煤层底板范文

煤层底板范文（精选8篇）

煤层底板 第1篇

由于潘二矿地质条件特别复杂, 原来采区划分已不适应矿井发展的需要, 矿领导决定把西一采区合并为南一采区, 西三采区合并为西二采区, 而由原来的五个采区整合为三个采区, 增加了工作面长度。

潘二矿11126工作面是跨西一采区三条斜井的炮采工作面。为了获取潘二矿煤层底板的岩层移动规律, 矿首次在西一B组采区轨道上山、通行上山设置岩层移动观测站, 经过一年多的观测, 取得了大量岩层移动观测数据, 基本了解了断层密集地段煤层开采岩层移动的特征。

2 主要研究内容

2.1 地质和水文地质概况

11126工作面主采6-1煤, 6-1和6-2煤之间有0.8～2.5 m夹矸, 主要是灰黑色泥岩, 6-2顶板主要是砂质泥岩, 由上而下, 砂质成分渐高, 岩性致密坚硬。6-1煤层底板有3.6 m左右砂质泥岩, 含较多的植化条带及少量白云母片。往下是细砂岩, 主要由石英、长石组成, 含较多的黑色矿物颗粒硅质胶结和少量的菱铁颗粒。6-1煤层平均厚度1.5 m, 6-2煤层平均厚度0.8 m, 本采区主要开采6-1煤层。该工作面顶板裂隙水、断层水很小。

西一B组轨道上山顶底板揭露的岩性分别为砂质泥岩、泥岩、铅土岩、含铝质泥岩、中粗砂岩、粗砂岩、中细砂岩、粉砂岩、粉细砂岩、粘土岩、细砂岩, 以砂岩为主, 地质构造发育程度一般, 局部地段裂隙发育, 岩性较破碎。

2.2 观测站的设置与观测

2.2.1 观测站的设置

根据11126工作面跨西一采区斜井的具体情况, 在西一B轨道上山布置16个顶板观测点, 在通行上山布置16个顶板观测点, 由于通行上山部分跨落, 大部分顶板破碎, 无法保证安全, 故停止观测通行上山变形观测点。观测点的设置情况如表1所示。

2.2.2 岩层移动观测站观测

岩层移动观测站设置目的, 是为了研究采空区下方岩层移动规律, 所以轨道上山在未受影响前进行了首次观测, 轨道上山岩层稳定后进行了末次观测, 在岩层移动过程中, 每月进行一次全面观测, 施测精度均按《测量规程》要求进行。

由于本次岩层移动观测站是设置在缓倾斜煤层下方, 主要研究煤层开采后, 其下方岩层受采动影响范围及巷道变形情况。

2.2.3 绘图工作

根据首次和末次观测成果, 绘制西一B轨道上山受采动影响的范围, 然后根据影响范围绘制临界法线距离和超前影响距。

2.2.4 岩层移动距煤层法距和超前影响距的确定

对位于单一煤层或煤层群底板岩层中与煤层倾角相同或接近的斜井, 确定临界法线距离和超前影响距后, 就能较合理地留设保安煤柱和圈定影响范围。根据潘二矿实测资料, 采用作图法, 求出未受影响点距煤层法线距离为30 m, 所以潘二矿的石门或斜井保护煤柱的临界法线距离长为30 m。煤层距巷道法线距离小于30 m时, 煤层回采后对巷道超前影响距在80 m左右, 如图1所示。

3 结论

3.1 11126面跨上山回采, 轨道上山变化特征

(1) 开采后11126工作面底板距西一B轨道上山法距大于30 m的巷道, 其巷道断面没有变化, 顶板浆皮未开裂, 底板未底鼓。

(2) 上风巷投影到轨道上山A点到B点的水平距离为超前影响距, 影响范围为80 m。在受影响范围内, 巷道变形严重。主要表现为:巷道断面缩小, 顶板破碎, 底板鼓起, 受影响最严重的巷道, 其巷道断面缩小1/3左右。

3.2 斜井或石门保护煤柱的留设

(1) 斜井或石门上方煤层法线距离在大于30m时, 可不留设煤柱。

(2) 当法线距离在小于30 m时, 留设煤柱不得小于80 m。

煤层底板 第2篇

关键词：煤层底板 富水性 岩溶裂隙发育

1 概况

矿井由武汉煤矿设计院设计，1998年3月动工建设，2000年5月投产，设计年生产能力15万t，开采深度1100m，服务年限20年。经扩建改造，2012年核定年生产能力66万t，实际生产原煤100.3万t，开采最低标高-720m，矿井目前主要开采石炭系太原组庚20煤层，由于开采深度的不断增加，开采水平不断延伸，巷道施工逐步由无压转为承压区域开采，将受到底板寒武系灰岩承压水的威胁。

庚20煤层在井田范围内，为主要可采煤层，煤层较稳定，达到可采厚度，煤层平均厚度为2.2m，含夹矸2～3层，估算资源储量为624.0万吨，L5灰岩构成庚20煤层直接顶板，间接底板为寒武系灰岩，井田范围内开采标高在-280～-720m，煤层埋深430～1100m。矿井从2002年至2006年，有记载的突水共发生43次，主要发生在

庚20煤层，涌水量大于50m3/h的2次，占总突水次数的4.7%，最大突水量达96m3/h，突水水源：L5灰岩水18次，占41.9%；老巷水7次，占16.3%；裂隙水12次，占27.9%；砂岩水2次，占4.7%；断层水4次，占9.3%。目前开采最低标高在-510m，水位标高为-450m，目前矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为30m3/h，依据周边四矿庚一采区在掘进巷道过程中，遭遇过底板突水，突水量达60m3/h，由于受埋藏深度及补给条件的影响，岩溶裂隙及富水性均较弱，并以静态水量为主，但由于横向上存在的不均衡性，在承压水区对矿井充水影响较大，因此，寒武系灰岩岩溶裂隙水，对矿井充水构成威胁。

2 寒武系灰岩富水性分析

2.1 寒武系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

主要由中厚层状白云质灰岩、鲕状灰岩、泥质条带灰岩，中夹泥岩和砂质泥岩组成。主要含水层段为寒武系中统张夏组鲕状灰岩和上统崮山组白云质灰岩，两组灰岩厚200m左右，是庚20煤层底板主要充水含水层。据钻孔与相邻矿井二矿不同标高泄水巷揭露，浅部岩溶裂隙发育，向深部逐渐减弱，富水性亦是如此规律。钻孔抽水试验，浅部与深部，单位涌水量分别为2.2702～3.2169L/s.m和0.00206～0.002351L/s.m；渗透系数分别为1.092m/d和0.000891m/d。地下水化学类型，主要为HCO3-Ca、HCO3-CaMg和HCO3-CaNa型，矿化度0.3～0.5g/L。属岩溶裂隙中-弱富水含水层，在开采庚20煤层过程中，底部L7灰岩同寒武系灰岩水沟通，其涌水量较大，充分表明，由于横向上存在的不均衡性，在承压水区对矿井充水影响较大。

2.2 地下水的补、径、排条件

2.2.1 岩溶裂隙水的补、径、排条件。井田位于平顶山岩溶水系统东部水文地质单元的浅中部，石炭和寒武系灰岩含水层隐伏区，在煤层隐伏露头带含水层埋藏的浅部，通过第四系间接接受大气降水的补给外，直接补给条件较差。补给区主要位于矿区西部水文地质单元岩溶裂隙发育区，含水层接受大气降水和湛河水补给后，部分地下水在其南部越流过锅底山断层进入东部水文单元，而后随地层倾向由南向北，由浅至深径流。

2.2.2 充水水源。井田位于矿区东部水文单元的西部，庚20煤层开采标高-280～-720m，顶底板灰岩含水层是构成矿井充水的主要水源。分析研究表明，石炭、寒武系灰岩含水层，随深度增加，岩溶裂隙发育程度及富水性呈逐渐减弱趋势。由于补给条件差，补给水量有限，含水层水以静储量为主，但在开采过程中，底板承压水对矿井安全生产有一定的威胁。

