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我国矿井水文地质条件复杂，水体下呆滞煤炭储量多，华北、华东和东北等地区普遍有松散含水层覆盖，井田浅部煤层开采过程中受到松散含水层的威胁[1]。国外针对采动突水溃砂问题研究较少，近些年主要侧重于地下水资源和矿区环境保护方面的研究[2-3]。20世纪50年代国内一些学者尝试对水体下采煤进行研究和实践，河流、湖泊、水库、松散含水层等水体下采煤采煤技术有了一定的进展[4]。20世纪70年代，中、厚松散层下缩小防水煤柱采煤技术和理论得以开展，许多矿区基于现场观测和试验研究，总结出不同覆岩类型工作面垮落带和导水裂缝带高度(合称“两带”)与采高的关系，并用于指导生产。20世纪80年代，国民经济的迅速发展对能源的需求增多，复杂水文地质条件下的采煤技术相继研究[5]。淮河、微山湖下大量煤炭资源逐渐被开采，同时综放开采技术快速发展后，基于矿山压力、岩石力学等理论，研究了岩体破裂运移规律，综放开采条件下垮落带和导水裂缝带发育规律及保护层选取有了突破性进展。20世纪90年代，综放开采方法推广应用以来，许多矿区根据现场实测结果总结了覆岩破坏高度计算公式[6]。
进入21世纪，国家煤炭工业局颁布的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》，给出了不同覆岩类型条件下分层综采或普采的“两带”预计公式。随着综放工作面现场实测数据的增多，计算机技术的快速发展，基于多学科交叉的理论和试验研究，覆岩破坏“两带”发育特征有了较明确的认识，已基本形成了各类条件下“两带”高度预计公式，并收录到《“三下”采煤指南》中，科学地指导了许多水体下采煤[7]。然而，水体下采煤合理留设安全煤岩柱，不仅要考虑覆岩裂隙发育特征、岩石物理力学性质等，含水砂层水文特征、渗溃性及黏土的阻隔水特性等的研究同样关键，任何的片面性均可能导致突水溃砂事故的发生。淮北矿业桃园煤矿、神东布尔台煤矿、赵固一矿、任楼煤矿等多个矿井曾发生突水溃砂事故，个别矿区溃砂量近10 000 m3，瞬时最大涌水量达200 m3/h[8-9]。近年来，特厚煤层分层综放开采工作面覆岩破坏“两带”发育高度研究较少，因此对松散含水层地层结构特征、物理力学性质及覆岩破坏特征等进行综合分析与研究至关重要。
多伦煤矿井田内含煤地层赋存于1个长6 000 m、宽300～1 400 m，南北拉伸延展的断陷向斜盆地中。设计生产能力120万 t/a，主采7号煤层，平均厚度为15.50 m，被中部约1.0 m厚的夹矸分为上、下2层。上分层平均厚度8.0 m，下分层平均厚度6.5 m。煤层隐伏露头半整合于新近纪地层，局部位于新近纪冲积含水层之下，松散层底部存在厚层黏土层。松散含水层是影响该矿实现高产高效、安全生产的关键性制约因素。地质剖面图和基岩厚度等值线图分别如图1和图2所示。
图1 井田Ⅰ-Ⅰ′线剖面图
Fig.1 Typical Ⅰ-Ⅰ＇cross section of coalfield
为防止7号煤层开采过程中松散含水层突水溃砂的发生，原《矿井初步设计》对采区留设防水安全煤(岩)柱进行开采，开采方法见表1。按照《矿井初步设计》，井田南部部分工作面基岩厚度较大，满足留设防水安全煤岩柱分层综放开采的条件，其余区段则需要根据煤岩柱厚度采取复杂的技术措施，更改采煤方法，导致大量煤炭资源呆滞，生产效率难以提高。因此需研究松散含水层水文地质特征及特厚煤层分层综放开采覆岩破坏高度，并对含水层下特厚煤层开采方案进行合理设计。
图2 基岩厚度等值线图
Fig.2 Thickness Contour plan map for bedrock
表1 《矿井初步设计》开采方法
Table 1 Mining method of Preliminary Mine Design
基岩厚度/m开采方法备注<30不予开采—30～60房柱式开采—60～80长壁式分层开采1～2个分层,采高为2.6 m80～140长壁式分层开采开采层数视实际观测结果而定,采高为3.0 m≥140分层综放开采—
根据井田ZK-1、ZK-3等55个地面钻孔资料，分析钻孔揭露岩层结构，并绘制松散层厚度(第四纪、新近纪)、基岩厚度等值线图，分析井田松散层地质特征。第四纪地层由冲、洪积粉细砂、黏土质砂土、表层腐殖土等组成，厚度为16.5～83.2 m，平均60.27 m。新近纪地层由砂质黏土、黏土、玄武岩以及砂砾岩等组成，厚度为20.40～180.08 m，平均83.90 m。7号煤顶板由泥岩、炭质泥岩、砂岩交互组成，基岩厚度0～200 m，泥类岩占比达50%以上，具有良好的隔水性，岩石单轴抗压强度为1.4～11.6 MPa，属于软弱类型。
