| 三道沟煤矿地表水害治理工程设计研究 |
| 作者：杜兰宝 发布于：2020/1/7 11:37:51 点击量： |
摘要：随着陕北神府矿区煤层开采面积及深度逐渐增加，煤矿地表变形日趋严重，矿区地表水害已愈演愈烈。结合三道沟85201和85203两工作面地表水害治理工程进行研究，通过对矿区地质环境条件、采矿条件进行分析，矿区岩移参数确定，以及矿区“三带”发育特征的分析，确定该矿区地表水害主要采用袖阀管注浆工艺进行工程治理。注浆钻孔分为帷幕孔、注浆孔两类，治理深度地表下15~25m，治理宽度为沟底过水断面的全部范围，该研究为我国陕北神府矿区地表水害治理提供了有力依据。 关键词：煤矿矿区；地表水害；治理工程
陕北神府矿区是我国五大煤田基地之一，蕴含丰富的煤炭资源，也是我国少有的特低-低硫、低灰、低磷煤，具有较高的开采价值。近年来，由于开采的面积越来越大，开采深度逐渐加深，地表水随开采裂隙渗入井下造成淹井灾害也时有发生。我国诸多学者在此方面已做出较丰富的成果。2007年王洪林[1]等针对不同的水害采取不同方式的防治技术；2008年周胜利等确定了贵州地方煤矿水害危险性的评价方法即改进的危险指数评价法，确定了量化煤矿水害的评价指标及评价结果的方法；2010年徐建文[2]等通过分析各种突水现象的机理，针对不同突水征兆确定水源，选择合适的防水措施，避免突水灾害；2009年王双民[3]等通过研究，揭示了区合理生态地下水位埋深为1.5~5.0m，煤层开采的导水裂隙导致地下水位下降，表生生态退化，控制地下水位是生态脆弱矿区科学开采的核心；2009年陈元良[4]等在分析各类矿井水水质特征的基础上，阐明了我国矿井水处理利用现状，分析了各类矿井水处理存在
的问题，提出了探讨相应的处理新方法；2010年甘建东[5]等通过简明的介绍矿井水害的分布、种类、形成原因等，提出了针对矿井水害的一些有效、前沿的防治方法。然而，对地表水害的治理仍停留在探索阶段，本文以陕北神府矿区三道沟煤矿为例，分析矿区地质条件，确定变形参数，完成地表水害治理措施，为今后更为有效的治理矿区地表水害奠定基础。
1矿区地质与采矿条件
1.1 矿区地质条件
三道沟矿区地处以侵蚀为主的黄土梁峁区，地形破碎，沟壑纵横，海拔标高1000～1340m。全区地势北高南低，梁的延伸方向受水系的控制，基本上是以大圪塔（1397.0m）为中心，向四周展布，梁面多以风积沙及黄土覆盖。
矿区下伏侏罗系下统富县组（J1f）泥岩和中统延安组（J2y）砂泥岩互层，延安组岩层倾向305°～330°，倾角1～5°。其间夹多层可采煤层，本区开采的5-2煤为该岩组。根据现场调查，红石墕及南部支沟局部地区有第三系出露，厚度变化较大。其与下伏延安组不整合接触，之上多被中更新统离石组覆盖，两者间呈角度不整合接触关系。上覆的第四系分布范围广、厚度变化大、成因类型复杂，岩性变化显著，根据岩性成因的不同，地层可划分为上更新统（Q3）及全新统（Q4），上更新统主要分布于黄土梁峁沟壑区的梁、峁顶部，岩性为灰白、灰黄色砂质风积马兰黄土，土质均匀，结构疏松，具大孔隙，垂直节理发育，具湿陷性。全新统岩性为灰黄色粉土、粉质粘土、粉、细砂及淤泥质土。下部为砂砾石层，由砂岩碎块和钙质结核组成，磨圆较好。
矿区位于鄂尔多斯盆地，构造上属华北地台，天环向斜东翼伊陕斜坡地带。区内出露中生界地层，基岩起伏较小，为单斜地层，微向西倾，倾角1～3°，形成单斜构造。鄂尔多斯地块构造运动以升降运动为主，振荡幅度小，构造简单，无大型褶皱和断层。