2.2.3 导水通道。庚20煤层顶底板分别为太原组L5、L7灰岩含水层，采动后灰岩水构成对矿井的直接充水水源。煤层下距间接充水含水层寒武系灰岩平均21.2m，在正常地段，采动裂隙构不成对矿井的导水通道，但在构造发育地段，破裂的岩层，再加之矿压对底板的破坏影响，在水位高出煤层底板的情况下，造成底板突水的可能性较大。

3 庚20煤层开采中底板寒武系灰岩富水性分析

3.1 隔水层厚度

本溪组铝土质泥岩隔水层位于太原组底部，厚0.7～12.1m，平均5.1m，层位稳定，分布广，沉积厚度变化较大。由于该泥岩可塑性强，透水性差，是石炭系与寒武系灰岩间的良好隔水层；L3和L5灰岩之间，为砂质泥岩、泥岩和薄层灰岩，一般厚17.4m，层位较稳定，是L7和L2两含水层间的良好隔水层。

3.2 水位及水压

依据井下水文观测孔观测，目前寒灰灰岩水位为-450m，因此，-450m水平以下开采庚20煤层将受到底板承压水的威胁，根据《煤矿防治水规定实施办法》中突水系数计算公式，计算出底板隔水层承受的水压。

P=T×M=0.51MPa

式中：T——突水系数，本矿井取0.1MPa/m；

M——底板隔水层厚度；

P——底板隔水层承受的水压，MPa。

3.3 计算涌水量

依据四矿及我矿水文观测孔资料可知，三矿观测水位-450m，目前四矿现寒灰岩水位在-500m，故三矿庚组-360～-450m开采区域不受底板灰岩水的威胁。随着开采深度的增加，-450～-720m开采区域将受底板灰岩承压水的威胁。四矿庚一采区正常涌水量为100m3/h（生产用水和疏放水量及涌水量），故三矿庚二采区涌水量选用相关因素比拟法（单因素）进行计算：

庚二采区选用相关因素比拟法进行计算，

公式：Q1=Q0* （S1/S0）

其中：Q0=四矿庚一采区正常涌水量（100m3/h）

S1=十号井庚二采区水位降深值（270m）

S0=四矿庚一采区水位降深值（245m）

Q1=Q0*（S1/S0）=100 *（270/245）=110m3/h

正常涌水量取110m3/h

最大涌水量取（110*1.7=187）187m3/h

综上所述，十号井庚二采区正常涌水量为110m3/h，最大涌水量为187m3/h。

3.4 承压水的防治

①加强水文地质的预测预报工作及隐患排查工作，坚持“有疑必探、先探后掘”的探放水原则。

②及时编制探放水设计及安全技术措施，采取底板加固或做疏放水工程等工程。

③采用物探和钻探手段，查明灰岩岩溶裂隙的发育程度与富水性及富水规律、水位、水压，分析研究补给、径流条件及水位、水量动态特征，以及对矿井充水的影响。

4 结论

①区内主要富水含水层中、上寒武系灰岩埋藏相对较深，煤层露头以南直接被第四系覆盖，以北隐伏于石炭、二叠煤系地层之下，大气降水及地表水的入渗补给条件差。

②灰岩含水层，浅部岩溶裂隙较发育，向深部逐渐减弱，但在开采一5（庚20）煤层过程中，底部L7灰岩同寒武系灰岩水沟通，其涌水量较大。

③石炭、寒武系灰岩含水层，补给条件差，补给水量有限，含水层水以静储量为主，但在开采过程中，底板承压水，对矿井安全生产有一定的威胁。

参考文献：

[1]王吉松，关英斌.煤层底板突水研究的理论和方法[J].煤炭技术，2006（01）.

[2]王连国，宋扬.煤层底板突水突变模型[J].工程地质学报，2000（02）.

[3]尹会永.潘西煤矿煤层底板突水机理及预测预报研究[D].山东科技大学，2005.

煤矿3煤层底板水害预测研究 第3篇

1.1 我国受水害比较严重,特别是在矿产安全生产过程中,底板突水导致的采煤安全问题时常发生,详细全面地介绍矿井主要水害和防治煤层底板突水并实现煤矿安全生产显得尤为重要。

近几十年来,国内外很多的学者用多种方法对矿井突水机理都进行了研究,取得了大量的研究成果。都揭示了突水发生的机理和预测方法,对矿井安全生产起到了积极的指导作用。在往常的研究中,都是直接将突水概率指数也就是底板含水层水压和底板隔水层厚度比值也就是作为判别突水与否的标志,本文中用突水危险性分析图等三张图从全面并且直观的角度来对矿区危险性进行全面分析,不仅知道哪些地方比较容易突水,并且对那些相对来说不太安全的地方也起到警示作用,这在一定程度上具有先进性。

1.2 矿井位置及井田范围

煤矿A行政区划隶属济宁市嘉祥县,位于山东省西南部嘉祥县城西北约20km,其井田位于巨野煤田东部。井田南北长约11.4km,东西宽约8.4km,面积95.2866km2。

1.3 交通

煤矿A井田位于山东省嘉祥县城西北约20km处,区内交通便利,井田南部18km有日-菏双线铁路、327国道,南距嘉祥火车站20km,日-东高速公路也从井田南部13km处通过;东距京-沪双线铁路兖州火车站56km,东部10km有京杭运河通过。

1.4 地形地貌

本区地貌类型为冲积平原。井田内地势平坦,地势略呈西南高东北低,地面标高一般为+37~+40m,地形坡度1/5000~1/10000,没有山丘,微地貌有缓平坡地、浅平洼地、河槽洼地等类型。本矿井工业广场地面标高+39.45m,主、副、风井井口标高均为+40.50m,高于设计洪水位(+38.10m)1.35m,故本矿井不受洪水威胁。

1.5 地表水系

本区河流属淮河流域南四湖水系,区域内水系比较发育,主要河流有郓城新河、京杭运河、红旗河、新赵王河和赵王河故道。从井田内穿过的河流有红旗河、赵王河故道及靳庄河。其中红旗河从井田北部穿过,该河总体走向为西北-东南向,向东南与区外的京杭运河相连,为季节性河流;赵王河故道从井田中部穿过,西北-东南走向,向东南与新赵王河相接,为季节性河流。

1.6 气象

本区属暖温带季风区大陆性气候,春旱多风,夏热多雨,秋高气爽,冬季干冷,四季分明。据嘉祥站气象局观测资料,本区气候特点如下:年平均降水量650mm,年降雨量范围为363.9mm~1088mm。降水多集中在7、8月份,春季雨少,时有春旱。年平均气温12.8~13.9℃。月平均最高气温28.9℃,月平均最低气温-4.7℃,日最高气温42.4℃,日最低气温-18.7℃,平均最低气温为1月,平均气温-1.4℃。春季多南风和西南风,夏季多东南风,冬季多北风和西北风,年平均风速3.3m/s。

2 地层和煤层

2.1 井田地层

本区地层区划属华北地层区鲁西地层分区济宁地层小区。本小区除东北部有太古界、震旦系、寒武系和奥陶系出露之外,其余均被第四系覆盖。第四系之下发育有新近系、古近系、侏罗系、二叠系和石炭系。巨野煤田位于本小区北部,主要煤系地层为石炭~二叠系,煤系和煤层沉积稳定,为华北型含煤岩系,局部有岩浆侵入活动。煤系之上覆盖有上侏罗统、新近系及第四系,煤系基底为奥陶系。

2.2 井田煤层

井田内的含煤地层主要为太原组和山西组,平均总厚度261.56m。含煤27层,其中山西组含煤3层(2、3(3上)、3下煤层);太原组含煤24层(4、5、6、7、8上、8中、8下、9、10上、10中、10下、11、12上、12中、12下、14、15上、15中、15下、16、17、18上、18中、18下煤层)。煤层平均总厚度18.72m,含煤系数7.08%。可采煤层有3(3上)、3下、16、17煤层共4层,平均总厚度7.94m,占煤层总厚的42.41%。其中本区主要可采煤层为3(3上)煤层,平均厚度3.91m,占可采煤层平均总厚的49.24%。

