顶板砂岩水

2024-09-20

顶板砂岩水（精选6篇）

顶板砂岩水篇1

受滑动构造的影响, 告成井田内二1煤层顶板大部分为外来岩层, 地层大量缺失, 一般缺失500 m左右, 最大达1 000多米, 导致不同地段煤层顶板出现岩性差异, 造成煤层顶板含水层富水性区域变化很大[1]。当煤层顶板为老第三系、二叠系, 岩性以砂岩、砂质泥岩为主时, 富水性较弱, 采掘时基本无顶板涌水; 当煤层顶板为三叠系圈门群一段至二段时, 岩性以破碎砂岩为主时, 顶板含水层富水性较强[2]。由于受滑动构造影响, 二1煤层及其顶板十分破碎, 采掘时很容易发生冒顶而诱发顶板突水。告成矿在生产中多次发生顶板突水事故, 2001年至今发生涌水量大于100 m3/ h的达4次, 最大涌水量达260 m3/ h, 致使工作面多次因顶板突水而停产。由于二1煤层呈粉末状、碎粒状, 受顶板水影响极易产生大量水煤, 使得大巷水沟、井底水仓淤积严重, 水质浑浊, 大泵效率不足50% , 大大降低矿井抗灾能力, 严重威胁着矿井安全[3]。因此, 在对井田地质和水文地质资料分析的基础上, 对滑动构造顶板突水因素和机理进行分析, 并提出从顶板富水区域探测到工作面顶板水疏放等具有针对性的顶板砂岩水防治措施, 对矿井安全生产具有重要的实际意义。

1井田水文地质条件

综合分析告成煤矿水文地质条件, 得出了二1煤层顶板含水层自下而上情况。

( 1) 二1煤层顶板破碎带含水层。因受滑动构造影响, 井田内二1煤层顶板大部分被破碎带取代, 厚度一般20 ~ 40 m。井田四周薄, 中部较厚。滑动构造断裂带的岩石成分、颜色混杂, 压性结构面十分发育, 处于压紧闭合状态, 富水性不强, 补给条件不佳, 该含水层对正常开采影响不大[4]。

( 2) 三叠系下统圈门组砂岩含水层。圈门组下段 ( T11—T12) 砂岩颗粒分选好, 圆度均为次圆及次棱角状, 发育大型板状斜层理。砂岩所占比例较高, 单层厚度较大, 多在90 ~ 100 m, 该层富水较强。由于受芦F1滑动构造的影响, 局部地段该含水层反倾伏于二1煤层之上, 与二1煤层相距较近, 成为煤矿直接充水含水层, 是矿井顶板涌水量的主要来源。经过13采区北部和21采区西部对顶板水的疏放, 该含水层目前水位为 ± 0 m[5]。

2顶板突水主控因素及机理研究

二1煤层上覆岩层中的隔水层是有效阻隔顶板水涌出的安全带, 煤层开采后隔水层的隔水性能受到影响。二叠、三叠系中各砂岩孔隙、裂隙含水层被泥岩、砂质泥岩所隔开, 原始状态时相互间水力联系不密切, 补给及储水条件相差较大。采动引起顶板冒裂后, 其隔水性能将完全被破坏, 此时裂隙带内顶板砂岩含水层中的水将全部涌入井下。

( 1) 采动顶板“上三带”分布。F-RFPA2D分析系统是一个模拟材料渐进破坏的数值试验工具, 利用F-RFPA2D分析系统可以对煤层顶板岩层破坏的全过程进行模拟, 从模拟过程中能充分提取顶板变形的相关信息[6]。

综合矿井钻孔柱状所描述的各岩层岩性特征和相关地质资料, 得知其岩石力学参数 ( 表1) [7]。

主要几何参数是依据开采方案并考虑采动影响范围确定的。模型长600 m、高400 m ( 至地表) , 模拟重点是研究随着下部长壁工作面推进而引起顶板突水有较大影响的上覆岩层, 煤层采用长壁式开采, 开挖步距为4 m, 垮落法顶板控制。图1是由RF- PA-Flow模拟得到的工作面垮落计算结果, 图1中的灰度代表顶板应力数值的大小, 数值越大, 颜色越亮, 数值越小, 颜色越暗[8]。

根据数值模拟的结果知, 冒落带的高度约36 m。由于该区域内的岩层完全失去了原有的连续性和层状结构, 水体极易通过。冒落带内的岩层由于进一步的破碎具有较大的碎胀系数, 在堆积一定高度后, 就能接触到上部岩层, 这样就会对上部岩层的起到支撑作用。上部岩层又会进一步压实冒落区内的破碎岩块, 因而冒落带上方的岩层会发生变形、离层、断裂但未脱离于原岩体, 形成了裂隙带, 根据数值模拟的结果, 裂隙带的高度约66 m。冒落带和裂隙带合称为导水裂隙带, 高度为102 m。该区内岩层部分断开, 裂隙间的连通性极好, 具有良好的透水性[9]。导水裂隙带上部的岩层由于是完整的, 其上覆岩层只有微小裂隙, 连通性不好, 透水性微弱, 并且越往上部岩层发展, 几乎不再产生裂隙[10]。

