煤層頂板承壓含水層涌水模式與疏放水鉆孔優化設計

虎維岳，姬亞東，黃 歡

煤層頂板承壓含水層涌水模式與疏放水鉆孔優化設計

虎維岳1,2，姬亞東1,2，黃 歡1,2

(1. 中煤科工集團西安研究院有限公司，陜西 西安 710077；2. 陜西省煤礦水害防治技術重點實驗室，陜西 西安 710077)

針對煤層頂板承壓含水層涌水模式不清的問題，從煤層回采過程中頂板含水層涌水的時空變化特征入手，提出頂板含水層涌水量由靜態儲存量和動態補給量構成，認為靜態儲存量主要受來壓步距、頂板垮落和導水裂隙(合稱冒裂)影響區含水層厚度、含水層給水度控制，動態補給量主要受冒裂影響區外圍含水層厚度、滲透性流場中水力梯度和過水斷面面積控制；根據導水裂隙波及含水層情況，將頂板含水層涌水模式劃分為井底進水的觸及井涌水、井壁及井底進水的非完整井涌水和井壁進水的完整井涌水3種模式，并基于地下水滲流理論給出不同涌水模式下動態補給水量計算公式；針對以往疏放水鉆孔數量多及疏放水量大的問題，以實現工作面頂板含水層靜態儲存量疏放后動態補給量可控為目的，提出冒裂區高度控制鉆孔深度、單孔水位影響半徑控制鉆孔布置間距、鉆孔疏放水量穩定時間控制超前疏放時間的疏放水鉆孔優化設計理念，對疏放水及疏放鉆孔布置進行優化，形成系統的頂板含水層水疏放體系。研究結果豐富了煤層頂板含水層涌水量計算和控制方法，對頂板水害防控具有實際的指導意義。

頂板含水層；靜態儲存量；動態補給量；涌水模式；疏放水鉆孔優化

煤礦開采過程中，由于煤層采動破壞了圍巖原始應力狀態，使得煤層頂板巖層發生變形乃至破壞，當采動導水裂隙帶發育高度延伸至上部含水層時，會導致含水層水涌入井下[1-3]。隨著初次來壓及周期來壓，頂板涌水量來自頂板垮落和導水裂隙(合稱冒裂)影響區的靜態儲存量周期性釋放和側向的動態補給量[4-6]2部分。靜態儲存量的釋放與周期來壓步距、含水層給水度及冒裂帶進入含水層的深度等有關，動態補給量則受含水層滲透系數、水力梯度等因素影響，各因素綜合影響著頂板含水層涌水量的大小。

頂板含水層涌水是我國西部主要礦井涌水量的重要構成部分，現有的解析法預測礦井(工作面)涌水量時，根據地下水動力學原理，在一定邊界條件和初始條件下建立地下水運動定解問題的解析方程，進而預測礦井涌水量[7-8]。但該方法過多地強調了滲流的基本規律，僅研究了在某種假設條件下含水層中出水量與水位變化之間的關系，并未從頂板含水層涌水組成要素、含水層水涌入礦井(工作面)通道及充水含水層與涌水通道的空間組合關系、含水層水流動與釋放方式等方面綜合考慮其涌水量計算[9]，頂板含水層涌水模式及其相對應的計算方法依然不清。同時，當前針對頂板水害防治主要采用超前預疏放的方法，以實現回采期間工作面涌水量在安全可控范圍內。以往主要在工作面均勻布置疏放水鉆孔，疏放水持續時間不明確，對超前預疏放水的組成、疏放時間與疏放水量對應關系、疏放鉆孔孔深、疏放鉆孔間距等因素研究不夠，引發疏放鉆孔數量、疏放鉆孔合理深度、疏放水超前時間等缺乏科學設計依據[10]，導致在實際疏放水工作中往往會出現成本高、效率低、水資源和生態損傷大的現象。

因此，為實現頂板含水層疏放后涌水量可控，需研究頂板含水層涌水量的組成特征并挖掘其控制要素，分析各要素對靜態儲存量及動態補給量的影響；在此基礎上提出頂板含水層涌水模式及其概化后的動態補給量計算公式；以疏放后動態補給量可控和提高疏水效率為原則，提出針對性的頂板含水層水疏放鉆孔時空優化布置方法，以期為頂板水害防治提供科學指導。

