浅埋矿井水害防治实例分析及保水采煤设计专题报告

专题部分 浅埋矿井水害防治实例分析及保水采煤摘要：文章首先分析神东矿区内水文地质结构类型，并列举了矿区内若干个矿井的突水事故及原因，举例分析了锦界煤矿、补连塔煤矿、活鸡兔煤矿的防治水措施及效果，最后提出保水采煤的两个常用措施留设保水煤柱和房柱式开采，其中留设保水煤柱以柠条塔、红柳林、张家峁煤矿三处大型现代化煤矿为例，房柱式保水开采六道沟煤矿为例，并分别进行了分析总结。关键词:浅埋矿井疏干防水保水采煤0概况神东煤田是我国已探明储量最大的煤田。神东被列为我国煤炭工业发展“十一五”规划13个大型煤炭基地之一，神东矿区集中了我国目前生产能力超过千万吨的大柳塔、哈拉沟、榆家梁、补连塔等矿井。神东煤田南部精煤区东以5-2煤层露头及东会川为界，西到补连区和布尔台区勘探边界，南到陕蒙边界，北至铜匠川，煤层埋藏浅、赋存稳定、煤质优良、开采条件优越，为神东煤田先期重点开发区。自1990年神东矿区瓷窑湾矿一采区皮带巷2-2煤掘进工作面发生顶板冒落、溃沙，1993年大柳塔矿1-1煤1203工作面（神东矿区第一个综采工作面）发生顶板切落式垮落、突水以来，“浅埋深、薄基岩、厚松散层”井田的松散砂层突水和溃砂被认为是神东矿区最主要水害威胁。补连区和布尔台区勘探边界以北地区，中侏罗和下白奎统保存较为完整，地质和水文地质条件已经发生变化，煤层为中一深埋区，延安组上部1-1、2-2等煤层已经位于侵蚀基准面以下。2005年以来，随着布尔台等井田的投产，神东矿区进人西北部非浅埋开发阶段。补连塔矿西北部以下白平统剥蚀地貌为主，基岩厚度达120190m。2007年6月补连塔矿31401工作面发生最大突水量为200m3/h顶板突水。神东煤炭集团公司的布尔台、寸草塔等新建、改扩及筹建中矿井（新街）位于乌兰木伦河中游西岸，井田内下白奎统志丹群和中侏罗统直罗组地层发育。目前，矿区西北部下白里统志丹群和中侏罗统直罗组发育及其引起的水文地质条件变化还未引起足够重视，矿区内地下水系统补径排规律还未彻底查清，直罗组及志丹群对矿井水害防治和保水开采的意义待深人研究。20世纪末，历时8年的中国地质调查局国土资源大地调查首批重大项目“鄂尔多斯盆地地下水勘查”等研究成果表明鄂尔多斯盆地为既是巨大的侏罗系聚煤盆地又是白垩系“半开启型自流水蓄水盆地”，鄂尔多斯盆地下白垄统（也称志丹群）自下而上可分为洛河组、环河组、罗汉洞组等含水层段，下白垄统构成鄂尔多斯盆地最重要的含水盆地，白垄系裂隙孔隙水资源量达70108m3/a，可采资源量达42.4108m3/a，占整个鄂尔多斯盆地地下水可采资源量的70%。下白垄统裂隙孔隙水是西北能源基地重要的生活和工业水源。神东矿区恰处于下白些统裂隙孔隙水赋存区的东北边缘。1矿区水文地质结构类型划分1详细分析神东矿区地质及水文地质资料后可以看出：1）神东矿区位于鄂尔多斯侏罗纪聚煤盆和下白奎统蓄水盆地东北边缘，横跨盆地东北部下侏罗统延安组（J1-2y）、中侏罗统直罗组（J2z）和下白翌统志丹群洛河组（K1l）浅部露头区，黄河二级支流乌兰木伦河中游（神东矿区段）实质沿白要系与侏罗系边界发育；2）以乌兰木伦河为界，神东矿区跨跃了鄂尔多斯盆地北部第四系孔隙水系统和中西部白垩系裂隙孔隙水系统分布区（见图1-1）。根据煤层埋藏特点及煤层与含水层组合特征，神东矿区矿井水文地质条件可以概化为两种基本类型：一类是浅埋的下侏罗统延安组煤层及顶部弱含水层直接上覆厚层中一强富水的第四系松散孔隙含水层，主要分布于先期重点开发的大柳塔等矿区南部井田；另一类是中至深埋的下侏罗统延安组煤层和直罗组（J2z）（局部发育安定组）上覆厚层中一强富水的白坐系含水层，该类型覆盖矿区西部和北部。1.1薄基岩上班厚层第四系孔隙水系统图1-1神东矿区地下水系统分布图该类型分布于乌兰木伦河（中游）东岸，主要含水层属于鄂尔多斯盆地北部第四系孔隙水系统。地貌呈现第四系风积砂和少量黄土堆积作用的鄂尔多斯高原地貌特征；地形东高西低，标高为十11561300m；多年平均年降雨量为413.5mm，多年平均年蒸发量为2111.2mm，属于典型的半干旱区；最低侵蚀基准面标高为+1156m，乌兰木伦河次级支流公捏尔盖沟、哈拉沟、母花沟等沟谷水由东向西汇人乌兰木伦河。第四系地层主要由全新统和上更新统萨拉乌苏组组成，平均厚度为1550m。其中，全新统（Q4）地层由灰黄色、棕黄色风积砂（Qeol4）、黄土（Q4）和冲洪积砂砾石（Q4al+pl）等组成；风积砂含水层平均厚度约3m，地下水位埋深。05m，渗透系数0.0609m/d，单位涌水量0.0188（Ls-1m-1），地下水化学类型为HC03-CaMg型，为弱富水含水层。上更新统萨拉乌苏组（Q3s）以河湖相沉积为主，上部为黄褐色粉细砂夹淤泥质透镜体，下部为中、粗砂，底部为砂砾石层；水平层理和斜交层理发育；主要分布于古冲沟、古洼地；含水层厚度1030m，水位埋深约39m，渗透系数0.8817.5m/d，单位涌水量0.12.11（Ls-1m-1），水质为HC03-Ca型或HC03-CaMg型；中强富水；萨拉乌苏组既是鄂尔多斯盆地北部第四系孔隙水系统的主要含水层（乌兰木伦河东岸萨拉乌苏组水源地有考考赖沟水源地、公捏尔盖沟水源地、哈拉沟水源地等），又是薄基岩区大柳塔等矿主要突水和溃砂含水层。