巴拉素井田煤层富水机理与注浆堵水技术

方 刚1,2,3,梁向阳2,3,黄 浩2,3,夏玉成1,靳德武2,3,刘 洋2,3

(1.西安科技大学 地质与环境学院,陕西 西安 710054; 2.中煤科工集团西安研究院有限公司,陕西 西安 710077; 3.陕西省煤矿水害防治技术重点实验室,陕西 西安 710077)

摘 要:陕北侏罗纪煤田榆横矿区(北区)是我国重要的煤炭生产基地,区内大型矿井分布较多,煤层埋藏相对较深,在采掘过程中发现有富水煤层问题。为研究区内煤层富水机理及采掘过程中的水害问题,以巴拉素煤矿2号富水煤层注浆堵水治理工程为例,通过对水文地质条件和地下含水层之间水力联系情况分析,查明了区内各含水层水文地质特征及类型,确定了2号煤层水为立井井筒过煤层段的主要充水水源,并提出了富水煤层注浆治理保障新技术。通过抽水试验、水化学测试,发现区内地下水含水层主要为第四系松散层潜水含水层、白垩系下统洛河组孔隙-裂隙含水层、侏罗系中统直罗组碎屑岩类裂隙含水层、2号煤顶板延安组碎屑岩类裂隙含水层、2号煤层含水层等。第四系松散潜水含水层和白垩系洛河组孔隙裂隙含水层之间水力联系密切,其他含水层之间均未发现水力联系。根据现场实际及多次实践,确定以“引流注浆、帷幕封堵”为总体思路,运用“井下打钻,地面拌浆,管道输送,高压灌注”的方法,完成2号煤层富水区段的封堵。研究及实践结果表明:通过多种材料结合、钻探注浆等组合工艺实施后,在副立井井筒马头门煤层揭露区段及待掘巷道周围形成了有效的止水帷幕,将掘进巷道与富水煤层隔开,最大程度地减小井筒涌水量,超出预期目标完成注浆堵水任务,副立井井筒总涌水量由最初的150 m3/h(最高200 m3/h)衰减至竣工时的11 m3/h,注浆堵水率约为93%,实现了对富水煤层大量出水有效封堵的目的。

关键词:巴拉素煤矿;富水煤层;立井井筒;注浆治理;关键技术

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方刚,梁向阳,黄浩,等.巴拉素井田煤层富水机理与注浆堵水技术[J].煤炭学报,2019,44(8):2470-2483.doi:10.13225/j.cnki.jccs.KJ19.0556

FANG Gang,LIANG Xiangyang,HUANG Hao,et al.Water-rich mechanism of coal seam and grouting and blocking water technology in Balasu mine feild[J].Journal of China Coal Society,2019,44(8):2470-2483.doi:10.13225/j.cnki.jccs.KJ19.0556

中图分类号:TD745

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2019)08-2470-14

收稿日期:2019-04-30

修回日期:2019-07-15

责任编辑:常明然

基金项目:国家重点研发计划资助项目(2017YFC0804100);国家自然科学基金资助项目(41807221)

作者简介:方 刚(1988—),男,陕西西安人,助理研究员,博士研究生。Tel:029-87862145,E-mail:fanggang@cctegxian.com

Water-rich mechanism of coal seam and grouting and blocking water technology in Balasu mine feild

FANG Gang1,2,3,LIANG Xiangyang2,3,HUANG Hao2,3,XIA Yucheng1,JIN Dewu2,3,LIU Yang2,3

(1.College of Geology and Environment,Xian University of Science and Technology,Xian710054,China; 2.Xian Research Institute,China Coal Technology and Engineering Group Corp.,Xian710077,China; 3.Shaanxi Key Laboratory of Coal Mine Water Hazard Prevention and Control Technology,Xian710077,China)

Abstract:With plenty of large mines and relatively deep buried coal seam,Yuheng mining area (north area) of Jurassic coalfield in northern Shaanxi Province is an important coal production base in China.However,the water-rich coal seam also brings a lot of issues in the mining process,which are very rare both in China and the world.To study the water-rich mechanism of coal seam and the water hazards in the mining process,this paper takes the grouting and blocking water project of No.2 water-rich coal seam of Balasu coal mine as an example.Based on the analysis of the hydrogeological conditions and the hydraulic relationship between the underground aquifers,this study ascertained the hydrogeological characteristics and types of each aquifer in the region,identified that No.2 coal seam water was the main water source for the vertical shaft passing through the coal seam,then put forward a new security technology for water-rich coal seam grouting treatment for the first time.Through pumping test and hydrochemical test,it was found that the groundwater aquifers in the area mainly contain the Quaternary loose phreatic aquifer,the pore-fissure aquifer of lower Cretaceous Luohe formation,the clastic rock fissure aquifer of middle Jurassic Zhiluo formation,the clastic rock fissure aquifer of No.2 coal seam roof Yan’an formation,and the No.2 coal seam aquifer,etc.A close hydraulic relationship between the Quaternary loose phreatic aquifer and the Cretaceous Luohe formation pore-fissure aquifer was found,but no hydraulic relationship was found among other aquifers.After trying for many times,the sealing of No.2 water-rich coal seam was successfully completed with the general idea of “drainage grouting,curtain sealing” and the methods of “drilling underground,slurry mixing on the ground,pipeline transportation and high-pressure perfusion”.The research shows that an effective water-stopping curtain can be formed around the exposed section of shaft inset coal seam and the roadway to be excavated in the auxiliary shaft through the combination of various materials and the implementation of drilling grouting technique.As a result,the drivage roadway and water-rich coal seam was separated,the shaft water inflow was minimized,the grouting and blocking water task was finished beyond expectation-the auxiliary shaft lining total water inflow decreased from the original 150 m3/h (maximum 200 m3/h) to 11 m3/h when completed,the grouting and blocking water rate reaching to 93%.Moreover,the results show that sealing the large amount of effluent from water-rich coal seam was realized with a good engineering effect,proving the remarkable achievements of water prevention and control security technology.

