承压水上开采

2024-10-09

承压水上开采(精选5篇)

承压水上开采 篇1

0 引言

我国许多煤田的水文地质条件十分复杂, 在煤层开采过程中受到多种水体的威胁, 煤矿防治水问题是煤矿生产及科研中的一大技术难题。据初步统计, 全国重点煤矿中受水威胁的矿井占47.5%, 受水害威胁的储量达250亿t。从近年的开采情况看, 每年采出受水害威胁的煤炭还不到总储量的10%。因此, 如果不能解放这些受水害威胁的煤炭储量, 不仅影响煤矿的产量, 而且一些老矿井还有被迫提前关井的危险。

防水煤柱的合理留设, 是带压开采至关重要的一个环节, 采矿实践证实, 绝大多数突水都发源于地质构造, 尤其是特大型突水。合理留设防水煤柱是防止构造突水的重要措施。本文在柳泉矿7煤实际情况的基础上通过FLAC模拟与理论计算相结合的方法, 提出了确定煤柱临界宽度的公式。

1 工作面概况

柳泉矿7煤在0~02勘探线之间, -80~-260 m段由原景山煤矿回采过, 煤厚为1.5~0.6 m之间, 煤层倾角为60°~70°, 回采期间煤层稳定, 未见断层, 未发现煤层变薄不可采现象, 顶底板均为砂岩, 坚硬, 顶板稳定, 回采巷道支护为木支护, 无冲击地压现象, 工作面走向长300 m左右, 回采巷道维修量不大, 工作面回采过程中没有发现滴淋水现象。

2 模型的建立与FLAC模拟

煤炭开采过程中, 当工作面前方遇有断层时, 如何确定防水煤柱的临界宽度, 根据柳泉矿现71采区揭露断层统计数据, 假设遇有倾角为60°、落差为35 m正断层时, 分析不同工作面长度下, 底板破坏深度以及相应的防水煤柱临界宽度。

为确定柳泉矿71采区的地质情况, 根据现有的水文地质资料及7、9煤的顶底板力学性质, 采用固流耦合模型, 分析在距7煤底板90 m处存有承压水的情况下, 水的渗流与工作面开采的耦合关系。

模型共划分19 050个单元, 反映出实际尺寸宽和高各为250 m和180 m。模型上边界加1.2 MPa垂直压应力以模拟实际采深的地应力, 左右边界以一定的应力梯度加3.0 MPa的水平应力, 以模拟遇有大断层时的水平应力。在距7煤底板90 m位置以一定应力梯度加6.5 MPa的水压力, 断层物理参数如表1所示。

留20 m保护煤柱时, 采场及断层处水压及应力云图如图1所示。

数值模拟分析表明, 7煤下伏的承压水由于断层破碎带的存在, 至使断层活化。承压水一方面通过其顶板岩层向7煤渗透, 但距7煤底板19 m位置存有隔水层, 有效的阻止了水头进一步上升;另一方面由于承压水压力较大, 使断层成为导水断层, 断层处的水头明显高于其它位置, 且穿过隔水层向两侧扩散。当所留煤柱为20 m时, 断层左侧扩散距离为11 m, 右侧为8 m, 距7煤底板17 m, 承压水沿断层破碎带及7煤开采对底板产生的破坏区, 进入工作面而导致突水。

3 理论计算与经验类比相结合法[1,2,3]

3.1 采场底板不突水条件

采场附近煤体上的支承压力往往超过其极限强度, 在煤壁附近形成非弹性区。按照弹塑性软化模型, 分别处于弹性、软化和流动的区域相应地称为弹性区、塑性区、破碎区, 如图2所示。

非弹性区包括塑性区及破坏区, 其范围xz为:

其中:

式中, f为岩层与顶底板间的摩擦系数;h为煤层厚度;φ为煤体的内摩擦角;σc*为单轴压缩时的残余强度;P为最大支承压力;Kmax为峰值应力集中系数;γ为上覆岩层的容重;H为煤层的采深;c为煤体的内聚力。

塑性区x2的范围为:

式中, M0为煤体塑性软化模量, 且M0=tanφ0, φ0为煤体塑性软化角;St为塑性区煤体应变梯度, 且St=tanα, α为塑性区煤层顶底板变形角之和。

破碎区x1范围为:

x1=xz-x2

断层突水的条件

如图3所示, 煤壁与断层距离为a, 高峰应力传播角为θ, 其与倾角为α的断层交于A点, z为交点距煤层底的深度。以A为顶点, 弹性区煤层长度x3为底的三角形面积S为:

整理得:

沿底板高峰应力线的倾向方向, 支承压力由峰状态向原始应力状态过渡, 相应地煤层底板由压缩状态向原岩状态过渡。受到支承压力峰值压缩的底板一旦遭到破坏, 支承压力峰值就会向深部移动, 即离煤壁更远, 相应地底板高峰应力线也向深部移动。因此, 未遭受支承压力峰值压缩的底板不会破坏, 从而在底板高峰应力线与断层之间的底板岩层仍具有原始的隔水性能。

沿底板高峰应力线的倾向相反的方向, 即向采空区方向, 支承压力由峰值状态向低应力状态过渡, 相应地煤层底板由压缩状态向膨胀状态过渡。因这部分的煤层底板都已遭受过支承压力峰值的破坏, 所以丧失原始的隔水性能, 有可能成为导水通道。

综上所述, 底板通过断层构成的突水通道产生突水的条件为:煤层开采造成的底板破坏深度h不小于底板高峰应力线与断层交点的深度z, 即

根据上面公式, 可得到采场断层防水煤柱留设宽度计算公式。根据采场底板不突水的条件有:

式中, h、θ、xz为煤柱设计的重要参数, xz可由公式 (1) 获得, θ为采场底板高峰应力线同岩层法线方向的夹角, 大量现场实测资料、相似材料模拟试验及有限元分析表明, θ值一般在21°~25°, h为矿山压力对采场破坏的深度。

3.2 煤柱留设尺寸的确定

如柳泉矿7煤开采过程中遇有35 m正断层, 根据现开采工艺条件及工作面布置方式, 具体参数如下:工作面采深为650 m, 斜长124 m, 煤层倾角15°, 断层倾角60°, 采高1.0 m, 非弹性区与采高比为6.5, 底板应力高峰线传播角为25°, 底板破坏深度为12 m, 将以上参数带入式 (6) 计算:

α=19 m

与数值模拟结果分析可知, 当工作面与断层留有20 m煤柱时, 达到最小防水保安煤柱, 与本方法确定的煤柱尺寸基本一致。

据此给出经验公式如下:

式中, H为煤层埋深, m;α为断层倾角, (°) ;f为普氏系数;L为工作面长度, m。

4 结论

根据理论分析, 得到采场断层防水煤柱留设宽度计算公式。据此给出采场底板不突水的条件:通过与数值模拟结果对比验正, 结合回归分析提出计算煤柱的经验公式。

参考文献

[1]桂和荣.防水煤 (岩) 柱合理留设的应力分析计算法[M].北京:煤炭工业出版社, 1997

[2]唐东旗, 吴基文, 李运成, 等.断裂带岩体工程地质力学特征及其对断层防水煤柱留设的影响[J].煤炭学报, 2006, 31 (4) :455-460

[3]尹尚先, 王尚旭.陷落柱防水煤柱留设对围岩变形影响的数值模拟[J].煤炭学报, 2006, 31 (2) :179-182

承压水上开采 篇2

1 赵固二矿区域水文地质特征

焦作煤田地处太行山复背斜隆起带南段东翼, 呈地堑、地垒、掀斜断块等组合形式, 以断裂构造为主。其中二1煤层顶板赋存有砂岩, 而且底板直接受太原组灰岩的水力威胁, 奥灰水作为基底提供太原组的水力补给来源, 且煤层各含水层的露头也成为大气降水的补给通道[2,3]。

井田范围内寒武系、奥陶系石灰岩岩溶裂隙发育, 为地下水提供了良好的储水空间和径流通道, 且在断裂带附近岩溶裂隙发育, 常常形成强富水、导水带, 如在煤田内形成的凤凰岭断层强径流带、朱村断层强径流带、方庄断层强径流带、马坊泉断层强径流带和百泉断层强径流带等, 成为焦作煤田内诸矿区、勘探区的补给边界 (图1) 。而且北部裸露区岩溶地下水, 也成为该地区煤层底板太原组和奥陶系的补给来源。

上述的水文地质条件, 决定了在赵固二矿煤层开采过程中, 受来自底板以下的L8灰岩、L2灰岩及O2灰岩的承压水威胁, 在局部盐溶地下水强径流带, 更有发生恶性突水事故的可能。

2 赵固二矿矿井突水成因分析

2.1 充水来源

(1) 奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层 (O2) 。由中厚层状石灰岩、泥质灰岩组成, 在古剥蚀面附近岩溶裂隙发育, 区域内最大厚度400 m以上, 稳定水位标高+82.00 m。距二1煤115 m, 正常情况不影响煤层开采, 而在断裂构造沟通的情况下对矿井威胁大。

(2) 太原组下部灰岩含水层。由L2、L3灰岩组成, 其中L2灰岩发育较好, 厚度13.84 m, 为富水性较强的含水层。上距二1煤层91.0 m, 正常情况对二1煤层没有影响, 而在断裂构造沟通的情况下对矿井威胁很大。

(3) 太原组上部灰岩含水层。主要由L9、L8、L7灰岩组成, 其中L8灰岩发育最好, L8含水层厚度8.61 mm, 上距二1煤层26.50 m, 灰岩中岩溶裂隙发育。该含水层水位标高+80.49 m, 属富水程度中等含水层。煤层底板岩性柱状如图2所示。

(4) 二1煤顶板砂岩含水层。主要由二1煤顶板大占砂岩和香炭岩组成, 厚度一般10 m, 细粒砂岩以下级的厚度15~40 m, 井巷工程所揭露的淋水、漏水点较多, 属弱富水含水层。对回采工作影响较小, 主要以顶板淋水形式出现, 因此回采过程中应加强顶板控制。

2.2 充水通道及补给来源

(1) 工作面的断层构造也是引起突水的主要导水通道。11011综采工作面内尚未发现有较大的断裂构造。但三维地震勘探时间剖面上反映的煤层形态显示, 11011综采工作面有多处煤层出现起伏现象, 分析判断可能会出现落差0~3 m的断层或破碎带。

(2) 在开采过程中, 采空区周围煤层底板应力重新分布, 造成煤层底板岩层出现移动变形。在支承压力的作用下底板的压缩区和膨胀区分界处将出现剪应力, 底板在拉剪应力的作用下出现断裂, 垂直断裂和顺层断裂交叉, 形成裂隙通道, 成为矿井承压水突水的通道。在11011综采工作面北侧是以F17-1断层为主、由多条断层组成的断层破碎带, 南侧是以F18断层为主、由多条次生断层组成的断层破碎带, 东侧是煤层隐伏露头, 也存在大量的断层, 这些边界为11011综采工作面底板中L8、L9和L7灰岩良好的补给边界。