中下侏罗统地层主要由残存的中侏罗统直罗组（J2z）和下侏罗统延安组（J1-2y）组成。中侏罗统直罗组（J2z）为河湖相沉积，岩性以灰绿色泥质砂岩为主，为延安组煤层顶部主要隔水层。直罗组（J2z）在乌兰木伦河东岸残存不全（平均仅厚度38.4m），往往使第四系风积砂、黄土或冲洪积砂砾石层直接上覆于延安组煤层之上，形成延安组上部煤层典型的浅埋深、薄基岩、厚松散盖层赋存特点。下侏罗统延安组（J1-2y）为一套河流一湖泊相为主的含煤地层，主要由灰色至灰白色粉砂岩、泥质岩、油页岩及煤层等组成，不整合于三叠系之上，平均厚度为193.8m；主要含水层为1-1煤，2-2煤，4-1煤，5-1煤与6煤顶板及煤层之间的中、细砂岩裂隙弱含水层，尤其以2号煤组和1号煤组顶部分河道相砂岩，粒度粗、砂体大，富水性较好；含水层渗透系数0.0007830.0579m/d，单位涌水量0.0003080.0128（Ls-1m-1），弱富水，水质类型HC03-CaIK+Na。延安组裂隙承压含水层为矿井主要直接充水含水层，不具有供水意义。由于直罗组（J2z）与延安组（J1-2y）为冲刷接触，延安组（J1-2y）上部地层不同程度变薄、缺失，加上直罗组（J2z）本身也遭受剥蚀而残缺，因此，乌兰木伦河以东薄基岩区煤层与第四系含水层间距仅为20m左右。1.2厚基岩上部包含厚层白呈系孔隙裂隙水系统该类型分布于乌兰木伦河（中游）西岸，含水层属于白垩系孔隙裂隙水系统。区内地形西高东低，平均标高为11561450m，以白垩系剥蚀地貌为主，冲沟内白至系基岩裸露。乌兰木伦河西岸次级支流有补连沟、呼和乌素沟、湾兔沟等，沟谷水由西向东汇人乌兰木伦河。与乌兰木伦河东岸井田不同，西岸井田地层的最大特点在于：1）第四系零星分布；2）下白垄统志丹群洛河组（k1l）发育；3）直罗组（J2z）保存较完蟹系等因素，矿区内洛河组含水层一直被忽视甚至整。矿区西部井田地质和水文地质条件类型已经明显改变。白奎统志丹群洛河组（k1l）分布于“准格尔安召乡一乌兰木伦河（中游）一补连塔矿西北边缘”一线以北，为一套冲积扇和河流相棕色紫红色砾层岩、含砾砂岩、粗砂岩等组成的粗碎屑沉积，分选差，磨圆度中等，砾粒以花岗岩、花岗片麻岩、石英岩为主，泥质胶结，结构疏松，最大孔隙度可达延安20%30%，平均厚度约84.81m.洛河组（k1l）含水层平均渗透系数0.451.3m/d，单位涌水量0.151.16（Ls-1m-1），中一强富水，与零星分布的全新统风积砂层和上更新统萨拉乌苏组冲湖积砂层构统一潜水含水层，矿区西部阿腾席热一新街富水区为拟建白垩系水源地，乌兰木伦河及支流为白蛋系集中排泄边界.由于沿乌兰木伦河西岸洛河组（k1l）底板局部高于排泄基准面及矿区东部缺失白垩系等因素，矿区内洛河组含水层一直被忽视甚至被简单、错误地视作与直罗组一样的隔水层。直罗组（J2z）与延安组冲刷接触，假整合于延安组之上，为一套河流一湖泊相碎屑岩沉积，岩性为黄绿色至灰绿色砂质泥岩与粉砂岩、细砂岩层，泥岩与砂岩厚度比大于60%80%，平均厚度110m；较完整发育的直罗组使安组上部可采煤层与白垄含水层之间的距离达130m，直罗组成为岩为延安组顶部煤层重要的隔水层和白垄系保水开采屏障。直罗组底部“直罗组砂岩”也称“七里镇砂岩”为裂隙弱承压含水层，岩性为灰白色、浅灰色中粗厚约10m，渗透系数0.002550.0668m/d，单位涌水量0.0004370.0399（Ls-1m-1）地下水化学类型C1HC03-K+Na，为延安组上部煤层直接充水含水层。总之，神东矿区东、西部两类水文地质结构地（k1l）底板局部高于排泄基准面及矿区东部缺失白层对比如表1-1所示。表1-1神东矿区东、西部井田地层对比分析表神东矿区松散层白垩系志丹群中侏罗统直落组分区井田厚度/m.平均/m厚度/m平均/m厚度/m平均/m东部大柳塔矿33.229.9缺失18.338.4哈拉沟矿29.834.2石圪台矿14.723.5西部布尔台矿13.1零星分布101.084.81136.4120.4寸草一矿11.461.671.5寸草二矿16.238.0138.91.3水文地质结构类型岩相古地理成因在深人分析矿区地层和水文地质条件实际资料的基础上，借鉴前人已有成果，矿区上述两类水文地质结构类型的岩相古地理成因解释如下：在印支期，以西伯利亚地台与华北一塔里木地台陆一陆相碰，中亚一蒙古海槽自西向东封闭，鄂尔多斯盆地北部隆起为背景，扬子地台与华北地台拚接，秦岭海槽自东向西闭合，鄂尔多斯盆地形成南北高，中间低，西高东低的大型内陆湖盆。在燕山期之初，鄂尔多斯盆地整体稳定下沉，围绕深水湖区形成下侏罗期聚煤沉积，神东矿区位于盆地北部冲积相与三角洲相聚煤区。