Key words:Balasu coal mine;water-rich coal seam;vertical shaft;grouting treatment;key technology

陕北侏罗纪煤田为我国14个特大型煤炭生产基地之一,目前煤炭资源开采主要集中在榆林、神木、府谷等地区,区内包括神府矿区、榆神矿区、榆横矿区等若干大型矿区,所开采的煤炭资源丰富、煤质优良、地质构造简单、生产成本低廉,是我国未来重点建设发展的产煤主体区域[1-2]。随着近年来的煤炭资源开发利用强度逐步增大,浅部煤层已逐渐开采殆尽,区内矿井向着更深部的煤层进行掘进开采,而在榆横矿区(北区)规划有大海则、可可盖、小纪汗、袁大滩、西红墩、巴拉素、乌苏海则、红石桥、波罗等多个大型井田,目前总体均处于筹建阶段,矿区内煤层埋藏自东向西逐渐变深,区内中部矿井煤层埋深基本在450 m以上,由此引起的在深部煤层开发利用过程中所产生的相关矿井水害问题日趋严重,与此相对应的矿井防治水保障技术研究则显得尤为重要,矿井安全生产形势严峻、迫在眉睫[3-4]

榆横矿区(北区)位于陕北侏罗纪煤田中部,区内规划的煤矿井田面积均在150~300 km2,可采煤层较多,在未来数十年内具有巨大的发展潜力和可观的经济效益,在陕北煤炭生产基地中占据着重要的战略位置。但近年来均不同程度地受到各类水害的影响,其中发现的高承压煤层水害问题为全国乃至世界罕见。以往普遍认为,煤层作为地史时期形成的致密有机沉积层,具有一定的隔水性,而目前发现的此类高承压富水煤层在行业、领域中均实属首次[5-6]。从矿井防治水角度出发,先期完成煤层富水条件下的安全生产,进而实现煤炭资源的高效回采,后期开展煤层水资源的合理利用,有着深远的理论意义和重要的研究价值。

丁焕德等[5]以榆横矿区小纪汗煤矿首次发现煤层为矿井主含水层为例,针对在高承压富水煤层巷道掘进过程中的水流场、裂隙场和应力场等多场耦合作用特征,研究其面临的技术难点和施工工艺,提出炮掘拉顶泄压、综掘快速掘进、设置临时水仓和锚网喷支护等技术方案。李顺才等[6]通过瞬态渗透试验研究小纪汗煤矿含煤岩系的渗透力学特性,基于采集的岩样两端孔隙压差时间序列,差分得到渗流速度及其变化率的时间序列,运用最小二乘法计算得到各层岩样在不同围压下全应力应变过程中的渗透率、非达西流因子及加速度系数,比较了不同岩层的最大渗透率及最小渗透率。方刚[7]对袁大滩煤矿在2号煤层巷道掘进过程中发生的大量煤层出水问题进行分析,研究充水水源及充水通道,提出“长短结合、长钻探查、短钻疏放、保证安全”的防治水思路。李强[8]运用地质学理论和煤岩室内物理特性测试揭示了小纪汗煤矿2号煤层为主含水层的含煤岩系形成机理和富水煤层的力学特征;基于D-P准则讨论富水煤层的破坏形式和破坏条件;建立巷道围岩变形-非饱和水渗流耦合系统动力学模型,基于Lagrange快速分析法计算验证收敛性和数值稳定性;分析预测富水煤层巷道掘进过程中的涌水规律。李海龙等[9]发现小纪汗煤矿2号富水煤层为裂隙含水层,提出岩层膨胀变形的微观影响因素、岩样浸水膨胀变形经历的3个阶段;岩样与水作用后的变化特征;煤层裂隙水对底板岩层的侵蚀软化作用明显。钱宏伟[10]运用岩体弹塑性力学理论,对比分析在有水、无水作用下巷道塑性区变形破坏特征;基于试验数据、力学推导、现场实测等方法,建立不同含水率状态下巷道围岩的FLAC3D数值计算模型,揭示富水煤层巷道围岩变形原理及规律。蒋淑萍[11]针对富水煤层的含煤岩系沉积相、层序地层进行研究,综合地层厚度、砂岩、泥岩和煤层厚度、含砂率等因素,分析延安组沉积期不同层序的古地理与沉积演化特征,探讨层序格架内聚煤规律。朱南京等[12]研究了煤层为主含水层的地质成因,发现煤层顶板砂岩遇水松散且裂隙易于封闭、煤体渗透率高、煤层裂隙发育以及丰富的裂隙水补给是煤层为主含水层的地质成因,在此基础上建立了揭露煤层时“地面疏水、井下排水、注浆封堵”,巷道掘进时“拉顶泄压、水仓集水、集中排放”和工作面回采时“提前排水、矿压控制”的综合矿井水害防治技术体系。

上述不同学者关于富水煤层方面的研究内容取得了一定的成果,但由于该类问题及相关领域的研究时间较为短暂、研究区域限制等原因,对于煤层富水的水害治理手段及方法、使用的材料及设备等方面还存在不足,后期还需继续更进一步的研究。笔者以榆横矿区(北区)巴拉素煤矿为例,主要对立井井筒马头门2号富水煤层段注浆治理开展分析研究,提出富水煤层特定水害治理的地质保障技术方案。

目前,国内外对富水煤层实现成功注浆封堵尚无先例,该项研究不仅可以为巴拉素煤矿井筒施工过程中安全通过富水煤层段提供有力的理论保障,同时为矿井后期采掘2号煤层提供合理的数据支撑,还能够为区内以及条件类似矿井防治煤层水害提供参考,填补富水煤层注浆治理的技术空白,丰富矿井水害防治的实践经验和科学内涵。

1工程研究背景

1.1井田概况

巴拉素井田位于陕西省榆林市榆阳区内,地处规划的陕北侏罗纪煤田榆横北区的中西部(图1)。井田总面积约300 km2,先期开采地段位于井田中部,东西长约13.4 km,南北宽约3.0~5.5 km,面积约61 km2,矿井设计生产能力为10 Mt/a[13]

图1 井田位置及四邻关系示意
Fig.1 Schematic diagram of mine field location and neighborhood relationship

