有22条；落差大于20m的多作为采区边界。

根据物探程度将区内断层划分为查明、基本查明、基本控制和控制程度差四中类型。凡钻探工程点多及井下采掘巷道实见的断层定为查明断层；有一定钻探工程点或今巷实见，但断层尚可摆动者及物探划为可靠断层的定为基本查明；仅一点控制或物探划为较可靠的断层，定为基本控制断层；结合周围资料推断的断层定为控制程度差的断层。

经过69条落差10m以上的断层统计分析，属已查明的断层计34条；基本查明的断层25条；基本控制的有8条；控制程度差的有2条。

现对井田内主要断层特征叙述如下：

F4：逆断层，走向N6°W～N46°W～N30°W，倾向NE，倾角75°，落差300～1000m，控制长度大于15000m。位于井田东北边界，有11个钻孔及两条物探线控制。属查明断层。

F32：正断层，走向N15°W～近SN，倾向NE，倾角70°～80°，落差150～380m，控制长度大于1300m，位于七采区东界，为矿井东界断层，有2个钻孔及2个物探A级点控制，属基本查明断层。

F16：正断层，走向NNE，倾向SEE，倾角73°～84°，落差35～145m，控制长度大于1000m，位于七采区东部，14线1孔与79-17孔、补20线芦7孔与13线1孔、79-17孔，主采煤层连线困难，为勘探时期提供断层，基本控制。

F30：正断层，N10°～25°E，倾向E，倾角70°～75°，落差45～75m，控制长度大于850m，位于五采区东界，有三个钻孔控制，为基本控制断层。

F8：逆断层，走向N45°～25°～35°W，倾向NE，倾角45°～55°,落差10～35m，位于二、四采区边界，控制长度大于2500m，有4个钻孔及10个物探点和8411工作面实见控制，为基本查明断层。

F7：正断层，走向近SN，倾向E，倾角75°，落差20～370m，控制长度2600m以上，位于六采区东界，有8个钻孔及大巷实见和物探控制，属查明断层。

F7-1：正断层，走向近SN，倾向E，倾角75°，落差20～350m，控制长度3500m以上，位于四采区西界，有10个钻孔、物探点和大巷实见，属查明断层。

F7、F7-1断层为一组正断层，中部Ⅰ水平大巷穿过，深部Ⅱ水平大巷揭露时为一系列落差3-60m的小断层组，计约9条，总落差约85m，岩石较为破碎，多为铝土至10煤顶板上约20m段岩石。

F6：正断层，走向N20°～W，倾向NE，倾角70°～80°，落差50～120m，控制长度大于1800m，为六、八采区分界断层，有5个钻孔、3个物探点及Ⅰ水平大巷实见控制，属查明断层。

F14：正断层，走向N40°～E，倾向NW，倾角60°～75°，落差20～40m，控制长度大于1600m，位于八采区中部，有四条巷道及881工作面实见，四个B级物探点控制，在881轨道巷及881-1工作面揭露时，断层面平直光滑，无破碎带，倾角85，落差大于20m。下部岩巷揭露时为宽2至十余m不等的破碎带。属查明断层。

FD13：正断层，走向NW，倾向NE，倾角55°，落差20～50m，控制长度3000m以上，位于Ⅱ水平六、八采区上部，有3个钻孔和10个B级2个C级物探点控制，属基本查明断层。

4.褶曲特征及控制程度 ⑴宿东向斜

轴向及范围前已叙述，以主采煤层8煤来讲，轴部最深处约1200m，向两端逐渐变浅，但大部分在-700m以下，有132、254、11-12线3孔、芦水14、157、134及两条物探测线控制，基本查明。

⑵小史家背斜

位于F29断层及11-12线之间，轴向NNW，向北倾伏，两翼倾角变化大，经五采区生产证实背斜呈歪斜褶曲，东翼走向较为平直，煤岩层倾角变化不大，一般20°～35°，西翼走向急转，煤岩层倾角大多在35°以上，变化较大，局部出现地层倒转现象。此背斜是宿东向斜西南翼的次级褶曲，基本查明。

⑶松林王背斜

位于井田边界，八采区浅部，1010采区中部，第6线及8线之间，轴向NW，两翼倾角较缓，起伏幅度15～30m，为宿东向斜内的低序次褶曲，经10煤层10采区北部生产证实，属查明褶曲。

⑷王格庄向斜

位于松林王背斜西侧，1010采区西南部，轴向近SN向，两翼产状较平缓，8、9煤层呈封闭型向斜盆地，10煤层与宿东向斜相连，呈弧形向南突出，为宿东向内的低序次褶曲，经1010采区南翼生产证实，该褶曲浅部倾角较大，一般多在20°～30°，-300m水平以下，煤岩层倾角较缓，呈边缘陡，盆底缓平的形态，属查明褶曲。

5.岩浆岩

本井田目前为止发现的岩浆岩有以下几处。一处是位于三采区中部-400m水平附近的76-1钻孔，岩浆侵入5煤层中上部，孔内岩浆岩厚1.0m，岩体上方有1.7m厚天然焦，下部有2.4m天然焦，底部有1.6m残煤。另一处在八采区东翼一阶段8材料眼（靠近F14断层），实见岩浆岩厚度0.2m，岩体上部有0.2m天然焦，再上为1.0m残煤，岩体下部为7.0m厚的天然焦，再下为1.5m厚的高变质煤。由于揭露空间小，岩体产状、侵入特征、分布范围以及侵入通道对煤质的影响尚未弄清。另在八采区西翼一阶段7#煤眼及881-1工作面收作线也发现天然焦，7#眼8煤层底部为1.2m厚残煤，天然焦厚度6.8m，其上为1.4m的残煤。9煤层也有一定程度的变质。8#眼见到的岩浆岩为浅灰色～灰绿色，风化严重，肉眼鉴定主要矿物成份由灰白色长石及角闪岩、辉石、黑云母等暗色矿物组成。长石含量约占30～40%，斑状结构，初步定为闪长玢岩。

从已揭露点附近资料看，均与构造有着密切关系。76-1孔西侧有一构造带，自三采区上部延伸下来，该构造带落差虽不大，但破碎带较宽；八采区所见火成岩及天然焦均出现在F14断层两侧。

岩浆侵入时代可能出现在燕山运动期的第二幕。

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3.6. 水文地质情况

本区为新地层覆盖的隐伏煤田。

新地层由两大部分组成：即砂、砂砾、裂隙硬泥岩等构成的含水层和粘土、砂质粘土、软泥灰岩等构成的隔水层。

煤系地层含水层以裂隙、孔隙含水为特征，含水性不均，变化较大。 1.含水层和隔水层

本区自上而下共分九个含水层组（段），其中新地层分四个含水层组，煤系

地层分三个含水层段，石炭系和奥陶系灰岩各分一个含水层段；隔水层四个，其中新地层三个，二叠系山西组一个。

第三、四系新地层含（隔）水层组

本区新地层厚120～250m，具南厚北薄，西厚东薄，自东南向西北增厚的变化规律。F4断层以东最薄，仅90m左右。物探勘测在11-12线及7-8线深部有古潜山存在。