在下侏罗世末，盆地整体抬升（燕山期第一幕），延安组与直罗组之间冲刷接触；盆地北部的神东矿区抬升幅度较盆地南部小，直罗组和延安组上部煤层保存较为完整。至中侏罗世末，盆地经过直罗期短暂稳定、沉积之后，再次大范围抬升（燕山期第二幕），东部抬升幅度大，盆地向西萎缩，使神东矿区缺失上侏罗统沉积，形成直罗组与下白至统之间不整合。至下白翌世早期，盆地继续整体抬升（燕山第三幕），吕梁山、大青山、贺兰山、北秦岭等隆起，盆地东部边界已经向西退缩至神东矿区，在盆地稳定下降阶段，神东矿区沉积了冲积扇相和河流相洛河组。自洛河期未至古新世，神东矿区一直处于隆升、遭受剥蚀阶段（燕山期第四幕一第五幕），神东矿区洛河组以上至上新统（N2）之间地层缺失，同时神东矿区东部和南部延安组、直罗组遭受剥蚀变薄、缺失。在喜山期（始新世末），太平洋板块的NW方向俯冲和特提期洋壳的NE向挤压，使盆地受到NW-SE向拉伸应力，盆地周缘形成渭河、运城、河套、银川等盆地，盆地周边下沉，接受现代沉积，神东矿区内上新统（N2）零星分布。自更新世以来，盆地呈现总体抬升与局部差异升降并存的现代构造运动格局，鄂尔多斯盆地形成内部地形高、外围地形低的地貌特征，乌兰木伦河形成，控制了两岸第四系沉积特征；晚更新世，研究区下沉接受沉积，乌兰木伦河（中游）以东地势低，在遭受剥蚀的延安和直罗组地层直接沉积了更新世黄土、冲洪积砂（萨拉乌苏组）和全新世冲洪积砂、风积砂，形成薄基岩区；乌兰木伦河（中游）以西地势较高，仍以剥蚀地貌为主，第四系零星分布，即剥蚀地貌为主的厚基岩区。2矿区突水与演砂水文地质条件2.1浅埋深、薄基岩、厚松散层突水突水条件：1）工作面上方或附近存在现代或古河床洼地，厚层第四系冲积砂层和底部砂砾石层饱和富水；2）煤层埋藏较浅；3）顶板煤层弱半坚硬，基岩结构强度和稳定性较差；4）导水裂隙带高度大于薄基岩厚度。突水特点：1）主要发生在顶板初次来压时的切眼附近；2）突水伴有少量泥砂；3）一般突水量60150m3/h，最大突水量200400m3/h；4）当松散层部黄土隔水层较厚且连续分布时，突水危险性降低。该类突水属于导水裂隙诱发的孔隙水突水，突水原理如图2-1所示。典型井田：大柳塔、上湾、榆家梁、石屹台等矿区东部和南部井田。典型案例：大柳塔矿1203回采工作面突水。图2-1浅埋深、薄基岩、厚松散层突水原理示意图大柳塔1203综采工作面长938m，宽150m，煤厚度2.07.6m，平均埋深61m，平均基岩厚度27.5m，平均松散层厚度28.5m（底部为砂砾石含水层）；煤层开采高度4.3m，直接顶为12m厚弱一强风化层状粉砂岩与泥岩互层，全垮落法管理顶板。1993年3月24日，当工作面推进到距切眼20.12m位置时，顶板来压，发生直达地表的顶板切落，顶板水沿煤壁携带少量泥砂倾泻而下，一般涌水量4080m3/h，最大涌水量408m3/h，4d后切落缝在地表扩展成纺锤形沉陷坑。该突水事故造成综采工作面被淹，停产19d。2.2浅埋深、薄基岩、厚砂层溃砂图2-2浅埋深、薄基岩、厚沙层溃沙原理示意图溃砂原理：1）工作面上方或附近存在现代或古河床洼地，第四系厚层松散砂层以中、细砂为主，饱和，松散一中等密实；2）采动动载作用使砂层孔隙水压力增大，导水裂隙带淋水使饱和砂层水力坡度达临界溃砂水力坡度；3）砂层底部缺失砾石层作阻砂层；4）煤层埋藏浅，基岩薄，冒落带向上发育突破基岩面。溃砂原理如图2-2所示。溃砂特点：溃砂量大，可达40007000m3；饱和砂层渗透系数较小，溃砂过程中涌水量较小，一般在3080m3/h。典型井田：哈拉沟、上湾等矿区东、南部井田。典型案例瓷窑湾煤矿掘进工作面溃砂。瓷窑湾煤矿1-2、2-2煤埋藏较浅，基岩薄，最薄处仅1.4m，顶板软弱一半坚硬，属于易冒落顶板；上覆松散砂层以中、细及粉砂为主，厚3080m，底部富水饱和；松散层底部缺少砾石层或粗砂层。1990年4月20日和12月28日，瓷窑湾煤矿在掘进过程中，先后两次发生冒顶溃砂事故，溃砂量（中、细砂）达4000m3和6000m3，造成2000m井巷报废，涌水量为50m3/h和35m3/h。2.3薄松散层、厚基岩、白垩系突水突水条件：1）第四系松散层较薄，白垩系（K1zh）与直罗组（J2z）构成煤层顶板厚层基岩；2）白垩系洛河组为主要富水含水层；3）由于直罗组顶部风化或延安组上部冲刷等原因，煤层与白垩系含水层间距减小；4）煤层顶板导水裂隙达白垩系含水层底板；5）断层等因素增加厚基岩突水危险性。突水特点：突水量可达50400m3/h；当裂隙连通地表水体时突水量增大。该类型突水属于导水裂隙引起的孔隙水裂隙水突水，突水原理如图2-3所示。典型井田：补连塔矿（西北）、布尔台等矿区西北部井田。典型案例：补连塔31401回采工作面突水。图2-3薄松散层、厚基岩、白垩系突水原理示意图补连塔井田四盘区31401工作面，回采1-2煤层，煤层开采厚度56m；第四系松散砂层厚37m；基岩厚度120190m；下白坚统志丹群（洛河组）砾岩和粗粒砂岩厚25115m，中侏罗统直罗组（J2z）砂质泥岩和细砂岩厚100130m，直罗组长石含量较高，直罗组顶部古风化壳发育。