含水煤层（精选6篇）
含水煤层 篇1
煤层气开采实际上是排水降压采气的过程, 该过程伴随许多地质效应, 影响煤层气井排采效果。这些地质过程可以分为三个方面, (1) 储层应力敏感, 包括自然裂缝闭合与支撑剂嵌入; (2) 颗粒运移, 包括吐砂和煤粉产出; (3) 相对渗透率效应, 即气、水两相渗透率相互抑制的问题, 包含气锁效应。煤层气井生产过程需要避免上述问题的发生, 排采控制是近些年研究的热点[1—6], 同时也是工程实际的难点。受煤层敏感性的制约, 排采不得不以远低于地层供液能力的排采强度排水, 极大制约了煤层气井的经济性。
高产水、弱含水的地质特征导致有些煤层气井存在产水量大, 排水周期长, 储层压力不能有效下降, 见气晚的问题[7]。这类煤层气井在许多煤层气区块都存在, 甚至在有的地区是一个普遍问题, 如柳林北部地区产水量一般在50~200 m3/d, 开发效果差[8—10]。
针对煤层气直井排采和煤层上部存在相邻或距离较近的含水层的地层结构, 提出一种新的排采方式———优先抽排煤层上部含水层水, 再对煤层排水采气;分析了新排采方式的原理, 适用性和优点;以柳林X1煤层气井为例, 研究了新排采方式停止含水层抽排阶段时的动液面高度和影响半径。
1 新排采方式
1.1 煤层气井排采机理
通常认为, 煤层气井排采的原理是通过抽排煤层水, 使储层压力降低, 并形成压降漏斗。当储层压力低于临界解吸压力时, 吸附于煤储层孔隙表面的甲烷开始解吸, 然后以扩散、渗流的方式, 经过裂隙运移到井筒。
但实际上许多煤层气井产水量远远大于煤层含水量, 煤层气井产出的水主要来自煤层顶板上方承压含水层[11—14]。这是由于煤层的顶底板多属于泥岩或粉砂质泥岩, 杨氏模量和煤岩相差不大, 水力压裂不仅压裂了煤层, 也会压裂顶底板而贯通煤层上下相邻的含水层[15—17]。当煤层顶板为灰岩含水层时, 上述问题更为显著, 如柳林区块8号煤层[18]。
1.2 新排采方式
煤层气井排采产出的水大部分来自上部承压含水层, 排采初期储层敏感性较强, 需要控制排采强度, 如果含水层补给能力较强时, 很难降低储层压力。为解决上述问题, 缩短初期排水周期, 避免储层敏感性, 提出一种新的排采方式。
该排采方式包含两个阶段, 第一阶段为含水层排水阶段, 对煤层上部承压含水层进行快速抽排;排水到一定程度, 且形成稳定的压降漏斗后, 关闭含水层, 打开煤层, 进入第二阶段。第二阶段为煤层排水采气阶段, 主要内容是对煤层进行压裂, 然后以常规的排采方式对煤层进行排采。
1.2.1 临界动液面高度
根据煤层气井排采原理, 第一阶段抽排含水层水的原则是, 保持井筒附近储层压力不小于临界解吸压力, 吸附甲烷不发生大量解吸。因此, 第一阶段的临界动液面高度 (相对目标煤层) hc可通过式 (1) 近似计算。
式 (1) 中, pcd为临界解吸压力 (MPa) ;dp/dh为静水压力梯度 (MPa/m) (0.98 MPa/100 m) 。
式 (2) 中, VL为兰氏体积 (m3/t) , pL为兰氏压力 (MPa) , V为实测含气量 (m3/t) 。
即动液面高度为hc时, 可以停止抽排含水层水, 进入第二阶段。工程实际中还需要根据具体的地层结构及地层供液能力, 对排采参数进行调整。
1.2.2 压降漏斗扩展距离
煤层气开发中, 压裂裂缝会延伸到上部含水层, 所以压降传递不仅发生在煤层中, 也发生在煤层上部含水层和含水层与煤层之间的地层。不同地层渗透性变化较大, 对于压降的传导能力也不同。压降传导能力可以通过影响半径反映。
1870年德国工程师A.Thiem提出影响半径为从抽水井到实际观测不到水位降深的点之间的总水平距离。工程实践中经常使用的承压含水层影响半径的Sichardt公式[19—21]。
式 (3) 中, R为影响半径 (m) ;sw为水位降深 (m) ;K为含水层的渗透系数 (m/d) 。
渗透系数又称水力传导系数。在各向同性介质中, 它定义为单位水力梯度下的单位流量, 表示流体通过孔隙骨架的难易程度, 与介质的渗透率和流体性质相关。
式 (4) 中, k为渗透率 (m2) ;γ为容重 (N/m3) (水的γ=9.8×103N/m3) ;μ为黏度 (Pa·s) 。
由于含水层渗透率远大于煤层, 因此对含水层排水和对煤层排水所形成的压降漏斗有很大差别。相对于煤层排水而言, 含水层排水时, 较小的降深即可获得更大的影响半径 (图1) 。
1.2.3 新排采方式优点
与常规排采方式相比, 新的排采方式能够有效避免储层敏感性问题中的后两类问题, 即颗粒运移和相对渗透率效应, (1) 新排采方式在第一阶段时, 煤储层内几乎没有气、水流动, 因此在该阶段内完全避免了排采初期的吐砂和煤粉产出问题; (2) 抽排含水层水是在不发生煤层气解吸的前提下进行的, 保证了压降漏斗在含水层内的充分扩展。不会出现传统排采方式中由于压降过快导制的井口处气体过早解吸, 降低水相渗透率, 发生气锁, 压降漏斗不能有效传递的现象。
由于煤储层敏感性较强, 常规的煤层气井排采需要严格控制排采强度。液面下降速度一般应小于10 m/d, 排水早期更可控制在5 m/d以下[6,10]。而新排采方式在抽排含水层水阶段基本不涉及储层敏感性问题, 对排水速度没有限制, 故新方案对于产水量较大, 产水周期长的煤层气井有更明显的优势, 工程实践阶段可以优先选择这类煤层气井进行试验。
1.2.4 新排采方案适用性
新的排采方式基于目标煤层上部存在含水层的地层结构, 包括煤层顶板为含水层和上部距离煤层较近的含水层两种情况。在我国, 煤层顶板以上往往紧邻含水的砂岩或灰岩含水层[12], 故新的排采方式可能有很大的应用前景。