1.2地质概况

巴拉素井田地处毛乌素沙漠东南缘,先期开采地段内地表绝大部分被第四系松散沉积物所覆盖,地形以沙漠滩地为主,总体东北部较高,向西南部逐渐降低,地表水系不发育。

井田内可采煤层7层分别为2,3,4-1,4-2,5,7,8号煤层,勘探资源量近50亿t,先期开采地段勘探资源量约10.5亿t。矿井主采2,3号厚煤层(2号煤层平均厚度3.68 m、3号煤层平均厚度6.19 m),其余煤层平均厚度为0.84~1.59 m,属局部或大部可采的薄及中厚煤层。井田地质构造简单,总体构造形态为一北西西向缓倾的单斜层,倾向290°,倾角小于1°。无较大断裂、褶皱构造,无岩浆活动痕迹。

巴拉素井田内发育有多个含水层(表1),2号煤层上覆的主要含水层自上而下分别为:第四系松散层潜水含水层、白垩系下统洛河组孔隙-裂隙含水层、侏罗系中统直罗组碎屑岩类裂隙含水层、2号煤顶板延安组碎屑岩类裂隙含水层[14],对于2号煤层水含水层而言,在井田水文地质补勘期间的认识主要源于地面钻孔抽水试验数据,对其富水性而言从定性角度出发具有时间和空间获取信息的局限性,在后期井筒揭露时表现的局部强富水情况对煤层富水又有了新的认识和概念。

表1 各含水层水文地质特征
Table 1 Hydrogeologic characteristics of each aquifer

含水层水位埋深/m水位标高/m单位涌水量/(L·(s·m)-1)渗透系数/(m·d-1)水质类型富水性第四系松散层潜水含水层0.90~3.37+1 205.32~+1 205.430.176~2.3851.671~30.260HCO3-Ca中—强白垩系下统洛河组孔隙-裂隙含水层3.51~8.07+1 161.28~+1 220.730.100~0.2760.052~0.131HCO3-Na·Ca,HCO3-Ca·Na中侏罗系中统直罗组碎屑岩类裂隙含水层-16.3~25.40+1 184.08~+1 212.910.002~0.0360.005~0.260SO4-Na·Ca弱2号煤顶板延安组碎屑岩类裂隙含水层22.91~31.28+1 153.96~+1 184.950.009 1~0.009 40.043~0.062SO4-Na弱2号煤层水含水层21.12~117.25+1 104.96~+1 216.230.002~0.0340.060~1.173SO4-Na·Ca不均一

1.3井筒煤层水害问题

巴拉素煤矿现处于建井阶段,采用全立井开拓,布置有主立井、副立井、回风立井3条井筒。在副立井井筒(井筒净直径10.5m,净断面积86.59 m2,井口标高+1 205.50 m,井底标高+674.15 m,井筒垂直深度531.35 m)落底后,设计在2号煤(煤层底板标高+721.60 m,煤厚3.30 m,)开马头门,需进行掘进前的超前探放水钻探施工。位于东侧马头门的1个煤层探放水钻孔钻进至5 m时,开始有少量出水(2 m3/h),至52 m时出水量为35 m3/h,停钻测水温为22.5 ℃,水压为2.1 MPa,水质清澈,伴随有轻微H2S气体特征的臭鸡蛋味,随即开孔放水3 d,但水量未出现衰减。另在西侧马头门又施工1个煤层探放水钻孔,钻进至9.5 m时出水19 m3/h,水温为22.5 ℃,水压为2.0 MPa,(水质清澈、气味同前);在关闭马头门西侧探放水钻孔后,两侧马头门煤壁均开始出水,当时预测副立井两侧马头门总涌水量约60 m3/h。而后4 d,两侧马头门煤壁涌水量继续增大,预计可达130 m3/h,而后每日测水1次,在8 d后,副立井马头门煤壁出水稳定在180 m3/h左右,观测东侧马头门施工探放水钻孔水压,稳定在3.0 MPa。自马头门施工钻孔起15 d,副立井井壁累计出水近5万 m3,但煤层水压稳定,总涌水量衰减情况不明显。

根据井田水文地质补充勘探成果可知,巴拉素井田内的2号煤富水,但富水性不均一。与副立井距离最近的DCC-1号水文补勘钻孔揭露2号煤水位标高为+1 104.96 m,对照副立井揭露的2号煤底板标高参数,计算得出的副立井揭露的2号煤承受水压为3.83 MPa,与观测钻孔水压基本接近。另外,通过取马头门出水水样3组进行水质全分析检测,得出该水体矿化度为5 293.53~5 744.17 mg/L,水质类型为SO4-Na·Ca;与前期井田水文地质补勘成果中各含水层的水化学特征进行对比,发现符合当时水文补勘抽水取样2号煤层水的水质特征。由此,判定本次副立井马头门煤壁出水的充水水源为2号煤层水。

作为矿井首采的2号煤层而言,在井筒开马头门掘进时就发现了如此特殊和严重的水害隐患,对于矿井未来煤炭资源的开发是非常棘手的问题,因此,首先对于巴拉素煤矿立井井筒过2号富水煤层段进行水害治理刻不容缓、势在必行。

2井田2号煤富水机理

2.1富水煤层特征

2.1.1 2号煤与顶板含水层关系

2号煤顶板从上至下有第四系孔隙含水层、白垩系砂岩孔隙裂隙含水层、侏罗系安定组相对隔水层、直罗组砂岩裂隙含水层、延安组第四段砂岩裂隙含水层(图2)。依据矿井副立井井筒实际揭露,2号煤距第四系孔隙含水层为480.5 m,距白垩系砂岩孔隙裂隙含水层约262.9 m,距安定组隔水层约203.7 m,距直罗组砂岩裂隙含水层约35.7 m。2号煤层埋深相对较大,且存在有近60 m厚的安定组相对隔水层,因此,未来矿井对2号煤层的采掘过程中,侏罗系延安组、直罗组砂岩孔隙裂隙含水层水为主要充水水源。

2.1.2 2号煤富水特征

根据以往钻探及抽水试验成果,2号煤层厚度为2.40~4.66 m,其水位埋深21.12~117.25 m,水位标高+1 104.96~+1 216.23 m,单位涌水量0.002~0.034 L/(s·m),渗透系数0.060~1.173 m/d,富水性弱(表2)。

2.1.3水化学特征

根据井田2号煤层水的水质化验资料可知,其阳离子以Ca2+为主,阴离子以为主,Na+毫克当量百分数为毫克当量百分数为94.03%~96.22%,矿化度3 616~6 087 mg/L,总硬度为839~1 262 mg/L,pH值7.99~8.30,地下水水质类型多为SO4-Na·Ca型水(表3),地下水水质较差[15]