⑴含水层组

①第一含水层：由土质砂、粉砂及细砂组，经粉砂为主，底部有一层细砂为分界线，中间夹4-7层薄层粘土或粉质粘土。底板深度17.20～35.00m，一般在26～30m，砂层总厚7.29～21.60m，以河漫滩相为主，分选均匀，砂层中粒径小于0.1mm的占90%左右。上部为潜水，下部为弱承压水。

②第二含水层组：由黄及浅黄色细～中砂组成，夹有1～4层粘土及砂质粘土，底部有粗砂和小砾石；局部有胶结成岩状的砂盘层。本层为河床相沉积，古河床位置从矿区中部经过，与宿东向斜基本一致。工厂区处于古河床中心地带，为NW～SE向，河床宽3500～5000m，河床中心砂层厚度最大，达44.70m，粒度较粗，含水性较强，向两侧河漫滩的沉积变薄，颗粒变细，含水性减弱。本层底板深度70～90m，砂层两极厚10.30～44.70m；砂层中粒径大于0.1mm的占90%左右，其中大于0.25m的占一半以上，为承压含水层。

③第三含水层组：为灰白色、肉红色中～粗砂组成，下部为泥灰岩。砂层下部多为砂砾，夹有1～5层棕黄色及棕红色粘土、砂质粘土、钙质粘及泥灰岩，为一套河湖交替相沉积。本层底板深度123～170.5m，含水砂层厚度为4。30～54.13m，西北厚东南薄，在式广区一般厚为10m左右，最薄为4.30m。变薄区粒度变细，泥质含量增高，含水性降低。砂层下部有厚层状泥岩，厚15～25m。由于沉积间断形成发育不均的裂隙溶洞。由于砂层与泥灰岩在水力联系上密切，二者直接接触，故作为同一含水层。

④第四含水层组：以棕黄色砂、砂砾层、粘土夹砾石层组成，多角砾，为残坡积物质，厚度0～50.80m（79-1孔）。呈片状分布。

⑵隔水层

①第一隔水层：介于一、二含水层组之间，厚度13～30m。由黄色粉质粘土

和粘土组成，夹1～5层透镜状粉砂或细砂。粘土矿物以高岭石及水云母为主，其顶部分布有大量的钙质结核，构成沉积间断古剥蚀面，可作为划分一含一隔的标志。本层全区发育稳定。

②第二隔水层：介于二、三含水之间，为浅黄色及棕黄色粘土，夹1～2层透镜砂，含钙质及铁锰质结核。厚10～37，一般为15～25m，南薄北厚，全区稳定。

③第三隔水层：分布于第三含水层之下，以灰绿色粘土、粘土及钙质粘土为主，灰白色软泥灰岩次之。厚30～75m，东南薄西北厚，F4断层以东古地形隆起地段有明显变薄趋势。

二叠系煤系地层含（隔）水层段。

煤系地层划分为含水层段，主要由砂岩及砾砂岩组成。由于煤系地层含水性试验资料不足，含隔水层界线难以划分，故采用地质时代含煤组界线来划分，自上而下分述如下：

⑴含水层段

①上石盒子组含水层段：为第五含水层段。下界为K3砂岩。

本段上部1煤组上下砂岩颗粒粒粗，裂隙发育，但分布不均，近向斜轴部，裂隙较其它地区发育。本段主要是砂岩裂隙含水，以静水量为主，缺少补给源，井筒穿过时无水。

②下石盒子组含水层段：为第六含水层段，上界为K3底界面，下界为K2底界面。

本段砂岩支数较多，约15～25层，一般15～20层，以灰白色细砂岩、中粒砂岩为主，局部有粗砂岩和含细砾砂岩，除少数几层全区分布稳定外，大多数砂岩存在相变，平面上呈片块状分布，部面上呈透镜状。本段是以砂岩裂隙静水量为主，富水性不均，差异大，上部较下部含水性强些，出水点分布在砂岩裂隙发育处。

③山西组上部含水层段：第七含水层段，上界为K2底面，下界为10煤底板。 以中粒砂岩为主，细砂岩、含砾砂岩、砾岩次之。砂岩总厚5～80,一般20～25m，以铝土下灰白色中粒砂岩（局部含砾砂岩）发育最好，其它存在相变。本段已有大量巷道揭露，有记录的出水点8处，主要是否10煤层顶板砂岩裂隙水，

最大涌水量10m3/h，出水点在裂隙发育处或构造破碎处；另有老塘出水一次，最大瞬时水量2000m3/h以上。本段为砂岩裂隙含水，静水为主，补给条件差，富水性不均。出水点多分布在构造发育处。

⑵隔水层

煤系地层含水层段内均有隔水层分布，岩性主要为泥岩，厚度0.5～10余m不等，与砂岩成互层状，岩石因未做试验，参数不详，但在裂隙发育区，亦可能导致上下含水层之间产生水力联系或本身裂隙含水。

山西组下部隔水层：介于10煤至K1之间。上部为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩互层的岩石，中下部以黑色泥岩为主，总厚为55～65m。从井田揭露巷道统计，10煤底板附近裂隙平均密度为0.228条/m2,0.269条/m2。该层隔水性能良好，在无构造破坏条件下，能够阻隔底板灰岩水压。

石灰系太原组灰岩含水层段

第八含水层段。总厚于160m，一般含水岩11层，灰岩厚度占太原组总厚的40%，是本区喀斯特裂隙含水岩系之一。从整个宿东情况看，太原组各层灰岩含水性差异大，上部1～2层灰岩含水性弱，中部3、4两层灰岩含水性较强，下部无资料。从本井田的灰岩抽水情况分析，灰岩富水性有垂直变化和片状分布规律，浅部含水丰富，-300水平以下含水性较弱。水质类型为重碳硫酸钠镁型。本段有3处井巷工程揭露上部灰岩，均未有出水现象，井下有8个揭露上部灰的钻孔，也没有出水现象，但在东总回风巷（标高-240.3m）在接近断层时，因断层导通灰岩水发生突水事故，最大突水量294m3/h，后经注浆止住。从抽水试验结果看，本段以裂隙溶洞含水为特征，富水性强，但分布不均。