以我国华北地区为例, 主采煤层主要为石炭-二叠系煤层, 上述两种地层结构普遍存在, 具有如下规律, (1) 太原组属海陆交互相沉积, 夹有多层石灰岩, 多层可采煤层的顶板为石灰岩, 部分地区由于距离奥灰较近, 且岩溶裂隙发育, 有强富水性; (2) 山西组、石盒子组主要以三角洲相与河流相沉积为主, 煤系地层由碎屑岩和煤层组成, 山西组以中、细粒碎屑岩为主, 石盒子组的粗砾碎屑岩增多, 煤层直接顶板由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、砂岩组成, 砂岩含水层往往呈条带状连续分布, 部分含水层距离下部煤层较近。一个典型的代表是柳林地区地层 (图2) 。柳林地区与煤层气直接相关的含水层为太原组灰岩岩溶裂隙含水层和山西组砂岩裂隙含水层, 其中太原组含水层组受岩溶及构造双重作用, 连通性好, 接受补给容易, 富水性较强, 作为8号煤层的直接顶板对其中煤层气的开采具有较大影响;山西组含水层组在构造作用下具节理和裂隙, 但发育不均匀, 与山西组煤层气的开采影响程度与开启性裂隙的分布有关[9,18]。
2 研究实例
柳林位于鄂尔多斯盆地东缘, 主要可采煤层为山西组3、4、5号煤层和太原组8、9、10号煤层, 该地区煤层气资源丰富, 是我国煤层气开发示范区之一。但煤层气开发产量一直较低, 面临的主要问题是煤层产水量差异大, 部分井排水降压困难, 尤其是涉及到8号煤层的井的产水量普遍较高。其原因是8号煤层的顶板为灰岩含水层, 水力压裂裂缝使两者相互沟通[18]。放弃8号煤层可以避免上述问题, 但8号煤层作为该区的主采煤层, 煤层气资源量未充分利用[9]。本文以柳林区块某煤层气井X1井为例, 探讨新排采方式中压降传递范围, 以及何时停止抽排含水层水。
柳林地区太原组灰岩含水层位于8号煤层上部 (包含8号煤层顶板) , 对煤层气井排采影响最大。故8号煤层与太原组灰岩含水层为本次研究的目的层。本组灰岩由L1~L5五层灰岩组成 (图3) , 平均厚度20.94 m, 最大分成厚度15 m[18], 相关参数见表1。
2.1 临界动液面高度与影响半径
根据公式 (2) 可以求的临界解吸压力pcd=1.10 MPa。根据式 (1) , 进一步求得hc=112.2 m;即该井如果采用新的排采方式, 在第一阶段可以快速排水, 使动液面可以从370.9 m快速下降到112.2 m, 水位降深258.7 m。
鄂尔多斯恒温带温度11.5℃, 深度约50 m, 地温梯度2.93℃/100 m[23], 据此计算X1井停止抽排含水层处地层温度约为23℃, 该温度下, 水的!=0.9358×10-3Pa·s。根据式 (4) 计算煤储层渗透系数K=1.77×10-3m/d。根据3.1节计算结果, 抽排含水层的最大压降Sw=258.7 m。再根据式 (1) 。如果不沟通上部含水层, 只抽排煤层水, 258.7 m降深在煤层内的影响半径Rc=108.8 m;而直接进行含水层排水, 该降深下, 含水层内的影响半径Ra=320.0 m。可见, 压降在含水层内传播的距离远大于煤储层, 抽排含水层水更利于压降漏斗扩展。
3 结论
(1) 提出一种新的排采方式, 该排采方式包含两个阶段, 第一阶段对煤层上部含水层进行排水, 第二阶段对煤层进行常规的压裂、排采;当井筒附近储层压力降至临界解吸压力时, 从第一阶段转入第二阶段。
(2) 新排采方式可以避免部分常规排采方式存在的问题, 包括吐砂、煤粉产出、气锁效应等;缩短了煤层气井排水周期。
(3) 新排采方式基于煤层上部存在承压含水层的地层结构, 包含煤层顶板为含水层和煤层上部存在距离较近的含水层两种情况;对高产水井有更明显的优势。
(4) 对于柳林X1煤层气井, 如果采用新排采方式, 第一阶段末的临界动液面高度为112.2 m, 水位降深为258.7 m, 压降漏斗的影响半径为320 m;如果没有沟通含水层, 仅对煤层排水, 该降深形成的压降漏斗的影响半径仅108.8 m。
摘要：针对煤储层敏感性高和高产水、弱含水的储层特征, 提出了一种新的排采方式, 取得如下认识:1新排采方式优先抽排煤层上部承压含水层水, 再进行煤层压裂、排采, 确定了停止抽排含水层水的动液面高度;2该排采方式避免了部分常规排采方式存在的问题, 包括吐砂、煤粉产出、气锁效应等, 缩短了煤层气井排水周期;3新排采方式基于煤层之上有承压含水层的地层结构, 对高产水井优势更大;4以柳林X1煤层气井为例, 计算了应用新排采方式时, 含水层排水阶段的临界动液面高度、降深和影响半径。
关键词：煤层气,排采,含水层,储层敏感性,高产水
含水煤层 篇2
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
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含水煤层 篇3
内蒙古牙克石五九煤炭 (集团) 有限责任公司白音查干煤矿位于内蒙古自治区呼伦贝尔市新巴尔虎左旗境内, 行政区划属新巴尔虎左旗管辖。矿井设计生产能力为1.20Mt/a, 采用立井开拓方式, 矿井可采煤层为2号煤层, 布置一个综合机械化采煤工作面, 工作面长度150m, 平均采高3.47m。
本井井田首采区 (2.86km2范围) 2号煤层顶板平均隔12m左右隔水层后为含水 (流沙) 层, 为避免采煤工作面回采后顶板垮落时, 引起水、流沙涌入工作面, 给人员及生产带来严重威胁, 需对上覆含水流砂层采取疏干措施。
1 2号煤层开采的导水裂隙带高度
随着2煤的开采, 地下水的压头逐渐降低, 弹性的释放, 地下水的排出, 使地下水由原来的静态已转变成动态, 疏干漏斗中心, 移向于矿井开采水平的最低处。导水裂隙带高度计算采用两种方法考虑:
(1) 参考中华人民共和国国家标准GB12719-91《矿区水文地质工程地质勘探规范》附录F, 冒落带、导水裂隙带最大高度计算经验公式, 该矿岩层为极软弱岩层, 计算导水裂隙带高度为19.66m～56.56m, 平均39.49m。
(2) 参考《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》本井煤层顶板岩性属于极软弱, 计算导水裂隙带高度为12.68m～18.36m, 平均为16.41m。