2007年6月，当工作面推进到距切眼1650m时，工作面发生突水，最大涌水量为200m3/h，在距切眼16502552m处约的范围内，又出现两次较大涌水，最大涌水量400m3/h。突水后钻孔实测资料证明煤层顶板导水裂隙带高度达140.5154m，补连沟水使突水达新的最大值。因此，此次突水的实质为导水裂隙穿过直罗组引起的白垩系突水。3防治水措施实例分析3.1锦界煤矿93208综采工作面防治水措施6锦界煤矿位于秃尾河流域东部，于2006年投产出煤，地下水资源比较丰富。目前矿井已开采完3个工作面，矿井总涌水量超过2500m3/h，随着矿井开采面积的增大，矿井涌水量呈继续增加的趋势，为了确保第4个工作面93208的安全开采，在防治水方面采取了综合治理措施，取得了良好效果。1）工作面水文地质情况93208工作面是锦界煤矿二盘区首采面，位于二盘区东南部，工作面呈南北向布置，该工作面推进长度2168m，宽度294m。工作面上覆松散层厚度2545m，基岩厚度5580m，切眼初冒段基岩厚度65m左右。工作面采动后涌水主要为松散含水层潜水和风化基岩裂隙水。工作面切眼区域含水层厚度在26m左右，岩性为灰黄色中、细粒砂岩，具有较好的渗透性及储水条件，是工作面接充水水源。截止2009年5月5日93208工作面累计推进768m，剩余1400m。工作面预计最大涌水量为465m3/h2）93208工作面排水方案（1）巷道排水管路设计根据初期探放水涌水量情况看，切眼内T47孔单孔最大涌水量达到65m3/h，探放水总涌水量最大达到789m3/h；另外根据93101、93102、93103工作面初采期间涌水量特征，在老顶初次来压位置工作面涌水量最大能达到300m3/h，为了保证回采安全，综合考虑后93208工作面设防能力按1200m3/h设计。93208回风巷道安装6趟DN200管路，其中1趟作为巷道探放水专用管路，另外5趟与3-1煤总回风巷开口处的DN400管路对接排向采空区，经采空区过滤后到二号水泵房，然后通过强排排至地面青草界沟；93209回风巷道安装5趟DN200管路，其中1趟DN200作为巷道探放水专用管路，两趟与二盘区集中回风巷DN300排水管路对接到一号水泵房，然后排至污水处理厂，另外两趟与3-1煤总回风巷DN300排水管路对接排向采空区，经采空区过滤后到二号水泵房，然后通过强排排至地面青草界沟。（2）巷道排水设施93208回风巷道设计6个水仓，每个水仓容积为80m3，每个水仓内配备型号为MD280-434（流量为280m3/h）离心泵1台；93209回风巷道设计9个水仓，每个水仓容积为80m3，每个水仓内配备型号为MD280-434（流量为280m3/h）离心泵1台。每个水仓均设有单独管路与巷道DN200主排水管路对接。（3）工作面排水设施为了防止由于老顶初次来压导致涌水量骤增从而影响工作面的安全生产，在93208工作面低洼处安设型号为MD155-305（流量为155m3/h移动变电站）离心泵10台，工作面布置3趟159胶管，其中两趟布置在电缆槽内，1趟布置在支架内，工作面的设防能力达到1200m3/h，应急时可以直接向工作面两巷道排水。同时为了保证排水系统稳定可靠，工作面布置双电源，即在工作面移动变电站列车处增加1台排水专用移动变电站和巷道移动变电站形成工作面排水系统双电源。（4）排水实现清、污分流排水在井下采取清水、污水分流措施，污水排至地表污水处理厂经处理后利用，清水排至地表直接利用，超出污水处理能力的污水则先集中排至采空区进行沉淀处理为清水后再排至地表加以综合利用。3）93208工作面探放水设计（1）井下探放水工程93208工作面共施工探放水钻孔53个，其中切眼内施工9个，93208回风巷道施工14个，93208回撤通道施工6个，93209回风巷道施工24个，均向工作面方向倾斜50，开口孔径113mm，施工2m后，安装89mm封口钢管，封口钢管上焊有带孔的双侧耳板，用两根锚杆固定，采用聚氨酯进行封孔，然后以75mm孔径施工至终孔（设计终孔层位为进入土层内1m）。钻孔施工完毕，安装排水胶管，通过排水胶管将探放水引至工作面主排水系统。施工时先施工预计涌水量较大的孔，然后视泄水情况决定施工其他位置的孔。93208工作面疏放水钻孔布置图如图3-1所示。图3-193208工作面疏放水钻孔布置图（2）地表水文观测孔施工3个水文孔S31、S32、S33，查清富水区松散层厚度、含水层厚度及水位标高，间接查明工作面上覆基岩厚度，为富水区潜水对工作面正常回采威胁程度评估和下一步疏防水设计提供可靠资料。水文孔设计孔径350mm，孔内下168mm花管，作抽水试验，查清工作面富水区域内的水文地质参数，同时兼作长期观测孔。通过对S33水文孔进行观测、抽水试验等分析研究，将采集到的顶板含水层厚度、疏放水时间等数据制作成变化曲线图，如图3-2所示。从图3-2分析得出，工作面上覆含水层厚度随着疏放水时间的增加而减小，两者基本上成线性关系。