根据对2号煤层的抽水试验成果分析,煤层具有一定的富水性,但总体呈现出的富水性相对较弱,该结果与井筒揭露2号煤层时的富水状态截然不同,分析原因可能是由于区域内侏罗系含煤地层在地质历史时期不均匀沉积这一普遍规律所导致。总体来看,巴拉素井田2号煤层水的赋存状态和存储空间较为封闭,地下水运移速度相对较慢、交替不畅通,矿化度较高,补给条件较差[16]

图2 副立井2号煤层与其上覆主要含水层距离
Fig.2 Distance between No.2 coal seam in the auxiliary shaft and the main overlying aquifer

表2 井田2号煤层水文地质特征
Table 2 No.2 coal seam hydrogeological characteristics in the mine field

钻孔煤层厚度/m水位埋深/m水位标高/m水位降深/m涌水量/(m3·d-1)单位涌水量/(L·(s·m)-1)渗透系数/(m·d-1)DCC-12.93101.211 104.9613.1837.440.0341.173DCC-32.8529.401 147.4768.7044.330.0070.307DCC-43.1046.641 216.2394.3168.590.0080.346DCC-54.66117.251 107.7569.0528.080.0050.111DCC-64.19116.641 107.4359.5112.100.0020.060DCC-72.4021.121 146.46146.9068.590.0050.069

表3 井田2号煤层水化学特征
Table 3 No.2 coal seam water chemical characteristics in the mine field

孔号离子毫克当量百分数/%K+Na+Ca2+Mg2+Cl-SO2-4HCO-3总硬度/(mg·L-1)矿化度/(mg·L-1)pH值水化学类型DCC-10.3468.1725.935.533.1794.032.771 1215 1037.99SO4-Na·CaDCC-30.3770.3022.946.343.3794.282.341 2626 0878.12SO4-Na·CaDCC-40.2966.4728.015.181.6596.222.138393 6168.30SO4-Na·Ca

表4 副立井马头门出水点2号煤层水化学特征
Table 4 Water chemical characteristics of No.2 coal seam at the water outlet point of Matoumen of the auxiliary shaft

出水点号离子毫克当量百分数/%K+Na+Ca2+Mg2+Cl-SO2-4HCO-3总硬度/(mg·L-1)矿化度/(mg·L-1)pH值水化学类型1号点0.2670.3323.675.491.9795.172.851 246.335 744.177.55SO4-Na·Ca2号点0.1871.5422.955.192.3194.233.471 102.025 293.538.08SO4-Na·Ca3号点0.0973.4421.155.292.3594.173.481 037.765 331.107.94SO4-Na·Ca

通过副立井马头门出水点取样分析(表4),所取水样的主要化学离子中,Na+毫克当量百分数平均约毫克当量百分数平均约94.52%,矿化度平均约5 456.27 mg/L,总硬度约为1 128.70 mg/L,pH值约7.86,水质类型为SO4-Na·Ca型,与前期井田水文地质补充勘探期间探查的2号煤层水的水化学类型基本一致。

2.2各层之间水力联系

地下水各含水层之间的联系主要通过含水层的孔隙、裂隙相互贯通,水力联系的强弱可通过含水层界面上的隔水层的厚度、地下水的水化学特征、水位差及多孔抽水试验反映出来。根据对研究区内2号煤顶板主要含水层的单孔、多孔抽水试验成果(表5~6),对各层之间的水力联系情况进行分析,具体如下。

表5 各含水层水化学特征
Table 5 Chemical characteristics of each aquifer

地层孔号离子毫克当量百分数/%K+Na+Ca2+Mg2+Cl-SO2-4HCO-3总硬度/(mg·L-1)矿化度/(mg·L-1)pH值水化学类型第四系DSG-10.8513.3559.1326.432.4914.0480.71173.00307.008.10HCO3-Ca·Mg洛河组LHG-10.7350.4931.7616.855.2718.9174.19111.00362.008.06HCO3-Na·CaZLG-10.0559.4834.156.261.6095.422.751 061.003 726.728.22SO4-Na·Ca直罗组ZLG-20.2366.8728.744.151.3796.481.731 300.735 407.938.46SO4-Na·CaZLG-30.2063.6231.884.261.1496.132.711 355.005 287.007.78SO4-Na·CaZLG-40.2267.5227.974.291.2995.912.801 332.075 683.117.96SO4-Na·Ca

表6 各含水层抽水试验水位变化情况
Table 6 Water level changes of water pumping test for each aquifer

水力联系探查层位孔号性质抽水/观测层位静水位/m最大降深/m两孔距离/m探查第四系与LHG-1抽水孔白垩系洛河组5.5122.3650洛河组联系DSG-1观测孔第四系3.380.80探查洛河组与ZLG-1抽水孔侏罗系直罗组2.7380.2750直罗组联系LHG-1观测孔白垩系洛河组5.780DCC-1抽水孔2号煤101.2120.0050ZLG-1观测孔侏罗系直罗组2.730DCC-5抽水孔2号煤117.2569.0550探查直罗组与ZLG-2观测孔侏罗系直罗组12.6502号煤联系DCC-6抽水孔2号煤116.6459.5150ZLG-3观测孔侏罗系直罗组20.490DCC-7抽水孔2号煤146.90146.9050ZLG-4观测孔侏罗系直罗组-16.300

2.2.1第四系与洛河组

通过对LHG-1号钻孔洛河组含水层进行抽水试验,同时观测DSG-1号钻孔第四系含水层水位变化情况,DSG-1号钻孔第四系含水层静水位为3.38 m,LHG-1号钻孔洛河组抽水试验开泵100 min时,观测孔DSG-1水位发生变化,逐渐下降,持续至抽水孔LHG-1停泵前,最大降深为0.81 m,抽水孔LHG-1抽水试验结束后观测孔DSG-1水位逐渐恢复至3.40 m(图3)。