3 矿井水文条件分析

煤田A对生产有影响的含水层自上而下有:3煤顶底板砂岩裂隙含水层(以下简称3砂)、三灰、十下灰岩溶裂隙含水层和奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层。3砂含水层厚度30~60m,平均约40m,区内钻孔最大单位涌水量0.0252L/s·m;三灰含水层厚度较稳定,平均约5m,区内钻孔最大单位涌水量0.1338L/s·m;上述两含水层为开采上组煤的直接充水含水层。十下灰含水层厚度平均约5m,区内钻孔最大单位涌水量0.2617L/s·m;是开采下组煤的直接充水含水层。

3.1 矿井主要水害

开采上组煤(3煤层)直接充水含水层主要为3煤顶底板砂岩、三灰。此外,老空水也是影响安全生产的水害因素。自2005年9月投产以来,矿井共出现涌水量≥20m3/h的突水点12处,突水水源均为3煤顶底板砂岩。其中顶板突水往往具有“来势猛、涌水量大、突发性强”的特点,对安全生产影响较大。

3.2 矿井突水实例

主要突水实例:①3102切眼出水:2007年1月5日,3102切眼掘进过程中3煤底板砂岩水沿裂隙出水,最大涌水量50m3/h,稳定出水量50m3/h,该点出水量逐年减少,至2008年9月停止出水。②3202皮带巷出水:2007年5月2日,3202皮带巷掘进过程中3煤底板砂岩水沿裂隙出水,最大涌水量30m3/h,稳定出水量10m3/h,至2008年1月减少至3m3/h。

3.3 已开展的防治水工作

3.3.1 矿井排水系统

目前矿井一水平设两个泵房,-708m水平中央泵房和3300采区泵房各一个。-708m水平中央泵房采用一级排水至地面;3300采区泵房采用二级排水,先排至-708m水平水仓再排至地面。矿井二水平-1020m泵房采用一级排水至地面矿井排水能力符合《煤矿防治水规定》的要求。

3.3.2 施工探水孔和疏放水孔

①3煤顶板砂岩超前疏放水孔。为保证工作面高效、高产的需要,给工作面创造一个良好的工作环境,2005~2012年,先后在一、二、三、四采区的3115、3111、3107、3105、3101等工作面施工了顶板砂岩超前疏放水孔83个,总工程量7799.6m。工作面顶板砂岩水疏放后,上述工作面回采过程中顶板砂岩水明显减小,对改善工作面劳动条件、工作面快速推进起到了积极的作用。②三灰探水孔。为查明三灰的富水性,截至2012年底,井下共施工89个三灰孔,总工程量8572.5m,提前疏放三灰水,有效避免了井下三灰发生突水。③老空积水探放。为消除沿空侧老空区积水对生产工作面的水害隐患,减小或减弱老空区积水对工作面的突水威胁,自2006年起,先后编制了3206掘进工作面、3210掘进工作面、3214掘进工作面、3400配风大巷等地点的探放水设计,对3204、3208、3212、3216面老空水进行了疏放,保证了安全掘进。

4 底板突水系数法

几十年来,国内外学者对矿井突水机理进行了研究,取得了大量的研究成果。“突水系数法”、“下三带”、“关键层”等理论学说,揭示了突水发生的机理和预测方法,对于矿井安全生产起到积极的指导作用。[1,2,3]现结合“突水系数法”对煤矿A进行突水危险性预测。

根据统计资料,得出底板含水层水压和底板隔水层厚度是与底板突水密切相关的,并将其比值作为判别突水与否的标志,即:TS=P/M,M—底板隔水厚度(m);P—底板隔水层承受的水压(MPa);TS—突水系数(MPa/m)。

按公式计算,就全国实际资料看,当突水系数超过临界突水系数0.06时,即认为回采不安全。现结合煤矿A实际情况,分别得出底板隔水厚度M、底板隔水层承受的水压P以及底板突水系数TS的综合分析图。

4.1 底板隔水厚度M

由图1可看出:底板隔水厚度M在中部偏南一点的地方较大,在西南角较小,底板隔水厚度M在整个区域中总体来看中部比四周大。

4.2 底板隔水层承受的水压P

从图2来看:底板隔水层承受的水压P从南到北大致呈逐渐增大趋势,但在东北角处有一小部分出现异常。北部水压较大,南部水压较小。

4.3 突水危险性评价由图3来看:

突水系数TS在北部较大,故存在突水危险性,在东南角处由于水压增大,故也存在一定的突水危险性,根据突水系数0.06MPa/M来划定突水危险性区,可见突水危险性区如图中阴影部分所示。研究区北部大部分存在突水危险性,南部钻孔O2-11、O2-14、O2-15附近也存在突水危险性。

5 结论

本文结合煤矿A3煤层底板,在分析煤层底板突水实例的基础上,对底板隔水层突水过程和规律有了更深刻的认识,主要得出以下几点结论:①煤矿A地质条件比较复杂的地方都可能是潜在的突水点。②通过分析岩性特征,岩层的强度越大,就越不易发生水压破坏。③结合煤矿A的具体情况,采用突水系数法对研究区进行了突水危险性评价,评价结果为研究区北部及东南角突水危险性较大。

在突水危险性较大的北部及东南角部位沿着地下水集中补给通道断面布置注浆钻孔,建造帷幕状人工阻水截断地下水流,可以起到预防作用。

摘要：我国是受水害较严重的国家之一,很多煤矿在安全生产过程中,煤层底板突水是比较常见的问题,煤矿A就面临着底板突水的采煤安全问题。本文结合煤矿A地质环境,详细介绍了矿井主要水害及突水实例,再运用突水系数法对某煤矿进行突水危险性预测。研究结果对防治煤层底板突水和实现煤矿安全生产具有重要的理论意义和实际意义。

关键词：底板突水,突水系数法,煤矿安全生产

参考文献

[1]沈光寒,李白英,吴戈.矿井特殊开采的理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社,1992.

[2]王作宇,刘鸿泉.承压水上采煤[M].北京:煤炭工业出版社,1993.

煤层底板 第4篇

1 研究区地质特征

研究区位于沁水盆地北北东向褶皱带的中段, 地层走向北北东, 向西缓倾, 沿走向和倾向呈波状起伏, 形成极为宽缓的北北东—北东向短轴褶曲。断层主要发育近南北向、北东向、北西向3组。煤层分布在下二叠统山西组和上石炭统太原组, 含煤19层, 可采或局部可采煤层5层 (3#、9#-2、12#-2、15#-2、15#-3煤层) 。主采太原组3#煤层, 厚5.00～7.25 m, 贫煤, 结构简单。顶板为泥岩或砂质泥岩, 底板为泥质砂岩。煤层气含气量为2.40～21.05 mL/g (干燥无灰基) , 平均为9.48 mL/g, 属高瓦斯矿井。

据试井资料, 埋深400～800 m内, 储层压力1.34～5.72 MPa, 储层压力梯度0.28～0.73 MPa/hm, 压力系数变化为0.29～0.75。临界解吸压力0.34～1.84 MPa, 平均1.15 MPa。临/储比0.11～0.69, 平均0.34。孔隙度2.3%～5.9%, 平均4.07%。实测原始渗透率 (0.015～0.106) ×10-3 μm2, 压裂后修正渗透率为0.901×10-3 μm2。

2 水力压裂致裂效果及分析

煤层受到水力压裂后产生何种类型破裂及裂缝产状, 主要取决于当前地应力状态。研究区实测垂直主应力14.08 MPa, 最大水平主应力13.32 MPa, 最小水平主应力4.1 MPa, 应力状态为σv>σH>σh, 破裂应属于KGD模型, 产生的破裂裂缝以垂直缝为主。

