工作面底板放水孔封孔超前距的确定.pdf

第４５卷第２期２０１９年２月工矿自动化ＩｎｄｕｓｔｒｙａｎｄＭｉｎｅＡｕｔｏｍａｔｉｏｎＶｏｌ．４５Ｎｏ．２Ｆｅｂ．２０１９文章编号１６７１－２５１Ｘ（２０１９）０２－００４１－０６ＤＯＩ１０．１３２７２／ｊ．ｉｓｓｎ．１６７１－２５１ｘ．２０１８０４００８８工作面底板放水孔封孔超前距的确定胡儒１，吴基文１，翟晓荣１，胡杰２，姜涛２（１．安徽理工大学地球与环境学院，安徽淮南２３２００１；２．淮北矿业（集团）有限责任公司，安徽淮北２３５０００）摘要为减小工作面回采过程中超前支承压力对工作面周围放水孔的影响，有必要研究底板放水孔封孔超前距。以杨庄煤矿Ⅲ６１０孤岛工作面为例，建立了工作面工程地质模型，采用ＦＬＡＣ３Ｄ数值模拟软件，对工作面回采过程中超前支承压力影响范围进行了研究，结果表明该工作面超前支承压力影响范围为２０～３０ｍ。对工作面超前支承压力影响范围进行了理论计算，考虑重复采动影响时的结果为２９．８１ｍ，与数值模拟结果基本一致。根据数值模拟、理论计算及现场实测结果，确定Ⅲ６１０孤岛工作面底板放水孔封孔超前距为３０ｍ，并通过实践验证了该封孔超前距的合理性。关键词孤岛工作面；超前支承压力；超前塑性破坏；疏水降压；底板放水孔；封孔超前距中图分类号ＴＤ３２３文献标志码Ａ网络出版地址ｈｔｔｐ／／ｋｎｓ．ｃｎｋｉ．ｎｅｔ／ｋｃｍｓ／ｄｅｔａｉｌ／３２．１６２７．ＴＰ．２０１９０１１７．１５５７．００３．ｈｔｍｌ收稿日期２０１８－０４－２７；修回日期２０１９－０１－１１；责任编辑李明。基金项目国家自然科学基金资助项目（４１２７２２７８）；安徽高校自然科学重点项目（ＫＪ２０１６Ａ８２６）；安徽高校科研平台创新团队建设项目（２０１６－２０１８－２４）。作者简介胡儒（１９９３－），男，安徽合肥人，博士研究生，研究方向为矿井地质，Ｅ－ｍａｉｌ１５９５０３６９６２＠ｑｑ．ｃｏｍ。通信作者吴基文（１９６１－），男，安徽舒城人，教授，博士，研究方向为煤矿工程地质与水害防治，Ｅ－ｍａｉｌｊｗｗｕａｕｓｔ＠１６３．ｃｏｍ。引用格式胡儒，吴基文，翟晓荣，等．工作面底板放水孔封孔超前距的确定［Ｊ］．工矿自动化，２０１９，４５（２）４１－４６．ＨＵＲｕ，ＷＵＪｉｗｅｎ，ＺＨＡＩＸｉａｏｒｏｎｇ，ｅｔａｌ．Ｄｅｔｅｒｍｉｎａｔｉｏｎｏｆａｄｖａｎｃｉｎｇｄｉｓｔａｎｃｅｏｆｓｅａｌｉｎｇｈｏｌｅｆｏｒｗａｔｅｒ－ｒｅｌｅａｓｉｎｇｂｏｒｅｈｏｌｅｉｎｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｆｌｏｏｒ［Ｊ］．ＩｎｄｕｓｔｒｙａｎｄＭｉｎｅＡｕｔｏｍａｔｉｏｎ，２０１９，４５（２）４１－４６．Ｄｅｔｅｒｍｉｎａｔｉｏｎｏｆａｄｖａｎｃｉｎｇｄｉｓｔａｎｃｅｏｆｓｅａｌｉｎｇｈｏｌｅｆｏｒｗａｔｅｒ－ｒｅｌｅａｓｉｎｇｂｏｒｅｈｏｌｅｉｎｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｆｌｏｏｒＨＵＲｕ１，ＷＵＪｉｗｅｎ１，ＺＨＡＩＸｉａｏｒｏｎｇ１，ＨＵＪｉｅ２，ＪＩＡＮＧＴａｏ２（１．ＳｃｈｏｏｌｏｆＥａｒｔｈａｎｄＥｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ，ＡｎｈｕｉＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｈｕａｉｎａｎ２３２００１，Ｃｈｉｎａ；２．