取上述两者最大值, 即《矿区水文地质工程勘探规范》计算结果19.66m～56.56m, 平均为39.49m, 为导水裂隙带高度判断依据。而2号煤层距煤层顶板砂岩、砂砾岩含水层底板距离为9.53m～30.88m, 而流沙层底板距离煤层顶板的距离一般为12m～39.87m, 平均为23.26m。二者一般均在导水裂隙带高度的范围内, 所以影响2号煤层开采的主要含水层为第三系孔隙承压水, 即煤层顶板流沙层、砂岩、砂砾岩含水层为矿井开采的主要充水因素。
煤层上覆含水层为第三系 (白垩系) 孔隙承压含水层。各含水层平均厚9.50m, 水头高大于29m。构成含水层的砂层黏土含量极少, 但又未成岩, 故含水层中的砂可随地下水的排泄一起流动, 成为流沙。
2 矿井涌水量
采用大井法和狭长水平坑道法对矿井涌水量分别计算:
2.1 大井法
本区地层倾角平缓, 一般小于10°, 采用大井法对矿井涌水量进行预计计算适宜, 其边界条件:
2号煤层:
北侧距首采区中心约600米为2号煤层含水层尖灭点, 为隔水边界;
西、北、东三侧煤层及顶板含水层扩展到勘探区以外视为无限边界。
流沙层:全区发育视为无限边界
立井井筒位置平均标高为679.96m。
先期开采地段2煤层 (+598m水平) , 基础数据见表2-1:
(1) 渗透系数:
计算结果:2煤层 KCP=0.0283m/d
流沙层 KCP=3.55m/d
(2) 水位标高: 2煤层 667.06m
流沙层 666.023m
(3) 含水层厚度:2煤层 m=3.94m
流沙层 m=5.57m
(采用首采区各孔数据平均值)
(4) 水位降低 (S) (基础数据如表2-1) :
S=水位标高 (m) -平均含水层底板标高 (m)
2煤含水层水位降低:
S=667.055-603.73=63.33m
流沙含水层水位降低:
S=666.023-631.55=34.48m
(5) 影响半径:采用承压含水层经验公式
2煤含水层:
R=10×63.33× (0.0283) 0.5≈106m
流沙含水层:
R=10×34.48× (3.55) 0.5≈649
(6) 大井半径:
首采区长约1027m, 宽约524m面积约0.522km2
(7) 引用半径:引用影响半径 (R0)
由影响半径 (R) 和大井半径 (r0) 之和确定。
2煤含水层: R0=418.77+106=524.77m
流沙含水层:R0=418.77+649=1067.77m
大井法矿井涌水量预算结果:
首采区一水平 (+515.30) 预计涌水量采用隔水边界附近承压转无压公式
式中: h=H-s=0
a-首采区至隔水边界的距离为50m
数据代入 (1) 得
2煤含水层: Q≈23m3/d
流沙含水层: Q≈1193m3/d
首采区一水平 (+586) 大井法预计矿井涌水量为1216 m3/d
2.2 狭长水平坑道法计算涌水量
(1) 参数选择按“设计”推荐采矿方法
先期开采地段设计巷道总长度为1411m。渗透系数、含水层厚度、引用影响半径、降深的取法同前“大井法”。
(2) 矿井涌水量预算结果及评述
公式采用狭长水平坑道承压转无压公式
Q=[BK (2S-M) M-h2]/R0
式中B-巷道长度 (m)
K-渗透系数 (m/d)
M-含水层厚度 (m)
S-降深 (m)
R-引用影响半径 (m)
结果:
2煤含水层: Q≈37m3/d
流沙含水层: Q≈1656m3/d
首采区一水平 (+586) 水平坑道法预算矿井涌水量为1693 m3/d
新井先期开采地段+586水平预计涌水量结果:
大井法稳定流1216m3/d 狭长水平坑道法稳定流1693m3/d
考虑建井设计需要, 矿井最大涌水量定为1693m3/d (71m3/h) , 正常涌水量为1455 m3/d (61m3/h) 。
3 疏放水工程
白音查干煤矿井下涌水主要来自煤层顶板各含水层, 这些含水层均为承压水含水层, 揭露或接触后很容易出现溃水、溃砂危险。根据《矿井水文地质规程》要求:煤层顶、底板有含水 (流) 砂层或岩溶含水层时需进行疏干开采试验。
对于处理煤层顶板水的办法, 只有堵和疏两种, 从目前看堵不具备条件, 含水层距离煤层顶板较近, 含水层发育面积及水头较大, 堵是堵不住的。而疏主要有两种途径:一种是提前疏放, 一种是采煤工作面回采顶板垮落自然涌水。自然涌水是指回采时通过冒裂带沟通煤层顶板含水层, 使含水层水通过工作面涌出。这种疏放水的好处是在非封闭水文单元情况下可以节省提前疏排水费用, 但对工作面排水能力和处理水的能力要求非常高, 要有足够的排水能力。白音查干煤矿首采区勘查程度仅达到详查, 水文勘探工作十分欠缺, 利用现有资料很难准确预计回采工作面的涌水量, 若首采工作面直接采用采空区自然涌水, 极有可能造成超限涌水、涌砂现象发生, 掩埋回采工作面, 致使工作面安全生产得不到保证, 带有很大的冒险性。工作面涌砂、涌水现象在本矿及扎赉诺尔的铁北矿均发生过。从生产实践来看, 单独采用工作面采空区自然涌水进行疏放水措施, 安全性得不到保证。
提前疏放水的方法, 就是利用巷道、残余工作面、地面钻孔或地面穿透钻孔、井下放水孔等方式, 把煤层顶板含水层的水提前放下来, 减小回采工作面溃砂、涌水的威胁, 从而改善工作面作业环境, 保证工作面安全回采。这种方法虽然初期投资较大, 但安全可靠, 从长远发展眼光看是经济可行的。
3.1 疏放水方法选择
疏放水可分成多种形式, 如矿井水疏放、工作面超前疏放水、疏水截流等。
矿井疏放水就是考虑矿井涌水量很大, 井下主排水设施不足以排出井下水量, 需要提前进行疏放水。根据计算本井矿井涌水量, 矿井排水设施能够满足排水需要, 故不需要采用矿井疏水方法。
采空区超前疏放水就是提前把采空区内的积水疏干, 本井首采区为单一煤层, 一是上方没有采空区, 二是原有的已采小窑距离首采工作面较远, 水平距离在450m以上, 由于本井煤层为沼泽相沉积, 沉积的非均质性较显著, 预计投产工作面采用采空区超前疏放效果不理想。在回采04、05、06、07四个工作面时, 根据观测资料, 再考虑是否需要预抽小窑积水。