奥陶系灰岩含水层段

第九含水层段。以裂隙溶洞含水为特征。水化学性质为重碳酸钠钙镁型。本段无井巷工程揭露。

2.各含水层组（段）的补给条件 ⑴各含水层组（段）的补给条件

第一含水层组的补给主要是大气降水。枯水季节，河流及塌陷区水会补给地下潜水。

第二含水层组上下均有良好的隔水层，从一、二、三含的静水位及抽水试验观测成果都表明二含与上下含水层无垂直水力联系，主是是区域层间经流补给。

第三含水层组埋藏较深，上下隔水层较厚，垂直水力联系较差，仍以区域水平层间经流补给为主。

第四含水层组零星分布，直接覆盖于煤系地层及灰岩露头上，二者可能成为互补给源。但需进一步工作证实。

煤系地层各含水层段经抽水试验及生产证实，缺少补给，均为砂岩裂隙静水量，易疏干，正常情况下无垂直水力联系。

灰岩在矿区及其周围无出露，并有第三隔水层的良好隔水作用，决定了灰岩现大气降水及三含以上的含水层无水力联系，补给性差。另从区域范围看，宿北断裂、大辛家断层。塔桥-界沟断层构成了矿区北部的三道隔水屏障；西寺坡逆冲断层阻隔了西寺坡西南的水力通道；F4断层在区域地质图为东三铺断层，成为东及东北侧的隔水屏障，从而使本区处于一个封闭的状态，隔阻了四周的补给通道。从三个太灰长观孔及井下10煤顶板所取的5个水样氘的测定结果，也证实太灰水的封闭性。

⑵含水层组（段）的水力联系

从上分析可以看出，新地层一、二、三含间无水力联系，与煤系地层及灰岩间同样无水力联系存在。煤系地层自身因有自然的隔水层存在，加之含水层段厚度大，各含水层间正常水力联系也较差。与灰岩含水层间因有良好的隔水层，正常情况下，二者也无垂直水力联系。灰岩含水层段间因资料缺乏较难评价，但从两个含水层段的水文特征看，二者的水力联系也不好。由于四含直接覆盖在煤系及灰岩露头上，各含水层段可能在四含发育区产生水力联系，但目前尚无确切资料证实。

⑶断层的水文地质特征 ①断层及断层破碎带的性质

自矿井投产以来，生产中揭露破碎带的性质 A、高角度断层较多，占60%以上。

B、断层面多表现有压或扭的痕迹，既便是锯齿状断层面，其锋尖部位也呈圆滑状，或表现出煤岩组成的软泥。

C、破碎带内的角砾块呈定向排列，角砾尖角呈圆滑状，角砾间存在有细腻软泥，或被细软颗粒物充填。

D、断层面（带）内或两侧具大量的光滑镜面，镜面擦痕密集，具二组以上方向。

E、断层面（带）多存在一层厚度0.01～0.05m的构造软泥，湿润柔软，绝大多数无水，但有少数断层两侧会出现滴淋水现象，持续时间长短不一。

F、滑动断层或部分滑动断层有增多的趋势，但尚未发现有出水的。 ②断层的富水性及导水性

根据生产中证实，现已揭露的勘探期的主要断层有F8、F7、F7-1、F6、F14、五条大断层，其中F8逆断层多次揭露，均无水。井下落差10m以上的断层，也无出水现象。原精查报告对石门过F3断层时的涌水量预计为0.264m3/h，与实际相差极大，主要是原F3断层位置与现F3断层位置相差较多，实验参数并非F3断层的参数。以上分析说明：矿井大中型断层的富、导水性较差，但生产实见的断层只是少数，还难以代表全矿井的总况，尤其是东部地区，断层切割关系复杂，实见资料较少，仍需做进一步的工作予以证实，F3断层导水也说明了这一点。

3.7. 矿井水文地质类型及水害威胁程度

矿井防治水工作总的原则是：安全第一，预防为主。针对不同的水害类型，采取针对性措施，有效地防治了水害事故的发生。

1.新地层四含水

对新地层第四含水层的防治主要是坚持“疏放四含，控制三含”留设合理的防水煤柱，确保最大导水裂隙带高度不破坏“三隔”。如果提高回采上限，则按照《煤矿安全规程》规定编制开采设计报集团公司审查后再报省发改委审批，矿严格按审查及审批意见执行。

2.煤层顶板砂岩裂隙水

煤层顶板砂岩裂隙水属静储量消耗型含水层，采取的防治措施是以排为主，建立健全工作面防排水系统，并确保畅通。

3.老（空）塘水

芦岭矿各煤层均具自燃发火性，采煤工作面收作后，为防止采空区着火，向采空区内灌注大量水和泥浆，因此，少数工作面赋存大量灌浆水，对下阶段采掘有一定安全威胁。芦岭矿坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，坚持水害周分析，月预报制度，排查所有老空积水区，严格按照《防治水条例》及《煤矿安全规程》规定执行探放水，在确保彻底排除水害威胁的前提下，方可恢复采掘施工。

4.灰岩水

灰岩含水层在正常情况下，受10煤层底板隔水层的阻隔，难以进入矿坑，但在构造或其它影响因素的作用下，可成为矿坑充水水源。对灰岩水防治则采取有疑必探，探疏为主，查治综合的办法。

井田含水层较多，富水性差异大，综合评定矿井水文地质类型为复杂型。由于矿井水文地质条件复杂，水害威胁大，情况复杂，尤其是防治灰岩水和老塘水，我们当作矿井水文工作中的重中之重来抓。

3.8. 煤层瓦斯赋存、煤尘及煤的自燃情况

芦岭煤矿为双突矿井，建矿以来共发生煤与瓦斯突出事故19起。矿主采煤层8、9煤均为突出煤层，7煤、10煤随着开采深度的增加也具有一定的突出危险性。各煤层瓦斯含量和压力随着埋藏深度的增加而增大，瓦斯含量梯度在2m/t.h.m左右，Ⅱ水平各主要煤层瓦斯已达到20m/t以上。Ⅰ水平-400m标高瓦斯压力为2.1～2.8Mpa，Ⅱ水平-590m标高的瓦斯压力为4.1～5.6Mpa。

矿井主要煤层均具有煤尘爆炸危险性，各煤层煤尘爆炸指数分别为：7煤：34.68，8煤：33.94，9煤：37.89，10煤：33.15。

各主要煤层均具有自燃发火倾向性，煤层自燃发火期为2～4个月。

3

3

4. 8煤层瓦斯基本参数

4.1. 8煤层原始瓦斯压力分析

瓦斯压力是瓦斯突出预测和瓦斯涌出量预测的重要参数，是判别煤与瓦斯突出的一个有效指标之一。其测定方法一般按照《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法MT／T 638-96》。

芦岭矿自建井以来，积累了不少瓦斯压力的实测数据资料，特别是在一采区，从上山口到下部车场构成了一个较完整的瓦斯压力剖面；其它采区在-400水平大巷也有部分瓦斯压力测点，基本规律是瓦斯压力随着煤层埋深的增加而增加。根据现有的瓦斯压力测定资料状况及以往的生产实践和科研活动结论综合分析，本次研究确定：