图3-2 切眼区域含水层厚度与疏放水时间关系曲线4）工作面涌水量与推进距离关系93208工作面上覆松散层厚度2545m，基岩厚度5580m，煤层埋深90.49112.59m，属于典型的浅埋煤层，根据矿井水文地质规程计算出顶板垮落后导水裂隙带直接发育至第四系。工作面初次垮前预疏放水量49万m3，切眼上部含水层厚度下降了8.07m，初次垮落后工作面涌水量及顶板疏放水量之和755m3/h；当工作面推进到5.6m时，工作面涌水量为100m3/h；当工作面推进到43m时，涌水量仍为100m3/h；当工作面推进到65m时，涌水量为205m3/h；此后涌水量逐渐递减并恢复至正常；当工作面推进到275m时工作面涌水量出现了异常，涌水量达到223m3/h。工作面涌水量与推进距离关系如图3-3所示。根据图3-3分析，工作面的涌水量在老顶初次来压位置附近出现了异常，但不是最大涌水量，工作面涌水量随着开采面积的增大出现整体增加趋势，说明工作面涌水量与采空区面积关系密切。特别值得注意的是，在工作面推进至275m时，工作面涌水量出现了最大值，达到223m3/h，此位置含水层厚度相对较厚且处于漏斗区域，这种涌水特征为相邻工作面涌水量预测及工作面防治水工程布置提供了一定的借鉴价值。图3-393208工作面涌水量与推进距离关系曲线3.2补连塔煤矿四盘区顶板突水防治71）四盘区1-2煤水文地质条件补连塔煤矿四盘区位于补连塔井田的西北区域，盘区南北走向约5.0km，东西倾向约5.6km，面积28.53km2。四盘区首采煤层为1-2煤层，共设计综采工作面15个（31401面-31415面），设计工作面长度一般为300m（除31401和31415），设计采高4.55.2m，设计推采长度28784720m。四盘区1-2煤属稳定煤层，煤层倾角13。在北部边界分叉，西部煤层较厚且稳定，煤厚4.296.80m；北部边界区域煤层较薄，煤厚3.093.80m之间。四盘区1-2煤层埋藏深度为180250m，地表大多被第四系松散层覆盖，松散层厚度525m，基岩厚度1200190m。基岩上部存在厚度不等的砂砾含水层，厚度3012Om，而其它盘区内都没有此层砂砾岩。四盘区内含水层主要由地表水、松散风积沙含水层及砂砾含水层组成。根据井下放水孔的泄水量观测，四盘区内基岩含水量较少，渗透率不强。砂砾含水层中单位涌水量为0.001470.03290L/（ms），渗透系数为0.002910.03140m/d。采前采后的对比探测结果表明，砂砾含水层内部的原生裂隙不发育，未受采动影响前的导水渗透性不强；但是砂砾含水层的胶结程度较弱，受采动影响后砂砾层内的裂隙比较发育，层内的水力联系增强，渗透性显著增大。231401工作面顶板突水特征31401综采工作面为四盘区1-2煤首采工作面，设计采高4.55.0m，采用走向长壁后退式全部垮落法的综合机械法采煤。工作面采用JOY公司生产的4.3/5.5m双柱掩护式液压支架，其额定工作阻力为8670kN。31401工作面从切眼推进至1600m期间，工作面的涌水量比较正常，普遍为5080m3/h；在工作面推进至1650m时，工作面的涌水量达200m3/h；此后，从1650m到2552m处约902m的区间内，顶板淋水和采空区渗流直不断，期间曾出现2次较大的涌水，短时间内工作面被淹，局部积水深度达2m，造成2次48h停产，最大涌水量达40m3/h，发生顶板异常涌水的同时伴随着工作面冒顶。工作面涌水量的大小和周期来压有很大的关系，31401工作面涌水具有定的周期性，2次出水的间距为5060m或其倍数。表3-1列出了几次较大突水的具体情况。表3-1 31401几次较大突水的具体情况。序号出水量/(m3/h)距开切眼距离/m2次出水间距/m二次出水间隔时间/d推进速度/(m/d)1200165023001758108129.003250180850510.00440021643563211.13520024202562211.646200248565416.257120255267322.332）顶板突水机理按中硬性导水裂隙带高度经验公式，估算31401工作面顶板导水断裂带高度结果。表3-2 31401工作面顶板导水断裂带高度孔号观测孔滞后工作面工作面推进速度/(m/d)采厚/m导水断裂带垮落带基岩柱垂高/m距离/m时间/d高度/m高度/,m裂采比高度/m裂采比S19931116144.4153.9534.9817.083.88122.5S211019123154.4140.5031.9319.724.88119.6当1-2煤层采高为4.5m时，按传统经验估算方法确定的导水断裂带高度55m，正常情况下补连塔煤矿31401综采工作面不会发生顶板突水.导致工作面顶板异常突水的机理是，覆岩主关键层位置距离1-2煤层55m，处于“常规”导水断裂带内，主关键层破断时，上部岩层整体破断，破断裂隙贯通上部砂砾含水层，沟通了上部的砂砾含水层与“常规”导水断裂带，引起了工作面突水.随覆岩主关键层的周期性破断，顶板导水断裂带高度将周期性的发育到砂砾含水层，导致工作面的突水呈现一定的周期性。