三道溝煤礦地表水害治理工程設計研究

杜蘭寶

(神東煤炭集團三道溝煤礦，陜西府谷 719407)

0 引言

陜北神府礦區是我國五大煤田基地之一，蘊含豐富的煤炭資源，也是我國少有的特低－低硫、低灰、低磷煤，具有較高的開采價值。近年來，由于開采的面積越來越大，開采深度逐漸加深，地表水隨開采裂隙滲入井下造成淹井災害也時有發生。我國諸多學者在此方面已做出較豐富的成果。2007年王洪林［1］等針對不同的水害采取不同方式的防治技術;2008年周勝利等確定了貴州地方煤礦水害危險性的評價方法即改進的危險指數評價法，確定了量化煤礦水害的評價指標及評價結果的方法;2010年徐建文［2］等通過分析各種突水現象的機理，針對不同突水征兆確定水源，選擇合適的防水措施，避免突水災害;2009年王雙明［3］等通過研究，揭示了區內合理生態地下水位埋深為1．5～5．0 m，煤層開采的導水裂隙導致地下水位下降，表明生態退化，控制地下水位是生態脆弱礦區科學開采的核心;2009年陳元良［4］等在分析各類礦井水水質特征的基礎上，闡明了我國礦井水處理利用現狀，分析了各類礦井水處理存在的問題，提出了相應的處理方法;2010年甘建東［5］等通過簡明地介紹礦井水害的分布、種類、形成原因等，提出了針對礦井水害的一些有效、前沿的防治方法。然而，對地表水害的治理仍停留在探索階段，文中以陜北神府礦區三道溝煤礦為例，分析礦區地質條件，確定變形參數，完成地表水害治理措施，為今后更為有效地治理礦區地表水害奠定基礎。

1 礦區地質與采礦條件

1．1 礦區地質條件

三道溝礦區地處以侵蝕為主的黃土梁峁區，地形破碎，溝壑縱橫，海拔標高1 000～1 340 m。全區地勢北高南低，梁的延伸方向受水系的控制，基本上是以大圪塔(1 397．0 m)為中心，向四周展布，梁面多以風積沙及黃土覆蓋。

礦區下伏侏羅系下統富縣組(J1f)泥巖和中統延安組(J2y)砂泥巖互層，延安組巖層傾向305°～330°，傾角1°～5°。其間夾多層可采煤層，本區開采的5－2煤為該巖組。根據現場調查，紅石墕及南部支溝局部地區有第三系出露，厚度變化較大。其與下伏延安組不整合接觸，之上多被中更新統離石組覆蓋，兩者間呈角度不整合接觸關系。上覆的第四系分布范圍廣、厚度變化大、成因類型復雜，巖性變化顯著，根據巖性成因的不同，地層可劃分為上更新統(Q3)及全新統(Q4)，上更新統主要分布于黃土梁峁溝壑區的梁、峁頂部，巖性為灰白、灰黃色砂質風積馬蘭黃土，土質均勻，結構疏松，具大孔隙，垂直節理發育，具濕陷性。全新統巖性為灰黃色粉土、粉質粘土、粉、細砂及淤泥質土。下部為砂礫石層，由砂巖碎塊和鈣質結核組成，磨圓較好。

礦區位于鄂爾多斯盆地，構造上屬華北地臺，天環向斜東翼伊陜斜坡地帶。區內出露中生界地層，基巖起伏較小，為單斜地層，微向西傾，傾角1°～3°，形成單斜構造。鄂爾多斯地塊構造運動以升降運動為主，振蕩幅度小，構造簡單，無大型褶皺和斷層。