( 2) 顶板砂岩富水性探测技术。告成矿二1煤层开采后顶板涌水影响取决于二1煤层顶板以上导水裂隙带范围内顶板砂岩富水情况, 因此在开采前应详细查明二1煤层附近的顶板圈门组一、二段砂岩含水层的位置、规模、富水性和导水性及其变化, 沟通各含水层以及地表水之间相互补给关系的程度, 采用瞬变电磁物探手段可以快速查明和分析煤层顶板导水裂隙带范围内可能诱发而引起突水的地段[11]。图2为13采区北部二1煤层顶板以上10, 50, 100 m电阻率顺层切片, 图2中颜色越深代表电阻率越低, 说明富水性越强, 反之则富水性越弱。从图2中可以看出, 二1煤层顶板富水区域主要分布在采区东北部, 且离煤层越远, 富水区域面积越大[12]。

3防治水技术措施

( 1) 顶板砂岩水的预疏放技术。由于滑体内裂隙发育, 对顶板砂岩水进行预疏放并使其达到安全开采水压, 以防顶板冒落时大流量突水冲溃工作面, 减少工作面涌水对回采的影响。告成煤矿一般采取疏水巷、顶板输水钻孔和回采工作面导流钻孔3种形式[13]。根据物探及地质钻孔资料分析, 13采区北部顶板水富水性较强, 对正常开采影响很大, 为解决该区域顶板水问题, 该矿通过施工顶板疏水巷并在疏水巷施工顶板疏水钻孔对二1煤层顶板水的袭夺, 进行人为控制下有目的地放水, 形成以疏水巷道为中心的降落漏斗, 降低区域顶板水水位, 为矿井在该区域内安全回采创造好的水文地质条件, 该疏水巷及疏水钻孔最大水量达160 m3/ h, 对该区域回采起到很好的降压掩护效果[14]。

由于二1煤层顶板含水层裂隙发育, 存在一些彼此孤立的蓄水块段。在此条件下, 回采巷道掘进不能将砂岩裂隙水疏放出来, 而当工作面回采引起的上覆岩层破坏波及并连通蓄水块段时, 砂岩裂隙水则大量涌入工作面, 严重恶化工作面作业条件, 危及安全生产[15]。因此, 回采期间在运输巷通过施工穿过含水层的仰斜钻孔, 将富集于构造裂隙及采动裂隙的水导流下来, 避免涌水从工作面涌出, 具体情况如图3所示。

( 2) 采空区排水技术措施。采煤后随着顶板垮落, 上覆砂岩水部分从采空区以采空区水形式涌出, 采空区水受到堵塞时积聚, 当压力升高超过临界值突然涌出, 危害严重。因此需考虑对涌水采取排水措施, 常用的排水措施包括专用泄水孔和采空区埋设花管。可以利用煤层底板下方的L7-8灰岩底抽巷, 向工作面采空区施工导流钻孔将采空区积水引至泄水巷排出, 这样可以在顶板水量较大的情况下仍不影响生产。采空区埋设花管是为了将采空区积水引出采空区, 预先在采空区每隔20 m设置1根花管, 沿运输巷向回风巷布置。将采空区水引至下巷排出。埋设花管可有效减少涌水在采空区的积聚, 减小大量积水对工作面生产的危害。

4结论与建议

( 1) 根据数值模拟的结果, 开采二1煤层冒落带的高度约36 m, 裂隙带的高度约66 m, 即煤层顶板以上102 m范围内存在砂岩含水层对工作面正常开采影响较大。

( 2) 针对告成煤矿滑动构造条件下二1煤层顶板水富水区域分布不均的特点, 利用瞬变电磁物探技术可以准确查明顶板富水区分布情况, 尤其是煤层顶板导水裂隙带范围内含水层富水区分布情况, 为防治水措施执行提供依据。

( 3) 对二1煤层顶板砂岩水富水区域, 在回采前利用疏水巷道及疏水钻孔对顶板砂岩水进行区域性预疏放, 达到安全开采水压, 在回采过程中利用导流钻孔对局部富水区域进行导流, 此外, 利用底抽巷施工导流孔和采空区埋设花管, 可有效防治采空区聚集顶板水, 减少涌水对回采工作面的影响。

摘要：针对告成煤矿滑动构造特殊地质条件下顶板涌水严重问题, 通过计算机模拟技术模拟开采过程中导水裂隙带发育高度。利用物探方法解决滑动构造顶板砂岩含水层富水性分布不均的问题, 重点查明导水裂隙带发育高度内砂岩含水层富水性问题。为减小顶板砂岩含水层对正常开采的影响, 告成煤矿采取了顶板疏水巷和疏水钻孔提前进行区域疏放的措施, 并在工作面回采时采用导流钻孔进行局部疏放补充;为减少老孔积水对工作面的影响, 采取了底抽巷施工导流孔和采空区预埋导流管的方法解决采空区积水问题。