因此, 可以看出11011工作面的充水通道, 主要是以二1煤层与L7灰岩之间由采动影响造成的裂隙通道, 且由于煤层底板含水层的补给来源较广, 故成为该工作面回采过程中的主要突水威胁来源[4]。

3 突水危险性综合评价

3.1 矿井水文地质概况

赵固二矿工作面直接充水水源为底板L8灰岩, 底板L8平均厚度为8.75 m, 该层灰岩岩溶裂隙较发育且连通性较强, 富水性较强。L8灰岩顶上距二1煤层26.0~48.72 m, 平均31.94 m。含水层水位标高+80.52 m, 水压在7 MPa左右, 并与深部的L2灰岩和奥灰岩有水力补给, 是二1煤层直接充水含水层。通过对工作面突水通道的分析, 认为该含水层对煤矿安全威胁最大。

3.2 底板破坏深度与底板阻水保护带厚度计算

20世纪80年代, 李白英[5]在实践中通过对煤层底板的综合观测, 提出开采煤层底板岩层也与采动覆岩类似, 存在着“三带”:底板导水破坏带 (h1) 、底板阻水保护带 (h2) 、承压水导升带 (h3) 。

(1) 底板破坏深度计算。采用文献对大量现场实测底板破坏深度的回归分析, 只考虑工作面斜长, 得出底板导水破坏带统计公式[6]:

若考虑采深、倾角和工作面斜长, 则可得到下述统计公式:

式中, L为壁式工作面斜长;H为开采深度;α为煤层倾角, 取5°。

学者施龙青通过对全国典型煤矿底板破坏深度实测资料的收集, 利用多元线性回归分析对文献[7]中底板破坏深度的公式进行了改进。证明非线性回归修正公式预测准确度最高, 误差范围相对较小, 在底板破坏深度预测中有很好的指导作用。其非线性回归修正方程为:

式中, M为煤层开采厚度;D为底板抗破坏深度, 取经验值0.4 m;I为切穿型断层及破坏带因子;其他符号和取值同上。

中国矿业大学 (北京) 在赵固二矿11011工作面运用直流电法对开采引起的底板破坏深度进行了探测[8] (图3) , 并通过神经网络预测和基于支持向量机法预测得到赵固二矿底板破坏深度预计最大值为23.63 m, 最小值为20.12 m, 取平均值21.87 m。利用该工作面的底板破坏深度来判断上述3个预计公式的可靠性。

将11011工作面的参数:采深690 m、采高6.13m、倾角5°、采面斜长180 m代入上述3个公式得到底板破坏深度分别为20.12, 21.72, 21.93 m。由此知式 (2) 和式 (3) 与实测值较接近, 对于赵固二矿工作面的底板破坏深度的计算可采用式 (2) 和式 (3) 的平均值, 即h1=21.88 m。

(2) 底板阻水带厚度计算。阻水系数[9]是在现场用钻孔水力压裂法实测的表示单位底板隔水岩层平均阻水能力的系数, 可用式 (4) 表达:

式中, Z为阻水系数;R为裂缝扩展半径, 一般取40~50 m;Pb为岩体破裂压力, Pb=3σ2-σ1+T-P0 (σ2为作用于岩体的最小水平主应力;σ1为作用于岩体的最大水平主应力, T为岩体的抗拉强度;P0为岩体空隙中的水压值) 。

阻水带厚度等于作用在底板上的水压值 (P) 除以阻水系数 (Z) , 即

根据我国部分矿区钻孔水力压力试验, 不同岩层阻水系数一般见表1。

根据赵固二矿的钻孔资料, 二1煤层至L8灰岩的岩层主要为泥岩, 其岩层阻水系数取0.2 MPa/m。作用在底板的水压根据太原群上部灰岩含水层 (主要为L8灰岩) 水压情况取7 MPa, 代入式 (5) 计算得, h2为35 m。

根据防水安全煤岩柱的设计原则, 底板防水煤岩柱的厚度h应大于或者等于底板破坏深度h1和阻水带厚度h2之和。则赵固二矿的防水安全煤岩柱的厚度h=56.87 m。由现场资料得, L8灰岩顶上距二1煤层平均厚度为31.94 m, 以此可以判定赵固二矿承压水上开采具有突水危险性, 必须采取防止底板突水的技术措施。

3.3 突水系数计算

依据《煤矿防治水规定》 (2009) 突水系数计算公式计算赵固二矿工作面L8灰岩岩溶裂隙承压水突水系数。其公式为:

式中, T为突水系数;P为隔水层承受的水压;M1为底板隔水层厚度。

若底板隔水层无承压水导升带, 底板隔水层厚度M1等于L8灰岩顶上距二1煤层平均厚度减去底板采动破坏带厚度h1, 等于10.06 m;底板水压取太原群上部灰岩含水层 (主要为L8灰岩) 水压7 MPa。

根据《煤矿防治水规定》, 煤层底板受构造破坏块段突水系数临界值取0.06 MPa/m, 正常块段突水系数临界值取0.10 MPa/m, 此次确定以下带压开采分区标准:T<0.06 MPa/m为相对安全区;0.06MPa/m≤T<0.1 0 MPa/m为临界区;T≥0.1 0MPa/m为危险区。

将赵固二矿工作面与突水系数相关的参数代入计算, 得到赵固二矿的突水系数为0.7 MPa/m, 远大于《煤矿防治水规定》中0.06 MPa/m的临界突水系数。所以说该矿工作面开采突水危险性较强。

由上述的分析得知, 由于煤层底板的L8灰岩距离煤层底板的距离较近 (平均为31.94 m) , 且该含水层水压约7 MPa, 造成在赵固二矿11011工作面开采过程中有工作面突出的危险性, 应采取相应的防治水措施来保证工作面的安全回采。

