浅埋煤层回采中顶板含水层涌水量的时空动态预测技术_虎维岳.pdf

第 44 卷 第 5 期 煤田地质与勘探 Vol. 44 No.5 2016 年 10 月 COAL GEOLOGY EXPLORATION Oct. 2016 收稿日期 2015-08-10 作者简介 虎维岳（1963），甘肃镇原人，博士，研究员，从事矿井水害防治技术研究与应用工作. E-mailhuweiyue 引用格式 虎维岳. 浅埋煤层回采中顶板含水层涌水量的时空动态预测技术［J］. 煤田地质与勘探，2016，44（5）91-96. HU Weiyue. Water inflows prediction technique of water inflow from roof aquifer during extraction of shallow seam［J］. Coal Geology Explora- tion， 2016， 44（5）91-96. 文章编号 1001-1986（2016）05-0091-06 浅埋煤层回采中顶板含水层涌水量的 时空动态预测技术 虎维岳 1，2 （1. 陕西省煤矿水害防治技术重点实验室，陕西 西安 710077； 2. 中煤科工集团西安研究院有限公司，陕西 西安 710077） 摘要 针对煤层回采工作面顶板涌水量超前预测精度低，预测结果的时间空间概念不清，对生产 实际的指导性不强等问题，从煤层回采的时空变化和地下水流演化过程入手，从理论上分析了以 大井法、廊道法为代表的解析法预测工作面顶板涌水量存在的主要问题，提出了浅埋煤层回采过 程中顶板含水层充水水量由脉动式静储水量释放与渐增式动态补给水量共同组成，并给出了随矿 井采掘过程进行的渐进式矿井涌水量时空动态预测方法，不仅计算了全矿井涌水量的大小，也给 出了涌水量的时间变化过程和空间分布特征。大大提高了预测结果的精度，对生产有实际指导意 义。结合一实际矿井的采掘规划与生产接续计划，引进了新增水量、干扰水量及残余水量的概念， 计算预测了矿井 2011 年2015 年生产过程中矿井涌水量及其动态变化过程。 关 键 词浅埋煤层；顶板含水层；充水特征；动态涌水；水量预测 中图分类号T742 文献标识码A DOI 10.3969/j.issn.1001-1986.2016.05.017 Water inflows prediction technique of water inflow from roof aquifer during extraction of shallow seam HU Weiyue1，2 （1. Shaanxi Key Laboratory of Coal Mine Water Hazard Prevention and Control Technology， Xian 710077， China； 2. Xian Research Institute， China Coal Technology and Engineering Group Corp.， Xian 710077， China） Abstract Aming at the problems such as low prediction accuracy， vague time-spacial concept and bad guidance to actual production of prediction of water inflows from roof of mining face， the paper， from the time-cpatial variation of coal extraction and the evoluation of groundwater flow， analysed theoreticaly the major problems of analytic represented mainly by big-well and gallery to predict water inflow from the floor of work- ing face， put forward that during extraction of shallow seam the water recharge in roof aquifer was composed of the released volume of pulsatile-typed static water storage and gradualy increased dynamic water racharge， gave thetime-spatial dynamic prediction of dradualy increased mine water inflow during extraction， not only the amplitude of the