工作面超前放水就是在工作面疏干钻孔, 回采前把工作面顶板上方含水层中的水疏放, 由于本井地层为陆相沉积, 岩性变相较大, 不均质性明显, 含水层渗透系数不大, 而且和回采相互干扰, 或者疏干时间过长或回采前疏干未达到要求, 所以此法不可行。
疏水截流放水是提前把危及工作面回采的水疏放出来, 把承压水降压, 疏水固沙、保证工作面回采不受流沙危害、少受水患影响。本井的首选即为疏水截流。
3.2 疏水截流方法选择
疏水截流方法主要有:地面抽水、井下放水、井上下联合疏干、巷道放水、地面帷幕注浆、地面穿透钻孔、工作面放水等。
(1) 地面抽水 (试验性疏干方案)
地面抽水就是由地面布置抽水钻孔, 抽排含水层水。这种方法的优点是地面施工方便, 可以根据需要选择孔径和配置水泵;缺点是对含水层的疏放情况不直观, 必须配置观测孔。
(2) 井下放水
井下放水就是在井下施工放水孔直达含水层, 通过钻孔直接放水。这种方法的优点是投资少, 疏放水可以疏导直流;缺点是放水孔的出水效果不能保证, 出现溃砂时处理不方便。此方法可作为首采工作面疏干的辅助方法或其他工作面根据补充地质资料后确定是否采用疏干降压的主要方法。此方法是铁北矿处理可采煤层上方的含水层证明行之有效的方法。
(3) 井上下联合疏干
该方法就是地面抽水和井下放水相结合, 在本井的首采工作面需要采用此种方法。其他工作面视情况采用。
(4) 巷道放水就是直接在含水层掘进巷道, 通过巷道进行疏放水, 这种方法疏放水效果直接明显, 但对掘进巷道要求高, 甚至掘不进去。本井围岩松散, 为三软地层, 围岩成巷难度大, 费用高, 巷道几乎无法接近承压水含水流砂层, 所以此法根本行不通。
(5) 地面帷幕注浆
混凝土帷幕法适用于冲积层中有泥沙、淤泥、卵石、砂砾等含水不稳定地层。但对于承压水水头较高的沙砾层及泥浆液严重漏失的极不稳定地层, 或施工技术水平的限制, 深度超过50m的地层不适合采用帷幕注浆法。
本井含水流砂层为承压水且水头较高, 不适合采用帷幕注浆法。
(6) 地面穿透式钻孔就是从地面布置钻孔, 超过含水层与井下巷道贯通, 由地面钻孔疏水, 井下进行排水。优点是比较适合多层间隔的含水层的疏放水;缺点是由于孔径较大, 如果突砂会给井下带来危险, 而且投资大, 最终需封闭钻孔。如果封闭不好、淤堵过滤管等, 处理时会给井下带来很大危险, 而且投资大, 此法不可采用。
(7) 工作面放水就是利用工作面回采期间形成的导水裂隙带揭露导通含水层, 而对其进行疏放水。优点是揭露面积大, 放水效果好, 不需增加额外投资;缺点是对回采工作面要求高, 容易威胁工作面安全生产。此法采用的前提条件是需对含水层的承压水进行疏水降压接近静压水或水量较小时采用。铁北矿工作面放水实践看效果最好, 其在新一采区右三片采用工作面放水成功进行了综采放顶煤采煤法。
(8) 采空区放水就是把采空区内积水排出来, 由于本井煤层倾角较小, 一般为1～6°, 属于近水平煤层, 由于煤层顶板较软, 顶板随着回采一般能及时垮落, 使积水堵在采空区内, 这部分积水对本区段工作面及下区段工作面构成威胁, 需要及时排出, 可采用埋管或打钻孔排出。
经过上述分析, 由于本矿井流沙层涌水量较小, 设计选择先进行井下放水疏水降压, 然后采用工作面放水方法进行疏放水。
3.3 疏水巷道布置
每个回采工作面布置三条顺槽, 分别为回风顺槽、运输顺槽和辅助顺槽 (作为排水巷道及下工作面的回风顺槽) , 其中回风顺槽和辅助顺槽作为疏水巷道。
3.4 疏水巷道放水孔的布置
投产工作面回采前应编制探放水设计。先期探放水应从开切眼开始, 按照50m的间距布置, 在疏水巷道内采用钻孔疏放水。钻孔采用孔径75mm, 钻杆直径为φ50mm, 钻机为MK-3型坑道钻机, 钻进方向为逆煤层倾向垂直于疏水巷道 (钻孔仰角45～60°) 。钻孔的控制高度为上部含水流砂层。预计单孔平均流量为15m3/s。根据渠道法计算的涌水量设计钻孔数量见表3-1。
注:同时放水的钻孔控制在20个以内。
放水孔是基于含水层在此方向上空间分布比较均一, 富水性比较一致条件设计的, 按疏水巷道的长度平均分配放水孔间距, 而实际上很难如此。因此, 施工放水孔时可在水量富集区段加密放水孔的布置, 缩小放水孔间距。在水量较小区段可以考虑适当加大放水孔间距。
任何疏水巷道应以该巷道汇水点的最大富余排水能力来控制钻孔的施工数量。
4 结论
本课题分析了流沙层的埋藏条件、流沙层的富水性, 根据批准矿井初步设计的井田开拓方式及巷道布置形式, 预计矿井首采区的涌水量并提出了试验性疏干方案。根据钻孔抽水试验综合成果确定, 首采区各工作面需要采用地面疏干和井下放水联合方法解决煤层上部第三系含水层 (含流沙层) 问题。
摘要：通过对流砂层的埋藏条件、富水性进行分析, 并对煤层开采导水裂缝带高度和矿井涌水量进行计算, 确定首采区煤层上覆含水流砂层所采取疏干措施。
含水煤层 篇4
关键词：煤层底板,含水层,注浆改造,推广应用
1 概况
1.1焦作矿区水害基本特征
焦作矿区位于华北煤田南端, 太行山南麓, 矿区北部出露约1800km2的奥陶系灰岩, 接受大气降雨补给, 奥灰岩溶水水量十分丰富, 北部山区奥灰岩溶水以平均12.7‰的水力坡度向南流至焦作矿区, 流量为14m3/s。目前焦煤集团共有17对生产矿井, 开采的主要是二叠系山西组二1煤, 煤层赋存稳定, 地质构造复杂, 矿井水文地质条件均为复杂型。充水水源主要为大气降水、老空水、顶板砂岩水和底板岩溶水, 导水通道以断层带、顶板冒裂带、底板破坏深度和底板岩溶水为主。煤层底板下距石炭系八灰20～40m、二灰70～80m、奥灰100～120m, 受矿区内发育的中小断层影响, 二灰水与奥灰水同源、同压, 若断层导水, 则可能造成奥灰突水淹井。
1.2焦作矿区煤层底板含水层简述