①煤层瓦斯压力沿-400m水平（埋深425m）从西到东变化具有增高的规律性，分别为：一采区，2.01Mpa；二采区2.32 Mpa；四采区2.83 Mpa。

②收集和整理了以下测压记录作为研究的基本数据资料，详见表4.1和表4.2。

③同一个采区的东西部瓦斯压力也存在相差较大的情况，如八采区上山的东西两翼。

④本次测定8煤层瓦斯压力时采用水泥砂浆封孔工艺和自然恢复法实施测定。根据现场的具体情况，分别选定了Ⅱ817岩石集中巷、Ⅱ826岩石集中巷、Ⅱ881岩石集中巷、Ⅱ882轨道巷等多个位置布置钻孔测压，进一步丰富了用于8煤层瓦斯压力分布规律及预测分析的基础数据资料。

表4.1 芦岭矿瓦斯压力测定记录一览表

埋深(m) 压力（Mpa） 埋深(m) 压力（Mpa） 248 0.27 (一) 344 1.35 (八东) 315 1.42 (一) 355 1.75 (一) 326 1.525 (一) 360 1.78 (四) 329 0.44 (八西) 364 0.54 (八西) 331 0.37 (八西) 378 1.926 (一) 334 0.48 (八西) 406 2.40 (四) 343 1.489 (四) 425 2.01 (一) 343 1.468 (八东) 425 2.25 (二) 埋深(m) 压力（Mpa） 425 2.32 (二) 425 2.83 (二) 425 2.25 (二) 494 3.20 备注：瓦斯压力值的括号中为测点所在采区，由于客观条件限制，未查到具体测压孔位置。

表4.2 芦岭矿瓦斯压力测定记录一览表

测 压 点 位 置 8810集中巷距4#联巷东5～10m处 8810集中巷3#眼对面联巷 Ⅱ818轨道巷内距1#眼东30m处 Ⅱ818轨道巷内距车场入口东35m处 Ⅱ812集中巷内15#联巷西25m处 885岩石集中巷 标高（m） 压 力 值（Mpa） X（371-） -350 -355 -548 -543 -425 -324 0.9 0.97 2.65 2.41 1.95 1.35 0.48 0.54 0.8 2.20 2.80* 2.32* 2.56* 3.20 3.50* 1.60* 1.85* 2.20（九煤） ****Y（3951-） 3350 3250 7385 7640 7868 3610 3100 3090 3135 7329 7943 5900 5900 6065 6040 3708 3670 5135 5215 2492 2278 1718 4880 5000 5250 5545 2241 2088 2950 3275 3225 3150 5060 5106 886岩石轨道巷（4个孔测定最大值） -314 888 1#测压孔 Ⅱ882轨道巷距轨1#点40m处 817岩石集中巷3#煤眼西10m Ⅱ817岩石集中巷 Ⅱ821 6#煤眼 Ⅱ825内3#联巷西15m处 Ⅱ828岩石轨道巷 Ⅱ828岩石轨道巷 Ⅱ881岩石集中巷 Ⅱ881岩石集中巷 Ⅱ828岩石轨道巷 -344 -365 -460 -560 -436 -475 -480 -494 -370 -375 -485

4.2. 8煤层原始瓦斯含量分析

煤层瓦斯含量是指煤层原始赋存状态下的（瓦斯）气含量，通常包括三部分的瓦斯量：逸散瓦斯量、自由解吸瓦斯量和残存瓦斯量。其测定方法一般有直接和间接法。直接法是通过钻孔采集煤样分别在井下解吸和实验室脱气最终获取含量值；间接法是通过测定煤层的其它瓦斯参数经计算获取，如通过测定瓦斯压力和煤的吸附常数，采用朗格缪尔方程计算瓦斯含量，但这种计算的精度首先要考

虑可靠的气饱和度来保障，即必须有大量的实测数据用来对比、拟合和校正。

本次研究采用的是第一种方法，所利用的瓦斯含量资料来源有两个：一是勘探阶段的实测数据，二是生产期间和本次井下实测的数据，结果详见表4.3。

表4.3 芦岭矿瓦斯含量实测结果表

采样钻孔或地点 煤底板标高（m） CH4含率（%） 瓦斯含量（m3/t） X（371-） Y（3951-） 83-11 83-12 83-13 89-2 91-1 勘 探 钻 孔 92-3 92-4 94-1 94-3 94-4 94-5 94-6 94-7 CQ-5 98-1 98-2 98-3 00-1 00-2 01-1 8810-1机巷 8810-1采面 Ⅱ825机巷 -479.6 -683.43 -491.79 -496.97 -433.96 -588.4 -457.2 -474.91 -424.0 -466.89 -557.6 -469.4 -439.5 -583.89 -567.3 -671.17 -707.8 -750.9 -760.48 -726.65 -362.4 -349.6 -475 95.14 88.90 92.52 84.51 94.45 94.67 78.45 97.79 96.54 88.07 95.07 96.19 94.58 95.39 23.38 87.36 50.16 93.90 89.54 84.08 91.15 91.34 9.43 11.20 9.31 6.66 9.11 13.30 14.58 9.91 9.34 12.06 10.10 9.28 14.59 14.49 1.91 7.34 7.28 2.57 8.40 8.16 3.24* 3.02* 12.01 *1827 2217 3221 3629 4502 5271 4782 5421 5418 3252 3964 4409 2995 2859 5896 2333 6256 3920 4556 4266 5500 5440 3100 8134 8425 72 5531 4275 4009 4722 3822 3478 5410 4825 4567 5194 7145 3550 8073 3638 6319 5728 5944 3112 3090 6100 *该数据为本次研究期间实测。

8煤层的高瓦斯钻孔主要分布在四采区的Ⅱ水平（92-3、92-4、94-5、94-7）及二采区的厚煤带（CQ-5），其最大瓦斯含量达到14.59m3/t，最小值也在10 m3/t以上。据此并结合前面瓦斯地质单元划分的依据分析，井田地质构造、煤层厚度及其变化将是芦岭煤矿瓦斯赋存及瓦斯涌出、突出的主导因素。

在以上内容中对II817岩石集中巷选取2个点进行了瓦斯压力测试，同时对8煤层瓦斯含量进行分析。由于8煤层不用瓦斯压力下煤层中瓦斯含量不同。所以需要对II817岩石集中巷所抽采的8煤区域进行瓦斯含量分析。