含水层主要包括第四系全新统冲-洪积孔隙潜水含水层、中更新统黄土孔隙裂隙潜水含水层。浅水层主要分布于梁峁顶部及沟谷边坡地段，厚度变化较大，一般厚度为20～40m；裂隙含水层均广泛出露于沟谷中，岩性主要为细、中、粗粒砂岩、泥岩及煤。本区隔水层主要为第三系上新统静乐组红土隔水层，断续出露于沟脑、分水岭地段，厚度变化大。岩性为浅红色—褐红色粘土，亚粘土，夹多层白色钙质结核，底部常见一层1～2m厚的砾石层，多已胶结成砾岩。受地下采矿活动影响，该层在红石墕及南部支沟中已破坏，隔水性能降低。
1.2 三道沟采矿条件
三道沟煤矿于2004年建成投产，设计生产能力900万t/a，矿井设计开采4-3、4-4、5-2、5-2上煤层，主采5-2煤。2012～2013年，85201及85203工作面主要开采5-2煤层，采厚6.2m，红石墕及南部支沟煤层埋深70～120m，平均埋深约90m，工作面月推进速度245~265m。
2矿区地表水害发育特征
2.1 三道沟地表水特征
三道沟井田区域内沟道纵横，地表水系较发育，且部分沟道存在常年流水，其中三道沟煤矿红石墕沟，流域面积17.13km2，主沟长度9.4km，沟道平均比降25.3‰，流域内支沟纵横，计有支沟38条，支沟密度2.2条/km2，除红石墕沟常年流水外，支沟南支也存在常年流水沟谷，流域面积1.32km2，沟长2.2km，沟道平均比降81.7‰。
2.2岩层移动参数
煤矿采用长壁式机械化综采，顶板全垮落管理方法，随工作面不断推进，地表变形加剧，沟底底部及两侧山峁发生大量不均匀沉降，产生大量的地面塌陷和地裂缝，河流或沟道的地表水将沿采动裂隙渗入井下，威胁煤矿井下安全开采。
根据85201首采工作面地表沉降观测规律研究成果，该矿区综合裂缝角：下山裂缝角82.1°；上山和走向裂缝角80.8°。
2.3“三带”发育特征
通过对85201及85203工作面进行钻孔勘探，利用洗液消耗量观测、岩体波速测试、钻孔窥视等方法，勘探“三带”发育高度及特征如下：①第四系粉土及砂砾石，厚度0~9.0m，平均厚度5.0m；②顶板基岩岩性为砂岩、泥岩及砂泥岩互层组成，厚度63.5~77.7m，平均厚度约70.9m，煤层顶板以泥岩为主，局部为砂岩，以水平层理为主，岩体相对破碎，岩芯多呈短柱状或碎块状，岩芯采取率较低；③5-2号煤层采空区其埋深在68.5～86.7m，平均埋深为75.9m，综合各方面资料，5-2号煤采空区高度为6.2m，采空区段出现掉钻、卡钻、进尺快，严重孔口吸风现象，采空导水裂隙带发育明显，冒落严重。
总之，三道沟煤矿85201及85203工作面冒落带高度7.3~10.3m，裂隙带高度58.2~79.4m，导水裂隙带直接发育至地表，有效隔水岩组缺失。红石墕及南部支沟地表洪水可通过地表裂缝直接涌入井下。
3治理工程措施
3.1 治理方案
考虑到采空区尚未完全沉降稳定，若采用混凝土、砌石等刚性结构则易于破坏。注浆技术是封堵采动裂缝的有效方法，但由于采动后地层破碎，常规注浆浆液易于从地表直接冒出，且浆液流动方向不易控制，治理效果难以控制。依据三道沟煤矿采空区的地表变形特征、工程地质条件、采矿特征等因素，结合该地区成功的工程经验，拟对85201、85203工作面导水裂隙带（地表下25~35m）采用袖阀管注浆工艺对采动裂缝（隙）进行工程治理。
与传统注浆工艺相比，袖阀管注浆方法具有如下技术优点：①根据需要可灌注任何一个注浆段，还可重复注浆；②可使用较高的注浆压力，注浆时冒浆和串浆的可能性较小；③钻孔和注浆分开，提高了钻孔、注浆设备的利用率；④可在一个孔内灌注几种浆液材料；⑤由于在被加固的地层中，进行多点、定量、均衡的注浆，注浆体在地层中均匀分布、均匀连接，可提高被加固地层段的整体稳定性。