ＨｕａｉｂｅｉＭｉｎｉｎｇ（Ｇｒｏｕｐ）Ｃｏ．，Ｌｔｄ．，Ｈｕａｉｂｅｉ２３５０００，Ｃｈｉｎａ）ＡｂｓｔｒａｃｔＩｎｏｒｄｅｒｔｏｄｅｃｒｅａｓｅｔｈｅｉｎｆｌｕｅｎｃｅｏｆａｄｖａｎｃｉｎｇａｂｕｔｍｅｎｔｐｒｅｓｓｕｒｅｏｎｗａｔｅｒ－ｒｅｌｅａｓｉｎｇｂｏｒｅｈｏｌｅａｒｏｕｎｄｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｄｕｒｉｎｇｍｉｎｉｎｇｐｒｏｃｅｓｓ，ｉｔｉｓｎｅｃｅｓｓａｒｙｔｏｒｅｓｅａｒｃｈａｄｖａｎｃｉｎｇｄｉｓｔａｎｃｅｏｆｓｅａｌｉｎｇｈｏｌｅｏｆｗａｔｅｒ－ｒｅｌｅａｓｉｎｇｂｏｒｅｈｏｌｅｉｎｆｌｏｏｒ．Ａｎｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇｇｅｏｌｏｇｉｃａｌｍｏｄｅｌｗａｓｅｓｔａｂｌｉｓｈｅｄｔａｋｉｎｇ Ⅲ６１０ｉｓｏｌａｔｅｄｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｏｆＹａｎｇｚｈｕａｎｇＣｏａｌＭｉｎｅａｓａｎｅｘａｍｐｌｅ，ａｎｄｉｎｆｌｕｅｎｃｅｒａｎｇｅｏｆａｄｖａｎｃｉｎｇａｂｕｔｍｅｎｔｐｒｅｓｓｕｒｅｏｆｔｈｅｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｄｕｒｉｎｇｍｉｎｉｎｇｐｒｏｃｅｓｓｗａｓｒｅｓｅａｒｃｈｅｄｂｙｕｓｅｏｆＦＬＡＣ３Ｄｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｓｏｆｔｗａｒｅ．Ｔｈｅｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｒｅｓｕｌｔｓｈｏｗｓｔｈａｔｔｈｅｉｎｆｌｕｅｎｃｅｒａｎｇｅｉｓ２０－３０ｍ．Ｔｈｅｉｎｆｌｕｅｎｃｅｒａｎｇｅｏｆａｄｖａｎｃｉｎｇａｂｕｔｍｅｎｔｐｒｅｓｓｕｒｅｗａｓａｌｓｏｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌｌｙｃａｌｃｕｌａｔｅｄｗｉｔｈａｒｅｓｕｌｔｏｆ２９．８１ｍｗｈｅｎｃｏｎｓｉｄｅｒｉｎｇｒｅｐｅａｔｅｄｍｉｎｉｎｇｉｎｆｌｕｅｎｃｅ，ｗｈｉｃｈｗａｓｂａｓｉｃａｌｌｙｃｏｎｓｉｓｔｅｎｔｗｉｔｈｔｈｅｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｒｅｓｕｌｔ．Ａｃｃｏｒｄｉｎｇｔｏｒｅｓｕｌｔｓｏｆｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ，ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎａｎｄｆｉｅｌｄｔｅｓｔ，ａｄｖａｎｃｉｎｇｄｉｓｔａｎｃｅｏｆｓｅａｌｉｎｇｈｏｌｅｏｆｗａｔｅｒ－ｒｅｌｅａｓｉｎｇｂｏｒｅｈｏｌｅｉｎｆｌｏｏｒｏｆⅢ６１０ｉｓｏｌａｔｅｄｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｉｓｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄａｓ３０ｍ，ａｎｄｉｔｓｒａｔｉｏｎａｌｉｔｙｗａｓｖｅｒｉｆｉｅｄｂｙｐｒａｃｔｉｃｅ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓｉｓｏｌａｔｅｄｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ；ａｄｖａｎｃｉｎｇａｂｕｔｍｅｎｔｐｒｅｓｓｕｒｅ；ａｄｖａｎｃｉｎｇｐｌａｓｔｉｃｆａｉｌｕｒｅ；ｗａｔｅｒｐｕｍｐｉｎｇａｎｄｐｒｅｓｓｕｒｅｒｅｌｅａｓｉｎｇ；ｗａｔｅｒ－ｒｅｌｅａｓｉｎｇｂｏｒｅｈｏｌｅｉｎｆｌｏｏｒ；ａｄｖａｎｃｉｎｇｄｉｓｔａｎｃｅｏｆｓｅａｌｉｎｇｈｏｌｅ０引言高压灰岩岩溶水害是威胁矿井安全生产的主要水害之一，疏水降压是防止该水害发生的有效手段［１－４］。在进行疏水降压开采时，随着工作面推进，受超前支承压力的影响会产生覆岩运移，提前加剧工作面周围放水孔的变形、缩径。在进行注浆封堵时，由于底板的超前塑性破坏，裂隙较发育，导致放水孔封堵不良，在采动影响和水压的双重作用下产生突水。高压放水孔一旦导水，会对工作面乃至整个矿井造成较大危害，其后处理也非常耗时耗材［５－１２］。淮北矿业（集团）有限责任公司杨庄煤矿Ⅲ６１０孤岛工作面底板灰岩岩溶水水压较高，底板突水系数远大于临界突水系数。为保证工作面安全回采，杨庄煤矿根据工作面特点及灰岩承压水赋存特点，决定对该工作面采取边开采边疏放的防治水措施。由于放水孔沿机巷和风巷布置，在煤层掘进过程中，必须提前关闭、封堵放水孔，以避开工作面超前支承压力［１３－１５］所产生的底板破坏带，防止在该破坏带内进行注浆封孔时，因裂隙发育导致放水孔封堵不良而产生突水。超前支承压力的影响范围直接决定封孔超前距。本文以杨庄煤矿Ⅲ６１０工作面为例，采用ＦＬＡＣ３Ｄ数值模拟软件对煤层开采过程进行模拟，结合理论计算与现场实测，确定该工作面在掘进过程中超前支承压力的影响范围，给出合理的底板放水孔封孔超前距。１工作面概况杨庄煤矿位于安徽省淮北市烈山区，主采煤层为５，６煤，目前开采活动均在三、四水平。矿井现有 Ⅲ１，Ⅳ１，Ⅳ２，Ⅲ６２， Ⅲ６３这５个活动采区。６煤 Ⅱ６１９，Ⅲ６０９，Ⅲ６１１，Ⅲ６１３， Ⅱ６１１４，Ⅱ６１１６，Ⅲ６１４， Ⅲ６１６工作面已全部回采，现准备对Ⅲ６１０工作面进行回采。Ⅲ６１０工作面地质结构如图１所示。该工作面整体为一单斜构造，工作面走向宽１１５～１８０ｍ，倾向长４１０ｍ，面积为５３３２５ｍ２，煤层厚度为１．６～３．２ｍ，平均厚度为３ｍ，煤层倾角为６～８，平均倾角为７。根据水文地质调查资料，Ⅲ６１０工作面一灰原始水位为－８０ｍ、二灰原始水位为－２０ｍ、三灰原始水位为－１０ｍ，灰岩岩溶水水压较高。对该工作面进行采前突水预评价时发现，其底板存在较大的突水危险性。采区太灰与区域奥灰水位相差约２７０ｍ，说明该区域内无奥灰对太灰的垂向补给通图１ Ⅲ６１０工作面地质结构Ｆｉｇ．１ＧｅｏｌｏｇｉｃａｌｓｔｒｕｃｔｕｒｅｏｆⅢ６１０ｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ道（断层、陷落柱），灰岩水害治理的重点是一、二、三灰含水层。