4 高承压水上开采防治水技术

4.1 超前探测

井下超前探测就是利用井下物探或者超前探测钻孔等手段, 对工作面前方底板进行探查。依据“物探先行、钻探验证、有掘必探”的防治水原则, 在巷道采用先进的物探技术圈定太原组及奥灰富水区域, 对隐伏构造进行探查, 探查工作面前方的底板是否存在地质构造体, 防止地质构造体对工作面造成的突水危险。在工作面回采过程中采用电法透视, 对地质异常区有针对性地重点补孔, 注浆改造结束后, 再用钻探、物探作检查, 异常区消除后方可回采。

4.2 疏水降压

在探查清楚承压含水层补给、径流、排泄条件的前提下, 在分析含水层能有效疏水降压的情况下, 可综合设计工作面及采区进行疏水降压开采, 通过人工受控条件对含水层超前疏降水压, 进而减小或消除底板承压水对矿井安全的威胁, 但对于赵固二矿的地质条件而言, 底板含水层的水压较大 (平均7MPa) 、灰岩岩溶裂隙发育、含水性强、底板承压水补给丰富, 因此只能将疏水降压作为底板防治水辅助手段, 重点应做好地质体注浆改造工作。

4.3 地质体注浆改造

地质体注浆改造技术[10]作为矿井防治水技术的有效方法已被成功推广。通过打进煤层底部及含水层中钻孔, 向底板中导水裂隙注浆, 堵塞突水通道, 加固强化底板, 向含水层中的岩溶裂隙注浆, 充填含水层的岩溶裂隙, 把含水层改造成弱含水层或隔水层, 降低底板突水的危险性。

通过对L8灰岩注浆, 对该含水层进行改造, 使其富水性减弱并成为隔水层的一部分;另外, 通过对该层灰岩的高压注浆的改造, 对灰岩中发育的裂隙通道进行阻隔, 阻断了下部奥灰水对其的补给通道。另外对底板的改造加固减小了底板采动破坏深度。11011工作面共设计施工43个钻场 (回风巷21个, 运输巷22个) , 胶带运输巷、回风巷第1钻场距0 m通尺点分别为205.0, 76.5 m, 掘进过程中按要求位置每隔100 m掘1个煤层底板注浆改造钻场, 使底板注浆改造工作能及时进行, 以保证11011工作面能按时回采。在工作面回采过程中严格控制工作面底板注浆改造的质量, 工作面回采时应至少保证提前加固好前300 m, 否则停止回采进行加固。

11011工作面回采前, 工作面整体涌水量约30m3/h, 后经底板加固改造, 底板导水裂隙均得到了有效充填加固, 整个回采过程中底板未出现明显出水情况, 工作面回采结束后实际涌水量为15 m3/h左右, 并且大部分为顶板砂岩水。说明工作面底板注浆改造效果明显, 确保了11011工作面的安全回采。

5 结论

(1) 分析了赵固二矿11011工作面的充水来源、充水通道及补给来源, 认为该工作面底板L8含水层厚度较大, 距二1煤层较近, 且灰岩中岩溶裂隙发育为工作面主要充水来源;二1煤层与L7灰岩之间存在由采动影响造成的裂隙通道, 且煤层底板含水层的补给来源较广, 所以成为该工作面回采过程中的主要突水威胁。

(2) 利用突水系数法和“下三带”理论, 并结合前辈学者总结出的统计公式, 综合评价赵固二矿工作面开采底板突水的危险性, 认为该矿底板承压水较大且有效隔水层厚度较薄, 工作面开采具有突水危险性。

(3) 针对赵固二矿的采矿及地质条件, 运用超前探测、疏水降压、地质体注浆改造的防治水措施, 使得在工作面回采过程中底板没有明显突水, 确保了11011工作面的安全回采, 为矿井的防治水积累了经验。

摘要:基于赵固二矿的地质资料分析了矿井突水的成因;通过多种底板突水评价方法 (突水系数法和“下三带”理论) 综合分析了赵固二矿承压水上开采底板突水的危险性;根据赵固二矿的具体地质条件, 提出了超前探测、疏水降压、地质体注浆改造等防治水技术措施, 确保了工作面的安全回采。

关键词:高承压水,突水系数法,“下三带”理论,突水危险性,地质体注浆改造

参考文献

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[9]李德忠.煤矿特殊开采技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.

承压水上开采 篇3

红四矿设计生产能力2.4 Mt/a, 采用立井开拓方式, 工业广场布置主、副、风3个井筒。矿主井井筒净径5.5 m, 全深962 m。采用冻结法施工;井筒冻结深度0~645 m, 其中基岩段冻结深度为176 m, 井深645~962 m为非冻结基岩段, 采用普通法施工, 井壁为单层砼结构, 在四含部位井壁为钢筋混凝土结构, 壁厚750 mm。目前井筒施工至878 m, 已完全穿过第四含水层。红四矿井筒还有2个含水层没有揭开:第五含水层904.6~929.9 m, 中粗粒砂岩, 预计涌水量为5~10 m3/h;第六含水层941.9~947.6 m, 粗粒砂岩, 预计涌水量为15~20 m3/h。目前主井井筒已掘砌至877.6 m, 在第四含水层下部临近位置, 地层由细、粗粒砂岩构成。由于井壁及工作面淋涌水约50 m3/h, 给井筒施工和井壁浇筑质量带来了严重影响, 计划提前对下部含水层进行预注浆, 以确保工作面正常作业。