（1）根据MT/T77规定测定瓦斯含量，其满足

abP100?Ad?Mad100110?PW=1?bP×式中：

×1?0.31Mad+? 式（4-1）

W---煤层瓦斯含量，m/t； a，b---吸附系数；

P---煤层绝对瓦斯压力，Mpa； Ad---煤的灰分，%； Mad---煤的水分，%； π---煤的孔隙率，%；

γ---煤的容重（假比重），t/m。

从式4-1我们可以看出煤层瓦斯瓦斯含量与煤层瓦斯压力有关，我们应选取II水平瓦斯压力最大区域作为瓦斯治理的目标。

（2）针对II水平8煤层情况，进行资料统计：

表4.4 8煤层瓦斯地质及工业分析表

煤层名称 八 瓦斯压瓦斯含吸附常数孔隙率（%） 容重灰分水分3

3

力（Mpa） 量（m3/t） （a/b） a=38.023 b=0.5169 （t/m3） （%） （%） 标高 备注 2.8 2.2 10.46 1.4 18.93 1.78 -560 河南理工大学 瓦斯含量测试表明，煤层瓦斯含量与瓦斯压力之间，大致存在着抛物线关系： X＝ａP （4-2） 式中：

X——煤层瓦斯含量 (m3/m3)； ａ——瓦斯含量系数 m3/( m3.Mpa0.5)； P——煤层瓦斯压力 Mpa； ａ=19 m3/( m3.Mpa0.5)

4.3. 8煤层瓦斯流量的测定

（1）测试地点选定

在II817岩石集中巷穿层钻孔，钻孔Φ94mm，深度50米。其煤体瓦斯特征与瓦斯压力测试地点特征一致。

（2）所需仪表

使用煤气表，煤气表的量程庆根据预计的单孔瓦斯流量确定，一般的本煤层预抽钻孔使用J2.5型煤气表，即可满足使用要求，其最大允许的瓦斯流量为66L/min，最小流量一般在1L/min以下。

（3）测定装置

在每个要求测定单孔流量的钻孔口安装一个固定的单孔流量测定装置，每次测定前抽放瓦斯流量时，携带煤气表、负压表、瓦斯浓度表检测仪器、记时表（可用手表）等，即可对其抽放瓦斯流量进行测定。测定装置见图4-1。

在封孔套管的尾部车管螺纹，外接一个三通。三通的外侧通过一个直接头连接一闸阀，再通过一个直接头连接另一个相同的三通 。最后部连接的是倒刺管和胶管，并与抽放管相通。为能测定浓度和负压，还要在最后端的倒刺管上焊接一段小铁管（称观测管），平时用木塞或胶管堵住，也可插上一段胶管堵塞。

两个三通的侧边管都装上倒刺（分别称为作前、后流量管），管口用一个打开方便的木塞或胶塞堵住。

图4-1 单孔流量测定示意图

（4）测定步骤

封孔结束后将该孔立即合入管道进行抽采，记录抽采初始的瓦斯流量、负压、浓度情况，然后10天后再次对该孔进行测量，期间每天派人对抽采负压进行调

校，确保其工作负压为恒定值，保持在35Kpa，每天调校次数不少于6次。

a、对钻孔的测量步骤为：

拔掉观测管的塞子，迅速上瓦检仪，15～20秒后抽取气样，测定孔内瓦斯浓度。若负压较高，瓦检仪的皮球不能胀起时，还应在瓦检仪与观测管之间串一个抽气筒。

浓度数据对流量测定结果的影响最大，因此，浓度测定一定要尽可能准确。由于抽放时孔内处于负压状态，则拔掉观测管塞子时漏进的空气将首先被吸入钻孔内。因此，在刚接上瓦检仪后流经检测管的气体浓度不能代表正常的数值，而应等待15～20秒，漏进的空气被抽入主管道后再吸气检查瓦斯浓度。

b、测完浓度后，拔掉瓦检仪，迅速插上负压表。待负压读数完毕后，拔掉负压表，重新堵住观测管。

c、将煤气表的进、出气口都事先连上适当长度和直径的胶管弯死（使其不通气），将钻孔上的前流量管塞子取下，迅速把煤气表的进气端胶管插上（此时切莫让胶管漏气）。然后取下后流量管的塞子，迅速将煤气表的出气端胶管插上。让煤气表的胶管恢复通气，关掉闸阀，使钻孔内的气体完全由煤气表通过。

此后，至少间隔2分钟后可开始读数测定流量。读数时，先在某一时刻记下开始的时间和煤气表的 数值，经过10分钟，再次读出煤气表的数值。前后两次数值相减并除以测定的时间10分钟即得该钻孔的混合流量。

d、打开闸阀，将煤气表任一端的胶管弯折，先后从钻孔测定装置上拔掉两端的胶管。注意，每拔掉一段胶管都要立即堵上塞子，以免大量漏气，影响浓度。

（5）测试情况

对该孔恒定负压进行抽采，其抽采负压恒定为II817岩石集中巷平均抽采负压35Kpa，钻孔测定情况如下表4-4。

表4-4 流量测量数据表

初始纯流量统计 体积 浓度 时间 第一次m3 0.97 98% 10min 第二次m3 0.93 98% 10min 第三次m3 0.95 98% 10min 10天后再次测量 体积 浓度 时间 0.60 85% 10min 0.61 85% 10min 0.60 85% 10min 由上表可知初始钻孔流量为0.095m3/min、瓦斯浓度为98%、负压值恒定在35Kpa。

由上表可知十天后钻孔流量为0.050m3/min、瓦斯浓度为85%、负压值恒定在35Kpa。

瓦斯衰减系数α的计算公式如下：

α=（lnq0-lnqt）/t 式（4-3）

式中 qt---百米钻孔t日排放时的瓦斯流量，m/(min 100m)，qt=0.50m3/min；

q0---百米钻孔成孔初始时瓦斯流量，m3/(min 100m)，q0=0.95m3/min； t---钻孔涌出瓦斯经历时间，d，t=10d； α---钻孔瓦斯流量衰减系数，d-1。 α=（ln0.95-ln0.50）/10=0.064 d

-1

3

4.4. 8煤层透气性系数的测定

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4-5

流 量 准 数 Y 时 间 准 数 F0?B? 系数 a 指数 b 煤层透气性系数 λ 常数 A 常数 B 10-2～1 1～10 Y?aF0Y?Ab1 1 -0.38 -0.28 -0.20 ??A??A1.611.39BB1/1.641/2.560.251/7.3 10～10 10～10 103～105 10～1057 2320.93 ??1.1A1.25B?0.588 -0.12 0.512 -0.10 ??1.83A??2.1A1.14 A?qr1p?p2021 B?4?p01.52B??r1 1.11B1/91/14.40.344 -0.065 ??3.14A1.07B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）； γ——钻孔半径，m；

λ——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/2πγL;

Q——在时间t时的钻孔总流量，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）； 抽采当天，原始煤层透气性系数为： Y= 0.6288流量准数； F0= 6.2230时间准数； λ=(A^1.34)*(B^0.34)=0.0139