新近纪地层底部局部为黏土层，局部为砂砾岩层。底部为砂砾岩的区域(简称底砾区)，砂砾岩位于黏土层下，且直接覆盖于煤系地层上部。而砂砾岩缺失的区域(简称底黏区)，厚层黏土层直接覆盖在煤系地层之上。新近纪底部砂砾岩含水层厚度范围为0～62.64 m，平均厚度为8.72 m左右。新近纪地层底部黏土层厚度为2.49～92.98 m，平均29.01 m。底砾区和底黏区分区如图3所示。
图3 底砾区和底黏区分区图
Fig.3 Plan map of zones for clay and gravel aquifer in the lowermost layer
地面水文补勘钻孔抽水试验结果表明，新近纪底部砂砾含水层单位涌水量为0.01～0.05 L/(s·m)，渗透系数为0.05～0.34 m/d，为弱富水性。工作面开采强度一定条件下，砂砾层粒径大小是工作面是否发生突水溃砂的主要影响因素之一。埋深49.5～50.0 m和63.9～64.4 m的砂土样粒径小于0.075 mm的颗粒含量平均占比23%，粒径大于0.075 mm的颗粒含量平均占77%，土样类型为含细粒砂土。采用砂土渗溃性试验装置[10]，在天然干密度、4个水头比降、6.5 mm渗孔直径条件下，对砂土样1和砂土样2的渗溃破坏过程和渗溃情况进行试验，试验结果如图4所示。
图4 渗溃性试验流量变化
Fig.4 Water inflow variation of penetration test
砂土样1在3 min后出黄色水滴，之后水滴颜色变淡，流速递减，24 h未破坏。砂土样2在7.5 min后出黄色水滴和少量砂，之后水滴颜色变淡，2～3 h有较多砂土流出，但渗孔自愈，4 h后流速递减，水滴变清，30 h未破坏。试验水流量均小于0.05 ml/s，细粒砂土的渗溃直径大于6.5 mm，表明砂土渗溃性较差，有助于减缓工作面突水溃砂。
新近纪底部黏土层是防止上部含水层发生突水溃砂的关键隔水层，其阻水阻砂工程特性决定工作面受水患威胁的程度。对09-S1和09-S2孔104.0～165.0 m土样进行土工试验，其物理性质和液、塑限试验测试结果见表2和表3。土样天然饱和度平均91.6%，孔隙比平均0.507，天然含水率平均17.2%，表明土样的天然含水率较低，土样在自然状态下吸水性差，为硬塑状态的中低压缩性土。土样的塑性指数基本都大于17，液性指数都小于0，表明该黏土为坚硬半固结状态，具有良好的隔水性和比较差的流动性，对阻止工作面突水溃砂的发生十分有利[11]。
表2 黏土样物理性质试验结果
Table 2 Test results of clay physical property
孔深/m天然含水率/%天然湿密度(g·cm-3)天然干密度/(g·cm-3)孔隙比天然饱和度/%104.0～105.019.52.051.720.57891.5135.0～136.015.82.101.810.50285.8140.0～140.517.02.171.860.48796.5164.0～165.016.52.071.770.46192.6平均17.22.101.790.50791.6
表3 黏土样液和塑限试验结果
Table 3 Test results of liquid and plastic limit
孔深/m液限/%塑限/%塑性指数液性指数土的分类状态104.0～105.051.728.323.4-0.38黏土坚硬135.0～136.051.524.826.7-0.34黏土坚硬140.0～140.543.824.819.0-0.46黏土坚硬164.0～165.042.026.815.2-0.68粉质黏土坚硬
“两带”发育高度是防隔水安全煤岩柱的留设的重要参数，现场观测采用冲洗液漏失量观测法[12]。7煤1703工作面上分层综放开采后，在地面布置2个“两带”高度观测孔，其中1-SD1孔位置距工作面开切眼135 m，距上平巷20 m；1-SD2孔位置距工作面开切眼280 m，距下平巷20 m(图2)。钻孔冲洗液漏失量和水位变化如图5所示。
1-SD1钻孔钻进至190 m之前冲洗液漏失量为0.4～7.2 L/min，钻进至195 m处时，冲洗液漏失量显著增加，冲洗液循环终止；1-SD2钻进至201 m以下时，冲洗液漏失量显著增加，冲洗液循环终止。观测岩心有纵向裂缝，综合判断为导水裂缝带顶界面。1-SD1和1-SD2孔分别钻进至248 m和261 m以下时，钻孔水位显著下降，岩心较破碎，判断为垮落带顶界面。
图5 上分层综放开采钻孔冲洗液漏失量和水位变化
Fig.5 Water consumption quantity and water level changed in boreholes for upper slice
1-SD1钻孔煤层埋深为311.6 m，采厚为9.6 m，则垮落带和导水裂缝带高度为54.0 m和112.0 m，垮采比和裂采比分别为5.62和11.67。1-SD2钻孔煤层埋深为321.1 m，采厚为9.1 m，则垮落带和导水裂缝带高度为51.0 m和111.0 m，垮采比和裂采比分别为5.60和12.20。单层综放开采时垮采比范围为5.60～5.62。