2 工作面预注浆方案设计

2.1 注浆段高的确定

红四煤矿目前迎头施工已穿过第四含水层, 还未揭露的第五、六含水层岩性均以中、粗粒砂岩为主, 是强富水性含水层。设计两圈注浆孔, 外圈孔主要对第五含水层进行预注浆, 内圈孔在补注第五含水层的同时主要负责第六含水层的预注浆工作, 注浆段高划分如表1所示。

2.2 止浆垫参数设计

根据红四煤矿提供的地质和水文资料, 结合影响止浆垫设计的参数, 总结出止浆垫的设计流程:①止浆垫设计采用平底圆台形;②防止止浆垫浇筑过程中发生跑水现象, 在止浆垫下方铺设滤水层做好排水工作, 确保止浆垫的浇筑质量;③将止浆垫下方的粉砂岩作为岩帽, 与混凝土止浆垫构成承压部分;④井壁承压的验算, 保证注浆期间井壁不被破坏;⑤止浆垫浇筑和加固之后, 对止浆垫进行耐压实验。实验的压力选用注浆终压。

通过《简明建井工程手册》提供的止浆垫设计参数的计算公式得出各个参数如表2所示。

由计算出影响止浆垫设计参数的数据可知, 止浆垫的设计采用带有滤水层的平底圆台形, 结合留设的岩帽与止浆垫共同构成承压部分, 从而确定出止浆的厚度为5 m, 滤水层的厚度为1.05 m, 留的岩帽厚度为20.83 m, 注浆终压为20 MPa, 井壁承压计算得出注浆时井壁的强度不能满足注浆终压的要求, 因此需要对止浆垫以上25 m的井壁进行充填加固。

对止浆垫以上25 m的井壁充填加固后, 再对止浆垫进行耐压实验, 通过实验观察发现止浆垫工作面上部无跑水现象。可见止浆垫的设计合理可靠。

2.3 预注浆布孔设计

2.3.1 布孔形式

设计在井筒止浆垫内均匀注浆孔口管, 分两排内外交错预埋:外圈孔距井壁0.45 m, 圈径4.6 m, 孔间距600 mm;内圈孔距井壁0.75 m, 圈径4.0 m, 孔间距522 mm。根据红四煤矿工作面预注浆防治水专家组注浆检查孔不少于4个的意见, 将在内外圈注浆孔注浆结束后根据现场需要在适当的位置布置检查孔。钻孔达到设计深度后, 要确保注浆孔在距各含水层中部井筒荒径外位置的间距不小于2.0 m。所有钻孔都要按设计的径向角布置, 检查孔立孔施工。

由于注浆段的含水层裂隙发育且连通性一般, 径向垂直裂隙发育较差, 因此, 考虑采用径向斜孔布置。

2.3.2 注浆孔数量及径向角度

在浇筑止浆垫的同时要布置注浆孔, 注浆孔的个数跟井筒的直径、孔间距、止浆垫的形式、注浆段高等有关。

注浆孔数量根据下列公式计算[1]:

式中, N为注浆孔数, 个;D为井筒净直径, 取5.5 m;A为孔口距井筒净径距离, 取750 mm;L为孔间距, 取522 mm。

计算得出:N=24.06, 取24。

径向角计算公式:

式中, α为钻孔径向倾角, (°) ;S为终孔超出井筒净径的距离, 取2.0 m;H为注浆段高, 取60 m;

通过计算得出:内圈径向角度α=3°, 外圈径向角度α=5°。

钻孔布置的平剖面图如图1所示。



2.4 孔口管长度的确定

孔口管的长度计算公式如下:

式中, L为孔口管长, m;λ为超载系数, 1.3;p为注浆终压, MPa;d0为孔口管内径, m;f为工作条件系数, 取0.7;τ为管材与砼粘着强度, 0.16;

计算得出:L=6.27 m, 取6.0 m。

孔口管设计为长6 m, 规格为D108×6的无缝钢管。

2.5 浆液扩散半径

岩层裂隙中浆液的扩散程度和范围决定了注浆的效果, 浆液扩散的程度和范围越大, 封堵岩层裂隙水的面积就越广, 即浆液的扩散半径设计合理与否直接影响注浆效果[2,3,4]。浆液扩散半径的计算公式如下[1]:

式中, R为注浆半径设计值, cm;k为被注岩层渗透系数, cm/s;h1为注浆压力水头, cm;r0为注浆管半径, cm;t为注浆时间, s;β为浆液粘结度与水的粘结度比;n为沙土孔隙率。

为了预算的准确性, 将含水层设定为均匀、各向同性的渗透介质, 注浆压力按照注浆的终压取20 MPa;含水岩层渗透率k取0.017 5;浆液粘结度以凝固前稳态年度考虑值取50 cp, 地下水的粘结度以3 cp考虑;注浆孔的半径值取3.65 cm;注浆时间考虑为40 min;沙土孔隙率取0.21。

根据以上参数, 计算出浆液在含水层里的扩散半径R=222 cm。

2.6 注浆材料

考虑第五、六含水层以孔隙水为主, 裂隙缝-微裂隙缝并存, 浆液扩散半径小, 结合第一段高注浆施工经验和相邻井筒注浆情况, 注浆材料选用超细水泥液和化学浆进行注浆。

2.6.1 超细水泥液

超细水泥液采用超细水泥和水按照一定的比例混合配置而成, 水泥单液浆采用水泥1 250 um超细水泥, 超细水泥液水灰配比如表3所示。

为了确保注浆的效果和增加注浆量, 注浆前先压清水洗孔。注浆时, 视压水吸水量确定注浆浆液的起始浓度, 然后根据压力的变化情况进行浆液配比调换, 一般按先稀后浓再稀的原则调配浆液。