关键词：滑动构造,导水裂隙带,物探,顶板水,疏水巷,导流孔

新庄矿三煤顶板砂岩裂隙水防治篇2

关键词：砂岩,水防治

新庄煤矿为河南神火煤电股份有限公司所属的国有煤矿，位于河南省东部豫、皖交界处的永夏煤田永城矿区东部，行政区划属苗桥、茴村两乡管辖。煤矿东部及北部以人为边界与安徽恒源煤电公司刘桥二矿分界，西以王庄断层（F21）与葛店煤矿毗邻，南至煤层露头线。于1985年开始建井，1995年12月正式投产，原设计生产能力90万吨年，1997年矿井改扩建后生产能力达到180万吨/年，实际核定生产能力已达到250万吨/年，为大型煤矿，矿井水文地质类型为中等。矿井目前总的涌水量为590m3/h左右，其中砂岩裂隙涌水量402m3/h左右，底板灰岩涌水量191m3/h左右；砂岩裂隙水占矿井总涌水量的70%，因此砂岩裂隙水作为我矿日常防治水的重点工作。

砂岩裂隙含水层由细—粗粒砂岩组成，其中对矿区主采煤层二2煤、三2煤开采有影响的含水层一般有四组，即K6砂岩裂隙含水组、K5砂岩裂隙含水组、三2煤顶板砂岩裂隙含水组和二2煤顶板砂岩裂隙含水组。K6砂岩裂隙含水组由细—粗粒砂岩组成，一般1～3层，最多达8层，含水层累厚平均30m左右，富水性中等偏强，为矿井井筒掘进中主要充水含水层之一；K5砂岩与三2煤顶板砂岩裂隙含水组主要由细、中粒砂岩组成，以细粒砂岩为主，富水性K5砂岩为中等，三2煤顶板砂岩偏弱，含水层累厚平均33m左右；二2煤顶板砂岩裂隙含水组一般由2～3层细、中粒砂岩组成，累厚平均约20m，富水性较弱。其含水组自上而下富水性渐弱，单位涌水量0.942～0.031L/s·m，渗透系数3.481～0.0835m/d，水质类型均属SO4·HCO3K+Na型，矿化度2.5～2.6g/L。

在2008年10月份，三煤三水平首采面21071工作面推进到400米左右遇到一个落差8米的断层，在顶板垮落过程中导通砂岩裂隙含水层出水，刚开始出水量约150m3/h,24小时内水量增加到最大350m3/h，由于没有充分预计最大水量和增加的如此迅速，排水系统不能满足要求一度造成采面停产半月；2011年三煤四水平在开掘过程中煤巷道顶板淋水较大，开掘迎头20米范围最大淋水超过30m3/h，在构造发育地带达到50m3/h，单头涌水总量超过100m3/h，工人每天冒淋水做业不仅给施工带来了不便还对职工身体健康有害，水顺皮带拉入煤仓也会出现窜仓事故给安全埋下隐患。

顶板水涌出的影响因素是多方面的，不仅与含水层本身的水体类型、特征、赋存条件有关，而且还与煤层顶板隔水岩层的水文地质条件、地层结构及采矿条件有关。主要影响因素为：导水裂隙带高度、顶板隔水层强度、上覆含水层富水性、水压及构造发育情况等。在一定的地质条件下，影响因素中的顶板隔水层强度、含水层富水性、地质构造情况是不可变的，只有降低导水裂隙带高度，降低含水层水压两个方面来减小开采时的涌水量，因此导水裂隙带高度的探查及水压检测对控制涌水量十分重要。由于导水裂隙带高度在一定的开采条件和地质条件下相对稳定，因此对顶板砂岩水的防治措施主要是通过降低含水层水压，采用采前疏降的方式，才可以有效的降低在开采过程中的涌水量。

我们采取以疏干为主的防治水方案，三煤采面在形成系统时对在回采前在顶板淋水集中地段和开掘迎头超前施工顶板疏放水钻孔（如图1、图2），钻孔直接打穿砂岩形成一个导水通道，使砂岩中的水大部分直接通过钻孔流入巷道，钻孔单孔的最大疏水量超过50立方米/每小时，大大减少了开掘巷道顶板的淋水量，开掘迎头10米范围最大淋水也减到10立方米/每小时以内，截止到目前人工疏放水量约30万立方米，大大改善了职工的做业环境，加快了施工进度，在一定程度上排除了安全隐患。

为解决砂岩裂隙含水层对生产和安全的影响，针对顶板砂岩水以净储量为主，补给性弱、易疏干的特点，开掘工作面我们采取钻孔超前疏放的措施，采面我们采取“先探后放”的方法。先探是指利用物探方法探测顶板砂岩含水层的富水区域和富水特征；后放是指利用疏水孔、疏水巷道等对富水区进行砂岩水的疏放，降低水位，排除对工作面的威胁。疏水钻孔布置在工作面上巷，孔斜沿煤层倾向，与煤层夹角为50～60°，具体疏放方法和工艺应另行设计。若对某些采面钻孔疏放达不到疏干效果应考虑建立疏水巷，同时由于导水裂隙和工作面的夹角变化很大，存在着裂隙连通不良的现象，为了使疏干的效果更好，建议采用预疏干和采动疏干相结合的方法。预疏干就是常规的疏干方法，采动疏干就是利用开采工作面的超前破裂进行疏干的方法。预疏干和采动疏干共用同一个钻孔，只是钻孔的钻进方向有特殊要求，即要求疏干钻孔的总体倾向和工作面的推进方向一致，如图3所示。无论采取哪种疏干方式，为了防止在回采期间采空区大面积积水瞬间涌出或积到工作面，我们在回采前施工专用泄水巷，保证采面采空区涌水能顺利流入水平水仓。

根据新庄矿井实际水文地质条件及充水因素分析，矿井加强了顶板砂岩水防治水工作，加大疏放力度，建立健全水量动态观测网，完善水文地质资料的收集整理及图纸、台帐的规范化管理等基础水文地质工作，强化水害预测预报管理工作，强化防治水人员专业技能，建立高效防治水技术队伍，确保了矿井的安全生产。

参考文献

[1]付民强,刘显云.东滩煤矿3煤顶板突水因素分析[A].中国煤炭学会矿井地质专业委员会、中国煤炭工业劳动保护科学技术学会水害防治专业委员会2005年学术交流会论文集[C].2005.