由于煤层割理发育, 在水力压裂过程中采用造壁性弱的活性水和清洁液压裂液会产生滤失效应, 因此选用基于滤失效应下的水力压裂预测模型对其进行评价[5]。假设支撑剂充填整个裂缝, 裂缝缝长、支撑缝宽计算公式如下:

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式中:q为平均排量, m3/min;t为注入时间, min;C为综合滤失系数;H为平均缝高, m;pnet为净压力, MPa;L为平均裂缝长, m;W为平均支撑缝宽, m;E′为平面弹性模量, MPa。

缝高H是用模拟难以确定的参数[4], 故采取微地震实测裂缝高度的平均值 (19 m) 参与计算。

根据基本渗流规律, 通过建立压力控制的煤岩压裂滤失模型, 计算渗流滤失系数C1、体积压缩滤失系数C2和综合滤失系数C[5] (见表1) , 由于研究区使用活性水和清洁液压裂液, 造壁性滤失可忽略。

通过计算, 得到水力压裂裂缝缝长和缝宽 (见表2) , 与实测缝长比较 (见表3) , 误差小于10%, 证明运用基于滤失效应下的水力压裂预测模型评价结果准确可靠。与设计压裂缝长200 m比较, 缝长超过200 m的有1口井, 占11%, 缝长超过160 m的有6口井, 占67%, 缝长超过140 m的仅有2口井, 占22%, 水力压裂效果基本满足设计要求。

注:h为煤层埋深;pE为延伸压力;Δp为缝内外压差;k为渗透率;η为压裂液视黏度;Cf为地层综合压缩系数。

分析影响水力压裂效果的原因, 由于施工参数变化不大, 地质条件是主要控制因素。煤层气井布置的部位为宽缓的向斜构造, 南北方向上大致分3个区 (见图1) 。北区断层和陷落柱相对发育, 且位于YW-003、YW-007井NE向一侧, 由裂缝监测结果可知, 研究区裂缝的扩展具有不对称特征, SW方向相对较短, NE方向相对较长, 受断层带的影响, 压裂液滤失严重, 压裂效果较差。YW-001井恰恰相反, 断层位于其SW向, 影响较小, 所以较YW-003与YW-007井压裂效果要好。南区断层和陷落柱虽然也较发育, 但与煤层气井的距离较远或在其SW向, 相对影响不大。中区构造简单, 压裂效果普遍较好。

3 水力压裂增透效果及分析

研究区S2205胶带运输巷共有24个钻场, 1#～10#钻场布置在非压裂区, 11#～24#钻场布置在压裂的影响范围内 (见图2) 。在抽采负压相近的情况下, 考察7—12月各钻场瓦斯抽采量, 总体呈现非压裂区抽采量缓慢增长、压裂区抽采量快速增长的变化规律 (见图3) , 压裂区的抽采混合流量和抽采纯量的平均增长速率分别是非压裂区的4倍和2倍左右。

前2个月, 1#～10#钻场抽采钻孔陆续联网抽采, 由于煤层未被压裂, 煤层透气性差, 抽采混合流量和纯量呈缓慢增长趋势。9月下旬, 抽采钻孔进入YW-001井压裂范围内, 抽采混合流量由3.72 m3/min上升到14.68 m3/min, 抽采纯量由1.29 m3/min上升到1.82 m3/min, 维持一段时间后, 抽采钻场进入到YW-001井与YW-002井间压裂影响小的区域, 抽采混合流量由14.52 m3/min降到7.3 m3/min, 纯量由1.8 m3/min降到0.92 m3/min;到11月底和12月初时, 抽采钻场又进入YW-002井压裂范围内, 抽采量又迅速增加, 混合流量由9.25 m3/min上升到14.17 m3/min, 纯量由1.16 m3/min上升到1.79 m3/min。表明经过水力压裂, 煤层原生裂隙得到一定扩张、伸展和沟通, 煤层渗透率提高, 抽采效果明显提升。

4 水力压裂对顶底板破坏分析

4.1 对巷道支护的影响

水力压裂对顶底板整体性的破坏主要表现在潮解膨胀破坏和拉断破坏[6]。3#煤层顶板岩性主要为泥岩类, 底板为泥质砂岩, 泥岩遇水易膨胀, 膨胀后会降低其强度和稳定性, 但水力压裂过程中3个阶段的总注水量一般为400～500 m3, 水量较小, 影响的范围有限, 不会对顶底板岩层造成较大的破坏。再者, 3#煤层顶底板外生裂隙主要发育NW和NE向两组, 压裂监测裂缝方位为NE38.2°～43.1°, 沿NE向外生裂隙扩展, 说明水力压裂未产生新的主裂缝, 而且张开缝宽有限, 也不足以对巷道支护产生较大影响。通过井下对S2205胶带运输巷压裂区观测, 顶底板岩石没有出现潮解和交叉切割现象, 巷道支护未出现异常, 无巷道支护困难、片帮严重等问题。

4.2 对含水层及9#煤层的影响

煤层气井压裂监测的裂缝最大高度为20.3 m, 3#煤层上距K8砂岩含水层19.80～37.41 m。假设水力压裂裂缝不在底板中延伸, 裂缝高度减去压裂层段煤层厚度, 则延伸到顶板中的极限高度为15.27 m。由于K8砂岩含水性弱和压裂裂缝到K8砂岩还有一段距离, 因此导通顶板K8砂岩含水层的可能性较小 (见图4) 。

3#煤层下距K7砂岩含水层的距离为12.20～16.00 m。底板泥质砂岩的弹性模量、抗压强度、抗拉强度等力学参数要大于顶板砂质泥岩, 水力压裂裂缝更容易在顶板中延伸。当裂缝在顶底板中的延伸高度相等时, 可将此高度作为底板中延伸的极限高度, 其明显小于3#煤层距K7砂岩含水层的最小距离, 因此, 连通底板K7砂岩含水层的可能性也不大 (见图5) 。

①裂缝在顶板中延伸的极限高度;②3#煤层上距K8砂岩含水层的最小距离;③3#煤层上距K8砂岩含水层的平均距离;④3#煤层上距K8砂岩含水层的最大距离。

①裂缝在底板中延伸的1/2极限高度;②3#煤层下距K7砂岩体的距离。

3#煤层下距9#煤层50.48～73.12 m。根据上述分析, 水力压裂形成的裂缝不会扩展到9#煤层 (见图6) , 也不会造成瓦斯超限。

①裂缝在底板中延伸的极限高度;②3#煤层下距9#煤层的最小距离;③3#煤层下距9#煤层的平均距离;④3#煤层下距9#煤层的最大距离。

井下现场观测, S2205胶带运输巷压裂区未出现顶板淋水和涌水量、瓦斯涌出量增大等现象。

5 结语

1) 根据现代地应力场实测数据分析, 研究区水力压裂对煤层的破裂形态属于KGD型张破裂垂直缝。由于活性水和清洁液压裂液造壁性弱, 在煤层中延伸会产生滤失效应, 选用基于滤失效应下的水力压裂预测模型对水力压裂效果评价准确可行。

2) 水力压裂可使煤层裂缝连通, 渗透率提高近10倍, 但瓦斯抽采量大约只提高2～4倍, 这与后期裂缝闭合、支撑剂嵌入煤层、透气性降低有关。

3) 煤层气井水力压裂裂缝虽然扩展到煤层顶底板, 由于水排量小, 并沿一组外生主裂隙延伸, 顶底板岩石没有产生潮解和交叉切割破坏;裂缝在顶底板的延伸达到极限高度也不会沟通上下含水层和煤层, 对煤矿安全生产不构成威胁。

摘要：为了确保煤矿安全高效生产, 研究区采用地面煤层气井水力压裂增透工艺增强瓦斯抽采效果。运用基于滤失效应下的水力压裂预测模型评价了水力压裂效果, 除受地质条件影响较大的2口井效果较差外, 其余7口井基本达到设计要求。考察了S2205胶带运输巷24个钻场瓦斯抽采量, 考察结果表明, 压裂区瓦斯抽采量是未压裂区的2～4倍。压裂裂缝虽延伸到顶底板, 但对巷道支护、上下含水层和煤层不产生影响。

关键词：煤层气,水力压裂,致裂效果,顶底板,影响评价

参考文献

[1]王泰.论我国预防煤矿瓦斯事故的对策[J].矿业安全与环保, 2005, 32 (3) :19-21.