抽采10天后，煤层透气性系数为： Y= 0.2323流量准数； F0= 2.8130e+003时间准数；

λ= 2.11*(A^1.11)*(B^0.11) = 0.6300

抽采100天后，煤层透气性系数为： Y= 0.1803流量准数； F0= 3.6188e+004时间准数；

λ= 2.11*(A^1.11)*(B^0.11) = 0.8104

4.5. 8煤层其他瓦斯地质参数

（1）煤坚固性系数（f值）

煤的坚固性系数是一个反映煤体抵抗外力作用能力的综合指标，它取决于煤的组成成分、煤级、煤体结构等。这种方法是建立在脆性材料破碎遵循破碎材料面积力能学说的基础上形成的，即“脆性材料被破碎时所消耗的功与其所增加的表面积的n次方（一般n=1）成正比。根据这一原理，目前通常采用落锤法进行煤坚固性系数的测定，并按下式计算：

f?20ne

式中：f——煤的坚固性系数；

n——落锤次数（对于Ⅰ、Ⅱ类煤n=5；对于Ⅲ、Ⅳ类煤n=3）； e——5份煤样粉末总高度，mm。

在瓦斯地质规律研究与瓦斯突出预测中，f值是一个有效指标，它定量地反映了煤体结构和煤体强度。f值越大，煤体结构相对越完整，突出危险性越小；反之突出危险性越大。

据已经发生的突出记录卡片描述，所有的煤与瓦斯突出均发生在具有软煤的部位，这些地点f值介于0.2～0.4之间。另外，根据目前掌握的现场实测数据显示，芦岭井田8煤的f值均介于0.13～0.614之间，而且大都小于0.5，具有可导致煤与瓦斯突出危险性特征，见下表2.5。

表4-6 芦岭井田8煤层坚固性系数测试结果表

采样 地点 f值 ?P Ⅱ812 Ⅱ812 Ⅱ814 Ⅱ823 886 Ⅱ882887 8810-1 8810-1 轨巷* * 风巷 机巷采面*钻孔 0.13 17 0.11 30 0.22 17 17 Ⅱ825机巷*迎头 0.55 13 Ⅱ825二号眼揭*煤点 0.35 13 0.21 0.13 0.614 0.42 0.38 0.46 *本次研究期间实测值。

（2）瓦斯放散初速度（?P）

已经测定的瓦斯放散初速度最小值为2.0，最大值30（本次采样实验测出值），本次在8810-1机巷、采面及Ⅱ882岩轨巷钻孔等地点测定结果及以前的相关记录见表2.5所列。

瓦斯放散初速度定量地反映了瓦斯从煤体解吸、运移出来的快慢程度。一般情况下煤体结构越不完整，瓦斯放散初速度越高，瓦斯突出危险性也越大。不同地带f值与?P分布的差异性也充分反映煤与瓦斯突出区域分布的非均质性和可区划性。

（3）吸附常数（a、b值）

煤与瓦斯有着极强烈的亲和作用，瓦斯在煤中的赋存状态通常认为有三种形式：游离态、吸附态和吸收态（溶解态）。其中保存在煤中的瓦斯有80%～90%以上呈吸附态存在，因此对吸附瓦斯的研究非常重要。目前最常用的描述吸附态瓦斯的理论是单分子层理论，即CH4分子在煤体表面的吸附以单分子层排列，并处于动态吸附平衡状态。其定量表达方程是朗格缪尔方程：

W?abP1?bP

式中：W——在一定温度下对应于某个瓦斯压力的煤层瓦斯吸附量，m3/t； P——绝对瓦斯压力，Mpa；

30瓦斯吸附量Q25201510(m /t.r)50.01.02.03.04.05.06.07.08.0压 力 (MPa)

a、b——吸附常数，a值的含义是理论上煤的最大瓦斯吸附能力，m3/t；b

值为达到最大吸附能力时瓦斯压力的倒数，Mpa-1。

图4-2 8煤层Ⅱ882轨道巷采样瓦斯吸附等温线

煤对瓦斯的吸附量取决于温度和压力，温度越高压力越低，瓦斯吸附量越小；反之则越大。因此在进行吸附常数测定时，要限定温度，即要使整个吸附过程保持等温状态。一般取实验温度为30?C。本次在Ⅱ882轨道巷（吸附等温线如图2.7）、8810机巷等地点钻孔采样进行了瓦斯吸附实验。

表4-7 芦岭矿8煤层瓦斯吸附常数测定结果表

测定单位 吸附常数 a b 32.082 19.062 19.15 26.521 22.358 16.82 19.55 39.063 38.023 35.587 0.4605 1.490 0.773 0.469 0.777 0.86 1.03 0.5327 0.5169 0.475 抚 顺 煤 科 院 重 庆 煤 科 河 南 理 工 大 学 院 煤对瓦斯的吸附能力主要取决于煤的物质组成、孔隙特征、煤级、水分含量等。吸附常数作为瓦斯突出危险性预测指标并不十分有效，但由于其能将煤在一定温度下的吸附瓦斯量与相应的瓦斯压力有机地联系起来，所以主要可用于瓦斯含量及涌出量的预测，即通过朗格缪尔方程实现瓦斯压力和瓦斯含量的相互换算，根据需要分别获取瓦斯含量梯度或瓦斯压力梯度，然后再进一步实施未知点的预测。在先前芦岭矿相关的生产和科研活动中也进行了8煤的瓦斯吸附实验，所有测定数据经过整理后一并列入表2.6中。

5. 8煤层瓦斯抽采半径与相关参数分析

我国200多对突出矿井中，仅有三分之一的矿井具有开采保护层条件。随着采掘深度的增加，由于有些保护层转变为有突出危险，或者变得不可采，使具有开采保护层条件的突出矿井越来越少，同时矿井的突出危险性日益严重。在煤与瓦斯突出矿井中，防止煤与瓦斯突出的局部措施目前是以预抽煤层瓦斯为主。有效抽放半径是该措施的一个重要参数，直接关系到预抽钻孔密度和预抽时间的长短。因此，确定钻孔的有效抽放半径对正确设计抽放钻孔方法、数目以及抽放效果都具有重要的现实意义。

为了确定合理的钻孔间距，应首先知道钻孔的有效抽放半径。钻孔的有效抽放半径是指在规定的抽放时间内钻孔抽放瓦斯的有效影响范围。可根据不同抽放时间的影响距离和钻孔的不同瓦斯压力情况下的瓦斯抽放量确定抽放钻孔合理间距。而钻孔间距选择的合理性，对提高煤层的瓦斯抽放率是有作用的。由于每个钻孔在某一流动时间内都有自己控制的一个瓦斯流场，所以只有在流动场内相互不受干扰时增加钻孔密度，才能经济有效的提高煤层瓦斯抽放量。最佳钻孔间距与钻孔流动场的控制范围有关。对于低透气性煤层，每个钻孔所控制的瓦斯流动场的范围是很小的，随着时间的增长，流动场的扩展范围也很小，在这种情况下，缩小钻孔间距对提高瓦斯抽放率效果较显著而且当钻孔密度达到一定程度时，对煤层还能起到增加卸压作用。