1 煤層頂板含水層涌水量控制要素分析

當煤層開采擾動導水裂隙帶溝通頂板含水層后，含水層水涌入工作面，構成礦井涌水量的重要組成部分。根據煤層回采過程中頂板含水層水涌入的時空特征，可將頂板含水層涌水量劃分為靜態儲存量與動態補給量2部分，涌水量由涌水初期到相對穩定是一個動態的變化過程。首先是冒裂影響區含水層中靜態儲存量的釋放，隨著直接冒裂區含水層靜態存儲水量釋放和水位下降，冒裂區外圍含水層側向動態補給量逐漸補給因靜儲量釋放后形成的含水層空間，進而轉化為礦井(工作面)涌水。當頂板含水層涌水達到相對穩定后，涌水量主要為含水層側向的動態補給量[10-12]。靜儲量計算公式如下：

j=(1)

式中：j為工作面回采過程中從頂板冒裂帶范圍內釋放的含水層靜態儲存水量，m3；為工作面平面開采面積，m2；為采動導水裂隙帶進入工作面頂板充水含水層厚度，m；為冒裂帶影響范圍內含水層的平均給水度，無量綱。

從靜態儲存量的計算公式及頂板含水層靜態儲存量周期性釋放(圖1)可知，其大小與開采面積、采動導水裂隙帶進入充水含水層厚度及重力給水度成正相關，其中開采面積、采動導水裂隙帶進入充水含水層厚度又與頂板周期性冒裂直接影響區空間體積有關。工作面回采上覆巖層初次垮落時，初次冒裂區范圍相對周期性冒裂區要大，且含水層承受的水壓也大，此時，初次冒裂區靜態儲存量的釋放量相對較大，周期性來壓垮落時靜態儲存量的釋放量相對穩定。

圖1 頂板含水層靜態儲存量周期性釋放

隨著工作面回采過程中回采面積的增大，頂板含水層水流向冒裂區的過水斷面變大(圖2)，動態補給量會逐步增加。在回采初期，可近似于無限延展含水層補給條件下，隨回采面積不斷增大，動態補給量將有一定程度的增加。在回采后期，當回采面積進一步增加，影響半徑不斷向外發展至隔水邊界時，原本可近似假定為無限延展含水層補給條件也不復存在，動態補給水量將不再增加，逐步趨于穩定。另外，含水層滲透性越強、水力梯度越大、導水裂隙波及含水層范圍越大，動態補給量增幅也越大。動態補給量的大小可依據導水裂隙波及含水層情況分別進行計算。

圖2 頂板含水層動態補給量過水斷面

經過對靜態儲存量的釋放模式和動態補給量的補給來源分析可知，靜態儲水釋放量控制要素主要為來壓步距、冒裂影響區含水層厚度、含水層給水度，可按式(1)計算；動態補給量控制要素主要為冒裂影響區含水層厚度、含水層滲透性、冒裂區過水斷面面積，可按照導水裂隙溝通含水層情況的不同涌水模式進行計算。

2 煤層頂板含水層涌水模式及動態補給量計算

2.1 頂板含水層涌水模式

地下水動力學中，按取水井貫穿含水層的程度及進水條件可分為完整井、非完整井。完整井為貫穿整個含水層，在全部含水層厚度上全斷面進水的井；非完整井則未揭穿整個含水層、只有井底和含水層的部分厚度上能進水的井。煤層采動圍巖發生變形乃至破壞，導水裂隙帶發育進入頂板含水層時，導致含水層水沿導水裂隙涌入井下。根據煤層開采導水裂隙發育高度，導水裂隙波及含水層的程度不同，可將導水裂隙類比為一個“大井”，按其貫穿含水層的程度及進水條件分為完整井、非完整井和觸及井[13]。

在“大井”破壞頂板含水層情況下，導水裂隙波及區域含水層滲透系數增大，形成“水井”效應對含水層水進行疏放，同時在導水裂隙發育區外圍會有地下水垂向和側向入滲，即整體表現為井壁及井底進水，從而使含水層水涌入井下。當導水裂隙剛破壞頂板含水層時，含水層水主要從井底進水，為井底進水的觸及井(圖3a)。當導水裂隙波及部分含水層，此時，含水層水則呈井壁及井口進水模式，為井壁及井底進水的非完整井(圖3b)。當導水裂隙貫穿整個含水層，此時含水層厚度全斷面進水，為井壁進水的完整井(圖3c)。因此，根據導水裂隙帶進入頂板含水層的方式，將頂板含水層涌水分為3種模式，即井底進水的觸及井涌水模式、井壁及井底進水的非完整井涌水模式、井壁進水的完整井涌水模式。