矿区主要可采煤层为二叠系 (P1) 山西组的二1煤层, 煤层底板含水层主要有石炭系 (C3) 薄层灰岩岩溶含水层;奥陶系 (O2) 巨厚层灰岩岩溶含水层。本区石炭系地层为石灰岩、砂岩、粉砂岩、页岩和煤层互层, 厚度为90～100m, 其中石灰岩9层, 总厚度20～40m, 占本地层厚度的30～50%;含水层以第二层灰岩 (简称“二灰”, L2) 和第八层灰岩 (简称“八灰”, L8) 为主, 厚度较大且分布稳定, 具有较强的充水作用, 是本矿区的主要充水含水层。
八灰厚度6～10m, 平均8m。距二1煤20～40m, 渗透系数K=1～15m/d, 静止水位标高+90m。八灰承压水通过断层破碎带等导水通道向二1煤采掘区突水, 是本矿区开采二1煤层的主要突水水源, 单点突水量40～120m3/min, 单位压力涌水量为3m3/min/kg/cm2。
二灰厚度4～21m, 平均12m, 岩溶发育, 富水性强。由于二灰离本区最主要的奥灰含水层很近, 一般为10～20m, 因此很容易与奥灰含水层沟通, 从而导致灾害性突水事故。
八灰及二灰的岩溶发育有以下特点:①在静水位活动带附近 (即标高60～90m) 岩溶发育。②岩溶发育程度随埋深的增大而减小。③岩溶发育受到本区各导水断层的控制, 在构造破碎带岩溶特别发育, 常发育有蜂窝状溶洞, 有些溶洞直径达到7～8m。
奥陶系地层为厚层状石灰岩、泥灰岩和白云质灰岩互层, 为煤系地层的基底, 距煤层底板100m左右, 厚度超过400m, 在太行山区大面积裸露, 直接接受大气降水及地表水的大量补给, 裂隙发育, 富水性强, 成为焦作矿区各含水层间接的强大补给水源。是本矿区的最主要含水层。
2 焦作矿区应用煤层底板注浆改造技术的必要性
焦作矿区主采二1煤层, 下距石炭系L8灰岩含水层仅20m左右, L8灰岩含水层又通过断层破碎带、导水裂隙与L2灰岩和奥陶系O2灰岩沟通, 具有水压高, 水量大的特点, 而且一旦发生突水, 轻则影响生产, 重则淹采区、甚至淹井, 焦作矿区历史上共发生17次突水淹井事故, 突水水源均是底板灰岩含水层, 极大地影响了企业的经济效益, 给矿井的安全生产造成了极其严重的影响。由于有大量的太行山区大气降水及地表水的补给, 疏水降压效果不明显, 而且要耗费巨额的排水电费, 因此, 我们果断决定在焦作矿区大力推广应用煤层底板含水层注浆改造技术, 让百年老矿区重新焕发生机。
3 煤层底板注浆改造技术的可行性
3.1煤层底板含水层注浆改造技术的发展
煤层底板含水层注浆改造技术起源于1984年, 经过近30年的不断实践、改进, 发展到目前, 利用地面注浆站通过多趟注浆管路同时对工作面进行大面积连续注浆, 而且又摸索出一套适合焦作矿区的技术参数, 经实践证明, 是切实可行的。
3.2注浆改造开采既可行又经济
焦作矿区属于山前冲击平原地区, 地表覆盖大面积的黏土层, 材料来源广, 成本低, 单价约30元/ m3, 在浆液中加入黏土, 不但可以降低注浆成本, 而且浆液流动性好, 扩散半径大, 注浆效果更好。
3.3物探技术在注浆改造技术成功应用
瞬变电磁、直流电法等先进的物探仪器在焦作矿区已经取得了显著的效果, 利用先进的物探仪器准确探测底板含水层的突水异常区, 对异常地区进行重点改造。另外, 工作面在改造结束以后, 还要进行物探验证, 与注浆前的物探成果进行对比, 确保工作面的安全回采。
综上所述, 我们认为可以在焦作矿区大力推广应用煤层底板含水层注浆改造技术。
4 应用效果
4.1赵固一矿11011、12011等工作面
赵固一矿为水文地质条件复杂型矿井, L8灰岩水压高达5MPa, 遇断层或导水裂隙极易发生恶性突水事故。在矿井基建期间, 东大巷掘进遇一条落差1.5m的小断层, 发生600 m3/h的突水, 几乎造成淹井事故。因此, 经经研究, 赵固一矿首采工作面11011必须进行底板含水层注浆改造经验证合格后方可进行回采。设计首先采用均匀布孔的原则, 另依据巷道掘进过程中实际揭露的地质资料以及物探资料所显示的异常区进行重点改造。工作面外围加固范围30m左右;底板注浆改造钻孔应尽量与主裂隙方向正交或斜交;浆液扩散半径按25～30m;断层带考虑平面和立体布孔, 要在垂直方向上加大加固深度, 防止断层深部导水;检查孔应布置在断层破碎带、水量大注浆量小的钻孔附近。该工作面底板注浆改造共投入资金近1000万元, 安全回采煤量150万吨, 没有发生突水事故, 取得了巨大的经济效益和安全效益。
继11011、11051等工作面进行了煤层底板含水层注浆改造实现了安全开采不突水后, 为了推进高产高效矿井的建设, 2010年集团公司决定在12011工作面进行首个大采高 (采高6m) 工作面综采试验, 必须保证工作面不突水。通过应用该技术并在实践中不断优化改进, 目前该工作面已接近回收阶段, 水量为30m3/h, 该矿2011年矿井产量首次突破500万t。
4.2中马村矿27011工作面
中马村矿的27011工作面在掘进过程中揭露小断层10余条, 最大落差达2.7m, 而且利用瞬变电磁、直流电法探测, 存在大范围的低阻异常区, 极有底板突水可能。因此对27011工作面也进行了底板含水层注浆改造, 而且根据物探结果, 重点对物探异常区和断层破碎带进行改造。回采期间也未发生大的突水, 安全采出煤炭70万t。
煤层底板含水层注浆改造技术目前在焦作矿区已经被广泛推广应用, 在应用过程工作中, 多次进行设计优化, 比如, 在条件许可的情况下加大注浆压力, 延伸底板改造深度, 增加注浆设备和注浆管路, 在井下建立注浆加压站, 改造后再进行物探验证等, 截至目前, 焦作矿区所有水文地质条件复杂矿井和受水害威胁的矿井都已经建立了地面注浆站, 像赵固一矿、二矿、古汉山矿、演马庄矿等还对原注浆站进行了改扩建, 最大可以同时用8趟注浆管路同时进行注浆。2011年, 焦作矿区煤炭产量已达1700万吨, 比注浆以前的350万吨翻了近5倍。
5结论
含水煤层 篇5