经放水试验查明一、二、三灰含水层相对独立，三者之间水利联系程度弱，层内联通性强，疏降效果较为明显，决定对其进行疏水降压开采，放水钻孔布置如图１所示。２超前支承压力影响范围数值模拟２．１工作面工程地质模型选取Ⅱ６１１６，Ⅲ６１１，Ⅲ６１０工作面为模拟对象，对Ⅲ６１０工作面回采过程中超前支承压力影响范围进行数值模拟。根据工作面实际开采情况，结合工作面钻孔揭露的地层（图２），建立Ⅲ６１０工作面工程地质模型，如图３所示。模型尺寸为Ｘ方向（走向）３５０ｍ、Ｙ方向（倾向）１９０ｍ、Ｚ方向１００ｍ；单元格尺寸为Ｘ，Ｙ方向５ｍ／格，Ｚ方向１ｍ／格。为了消除边界影响，工作面周围留３０ｍ保护煤柱。模型顶面设置为自由边界，并施加上覆岩体载荷［１６］，前后左右面用Ｘ，Ｙ方向固定，底面进行全约束。模型共２６６０００个单元、２７９６６９个节点。２．２模型参数采用钻孔取芯及实验室岩石力学试验得到岩体物理力学参数，对其进行ＲＱＤ（ＲｏｃｋＱｕａｌｉｔｙＤｅｓｉｇｎａｔｉｏｎ，岩石质量指标）值修正，结果见表１。２．３模拟方案方案１不考虑重复采动影响下 Ⅲ６１０工作面回采。Ⅱ６１１６， Ⅲ６１１工作面未开采情况下，对Ⅲ６１０２４工矿自动化２０１９年第４５卷图２ Ⅲ６１０工作面煤岩层柱状简图Ｆｉｇ．２Ｈｉｓｔｏｇｒａｍｏｆｃｏａｌ－ｒｏｃｋｓｅａｍｉｎⅢ６１０ｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ图３ Ⅲ６１０工作面工程地质模型Ｆｉｇ．３ＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇｇｅｏｌｏｇｉｃａｌｍｏｄｅｌｏｆⅢ６１０ｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ表１修正后的岩体物理力学参数Ｔａｂｌｅ１Ｃｏｒｒｅｃｔｅｄｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐａｒａｍｅｔｅｒｓｏｆｒｏｃｋ名称体积模量／ＧＰａ剪切模量／ＧＰａ内聚力／ＭＰａ内摩擦角／（）抗拉强度／ＭＰａ密度／（ｋｇｍ－３）灰岩７．７６５．２８７．１３４０４．２５２８５０泥岩２．１０１．８０１．７０２９１．８０２１００６煤１．３００．５３１．００２８１．１０１９００砂岩２．５０２．１０２．１０３２２．２０２６５０泥砂岩互层２．３０１．９５１．９０３０２．１０２４００工作面进行回采。推进距离为１５０ｍ，切眼长度为１１０ｍ，采用初次来压３０ｍ、周期来压２０ｍ进行掘进，顶板采用自由垮落法进行管理，沿Ｙ方向推进。方案２考虑重复采动影响下Ⅲ６１０工作面回采。首先开采Ⅱ６１１６工作面，推进距离为７０ｍ，切眼长度为１３０ｍ；然后开采Ⅲ６１１工面，推进距离为７０ｍ，切眼长度为１３０ｍ；最后对Ⅲ６１０工作面进行回采，推进距离为１３０ｍ，切眼长度为１１０ｍ，左右各留２０ｍ保护煤柱。采用初次来压３０ｍ、周期来压２０ｍ进行掘进，顶板采用自由垮落法进行管理，如图４所示。采用Ｍｏｈｒ－Ｃｏｌｕｍｂ塑性本构模型和Ｍｏｈｒ－Ｃｏｌｕｍｂ屈服准则进行计算，并在工作面底板下５，图４ Ⅲ６１０工作面模拟开采Ｆｉｇ．４ＳｉｍｕｌａｔｅｄｍｉｎｉｎｇｏｆⅢ６１０ｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ１０，２０，３０，４０ｍ沿煤层倾向布置监测点，对Ⅲ６１０工作面回采过程中超前支承压力进行监测。