中峪煤矿掘进工作面大面积分散出水治理技术的实践

王 岩

（霍州煤电集团沁安煤电有限责任公司，山西 霍州 046500）

2016年9月10日12时30分，沁安煤电公司中峪煤矿12041工作面发生突水，最大突水量959m3/h，二下山被淹，威胁矿井安全。突水事故发生后，技术人员对突水事故原因进行了分析，决定采用地面打钻注浆的办法对本次突水进行治理。

1 工作面概况及突水经过

1.1 工作面简况

中峪煤矿二1下采区12041工作面走向长400m，倾斜宽92m，煤层平均煤厚4.2m，平均倾角22°。据4个注浆孔揭露二1煤顶板为3m左右厚的砂岩和砂质泥岩，其上为2.7m厚的二3煤。二1煤底板为粉砂岩、泥岩，比较破碎。二1煤下距L9灰岩6.5m，距L8灰12m，距L7灰17m，距L1-3灰60m。

1.2 突水经过

2016年9月10日12时30分，12041工作面沿走向由切眼向东推进约90m时下部溜子底槽开始出水，水量约6m3/h。14时40分下部机尾向下10m处底板出现约5mm宽的出水点，水量增大到40m3/h。16时上部机头处发生突水，约80m3/h，出水点由下而上逐渐延伸增多。至16时50分，釆面下部机房支架被水冲倒，工作面被淹。工作面突水的同时西大巷及21下山皮带头出水，并伴有底鼓。随着工作面水量的增大，西大巷水量减小，后期西大巷水量增加，突水点众多，21下山被淹。测算表明：本次最大突水量为959m3/h，矿井-200m水平新增水量约为550m3/h。

2 突水点及导水通道分析

2.1 突水点分析

突水特点表现为突水点面大、点多且分散。主要出水点：距12041工作面下副巷向上24.5m处（突1）、45m处（突2）及49.5m处（突3），西大巷距煤仓80m以里30m段岩巷底鼓出水（突4、突5），皮21下山皮带头处（突6）。从出水经过表明：前三个突水点与后三个突水点有密切的水力联系。

2.2 导水通道分析

12041工作面上、下副巷及周边工作面掘进时未见断层，从附近揭露的地层看，二1煤底板下距山灰约60m，距寒灰约80m，中间有相当厚度的砂、泥岩是相对隔水层，而含水层静水压力约4.4MPa，不可能直接突破。推断突水的导水通道应为下部岩层中的张性裂隙或小断层。从西大巷同时出水分析，在L7-8灰中张性裂隙比较发育，有一定的方向性和连通性，其下部灰岩水的导水构造的具体情况不清，有待钻探施工中查清。

此次突水的原因：二l煤底板裂隙比较发育，工作面回釆后应力释放，导致底板裂隙进一步向下延深，穿过L7灰岩甚至与下部地层裂隙沟通，下部灰岩水通过裂隙导入L7-8，并由于水压较高，其中一部分水突破底板隔水层直接涌入工作面形成突1、突2、突3等出水点，另一部分在西大巷及二水平下山皮带头的底板地段形成突4、突5等出水点。

3 突水治理施工方案及探查结果分析

3.1 钻孔施工顺序及设计目的

本次堵水共布设了4个钻孔，其中注l、注2分别布设在突3、突1附近，钻中停采线棚区，通过注骨料、注浆将采空区充填密实，截流工作面突水，减少动水量，使大规模注浆时减少浆液流失；探查底板各含水层的水位及岩溶裂隙发育情况，确定导水通道及水源；对揭露的导水通道进行封堵，有必要时钻进含水层进行加固注浆。

注3孔是在注l、注2钻进实煤中而未能钻中停采线的情况下依矿方新确定的停采线定位的，目的同注l孔。

注4孔布设在通向突4、突5的主裂隙发育方向上，封堵主导水通道通过山裂隙流向西大巷的突水，查明地层、构造情况及突水水源，加固含水层。

3.2 施工方案研究

3.2.1 钻探阶段

本阶段以注l开工、注2达到注骨料条件为标志。注l孔在孔深145.89m穿过第四系松散层见二叠系基岩，295.16m地层开始破碎，冲洗液严重消耗，经用特制泥浆堵漏后钻至365.16m又全漏，为顶板采动裂隙带，389m以下岩芯又逐渐完整并取出二l煤芯而未掉钻，水位埋深250.54m，表明打在了实煤上。注2孔在145.46m见基岩，339.57m遇顶板采动裂隙带全漏水，410m以下岩芯逐渐完整并取出二l煤芯，又打在了实煤上。

初步探查表明：（1）停采线位置误差较大（其所在位置据塌陷角推算，应在所标停采线西6～10m处）。（2）主通道应在停采线上对应注1孔位置附近。（3）本次突水水源应为L7灰以下含水层，L7-8为导水通道，因而也是本次堵水的关键层位。