圖3 頂板含水層涌水模式

2.2 頂板含水層不同涌水模式下動態補給量計算

頂板含水層水涌入工作面模式不同，對應的地下水徑流模式也不相同。利用“大井法”計算頂板含水層水進入導水裂隙的動態補給量時[14-15]，當導水裂隙未波及含水層段時，符合Darcy定律基本假設，此時“大井”上方出現垂向導水裂隙滲透，呈現井底進水的徑向半球狀面流，以1表示；對于導水裂隙波及含水層段，由于巖體垂向滲透系數大，將其概化為井壁進水的徑向二維流，以2表示，則動態補給總水量為d=1+2。

2.2.1 井底進水的徑向半球狀觸及井流

當導水裂隙剛好揭穿煤層頂板隔水層觸及承壓含水層底板時，則構成了井底進水的徑向半球狀非完整井面流(圖4)。如含水層厚度很大，則含水層隔水頂板對井流的影響較小，可以忽略不計。此時，“大井”井底形狀呈現為半球形，流線為徑向直線，等水頭面為半同心球面，這種非完整井流可利用空間匯點原理來求解。

圖4 井底進水的徑向半球狀觸及井流

設“大井”半徑為w，導水裂隙溝通含水層后含水層降深為w，則“大井”井底進水的承壓水非完整“大井”井流公式為：

式中：為含水層滲透系數；w0w，0為頂板含水層涌水前初始水頭；h為頂板含水層涌水后“大井”中水頭。

另外，當頂板含水層厚度相對較小，頂板對地下水流場具有較明顯影響時，可根據鏡像法原理以隔水頂板面為對稱面映射，將有界隔水頂板化為無界井流問題，形成均效流場，對涌水量1進行折減計算。導水裂隙溝通含水層涌水引起“大井”降深w由虛擬后的涌水疊加計算。

2.2.2 井底及井壁進水的徑向二維–半球狀非完整井流

當導水裂隙發育至頂板含水層一定深度，此時,含水層水向“大井”呈2種方式徑流，即“大井”井底和井壁同時進水。

假設含水層厚度遠大于導水裂隙進入含水層的深度，含水層中水流態并不符合空間球狀匯點的規律，但通過水流砂槽試驗發現，“大井”下段近似符合平面二維承壓水流運動，可將“大井”井壁進水視為徑向二維流；“大井”上段可近似假設為空間徑向匯點運動，井底進水視為半球狀面流。上段與下段之間分界面可以看似一條流線(圖5)，穿過該流線不存在水流，1為導水裂隙進入含水層的厚度。為此，該類“大井”匯水可視為井底進水半球面徑向匯水流量1和井壁進水二維平面水流量2兩部分之和Σ。

式中：為大井影響半徑。

圖5 井底及井壁進水的徑向二維–半球狀非完整井流

2.2.3 井壁進水的徑向二維完整井流

當導水裂隙帶完全穿透上覆頂板含水層時，整個含水層厚度(2)上過水斷面進水，此時僅為“大井”井壁進水(圖6)，含水層水呈二維水平徑向流流向“大井”，等水頭面是以“大井”為共軸的圓柱面，當水流穩定時通過各過水斷面的流量均等于“大井”的流量，即：

圖6 井壁進水的徑向二維完整井流

Fig.6 Fully penetrating well of radial two-dimensional with shaft wall intake

2.2.4 大面積開采地下水流場與涌水量效應

隨著煤層不斷開采，采空區面積隨之增加，“大井”井徑不斷增大，頂板含水層水涌入井的徑流方式隨之改變。在礦井開采初期，開采面積相對較小，頂板含水層水主要呈半球狀徑向流流向“大井”(圖7a)。隨著礦井進一步生產，開采面積逐步增大，此時頂板含水層水主要以半球狀徑向流流向“大井”，同時井底出現垂向二維流(圖7b)。當礦井開采面積進一步增加，此時頂板含水層水主要以井底部的垂向二維流進水為主，同時伴隨著半球狀徑向流(圖7c)。因此，隨著開采面積的增加，頂板含水層水涌入“大井”的方式整體上由半球狀徑流向半球狀徑流–垂向二維流、垂向二維流–半球狀徑流轉化。