3）四盘区1-2煤顶板突水的防治对策由于没有掌握31401工作面顶板异常突水机理，31401工作面采用的突水防治措施存在较大的盲目性。例如，对物探发现的所有顶板富水区进行井上下钻孔放水，而事实上，对处于覆岩主关键层位置距离1-2煤层较远区域的富水区，顶板导水断裂带高度发育不到含水层，不会发生突水，没有必要进行钻孔放水。盲目的放水不仅增加了放水钻孔工程量，也破坏了宝贵的水资源。提出了四盘区1-2煤顶板突水防治对策，即首先根据四盘区覆岩主关键层的位置变化，对可能发生顶板突水的区域进行判别，在此基础上，对顶板突水危险区域中的富水区进行钻孔放水并适当减小煤层开采高度来降低顶板突水的可能性.采用关键层判别软件KsPB对四盘区1-2煤所有钻孔柱状的覆岩主关键层位置进行了判别，据此对四盘区顶板突水危险性作出判别，由判别结果绘制了图3-4所示的四盘区顶板突水危险区域.四盘区的顶板突水防治工作仅需考虑图3-4所示的突水危险区域.图3-4四盘区l-2煤顶板突水危险区域的预测结果粗线为预测的突水危险区域；细线为砂砾层厚度分布等值线4）防治效果图3-4所示的突水危险区域预测结果已在31401工作面的开采实践中得到验证.鉴于31401工作面突水引起的顶板管理难度、疏排水资金与人力的大量投入、产量等方面的诸多问题，补连塔煤矿于2007-06-24颁布的矿发48号文件（关于31401工作面剩余煤量开采方案）中提出：31401工作面进行跳采，留设一定宽度的煤柱后重开切眼，更换为小采高支架开采31401工作面剩余煤量，以避免顶板突水问题.根据对31401工作面突水危险区域的预测结果，发现31401工作面剩余煤量段已处于顶板突水危险区域以外.神东公司据此否定了补连塔煤矿的跳采方案，31401工作面仍然连续推采，在后续开采过程中，没有发生顶板突水，安全回采通过3个顶板富水区.由此避免了一次拆面搬家，节约了搬家费用，消除了跳采煤柱损失，保证了工作面的正常回采。3.3活鸡兔矿井烧变岩水害防治81）矿井水文地质条件活鸡兔矿井是神东公司的一个特大型矿井。该矿井工作面205面的走向长度为2400m，采2-2煤，采厚45m。上覆1-2煤（厚911m），距主采煤层2130m，自燃后形成了10余平方千米的烧变岩区，首采面几乎全部位于烧变岩之下（见图3-5）。2-2煤层的开采过程中，其导水裂隙带将发育到烧变岩中，经计算，突水量可达1200m3/h，对矿井安全生产将造成致命性灾害。图3-5烧变岩含水层富水性分区示意图鉴于本区水文地质条件是以静储量为主，而且主平硐硐口标高比综采工作面底板高约40m，自然排水便利，根据矿井充水水源位于工作面上部，且水层深度不大、补给量有限的特点，利用泄水钻孔进行疏排水，一方面可疏干对矿井生产有害的地下水，另一方面吧排除的地下水加入矿区供水系统，即可缓解矿区供水紧张的局面，又能合理的利用宝贵的水资源。2）钻孔疏排水方案本工作面总的地下水储存量达129.34万m3，5个月时间内地下水侧向补给量和降雨补给量为18.72万m2，总疏排量为148.15万m3。按照85%的疏干率，应该疏排水125.92万m3。通过试验，抽水钻孔平均泄水量为30m3/h。按工期5个月要求，确定泄水钻孔数量为12个。为了掌握疏排水效果，布设23个观测孔。根据烧变岩富水性强-极强区取得的水文地质参数，通过计算确定空距为250300m。采用地面直通式泄水孔，从地面施工钻孔至工作面顺槽。对第四系松散层、基岩强风化层下置护壁管，烧变岩段下过滤管，以便烧变岩中地下水顺利进入钻孔，同时防止流沙（该地区第四系为松散沙层）和岩屑进入钻孔，烧变岩以下的正常基岩段下入一般钢管（图3-6）。为了统一掌握泄水时间，在滤水管下端安装开关，在设计的放水时间，统一开始放泄水。图3-6 泄水钻孔结构示意图3）工程效果经过5个多月的疏排水，1号孔区总疏排量为8.27万m3，占补给和储存量的93%；1、2号钻孔区总疏排水量为124.88万m3，占补给和储存量的90%，局部残留含水层厚度仅0.7%左右。泄水量较大的钻孔开始时的两个月泄水强度较大，之后逐渐衰弱，泄水150d后，只有1、2、10、12号钻孔仍然有水排出，总量为39m3/d，基本上为补给量。由此说明，本次疏排水效果比较显著，也证实了本区水文地质研究的成果是可靠的，工程布置是合理的，为高产高效矿井的投产创造了条件9。在消除水害的同时，本次所排出的水，全部进入矿区供水系统。据统计，所排水的利用率高达80%，仅此一项，就为矿区节约引水工程费用500多万元（以前从内蒙古某地引水，取水地单价为3元/t）。开创了烧变岩矿区地下水排供结合利用的先例，为今后矿井安全生产和资源合理开发利用积累了经验。4保水采煤我国西北地区煤炭资源丰富，煤层厚、埋藏浅，人为的疏干排水和采动形成的导水裂隙造成煤系含水层的自然疏干和第四系含水层的流失，破坏了地下水资源，使原本脆弱的西部环境问题更加突出。