3.2.2 封堵采空区阶段

本阶段主要是注l、注2孔注骨料充填采空区。由于只能注中细砂且速度很慢，担心不能实现截流，在注l、注2之间按新确定的停采线内侧又布设了注3孔，但其也落在实煤中，只能注中细砂。注l、注2、注3分别完成面砂作业后，用速凝水泥浆进行了旋喷固砂人工造壁，并分别下入Φ127mm套管于L9之上并用水泥封固，至套管下入前，注l孔注砂367.8m3，注2孔52.02m3，注3孔237m3。考虑到为了封堵主导水通道与西大巷出水点之间的导水通道，又在其之间的构造裂隙发育方向上靠近突3的适当位置布设了注4孔。该孔位于实煤中，虽然在331.15m即全漏水，但煤层之上30m内岩芯较完整，单位吸水率仅7.8L/（s·m），注面砂都很困难，用速凝水泥浆旋喷堵漏后再下入Φ127mm套管。套管下好后向下钻进过程中，注2孔在415.20～418m的砂质泥岩地层中裂隙发育并全漏水，但注面砂很慢，于是向下钻进至L8准备注浆。注2孔在孔深430.50～432.17m处岩芯破碎，经压水试验可注砂，后期至注死时共注中粗砂1033.98m3、米石294m3。注砂时该段水位埋深在270～290m之间波动，属老空区水位，判断所注骨料绕道后又进入老空区中。

在封堵老空过程中，注骨料2012m3，但未能钻中棚区及主导水通道，所注骨料以细颗粒为主，未能将老空区的导水通道封死，但矿井涌水量已从堵水前的750m3/h减至520m3/h左右。此阶段二下山及二下山车场减水明显，西大巷总的涌水量略有增大（约增加20m3/h）。

3.2.3 处理套管阶段

在注骨料封堵老空区过程中，由于煤层松软且呈粉末状，在底板出水和注骨料的共同作用下，对钻孔所处部位的煤层（实煤）严重冲蚀并不断向远处扩展，导致残煤不足以抵抗顶板压力时继而发生顶板垮落，造成岩层移动，把已封固好的注1、注2、注3孔的套管同时错断，错断位置在二l煤顶15～20m 处。

在综合考虑各种因素后，决定采用强行钻开已下Φ127mm套管，另下Φ108mm套管的方法再次将老空区封闭。因新的沉降产生新裂隙（可能也有原裂隙中的砂等被冲走），在处理Φ127mm套管过程中，原已不能注砂的注1、注2、注3孔又都进行了注砂、注浆充填，注1、注2孔先后将Φ108mm套管下至预定位置。此阶段尽管3个孔共注砂659.2m3，水泥246t，但矿井涌水量却增大到600m3/h，主要是再次坍塌时导水通道改变的缘故。

3.2.4 封堵导水通道阶段

本阶段主要是封堵二l煤底板与L7底以上空间的导水通道，以注浆为主，部分层段只注少量面砂。在具体施工时，实行了边钻边注、分层段注浆方式。对吸水量过小的含水层段，用多次控量压酸的方法，先对其进行处理，使单位吸水率成倍提高，收到了良好效果。这一阶段矿井总涌水量与注入量呈显著的相关关系，封堵结束时矿井总涌水量已减至250m3/h，达到90%以上堵水率的要求，工程进入加固注浆阶段。

3.2.5 加固注浆阶段

为了尽可能的提高堵水率和巩固注浆效果，对注l、注2、注3的主要导水通道及含水层L7、L5、L1-3分别进行了加固注浆，同时按设计规定的各项要求封孔完毕。本阶段共注水泥1093t，全矿井涌水量也减至160m3/h左右。

施工查明：本次突水水源为L1-3及寒灰水，下部垂向导水通道为张裂隙，突水经张裂隙运移至山底板附近与二l煤底板采动裂隙贯通后，一部分水就沿此上涌进入工作面，形成突1、突2、突3、突7、突8，另一部分水又沿L7-8层间裂隙进入西大巷形成突4、突5、突6等诸多突水点。

4 堵水效果及技术经济评价

本次中峪煤矿12041工作面大面积分散突水治理工程是在工作面埋深大于400m、松散覆盖层厚、采空区裂隙带高度大、测量资料误差大、无水文长观孔的条件下进行的，扣除自然不可抗力、供水、供电、工农关系等因素的影响时间，施工时间仅135d。突水事故发生前矿井总涌水量200m3/h，突水后涌水量为750m3/h，突水治理工作完成后实测矿井涌水量为155m3/h，净减小595m3/h，堵水率达到100%。此次对突水事故的成功治理，解除了该矿的水害威胁，解放了西翼二下（采区）400多万吨的储量，延长了矿井服务年限，产生了很好的社会效益和经济效益。