3.2治理范围确定
（1）注浆治理长度：结合《三下采煤规程》等相关规定，本研究确定治理长度为河沟走向上采空区实际分布长度与及覆岩移动角影响范围长度之和。根据煤矿沉降观测资料，结合当地工程经验，对采空区治理长度进行了综合确定。计算公式L=D+2B+2Hcotθ，其中，D—河道长度；B—维护带宽度，取20m；H—采空区上覆地层厚度；θ—综合裂缝角；经计算，红石墕沟采空区长度706m，河道治理段长度775m；南支支沟采空区长度301m，治理长度为351m。
（2）注浆治理宽度：注浆治理宽度根据河沟底部形态确定，治理宽度为沟底过水断面的全部范围20~120m。
（3）注浆治理深度：根据以往的工程处治经验，采空区治理深度为地面以下15~20m。
3.3注浆总量
注浆总量主要由采空区实际采空体积及充填覆岩裂隙量组成，由于勘察条件局限，计算量不能精确计算，本研究对其进行预测估算。
（1）裂隙体积估算：①治理范围内煤层平均开采厚度6.2m，目前85201及85203地表已发生平均沉降量约3.0m（最大达3.8m），地下岩层中采动裂隙体积可等效为3.2m煤层体积；②地下岩层中采动裂隙分布在冒落带及裂隙带中。根据注浆工程经验，裂隙带中采动裂隙体积约占地下岩层中采动裂隙体积的1/2~3/5。按照1/2（取偏小值）进行估算，则裂隙带中采动裂隙体积可等效为1.6m煤层；③项目区裂隙带平均发育高度按60m进行估算，而本工程治理深度为地表以下15~20m的裂隙带，考虑到浆液易于向下流入采空区中，治理深度按20m估算，则可将本工程治理范围内采动裂隙体积等效为0.533m煤层。
（2）浆液损失系数：考虑在注浆过程中，浆液向采空区上覆地层、裂隙及附近岩层的渗透损失、施工过程中因注浆工艺与注浆参数的调整，而造成注浆浆液的损失，因此，在采空区剩余空洞体积的基础上，考虑15%浆液损失，浆液消耗系数A=1.15。
（3）浆液结石率：根据室内试验，浆液结石率为C=75%。
（4）充填系数：浆液对采空区及上覆岩层中的裂隙、缝隙的充填系数为η=85%
（5）注浆总量：Q总=A×S×ΔV×η/c；
式中，A—注浆总量浆液消耗系数，取值1.0~1.2之间；
S —治理面积,m2；
ΔV —裂隙体积，取0.533m；
η—浆液充填系数，取值0.85；
C—浆液结石率，取值75%。
根据各煤矿采空区治理面积、采厚、回采率等综合分析计算，各矿采空区治理总注浆量见表1。
表1 治理注浆量计算表
 单孔设计最大注浆量:进行单孔注浆设计时，
Q单=A·π·R2·ΔV·η/C;
式中，Q单—单孔注浆量,m3；
A单孔注浆量浆液耗散系数，取1.0~1.2之间；
R—浆液有效扩散半径，按孔距的一半计算,m；
ΔV—裂隙体积，取值0.533；
η—注浆充填系数，取值在0.80~0.95之间；
C—浆液结石率，取值在0.7~0.85之间，一般经验确定。
单孔注浆量浆液耗散系数1.15，空隙率10%，注浆充填系数85%，浆液结石率75%，浆液有效扩散半径分别按照5m、7.5m、10m计算，则单孔注浆量分别为55m3、122m3、218m3。施工过程中，为确保帷幕孔止浆效果，帷幕孔的注浆量可根据具体的孔内情况进行调整。单孔注浆设计时，对第一序次钻孔，其注浆量可根据钻孔资料，按上述理论计算量的1.3～1.5倍考虑。
3.4注浆钻孔布设