water inflow in whole mine， but also the time variation process and the characteristics of spatial distribution of water inflow. It improved greatly the accuracy of prediction results and the actual guiding signifi- cance for production. In combination with the mining plan and the subsequent production plan， it intruduced the concept of newly increased water yield， interferential water yield and residual water yield， calculated and predicted the water inflow and ist dynamic variation process in a mine during 2011 to 2015. Key words shallow seam； roof aquifer； water-filling characteristics； dynamic inflows； inflow prediction 由于我国煤矿水害防治技术研究工作的重点一 直聚焦在煤层底板岩溶承压水害，对于矿井涌水量预 测技术主要集中于以疏降水量概念为基础的数值计算 或地下水动力学概念为基础的解析计算方法等［1-4］。 近 年来，晋陕蒙地区大量的煤矿在生产过程中遇到了 顶板溃水溃沙导致的矿井水害事故，该地区煤炭开 采的典型水文地质条件是煤层埋藏浅［5］；煤层厚 度大；主要充水含水层位于开采煤层顶板［6］；煤层 ChaoXing 92 煤田地质与勘探 第 44 卷 与顶板充水含水层之间隔水层厚度小；工作面回采 后，顶板覆岩导水裂隙带或冒落带穿透顶板隔水层 直接到达顶板含水层［7-13］；随着工作面回采过程的 进行，来自顶板的涌水量会随顶板周期性冒裂而呈 现出冒裂影响区静储存水量的周期性释放和来自侧 向补给流量两部分（图 1）。 图 1 工作面顶板充水特征形成的水文地质结构示意图 Fig.1 Sketch of hydrogeological structure of roof inflow 大量资料表明，水害事故频繁发生的主要原因 是勘探阶段预测的矿井涌水量普遍小于矿井实际揭 露的涌水量，其次是对工作面回采过程中出现的周 期性峰值涌水量认识和预测不足，统计资料表明， 勘探阶段预测的矿井涌水量与开采后矿井实际涌水 量相比，误差小于 30％的仅有 10％的矿区，80％的 矿区超过 50％，有的甚至误差达到数十倍［14-16］。 通过对现有的顶板充水矿井涌水量预测方法的 分析发现，造成矿井涌水量预测结果与实际情况产 生较大偏差的根本原因是矿井实际充水模式与预测 方法要求的水文地质条件相差太大，其次是涌水量 预测方法没有与矿井采掘工程的空间与时间分布特 征有机地结合起来，造成计算所假设的涌水模式与 实际涌水过程相差甚远。针对浅埋煤层顶板含水层 涌水量计算最常用的方法有大井法、廊道法等，该 方法的理论基础就是稳定态的井流理论，将开采揭 露含水层的全部范围近似地处理为一个较大半径的 泄水井，并认为水流已经稳定且其有一个确定的影 响半径，其预测水量的基本公式如下 潜水含水层 22 00 1.366（）/（lglg）QK HhRr-- （1） 承压含水层 00 2.73（）/（lglg）QKM HhRr-- （2） 式中 Q 为预测涌水量，m/h；K 为充水含水层渗透 系数，m/h；h 为疏水后含水层水位标高，m；M 为 承压含水层厚度， m； H 为含水层初始水位标高， m； r0为大井引用半径，m；R0为含水层水位漏斗影响 半径，m。 由该预测公式不难看出井流公式建立的基础 是井径无限小，而该公式所假设的井径是矿井（工作 面）开采范围，显然不是无限小；由该公式可见，当 影响半径 R0无限增大时，涌水量会趋于零，当影响 半径 R0接近采掘边界 r0时， 预测的涌水量会趋于无 限大，这显然与实际情况不符，造成这种用基本理 论和概念无法解释的根本原因就是没有考虑大井半 径 r0范围内含水层中储存水量及其释放的时间过程 与空间位置，其次是没有考虑地下水在排泄疏放过 程中，水流由非稳定态向相对稳定态过渡过程中， 含水层中静储量的释放过程。 由图 2 可见， 大井引用半径的不同， 其大井区含 水层需疏干的范围及静态储存水量不同， 且大井半径 是随着采掘过程的进行而逐渐由小变大的， 因此， 大 井区含水层静储存水量的释放也是随着采掘过程的 进行而周期性逐渐释放的。 