２．４数值模拟结果分析２．４．１方案１数值模拟结果分析方案１下，Ⅲ６１０工作面推进３０，５０ｍ时，提取工作面底板下监测点的超前支承压力，如图５所示。（ａ）推进３０ｍ（ｂ）推进５０ｍ图５方案１超前支承压力曲线Ｆｉｇ．５Ａｄｖａｎｃｉｎｇａｂｕｔｍｅｎｔｐｒｅｓｓｕｒｅｃｕｒｖｅｓｏｆｔｈｅｆｉｒｓｔｓｃｈｅｍｅ从图５可看出，随着Ⅲ６１０工作面推进，其超前支承压力峰值位置出现在距工作面煤壁前方５～７ｍ处，超前支承压力影响范围为１５～２０ｍ，煤层底板１０ｍ以深受超前支承压力影响较小。分析所有数值模拟数据得知，回采过程中超前支承压力最大值为１８ＭＰａ，应力集中系数为２．０。随着 Ⅲ６１０工作面回采，其底板沿掘进方向的塑性破坏如图６所示，切片位置如图４所示。从图６可看出，工作面推进３０ｍ时，顶板初次来压后，底板破坏深度为１０ｍ；工作面推进５０ｍ时，其底板破坏深度不再增加，稳定在１０ｍ左右，超前塑性破坏范围在５～１０ｍ，这与文献［１７］的研３４２０１９年第２期胡儒等工作面底板放水孔封孔超前距的确定（ａ）推进３０ｍ（ｂ）推进５０ｍ图６方案１底板塑性破坏Ｆｉｇ．６Ｐｌａｓｔｉｃｆａｉｌｕｒｅｏｆｆｌｏｏｒｏｆｔｈｅｆｉｒｓｔｓｃｈｅｍｅ究结果一致。２．４．２方案２数值模拟结果分析方案２下，Ⅲ６１０工作面推进３０，５０ｍ时，提取工作面底板下监测点超前支承压力，如图７所示。（ａ）推进３０ｍ（ｂ）推进５０ｍ图７方案２超前支承压力曲线Ｆｉｇ．７Ａｄｖａｎｃｉｎｇａｂｕｔｍｅｎｔｐｒｅｓｓｕｒｅｃｕｒｖｅｓｏｆｔｈｅｓｅｃｏｎｄｓｃｈｅｍｅ从图７可看出，方案２的工作面超前支承压力峰值位置与方案１相比有明显差异，超前支承压力峰值位置出现在距工作面煤壁前方１０～１３ｍ处，超前支承压力影响范围明显增大，为２０～３０ｍ。分析所有数值模拟数据得知，在回采过程中超前支承压力最大值为２３ＭＰａ，应力集中系数为２．６，底板塑性破坏如图８所示。从图８可看出，随着Ⅲ６１０工作面推进，受集中应力叠加效应的影响，在工作面两端煤壁位置，破坏深度不断增加。工作面推进３０ｍ时，底板原位张（ａ）推进３０ｍ（ｂ）推进５０ｍ图８方案２底板塑性破坏Ｆｉｇ．８Ｐｌａｓｔｉｃｆａｉｌｕｒｅｏｆｆｌｏｏｒｏｆｔｈｅｓｅｃｏｎｄｓｃｈｅｍｅ裂带开始发育，之后其范围不断增大，向下不断向底板含水层发育，向上不断与底板采动破坏带接近；工作面推进５０ｍ时，底板采动破坏带与原位张裂带完全连通。在重复采动和水压的共同影响下，Ⅲ６１０工作面超前塑性破坏范围为１５～２０ｍ，比常规开采时破坏范围大。３超前支承压力影响范围理论计算随着工作面推进，工作面煤壁前方会出现超前应力集中现象，从煤壁处向深部延伸，依次出现极限平衡区、弹性区，其中极限平衡区包括破裂区和塑性区［１８］，各区域应力分布如图９所示。超前支承压力会引起煤层底板破坏，其影响范围决定放水孔封孔超前距。超前支承压力的影响范围Ｌ即极限平衡区长度Ｌ１和弹性区长度Ｌ２之和，放水孔封孔超前距应不小于Ｌ。Ｋ－应力集中系数；γ－上覆岩层平均重度；Ｈ－煤层埋深图９工作面煤壁前方应力分布Ｆｉｇ．９Ｓｔｒｅｓｓｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｉｎｆｒｏｎｔｏｆｃｏａｌｗａｌｌｏｆｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ基于弹性理论［１８］求解Ｌ１，Ｌ２Ｌ１＝ｍ２ε ｆ１ｌｎＫ γ Ｈ εσ０（１）Ｌ２＝ｍ η ２ｆ１ｌｎＫ（２）４４工矿自动化２０１９年第４５卷式中ｍ为工作面采高； ε为三轴应力系数，ε＝（１＋ｓｉｎφ）／（１－ｓｉｎφ）， φ为煤层内摩擦角；ｆ１为煤层与顶底板接触面之间的内摩擦因数； σ０＝ｃｃｏｔφ，ｃ为煤层内聚力； η＝１／ μ，μ为侧压力系数，该地区未经受强烈构造变动［１９］， μ 取０．３３。 Ⅲ６１０工作面煤层埋深Ｈ≈３８０ｍ，平均采高为３．０ｍ，煤层内摩擦角φ＝２８，煤层内聚力ｃ＝０．８ＭＰａ（室内测试），上覆岩层平均重度γ＝２５ｋＮ／ｍ３，煤层与顶底板接触面之间的内摩擦因数ｆ１＝０．１７６。不考虑重复采动的影响，Ⅲ６１０工作面应力集中系数Ｋ＝２．０；考虑重复采动影响下Ｋ＝２．６。将上述参数代入式（１）、式（２），得未受采动影响下， Ⅲ ６１０工作面极限平衡区长度Ｌ１＝４．３３ｍ，弹性区长度Ｌ２＝１７．９０ｍ，超前支承压力影响范围Ｌ＝Ｌ１＋Ｌ２＝２２．２３ｍ；受采动影响下，Ｌ１＝５．１３ｍ，Ｌ２＝２４．６８ｍ，超前支承压力影响范围Ｌ＝Ｌ１＋Ｌ２＝２９．８１ｍ。 Ⅲ６１０工作面因受周围工作面重复采动的影响，其两帮煤壁处的应力集中系数比常规开采时大，其超前支承压力影响范围随之增大。４放水孔封孔超前距的合理确定在工作面掘进过程中，通过检测巷道围岩移近量，掌握工作面矿压显现规律及围岩变形特点，从而准确确定超前支承压力的影响范围。位移监测点采用十字布点法进行布置，如图１０所示。顶部监测点沿巷道中心线进行布置，每隔５ｍ布置１个监测点，正值表示下沉，负值表示上升；两帮监测点沿腰线布置，每隔５ｍ布置１个监测点，正值表示挤压，负值表示扩张。监测测线从切眼处开始，总长１６０ｍ，当煤层掘进３０ｍ时，监测数据如图１１所示。图１０监测点布置Ｆｉｇ．１０Ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇｐｏｉｎｔｓｌａｙｏｕｔ从图１１看出，两帮最大移近量为３１２．９ｍｍ，顶底板最大移近量为２２１ｍｍ，距离工作面大于３０ｍ后，受超前支承压力影响较小，顶底板和两图１１顶底板及两帮移近量监测数据Ｆｉｇ．１１Ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇｄａｔａｏｆｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅｏｆｒｏｏｆ，ｆｌｏｏｒａｎｄｔｗｏｓｉｄｅｗａｌｌｓ帮移近量都较小，数值模拟及理论计算结果与现场实测结果基本吻合。在工作面掘进过程中，实行边推进、边疏放、边封孔的治水策略，将底板放水孔封孔超前距定为３０ｍ。该工作面已安全回采完毕，回采工作面无出水现象，取得了较好的经济效益，同时验证了封孔超前距的合理性。５结论（１）对杨庄煤矿Ⅲ６１０孤岛工作面开采过程进行数值模拟研究后发现，超前支承压力影响范围为２０～３０ｍ，超前塑性破坏范围为１５～２０ｍ，超前支承压力影响范围较常规开采工作面大。（２）考虑重复采动影响情况下，Ⅲ６１０工作面超前支承压力影响范围的理论计算结果为２９．８１ｍ，与数值模拟结果基本一致。（３）根据数值模拟、理论计算及现场实测结果，确定杨庄煤矿Ⅲ６１０工作面底板放水孔封孔超前距为３０ｍ。