（1）帷幕孔布设：沿轴线两侧边缘布设帷幕孔，帷幕孔孔距10~15m，用于封堵浆液，防治浆液注入外侧采空区或非加固区，钻孔进入基岩段不少于20m。帷幕孔应向河沟外侧倾斜，倾角75~90°，倾向与河沟走向垂直。
（2）一般注浆孔布设：一般注浆孔根据沟道及采空区分布特点沿沟道轴线布设，孔距为15~20m，原则上按梅花型布置。钻孔进入基岩段不少于15m。
3.5注浆设计
（1）注浆工艺：依据本研究区采空区特点，治理工程注浆工艺确定采用一次成孔、自下而上，一次全孔段袖阀管注浆工艺。
（2）注浆配比：注浆材料由浆液组成，地表以下0~5m范围内，注入水泥浆液，水固相配合比1:1；地表5m以下范围内，注入水泥粉煤灰浆，浆液水固相配合比1:1~1:1.2；粉煤灰配合比：帷幕孔为3:7、一般注浆孔为2:8。帷幕孔掺加水泥重量的2%，当注浆量超过单孔注浆量且仍未达到设计注浆压力时，在浆液中掺加水泥重量的2%。在施工前，注浆材料配比应按施工时使用的水泥、粉煤灰，通过试验室及现场试验确定（配比分别为1:1，1:1.1，1:1.2）。试验内容应包括每立方米浆液干料含量、浆液密度、初终凝时间、结石率、结石体强度等指标。
（3）注浆压力：注浆压力宜通过现场注浆试验确定，原则上注浆压力控制在1~1.5MPa。
（4）注浆施工顺序：①施工顺序应按照帷幕孔→顺序进行施工；②钻孔应采用“分序次、间隔”的原则进行。分二序间隔施工，一序次孔对采空区可以起到补勘的作用，根据实际地层及采空区情况对后序孔的孔位、孔距、孔数进行适当调整，弥补均匀布孔不足；③注浆应采用“间隔式、分次序”的原则进行，一次序孔浆液可能扩散范围较大，二序次将使前序次未充填的空洞得到再次充填，从而提高充填率；④若同一序孔之间串浆，则可取消相应之间的二序孔施工。同一次序钻孔施工应遵循先产状低后产状高的原则进行施工。不同次序的孔，在前一次序的孔全部注浆完成后，方可进行后一次序孔的钻孔施工。
4 结论
（1）三道沟煤矿红石墕沟流域面积17.13km2，主沟长度9.4km，沟道平均比降25.3‰，支沟南支常年流水沟谷，流域面积1.32km2，沟长2.2km，沟道平均比降81.7‰。
（2）根据85201首采工作面地表沉降观测规律研究成果，该矿区综合裂缝角：下山裂缝角82.1°；上山和走向裂缝角80.8°
（3）三道沟煤矿85201及85203工作面冒落带高度7.3~10.3m，裂隙带高度58.2~79.4m，导水裂隙带直接发育至地表，有效隔水岩组缺失。
（4）拟对85201、85203工作面导水裂隙带（地表下25~35m）采用袖阀管注浆工艺对采动裂缝（隙）进行工程治理，并确定了治理长度、治理宽度、浆液注入量以及注浆工艺。
参考文献:
[1]王洪林,陈 健.大洪沟煤矿矿井水害综合防治技术[J].西部探矿工程.2007,19(5):113-115.
[2]周胜利.贵州省地方煤矿水害危险性评价研究[D].贵阳：贵州大学，2008.
[3]徐建文,王 平,等.矿井突水灾害防治技术浅析[J].煤炭技术.2010,29(12):89-90.
[4]王双明,范立民,等.陕北生态脆弱矿区煤炭与地下水组合特征及保水开采[J].金属矿山.2009，38(11):697-702.
[5]陈元良，何绪文.我国矿井水处理利用现状及存在的问题[J]. 科技创新导报. 2009，7(24)：213-213.
责任编辑：郑庆红
收稿日期：2019年11月15日
作者简介：杜兰宝（1972一 ），男，山东泰安人，注册安全工程师，助理工程师，1995年毕业于泰安煤炭工业学校，1998年函授毕业于山东矿业学院，现从事煤矿地质防治水工作。 |