[2]刘小红,吴基文,孙本魁.断裂分形在煤层顶板岩体结构评价中的应用[A].纪念矿井地质专业委员会成立二十周年暨矿井地质发展战略学术研讨会专辑[C].2002.

顶板砂岩水篇3

煤矿的探放水管理工作, 以“预测预报, 掘采必探, 先探后掘, 先探后采”为指导原则, 从而对水害事故进行有效的遏制。采掘工作面在进行探放水设计时, 应严格执行相关的标准规范, 充分考虑防、堵、疏、排、截等方面的需求。在实施探放水工作前, 应对工作面区域内的水文地质资料、水源水压等情况进行充分的调研, 确定钻孔的准确位置、数量、分布及长度角度, 并进行有害气体检测。清理巷道、挖好排水沟, 在探水点附近对支护设施进行加固, 对探水设备进行检修, 制定探水时的安全退路并确保畅通。钻孔作业前准备关注应充分具体, 在打钻过程中关注钻孔中水压水量等变化情况, 防止机械伤人事故的发生。制定切实可行的应急预案, 将可能发生的事故损失降到最低[1]。

2 榆树泉煤矿及1013工作面概况

榆树泉煤矿境界包括原榆树沟、原榆树泉、榆树峰三个矿井及空白区, 整合后的井田走向长约6.79km, 倾斜宽1.79~2.61km, 面积12.2679km2, 整合技改后的矿井生产能力为90 t/a。井田总体为一宽缓的向斜构造 (捷斯德里克向斜) , 向斜轴近东西向展布, 向西逐渐跷起, 向东逐渐倾伏。井田内出露的地层由老至新有上三叠统黄山街组、下侏罗统塔里奇克组、阿合组和第四系。煤层火烧区分布广泛, 受煤层火烧垮落、烘烤的影响, 裂隙~极发育, 连通性好, 深度变化较大, 富水性极强, 矿井遇火烧区含水层时, 涌水量会骤然增大, 是未来煤矿开采的主要水患。

1013工作面位于矿井井田的西部, 范围包括地面向斜轴部疏干井以南220~240米的区域, 地势西高东低、起伏较小, 海拔高度差为36.5米。大气降水包括降雨、降雪是首采工作面充水的根本来源, 含水层由细砂、中砂、粗砂、砾石等组成, 厚度为0~37.02m, 砾石成分以火成岩、变质岩、石灰岩、砂岩为主。首采区范围钻探揭露第四系松散层厚度较小, 没有揭露第四系潜水含水层。采空区积水面积为59177.83m2, 火烧区积水总计:347.94万m3。工作面的下10煤层上部为下5煤层火烧区, 火烧区内积水较大。采用钻孔疏排水的方法进行排水, 能够疏放下5煤层火烧区积水。

3 探放水作业方案

3.1 总体设计

矿区揭露地层划分为5个含水层、4个隔水层, 而隔水层主要分布于塔里奇克组中段煤层顶板的泥岩、粉砂岩层, 层位较为稳定。开采的下10煤层首采工作面顶板存在3个含水层, 且有断层和裂隙。采用瞬变电磁法对首采工作面上方110米厚的地层进行赋水性探测, 以查明顶板富水区域, 并结合顶板富水区域与下5煤层火烧积水联通性情况, 对工作面顶板富水区域进行超前探放水钻孔布置。从而疏干顶板裂隙水, 减少工作面老顶垮落后顶板水的突然溃入[2]。

在工作面南部下10煤层的开采区域, 地面裂隙塌陷的最大影响范围可达30米, 下10煤层距离上部下5煤层火烧区的平均距离为110m。按照70°的塌陷角计算, 下10煤层开采影响到下5煤层的范围为40米。设计钻孔终孔的位置, 应以跨过塌陷影响线为原则。在+1653m运输巷位置, 对上部火烧区进行探放水工作, 终孔的位置应以塌陷影响线为界外推10米[3]。

3.2 探放水钻孔布置

在1013工作面运输巷、回风巷的适合位置对上部富水区设计钻孔进行探放水工作, 采用28个钻孔的设计, 预计工程量为3920米。其中, 钻孔平距为70~106m, 垂距为90~120m, 孔深为114~156.2m, 仰角为49~53°, 范围角为65~308°。由于工作面+1653m水平运输巷的下5煤层火烧区位置低、易积水, 共设计疏放水钻孔12个, 钻孔总长度1813m。钻孔参数如下, 钻孔平距为84~103m, 垂距为110~120m, 孔深为138.4~158.1m, 仰角为50~54°, 范围角为15~335°。