含水層主要包括第四系全新統沖－洪積孔隙潛水含水層、中更新統黃土孔隙裂隙潛水含水層。淺水層主要分布于梁峁頂部及溝谷邊坡地段，厚度變化較大，一般厚度為20～40 m;裂隙含水層均廣泛出露于溝谷中，巖性主要為細、中、粗粒砂巖、泥巖及煤。本區隔水層主要為第三系上新統靜樂組紅土隔水層，斷續出露于溝腦、分水嶺地段，厚度變化大。巖性為淺紅色—褐紅色粘土，亞粘土，夾多層白色鈣質結核，底部常見一層1～2 m厚的礫石層，多已膠結成礫巖。受地下采礦活動影響，該層在紅石墕及南部支溝中已破壞，隔水性能降低。

1．2 三道溝采礦條件

三道溝煤礦于2004年建成投產，設計生產能力900 萬 t/a，礦井設計開采 4－3、4－4、5－2、5－2上煤層，主采5－2煤。2012—2013年，85201及85203工作面主要開采5－2煤層，采厚6．2 m，紅石墕及南部支溝煤層埋深70～120 m，平均埋深約90 m，工作面月推進速度245～265 m。

2 礦區地表水害發育特征

2．1 三道溝地表水特征

三道溝井田區域內溝道縱橫，地表水系較發育，且部分溝道存在常年流水，其中三道溝煤礦紅石墕溝，流域面積17．13 km2，主溝長度 9．4 km，溝道平均比降25．3‰，流域內支溝縱橫，共設計有支溝38條，支溝密度2．2條/km2，除紅石墕溝常年流水外，支溝南支也存在常年流水溝谷，流域面積1．32 km2，溝長2．2 km，溝道平均比降 81．7‰。

2．2 巖層移動參數

煤礦采用長壁式機械化綜采，頂板全垮落管理方法，隨工作面不斷推進，地表變形加劇，溝底底部及兩側山峁發生大量不均勻沉降，產生大量的地面塌陷和地裂縫，河流或溝道的地表水將沿采動裂隙滲入井下，威脅煤礦井下安全開采。

根據85201首采工作面地表沉降觀測規律研究成果，該礦區綜合裂縫角:下山裂縫角82．1°;上山和走向裂縫角 80．8°。

2．3 “三帶”發育特征

通過對85201及85203工作面進行鉆孔勘探，利用洗液消耗量觀測、巖體波速測試、鉆孔窺視等方法，勘探“三帶”發育高度及特征如下:①第四系粉土及砂礫石，厚度0～9．0 m，平均厚度5．0 m;②頂板基巖巖性為砂巖、泥巖及砂泥巖互層組成，厚度63．5 ～77．7 m，平均厚度約 70．9 m，煤層頂板以泥巖為主，局部為砂巖，以水平層理為主，巖體相對破碎，巖芯多呈短柱狀或碎塊狀，巖芯采取率較低;③5－2煤層采空區其埋深在 68．5 ～86．7 m，平均埋深為75．9 m，綜合各方面資料，5－2煤采空區高度6.2 m，采空區段出現掉鉆、卡鉆、進尺快，嚴重孔口吸風現象，采空導水裂隙帶發育明顯，冒落嚴重。

總之，三道溝煤礦85201及85203工作面冒落帶高度7．3 ～10．3 m，裂隙帶高度58．2 ～79．4 m，導水裂隙帶直接發育至地表，有效隔水巖組缺失。紅石墕及南部支溝地表洪水可通過地表裂縫直接涌入井下。

3 治理工程措施

3．1 治理方案

考慮到采空區尚未完全沉降穩定，若采用混凝土、砌石等剛性結構則易于破壞。注漿技術是封堵采動裂縫的有效方法，但由于采動后地層破碎，常規注漿漿液易于從地表直接冒出，且漿液流動方向不易控制，治理效果難以控制。依據三道溝煤礦采空區的地表變形特征、工程地質條件、采礦特征等因素，結合該地區成功的工程經驗，擬對85201、85203工作面導水裂隙帶(地表下25～35 m)采用袖閥管注漿工藝對采動裂縫(隙)進行工程治理。