[2]张国华.本煤层水力压裂致裂机理及裂隙发展过程研究[D].阜新:辽宁工程技术大学, 2003.

[3]苏现波, 陈江峰, 孙俊民, 等.煤层气地质学与勘探开发[M].北京:科学出版社, 2001.

[4]刘浩.高煤级储层水力压裂的裂缝预测模型及效果评价[D].焦作:河南理工大学, 2009.

[5]乌效鸣.煤层气井水力压裂计算原理与应用[M].武汉:中国地质大学出版社, 1997.

煤层底板注浆改造施工技术分析 第5篇

1 煤层底板注浆改造技术原理分析

该技术已经被应用、发展了20几年, 需要在对含水层进行注浆改造之后再开采, 在经过地面打孔以及地面注浆、井下打孔以及井下注浆这两个发展阶段之后, 现在已经普遍达到了井下大面积的打孔、对地面可以持续注浆的新技术, 在日常的应用当中, 积累了大量的技术经验。该技术主要是沿着工作面的运输巷, 来进行大面积的将注浆钻孔布置, 利用这些注浆钻孔来对底板灰岩含水层当中的岩溶裂隙以及导水裂隙进行注浆的填充, 这在很大程度上将含水层的富水性减弱, 且还可以将水源的补给通道切断, 让已经注浆的含水层可以被改造成为不含水或者是弱含水层。同时, 也很大程度地将每层底板的隔水层强度有效地增强, 可以达到工作面不突水的开采效果[2]。

2 注浆孔的设置技术

一般的情况下, 我们的工作面是包括上下两个巷的, 需要按照一定的规则有规律地进行钻孔, 做这样工作就是为了一个整体的改造范围和一整个的工作面内的覆盖率达到百分之八十以上。在一些特定的区域要加密布置钻孔, 比如说就是在我们工作面的周压以及初压的边上, 含水层的富水段, 构造的发育段, 我们在打孔的时候一定要注意裂缝的发育方向以及钻孔的方向主要就是为了能够穿透含水层。举个例子, 肥东矿区的施工人员一般会在工作面的轨道运输巷内间隔60~80米就会施工一钻机房, 然后以不同的倾角和方位, 在工作面的上、中。下各个部位钻上2~4个钻孔。

3 关于注浆材料

黏土是注浆的最主要的原材料, 与此同时, 一定要掺进去一定量的水泥, 在合适的时间段里, 一定要加进去一些水。

3.1 施工的黏土一定要有塑形指数

相关的实践数据表明, 黏性的土一般来讲, 都是能够当作是在制作浆液的时候的材料的, 用的黏土的塑形的指数越高越好, 对于造浆来讲就越有利。

3.2 浆液的结构的生成剂就是水泥

在我们施工的时候, 水泥本身具有的作用可以使浆液具有结构强度, 同时是uni颗粒水化反应的速度与浆液的结构强度的增加有很大的关系, 水化的速度不断的加快, 相关的浆液的结构强度也不断地变快, 虽然一般的硅酸酸盐水泥以及别的都可以用来配置浆液, 但是在一般情况下我们会优选用425”或者是525”的一般的硅酸盐水泥。

3.3 浆液的添加剂

它不仅仅可以加快水泥颗粒的快速的变化, 还能够在浆液的结构形式的过程里加快凝固浆液。

4 注浆施工技术流程分析

4.1 在注浆之前先对着注浆孔放水1~1.5个小时, 这样做的目的就是将注浆的孔中沉淀下去的碎石头以及别的东西都冲出来, 一定要保障裂隙的畅通, 又要保证注浆的顺利进行。

4.2 根据单孔涌水量和岩溶的发育程度, 来确定水灰比、比重、稠度。

4.3 相关的施工人员要在注浆过程中, 根据进浆和泵压等情况来及时调整泵量和浆液配比。

4.4 相关的施工的人员要在达到相关的标准的时候就关闭注浆的阀门, 还一定要用清水冲洗管路, 积极的检查注浆的相关设备。

4.5 工作人员在第一次注浆后, 一定要具体情况具体分析, 然后来准备下一次的序孔, 视薄层灰岩赋水性以及注浆的效果来进行补充注浆。

5 注浆技术分类分析

通过充填封堵煤层底板裂隙和出水通道, 这样才能达到增强隔水层的厚度及强度, 加固底板的效果, 这就是注浆的最根本的目的。注浆用的最主要的材料就是水泥浆和黏土浆。分为动态浆与静态浆两个部分。

5.1 动态注浆

因为底板破裂和一些具体的情况等等的一些原因, 在注浆孔的周围的采面上形成水里联系的通道的时候, 一定要采用动态的注浆的方式。首先就是加大浆液的浓度, 采用循环的注浆的方式来实施。日过做不到想要的效果就可以使用水玻璃以及黏土浆液一起注浆, 这样的话就可以把浆液硬化的速度加快, 然后就是根据溶洞填充的具体情况, 针对不一样的情况来填塞一些骨料, 这样做的目的就是保证填充固结强度。

5.2 相关的静态浆液

静态的浆液是可以直接的注入的, 第一步可以使用浓度小一点的黏土的浆液来进行填充裂缝, 下一步可以使用不同的浆液混合在一起注浆来填充缝隙, 空口水压是比空口的压力小很多的, 可以作为停止注浆及填充饱和的标志。

6 注浆后期效果检查

(1) 在注浆完成之后, 要把预计要注浆的量和实际注浆的量进行比较, 看一下实际注浆的两是不是跟预期的符合。

(2) 在完成以后还要看一下注浆孔, 取出他的芯看一下具体的情况。

(3) 还可以从检查孔这个方面来得出主将改造的效果的结论, 不一样的情况的数据也是不一样的, 所以合格的标准也不一样, 要以具体的情况来看。

7 结语

在经过不断地完善之后, 增加了它的安全性, 也取得了很好的社会效益和经济效益, 这就充分的说明我们的不断研究实践和努力都是有用的, 也说明了我们的方法都是切实可行的。

参考文献

[1]赵斌, 等.注浆堵水加固技术及其应用[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.

二1煤层底板突水原因及其防治 第6篇

1矿井水文地质概况

梁北煤矿位于禹州矿区南部的景家洼向斜北东翼, 整体为一向南倾伏、地层倾角5°～18°的单斜构造形态, 区内断层较发育, 局部伴有次生褶曲。断层展布方向可分为北西向和北东向2组, 矿区构造复杂程度为中等。梁北井田对二1煤层开采有影响的含水层为煤层顶板砂岩含水层、太原组岩溶裂隙含水层、寒武系灰岩含水层。由于寒武系灰岩水的水压高, 富水程度比其他2个含水层高得多, 成为矿井充水的主要水源。