在工作面的南部, 由于+1720m上部为采空区, 形成积水的可能性较大, 应对积水进行探放。沿+1706m回风顺槽, 向采空区方向进行钻孔疏放水。自切眼开始顺煤层施工, 以400m为间隔布置钻孔, 每个钻孔深度为35m, 6个钻孔共计210m。开孔采用Ф146mm钻头钻进, 深度为6.5m。下入Ф127mm套管6m, 经封孔打压合格后, 根据岩石的完整性, 采用Ф108mm钻头钻进15~20m。下入二级套管15~20m, 用水泥封孔并打压合格后, 采用Ф73mm钻头钻进。对于水文观测孔, 应钻进至火烧区底部5~10m见水后, 改用Ф50mm钻头将火烧区钻透。

4 探放效果分析

工程实施后, +1653m运输巷排水系统的排水能力达到8832m3/d, 与之前的涌水量4800m3/d, 增加了4032m3/d。工程实施后的两个月内, 地面共计抽排水397946m3, 井下共计排水314485m3, 井上、下总计排水712431m3。在此期间, 火烧区水位平均下降了3.296m。在整个回采过程中, 没有出现工作面出水的现象, 探放水工作取得了良好的效果。对于保障煤矿的安全生产, 防止突水、透水事故的发生, 起到了积极地作用。避免了不必要的经济损失, 为煤矿的发展赢得了经济效益和社会效益。

摘要：探放水作业在煤矿生产中有着重要的地位和作用, 文章阐述了工作面探放水钻孔作业的原则, 介绍了榆树泉煤矿及1013工作面的概况, 以及探放水方案的设计和细节, 并对实施效果进行了分析评价。

关键词：工作面,探放水,钻孔作业,效果分析

参考文献

[1]严克礼, 宋正宇.7113工作面探放顶板砂岩水钻孔技术分析[J].山东煤炭科技, 2009 (02) .

[2]史先志, 严克礼.工作面顶板探放水钻孔效果评价[J].能源技术与管理, 2007 (06) .

顶板砂岩水篇4

1 煤层顶板水疏放与工作面涌水量预测

1.1 煤层顶板水疏放

煤层顶板水疏放主要分为地表疏放、井下疏放和联合疏放3种基本方式[9]。由于地表疏放需要在地面构筑疏放水工程和设施, 消耗大量电力和使用流量大、扬程高的水泵[10], 因此, 在宁东煤田各矿井煤层顶板砂岩含水层超前预疏放主要采用井下疏放的方式。

井下疏放是通过在井下的巷道中向煤层顶板含水层中施工专门的钻孔, 利用地下水的自然重力或压力水头, 将含水层中的地下水疏放到井巷, 再通过矿井排水系统将疏放的水排至地表。

当顶板水疏放钻孔施工完毕时, 钻孔中的水量通常最大, 随着疏放时间的延长, 水量会呈现出逐渐减小的趋势, 最终会保持在一个稳定的水量不再减小或者会减小为0 (见图1) 。这主要是由于直罗组砂岩含水层渗透性较差, 疏放水初始主要是消耗含水层中的静储量, 随着含水层中静储量不断被疏放, 钻孔水量不断减小, 当疏放总水量达到一定值时, 钻孔水量趋于稳定, 这个稳定水量 (也称残余水量) 也就是疏放水钻孔影响半径外地下水的动态补给量, 这部分水量是不会随着疏放时间增加而减少的。从整个工作面疏放水钻孔总水量来看, 通常水量会随着钻孔数量增加而增大, 当钻孔全部施工完毕时, 水量又会随着砂岩含水层中静储量的不断消耗而减少, 最终维持在一个稳定水量 (见图2) 。

1.2 工作面涌水量预测

宁东煤田浅部煤层主要受到其顶板侏罗系直罗组砂岩含水层的威胁, 这一含水层主要特征为渗透系数小。当煤层回采产生的导水断裂带波及至此含水层时, 往往瞬间水量较大, 衰减速度快, 残余水量小, 主要原因是直罗组砂岩含水层以静储量为主, 动态补给量有限。以往对于以煤层顶板砂岩含水层为主要充水水源的工作面涌水量预测只考虑动态补给量, 而忽略了静储量, 通常会导致预测值与工作面实际涌水量差异较大。基于以上分析, 在预测受到直罗组砂岩含水层威胁的工作面涌水量时, 应该采取静储量与动态补给量联合预测的方法, 使预测结果更加符合实际情况。

1.2.1 静储量预测

静储量主要是指当煤层回采产生的导水断裂带范围内的含水层由于重力作用而释放出来的水量, 计算公式如下:

式中:Q静为含水层的静储量, m3/h;L为工作面走向长度, m;B为垮落区宽度, m;M为含水层厚度, m;μ为含水层的给水度。

1.2.2 动态补给量预测

动态补给量主要是指当煤层回采产生的导水断裂带周边含水层对采空区进行的补给量[11], 计算公式如下:

式中:Q动为含水层的动态补给量, m3/h;K为含水层的渗透系数, m/d;H为水头高度, m;R0为引用影响半径, m;r0为引用半径, m。

矿坑所在含水层假设为均质无限分布, 天然水位近似水平, 引用影响半径R0和引用半径r0可采用式 (3) 计算[12]:

式中:R为影响半径, m;S为含水层水位降深, m;F为待预测开采区面积, m2。

2 疏放水效果评价

由于宁东煤田浅部煤层顶板直罗组砂岩含水层为工作面的主要充水水源, 其涌水量主要以含水层静储量为主, 动态补给量较小, 当工作面回采前采取超前预疏放措施后, 如果钻孔疏放水总量小于含水层静储量, 同时钻孔残余水量大于含水层的动态补给量, 说明静储量还没有得到有效疏放, 需要延长疏放水时间或者局部增加疏放水钻孔;如果钻孔疏放水总量等于或大于含水层静储量, 并且钻孔残余水量等于或小于动态补给量, 说明含水层中的静储量已经得到了有效疏放, 钻孔的残余水量为含水层中的动态补给量, 即可认为工作面的疏放水效果良好, 达到了疏放水的目的。

3 实例分析

3.1 矿井及工作面概况

石槽村煤矿是宁东煤田鸳鸯湖矿区5对主力矿井之一, 其主采的2-2煤层主要受到其顶板侏罗系直罗组砂岩含水层的威胁, 含水层厚度为21.07~149.67 m, 平均厚度93.89 m, 渗透系数K=0.004~0.034 8 m/d。岩性主要为灰绿、蓝灰、灰褐色夹紫斑的中、细粒砂岩和粉砂岩, 夹少量的粗粒砂岩和泥岩, 局部含砾;砂岩的成熟度较低, 分选性差, 接触式胶结为主, 底部为一厚层灰白、黄褐或红色含砾石英长石粗砂岩, 俗称“七里镇”砂岩。

112202工作面为石槽村煤矿11采区南翼第一个回采工作面, 可采储量预计146.6万t, 工作面走向长1 355 m, 倾斜长285 m, 开采侏罗系中统延安组2-2煤层, 平均采高3.5 m, 采用走向长壁综采一次采全高, 全部垮落法控制顶板。为了避免工作面回采产生的导水断裂带将大量直罗组砂岩含水层中的水导入工作面, 实施了超前预疏放工程, 共施工9个钻场43个钻孔。

3.2 工作面涌水量预测

针对112202工作面的涌水量预测, 采用静储量和动态补给量联合预测的方法, 利用公式 (1) 预测工作面顶板直罗组砂岩含水层的静储量约为79.86万m3;利用公式 (2) 预测工作面顶板直罗组砂岩含水层的动态补给量约为196 m3/h。

3.3 钻孔疏放水总量与残余水量

石槽村煤矿自2012年2月17日至5月21日在112202工作面的切眼、机巷、辅运巷和风巷施工了顶板水疏放钻孔, 随着疏放水钻孔数目的不断增加, 疏放水总量逐渐增大, 4月16日达到了最大值490 m3/h, 此时所有钻孔已经施工完毕, 5月21日钻孔疏放水总量呈现出逐渐稳定的趋势 (见图2) , 钻孔残余水量约为183 m3/h, 所有钻孔疏放水总量约为82万m3。

3.4 疏放水效果评价

根据112202工作面涌水量预测结果, 工作面顶板直罗组砂岩含水层静储量约为79.86万m3, 含水层动态补给量约为196 m3/h。当所有疏放水钻孔水量趋于稳定时, 钻孔残余水量约为183 m3/h, 疏放总水量约为82万m3。从工作面涌水量预测数据及钻孔疏放水量观测数据来看, 钻孔疏放总水量已经接近含水层静储量, 基本上可以认为含水层静储量已经得到了有效疏放, 而钻孔残余水量也与动态补给量预测值相差无几, 说明当钻孔残余水量趋于稳定时, 这部分水量即为疏放水钻孔所影响的含水层范围外的地下水动态补给量, 这部分水量短时间是不会消耗完毕的。

基于以上分析, 可以认为112202工作面顶板直罗组砂岩含水层静储量已经基本疏放完毕, 钻孔残余水量即为含水层的动态补给量, 说明在112202工作面开展的顶板水疏放工程合理有效, 达到了对工作面涌水量“消峰平谷”的目的, 为工作面的安全回采提供了理论依据与数据支撑。

4 结语

1) 对于以煤层顶板砂岩含水层为主要充水水源的工作面, 涌水量预测可以采用静储量和动态补给量联合预测的方法, 预测结果符合客观实际情况。

2) 当疏放水钻孔总水量大于静储量预测值, 并且钻孔残余水量等于或者小于动态补给量时, 即可认为顶板水疏放效果良好, 达到了疏放水的目的;否则, 需要延长疏放水时间或适当加密疏放水钻孔。

3) 由于缺少钻孔水压观测数据, 未能结合水压来分析疏放水的效果, 建议未来工作面开展疏放水工程的同时, 在对钻孔水量进行观测时, 要重视观测钻孔水压数据, 以便更好地对疏放水效果作出科学合理的评价。