當“大井”井徑較大，即采空區出水面積較大，范圍為1×2時，井底進水量1與前面的計算方法相同，過水斷面面積變為1×2(1、2為采空區邊長)，此時井底進水量1為：

圖7 隨采空區面積的增加頂板含水層流場變化

在穩定流狀態下，“大井”井壁進水量2相對于采空區上方垂向二維流而言，其流量增幅較小。由此可知，隨采區范圍的增加，涌水量增大主要為井底進水量1的增加。

3 煤層頂板含水層疏放水鉆孔優化設計

為實現工作面回采過程中按照上述公式計算出的動態補給量可控，常需提前對煤層開采導水裂隙影響范圍內的靜態存儲量進行預疏放，通過施工疏放水鉆孔將頂板含水層水位提前疏降至一定水頭。

3.1 常見疏放水鉆孔布置情況

目前，煤層頂板水疏放主要采用在井下均勻布置鉆孔、提前半年以上時間進行疏放的方式，且疏放水量穩定持續時間長，往往存在過度疏放的問題。

陜北某礦主采煤層上方沉積分布有富水性中等的侏羅系中統直羅組風化基巖裂隙承壓含水層，成為礦井的普遍充水含水層。各工作面針對風化基巖含水層累計疏放水時間為7～25個月，平均15個月，持續時間長；工作面基本按每50 m間距布置鉆孔，平均疏放水鉆孔60個，最多達到140個鉆孔；單個工作面累計疏放水量最大為1 978.5萬m3，疏放水量大。

從某工作面1—3鉆窩疏放水量變化趨勢可以看出(圖8)，在疏放約120 d時，疏放水量已相對穩定，后期繼續疏放100 d，僅衰減10%～15%。從前文中分析的涌水量構成分析可知，在疏放情況下疏放水量由疏放初期到相對穩定是一個動態的變化過程，首先是冒裂影響區含水層中靜態儲存量的釋放，含水層側向動態補給量逐漸補給因靜儲量釋放后形成的含水層空間，并逐步達到穩定。因此，該工作面1—3鉆窩在疏放120 d時，動態補給量已接近穩定，此后的100 d疏放為無效疏放，并沒有引起疏放區水位的進一步下降或其靜態存儲水量的減少，未考慮穩定疏放水量與動態補給量之間的關系；且統一鉆窩間距為50 m，未考慮疏放鉆孔的影響半徑，很可能造成疏放鉆孔數量不合理、疏放時間過長、疏放水量過大。

圖8 疏放水量隨時間變化

3.2 疏放水鉆孔優化設計

通過對煤層頂板含水層涌水量的構成、含水層涌水模式分析，未疏放時含水層周期性冒裂釋放的靜態儲存量與冒裂區側向動態補給量組成頂板含水層涌水量，頂板水疏放主要為針對含水層冒裂區靜態儲存量的疏放，隨著對頂板冒裂范圍內含水層靜態儲存量的疏放，導水裂隙“大井”范圍的動態補給量成為工作面涌水量的主要組成部分(圖9)。為實現頂板含水層靜態儲存量的有效疏放，需對疏放時間、疏放鉆孔深度及其間距進行合理設計。

圖9 工作面有無預疏放涌水量對比

3.2.1 疏放時間及水量

隨著疏放水鉆孔的持續疏放，鉆孔影響范圍內靜態儲存量逐步釋放，呈衰減趨勢，動態補給量逐漸增大。主要是由于疏放區域形成含水層水位降落漏斗，隨著含水層水位下降，漏斗越來越大，漏斗區域范圍的動態補給量也隨之增大，當疏放水到達一定程度時，可認為由疏放水形成的降落漏斗已穩定，降落漏斗范圍內的靜態儲存量已釋放完畢，疏放范圍已擴大至疏放水鉆孔影響半徑，由0疏放至1時動態補給量趨于穩定，動態補給量與疏放水量達到平衡狀態，疏放水量為動態補給量(圖10)，此時含水層水位已穩定不再變化。當疏放Δ時間后，冒裂范圍內含水層靜態儲存量疏放完畢，此時疏放水量≈d，若繼續疏放動態補給量就成為無效疏放水量[16-17]。因此，合理的超前疏放水時間為Δ。

圖10 疏放水量主要構成隨時間變化

3.2.2 鉆孔深度

煤層開采形成導水裂隙，導水裂隙范圍內含水層水可形成重力水流進入井下，當開采冒裂形成時，疏放水量正好等于冒裂區外圍邊界向冒裂區的動態補給量。因此，頂板水疏放主要是對頂板冒裂范圍內含水層靜態儲存量的疏放。疏放水鉆孔僅需揭露冒裂區范圍內含水層，冒裂區以外部分為無效疏放(圖11)。