煤层瓦斯压力是一种重要的瓦斯参数, 准确测定煤层瓦斯压力对制定合理有效的矿井瓦斯防治方案与措施具有重要意义[1,2]。封孔测压是测定煤层瓦斯压力最常用的办法[3,4], 通常采用黏土、水泥砂浆、胶圈等材料封孔, 在煤 (岩) 层较稳定、构造不发育以及无水的地质条件下效果较好。在含水煤层或地质构造比较复杂的条件下进行封孔测压, 首先要进行堵水工作[5]。传统的水泥砂浆堵水凝结时间长, 容易收缩、析水干裂, 导致密闭性差, 压力损失严重。本文采用一种新型的速凝膨胀封孔剂, 并将其应用于某矿井高压注浆封孔工艺, 取得了良好效果。
1 新型速凝膨胀封孔剂
新型速凝膨胀封孔剂的主要成分为普通水泥, 添加不同比例的氧化钙膨胀剂、明矾石、铝氧熟料及其他辅助材料。该封孔剂具有不收缩、不干裂、凝结速度快、凝固后膨胀、封孔密闭性强、流动性强等优点, 能迅速渗入钻孔周边裂隙。对于岩层有小断层、裂隙带的地质条件, 特别是钻孔过含水层的情况, 其封堵裂隙效果明显。
2 矿井概况
淮北金石矿业有限责任公司天然焦矿位于淮北平原中部, 为石台煤矿深部分割出的井田。矿区南北走向长约4.9km, 东西倾向宽约0.75km, 南面和西面均与石台煤矿相连。矿井天然焦工业储量为2 200.69 Mt, 设计利用储量为2 045.80 Mt, 矿井设计可采储量为1 453.91 Mt, 其中一水平-460m以浅有448.12 Mt, -460m以深有1 005.79 Mt。矿井设计生产能力为0.45 Mt/a。该矿131采区和132采区受岩浆岩侵入影响, 煤质由石台煤矿的焦煤升高为天然焦, 从理论上讲, 煤与瓦斯突出危险性会变小;另一方面, 由于采深增大, 可能存在焦煤互层情况, 导致突出危险性增大。
3 高压注浆封孔工艺及流程
测压孔施工工序:开孔→下孔口管并固结→孔口管试压→钻进→观测孔内是否有水→高压注浆堵水 (有水则重复该工序) →无水→钻至煤层底板0.5m停钻→安装测压装置→封孔。测压钻孔孔径均为94mm。高压注浆封孔结构如图1所示。
4 现场应用
4.1 钻孔布置
在132采区左侧走向瓦斯参数测定巷, 同一钻场布置2个钻孔, 分别为左1-1、左1-2;在132采区左侧倾向瓦斯参数测定巷, 同一钻场布置2个钻孔, 分别为倾1-1、倾1-2。钻场布置均按照测压取煤样标准进行设计, 均满足试验要求。钻孔设计及施工参数见表1。
1-放水装置;2-储水器;3-压力表;4-4分返浆管;5-注浆泵;6-后堵头;7-注浆管;8-4分管接头;9-钻孔;10-速凝膨胀封孔剂浆液;11-4分管;12-高压胶管;13-4分三通返浆口;14-前堵头;15-集气花管;16-测压密室
4.2 封孔及测压流程
(1) 按照封孔工艺操作, 高压注浆压力为8 MPa, 为矿井下静水压力 (2 MPa) 的4倍。
(2) 钻孔施工过程掌控良好, 钻孔停钻12h未发现孔内渗水, 待取到煤样、完成解吸工作后进行封孔。
(3) 封孔材料选用新型速凝膨胀封孔剂。
(4) 完成封孔后, 采用肥皂水对测压套件的各个接头处进行漏气检测, 均未发现漏气跑气现象。
(5) 采用井下压风向测压室注入0.04 MPa空气 (氮气) , 实现主动测压。
(6) 每天观测1次压力表并记录, 直至压力变化在3d内小于0.015 MPa。
4.3 测压过程及结果
瓦斯压力测定根据《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》第8.4.4条的规定进行, 采用主动测压法测定, 测压开始时分别向钻孔注入一定量的氮气, 测压结果见表2。
对左1-1和倾1-1测压孔按照施工步骤进行1次施工就有效封堵住裂隙带且没有出现渗水现象, 注浆后12h左右就完成了凝固过程, 达到了测压要求。测压孔压力恢复曲线如图2所示。
左1-1和倾1-1测压孔采用新型速凝膨胀封孔剂进行封孔, 注浆凝固12h后进行扫孔, 粉屑干燥, 说明该材料堵水效果理想, 一次能够封堵成功, 不需要二次注浆封孔。为了达到测压目的, 再次进行注浆, 完成后测压结果见表2。
左1-2和倾1-2测压孔采用传统水泥砂浆封孔, 注浆封孔后进行扫孔, 粉屑成泥状, 说明第一次注浆没有解决渗水问题。进行二次注浆封堵凝固48h后, 该测压孔可能由于裂隙多、水量大, 仍然出现少量渗水现象, 堵水问题没有得到完全解决, 压力结果见表2。
4.4 结果分析
为验证煤层瓦斯压力测定结果的可靠性, 在测定煤层瓦斯压力的同时对测点钻孔取煤样, 测定煤层瓦斯含量、煤层瓦斯吸附常数、视密度及其孔隙率, 结果见表3。
GB/T 23250—2009《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》第5.2.3条规定, 在石门或岩石巷道采样时, 距煤层的垂直距离应视岩性决定, 但不得小于5m。所布置的测压孔距煤层的垂直距离为8m左右, 满足采样要求。另外, 解吸仪量管不漏气, 气路 (包括煤样罐排气孔、胶管等) 无堵塞, 对煤样罐进行了漏气检验, 结果为不漏气。
根据AQ 1026—2007《煤矿瓦斯抽采基本指标》中的煤层瓦斯含量与瓦斯压力换算公式, 可将井下实测的煤层瓦斯含量转换为煤层瓦斯压力。根据表3中的各个参数, 可间接计算出各个测压孔处的煤层绝对瓦斯压力, 结果见表4。
从表4可看出, 钻孔左1-1和倾1-1数据误差较小, 与井下主动测压法测定的瓦斯压力基本相同, 因此认为井下主动测压法测定该测压孔瓦斯压力比较可靠, 应为真实煤层瓦斯压力。该结果说明封孔质量达到测压要求, 新型速凝膨胀封孔剂封孔质量较可靠。钻孔左1-2和倾1-2采用传统水泥砂浆封孔, 间接计算压力误差较大, 说明传统水泥砂浆对于含水层封堵效果不理想。该结果进一步说明了该新型速凝膨胀封孔剂对于钻孔过裂隙带、含水层条件的封堵效果良好。
5 结语
(1) 新型速凝膨胀封孔剂在煤矿现场的应用表明, 该封孔剂封孔操作简单, 安全可靠, 初凝时间可以控制, 凝固速度快, 12h左右即可完全凝固, 较传统封孔材料36h的凝固时间有很大改善, 大大缩短了施工周期, 测压结果可靠。