1703下分层工作面位于1703和1705上分层工作面下方，在上分层工作面的开采的基础上，下分层工作面开采后进行地面“两带”高度观测。为避免区段煤柱的影响，2-SD1钻孔布置于距终采线420 m，距上平巷40 m位置；2-SD2钻孔距终采线387 m，距下平巷20 m(图2)。钻孔冲洗液漏失量和水位变化如图6所示。
图6 分层综放开采冲洗液漏失量和水位变化
Fig.6 Water consumption quantity and water level changed in boreholes for lower slice
2-SD1钻孔在112.05～168.5 m处冲洗液漏失量为0.30～1.15 L/min，钻进至172.05 m不返水，冲洗液全部漏失，循环终止。2-SD2钻孔在112.38～175.93 m处冲洗液漏失量为0.22～2.16 L/min，178.43 m处不返水，冲洗液循环终止，钻孔岩心纵向裂隙明显，判断为裂隙带顶界面。2-SD1和2-SD2钻孔分别钻进至222.72 m和234.43 m时钻孔水位明显下降，岩心破碎，之后出现“掉钻”现象，判断为垮落带顶界面。
2-SD1钻孔煤层埋深为310.4 m，上下分层累计采厚为15.7 m，则垮落带和导水裂缝带高度为72.0 m和126.2 m，垮采比和裂采比分别为4.59和8.04。2-SD2钻孔煤层埋深为320.5 m，上下分层累计采厚为15.1m，则垮落带和导水裂缝带高度为71.1m和129.5m，垮采比和裂采比分别为4.71和8.58。分层综放开采时垮采比范围为4.59～4.71。
矿井突水溃砂机理复杂，影响因素繁多，通常由多种因素耦合作用引起，与水文地质特征、采煤方法、基岩特征及顶板破断形式等素相关[13]。突水溃砂防治方法主要有疏水降压、含水砂层注浆改造、顶压开采、帷幕注浆、留设防隔水煤岩柱及改变采煤方法等。由于留设防隔水煤岩柱方法具有技术可行、投入成本低、工程规模灵活等优点，是目前预防突水溃砂发生的常用手段。
防隔水煤岩柱留设方法主要包括防水、防砂和防塌安全煤岩柱3种类型。防水安全煤岩柱不允许导水裂缝带波及到水体；防砂安全煤岩柱允许导水裂缝带波及松散层的弱含水层水体，但不允许垮落带波及该水体；防塌安全煤岩柱允许导水裂缝带进入松散层的弱含水层水体，同时允许垮落带波及该弱含水体[13]。通过以上井田地质与水文地质条件分析及特厚煤层分层综放开采覆岩破坏规律研究，井田北部富水性弱的底砾区具备留设防砂安全煤岩采条件，底黏区具备留设防塌安全煤岩柱开采条件。
防砂安全煤岩柱垂高Hs公式为
Hs≥Hm+Hb
(1)
式中：Hm为垮落带高度，m；Hb为保护层厚度，m。
防塌安全煤岩柱垂高Ht公式为
Ht≥Hm
(2)
根据底黏区和底砾区分界线，将1702、1704 和 1706工作面分为Ⅰ区、Ⅱ区和Ⅲ区(图7)。I区和III区留设防砂安全煤岩柱，Ⅱ区留设防塌安全煤岩柱。单层综放开采工作面垮落带高度计算选取最大垮采比5.62，分层综放开采工作面垮落带高度计算选取最大垮采比4.71。防砂安全煤岩柱保护层厚度选取2倍的采厚，且不小于10 m。根据工作面分区中最小基岩厚度，利用式(1)和式(2)反算工作面分区的允许开采厚度。
图7 工作面分区图
Fig.7 Partition map of working face
1702工作面I区和III区基岩厚度为70 m，底砾区上分层允许开采厚度M1计算公式为
5.62M1+2M1≤70
(3)
底砾区下分层允许开采厚度M2计算公式为
4.71∑M+2M2≤70
(4)
其中：M为煤层采厚；经计算，底砾区上分层的最大允许采厚为9.2 m，而实际采厚为7.5 m，则下分层允许采厚为5.2 m。
1702工作面II区基岩厚度为70 m，“底黏区”上分层允许开采厚度计算公式为
5.62M1≤70
(5)
底黏区上下分层允许累计采厚计算公式为
4.71∑M≤70
(6)
经计算，底黏区上分层的最大允许采厚为12.5 m，而实际采厚为7.5 m，则下分层允许开采厚度为7.5 m。1704和1706工作面允许开采厚度见表4。
为进一步查明开采区新近纪底部砂砾含水层分布特征、顶板砂岩含水层的富水性及基岩厚度，7号煤层上分层工作面采前在巷道中设计顶板探放水钻孔。钻孔涌水量见表5，1702工作面2-3号孔终孔层位为新近纪底部黏土层，涌水量为0.2 m3/h，其它钻孔施工至新近纪底部砂砾含水层，平均涌水量为4.2 m3/h。1704工作面钻孔均施工至新近纪底部砂砾含水层，平均涌水量为2.6 m3/h。1706工作面钻孔均施工至新近纪底部黏土层，平均涌水量为0.2 m3/h。松散砂砾含水层最大单孔涌水量为4.9 m3/h，表明涌水量较小，富水性弱。