2.6.2 混合化学浆液

混合化学浆液是由改性脲醛树脂和草酸按照一定的比例配置而成, 根据以往的注浆经验, 采用体积比为2∶1的比例进行配制, 配制好的混合化学浆液在8~30 min内凝结, 但是不同的环境温度会有所影响。

施工过程中, 为了对含水层进行有效封堵, 可采用超细水泥浆液与化学浆液交替使用的方式进行, 浆液的选择原则是:钻孔施工过程中, 首先使用超细水泥浆液进行注入, 如果吸浆量较少、压力升涨过快, 则说明超细水泥浆液无法渗透到裂隙当中, 导致注浆孔堵塞, 压力上升, 此时需改用化学浆注入;当单孔注入化学浆液达到20~30 m3、注浆压力上升缓慢、浆液注入量无明显减少时, 再改用超细水泥进行注浆, 直到达到单孔注浆结束标准。

2.7 浆液注入量及配比

含水层浆液注入量达不到要求则影响注浆效果和质量, 导致二次注浆, 造成浪费, 注浆工程造价高。因此, 在工作面注浆前要对浆液的注入量进行估算, 以确保在经济和施工合理的前提下完成注浆工作[4,5,6]。

工作面单孔浆液注入量的计算公式为[1]:

式中, A为浆液消耗系数, 取1.2~1.5;R为浆液有效扩散半径, 以钻孔圆心为中心;H为预注含水层的注浆高度, m;n为含水层的孔隙率, 取15.43%;B为浆液充填系数, 取0.9~0.95;m为浆液结实率, 取0.85。

根据以上的理论计算, 得出预注第五、六含水层共需要混合化学浆液5 818.36 m3, 化学浆液由脲醛树脂和草酸按照体积比2∶1进行设计, 脲醛树脂体积为3 878.91 m3, 草酸体积为1 939.45 m3, 脲醛树脂的密度按照1.2 kg/m3, 通过理论计算, 脲醛树脂注入量为4 654.69 t, 草酸的注入量按照浓度为0.64%进行计算, 得出草酸的注入量为12.41 t。

本次第五、六含水层的注入量计算为理论计算, 化学浆液的实际消耗材料需要根据现场钻孔实际的吸浆量来确定。

3 结论

通过对红四煤矿主井井筒预注浆工作面的因素进行分析, 得出工作面预注浆的效果并不是单一因素所决定的, 而是受到地质、水文设计参数等各种因素综合影响。采用上述的注浆方案对第五含水层进行注浆, 取得了良好的效果, 工作面的涌水量明显减少, 改善了工作面的作业环境。工作面涌水量由原来的50 m3/h降到17.1 m3/h。目前, 第五、六含水层仍在持续注浆, 通过井下观察, 注浆效果较好。

参考文献

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承压水上开采 篇4

关键词:临界开采,回采上限,承压水

新庄煤矿是河南神火煤电公司的主力生产矿井, 矿井东、北以安徽、河南省交界线为界, 西以王庄断层 (落差130~185 m) 为界, 南部风氧化带距离地表最小140 m, 煤层埋深-110~ -840 m, 地表标高为29.4~31.5 m。

1水文情况

矿井主要受新生界第三系底部冲积层含水层和二叠系三2煤层顶板砂岩裂隙水影响。

新生界松散层底部的第三隔水层在该区域内沉积厚度平均11 m, 可塑性好, 膨胀性强, 厚度较大, 分布稳定, 隔水性良好。该隔水层使其上各含水层与其下的煤系砂岩裂隙水之间失去水力联系 (单位涌水量q=0.033 2~0.048 5 L/ (m·s) ) , 塑性指数Ip为18.20~22.30, 膨胀量为0.020~3.705。

该区浅部煤层顶板岩性较为简单, 主要由砂质泥岩、细砂岩、泥岩和粉砂岩组成, 该含水层浅部由于接近新生界底界面, 风化裂隙多被充填, 富水性较弱, 含水不丰富。

2技术分析

预防第三系底部冲积层含水层及顶板砂岩裂隙水, 需根据顶板岩性、煤层倾角精确计算“三带”高度, 合理确定防水 (防砂) 岩柱高度, 确保开采安全。

2.1预计涌水量计算

通过分析认为, 该区工作面回采可能造成水害的有:新生界冲积层水、煤层顶板砂岩裂隙水。

(1) “三含”水 (冲积层含水层) :

根据附近钻孔和井下钻探资料揭露, “三含”水为弱富水的孔隙承压含水层, 主要接受侧向的区域水平径流补给, 其下为分布较稳定的第三隔水层。

当导水裂隙带波及到“三含”时, 采用地下水动力学公式 (集水廊道法) 预计“三含”水进入工作面涌水量:Q=BK (2S-M) M/R。其中, B为工作面沿煤层走向的长度, 取140 m;M为“三含”的平均厚度, 取11 m;S为水位降深, 据刘二矿地面06-1孔观测资料, “三含”水位标高为-1.5 m, 基岩面标高为-109.6 m, S=108 m;K为渗透系数;R为影响半径, undefined。

经计算, “三含”水的涌出量Q=9.05 m3/h。

(2) 煤层顶底板砂岩裂隙水:

该区工作面三2煤层顶板岩层以泥岩、砂质泥岩及细砂岩、中粗砂岩为主, 局部地段砂岩裂隙水较发育。

现用 “大井”法对工作面上提段砂岩裂隙水涌水量进行计算。地下水动力学公式:

Q=2.73KMS/ (lg R0-lg r0) ;R0=R+r0

式中, Q为预计砂岩裂隙水涌水量, m3/h;K为渗透系数, 取0.158 3 m/d;M为含水层厚度, 取7.3 m;S为水位降低值, 取310.5 m;r0为“大井”引用半径, 取50 m;R为影响半径, undefined;R0为“大井”引用影响半径, 取1 285.4 m。