图3 抽水试验曲线
Fig.3 Pumping diagram

巴拉素井田内第四系岩性以风积沙为主,结构松散;白垩系洛河组以中粒砂岩、粗粒砂岩、细粒砂岩为主。第四系含水层直接覆盖在白垩系之上,虽然第四系底部局部地段发育离石组隔水层,但因其厚度变化大,分布不均,结构松散,且局部地段存在天窗,所以隔水性能较差。LHG-1号钻孔洛河组含水层水位标高为+1 202.283 m,DSG-1号钻孔第四系含水层水位标高为+1 205.426 m,水位标高相近。第四系与白垩系洛河组含水层离子含量相近。由此可得,区内第四系松散潜水含水层与白垩系洛河组含水层水力联系密切。

2.2.2洛河组与直罗组

通过对ZLG-1号钻孔直罗组含水层进行抽水试验,同时观测LHG-1号钻孔洛河组含水层水位变化情况,LHG-1号钻孔洛河组含水层静水位为5.78 m,ZLG-1号钻孔直罗组抽水试验过程中,观测孔LHG-1水位无变化,抽水孔LHG-1抽水试验结束后观测孔LHG-1水位逐渐恢复至5.80 m。结合井田侏罗系直罗组与白垩系洛河组含水层水质化验离子含量差距较大,认为这两含水层之间未发现水力联系。

2.2.3直罗组与2号煤层

DCC-1钻孔对2号煤做抽水试验同时观测ZLG-1钻孔直罗组;DCC-5钻孔对2号煤做抽水试验同时观测ZLG-2钻孔直罗组;DCC-6钻孔对2号煤做抽水试验同时观测ZLG-3钻孔直罗组;DCC-7钻孔对2号煤做抽水试验同时观测ZLG-4钻孔直罗组,观测孔均无任何水位变化。直罗组底部与2号煤顶板含水层段由灰绿色中、细粒砂岩构成,分选性较好,多为钙质胶结,致密,裂隙不发育,渗透性较差。各抽水孔与观测孔水位差明显。由此可得,研究区内侏罗系直罗组与2号煤之间未发现水力联系。

综上所述,通过对各主要含水层的抽水试验及水质化验成果可知,第四系松散潜水含水层和白垩系洛河组孔隙裂隙含水层之间水力联系密切;侏罗系直罗组与白垩系洛河组之间未发现水力联系,但要注意断层附近、隔水层厚度薄地段含水层之间的水力联系;井田侏罗系直罗组与2号煤层之间未发现水力联系。

2.3煤层富水机理分析

通过水文地质条件及地层结构组合分析,煤层富水应具备如下条件:① 煤层水具有一定原始水源或补给来源;② 煤层局部裂隙发育构成储水空间和充水通道;③ 具有合理的不易透水地层组合结构[17-18]。巴拉素井田2号煤层与顶板各含水层未发现水力联系,而以往抽水试验表现出的2号煤层富水性弱,说明煤层富水情况在区内存在但分布不均一,在无构造情况的影响下,井筒揭露2号煤层能够造出大量涌水且无上部含水层明显渗流补给,目前则分析水源为地质沉积过程中的地下滞留水体,若后期在煤层长期疏放水过程中,存在煤层顶板含水层水位变化的情况,则证明2号煤层局部与顶板含水层可能存在沟通通道;对煤层微观(图4)及井下宏观观测,可见2号煤层较为坚硬,且具有大量裂隙孔隙,具有一定的储水空间和条件;2号煤层底部为侏罗系延安组砂泥岩互层,下部即为3号煤层(非富水煤层),可将2号煤层底部视为相对隔水层,即形成“上含水-下隔水”形式的地质地层组合结构,能够在长期的地质历史时期内进行大量水体的贮存,由于区内周边无开采井田进行煤层水原始状态破坏,井筒2号煤层一经揭露,于孔隙裂隙发育处集中发生出水,造成井筒煤层段水量过大现象的发生[17-19]

图4 井田2号煤层扫描电镜
Fig.4 SEM images of No.2 coal seam in this mine field

3富水煤层注浆治理关键技术

根据巴拉素煤矿副立井井筒实际揭露情况,2号煤层马头门断面净高12.60 m,揭露范围内2号煤层高3.30 m,底板为泥质粉砂岩,顶板为1.60 m的泥质粉砂岩和8.45 m的中粒砂岩,前期矿方在副立井马头门顶底板均施工了探放水钻孔,且各钻孔均有出水情况,由此表明充水水源主要为2号煤层水。

目前,针对侏罗纪煤田内富水煤层的研究较少,关于其水害治理的实际工程成功案例则几乎没有。笔者提出采用传统的打钻、注浆技术结合新材料、新工艺,对巴拉素煤矿副立井井筒过2号煤层富水段的水害问题进行防治[20-21]。由于副立井井筒工作环境及作业空间限制、井筒排水能力及矿井外排能力不足等问题,以“引流注浆、帷幕封堵”为总体思路,运用“井下打钻,地面拌浆,管道输送,高压灌注”的方法,完成2号煤层富水区段的封堵,在副立井井筒马头门待掘巷道周围形成有效的止水帷幕,将掘进巷道与富水煤层隔开,最大程度地减小井筒涌水量,实现后期无水害威胁、安全掘进施工的目的[22-23]

3.1施工条件分析

根据以往勘查成果及现场揭露观测,副立井井筒附近地质构造条件简单,煤层产状近水平,无断层、褶皱等构造发育,2号煤层出水由煤壁的各处裂隙中涌出,可见煤体内部的孔隙、裂隙较为发育,且连通性良好,其可注性较好,具备注浆填充的条件。但同时由于煤体裂隙较多、易破碎,在煤体上直接施工钻孔进行泄水和注浆钻孔则造成固管难、成孔难等问题,需进行适当调整,由煤层上下岩层开孔钻进至煤层后再进行泄水、注浆等,进而需要破穿井壁及冻结管钻探。

另外,由于煤层埋深近500 m,监测煤体出水水压稳定在3.0 MPa左右,届时注浆压力应至少控制在8.0~10.0 MPa,这对注浆孔的孔口管、泄压阀、密封圈等设施的安装则具有较高的要求。同时,考虑井下煤壁出水及后期施工泄水、注浆钻孔等情况,对于井底排水设施、地面蓄水设施及排污沉淀设施均需提前进行准备布设。