與傳統注漿工藝相比，袖閥管注漿方法具有如下技術優點:①根據需要可灌注任何一個注漿段，還可重復注漿;②可使用較高的注漿壓力，注漿時冒漿和串漿的可能性較小;③鉆孔和注漿分開，提高了鉆孔、注漿設備的利用率;④可在一個孔內灌注幾種漿液材料;⑤在被加固的地層中，進行多點、定量、均衡的注漿，注漿體在地層中均勻分布、均勻連接，可提高被加固地層段的整體穩定性。

3．2 治理范圍確定

注漿治理長度:結合《三下采煤規程》等相關規定，本研究確定治理長度為河溝走向上采空區實際分布長度與覆巖移動角影響范圍長度之和。根據煤礦沉降觀測資料，結合當地工程經驗，對采空區治理長度進行了綜合確定。計算公式L=D+2B+2Hcotθ，其中，D—河道長度;B—維護帶寬度，取20 m;H—采空區上覆地層厚度;θ—綜合裂縫角;經計算，紅石墕溝采空區長度706 m，河道治理段長度775 m;南支支溝采空區長度301 m，治理長度351 m。

注漿治理寬度:注漿治理寬度根據河溝底部形態確定，治理寬度為溝底過水斷面的全部范圍20～120 m。

注漿治理深度:根據以往的工程治理經驗，采空區治理深度為地面以下15～20 m。

3．3 注漿總量

注漿總量主要由采空區實際采空體積及充填覆巖裂隙量組成，由于勘察條件局限，計算量不能精確計算，本研究對其進行預測估算。

裂隙體積估算:①治理范圍內煤層平均開采厚度6．2 m，目前85201及85203地表已發生平均沉降量約3．0 m(最大達3．8 m)，地下巖層中采動裂隙體積可等效為3．2 m煤層體積;②地下巖層中采動裂隙分布在冒落帶及裂隙帶中。根據注漿工程經驗，裂隙帶中采動裂隙體積約占地下巖層中采動裂隙體積的1/2～3/5。按照1/2(取偏小值)進行估算，則裂隙帶中采動裂隙體積可等效為1．6 m煤層;③項目區裂隙帶平均發育高度按60 m進行估算，而本工程治理深度為地表以下15～20 m的裂隙帶，考慮到漿液易于向下流入采空區中，治理深度按20 m估算，則可將本工程治理范圍內采動裂隙體積等效為0．533 m煤層。

漿液損失系數:考慮在注漿過程中，漿液向采空區上覆地層、裂隙及附近巖層的滲透損失、施工過程中因注漿工藝與注漿參數的調整，而造成注漿漿液的損失，因此，在采空區剩余空洞體積的基礎上，考慮15%漿液損失，漿液消耗系數A=1．15。

漿液結石率:根據室內試驗確定漿液結石率為C=75%。

充填系數:漿液對采空區及上覆巖層中的裂隙、縫隙的充填系數為η=85%。

注漿總量:Q總=A×S×ΔV×η/c;式中，A—注漿總量漿液消耗系數，取值1．0～1．2之間;S—治理面積，m2;ΔV—裂隙體積，取0．533 m;η—漿液充填系數，取值0．85;C—漿液結石率，取值75%，根據各煤礦采空區治理面積、采厚、回采率等綜合分析計算，各煤礦采空區治理總注漿量見表1。

表1 治理注漿量計算表

單孔設計最大注漿量:進行單孔注漿設計時，Q單=A·π·R2·ΔV·η/C;式中，Q單—單孔注漿量，m3;A—單孔注漿量漿液耗散系數，取1．0～1．2之間;R—漿液有效擴散半徑，按孔距的一半計算，m;ΔV—裂隙體積，取值0．533;η—注漿充填系數，取值在0．80～0．95之間;C—漿液結石率，取值在0.7～0．85之間。一般經驗確定:單孔注漿量漿液耗散系數1．15，空隙率10%，注漿充填系數85%，漿液結石率75%，漿液有效擴散半徑分別按照5 m、7.5 m、10 m計算，則單孔注漿量分別為55 m3、122 m3、218 m3。施工過程中，為確保帷幕孔止漿效果，帷幕孔的注漿量可根據具體的孔內情況進行調整。單孔注漿設計時，對第一序次鉆孔，其注漿量可根據鉆孔資料，按上述理論計算量的1．3～1．5倍考慮。