2二1煤层底板突水情况

梁北矿自2003年投产后, 共发生5次较大底板突水事故。①2003年10月6日, 21031工作面回采推进至85 m时发生底板突水, 突水量780 m3/h, 水压为6.1 MPa。②2004年6月26日, 11151工作面回采推进至147 m时, 在切眼中下部发生底板突水, 最大涌水量为180 m3/h, 稳定涌水量为120 m3/h, 水压为5.2 MPa。③2004年10月6日, 11151工作面首次突水点底板涌水封堵后, 回采推进至165 m时, 工作面再次发生底板突水, 最初涌水量为50 m3/h, 最大涌水量为180 m3/h, 突水点水压为4.5 MPa。④2004年11月25日, 11151工作面推进至178 m时, 底板又发生突水, 涌水量为130 m3/h, 2005年1月18日工作面涌水量达到315 m3/h, 寒灰水压为4.3 MPa。⑤2005年2月24日, 21031工作面首次突水点封堵后再次进行回采, 工作面回采推进至126.5 m时, 回风巷向下5 m处底板突水, 涌水量为4 m3/h, 26日当工作面回采推进至128 m时, 工作面顶板来压, 水量猛增至1 100 m3/h, 2月28日淹没工作面, 至3月3日21采区全部被淹。

3煤层底板突水原因分析

由于梁北煤矿的二1煤层埋藏深度较大, 其上有多个隔水层的存在, 地表水、大气降水对矿井影响不大, 地下水成为矿井主要充水水源。该矿开采深度较大, 寒武系灰岩水的水压高, 加之寒武系含水层的富水程度高, 成为矿井充水的主要水源。

通过分析历年矿井寒灰水水位观测孔的水位和涌水量曲线得出, 在21031、11151工作面发生突水时, 各寒武系灰岩含水层观测孔水位开始下降, 说明寒灰水与底板突水存在直接联系, 矿井涌水量大小直接影响到寒灰水水位下降的速率。21031工作面发生突水后, G10孔水位开始下降, 到2005年2月水位下降了29.48 m, 平均下降速率约1.84 m/月。2005年2月24日发生的特大突水事故, 突水量高达1 100 m3/h, 使G10孔水位急剧下降, 到2006年6月水位下降了305.41 m, 平均水位下降速率约为19.1 m/月, 说明寒灰水是矿井底板突水的水源。

根据21031工作面和11151工作面电法勘探资料, 二1煤层底板部分存在强富水异常区和富水异常区, 底板灰岩含水层富水程度较强, 且煤层底板存在裂隙发育。工作面在开采过程中, 煤层底板岩溶裂隙水通过细小的裂隙进入矿井, 初期水量较小, 主要为渗入性通道突水。由于开采过程中对煤层底板的破坏, 煤层底板裂隙逐渐增大, 煤层底板抗水压能力降低, 渗入性通道演变成溃入性通道, 水量也相应增大, 最后形成大的底板突水事故。

4寒灰水害防治措施

4.1疏水降压

疏水降压防治矿井水害技术就是对威胁矿井安全生产的主要充水含水层水, 通过专门的工程和技术措施在人工受控的条件下进行超前预疏水, 将水压降至底板隔水层阻水所能承受的范围, 进而减少或消除其在矿山建设和生产过程中对矿井安全的威胁。

2005年5月至2006年底, 梁北煤矿先后在东大巷、11采区上山、西大巷施工放水测压钻孔40个, 通过疏降寒灰水降落漏斗中心水位降至-396 m。2007—2010年, 11、21、32采区施工放水孔20个, 矿井平均放水量达到746.00 m3/h, 寒灰水降落漏斗中心水位降至-550 m, 向东已影响到井田边界的0093孔水位标高为-178.31 m, 向北东方向过铁李断层, 寒灰水位已降至-200 m左右, 向北过F1断层已影响到尹村断层北, 向西沿F1断层两侧寒灰水位均出现大幅度下降。梁北煤矿11、21采区开采标高为-300～-900 m, 底板承受水压P=1.5～3.5 MPa, 二1煤至寒灰顶距离M=70 m左右。根据国家《煤矿防治水规定》的突水系数计算公式:T=P/M, 经计算T=0.021～0.05 MPa/m, 与疏降前相比明显降低。根据大量的实验研究, 就全国的实际资料看, 底板受构造破坏块段突水系数T一般不大于0.06 MPa/m, 正常块段不大于0.1 MPa/m[2]。通过疏水降压工程, 寒灰水水位大幅降低, 降低了寒灰水对二1煤层开采的威胁。2006年至今, 各采掘工作面均未发生底板突水事故。

4.2底板注浆加固

为确保二1煤层带压安全开采, 需要对底板隔水层加固, 以提高隔水层的完整性和阻水性。在回采二1煤层前, 加固与改造目标放在底板破坏深度 (取18 m) 以下, 也就是对太灰薄层灰岩及其以下层位进行注浆加固与改造, 并深入寒灰10 m。

底板注浆加固与改造工作流程:①对采煤工作面进行综合电法勘探, 探测重点为二1煤层至寒灰间隔水层, 寻找储、导水异常带;②根据物探提供的靶场位置布置钻孔进行底板注浆加固, 并在物探结果显示的非异常区布置适当的验证孔, 揭露有水可作为注浆孔;③在上述注浆段落结束后, 再对异常区的加固与改造效果进行物探效检;④根据物探验证情况布置补注钻孔加固。

(1) 注浆工艺流程。

利用注浆站在地面造浆, 充分利用地面到工作面的浆柱压力, 通过注浆管路和井下工作面注浆孔对薄灰、寒灰改造段预注浆, 充分利用灰岩的坚固性和岩溶裂隙的可注性, 使浆液在注浆压力的作用下沿着岩层裂隙扩散、沉淀、结石, 最后充填岩层裂隙, 把薄层灰岩、寒灰 (顶部10 m段) 中的水量换出去, 使薄层灰岩、寒灰改造段不含水或弱含水, 从而形成完整的注浆系统工艺流程。

(2) 注浆钻孔布置。

注浆钻孔终孔层位为寒灰顶界面下10 m, 根据工作面物探结果布置钻场个数。在每个钻场布置3～6个钻孔。注浆钻孔结构:钻孔的倾角、长度根据钻孔的方向、需注浆部位及该区寒灰埋深设计, 开孔用Ø153 mm钻头钻进15 m, 下入Ø146 mm一级套管, 然后换用Ø113 mm钻头钻进至L9灰岩2～3 m (斜距) , 下入Ø108 mm二级套管。耐压试验合格后, 改用Ø75 mm钻头钻进至终孔深度。

(3) 钻孔施工顺序。

注浆钻孔要分3个序次施工, 其中第一、第二序次钻孔是直接注浆孔, 第三序次钻孔是检查孔。先施工第一序次钻孔, 要按照“钻成一个孔注一个孔”原则, 且不要在2个相邻钻场内同时施工, 以免孔与孔之间相互窜浆, 也可避免注浆时将邻近钻孔压坏;完成第一序次的钻孔以后, 再施工第二序次的钻孔;待第二序次的钻孔注浆工作完成后, 再施工第三序次钻孔。

(4) 注浆方式。

注浆改造以最大量进浆、最大范围扩散、最大限度充填为目标。

(5) 注浆材料。

注浆材料以水泥和黏土为主, 水灰比、密度、稠度视单孔涌水量及岩溶发育程度而定。

(6) 钻探工程验证。

每个钻场至少布置1个检查孔。如果检查孔水量小于3 m3/h, 则说明注浆改造效果合格;如果检查孔水量大于3 m3/h, 则必须重新布置钻孔, 继续注浆, 直至注浆改造效果合格。

2006—2010年, 分别在11041、11081、11031、11161工作面进行了底板注浆加固工作, 所有采面均未发生底板突水。

5结语

根据矿井水文地质条件及底板突水情况分析, 梁北煤矿寒灰水是底板突水的主要水源, 突水的主要原因为底板灰岩含水层富水程度较强, 且煤层底板存在裂隙发育, 开采煤层过程中采动减小了隔水层的有效厚度, 导致工作面底板隔水强度降低, 最终造成了底板突水事故的发生。通过疏水降压及底板注浆加固, 有效降低了寒灰水压, 提高了煤层底板的抗水压能力, 解除了底板高压寒灰水的突水威胁, 保证了矿井的安全和正常生产。

摘要：梁北煤矿主要可采煤层为二1煤层, 矿井投产初期多次发生底板寒灰突水淹采面及淹采区事故, 对煤矿安全生产构成严重威胁。在深入分析煤层底板寒灰水文地质条件的基础上, 采取疏水降压、底板注浆加固等措施, 保证了煤矿的正常安全生产, 取得了良好的防治效果。

关键词：梁北煤矿,寒灰水,底板突水,疏水降压,底板注浆加固

参考文献

[1]方永明.煤矿水文地质分析、突水预测预报及重大特大透水灾害防治、救治方案设计与快速治理实用手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2006.