因此，在采煤前查明矿区水资源分布范围和状态，掌握含水层、隔水层厚度等水文地质资料，合理选择采矿工艺，有效控制覆岩破坏，进行保水采煤或尽可能的减少对水资源的破坏，是煤矿区保水开采的重要研究内容。保水开采的目标是在防治采场突水的同时，对水资源进行有意识的保护，使煤炭开采对矿区水文环境的扰动量小于区域水文环境容量。研究在开采后上覆岩层的破断规律和地下水漏斗的形成机理，以及各种地质条件下开采期间岩层活动与地下水渗漏的关系，从采矿方法、地面注浆等方面采取措施，实现矿井水资源的保护和综合利用。4.1保水煤柱留设分析近年来，国内地质界针对陕北保水采煤问题开展了大量研究，探讨了保水开采对策和方法，提出了保水采煤的核心是生态水位保护的新观点，在水资源有限的陕北地区采煤，既要最大限度地提高煤炭资源采出率，又要保护含水层结构的完整性（保生态水位），这就要求合理设计保水煤柱，在保障煤矿安全条件下，以保护含水层结构为目标，科学留设煤柱。煤柱留宽了，不利于煤炭资源充分利用，反之则会造成矿井突水及生态水位下降，诱发一系列生态环境问题。为此，我们以有柠条塔（12Mt/a）、红柳林（12Mt/a）、张家峁煤矿（6Mt/a）3处大型现代化煤矿为例，开展了保水采煤保水煤柱留设的研究，提出合理解决方案，实现矿区保水开采。1）防水煤柱留设原则11以煤矿防治水规定（2009）和建筑物水体铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000）推荐的经验公式：L=L1+L2（式4-1）图4-1煤柱留设示意图式中：L煤柱留设宽度（m）；L1煤岩柱第一段宽度（m）；L2煤岩柱第二段宽度（m）；其中L1=H/tan（式中：H为河堤与煤层标高差，m）；为煤层采动边界角，依照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000）中相似地质条件下的取值，这里取46.6）（图4-1）2）张家峁煤矿保水煤柱留设11（1）常家沟水库保水煤柱留设常家沟水库位于张家峁井田内东南部，建于乌兰不拉河与老来河的交汇处，是神木县目前最大的蓄水水库。汇水面积44km2，水库最大容量1200104m3。其主要承担华能公司自备电厂供水任务，同时也要保证下游2000hm2农田灌溉用水和人畜饮用水。常家沟水库水坝为土质结构，坝高46.7m，长250m，坝面宽10m，坝底及周围岩石为延安组第三段极弱含水层段。库底被泥沙淤积，库底标高1111.74m。洪峰期最高水位1127.74m，枯水期水位标高1121.74m，蓄水量154104299104m3，般225104m3。水位标高依水面洪峰期最高水位标高1127m进行计算，则相对水位标高而言，4-3煤的平均埋深只有47m，其平均厚度有1.28m，导水裂隙带高度54.2m；4-4煤的平均埋深只有67m，平均厚度0.79m，导水裂隙带高度38.7m；5-2煤的平均埋深102m，平均厚度5.66m，导水裂隙带高度67.8m（表4-1）。表4-1常家沟水库煤柱留设计算表煤层M（m）H(m)L1（m）L2（m）L（m） 4-3 1.284744.42064.4 4-40.796763.42083.45-25.6610296.552.8149.3（2）火烧区保水煤柱留设。矿井生产开拓时应特别注意中部的2-2、3-1煤火烧区，由于其位于井田西南的风沙滩地区的煤层厚度大、出露层位高，因而大面积自燃，形成的烧变岩范围大，烧变岩中裂隙孔洞极为发育，与上覆第四系松散含水层发生水力联系，使萨拉乌苏组及松散沙层潜水进入烧变岩裂隙内，并沿煤层底板泥岩隔水层向低洼处汇集，并以泉的形式排泄。烧变岩竖向范围取6倍的煤层高度，即2-2煤为38.94m，3-1煤为15.72m，以此作为烧变岩中水位高度，水体类型依2类水体，分别计算2-2煤、3-1煤的侧向隔水煤柱宽度，结果如表4-2。表4-2井田火烧区煤柱留设计算表煤层M（m）H(m)L1（m）L2（m）L（m） 2-26.4938.9436.82056.8 3-12.8215.7214.92034.9在开采过程中，当工作面邻近烧变岩地区时，为防止烧变岩中的水突然涌入矿井，保障工作面的生产安全，必须在工作面布置前打超前勘探孔，探明烧变岩分布情况，并疏放其中的积水。由于本区为下行开采，在2-2煤和3-1煤工作面推采过烧变岩以后，火烧区中的存水将向井下大量排泄，烧变岩存水将消耗待尽，烧变岩下布置的工作面可以比较安全的通过烧变岩区，但在接近烧变岩区时同样也要做好充分的超前勘探工作。2）红柳林煤矿保水煤柱留设（1）卢草沟（河流）保水煤柱留设卢草沟水源为砂层汇水，由于沿途经过矿井风沙滩地区，汇水面积大，水量丰富，上游水量732104m3/a，下游接金2000104m3/a（接受五榜石沟补给），并通过何家梁输水隧道向常家沟水库输水，年输水1710m3。因此，卢草沟是井田范围内最重要的条河流。水位标高按1210m进行计算，由于2-2煤的平均埋深只有60m，而其厚度有4.31m，导水裂隙带高度54.2m，2-2煤的开采对上部岩土体影响剧烈，因此在卢草沟附近必须留设防水煤柱。