经实践检验，该封孔超前距是合理的，为相似条件下工作面底板放水孔封孔超前距的确定提供了参考。参考文献（Ｒｅｆｅｒｅｎｃｅｓ）［１］俞志新，丛振，朱学军．矿井防治水安全技术探讨［Ｊ］．辽宁工程技术大学学报（自然科学版），２００２，２１（３）２８４－２８５．ＹＵＺｈｉｘｉｎ，ＣＯＮＧＺｈｅｎ，ＺＨＵＸｕｅｊｕｎ．Ｓａｆｅｔｙｍｅａｓｕｒｅｓａｇａｉｎｓｔｗａｔｅｒｈａｚａｒｄｏｆａｃｏａｌｍｉｎｅ［Ｊ］．ＪｏｕｒｎａｌｏｆＬｉａｏｎｉｎｇＴｅｃｈｎｉｃａｌＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ（ＮａｔｕｒａｌＳｃｉｅｎｃｅＥｄｉｔｉｏｎ），２００２，２１（３）２８４－２８５．［２］王新军，潘国营，翟加文．井下疏水降压防治水措施的适宜性分析［Ｊ］．煤炭科学技术，２０１２，４０（１１）１０８－１１１．ＷＡＮＧＸｉｎｊｕｎ，ＰＡＮＧｕｏｙｉｎｇ，ＺＨＡＩＪｉａｗｅｎ．Ａｎａｌｙｓｉｓｏｎｓｕｉｔａｂｉｌｉｔｙｏｆｗａｔｅｒｐｒｅｖｅｎｔｉｏｎａｎｄｃｏｎｔｒｏｌｍｅａｓｕｒｅｓｗｉｔｈｗａｔｅｒｐｕｍｐｉｎｇａｎｄｐｒｅｓｓｕｒｅｒｅｌｅａｓｉｎｇ５４２０１９年第２期胡儒等工作面底板放水孔封孔超前距的确定ｉｎｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｅ［Ｊ］．ＣｏａｌＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１２，４０（１１）１０８－１１１．［３］孟磊，冯启言，段现军，等．梁北煤矿寒灰突水综合防治技术研究［Ｊ］．矿业安全与环保，２００９，３６（３）２８－３０．ＭＥＮＧＬｅｉ，ＦＥＮＧＱｉｙａｎ，ＤＵＡＮＸｉａｎｊｕｎ，ｅｔａｌ．ＲｅｓｅａｒｃｈｏｎｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｃｏｎｔｒｏｌｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｆｏｒｌｉｍｅｓｔｏｎｅｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈｉｎＬｉａｎｇｂｅｉＣｏａｌｍｉｎｅ［Ｊ］．ＭｉｎｉｎｇＳａｆｅｔｙ＆ＥｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌＰｒｏｔｅｃｔｉｏｎ，２００９，３６（３）２８－３０．［４］葛家德，王经明．疏水降压法在工作面防治水中的应用［Ｊ］．煤炭工程，２００７，３９（８）６３－６５．ＧＥＪｉａｄｅ，ＷＡＮＧＪｉｎｇｍｉｎｇ．ＡｐｐｌｉｃａｔｉｏｎｏｆｓｔｒｅｓｓｒｅｌｅａｓｅｂｙｌｏｗｉｎｇｗａｔｅｒｐｒｅｓｓｕｒｅｔｏｇｒｏｕｎｄｗａｔｅｒｈａｚａｒｄｃｏｎｔｒｏｌｉｎｔｈｅｗｏｒｋｆａｃｅｉｎＬｉｕｑｉａｏＣｏａｌＭｉｎｅ［Ｊ］．ＣｏａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２００７，３９（８）６３－６５．［５］张光辉，陈岳飞．井下突水钻孔扩孔注浆封堵技术的应用［Ｊ］．煤炭科技，２００３（２）２４－２５．［６］孙尚云．井下水文钻孔施工及突水治理工程实践［Ｊ］．