煤层是孔隙－裂隙介质，其中充满微小的孔隙。实际上，当石门或钻孔揭穿煤层时，煤层中瓦斯的流动是不稳定的，这种不稳定流动需经过一定时间后才能趋于稳定。图5-1所示是瓦斯在均质煤层中的径向不稳定流动示意图。在均质煤层中的径向不稳定流动中，我们认为，瓦斯在煤层中的流动仍然服从达西定律。

以达西定律为基础，建立钻孔瓦斯流动模型，编制解算程序，模拟钻孔周围瓦斯流动状况，进而确定钻孔有效抽放半径。其具体步骤为：

首先，以达西定律为基础，建立瓦斯流动方程，编制瓦斯流动的解算程序； 第二，确定抽放有效性指标；

第三，按一定规律(半径由小到大或由大到小)给出一系列投放半径，分别在每个半径范围内计算达到抽放指标需要的时间，绘制出投放时间与抽放半径关系

曲线；

最后，对曲线回归分析或直接利用关系曲线确定钻孔的有效抽放半径。

图5-1 均质煤层径向不稳定流动

在建立瓦斯流动模型前，先作如下假设:由于煤层顶底板的透气性与煤层相比要小的多，因此，认为煤层顶底板围岩为不透气层，且不含瓦斯;煤层的透气性和空隙率不受煤层中瓦斯压力变化的影响;煤层瓦斯含量由游离瓦斯和吸附瓦斯组成;瓦斯流场内温度变化不大，瓦斯在煤层中的流动按等温过程来处理;瓦斯为理想气体，瓦斯在煤层中的流动为层流渗透，且服从达西定律。

穿层钻孔周围的瓦斯流动可以看作一维径向流动，其数学模型如下：

?P?tPP?4?P34???2P1?P??2??r?r?r??

2t?0?P0?P0?P1?P12

t>0

r?R0?P?rr???0 t>0

式中，λ—煤层透气系数，m2/ (M Pa2·d ) ； P —瓦斯压力的平方，MPa2； P0 —煤层原始瓦斯压力，MPa； P1—钻孔瓦斯室内瓦斯压力，MPa； r—径向流场的半径，m；

a—煤层瓦斯含量系数，m3/(m3·MPa0.5)。

煤层瓦斯抽采参数确定的依据，最重要的就是煤层瓦斯的原始压力与原始含量。由于这两个参数是由煤层地质形成的地理条件与历史条件共同决定的。所以本文不研究瓦斯含量与瓦斯压力对瓦斯抽采半径的影响。

本文将分别讨论抽采半径与抽采时间、负压、钻孔直径、煤层透气性系数之间的关系。

5.1. 有效抽采半径与时间之间的关系

有效抽采半径是指在规定的抽采时间内，在该半径范围内瓦斯压力或者瓦斯含量降到安全容许值。钻孔间距应略小于或等于钻孔有效抽采半径的2倍。钻孔的抽采半径是抽采瓦斯时间T、最大容许瓦斯压力P和煤层透气性系数λ的函数。在不同的抽采时间T时钻孔周围瓦斯压力越来越接近原始瓦斯压力值；随着抽采时间的增加，抽采半径也逐渐扩大，但是抽采半径增大的速度越来越小；到达某一临界时间Tj时，抽采半径已经接近极限值，此后，再延长抽采时间是无意义的。

32.52MPa1.510.5015913172125293337414549535761656973每一个刻度表示10天r=2mr=4mr=6mr=8mr=10m图5-2 II817底抽巷8煤层抽采瓦斯压力衰减示意图

II817底抽巷所布置的钻孔位于-560m处8煤中，测量瓦斯压力值到达2.8MPa；瓦斯含量22m3/t；原始煤层透气性系数0.0139 m/ MPa.d；抽采孔口

2

2

负压-30kP；抽采管径0.094m，属于高瓦斯压力，高瓦斯含量，难抽采瓦斯的软煤。从图中数据可以得出随着瓦斯抽采时间的延长瓦斯压力降低。在抽采初期（180天内），瓦斯压力曲线斜率大，瓦斯压力下降速度快，从原始瓦斯压力2.8Mpa迅速降低到2MPa，表示此阶段瓦斯抽采效果明显。抽采中期（180~540天），瓦斯压力下降速度慢，从2MPa下降到1MPa，表示此阶段瓦斯抽采效率减

缓，抽采效果一般。抽采后期（>540天）瓦斯压力曲线平缓，压力变化缓慢，表示此阶段抽采效果差。

从图上还能看出抽采半径>4m以后，随着时间的增加，抽采的效果不会有大的改变。而抽采半径在2~4m之间时，煤层瓦斯压力能在600天的抽采时间内降低到0.74Mpa以下，完全能到达我们抽采的目的。这主要是因为实施密集钻孔能够在较短的时间内起到对煤层泄压的作用，迅速降低煤层原始压力和地应力，使相邻钻孔之间的煤层受到扰动。尤其在煤层原始透气性差的情况下，更要实施密集钻孔，提高煤层透气性。而抽采半径太大，则完全起不到相应的效果。

随着抽采时间的延长，瓦斯抽采压力的变化率逐渐减小，但在条件允许(如生产接替不紧张和抽采系统有足够的冗余)时，用延长抽采时间的方法来提高瓦斯抽采率还是合算的。

5.2. 抽采半径与负压之间的关系

根据芦岭煤层条件，分别按pl为-10KPa、-30KPa、-50KPa (Pl为钻孔壁上的绝对压力)进行计算，由计算结果可知，抽放负压对钻孔瓦斯涌出量的影响不大。如钻孔直径为95mm、抽采半径为3m、抽放540d时，pl=-30KP时只比pl=-10KPa时提高抽放功率0.56%，仅占此时瓦斯抽放率的4.7%。因此，在未卸压煤层瓦斯抽放时(煤层瓦斯除了向钻孔流动之外没有向其它采矿空间流动的条件)，不论其他因素的大小影响，提高抽放负压对钻孔瓦斯涌出量的影响均不大。

5.3. 抽采半径与钻孔直径之间的关系

32.52MPa1.510.5014710131619222528313437404346495255586164677073每一个刻度表示10天φ95mmφ130mmφ200mm

