防治水计算公式、经验公式汇编.pdf

宝雨山煤矿防治水计算公式、经验公式汇编 一、项目实施背景 河南宝雨山煤业有限公司宝雨山煤矿水文地质类型为复杂型，矿井防治水工 作量大、任务艰巨。 为制定科学切实可行有效的防治水措施，工程技术人员需要 花费很长时间翻阅大量的书籍查找需要的防治水计算公式、经验公式，为了提高 编制防治水措施的质量及效率， 组织工程技术人员搜集防治水计算公式、经验公 式进行整理，编制了防治水计算公式、经验公式汇编。 二、项目实施进度安排 1、2015年 1月份开始对煤矿防治水规定 煤矿安全规程地质学基础水 文地质学基础构造地质学钻探工程河南煤化钻探注浆标准中关于防 治水的计算公式、经验公式进行整理及排版 2、2015年 8 月份开始使用。 三、项目实施过程 （一）钻探计算公式 1、钻具全长 累计孔深 残尺（机上余尺 机高） 机高钻机立轴固定盘至孔口之距离。 2、累计孔深 上次累计孔深 本次进尺 累计孔深 钻具全长 -本次残尺 -减尺-钻头磨损。 3、岩（煤）层真厚度计算公式 公式已知岩层钻探伪厚度L，钻孔倾角α，岩层倾角或钻孔方向岩层方向 岩层伪倾角β，求岩层真厚度 m 公式 公式 （1）垂直孔 mLcosβ，式中β为岩层真倾角，它等于岩芯倾角。 （2）顺岩层倾向（或伪倾向）钻孔mLsin（α -β） （3）逆岩层倾向（或伪倾向）钻孔mLsin（α β） 主要用途 （1）用钻探资料计算岩层真厚度。 （2）设计钻孔时根据岩层厚度计算设计钻探伪厚度。 （3）反算钻孔倾角。 二）单孔出水量估算公式 1、公式 qCW√2gh 式中 q单孔出水量（ m 3/s） ； C流量系数，一般取0.6 ～0.62； W钻孔的断面积（ m 2） ； g重力加速度（ 9.81m/s 2） ； h钻孔出口处的水头高度（m） 。 为计算钻孔的平均放水量，可取最大水头高度的4045。 2、用途 （1）设计放水孔孔径孔数； （2）根据钻孔喷出水头高度估算钻孔出水量。 三老空积水估算公式 Q 积Σ Q 采Σ Q 巷 Q 采KMF/cosa Q 巷WLK 式中 Q 积总积水量， m 3；Σ Q 采采空区积水量之和， m3； Σ Q 巷巷道积水量之和， m 3；K充水系数， 采空区一般取K0.25～0.5按老空区形成时间远近选取数据，新采空区取 值大，煤巷一般取 K0.5～0.8 （根据巷道时间远近， 巷道支护方式等选取数据） ， 岩巷取 K0.8～1.0 （按巷道支护方式， 掘巷时间等选取数据） ；F采空积水区的 水平投影面积 m2; M采空区的平均采厚，m；a煤层倾角； W积水巷道原有断面， m 2； L积水巷道长度， m。 四探放水超前距及帮距计算公式 L0.5KM KP P3 式中 L超前距或帮距， m； K安全系数取， 2～5； M煤层厚度， m； P水头压力， MPa； KP煤的抗拉强度， MPa 五常用注浆材料计算公式及参数 1、普通水泥主要性质 （1）普通水泥的比重3.0 ～3.15，通常采用 3.0。容重为 1.0～1.6t/ m 3，通常 采用 1.3t/ m 3。 （2）普通水泥初凝为1～3 小时，终凝为 5～8 小时（初凝为水泥从加水起 到维卡试针沉入浆液中距离底板0.5～1mm 时间，终凝为试针沉入净浆中不超过 1.0mm所需时间）。 （3）强度国际普通水泥分为200、250、300、400、500 、600等标号。 2、水泥浆配制公式 （1）水灰比（ρ）公式ρ Ww/W c 式中 Ww水的重量 Wc水泥的重量。 （2）水泥浆的体积计算公式Vg VcVW。 式中 Vg水泥浆的体积； Vc水泥的体积， VcWc/dc； Wc水泥的重量； dc水泥比重； VW水的体积。 （3）一定水灰比配制一定体积水泥浆所需水泥和水的量计算公式 Wc dcV/1d cρ Wwρ Wc 式中 Wc水泥重量； Ww水的用量； V欲配浆液体积； dc水泥比重； ρ水灰比。 （4）浆液由稀变浓计算加水泥公式 Δ Wc（ρ 2-ρ1）Wc 式中ρ 1原浆液水灰比。 （5）浆液由浓变稀计算加水公式 Δ Wc[（ρ 2-ρ1）ρ1]Wc 3、水玻璃浓度常用波美度表示，注浆一般使用30～45波美度。 波美度与比重计算公式为 Be′ 145-145/d d 145/（145-Be ′） 式中 d比重； Be′波美度。 4、粘土浆主要参数 （1）粘土比重一般为2，容重为 1.3t/ m 3； （2）粘土浆比重常用1.12 ～1.20 ； （3）计算比重为 dn 的一方粘土浆中含粘土X 吨公式 X2dn-2。一吨粘土 造比重为 dn 粘土浆量为 1/dn 方 （4）粘土水泥浆一方粘土水泥浆中水泥量为0.1～0.4t；加水玻璃体积比 为 0.5～3。 六浆液注入量预算公式 1、浆液注入量预算公式 VAH π R 2nβ 式中 V注浆孔浆液预算注入量（m 3） ； A浆液消耗系数，一般A1.2～1.5 ； H注浆段高（ m） ； R浆液的有效扩散半径（ m） ，一般按 20 m计算； β充填系数，取 0.9 n岩石裂隙率（ ） ，一般根据取芯和抽压水试验来确定。在砂岩、 砂质页岩含水层 n1～3； 断层破碎带或岩溶发育的地层n最大 10。（取 0.012 ） 。 2、用途 （1）预计孔内注浆量； （2）根据注入量计算扩散半径。 七防隔水安全煤岩柱设计计算方法 留设防水安全煤岩柱的目的是，不允许导水裂缝带波及水体。其垂高Hsh 应大于或等于导水裂缝带的最大高度Hli加上保护层厚度 Hb （如图 7-1a ，图 7-1b 所示），即 Hsh≥Hli Hb 7-1 图 7-1 防水安全煤柱设计 a缓倾斜煤层； b急倾斜煤层 如果煤系地层无松散层覆盖和采深较小，则应考虑地表裂缝深度Hbili如图 7-2所示，此时 Hsh≥Hli Hb Hbili 7-2 图 7-2 煤系地层无松散层覆盖时防水安全煤柱设计 如果松散含水层为强或中等含水层，且直接与基岩接触，而基岩风化带亦 含水，则应考虑基岩风化带深度Hfe如图 7-3所示，此时 Hsh≥Hli Hb Hfe 7-3 或者将水体底界面下移至基岩风化带底界面。 上述式中 Hsh防隔水煤（岩）柱高度，m； Hli导水裂缝带最大高度， m； Hb保护层厚度， m； Hbili地表裂缝深度， m； Hfe基岩风化带深度， m。 图 7-3 基岩风化带含水时防水安全煤岩柱设计 八防砂安全煤岩柱设计计算方法 留设防砂安全煤岩柱的目的，是允许导水裂缝带波及松散弱含水层或已疏 降的松散强含水层，但不允许垮落带接近松散层底部。其垂高Hs应大于或等于 垮落带的最大高度 Hm加上保护层厚度 Hb如图 8-1所示，即 Hs≥Hm Hb 8-1 图 8-1 防砂安全煤岩柱设计 九防塌安全煤岩柱设计计算方法 留设防塌安全煤岩柱的目的，是不允许导水裂缝带波及松散弱含水层或已 疏干的松散含水层，同时允许垮落带接近松散层底部。其垂高Ht应等于或接近 垮落带的最大高度 Hm如图 9-1所示，即 Ht≈Hm。 图 9-1防塌安全煤岩柱设计 十垮落带和导水裂缝带高度的设计计算 1 缓倾斜 0～35、中倾斜 36～54煤层 1 垮落带高度 1 如果煤层顶板覆岩内有极坚硬岩层，采后能形成悬顶时，其下方的垮落 带最大高度可采用下式计算 cos1K M Hm 10-1 式中 Hm垮落带高度， m； K冒落岩石碎涨系数； α煤层倾角，。 