煤炭技术，２００７，２６（１２）８６－８８．ＳＵＮＳｈａｎｇｙｕｎ．Ｐｒａｃｔｉｃｅｏｆｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｈｙｄｒｏｇｒａｐｈｉｃｄｒｉｌｌｉｎｇｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎａｎｄｗａｔｅｒ－ｉｎｒｕｓｈｉｎｇｃｏｎｔｒｏｌ［Ｊ］．ＣｏａｌＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２００７，２６（１２）８６－８８．［７］程龙艺，胡荣杰，袁中帮，等．井下高压注浆钻孔突水治理技术［Ｊ］．中州煤炭，２０１２（１１）６２－６３．［８］陈新明．赵固二矿封闭不良钻孔井下封堵技术研究［Ｊ］．煤炭工程，２０１１，４３（７）３３－３５．ＣＨＥＮＸｉｎｍｉｎｇ．ＲｅｓｅａｒｃｈｏｎｓｅａｌｉｎｇｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｆｏｒｐｏｏｒｓｅａｌｅｄｂｏｒｅｈｏｌｅｓｉｎｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｅｏｆＺｈａｏｇｕＮｏ．２Ｍｉｎｅ［Ｊ］．ＣｏａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１１，４３（７）３３－３５．［９］任金武．煤矿封闭不良钻孔评价与综合处理技术［Ｊ］．能源与节能，２０１４（７）１４０－１４２．ＲＥＮＪｉｎｗｕ．Ｅｖａｌｕａｔｉｏｎａｎｄｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｔｒｅａｔｍｅｎｔｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｏｆｐｏｏｒｓｅａｌｉｎｇｂｏｒｅｈｏｌｅｓｉｎｃｏａｌｍｉｎｅｓ［Ｊ］．ＥｎｅｒｇｙａｎｄＥｎｅｒｇｙＣｏｎｓｅｒｖａｔｉｏｎ，２０１４（７）１４０－１４２．［１０］颜世杰，李永春，薛梅，等．封闭不良钻孔突水机理及防治对策［Ｃ］／／安全高效煤矿地质保障技术及应用中国地质学会、中国煤炭学会煤田地质专业委员会、中国煤炭工业劳动保护科学技术学会水害防治专业委员会学术年会文集，北京煤炭工业出版社，２００７２７３－２７６．［１１］刘斯筠，黄汉．井下高压突水钻孔的处理［Ｊ］．煤炭科学技术，１９９７，２５（５）４５－４７．［１２］周晓路，刘义永，李冲．黄沙矿１１２１２３工作面出水钻孔封堵技术［Ｊ］．煤矿安全，２０１０，４１（８）３９－４０．［１３］刘金海，姜福兴，王乃国，等．深井特厚煤层综放工作面支承压力分布特征的实测研究［Ｊ］．煤炭学报，２０１１，３６（增刊１）１８－２２．ＬＩＵＪｉｎｈａｉ，ＪＩＡＮＧＦｕｘｉｎｇ，ＷＡＮＧＮａｉｇｕｏ，ｅｔａｌ．Ｓｕｒｖｅｙｏｎａｂｕｔｍｅｎｔｐｒｅｓｓｕｒｅｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｆｕｌｌｙｍｅｃｈａｎｉｚｅｄｃａｖｉｎｇｆａｃｅｉｎｅｘｔｒａ－ｔｈｉｃｋｃｏａｌｓｅａｍｏｆｄｅｅｐｓｈａｆｔ［Ｊ］．ＪｏｕｒｎａｌｏｆＣｈｉｎａＣｏａｌＳｏｃｉｅｔｙ，２０１１，３６（Ｓ１）１８－２２．［１