副立井井筒直径为10.5 m,井下人员作业均在井筒吊盘上开展,设计将钻机安置在吊盘上施工井壁钻孔(泄水孔、注浆孔、观测孔等),在地面设置注浆站以完成拌浆、加压、输送至井下,吊盘上还有电缆、电柜、开关、管路等杂物,造成实际作业空间狭小的问题都需提前协调整理。注浆设备的适用性、注浆材料的扩散范围及凝固时间等问题均进行调试测验,视现场注浆过程变化情况进行随机调整,总体设计思路不变,本文不再赘述。

3.2施工设计方案

设计采用新材料、新工艺完成巴拉素煤矿副立井2号煤马头门注浆堵水工程,设计需能够指导副立井东、西侧马头门注浆堵水工程施工,为后续马头门掘进及砌碹创造条件。

为配合井筒施工单位安全有效开展后续采掘工作,且首次进行煤层注浆堵水工作,无前例可循,本次工程预计实现的注浆堵水目标为:单侧马头门2号煤层涌水量不超过30 m3/h,副立井马头门2号煤总涌水量不大于50 m3/h。为此,施工设计方案总体分为以下4步:① 对马头门上部40 m范围内的壁间及壁后环形空间进行充填注浆,避免煤层水封堵后水位上升,加速冻结孔及冻结壁的解冻速度;② 在待注浆堵水区域周边施工一定数量的疏水泄压钻孔,通过集中放水截流,降低待注浆区域内的煤层水压力,并在注浆过程中起到引流注浆的作用;③ 对2号煤层内待掘马头门两帮及迎头影响范围内施工一定数量的注浆孔,采用水泥浆和化学浆相结合的方式对煤层裂隙进行注浆改造,单孔注浆过程采用全孔段注浆的方法,注浆孔在煤层顶板砂岩中开孔,并在砂岩中下止水套管;④ 对注浆改造区域施工检查孔,通过单孔压水试验、出水量、注浆圈内外水压差综合分析注浆效果,不满足要求的通过检查孔进行补充注浆[23-24]

通过上述施工过程,最终实现副立井2号煤层东西侧马头门的注浆封堵,并完成注浆堵水预期目标(图5)。

图5 注浆堵水工程技术路线
Fig.5 Technical roadmap of grouting and blocking water engineering

3.2.1马头门上部井壁注浆设计

进行马头门上部井壁壁间、壁后充填的主要目的,是为了防止封堵后的高压煤层水沿着外层井壁环形空间向井筒上部导入,加速井壁围岩冻结圈及冻结孔的解冻速度,将延安组、直罗组及洛河组含水层水导入井下,对马头门施工及后续稳定性产生影响,引发次生灾害。

本次马头门上部壁间、壁后环形空间充填利用现有的预埋注浆孔进行施工,由于是局部(2号煤层位于-483.5 m)止水注浆,只需将-490 m及-470 m设计2排孔(6孔/排,计12个注浆孔,壁间孔长1.5 m、壁后孔长2.01 m)按照设计要求完成注浆工作即可。

注浆材料主要为水泥单液浆,水泥单液浆适宜灌注、充填较大的空隙、裂隙,具有凝胶时间长,结石强度高,成本低的特点;材料主要采用P.O.42.5普通硅酸盐水泥,水灰比控制在0.5~1.0,可根据壁后空隙、裂隙发育程度及环形导水通道情况来确定。

在封孔时、灌注单液水泥浆及间歇注浆效果不理想的条件下,采用水泥-水玻璃双液浆进行灌注;双液浆适宜灌注有流动水的孔隙和裂隙,具有凝胶时间短,结石强度高的特点;水泥采用P.O.42.5普通硅酸盐水泥,水玻璃浓度30~40°Bé,模数2.4~3.4,实际施工中可根据涌水点水量大小及封堵难易程度适当调整,直至满足注浆结束标准。为了保证浆液的扩散半径,注浆浆液尽可能采用单液浆,其配比可根据施工孔的情况按水灰比(质量比)1.0∶1~0.6∶1进行调整,水泥-水玻璃双液浆注浆按体积比1∶1.0~1∶0.2进行调整。为保证井筒安全,注浆采用低压慢注的原则,注浆压力必须严格控制在10.2 MPa之内。

在施工设备方面要求,水泥浆注浆泵最低压力不小于5 MPa,最高压力时流量不小于70 L/min;水玻璃注浆泵最低压力不小于5 MPa,最高压力时流量不小于40 L/min[23-25]

3.2.2泄水孔设计

施工泄水孔的主要目的降低待注浆区域的水压,在注浆过程中起到引流注浆的作用,并确定注浆影响半径,关键时刻可以起到补充注浆的作用。

泄水孔一开孔径为φ127 mm,孔深17m;套管固结,套管孔径为φ108 mm,套管长度16 m;二开用φ94 mm无芯钻头钻进至设计孔深。平面上,在副立井2号煤马头门东、西两侧各布置5个泄压孔,钻孔终孔位置为注浆范围以外5 m。考虑到副井周围有一圈冻结管,为避免钻孔施工过程中,碰到冻结管,钻孔平面设计避开冻结管。剖面上,泄压孔开孔位置为煤层底板以下3 m,在底板粉砂岩中开孔,保证孔口管可以完整地下在岩层中;相邻2个钻孔开孔位置间距为1.5 m;钻孔穿过煤层,进入底板砂岩1 m后终孔。设计在副立井2号煤层东、西两侧马头门共设计10个泄压孔,累计进尺470 m(表7)。

3.2.3注浆堵水设计

(1)注浆钻孔设计

钻孔一开孔径为φ127 mm,施工至设计安装孔口管位置,下入φ108 mm套管;钻孔二开为φ75 mm孔径,施工至设计孔深。

平面上,注浆钻孔覆盖范围为巷道两帮各20 m范围及待掘巷道迎头20 m范围;钻孔终孔位置平距为35 m,在两侧马头门分别布置13个注浆孔,考虑到副井周围有一圈冻结管,为避免钻孔施工过程中,碰到冻结管,钻孔平面设计避开冻结管(图6)。剖面上,钻孔开孔位置为2号煤层顶板砂岩中,开孔位置距离煤层顶板3~4 m,同一排相邻两个钻孔开孔位置间距为0.7 m(图7~8)。