2 当煤层顶板覆岩内为坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时，开采 单一煤层的垮落带最大高度可采用下式计算 cos1K WM Hm 10-2 式中 W冒落过程中顶板的下沉值，m； 3 当煤层顶板覆岩内为坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时，厚煤 层分层开采的垮落带最大高度可采用附表10-1中的公式计算。 （2 导水裂缝带高度 煤层覆岩内为坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时，厚煤层分层开 采的导水裂缝带最大高度可选用表10-2中的公式计算。 表 10-1 厚煤层分层开采的垮落带高度计算公式 覆岩岩性 单向抗压强度及主要岩石名称MPa 计算公式 m 坚硬 40～80，石英砂岩、石灰岩、砂质页岩、砾岩 5.2 161.2 100 M M H m 中硬 20～40，砂岩、泥质灰岩、砂质页岩、页岩 2.2 197.4 100 M M H m 软弱 10～20，泥岩、泥质砂岩 5.1 322.6 100 M M H m 极软弱 ＜10，铝土岩、风化泥岩、粘土、砂质粘土 2.1 630.7 100 M M Hm 注∑ M累计采厚；公式应用范围单层采厚1～3m，累计采厚不超过15m；计算公式中 号项为中误差。表10-2、表 10-3同。 表 10-2 厚煤层分层开采的导水裂缝带高度计算公式 覆岩岩性计算公式之一m 计算公式之二m 坚硬9.8 0.22.1 100 M M H li 1030M H li 中硬6.5 6.36.1 100 M M H li 1020M H li 软弱0.4 0.51.3 100 M M H li 510M Hli 极软弱0.3 0.80.5 100 M M Hli 2 急倾斜煤层 55～90 煤层顶、底板为坚硬、中硬、软弱岩层，用垮落法开采时的垮落带和导水 裂缝带高度可用附表10-3中的公式计算。 表 10-3 急倾斜煤层垮落带、导水裂缝带高度计算公式 覆岩岩性导水裂缝带高度m 垮落带高度 m 坚硬4.8 1331.4 100 h Mh H liHHmli 5.0～4.0 中硬、软弱3.7 2935.7 100 h Mh H liHHmli 5.0～4.0 十保护层厚度的选取 1 缓倾斜 0～35、中倾斜 36～54煤层 1 防水安全煤岩柱的保护层厚度，可根据有无松散层及其中粘性土层厚度 按附表 11-1中的数值选取。 表 11-1 防水安全煤岩柱保护层厚度不适用于综放开采 单位 m 覆岩岩性 松散层底部粘性 土层厚度大于 累计采厚 松散层底部粘性 土层厚度小于 累计采厚 松散层全厚 小于累计采厚 松散层底部无 粘性土层 坚硬4A 5A 6A 7A 中硬3A 4A 5A 6A 软弱2A 3A 4A 5A 极软弱2A 2A 3A 4A 注 A ∑M/n ∑M累计采厚；n分层层数；附表11-2 同。 2 防砂安全煤岩柱的保护层厚度，可按表11-2中的数值选取。 表 11-2 防砂安全煤岩柱保护层厚度不适用于综放开采 单位 m 覆岩岩性 松散层底部粘性土层或弱 含水层厚度大于累计采厚 松散层全厚大于累计采厚 坚硬4A 2A 中硬3A 2A 软弱2A 2A 极软弱2A 2A 2 急倾斜煤层 55～90 急倾斜煤层防水煤岩柱及防砂煤岩柱的保护层厚度，可按表11-3中的数值 选取。 表 11-3 急倾斜煤层防水及防砂煤岩柱保护层厚度 单位 m 覆岩岩性 55～ 7071～ 90 a b c d a b c d 坚硬15 18 20 22 17 20 22 24 中硬10 13 15 17 12 15 17 19 软弱5 8 10 12 7 10 12 14 注 a松散层底部粘性土层大于累计采厚； b松散层底部粘性土层小于累计采厚； c松散层全厚为小于累计采厚的粘性土层； d松散层底部无粘性土层。 