(2) 新型速凝膨胀封孔剂具有膨胀性, 在膨胀应力的作用下能很好地密封钻孔周边松散煤体和裂隙, 堵水效果很好。
摘要：针对传统封孔材料在含水煤层钻孔经过裂隙带情况下应用时凝结时间长且容易收缩、干裂而导致密闭性差等问题, 提出了一种在传统水泥浆基础上加以改进的新型封孔剂, 并将其应用于某矿井高压注浆封孔工艺。应用结果表明, 该新型封孔剂的凝固时间约为12h;采用该新型封孔剂封孔时煤层瓦斯压力测定结果较传统封孔材料可靠, 且堵水效果更好。
关键词：含水煤层,裂隙带,瓦斯压力测定,封孔,封孔剂
参考文献
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含水煤层 篇6
1 矿井松散层底部含水层富水性特征的分析评价及研究
新生界松散层底部含水层是矿井开采薄基岩浅部煤层的主要充水水源之一, 松散含水砂砾层尤其是松散层下部的底部含水砂砾层, 同矿井开采关系密切。
1.1 厚松散含水层结构特征。
松散层从垂向上均存在含、隔水层组相间的多层复合结构, 其中三隔的厚度一般均大于60m且分布稳定, 基本阻隔了下部含水层与上部含水层之间的水力联系。深厚松散层岩性的平面分布特征主要表现为区域内的类似性和局部地段内的差异性。所谓区域内的类似性, 是指在井田大面积范围内深厚松散层岩性具有类似、稳定的结构, 各含、隔水层有类似的结构, 并且岩层由类似的矿物成份构成具有较好的类似性。井田范围内具有相同的“四含三隔”结构, 其中, 分布稳定的“三隔”粘土层以蒙脱石、伊利石矿物成份为主, 具有良好的阻隔水特性。局部地段内的差异性, 是指在具体采区范围内与开采有关的含、隔水层岩性、厚度变化大, 性质差异明显。例如, 五沟矿主、副井间距小于40m, 其“四含”底部砂砾层在主井处厚度为23.4m, 砾石的粒径较大, 而在副井处仅为13.6m, , 粒径较细 (图1) ;“四含”的富水性具有明显的平面分带性。
1.2 底含的沉积结构特征与富水性评价。
对五沟煤矿补1～补4孔和水文对比孔的四含土样进行的渗透实验, 渗透系数为0.346～1.9 m/d。测试结果表明, 粗粒含量越高, 渗透系数越大, 水稳定性较差。实验资料表明:松散层中的底部含水层, 平均厚度为32m, 渗透系数K=0.0066～3.282m/d, 单位涌水量q=0.00684～0.71L/s.m, 含粘量较高, 呈固结～半固结状态, 流动性较差, 富水性弱～中等, 迳流补给条件不畅, 为封闭～半封闭型复合性水体, 地下水以静储量为主, 在垂向和水平方向的补给缓慢, 为浅部煤层安全开采和采用采动裂隙疏放“底含”水提供了良好的条件和内在保证。 (见表1)
2 基岩风化带的工程地质特性研究
2.1 基岩风化带的分布规律。
井田内各区域基岩风化程度存在较大差异。五沟煤矿北部基岩风化深度约为4.5m～45.6m, 一般风化深度约为15m～25m, 平均约为22m, 煤层露头风化深度较深, 盆地中心地段则风化深度较浅;井田南部基岩风化深度多为5m～20m, 平均约为18m, 部分地段的基岩强风化带深度为7m～15m。在风化岩层中, 风化砂岩、粉砂岩和泥岩的裂隙较发育, 铁锰质充填, 质变软, 风化泥岩、粉砂岩泥化率较高, 砂岩粘土矿物含量占60～75%, 以石英、长石为主, 长石大部分已高岭土及蒙脱石化;风化砂岩比泥岩透水性稍强。
2.2 基岩风化带的工程地质特性。
通过对基岩风化带的结构、物质组成、物理、力学性质的分析研究, 发现其在剖面和区域上的变化规律如下:a.基岩风化带的分布特征在剖面上有明显的规律性, 如氧化物含量、孔隙比、饱和含水量、抗压强度、岩层的渗流特征都可以作为风氧化带风化程度的特征值。b.风化带岩石的结构以粗颗粒为主, 各类原生矿物, 除石英外, 均已风化为高岭石, 抗压强度大幅度降低, 塑性变形能力明显增强, 具有良好阻隔水性能。c.风化岩层受风化影响, 强度大幅度降低, 矿物成份发生了严重的变异, 粘土矿物成份含量急剧增加, 塑性变形能力显著增强, 储导水能力降低, 突水溃砂能力减弱。在开采扰动下, 膨胀性能进一步增强, 再生隔水性能良好, 具有阻隔裂隙发展和防止底含水下渗的双重作用, 为高水压作用下薄基岩浅部煤层的安全开采提供了良好的条件。d.基岩风化带岩层具有孔隙率高、含水量大、强度低、胶结程度差, 水稳定性差, 失水后, 孔隙率降低强度逐渐增强是厚含水松散层下薄基岩浅部煤层煤岩柱留设方式选择的重要依据。
3 薄基岩浅部煤层覆岩破坏移动演化规律研究
覆岩破坏规律的观测研究, 是合理确定安全煤柱尺寸的关键。采用了多种测试方法及手段对主采煤层的覆岩破坏特征等进行了系统观测研究。此外, 还通过室内相似材料模拟实验及计算机数值模拟计算分析等, 对试验研究矿区的覆岩破坏规律进行了理论上的深入研究。
3.1 相似材料模拟试验研究。
依据《五沟煤矿含水层下开采煤岩柱合理留设研究》, 南一采区在采高为3.8m的条件下, 综采工作面两带发育规律模拟成果如表2。
3.2 数值模拟研究。
根据数值模拟结果以及煤层顶板覆岩采动后的不同破坏程度, 将煤层覆岩自上而下划分为五个变形破坏区域:未破坏区 (即弹性区) 、塑性变形破坏区、拉张裂隙区、拉张破坏区、局部拉张区。通过FLAC3D程序模拟计算, 根据塑性条。件、破坏准则、位移及应力判别, 确定出冒落带和导水裂缝带的高度, 如表3。
3.3 薄基岩浅部煤层覆岩破坏移动演化规律的实测研究。
本项目的覆岩破坏观测除采用传统的钻孔冲洗液法外, 还试验了彩色钻孔电视法、钻孔数字超声成象法、钻孔声速法和数字测井法等新的方法。通过多种方法的综合运用, 保证了覆岩破坏观测资料的可靠性。
根据南一采区施工的4个两带孔, 通过钻孔水位和冲洗液消耗量观测, 获得五沟煤矿实测冒落带高度和导水裂缝带发育高度 (见表4) 。由实测资料可知:大采高综采工作面开采后, 冒落带高度为9.14～16.4m, 为采厚的2.40～4.69倍, 导水裂缝带高度为25.79～38.65m, 是采厚的7.37～11.6倍。研究表明, 开采上限提高越高, 冒落带和导水裂隙带发育高度相应降低。