因此， 符合实际的涌水量 预测方法应该是根据采掘工程的时间空间进程， 将大 井处理为随时间而移动的变半径疏干井， 且疏干半径 的每一次变化都伴随着含水层中储存水量的释放， 矿 井涌水量应该由大井半径区含水层侧向补给水量（基 流量）和随大井半径变化而新增的释放水量组成，因 此， 预测的涌水量是随矿井采掘进程而变化的过程动 态水量，而不是一个唯一确定的水量。 图 2 大井半径与含水层静态储存水释放量（区域）及近似 稳态水位降落漏斗关系 Fig.2 Relation among well radius， released water volume of static storage and drawdown cone of nearly steady groundwater level 1 浅埋煤层回采工作面顶板涌水量动态预测方法 根据对浅埋煤层回采工作面顶板涌水模式及其 涌水量时空组成特点分析，回采过程中来自顶板的 涌水量主要由两部分组成 第一部分为工作面采掘冒裂带影响范围内顶板 充水含水层中的静储存水量，计算公式为 Q静SHμ （3） 式中 Q静为工作面回采过程中从顶板冒裂带范围 ChaoXing 第 5 期 虎维岳 浅埋煤层回采中顶板含水层涌水量的时空动态预测技术 93 内释放的含水层静态储存水量；S 为工作面平面开 采面积；H 为工作面顶板充水含水层厚度；μ 为冒 裂带影响范围内含水层的平均给水度。 如图 3 所示水量计算模式图中的冒裂区Q静。 该部分水量随着工作面的开采进程而逐渐释放出 来。当一个工作面回采结束后，该部分水量的释放 涌出也随之结束。 图 3 单个回采工作面涌水结构示意图 Fig.3 Structural sketch of inflow in single stope face 第二部分水量为工作面顶板充水含水层侧向径 流补给到冒裂区内，进而进入到工作面的动态补给 水量。该部分水量的计算公式为 Q侧动2（LH MH）K侧J侧LMK垂J垂 （4） 式中 L 为工作面走向长度；M 为工作面倾向宽度； K侧为含水层侧向渗透系数；K垂为含水层垂向渗透 系数；J侧为含水层侧向水力梯度；J垂为含水层垂 向水力梯度。 当一个工作面回采结束后，Q静的释放随之结 束，而Q侧动还会继续存在，成为残余水量而构成矿 井永久排水量中的组成部分。当工作面回采后，顶 板含水层疏干范围波及到充水含水层顶板时（图 2）， 水量计算公式中的 LMK垂J垂可以不予考虑。 应该充分注意的是，随着矿井采掘过程的进行， 不同工作面之间的涌水量会发生相互之间的干扰，特 别是当相邻工作面开采时，必然会出现某一侧的动水 补给量被上一个已采工作面截留。如图 4、图 5 所示， 当 1 号工作面已经回采完毕后，2 号工作面回采时， 靠近 1 号工作面的一侧侧向动态补给水量就不存在。 所以在每个工作面水量预测计算时，一定要分析工作 面之间的位置关系和采掘现状， 避免水量的重复计算。 矿井的总涌水量随着采掘过程的进行会是一个 变量，总体上分析，矿井任一时间的总涌水量应是 已经回采完毕工作面残余动态补给水量与正在回采 工作面涌水量之和。 图 4 多个工作面涌水结构示意图示意图 Fig.4 Structural sketch of inflow in multi-mining faces 图 5 多个工作面涌水量干扰情况示意图 Fig.5 Sketch of interference of inflow in multi- working faces 2 某矿井多个工作面回采顶板涌水量预测 基于前面提出的回采工作面顶板涌水量预测方 法，分析了某煤矿具体水文地质条件及其矿井充水 特征，结合矿井采掘规划与生产接续计划，深入分 析了不同回采工作面涌水过程中地下水流场特征及 其涌水量相互干扰机理，引进了新增水量、干扰水 量及残余水量的概念，计算预测了矿井 2011 年 2015 年生产过程中涌水量及其动态变化过程。预测 方法直观简洁，预测结果的时间与空间分布清晰， 便于生产利用。 2.1 矿区基本水文地质条件与采掘规划 矿区发育的主要含水层自上而下依次有第四 系（Q）松散层孔隙潜水含水层。在区内广泛分布，冲 洪积物主要分布在沟谷河床及阶地上，为松散层主 要含水层。该层具有较强的透水能力，但厚度较小， 横向分布不稳定； 侏罗系中统（J2）白垩系下统志丹 群（K1zh）孔隙、 裂隙承压水含水层。 主要分布在陡峭 沟谷两侧及山坡之上与冲沟之中， 井田内零星出露； 侏罗系中下统延安组（J1-2y）碎屑岩类承压水含水层， 全区稳定发育，分布广泛。 发育的主要隔水层有侏罗系中下统延安组顶 部隔水层。位于 2 煤组顶板以上，隔水层厚度 5.72～24.90 m，平均 16.63 m。侏罗系中下统延安组 底部隔水层。位于主要可采煤层底部，隔水层厚度 5.86～15.68 m，平均 12.68 m。 通过对矿区主要含水层和隔水层的分析可知， 区内主要发育有 4 个含水层组，2 个隔水层组。