3-1煤的平均埋深只有90m，厚度2.71m，导水裂隙带高度38.7m，除去保护层厚度（按中硬顶板为12m），上覆岩土层厚度剩余40m，卢草沟下的3-1煤是否可以开采还要进行后续勘探研究。其他煤层在充分设计的前提下可以进行水体下采煤（表4-3）。表4-3卢草沟煤柱留设计算表煤层M（m）H(m)L1（m）L2（m）L（m） 2-24.316056.730.887.5 3-12.719085.123.7108.8（2）敖包沟保水煤柱留设由2009年9-11月的野外水文地质勘查可知，敖包沟上游水量179104m3/a，下游（敖包沟煤矿）水量767104m3/a。据了解，下游水量骤增的原因是敖包沟煤矿将矿井水直接排入敖包沟。敖包沟的平均标高为1110m。根据矿井的生产设计，敖包沟附近首采5-2煤，其平均埋深只有110m，煤层厚度平均5.87m，导水裂隙带高度69.2m，除去保护层厚度（按中硬顶板为12m），上覆岩土层厚度仅剩17.8m。5-2煤的开采对地面影响相当剧烈，因此在未采取必要措施之前，必须留设煤柱，以防敖包沟水流涌入矿井。如表4-4所示。表4-4敖包沟煤柱留设计算表煤层M（m）H(m)L1（m）L2（m）L（m）5-25.87110104.057.2161.23）柠条塔煤矿保水煤柱留设（1）火烧区水体下的煤岩柱的留设柠条塔富水火烧区主要分布在原肯铁岭井田露天区，分布面积大约4.6km2，孔隙体积约2660104m3，水量约302104m3，该处2-2煤和3-1煤烧变岩层导水裂隙已连通为整体，最厚处达100m。火烧区下伏首采煤层为4-2煤（火烧区下4-2煤厚约3m），其距3-1煤底板约50m，依据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000）安全煤岩柱留设公式：HahHli+Hb+Hfe（式4-2）其中：Hah-垂高（m）；Hli-导水裂隙带最大高度（m）；Hb-保护层厚度（m）；Hfe-风化带深度（m）。依据资料，风化基岩厚度约5m，保护层厚度依据中硬顶板计算，Hb=4M=12m，导水裂隙带高度依据拟合公式计算Hli=9.59+12.88=41.65m，故：HahHli+Hb+Hfe=41.65+12+5=58.65m，略大于与上部煤层间距50m，而柠条塔矿井南部火烧区水量大，要解放此处水体下煤炭资源必须对烧变岩水体疏干，但实施难度很大。（2）火烧区附近煤柱留设（图4-2）图4-2柠条塔考考乌素沟南部火烧区附近煤柱留设示意图依据公式4-1进行计算，依据资料，L1=71.47/tg46.6=67.6m；按最不利因素计算，采高取6.11m，水头压力p取为1MPa（100m），Kp为0.22MPa，K取5，计算防隔水煤（岩）柱宽度L2为56.4m。此时，L=67.6+56.4=124m。4.2房柱式保水开采设计实例分析以陕北神木县六道沟煤矿为例，分析不破坏地表水体和上覆含水层的浅煤层房柱式保水开采设计与实施效果12。1）矿区概况六道沟煤矿位于鄂尔多斯盆地东南部、陕北黄土高原北端与毛乌素沙漠东南缘交汇地带，属黄土丘陵沟壑地貌和半干旱大陆性气候，年降雨量约440mm，矿区水资源较缺乏；受毛乌素沙漠的影响，沙尘暴多发，生态环境较为恶劣钻孔揭露该区侏罗系中统延安组为本井田含煤地层，残存上下两段；下段岩性以厚层状浅灰色中细粒长石石英砂岩为主，夹有灰色、深灰色粉砂岩、砂质泥岩及泥岩等，厚20m左右；5#煤组位于该段顶部，煤层平均厚度2.1m，为近水平煤层，赋存稳定，实测抗压强度为26MPa；煤层顶板为粉砂岩，其抗压强度为1070MPa，一般在40MPa，煤层底板多为粉砂岩、泥岩，其抗压强度为1646.5Mpa。钻孔柱状图见图4-3，平均开采深度为52m。区内地表水为流经矿区的六道沟河，属西沟河支流，多建有淤地坝.区内地下水主要为第四系松散堆积层潜水即黄土、风积沙、冲积土孔隙裂隙潜水和中侏罗统延安组基岩裂隙水；基岩裂隙水距开采煤层20m。2）煤柱稳定性设计为了保护地面水体和上覆含水层，该矿采用房柱式开采方法，设计采宽4m，留宽5m；为控制直接顶板，一般留0.4m的顶煤皮，故实际采厚为1.7m，煤柱宽高比为2.94；回风和运输大巷的护巷煤柱宽30m，回风和运输平巷的护巷煤柱宽1519m.由于5#煤层的实测单轴抗压强度为26MPa，属于坚硬煤层。根据对印度23个失稳硬煤柱和20个稳定硬煤柱（抗压强度为1948MPa）的实测分析以及FLAC3D模拟计算，获得了煤柱强度和煤柱载荷的计算公式，计算可得六道沟煤矿房柱式开采煤柱的安全系数为1.93。通过对南非矿柱稳定性分析后，获得矿柱稳定与破坏的频率直方图，完整矿柱性状分布中在安全系数从1.31到1.88的范围内，其平均计值为1.6.六道沟煤矿煤柱稳定性的安全系数大于合理设计值因此判定六道沟煤矿房柱式开采的留设煤柱是稳定的。图4-3钻孔综合柱状图3）房柱式开采覆岩移动与垮落高度房柱式开采过程中，随着煤炭不断采出和矿柱侧向应力的逐渐解除，