图5-4 II817底抽巷8煤层抽采瓦斯压力衰减—钻孔直径关系图 图5-4为不同钻孔直径时，瓦斯抽采压力随时间的变化(钻孔间距8m)曲线。由图5-4可知，在相同时间内，直径越大抽采效果越好，但其增长的幅度远比直径增长的幅度为小。抽采时间为360天时，直径φ130 mm的钻孔只比直径φ95的钻孔瓦斯压力下降约0.8%，直径φ200 mm的钻孔比直径φ95的钻孔瓦斯压力下降约2.3%，与实测结果相接近。出现这样的情况主要是由于8煤层瓦斯地质条件所决定的，8煤层软而且地应力大，φ95的钻孔实施后，钻孔不能保持原状，塌孔和压缩变形情况是不可避免的，钻孔压缩变形后对瓦斯的抽采是十分不利的。而实施大的钻孔为压缩变形提供了更多余地，当地应力导致钻孔变小时，钻孔也能保证足够的暴露面积，提供更多的瓦斯放散通道。选用大钻孔的钻机对瓦斯抽采有更好的效果。而钻头直径较小的钻机在矿上更常用，使用更灵活。

在实际生产过程中，使用大直径钻机在设备及工艺方面有较大困难。但是选用较大钻孔的钻机在抽采效果方面的改善是明显的。所以如果条件许可，应该选用大钻孔的钻机。

5.4. 抽采半径与煤层透气性系数之间的关系

煤层透气性系数越低，其抽采半径越小，λ<10-3m2/ (M Pa2·d )的煤层如不采用增加透气性措施不宜采用钻孔抽采，因为其有效抽采半径太小。

从图5-5中可得，在原始煤层透气性系数λ=0.014*10-3m2/ (M Pa2·d )时，

相当于煤层中仅有单一钻孔对煤层进行抽采，煤层的透气性系数保持不变，煤层瓦斯压力几乎不变，煤层瓦斯抽采十分困难。当实施群孔进行抽采时（抽采间距8m），由于钻孔施工及抽采对煤层的影响，在II817底抽巷8煤层实测的煤层透气性提高为0.81 m2/ (M Pa2·d )。原因有几个方面：1、对原始煤层有扰动；2、钻孔提供了煤层移动与扩展的空间；3、释放了地应力；4、提供了瓦斯释放的渠道等。这些都提高了煤层透气性。但是在实测过程中发现，煤层透气性不会变的更高。在煤层瓦斯治理任务紧迫的状况下，无法满足对瓦斯抽采的需要。因此如果能够采取进一步的提高煤层透气性的方法，将极有利于煤层瓦斯抽采与利用。如果采用某种方法能将煤层透气性由原始煤层的0.014 m2/ (M Pa2·d )提高100倍到1.4. m2/ (M Pa2·d )在540天内足以将煤层瓦斯压力降到0.74MPa的安全值

以下。

现阶段最好的方法就是开采保护层。相关的研究表明保护层开采的方法可以直接将煤层透气性提高500~1000倍。没有保护层开采的条件下，可以采取煤层割缝、压裂、泄压等方法来提高煤层透气性。

32.52MPa1.510.5014710131619222528313437404346495255586164677073每一个刻度表示10天λ=0.014λ=0.81λ=1.4图5-5 II817底抽巷8煤层抽采瓦斯压力衰减—煤层透气性关系图

6. 总结

1、

中、东部块段-400m标高处（一水平下限标高）煤层瓦斯压力为2.59MPa，煤层瓦斯含量为18.95m3/t；-400m～-590m标高范围（二水平）煤层瓦斯压力为2.59～4.43MPa，煤层瓦斯含量为18.95～22.67m3/t。西部块段-400m标高处（一水平下限标高）煤层瓦斯压力为2.10MPa，煤层瓦斯含量为17.49m3/t；-400m～-590m标高范围（二水平）煤层瓦斯压力为2.10～4.00MPa，煤层瓦斯含量为17.49～21.96m3/t。

2、

芦岭矿8煤层II817底抽巷瓦斯压力大2.8MPa，含量高>23 m3/t，煤层松软介于0.13～0.614，透气性差0.0139 m2/ (M Pa2·d )，瓦斯抽采难度大。芦岭煤矿0.74MPa煤层瓦斯压力对应的煤层瓦斯含量为10.30 m3/t。

3、

芦岭矿8煤层瓦斯抽采半径与抽采时间关系密切，建议：540天>抽采时间>360天时，抽采半径小于3m；720天>抽采时间>540天，抽采半径小于5m。

4、

抽采半径与抽采孔口负压成正相关的关系，提高抽采孔口负压可以相应提高瓦斯抽采半径，但是效果不会很明显。不用盲目提高设备抽采能力来提高瓦斯抽采效果，根据芦岭矿抽采设备能力，建议保证孔口负压—20kp~—30kp。

5、

抽采半径与钻孔直径密切相关，采用大直径的钻孔可以有效提高瓦斯抽采的能力与效果。直径φ200 mm的钻孔比直径φ95的钻孔瓦斯压力下降约2.3%。如果条件允许，建议采用大直径，大扭矩的钻机。芦岭矿8煤瓦斯压力大，煤质松软，f值低，喷孔、塌孔、孔变形的情况经常出现，采用大直径的钻孔更有利于消除这些负面影响。

6、

煤层透气性系数是煤层瓦斯抽采中仅次于煤层瓦斯压力，与煤层瓦斯含量的决定性因素。由于煤层瓦斯压力与煤层瓦斯含量是由瓦斯地质条件所决定的，所以煤层瓦斯抽采过程中，提高煤层透气性成了提高煤层抽采效能的最重要措施。

7、 提高煤层透气性最有效的办法是实施保护层开采，保护层开采可以有效的将煤层透气性系数提高到原值的500~1000倍，从λ=0.014*10-3m2/ (M Pa2·d )提高到7~14*10-3m2/ (M Pa2·d )。在不具备保护层开采条件的可以水力压裂、水力割缝、高压气体爆破等方法来提高煤层透气性，提高煤层瓦斯抽采效能。

8、 实施密集钻孔也是同时提高煤层透气性和煤层瓦斯抽采效果的好方法，在芦岭矿具备有很好的实施条件。减小钻孔间距，效果明显又经济。减小钻孔间距是提高瓦斯抽放率的有效措施，跟其它方法相比，具有简单易行、工程量小等优点。根据芦岭矿的实际情况建议采用密集钻孔的方法实施穿层钻孔，抽采半径为2~3m。

9、 10、

如果条件允许，可以实施大直径水平长钻孔抽采原始煤层瓦斯。 采用穿层钻孔抽采煤巷掘进区域煤层瓦斯，消除该区域煤层突出危险性后施工煤层巷道，然后从风巷和机巷中施工顺层钻孔抽采工作面煤体瓦斯，消除工作面煤层的突出危险性。

11、 在8煤层残余瓦斯压力>0.74MPa等未消除突出危险的区域，必须坚持“四位一体”综合防突措施。增加补救措施消除突出危险性后方可进行生产掘进。

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