其 ChaoXing 94 煤田地质与勘探 第 44 卷 中含水层组中有一个孔隙潜水含水层，3 个孔隙裂 隙承压含水层组，除了孔隙潜水含水层与侏罗系中 统（J2）白垩系下统志丹群（K1zh）孔隙、裂隙承压水 含水层在地表直接出露并接受大气降水和地表水的 补给外，其它各含水层均通过侧向或垂向过水通道 接受相邻含水层水的补给，而其补给量的大小与发 育于其中的隔水层及其隔水性能有着直接的关系。 煤层开采后，顶板砂岩水通过采掘冒裂区的导水裂 隙从老空进入回采工作面是矿井充水的主要方式。 矿区主要含水层与隔水层之间的空间结构关系可简 单地概化为图 6 所示特征。 2.2 矿井涌水量预测计算主要参数的确定 根据矿井采掘规划安排，在 2015 年之前，矿井 主要开采煤层为 1-2煤层、2-1 下煤层和 2-2上煤层，根 据矿井水文地质结构特征分析，1-2煤层的顶板主要 为发育于井田的白垩系下统志丹群（K1zh）、侏罗系中 统（J2）的裂隙承压水含水层， 该含水层厚度为 80.28 m， 钻孔涌水量Q0.221 L/s， 单位涌水量q0.006 85 L/s.m， 渗透系数 K0.005 96 m/d。 2-1 下煤层和 2-2上煤层均发育于侏罗系中下统延 安组（J1-2y）， 该层段也是本区发育厚度最大的孔隙裂 隙承压含水层组，煤层开采之后，采掘工作面顶底 板扰动的导水裂隙带必然沟通含水层段，直接造成 含水层水涌入矿井，该含水层厚度 11.86～16.89 m， 平均 14.38 m。抽水钻孔涌水量 Q0.186～0.203 L/s， 单位涌水量为 q0.006 37～0.006 51 L/s.m， 含水层渗 透系数 K0.051 2～0.036 0 m/d。 图 6 主采煤层与含隔水层关系示意图（单位m） Fig.6 Sketch of the relationship between primary mineable seam and aquifer/ aquiclude 由于本区发育的主要含水层中间加有局部不稳 定的隔水层，但并未对含水层整体水力联系造成隔 断，且对每个含水层并未做分层水文地质试验，所 以在含水层厚度和相关水文地质参数选取时，强调 了整体平均值和等效值，这种参数取值虽然会影响 计算精确度，但不会造成大的差异。为此，此次水 量计算所选用的主要水文地质参数见表 1。根据不 表 1 工作面涌水量计算主要参数表 Table 1 The main parameters for inflow calculation 开采煤层 工作面 编号 计划开采年月 工作面 长宽/m2 顶板冒裂 带高度/m 顶板含水 层厚度/m 渗透系数 k/（m.d-1） 给水度 μ 水力梯度 J 2-2 上 煤 222201 2011-09 177 600 26.79 4.28 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 1-2 煤 111201 2012-07 479 250 19.16 78.85 0.005 96 0.003～0.005 0.2～0.25 1-2 煤 111205 2012-04 372 000 19.16 78.85 0.005 96 0.003～0.004 0.2～0.24 2-2上煤 222201 2012-07 225 600 26.79 4.28 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 2-2上煤 222205 2012-06 210 000 26.79 4.28 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 1-2 煤 111205 2013-03 216 000 19.16 78.85 0.005 96 0.003～0.005 0.2～0.25 1-2 煤 111204 2013-08 510 750 19.16 78.85 0.005 96 0.003～0.004 0.2～0.24 1-2 煤 111203 2013-02 135 000 19.16 78.85 0.005 96 0.003～0.005 0.2～0.25 2-2 上 煤 222205 2013-12 455 000 26.79 4.28 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 1-2 煤 111203 2014-06 382 500 19.16 78.85 0.005 96 0.003～0.005 0.2～0.25 1-2 煤 111202 2014-07 403 850 19.16 78.85 0.005 96 0.003～0.004 0.2～0.24 2-2 上 煤 222204 2014-10 35 000 26.79 4.28 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 