4 含水层下簿基岩浅部煤层控水开采煤岩柱质量性能评价
4.1 岩体力学强度测试结果与分析。
4.1.1 WQCE-1型围岩触探仪的测试结果。五沟矿补5水文采前对比孔浅部, 距“底含”底面 (0～20.0m) 范围内, 岩体风化现象较为严重, 岩石的强度和硬度大幅度的降低, 强风化带岩石一般呈土黄色、褐黄色, 岩芯破碎, 裂隙发育, 水浸蚀现象严重。泥岩风化严重时呈高岭土状, 砂岩风化严重时呈疏松状。弱风化带岩石裂隙发育, 岩芯破碎。风化带岩石RQD值一般在0～50%左右。采用点荷载仪对五沟煤矿浅部煤层工作面开采区域浅部顶板岩层进行了现场测试:泥岩的平均抗压强度为4.1Mpa, 砂岩类的平均抗压强度为11.6Mpa。研究表明:厚松散含水层下浅部煤层工作面顶板邻近底部含水层的浅埋岩层应属于软弱岩层。4.1.2岩块强度室内试验结果与分析。在五沟煤矿浅部煤层综采工作面检查探测孔中取具有代表性的岩样30块, 采用RMT-150刚性压力机, 进行了室内抗压及抗拉强度试验, 试验得出薄基岩浅部煤层开采的强度特征具有如下规律:a.不同类型岩石的抗压强度不同, 粗砂岩的抗压强度最大, 泥岩的抗压强度较小;试样浸水后其抗压强度均有所降低。b.不同岩石的抗拉强度不同, 砂岩的抗拉强度较大;岩样浸水后的抗拉强度明显降低, 但不同岩性降低程度不同。
4.2 岩石干燥饱和吸水率和浸水试验结果及分析。
为了研究试验矿井工作面上覆岩层、尤其是基岩风化带的含、隔水性及其再生隔水能力, 在五沟煤矿水文长观孔中共取了114组岩样进行岩石的水理性质试验, 结果统计分析如表5。4.2.1无论岩性如何, 未风化的岩石干燥饱和吸水率小于12%, 其崩解类型为不变性及微开裂型, 并且随着岩石的含泥量减小, 干燥饱和吸水率也减小。4.2.2随着风化程度的加深, 岩石的干燥饱和吸水率逐渐增大, 这说明岩石风化后吸水量增大, 膨胀性能增强。4.2.3风化岩石的干燥样品浸水后主要呈碎裂型, 严重风化的泥岩及泥质胶结的砂岩浸水后呈泥化型, 即处于风化带内岩石具有较好的隔水性及再生隔水性。
4.3 岩石矿物微观分析。
为了研究厚含水松散层下薄基岩浅部煤层风化岩石的隔水性能, 评价防护煤岩柱的质量, 在补5水文采前对比孔孔中取了8个样品, 分别采用X光衍射及电镜扫描对岩石的组份及微组份进行了分析, 如表6。分析结果表明:a.上覆岩层质地均匀、致密、细腻, 干燥时较为软弱。岩石类型主要为砂质粉砂岩;高岭石、长石质中砂岩, 这些岩石中碎屑矿物含量比一般砂岩小, 粘土矿物含量较大。b.岩石中的碎屑矿物主要为石英、钾长石及斜长石, 碎屑粒度较细。岩石中的矿物碎屑间充填的粘土矿物较多, 碎屑间相互接触, 形成了岩石的基底式泥质胶结形式。c.岩石中粘土矿物主要为蒙脱石、高岭石等, 这些矿物颗粒极细, 颗粒多为细鳞片晶体集合体。这些粘土矿物具有吸水性强、吸水后体积膨胀的特性。d.岩石的显微结构多为泥质及粉砂泥质结构, 岩石遇水后垂直与平行层理方向膨胀量都较小。e.岩石中未见易溶于水的矿物、裂隙不发育并且微孔洞也不太发育。f.试验研究结果表明:主采煤层顶板尤其是基岩风化带覆岩岩层的阻水能力和再生隔水能力均较强。
5 厚松散含水层下薄基岩浅部煤层控水开采关键技术及应用
在水体下开采工作中, 为使矿井实现安全、合理生产, 必须认真优化安全开采方案和煤岩柱留设方法, 正确、合理地选定安全煤岩柱高度和回采上限。
5.1 控水开采煤岩柱合理留设的优化与选定。
结合本矿厚松散层底含的沉积结构与富水特征:富水性弱～中等, 渗透性较差, 迳流补给不畅, 含水层内粘土含量较高, 呈固结～半固结状态, 流动性较差;风化岩体工程地质特性:胶结程度较差, 水砂流动性好, 孔隙率高, 饱和含水量大, 强度低, 自身承载能力弱, 水稳定性差, 容易失稳, 以及失水后强度逐渐增强, 阻隔水性能极好的特点;主采煤层倾角较缓, 便于采用上行开采布置, 顶板覆岩类型为下硬上软, 经分析实验, 优化比较, 确定厚松散含水层下薄基岩浅部煤层安全开采, 煤岩柱留设方式为先采用留设防水煤岩柱、后采用留设防砂煤岩柱最后再留设防塌煤岩柱的留设新模式。其思路为利用留设防水煤岩柱开采顶板容易控制, 开采后所产生的采动裂隙疏放煤系地层砂岩裂隙水和风化裂隙水, 切断煤系砂岩水与底含水的联系, 降低风化岩体的孔隙率, 减少风化软弱岩体的失稳机理, 提高顶板岩层的自身承载能力;利用防砂煤柱开采所产生的采动裂隙疏放厚松散含水层底含水和底部含水层的水砂流动性, 降低底含水的水头压力, 提高缩小防护煤柱开采的安全可靠性。
5.2 在五沟煤矿的应用
五沟煤矿与安徽建筑工业学院合作, 于2007.12～2010.5在矿井南一采区合作开展了“1016、1017和1012工作面缩小防水煤柱开采试验研究”项目, 在试验试采过程中, 主要采取快速、匀速、连续推进, 加强工作面顶板管理, 预报与监测水情, 以及控制或减轻覆岩破坏程度等一系列切实可行的技术开采措施, 截至2010年12月底已有1016、1017、1012等3个提高回采上限工作面实现安全回采, 目前回采上限已提高到-280m, 共回收原设计防水煤柱压煤128.9万吨。
获得了含水层下薄基岩浅部煤层控水开采的丰富技术经验;为在其他类似条件矿区实现薄基岩浅部煤层控水开采, 提供了充分的实践和技术理论依据。
摘要：研究了厚松散层底部含水层的分级细化标准、径流、补给、排泄条件及水稳定性、薄基岩风化软弱岩层的岩石属性、工程变异特征和薄基岩浅部煤层开采覆岩破坏移动演化规律与关键调控技术, 揭示了薄基岩浅部煤层开采覆岩破坏移动的新特点与控水开采机理;首次系统地提出了采用采动裂隙疏放煤系砂岩裂隙水、风化裂隙水和底含水;煤水分流的设计新理念;加大开采高度, 护-让结合的软弱顶板调控新技术;物探精细化探测, 地质弱面预先加固的防治突水溃砂控水开采关键技术和安全防范措施, 实现了安全开采, 回收原设计防水煤柱128.9万吨, 延长了矿井服务年限。