摘要：为了科学合理地评价煤层顶板砂岩含水层疏放水效果, 在工作面涌水量预测方面, 采用含水层静储量和动态补给量联合预测的方法, 结合钻孔疏放水总量和残余水量进行分析:当钻孔疏放水总量等于或大于含水层静储量, 且钻孔残余水量等于或小于含水层动态补给量时, 即可判断煤层顶板砂岩含水层疏放水效果良好。实例分析表明, 含水层静储量和动态补给量联合预测的结果与实际情况较为吻合, 并且当钻孔疏放水总量大于含水层静储量、钻孔残余水量小于含水层动态补给量时, 实现了工作面的安全回采。利用工作面涌水量预测结合钻孔疏放水观测资料的方法评价煤层顶板砂岩含水层疏放水效果科学合理, 可以应用到类似工作面采前的水文地质条件安全评价中。

关键词：砂岩含水层,疏放水总量,残余水量,静储量,动态补给量,效果评价

参考文献

[1]赵宝峰.灰色关联度在井下钻孔疏放水效果分析中的应用[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版, 2013, 32 (3) :289-292.

[2]高卫东.灰色局势决策方法在矿井突水水源判别中的应用[J].矿业安全与环保, 2007, 34 (6) :47-49.

[3]张文泉, 俞海玲.应用层次分析法确定矿井顶板涌水影响因素的权值[J].矿业安全与环保, 2006, 33 (2) :50-52.

[4]肖丹, 秦文贵, 邸志强.模糊故障树分析法及其在矿井水灾评价中的应用[J].矿业安全与环保, 2006, 33 (5) :43-45.

[5]李忠建, 魏久传, 郭建斌.运用突水系数法和模糊聚类法综合评价煤层底板突水危险性[J].矿业安全与环保, 2010, 37 (1) :24-27.

[6]毛明仓, 韩德品, 张维新.利用矿井直流电法探测技术防治顶板水害[J].矿业安全与环保, 2010, 37 (2) :64-66.

[7]国家煤矿安全监察局.煤矿防治水规定[S].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.

[8]刘洋, 王振荣, 牛建立.工作面涌水量预测方法的确定[J].矿业安全与环保, 2010, 37 (5) :29-30.

[9]虎维岳.矿山水害防治理论与方法[M].北京:煤炭工业出版社, 2005.

[10]李世峰, 金瞰昆, 刘素娟.矿井地质与矿井水文地质[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.

[11]庞渭舟, 刘维周.煤矿水文地质学[M].北京:煤炭工业出版社, 1980.

顶板砂岩水篇5

关键词：巨厚砂岩,支架选型,矿压显现规律

0引言

张集矿1413A工作面为巨厚砂岩直覆顶板工作面,是张集矿A组煤首采面。工作面回采过程中为避免支架被巨厚砂岩顶板压垮或压死,支架选型尤为重要。目前,对厚硬顶板的破断规律及控制技术研究成果较多。该工作面设计、使用了ZZ18000/30/65D型支架。

1工作面概况

1413A工作面位于张集矿西二采区,南侧为西二采区1煤系统巷道;东、西部相邻工作面尚未施工;北邻Fs886断层。工作面标高为-478.5m~-515m。工作面可采走向长1245m,面宽180.5m,可采储量197.83万t。

1.1煤层情况

煤层:黑色,块状,少量片状,裂隙发育,中上部裂隙充填黄铁矿;多亮煤条带,属半亮型煤,下部以暗煤为主。煤层厚度5.4~8.8m,平均7.1m;煤层倾角2~7°,平均4°。

1.2煤层顶板情况

老顶为中粒砂岩,浅灰~灰白色,含泥质包体,具水平层理,厚层~中厚层状,裂隙较为发育,局部为中粗砂岩或粗砂岩,与1煤顶直接接触,含水。老顶厚度17.0~28.5m,平均21.9m。

2支架选型理论计算

1413A工作面支架安装情况:中间架,ZZ18000/30/65D型,99架;过渡支架,ZZ18000/24/50D型,6架。四柱支撑掩护式液压支架工作阻力能达到18000 k N四柱支撑掩护式液压支架工作阻力能达到18000 k N,在国内还是首次。

2.1岩层结构法

支架的动载支护强度qz:

式中:H—对支架有直接影响的岩层厚度,14.84m

γ1—顶煤的容重,取14.4 k N/m3;

γ2—顶板岩石的容重,取25 k N/m3;

h1—最大顶煤厚度,取4.9m;

k—动载备用系数,取1.75(Ⅱ级以上老顶一般取1.5~2.0)。

支架工作阻力F:

式中:Lk—梁端距,0.46m;

LD—顶梁长度,5.8m;

B—支架中心距,1.75m;

ηs—支架的支护效率,75%。

∴所选支架的工作阻力符合要求。

2.2依支架支护强度确定支架工作阻力F

式中:Wz—支架支护强度,1.44MPa;

S—支架支护面积,m2;

S=支架中心距×支架最大控顶距=10.4m2。

ZZ18000/30/65D型液压支架工作阻力F=18000 k N,支架支护强度为1.84 MPa。

∴所选支架的工作阻力符合要求。

2.3底板比压验算

工作面泥岩底板允许比压为8.35MPa,而支架设计底板比压平均值为3.21MPa,底板允许比压大于支架设计底板比压,故支架不会发生钻底现象。

3支架额定工作阻力与老顶岩层运动相互作用机理

研究表明,回采工作面液压支架工作阻力—顶板下沉曲线如图1所示。曲线分为两段:其中下段基本上呈“双曲线”规律变化,该段岩层的运动是能够被液压支架工作阻力控制的;而上半段则基本上呈“直线”规律变化,该段岩层的运动是不能够也是不可能由支架工作阻力控制的。