圖11 疏放水鉆孔揭露含水層深度

3.2.3 鉆孔間距

由于含水層滲透性在空間分布的極不均勻性，當疏放水鉆孔按照均勻布置時，往往造成鉆孔數量不合理。疏放初期降落漏斗越來越大，并逐步趨于穩定，此時已達到疏放鉆孔影響半徑，繼續疏放降落漏斗已無法進一步向外擴展，疏放水鉆孔的放水影響半徑可以從其附近的壓力觀測孔的響應結果分析得出。

根據地下水動力學原理，各疏放水鉆孔的作用是獨立的，含水層產生的水位降深等于各鉆孔單獨產生降深的疊加。因此，工作面疏放水鉆孔布置間距可考慮相鄰鉆孔的影響半徑的疊加，即以′+″作為終孔間距進行布置(圖12)。此外，含水層滲透性影響著疏放水鉆孔間距，當含水層滲透性強時，疏放水鉆孔影響半徑大，鉆孔間距可適當增大。

圖12 疏放水鉆孔影響半徑疊加

3.3 頂板含水層水疏放體系

針對以往工作面頂板含水層水疏放過程中存在的鉆孔數量、鉆孔孔深、疏放時間等問題，分析頂板含水層靜態儲存量的釋放模式和動態補給量的補給來源，確定頂板含水層涌水量控制要素。結合煤層開采導水裂隙帶波及含水層的程度及含水層水進入導水裂隙的完整井、非完整井和觸及井模式，得出不同涌水模式下的動態補給量計算公式。通過疏放水鉆孔疏放時間及水量、鉆孔深度、鉆孔間距等優化設計，超前疏放導水裂隙影響范圍內的靜態儲存量，實現工作面回采過程中動態補給量可控，形成系統的頂板含水層水疏放體系(圖13)。

圖13 頂板含水層水疏放體系

4 煤層頂板含水層水疏放優化實例分析

4.1 以往頂板含水層水疏放情況

陜北某礦位于陜北黃土高原北端、毛烏素沙漠東南緣，隸屬于侏羅系煤田。主采煤層3–1煤上方沉積有第四系薩拉烏蘇組松散沙層潛水含水層和侏羅系中統直羅組風化基巖裂隙承壓含水層，富水性中等。針對3–1煤層回采面臨的頂板含水層水害威脅，以往工作面采用均勻布孔的方式超前疏放頂板水，以降低回采期間的涌水量。

礦井一盤區、二盤區、四盤區頂板含水層疏放時未考慮導水裂隙波及風化基巖含水層程度，均勻布孔對整個工作面上覆風化基巖含水層進行疏放，單個工作面采前頂板水預疏放鉆孔55～146個，平均99個鉆孔；累計疏放時間15.3～25.5個月，平均20個月，具體表現為工作面鉆孔數量多，疏放水時間長，疏放水量過大，見表1。

表1 陜北某礦工作面頂板水疏放情況統計

4.2 頂板含水層水優化疏放實例

通過對頂板含水層涌水模式及動態補給量的計算分析，確定了頂板含水層涌水量控制要素。結合煤層開采導水裂隙帶波及含水層的程度及含水層水涌入模式，對頂板含水層疏放水鉆孔進行設計，按照上述頂板含水層水疏放體系，指導陜北某礦四盤區某工作面頂板含水層水優化疏放。

礦井四盤區某工作面長4 706 m，寬322 m。工作面周邊鉆孔揭露3–1煤層上覆正常基巖厚度30.3～32.4 m，正常基巖上覆風化基巖厚度8.2～49.1 m。3–1煤層開采導水裂隙為40.8 m，導水裂隙將部分波及風化基巖，可按照井底及井壁進水的徑向二維–半球狀非完整井流公式(7)計算工作面疏放后動態補給量。

按照上述頂板含水層水疏放體系進行設計，改變以往工作面2巷道均勻布孔方式，根據含水層滲透性及疏放水鉆孔影響半徑在工作面兩巷道布置58個鉆孔，鉆孔均施工至導水裂隙范圍內風化基巖含水層終孔，工作面疏放水過程中對疏放水量及含水層水位進行監測。