煤层底板突水因素分析及治理 第7篇

某矿水文地质条件极其复杂, 煤底板分布有石炭系薄层灰岩和寒武系灰岩, 裂隙岩溶发育, 富含承压水, 且井田内断层发育, 断层垂向导水使太原组簿层灰岩岩溶水与寒武系岩溶水有密切水力联系。底板因采动破坏或存在自然导水通道, 难以承受岩溶水水压, 自建井投产以来, 在采掘生产过程中深受岩溶水突水威胁, 时常发生以煤层底板岩溶水为水源的突水事故, 最大突水量1 996 m3/h, 水害问题一直是制约矿井安全开采的主要问题之一。随着开采深度的深度的增加, 目前采深已达到500 m左右, 作用在煤层底板的岩溶水水压更大, 防治水任务更加艰巨, 因此对矿井深部的水文地质条件及突水机理进行分析研究, 提出相应的防治水技术, 对该矿的安全、高效生产具有重要的意义。

1 矿井水文地质条件

该矿区岩溶水是一个相对独立的水文地质单元, 具有独立的补给、迳流和排泄条件[1]。矿区岩溶水系统四周边界基本清楚, 北部为岩溶含水层深埋边界, 岩溶不发育, 属于不导水边界;东南部为寒武系灰岩条带状露头区边界, 接受大气降水入渗补给, 属于开放性边界;南部为石炭系灰岩和寒武系灰岩隐伏露头边界, 接受第四系孔隙水的越流补给;东部为Fl断层, 属于导水边界。张村井田靠近西南部的补给区, 在区域岩溶水补给迳流带上, 三里寨井田 (主要是一井、二井、三井) 远离西部的补给区, 属于矿井排水的排泄区, 牛庄井田处于岩溶水深部迳流的滞缓区。地下水总体上由西向东、由南向北迳流, 在张村井田、牛庄井田以及三里寨井田以矿井排水的形式被排出地表。

2 矿井突水规律分析

2.1 突水水源

2.1.1 大气降水与地表水

矿区西南部寒武系灰岩露头出露面积为15 km2, 区内地表岩溶裂隙发育, 露头带上分布多个露天开采灰岩造成的采坑, 大气降水通过地表岩溶裂隙入渗补给岩溶水;石炭系薄层灰岩露头区与朝川河道交切, 矿井灰岩裸露区建有朝川水库, 其附近地表及地下岩溶都十分发育, 且有较大溶洞, 河水及水库水可通过露头区渗漏补给岩溶水, 通过对矿井涌水量年内动态的分析, 雨季涌水量比旱季涌水量一般增加30%~50%左右, 充分证明大气降水与地表水是矿井充水的重要来源, 根据计算:目前由于河道迳流量不足100 m3/h, 岩溶水补给量在625 m3/h左右, 该矿岩溶水排水量在1 000 m3/h左右, 超过岩溶水补给量, 岩溶水位下降。

2.1.2 水层充水

太原组薄层灰岩岩溶承压水为矿井的直接含水层, 至二1煤底板之间赋存有泥岩、砂质泥岩及粉砂岩, 沉积不稳定, 厚度变化大, 厚度0~17.27 m, 平均厚度8.37 m, 加之断层发育或受采动影响, 对太原组灰岩水并不能起到完全隔水作用, 太灰水可通过岩溶裂隙或构造裂隙充入矿井;寒武系中上统灰岩白云岩岩溶裂隙含水层可通过矿区内的断层构造裂隙垂向或侧向向太灰水进行补给或直接通过岩溶裂隙和封闭不好的钻孔等造成矿井突水, 太原组薄层灰岩与寒武系灰岩岩溶裂隙含水是某矿发生突水的主要水源。

2.2 底板破坏深度

煤层底板突水通常是含水层富水性、水压、隔水层厚度、构造、采动矿压等因素综合作用的结果[3]。根据“下三带理论”在采动矿压作用下, 煤层底板隔水层发生变形甚至破坏, 在自然条件不变的情况下, 采动矿压越大, 底板破坏深度就大[4]。底板破坏深度与开采深度、煤层倾角、采煤厚度、工作面斜长、煤层底板岩层强度、开采方法及顶板管理方法等因素有关。经过对全国实测底板破坏深度资料回归分析, 底板破坏深度h与工作面斜长L、采深H、煤层倾角α之间的回归方程为:

h=0.0085H+0.1665α+0.1079L-4.3579

目前, 某矿二1水平采煤工作面斜长一般为80~160 m, 煤层倾角15°~18°, 开采深度达450~525 m, 根据上式计算, 底板破坏深度在10~20 m之间。而二1煤底板隔水层厚度变化大, 平均厚度为8.37 m, 局部甚至缺失。在采动影响下, 当采煤工作面底板岩溶水水压较大, 隔水层实际不能起到隔水作用。采掘过程中即使没有遇到岩溶裂隙, 只要煤层底板灰岩富水, 岩溶水就可通过底板采动破坏裂隙, 越过隔水层可以进入采掘工作面, 发生突水事故。

2.3 断层及岩溶裂隙导水性分析

该矿区断裂构造发育, 根据三维地震勘探结果, 矿井范围内二1煤层共解释落差大于20 m的断层有近10条, 断层因其断层力学性质、地层的岩性、富水性, 以及断层两盘含水层或隔水层的对接关系, 对矿井充水起到不同的作用。根据断层两侧钻孔进行的连通试验和水文观测孔动态特征分析判断其是否导水, 如根据区内杨山逆断层 (F3) , 在张村井田20~23孔内投放氯化钠示踪剂, 在该矿东翼和西翼涌水点均能接收到示踪剂, 经过计算, 地下水流速分别为87.1 m/h和63.96 m/h, 此外, 位于断层两盘的井田寒武系地下水位动态与裸露区降水动态一致, 同步升降, 升降幅大致相同, 说明其间的水力联系密切, 杨山逆断层是一条导水断层。区内导水断层在破坏了二1煤层各个隔水层的完整性的同时, 加速了岩溶裂隙的发育, 形成突水通道, 使得主要含水层发生水力联系造成矿井突水。

太原组薄层灰岩岩溶发育, -10水平东大巷在穿越82F1断层时揭露过直径超过4 m的溶洞, 并发生突水。根据-150水平和-250水平东西泄水巷和泄水孔直接揭露, 岩溶形态以岩溶裂隙为主, 岩溶裂隙是矿井突水的主要通道。

3-250水平灰岩水防治与利用实践

根据某矿建井以来煤层底板承压岩溶水突水灾害和在复杂水文地质条件下实现了安全开采正反两方面的经验证明, 在薄弱隔水层条件下, 疏水降压是治理煤层底板高承压岩溶水水害威胁的最根本途径。故在-250水平西翼设立充足的防排水设施, 对底部石炭系岩溶承压水进行疏水降压, 以使采煤工作面处在安全水位以下, 保证工作面正常开采。

-250水平西翼泄水钻孔布置在-250井底车场东、西两个水闸门之间分两期共布置6个泄水点, 共计21个泄水钻孔, 钻探进尺累计1 079.39 m。一期工程三个泄水点13个泄水钻孔施工后, 最大泄水量600 m3/h, 水压由施工前的1.3 MPa降至1.1 MPa。西翼二期泄水钻孔工程结束时, 最大泄水量达到900 m3/h, 稳定泄水量为600 m3/h, 水压由泄水前的1.1 MPa降至0.45 MPa, 煤层底板的隔水层取9 m, 则煤层突水系数Ts为0.05 MPa/m。对比全国实际统计资料, 构造复杂区域安全回采时的突水系数Ts<0.06 MPa/m[5], 表明-250水平西翼经过疏水降压措施工作面实现了不带压开采。