表4 1702、1704和1706工作面上下分层允许开采厚度
Table 4 Mining height of working face 1702,1704,and 1706 for the upper and lower slices
工作面Ⅰ区基岩厚度/m上分层允许采厚/m上分层实际采厚/m下分层允许采厚/mⅡ区基岩厚度/m上分层允许采厚/m上分层实际采厚/m下分层允许采厚/mⅢ区基岩厚度/m上分层允许厚度/m上分层实际采厚/m下分层允许采厚/m1702709.27.55.27012.57.57.570～859.27.55.2170475～1059.85.57.365～7511.610.03.850～656.65.53.6170675～1209.84.77.950～758.98.02.640～805.24.72.7
表5 探放水钻孔涌水量
Table 5 Water inflow of water exploration and drain drills
工作面钻孔号倾角/(°)方位角/(°)孔深/m终孔层位涌水量/(m3·h-1)17022-145270125.4砂砾含水层4.92-245270117.33砂砾含水层4.12-345270118.4黏土层0.22-445270121.7砂砾含水层3.617044-160272砂砾含水层2.44-260270砂砾含水层2.34-360258.6砂砾含水层3.44-460285砂砾含水层3.24-560293砂砾含水层1.517066-1600109.5黏土层0.16-260090黏土层0.36-360079.5黏土层0.156-460054黏土层0.256-56018063黏土层0.2
1702上分层工作面平均采厚为7.5 m，1704工作面上分层采厚为5.5～10.0 m，1706工作面上分层采厚为4.7～8.0 m，各工作面实际开采情况均小于设计允许开采厚度，表明实际的基岩厚度大于所需留设的防砂、防塌安全煤岩柱尺寸，满足安全要求，因此工作面未发生突水溃砂。工作面回采期间涌水量较小，最大涌水量为4.3 m3/h，均实现了安全开采。1702、1704和1706工作面回采期间涌水量变化如图8所示。
图8 上分层工作面涌水量变化
Fig.8 Water inflow variation of upper working faces
1702下分层工作面位于1702和1704上分层工作面下方，底砾区采厚为2.8 m，只采不放，底黏区平均采厚为7.0 m，实现了分层综放开采。工作面回采380 m之前涌水量为34.2～35.7 m3/h，由于上分层工作面采空区连通，受井田边界侵入体含水层的补给水量约为22 m3/h，则工作面顶板含水层最大涌水量为13.7 m3/h。工作面回采至400 m时，涌水量稍增大，顶板最大涌水量为20.0 m3/h。同时根据砂砾含水层长观孔水位观测成果，工作面涌水量增大时，水位明显下降(图9)，表明工作面的涌水量增大由砂砾含水层引起。工作面回采期间总涌水量不大，主要是由于砂砾岩含水层富水性弱，且工作面采前对含水层水进行了疏放。工作面安全回采表明，松散含水层下开采安全煤岩柱留设的合理性至关重要，可以通过减小采厚，降低开采强度预防工作面突水溃砂。
图9 松散砂砾含水层水位变化
Fig.9 Water level variation of unconsolidated gravel aquifer
1)多伦煤矿新近纪底部砂砾含水层平均厚度8.72 m，单位涌水量0.01～0.05 L/(s·m)，为弱富水性。新近纪底部黏土层平均厚度29.01 m，塑性指数大于17，液性指数小于0，为坚硬半固结状态，具有良好的隔水性和比较差的流动性。采用砂土渗溃性试验装置测得细粒砂土的渗溃直径大于6.5 mm，渗溃性较差。7号煤层顶板岩石力学强度低，泥类岩占50%以上，具有良好的隔水性，属于软弱类型。
2)通过地面钻孔冲洗液漏失量和水位观测，软弱地层单层综放开采时垮采比为5.60～5.62；分层综放开采时垮采比为4.59～4.71。可选最大垮采比5.62和4.71作为单层综放和分层综放开采防砂安全煤岩柱留设的参数。
3)选取合理留设防隔水煤岩柱的方法对砂砾含水层突水溃砂灾害进行防治。根据水文地质条件，底砾区、底黏区分别具备留设防砂和防塌安全煤岩柱开采条件。通过对1702、1704和1706工作面进行采厚设计，优化了采煤方法，部分基岩较薄区域进行了分层综放开采，提高了生产效率，实现了安全回采，对松散含水层下特厚煤层开采突水溃砂的防治具有指导意义。
[1] 陈 杰,李青松.建筑物、水体下采煤技术现状[J].煤炭技术,2010,29(12):76-77.