從工作面疏放水量及含水層水位變化曲線(圖14)可知，工作面疏放7～8個月后，疏放水量及風化基巖含水層水位衰減變化開始變小，逐漸緩慢至相對穩定。疏放12個月后可認為由疏放水形成的降落漏斗已穩定，疏放水量穩定至188 m3/h，含水層水位穩定在+1 198 m。冒裂范圍內風化基巖含水層靜態儲存量疏放完畢，利用式(7)計算的工作面疏放后動態補給量約為200 m3/h，此時動態補給量與疏放水量達到平衡狀態，認為該工作面合理的超前疏放水時間為12個月。此時結束疏放水，避免了以往疏放水穩定后繼續疏放的無效疏放水量，從疏放時間、疏放水量、疏放水鉆孔數量上實現了工作面煤層頂板含水層水的優化疏放。

圖14 工作面疏放水量及含水層水位變化曲線

5 結論

a.分析了煤層頂板含水層受采礦擾動形成涌水中靜態儲存量的釋放模式和動態補給量的補給來源，提出煤層頂板含水層涌水量的控制要素；靜態儲存量主要受來壓步距、冒裂影響區含水層厚度、給水度影響，動態補給量主要受冒裂影響區外圍含水層厚度、滲透性流場中水力梯度和過水斷面面積控制。

b.依據煤層開采導水裂隙波及含水層程度，提出了煤層頂板含水層涌水的井底進水的觸及井、井壁及井底進水的非完整井和井壁進水的完整井3種涌水模式，并給出了不同涌水模式下導水裂隙范圍內動態補給量的計算公式。

c.提出了頂板含水層超前預疏放水量主要為冒裂區靜態儲存量，冒裂區高度控制鉆孔深度、單孔水位影響半徑控制鉆孔布置間距、鉆孔疏放水量穩定時間控制超前疏放時間的疏放水鉆孔優化設計理念，形成系統的頂板含水層水疏放體系。

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Mine water inflow modes and scientific design of drainage boreholes in roof confined aquifer of coal seam

HU Weiyue1,2, JI Yadong1,2, HUANG Huan1,2

(1. Xi’an Research Institute Co. Ltd., China Coal Technology and Engineering Group Corp., Xi’an 710077, China; 2. Shaanxi Key Laboratory of Prevention and Control Technology for Coal Mine Water Hazard, Xi’an 710077, China)

Aiming at the uncertainty of mine water inflow mode, this paper analyzes the spatiotemporal variation characteristics of mine water inflow at first, and get a conclusion that the mine water is composed of static storage and dynamic recharge. And the static storage is mainly affected by weighting interval, the aquifer thickness of caving and fracture zone height and specific yield; the dynamic recharge is mainly affected by caving and fracture zone height and specific yield, hydraulic gradient in permeable flow field and discharge section area. According to the spatial relationships between water conducted fissure and roof aquifer of coal seam, the mine water inflow mode is classified into 3 types: partially penetrating well with water entering from well bottom, partially penetrating well with water entering from well bottom and wall, and completely penetrating well with water entering from well wall. And then the different calculation formulas of dynamic recharge for three mine water inflow modes are given based on groundwater seepage theory. For the large quantity drainage boreholes and excess quantity drainage, the optimal design concept of drainage borehole is proposed, which consists of caving and fracture zone height controlling boreholes depth, influence radius of single hole controlling borehole layout, and stable time of drainage controlling advanced drainage time, so as to optimize the layout of drainage water and drainage borehole, and establish the system of drainage of roof aquifers. The results offer an alternative for the scientific connotation of calculus formula and control methods for mine roof water inflow, which has practical guiding significance for prevention and control of mine roof water disaster.

roof aquifer of coal seam; static storage; dynamic recharge; mine water inflow mode; drainage boreholes optimization

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TD742；TD745

A

1001-1986(2021)05-0139-08

2021-05-13；

2021-07-06

國家重點研發計劃項目(2017YFC0804100)

虎維岳，1963年生，男，甘肅鎮原人，博士，研究員，博士生導師，從事礦井水害防治技術研究與應用工作. E-mail：huweiyue@ cctegxian.com

虎維岳，姬亞東，黃歡. 煤層頂板承壓含水層涌水模式與疏放水鉆孔優化設計[J]. 煤田地質與勘探，2021，49(5)：139–146. doi: 10.3969/j.issn.1001-1986.2021.05.015

HU Weiyue，JI Yadong，HUANG Huan. Mine water inflow modes and scientific design of drainage boreholes in roof confined aquifer of coal seam[J]. Coal Geology & Exploration，2021，49(5)：139–146. doi: 10.3969/j.issn.1001-1986. 2021.05.015

(責任編輯 周建軍)