经计算, 预计工作面在上提段回采过程中, 最大顶板砂岩涌水量在29 m3/h左右。

2.2防水 (防砂) 煤岩柱留设尺寸设计

按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中相关公式计算。

(1) 冒落带高度的预计。

根据501、502孔的岩体力学性能资料, 结合邻近矿井的试验研究结果可知, 主采煤层浅部覆岩属于软弱—极软弱型。因此, 选用软弱—极软弱类型的覆岩计算公式进行“两带”高度预计。覆岩为“软弱”型时:冒落带高度Hm=100∑M/ (6.2∑M+32) +1.5[1]=5.6 m;覆岩为“极软弱”型时:冒落带高度Hm=100∑M/ (7.0∑M+63) +1.2=3.7 m。

(2) 保护层计算。

根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定, 按“松散层底部有黏性土隔水层”的情况选取参数, 工作面覆岩岩性为“软弱”情况时, Hb=2A=3.6 m。

(3) 防砂煤岩柱垂高计算。

按“软弱”覆岩计算:Hsb=Hmi+Hb=9.2 m;按“极软弱”覆岩计算:Hsb=Hmi+Hb=7.3 m。

通过以上计算, 最大冒落带高度按5.6 m, 保护层厚度按3.6 m选取, 按“相似材料模拟实验”成果留设的保护煤柱高度为 9.2 m。

2.3回采前采取的措施

(1) 采用直流电法对顶底板岩层的富水性和构造摆动情况进行了探测, 对顶板含水异常区及基岩顶界面有较好的控制, 其勘探成果能够满足要求。

(2) 根据物探分析报告, 在低阻异常区施工探水、探砂钻孔, 做好工作面过物探异常区监测工作。

(3) 在回采前按要求制定防治水方案, 确定最优的泄水路线。

(4) 在回采期间加强工作面涌水量变化观测, 有较大出水时及时取样分析, 判断水源, 掌握水、土、岩变化规律。

(5) 加强工作面管理, 严格控制采高, 减小“两带”高度。在上提段范围内, 严格控制采高, 以减少“两带”发育高度;同时坚持正规循环作业, 保证工作面快速、连续、均衡推进, 避免压力集中, 防止局部垮落引起岩层抽冒而导致的溃水、溃砂事故发生。

3经济效益分析

通过提高开采上限, 在保证安全的前提下, 新庄煤矿三2煤11采区从2007—2009年共多回收煤炭资源56.4万t, 延长矿井服务年限0.25 a, 按2009年煤炭销售利润215元/t计算 (提取资源税后) , 共多创效益1.2亿多元。

4结语

(1) 松散层的结构、沉积特征对提高开采上限工作面的安全开采影响重大。三煤层开采影响范围内只有第三含水层, 而其富水性弱 (单位涌水量q=0.033 2~0.048 5 L/ (m·s) ) , 这为边采边疏创造了有利条件;其渗透系数很小 (K=0.42~0.54 m/d) , 且“三含”下部有分布稳定的“三隔”, “三隔”塑性指数为18~21, 为良好的隔水层, 且呈固结、半固结状态, 流动性差, 接受补给量相当有限且补给缓慢。

(2) 地质条件好、倾角小的煤层在开采后上覆岩层发生均衡破坏, 不易滑移、抽冒, 产生大量连通性极好的裂隙。

(3) 风化带岩石的隔水性能及抗裂性好, 其中部分可以作为保护层利用, 保证安全回采。

(4) 上硬下软型覆岩比上软下硬型覆岩的导裂带发育程度高, 提高开采上限后冒落裂缝高度降低30%~40%, 多数覆岩岩性趋于泥化, 塑性变形增大, 采动裂缝发育率和开裂度减少, 导水性减弱。

(5) 三煤层正常开采的冒落带高度为4.08~8.88 m, 冒高采厚比2.21~4.78;导水裂缝带高度16.44~21.95 m, 裂高采厚比9.82~13.76。缩小防水煤柱, 提高开采上限时, 三煤层冒高3.74~6.62 m, 冒高采厚比1.92~3.17;导水裂缝带高度16.39~19.52 m, 裂高采厚比8.40~9.77。

参考文献

承压水上开采 篇5

关键词:矿井,水文地质,防治水技术

随着矿井开采深度的不断增加, 许多矿井开采过程中不得不面临承压开采问题。深部承压开采过程中, 水文地质条件愈加复杂多变, 矿井防治水工作将越加繁重。为确保深部矿井开采的安全, 煤矿应充分认识水文地质及防治水工作的重要性, 并将其落实到具体行动之中, 这对煤矿效益亦有着重要作用。

1 矿井概况

某煤矿矿井井田面积在28. 9 km2, 主采煤层为4 号煤和9 号煤, 矿井可采储量为3. 8 亿t, 上组煤4 号煤基本已开采结束, 准备回采下组9 号煤。4 号煤和9 号煤底板标高分别为300 m ~600 m和200 m ~ 500 m。9 号煤层可采储量在2. 2 亿t, 煤层开采受到底板奥灰水 ( 承受水压超过6 MPa) 影响, 上覆太原组灰岩亦为承压含水层 ( 承受水压接近5 MPa) , 为复杂水文地质条件开采。矿井煤田地质产状整体呈一单斜构造, 倾向向西, 地层为南北走向; 井田内构造较为简单, 上组煤开采揭露20 多条断层构造与14 个陷落柱 ( 直径10 m ~ 50 m不等) 。井田南面与西面边界为一F1 大断层与黄河, 区域背向斜构造对地下水运移与储存有着较大的影响。