表7 泄压孔设计参数
Table 7 Pressure relief hole design parameters list

施工位置钻孔编号方位角/(°)倾角/(°)设计孔深/m套管长/mXE-13494216XE-25275216东侧马头门XE-38884716XE-412475216XE-514294216XW-132294216XW-230475216西侧马头门XW-326884716XW-423275216XW-511494216合计10个470160

注:钻孔编号XE-1中,X表示泄水孔,E表示副井马头门东侧,1表示第1号孔。

本次在副立井2号煤东、西两侧马头门共设计26个深部注浆孔,累计进尺918 m(表8)。为防止注浆效果达不到预期,在东西两侧马头门各设置3个机动孔,预计孔深40 m。即本次注浆孔累计设计孔深1 158 m。

(2)注浆设计

注浆材料。首先采用水灰比3∶1的P.O42.5R水泥进行地面高压充填注浆,达到注浆设计压力后停止注浆;其次采用水灰比3∶1、比表面积600的NF高性能水泥基注浆料(简称NF注浆料),进行高压渗透注浆,进提高浆液扩散半径,强化孔隙、裂隙充填密实度,提高煤层整体抗水压强度;造浆用水水质须满足国家混凝土用水标准(JGJ63-2006),其含量应<2 700 mg/L,pH>4。

注浆工艺。帷幕注浆堵水治理注浆采用孔口封闭静压前进式分段注浆法;注浆前先进行压水,注浆中若吃浆量大,可用稠浆进行注浆或采用间歇式注浆法,若吃浆量小,可用稀浆进行注浆;注浆时首先采用P.O42.5R水泥进行地面高压充填注浆,达到注浆设计压力后,再采用NF注浆料,达到设计压力后注浆结束;单次注浆,压力值达到要求,等待浆液凝固后,要进行扫孔再注浆,若能吃浆还需继续注浆,然后再扫孔,直至扫孔不吃浆然后继续向前钻进,如此循环式前进;煤层注浆时孔口终止压力不大于10 MPa,由于注浆工程的特殊性,施工中可根据现场情况进行调整,如遇见较大垂向通道可能造成浆液大量漏失时,可采用间歇注浆方式对钻孔进行升压。

图6 注浆孔平面布置
Fig.6 Grouting hole design plan

图7 注浆孔设计剖面
Fig.7 Grouting hole design profile

图8 注浆孔开孔位置示意
Fig.8 Diagram of grouting hole opening position

注浆压力。注浆压力的大小直接影响到浆液的扩散距离与有效的充填范围。因为本方案钻孔间距较大,浆液压力较小时扩散范围有限,为提高注浆效果,增加扩散距离,注浆中遇到细微裂隙时采用高压稀浆灌注工艺,刷大原有裂隙通道,沟通无效封闭裂隙,提高充填效果[24-25]

根据以往注浆经验,注浆总压应不小于受注含水层最大静水压力。根据巴拉素井田水文地质补充勘探结果,2号煤层水压3.8 MPa,为提高注浆效果,注浆总压定为静水压力的2倍,即注浆终压不小于7.6 MPa,按照密度为1.5 kg/cm3的水泥浆计算,本地区注浆孔口终压不大于8 MPa。

表8 注浆孔设计参数
Table 8 Grouting hole design parameters list

钻孔性质施工位置钻孔编号方位角/(°)倾角/(°)孔深/m平距/m垂深/m套管长度/m常规注浆孔东侧马头门西侧马头门合计ZE1-112-162422-6.311ZE1-233-132927-6.314ZE1-346-103634-6.317ZE1-455-94442-6.321ZE1-567-114038-7.321ZE1-681-113836-7.321ZE1-7165-162422-6.311ZE1-8143-132927-6.314ZE1-9130-103634-6.317ZE1-10122-94442-6.321ZE1-11110-114038-7.321ZE1-1295-113836-7.321ZE1-1388-123735-7.321ZW1-134502422-6.311ZW1-232302927-6.314ZW1-331003634-6.317ZW1-430204442-6.321ZW1-529004038-7.321ZW1-627503836-7.321ZW1-719202422-6.311ZW1-821302927-6.314ZW1-922603634-6.317ZW1-1023504442-6.321ZW1-1124704038-7.321ZW1-1226103836-7.321ZW1-1326803735-7.32126个孔918462机动注浆孔东侧马头门3个孔12063西侧马头门3个孔12063合计32个孔1 158588

注浆程序。注浆前先进行放水10~15 min,并控制好放水量,将沉积在孔内的煤粉冲出;对注浆设备、注浆管路进行打压试验,地面试验的最大压力不超过6.0 MPa,井下最大压力不超过10.0 MPa;造浆时的水泥浆由稀到稠,再根据注浆压力、泄水孔压力及钻孔涌水量进行反应速度的调整;注浆过程中根据进浆情况随时调节泵压、泵量及浆液浓度,一般要连续注浆,发现跑、串浆时可对浆液反应时间进行调节,确保不会发生上述现象;当全孔段注浆达到结束标准时,向孔内压一定的清水,将管路清洗干净,关闭注浆孔阀门,2 h后可打开阀门,观测孔内是否还有涌水。

注浆孔施工顺序。本次注浆孔施工顺序为首先施工副立井2号煤东侧马头门注浆孔,东侧马头门注浆结束后,再施工西侧马头门注浆孔。同一侧马头门注浆工施工过程中,采用从两侧向中间注浆的方式,即先施工北侧1号孔,完成注浆后施工南侧7号孔,依次类推,最后施工13号孔,一方面检查注浆效果,另一方面对中部进行补充注浆。同一侧注浆钻孔施工过程中,采用跳孔注浆的方式,即1,7,3,9,5,11,13,然后2,8,4,10,6,12,注浆过程中观测泄水孔水量变化情况,若泄水孔出现漏浆、水量增加的现象,应关闭相应钻孔,进行升压注浆。

注浆孔的施工顺序为:钻孔定位→开孔钻进至孔口管设计深度→下入孔口管注浆固结→浆液凝固后继续钻进至设计层位→全控端注浆方法。注浆孔施工与注浆的配合方式:每施工完1个钻孔,即进行注浆,注浆完成后,再施工下1个钻孔,依次类推(图9)。