由图1可知,老顶岩块转动来压运动完成以后,形成以其前端下部端点O为圆心,分别以老顶岩块长度L和老顶岩块前端至采场支架后端之间的长度LC(简称来压步距)为半径的两个相似的同心扇形。AB为老顶岩块末端运动空间的高度,即老顶岩块末端的下沉量,用Sm表示。A′B′则是老顶岩块来压完成时在工作面上所形成的下沉量Sx,简称来压下沉量。

伴随工作面推进,当老顶岩块因自重对其前端的正力矩大于液压支架额定工作阻力对该老顶岩块前端的反力矩时,老顶岩块在力矩差的作用下,随即绕前端点产生转动下沉致使工作面来压,其来压时的力矩关系式如下:

式中Pre—沿工作面长度方向每米支架控制老顶岩块运动所具备额定工作阻力;

Q—沿工作面方向,每米老顶岩块的重力,Q=Lhγ(2)

L—老顶岩块长度,L取30m(强制老顶断裂距为30m);

h—老顶岩层厚度,取老顶平均厚度,h=21.9m;

γ—老顶岩层重力密度,γ=2.5t/m3。

而当PreLx=QL/2时,就是支架所具备额定工作阻力控制老顶岩块使之因自重而不产生来压运动的极限平衡位置。可得到下式:

由相似三角形得:PreSx=QSm/2(3)

在老顶岩块运动参数(L、h、Sm)—定的条件下,则QSm为一常数,把它简称为老顶岩块运动常数,令其等于α,则

这就是当老顶岩块运动参数QSm为一常数时,支架控制采场上方老顶岩块运动所具备的额定工作阻力与老顶岩块来压完成时的下沉量之间关系的数学解析式。

按统计分析,来压下沉量Sx

式中η—顶板下沉系数,η一般在0.025~0.05,取η=0.05;

m—采高,取5.5m;

Lk—控顶距,取5m。

求得:Sx=1.375。

ZZ18000/30/65D型液压支架沿工作面长度方向每米支架控制老顶岩块运动所具备额定工作阻力P=18000/1.75=10286k N

∵P>Pre

∴所选支架的工作阻力符合要求。

4支架选型效果验证

工作面回采时间2015年5月19日~2016年1月23日,平均每天回采7刀,日产原煤9400吨。

4.1工作面初次来压支架压力显现情况

工作面初次来压前,面内基本没有发生片帮、掉顶现象;初次来压时15#、38#、45~46#、58~63#、67~69#、72~75#支架后柱安全阀开启,66#、74#支架前柱安全阀开启,安全阀开启值为39.7MPa。由工作面支架压力数据反映,工作面老顶来压时支架工作阻力增速比较快,并呈现一次或多次增阻现象,最大支架阻力达到41MPa,且一直处于高阻力工作状态。工作面推至轨顺退尺30.7m、运顺退尺29.5m时,工作面顶板初次来压。工作面初次来压步距为34.5~35.7m(含切眼宽度5m),平均来压步距为35.1m,支架动载系数为1.39~2.03。工作面初次来压期间,顶板先从机头逐步向机尾冒落,支架最大工作阻力在39.5MPa~41MPa。

4.2工作面周期来压支架压力显现情况

工作面正常回采期间,周期来压比较有规律,平均来压步距在15.0~16.0m。工作面周期来压时支架动载系数为1.02~1.79,工作面有部分支架安全阀开启。

4.3工作面停采期间支架压力显现情况

工作面11月3日夜班~8日中班停采,工作面在停采12小时后,工作面压力开始持续上升,工作面中部最先来压,接着工作面中上部开始来压,最后工作面中下部开始来压。

工作面停采5天后,工作面支架压力维持在高值,前柱压缩量平均120mm、后柱压缩量平均70mm。

工作面局部片帮范围加大,运输机底臌量达到50mm。

工作面于11月9日恢复生产,工作面恢复生产后当班采煤3刀,支架工作状况较为正常,工作面顶帮也没有出现大面积掉片现象。

5结论

1413A工作面初次来压、周期来压及停采期间,支架最大工作阻力超过41MPa,安全阀开启较多,且支架一直处于高工作阻力状态。工作面在持续高压情况下,能够稳步推进,证明该套ZZ18000/30/65D型支架可以满足工作面安全回采。实践证明1413A工作面选用ZZ18000/30/65D型支架可以有效控制巨厚砂岩顶板,为张集矿乃至淮南矿区A组煤巨厚砂岩顶板工作面支架选型提供依据,也证明了该套支架在国内首次使用取得成功。

参考文献

[1]陈贵,常聚才.朱仙庄矿10煤综采液压支架选型分析[J].煤矿机械,2011,32(1):23-24.

[2]王继林,袁永,屠世浩,李波.大采高综采采场顶板结构特征与支架合理承载[J].采矿与安全工程学报,2014(04):512-518.