CHEN Jie,LI Qingsong.Research on status of coal mining technology under constructions and water bodies[J].Coal Technology,2010,29(12):76-77.
[2] SIDLE R C,KAMIL I,SHARMA A,et al.Stream response to subsidence from underground coal mining in central Utah [J].Environmental Geology,2000,39(34):279-291.
[3] 李江华.水压作用下防砂安全煤(岩)柱失稳突水溃砂机理研究[D].北京：中国矿业大学(北京),2016.
[4] 杜计平,汪理全.煤矿特殊开采方法[M].徐州:中国矿业大学出版社，2003.
[5] 刘天泉.我国“三下”采煤技术的现状及发展趋势[J].煤炭科学技术,1984,12(10):24-18.
LIU Tianquan.Current situation and development tendency of mining technology under water,construction and railway in China[J].Coal Science and Technology,1984,12(10):24-18.
[6] 方 杰,徐会军,曹志国,等.软弱覆岩下厚煤层综放开采导水断裂带高度计算[J].煤炭科学技术,2016,44(8):67-73.
FANG Jie,XU Huijun,CAO Zhiguo,et al.Calculation on height of water conducted zone for fully-mechanized top coal caving mining in thick seam under soft and weak overburden strata[J].Coal Science and Technology,2016,44(8):67-73.
[7] 胡炳南,张华兴,申宝宏.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采指南[M].北京:煤炭工业出版社,2017.
[8] 李江华,许延春,姜 鹏,等.巨厚松散层薄基岩工作面覆岩载荷传递特征研究[J].煤炭科学技术,2017,45(11):95-100.
LI Jianghua,XU Yanchun,JIANG Peng,et al.Study on load transmission characteristics of overburden rock above coal mining face in thin bedrock of super thick unconsolidated stratum[J].Coal Science and Technology,2017,45(11):95-100.
[9] 张 杰,侯忠杰.浅埋煤层开采中的溃沙灾害研究[J].湖南科技大学学报：自然科学版,2005,20(3):15-18.
ZHANG Jie,HOU Zhongjie.Study on sand inrush disaster in shallow seam mining[J].Journal of Hunan University of Science&Technology (Natural Science Edition),2005,20(3):15-18.
[10] 许延春.含黏砂土流动性试验[J].煤炭学报,2008,33(5):496-499.
XU Yanchun.Fluidity test on sand blended with clay [J].Journal of China Coal Society,2008,33(5):496-499.
[11] GB/T50123-1999,土工试验方法标准[S].
[12] 孙庆先,牟 义,杨新亮.红柳煤矿大采高综采覆岩“两带”高度的综合探测[J].煤炭学报,2013,38(S2):283-286.
SUN Qingxian,MU Yi,YANG Xinliang.Study on “two-zone” height of overlying of fully-mechanized technology with high mining height at Hongliu coal mine[J].Journal of China Coal Society,2013,38(S2):283-286.
[13] 国家安全监管总局,国家煤矿安监局,国家能源局,等.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范[M].北京:煤炭工业出版社,2017.