2 矿井水文地质条件

2. 1 矿区水文地质

矿区所在地地貌属于典型的黄土高原, 且地区内分布有较多的泉水群, 个别区域有全水涌出地表现象, 出露标高在800 m。矿区地下含水层主要为承压水, 多数含水层都有不同程度的出露情况, 接收到外界降雨大补给, 如二叠系上统砂岩含水层、太原组灰岩、寒武与奥陶系可溶岩等, 都在不同区域有出露。矿区内主要的含水地层为奥陶系烟筒含水层, 其具有非常强的富水性, 并且地下水径流方向都向西部井田范围内汇聚。

2. 2 主要含水层

井田范围内的含水地层主要有3 层, 其溶裂隙承压含水层特征及水文地质条件如表1 所示。

2. 3 主要隔水层

井田开采范围内的隔水层主要有3 层, 即上组煤顶板隔水层、上组煤底板隔水层以及下组煤底板隔水层, 其性能描述见表2。

2. 4充水通道

下组煤开采过程中可能存在的充水通道主要有三个方面, 即9 号煤顶板冒裂带、不良地质构造以及勘探遗留不良钻孔。

1) 9 号煤顶板冒裂带。导水裂隙带高度计算公式为:

其中, h为导水裂隙带高度, m; m为煤层开采厚度, m; α 为岩层倾角, ( °) ; k为岩层松散系数。

根据本矿岩层强度特征以及相关参数, 计算得到导水裂隙带最大高度为65. 4 m。同时, 根据相应计算公式与规程, 得到4 号煤开采过程中对其底板的破坏深度超过10 m。而4 号煤层与9 号煤层平均间距在70 m左右, 小于最大导水裂隙高度与采空区底板破坏带深度, 因此, 存在导通上组煤采空区积水的可能。

2) 不良地质构造。井田范围内分布有较多的断层与岩溶构造, 上层煤开采揭露的断层类型主要为高角度正断层, 断层落差不超过5 m, 开采阶段断层未出现明显突水现象, 对其含导水性需进一步考察分析。而揭露的陷落柱均发生出水现象, 即使两种不良地质构造在上层煤开采过程中未出现明显出水现象, 但下组煤开采时岩层条件会发生变化, 尤其是陷落柱下部 ( L1 灰岩到奥灰水这段岩层) 变成导水通道。

3) 不良钻孔。地质条件勘探过后会留下众多的钻孔, 如钻孔封闭不良, 则有可能导通相邻含水层。当受到开采扰动影响后, 不良钻孔就又变为导水通道。

3 矿井防治水技术措施分析

矿井防治水工作是一项庞大而系统的任务, 煤矿应从管理与技术两个层面入手, 综合采用多种有效措施, 确保下组煤开采的安全进行。就技术层面而言, 矿井应立足于煤矿的长久发展计划, 编制相应的防治水工程规划; 同时, 规划的编制应立足于矿井实际水文地质条件, 通过放水实验确定合理的疏干方式与涌水量参数等。除此之外, 在开采下组煤之前, 还应采取以下几种措施。

3. 1 分区采取危险系数

分析以往以及上组煤开采过程中收集的水文地质资料得到, 矿区含水层具有明显的分区性; 同时, 由于井田范围内, 东部比西部水文地质条件更加复杂。下组煤开采前, 可根据区域受奥灰水影响的危险系数, 划分不同的地质块段, 并制定不同的安全技术措施。

3. 2 设计防排水工程

下组煤开采中受到多种类型承压水的影响, 矿井应设计科学的防排水体系, 保证排水体系具有足够的排水能力; 同时, 还应根据矿井开拓方案, 设计有效的分区隔离方案与排水方式、避灾路线等。

3. 3 综合探测采掘面

下组煤开采过程中一项重要工作就是探测潜在突水通道。开采中可综合采用多种勘测手段, 获取隔水层厚度、导水构造、富水性等情况, 进而制定合理的开采与治理方案。

3. 4 探放太灰水

太灰水是9 号煤开采直接影响承压的含水层, 其可能直接导通进入巷道或者生产工作面。由水文地质资料分析可知, 太灰含水层富水性并不是很强, 因此, 可采用疏干方式消除太灰水威胁。疏干方式应根据实际情况进行选择, 如太灰含水层有受到奥灰水补给的可能, 需采取注浆封堵或其他措施予以解决, 切断补给通道后方可继续进行疏干。

3. 5 疏放采空区积水

疏放采空区积水是排除水患最切实有效的措施。上组煤开采过后留下巨大采空区间, 上覆山西组砂岩含水层中承压水涌入采空区, 并且由于下组煤最大导水裂隙带高度可能贯通采空区, 因此, 上组煤巨大采空区积水给下组煤开采带来巨大安全隐患。对于上组煤开采留下采空区积水情况较为了解, 探放上组煤采空区积水难度相对较小。

3. 6 留设防隔水煤柱

留设防隔水煤柱是一种行之有效的水患防范措施, 通过留设一定宽度的防隔水煤柱, 将水患发生的源头隔离在生产工作面之外。考虑矿井开采过程中揭露的断层落差不超过10 m, 因此, 断层煤柱留设主要是井田边界F1 断层, 其他防隔水煤柱与断层煤柱视地质情况按规定留设。

4 结语

深井承压开采水文地质情况越加复杂, 防治水工作难度将大幅度增加。为确保深部煤层开采的安全进行, 煤矿管理阶层应充分认识到水文地质重要性, 并通过编制长远防治水规划、分区危险系数、设计防排水工程、探放太灰水等措施, 综合采用多种措施, 确保下组煤开采的安全进行。

参考文献

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