2-2 上 煤 222205 2014-02 70 000 26.79 4.28 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 2-1 下 煤 212101 2014-01 74 250 23.76 20.78 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 2-2 上 煤 222204 2015-12 402 500 26.79 4.28 0.051 2～0.036 00.003～0.004 0.2～0.24 2-1 下 煤 212101 2015-08 363 000 23.76 20.78 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 2-1 下 煤 212105 2015-05 119 600 23.76 20.78 0.051 2～0.036 00.003～0.005 0.2～0.25 注计算时参数选用两数据的算术平均值，水力梯度根据抽水试验资料计算所得。 ChaoXing 第 5 期 虎维岳 浅埋煤层回采中顶板含水层涌水量的时空动态预测技术 95 同煤层开采后顶板覆岩冒裂带发育高度和主要充水含 水层距煤层的距离，1-2煤开采后主要充水水源为其顶 板基岩分化带和第四系潜水含水层水。2-1煤开采后主 要充水水源为 2-1煤至 1-2煤之间砂岩裂隙水。2-2煤开 采后其主要充水水源为2-2煤至1-2煤之间砂岩裂隙水。 3 矿井涌水量预测计算结果 矿井涌水量计算时，分别按每个工作面单独计 算，当年的矿井涌水量主要由两部分构成第一部 分为当年所有生产工作面总涌水量之和，第二部分 为以前年度已回采工作面的残余水量。当然，在每 个工作面计算时，一定要考虑不同工作面之间的相 互干扰水量。计算顺序按开采规划的工作面回采顺 序依次进行（表 2）。20112015 年矿井涌水量预测 结果变化曲线图见图 7。由于每个工作面开采起止 月份不同，在涌水量预测时，并没有将时间精确到 月份，而是将年度内矿井揭露的所有涌水量之和除 以时间而得到的平均涌水强度。 表 2 20112015 年矿井涌水量预测过程与结果表 Table 2 The process and results of mine inflow prediction m3/h 开采年度 开采工作面 涌水量 2011年残余水量 2012年残余水量2013年残余水量 2014年残余水量 总涌水量 2011 222201 2.3～18.4 18.4 52.3～68.4 111201 7.6～28.2 21.4 11 11 111205 13.7～29.5 14.9 222201 3.6～15.3 27.8 27.8 27.8 2012 222205 3.9～19.9 13.1 97.2～161. 6 111205 8～17 11.2 11.2 111204 7.1～18.5 1.0 1 111203 0.75～5.56 1 1 2013 222205 5.7～36.7 37 25 148～205 111203 7.1～24.1 1.5 111202 6.4～17.4 1 222204 1～16.6 13 222205 4.9～12.7 2014 212101 7.5～15.7 15.7 176～226 222204 4.7～34.9 212101 9.2～37.2 2015 212105 2.4～13.2 174～244 注部分工作面是跨年度完成开采的，将其涌水量按对应年度进行了分配，总水量中所加 50 m3/h 为矿井永久服务的巷道系统总 水量（计算中未考虑该水量的衰减量）。 图 7 20112015 年矿井涌水量预测结果图 Fig.7 Predicter water inflow during 20112015 由矿井涌水量预测结果可见，矿井正常涌水量与 最大涌水量都随着采掘过程的进行，矿井揭露含水层 面积的增大而逐年增加，但涌水量逐年增加的幅度逐 渐减少，也就是说，随着矿井开采年限的增加，矿井 涌水量并不会无限地增大，而是逐渐趋于一个稳定的 水量。本次矿井涌水量预测完全根据目前已有的水文 地质资料和采掘规划进行，没有考虑到特殊水文地质 条件异常和地表水因采掘冒裂带突然溃入的因素，在 实际采掘活动过程中， 经常会遇到特殊导水构造（如地 下古冲沟，地表集水洼地）等，开采过程中应严格控制 顶板冒裂带发育高度，确保冒裂带不会波及到地表， 同时应加强水文地质条件和矿井实际揭露的涌水量变 化特征，及时分析和修正矿井涌水量。 参考文献 ［1］ 陈酩知，刘树才，杨国勇. 矿井涌水量预测方法的发展［J］. 工 程地球物理学报，2009，6（1）69-72. 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