图9 钻孔注浆工艺流程
Fig.9 Flow chart of drilling grouting process

扩散半径。预计浆液扩散半径为10~15 m,本次设计取值10 m。

注浆量预计。帷幕注浆浆液注入量(Q,L/min)按以下公式计算:

Q=(LBMηεδ)/ω

式中,L为注浆范围长度,m;B为注浆范围宽度,m;M为受注层段厚度,煤层厚度3.3 m;η为受注层平均孔隙率,9.0%;ε为充填率,90%;δ为浆液流失系数,2.5;ω为浆液结石率,60%。

经计算,单侧马头门临时止水墙注浆段面积为1 215 m2,两侧为2 430 m2,预计总注浆量为3 554 m3

预计水灰比3∶1的P.O42.5R水泥浆注浆量为总注浆量的1/3,注浆量为1 185 m3,浆液比重1.20 g/cm3,用量355 t;水灰比3∶1的比表面积600 cm2/g的NF高性能水泥基注浆料为总注浆量的2/3,注浆量为2 369 m3,浆液密度为1.29 g/cm3,用量为764 t。

单孔注浆结束标准。在检查注浆段前,每个注浆孔都应达到单孔结束标准。可以用作单孔注浆结束标准的参数指标有:注浆压力、注浆量及单位吸水率[23-25]

注浆压力是注浆的主要参数,对浆液的扩散、裂隙充填、注浆效果的好坏,起着决定性的作用。为使浆液有适当的扩散范围,既不可将压力定得过低,造成漏注,也不可将压力定得太高,致使浆液扩散太远,甚至扩大原有裂隙通道,出现新的突破口,增加涌水量。因此必须有足够的压力克服静水压力和各种阻力,将浆液压入煤层裂缝中,以达到注浆堵水的目的。本次煤层注浆压力不大于8.0 MPa,即可认为该受注层段注浆已达到压力结束标准。

当注浆压力达到结束标准后,应逐次换档降低泵量,直至泵量达到10 L/min,并维持30 min。

在注浆量达到要求后,每个孔必须进行压水试验(试验压力为结束压力的80%)并求解单位吸水率q,确定是否继续注浆,单位吸水率可根据注浆泵压、吸水段长度等计算,单位吸水率公式为

q=Q/(pL)

式中,q为单位吸水率,L/(MPa·m·min);p为作用于试段内的压力换算水头高度,MPa;L为受注段长度,m。

根据2号煤层涌水情况,Qp取压水试验记录数据,L取孔口管位置至孔底的距离。当单位吸水率小于标准值0.01 L/(MPa·m·min),就表明煤层内裂隙已达到充填加固封堵的作用。

3.2.4检查方案

注浆工程结束后,须布置一定量的检查孔,其数量占注浆孔总数的20%。检查孔一般布置在钻孔稀疏和待掘进区域内,其作用是:① 可以用来检查注浆改造的效果;② 可起到补充注浆的作用。本次在副井东西两侧马头门各设置6个检查孔,设计钻探进尺480 m,在施工过程中根据现场注浆效果检查情况进行适量增减。

(1)检查孔标准

检查孔须做压水试验,以判断注浆结石体的稳固性,检查孔出水量小于0.4 L/(min·m),任一检查孔总出水量小于10 L/min;然后进行压水检查,在1.0 MPa压力下,吸水量小于2 L/min,达不到上述要求,重新进行补充注浆。

(2)注浆圈内外水压差

注浆工作完成后,施工2个水压观测孔,1个孔终孔位置超过注浆帷幕以外,水压应为3.0 MPa,另1个孔终孔位置在注浆固结圈径内,应呈现无压、无水状态,水压观测不少于12 h,出现上述现象,说明待掘巷道外围止水帷幕形成,否则继续补充注浆,直至满足水压差为止。

3.3工程施工效果

巴拉素煤矿副立井井筒过2号煤层富水段注浆堵水工程总工期65 d,井筒煤层累计出水约25.16万 m3。本工程共施工泄压孔5个。累计施工注浆钻孔28个,扫孔63次,累计进尺3 597.50 m;累计注浆50次,注入水泥浆单液浆1 455.83 m3,使用P.O42.5R普通硅酸盐水泥436.75 t;注入NF高性能水泥基注浆料单液浆5 173.70 m3,使用NF高性能水泥基注浆料1 552.11 t。最终,超出预期的井筒注浆堵水目标,副立井井筒总涌水量由最初的150 m3/h(最高近200 m3/h)衰减至竣工时的11 m3/h,注浆堵水率约为93%(图10),可以满足副立井马头门的后续施工及采掘工作要求,实现了国内首次对立井井筒过富水煤层段的水害注浆治理工程先例。

图10 副立井涌水量衰减曲线
Fig.10 Attenuation curves of water inflow in the auxiliary shaft

4结论与讨论

(1)通过水文地质条件分析、采样测试等方法,确定巴拉素煤矿2号煤层的局部较为富水的特征,且为矿井立井井筒掘进穿层过程中的首要水害问题;并根据试验成果分析,判断井田内2号煤层水为局部封闭含水层,未发现与顶板各含水层发生水力联系。根据水文地质条件、地层结构组合及煤层宏微观的观测分析,从煤层水的来源、储水空间和地层组合结构等方面进行探讨,总结了巴拉素井田2号煤层富水机理,提出在特殊地质条件下煤层富水的可能和依据。

(2)提出采用钻探、注浆等施工手段,新工艺、新材料等并行处理,以“引流注浆、帷幕封堵”为总体思路,运用“井下打钻,地面拌浆,管道输送,高压灌注”的方法对巴拉素煤矿井筒过2号富水煤层段进行施工治理的关键技术。

(3)通过现场实际工程,对富水煤层注浆前后井筒水量变化情况进行对比验证,注浆效果显著,成功实现了国内首次对立井井筒过富水煤层段的水害注浆治理工程先例,技术研究成果对煤炭资源开发、水文地质特征研究、水害防治与技术保障等方面具有重要的理论意义和实践价值。

(4)现已开展的富水煤层研究工作相对较为局限和片面,针对煤层沉积演化及煤岩微观结构的分析研究工作尚为不足,同时对于富水煤层注浆治理过程中,浆液扩散条件及环境、运移固结规律等方面均需要继续强化发展和研究,也为后期对于侏罗纪富水煤层理论研究和水害防治工作探索的新方向。

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