3．4 注漿鉆孔布設

帷幕孔布設:沿軸線兩側邊緣布設帷幕孔，帷幕孔孔距10～15 m，用于封堵漿液，防治漿液注入外側采空區或非加固區，鉆孔進入基巖段不少于20 m。帷幕孔應向河溝外側傾斜，傾角75°～90°，傾向與河溝走向垂直。

一般注漿孔布設:一般注漿孔根據溝道及采空區分布特點沿溝道軸線布設，孔距為15～20 m，原則上按梅花型布置。鉆孔進入基巖段不少于15 m。

3．5 注漿設計

注漿工藝:依據本研究區采空區特點，治理工程注漿工藝確定采用一次成孔、自下而上，一次全孔段袖閥管注漿工藝。

注漿配比:注漿材料由漿液組成，地表以下0～5 m范圍內，注入水泥漿液，水固相配合比1∶1;地表5 m以下范圍內，注入水泥粉煤灰漿，漿液水固相配合比 1∶1 ～1∶1．2;粉煤灰配合比:帷幕孔為 3∶7;一般注漿孔為2∶8。帷幕孔摻加水泥重量的2%，當注漿量超過單孔注漿量且仍未達到設計注漿壓力時，在漿液中摻加水泥重量的2%。在施工前，注漿材料配比應按施工時使用的水泥、粉煤灰，通過試驗室及現場試驗確定(配比分別為 1∶1，1∶1．1，1∶1．2)。試驗內容應包括每立方米漿液干料含量、漿液密度、初終凝時間、結石率、結石體強度等指標。

注漿壓力:注漿壓力宜通過現場注漿試驗確定，原則上注漿壓力控制在1～1．5 MPa。

注漿施工順序:①施工順序應按照帷幕孔→順序進行施工;②鉆孔應采用“分序次、間隔”的原則進行。分二序間隔施工，一序次孔對采空區可以起到補勘的作用，根據實際地層及采空區情況對后序孔的孔位、孔距、孔數進行適當調整，彌補均勻布孔不足;③注漿應采用“間隔式、分次序”的原則進行，一次序孔漿液可能擴散范圍較大，二序次將使前序次未充填的空洞得到再次充填，從而提高充填率;④若同一序孔之間串漿，則可取消相應之間的二序孔施工。同一次序鉆孔施工應遵循先產狀低后產狀高的原則進行施工。不同次序的孔，在前一次序的孔全部注漿完成后，方可進行后一次序孔的鉆孔施工。

4 結論

(1)三道溝煤礦紅石墕溝流域面積17．13 km2，主溝長度9．4 km，溝道平均比降25．3‰，支溝南支常年流水溝谷，流域面積 1．32 km2，溝長2．2 km，溝道平均比降81．7‰。

(2)根據85201首采工作面地表沉降觀測規律研究成果，該礦區綜合裂縫角:下山裂縫角82．1°;上山和走向裂縫角80．8°。

(3)三道溝煤礦85201及85203工作面冒落帶高度7．3 ～10．3 m，裂隙帶高度58．2 ～79．4 m，導水裂隙帶直接發育至地表，有效隔水巖組缺失。

(4)擬對85201、85203工作面導水裂隙帶(地表下25～35 m)采用袖閥管注漿工藝對采動裂縫(隙)進行工程治理，并確定了治理長度、治理寬度、漿液注入量以及注漿工藝。