该矿井下正常涌水量在800~1 000 m3/h之间, 矿井水的大量外排不但造成矿井生产成本的增加, 且造成大量水资源的浪费。为提高矿井排水利用水平, 结合该矿-250水平疏放水工程, 将矿井的“疏水降压”和“矿井排水的资源化利用”结合在一起, 在井下实施了矿井水分类外排, 实现途径是:

1) 将来自-250水平泄水钻孔的洁净岩溶水通过专用管道送至-250徘水系统中的清水仓, 经清水泵房及清水管路抽至地面, 经过水处理厂简单处理后, 供矿区居民生活使用, 这部分水量在160 m3/h左右, 占矿井排水量的20%左右。

2) 把混有煤岩粉的普通矿井水通过-250排水泵房及-10排水泵房排至地面静压水池, 作为煤矿生产用水, 供地面和井下洒水降尘使用, 这部分利用量为160 m3/h, 剩余400 m3/h矿井正常排水则通过管道排至地面焦化公司水处理厂, 经净化处理供洗煤、焦化、化产、发电等生产使用。

在目前某矿800 m3/h的矿井排水中, 生活用水、矿井生产用水和焦化厂生产用水直接利用量达到720 m3/h, 直接利用率达到90%, 实现矿井的“疏水降压”和“矿井排水的资源化利用”的有机结合。

4 结论

1) 该矿水文地质条件复杂, 煤层开采受煤层底板岩溶承压水突水威胁。石炭系灰岩和寒武系灰岩岩溶水是矿井主要突水水源, 导水裂隙、采动裂隙和小断层是矿井主要突水通道。煤层底板隔水层厚度空间变化较大, 厚薄不均, 在水压、构造、采动矿压等因素综合作用下, 容易发生底板突水。

2) 矿井岩溶水补给量有限, 可疏放性好, 且随着开采深度的加大, 岩溶裂隙含水层富水性变差, 更易于疏放。因此, 以疏水降压为主, 疏堵结合应作为该矿防治岩溶水水害重要措施。对该矿-250水平煤层底板岩溶水成功进行了疏放, 深部实现了不带压或安全带压开采, 将该矿疏水降压技术提升到一个更高水平。

摘要：某矿水文地质条件极其复杂, 随着开采深度的增加, 在采掘生产过程中深受岩溶水突水威胁, 时常发生以煤层底板岩溶水为水源的突水事故。通过分析认为:该矿南部及东南部条带状灰岩露头区是岩溶水的补给区, 接受大气降水和地表水渗漏补给;石炭系灰岩和寒武系灰岩岩溶水是矿井主要突水水源, 岩溶裂隙、采动裂隙和小断层是矿井主要突水通道, 煤层底板隔水层厚度空间变化较大, 厚薄不均, 在水压、构造、采动矿压等因素综合作用下, 容易发生底板突水;随着开采深度的加大, 岩溶裂隙含水层富水性变差, 更易于疏放;通过矿井的“疏水降压”和“矿井排水的资源化利用”的有机结合, 在实现工作面不带压要开采的同时, 提高了矿井排水的利用水平。

煤层底板 第8篇

通常采用现场测试和经验公式计算两种方法来获得底板破坏带深度[4]。现场实测的手段主要有:钻孔放注水测量、钻孔声波测量、钻孔超声成像以及钻孔无线电波透视等[5,6,7], 这些方法缺乏直观性, 并且将耗费巨大的人力、物力和财力。经验公式计算主要是通过邻近矿区或相似条件下的经验统计数据进行计算, 存在考虑因素比较单一的不足之处。因此, 笔者以新集二矿1煤层开采为工程背景, 采用三维快速拉格朗日分析方法 (FLAC3D) 来模拟采动对煤层底板的破坏情况, 探索煤层底板破坏影响深度的基本规律。

1 矿井水文地质条件

新集二矿年产原煤约300万t, 位于安徽省淮南市毛集实验区境内, 隶属于国投新集能源股份有限公司。新集二矿1煤层组地质储量约11 211.3万t, 占矿井总储量的26%。该煤层厚度变化小, 煤层倾角8°～12°, 属全区主要可采稳定煤层。1煤层与底板太原组灰岩含水层间距最小11.99 m、最大22.12 m, 平均距离为17.83 m, 底板隔水层厚度相对较薄, 太原组灰岩含水层至1煤层底板平均水压为5.14 MPa。

2 煤层底板破坏深度数值模型

2.1 工程地质概念模型的建立

工程地质概念模型是分析研究新集二矿1煤层首采工作面回采过程对底板稳定性的影响及这种影响引起的底板破坏深度的基础, 同时也是建模的依据。因此, 模型不仅要反映研究区内岩层的力学特征、结构构造特征, 而且还要反映和概化出研究区内岩层的受力和变形边界。在采区所确定的研究范围内建立了工程地质物理概念模型, 见图1。

2.2 数值模型的建立及参数的选取

根据新集二矿1煤层首采工作面以及首采区围岩的工程地质条件和岩石力学试验结果, 考虑到不同围岩结构的工程力学特性, 本次数值模拟采用莫尔—库仑模型。

根据1煤层首采工作面的地质条件, 将计算模型范围内岩性、力学性质和分布厚度相近或相同的岩层划归为一个层组, 结合钻孔岩石力学指标测试报告, 1煤层的顶底板岩层可简化为12个层组 (见表1) 。简化的数值模型长度为400 m, 宽度为240 m, 高度为250 m, 共剖分单元25 800个, 节点28 602个;岩层倾斜角约为10°, 工作面斜长为150 m。为了突出重点研究区域, 对煤层及其顶底板岩层进行了加密, 而对受开采影响较小的区域网格划分可适当放宽。所建立的数值模型如图2所示。

2.3 模拟结果分析

煤层采动之前岩体处于应力平衡状态, 采动之后, 随着工作面不断推进, 采空区不断扩大, 岩体周围原有的应力平衡状态受到破坏, 采空区顶板垮落岩块充填采空区域并逐渐被压实。模型计算沿走向左侧50 m处开始开采, 按每次推进10 m的步距进行回采。

图3～10是随着工作面推进 (步距10 m) 煤层底板采动破坏范围变化趋势。由图可见, 随着工作面向前推进, 受采动影响的围岩范围不断扩大, 在推进30 m时顶板明显发生垮落, 底板鼓起;推进到30～40 m时, 底板破坏深度达到最大, 之后不再随着工作面的向前推进而发生变化。通过数值模拟, 计算获得的煤层底板采动破坏深度最大值约为19.17 m。

根据计算得出的底板最大破坏带深度, 综合分析1煤层首采工作面开采方法以及地质条件, 1煤层与底板太原组灰岩含水层平均距离为17.83 m, 由此可知, 首采工作面开采引起的破坏带深度已发育至太原组灰岩含水层, 制订防治水措施时应重点考虑矿压破坏带对1煤层底板灰岩含水层的影响。

3 结论

1) 根据建立的工程地质物理概念模型, 结合矿井地质条件, 通过数值模拟, 计算得到新集二矿1煤层采动造成的底板最大破坏深度为19.17 m。

2) 1煤层底板最大破坏深度出现在工作面推进30～40 m时, 相当于老顶初次来压位置, 在此处也最容易发生突水事故。

3) 根据新集二矿矿井水文地质条件分析可知, 1煤层底板距太原组灰岩含水层之间的隔水层平均厚度为17.83 m, 数值模拟得到的1煤层采动造成的底板最大破坏深度为19.17 m, 因此, 由于采动引起的破坏带已经发育至太原组灰岩含水层中, 在制订防治水措施时应重点考虑矿压破坏带对1煤层底板灰岩含水层的影响。

参考文献

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