十二近距离煤层垮落带和导水裂缝带高度的设计计算 1 、上、下两层煤的最小垂距h 大于回采下层煤的垮落带高度Hxm时，上、 下层煤的导水裂缝带高度可按上、下层煤的厚度分别选用附表10-2中的公式计 算，取其中标高最高者作为两层煤的导水裂缝带最大高度如图 12-1所示。 图 12-1 近距离煤层导水裂缝带高度计算h＞Hxm 2 、 下层煤的垮落带接触到或完全进入上层煤范围内时，上层煤的导水裂缝 带最大高度采用本层煤的开采厚度计算，下层煤的导水裂缝带最大高度，则应 采用上、下层煤的综合开采厚度计算，取其中标高最高者为两层煤的导水裂缝 带最大高度 如图 12-2所示。 图 12-2 近距离煤层导水裂缝带高度计算h＜Hxm 上、下层煤的综合开采厚度可按以下公式计算如图 12-3所示。 y h MMMz 2 21 1221 12-1 式中 Mz1-2上、下层煤综合开采厚度，m； M1上层煤开采厚度， m； M2下层煤开采厚度， m； h1-2上、下层煤之间的法线距离，m； y2下层煤的冒高与采厚之比。 图 A.1.6-3 缓倾斜近距离煤层的综合开采厚度 3 如果上、下层煤之间的距离很小时，则综合开采厚度为累计厚度 MMMz 2121 12-2 式中各参数同公式 12-1 。 十三地表裂缝深度的实测结果 地表裂缝深度与岩性及采深采厚比等因素有关。我国部分煤矿地表裂缝深度的实测结果见表 13-1。 十四含水或导水断层防隔水煤（岩）柱的设计计算 含水或导水断层防隔水煤（岩）柱的设计（附图14-1）可参照下列经验公式 计算 P 3 5.0 K p KML≥20 m 14-1 表 13-1 部分煤矿地表裂缝深度实测资料 矿区或矿名采深采厚比裂缝处岩 土性裂缝深度 m 附 注 阜新清河门矿松散层0.4～0.6 直接量测 开滦唐家庄矿松散层5～6 直接量测 开滦范各庄矿松散层1.76 直接量测 辽源胜利矿松散层5.0 直接量测 抚顺胜利矿松散层7～8 直接量测 新汶孙村矿松散层2.5～3.0 直接量测 枣庄柴里矿11～12 松散层 砂质粘土 6～10 直接量测 扎賚诺尔矿松散层 砂质粘土 1.9～2.0 直接量测 淮南毕家岗矿松散层 砂质粘土 2.8～3.0 槽探 合山柳花岭矿30～40 松散层 砂质粘土 2.1～4.1 槽探结果 淮南李咀孜矿18～34 松散层 砂质粘土 2.0～3.0 槽探结果 峰峰通二矿40～80 松散层 砂质粘土 6.0～8.0 深沟观测 峰峰通二矿19 松散层 粘土、亚粘土 ＞10.0 槽探结果 式中 L煤柱设计的宽度， m； K安全系数，一般取2～5，一般取 4； M煤层厚度或采高， m； p水头压力， MPa； Kp煤的抗拉强度， MPa。 图 14-1 含水或导水断层防隔水煤（岩）柱设计 十五煤层与强含水层或导水断层接触防隔水煤（岩）柱的设计计算 煤层与强含水层或导水断层接触，并局部被覆盖时，防隔水煤（岩）柱的设 计如下 1 当含水层顶面高于最高导水裂缝带上限时，防隔水煤（岩）柱可按附图 15-1a 、附图 15-1b设计。其计算公式为 LL 1L2L3Hacsc θ HLcotθ HLcotδ 15-1 2 最高导水裂缝带上限高于断层上盘含水层时，防隔水煤（岩）柱按图 15-1c 设计。其计算公式为 LL1L2L3Hasinδ－ cosδ cotθ H acosδ Mcotθ cotδ ≥20 m 15-2 式中L防隔水煤（岩）柱宽度，m； L1，L2，L3防隔水煤 岩柱各分段宽度， m； HL最大导水裂缝带高度， m； θ断层倾角，（）； δ岩层塌陷角，（）； M断层上盘含水层层面高出下盘煤层底板的高度，m； Ha断层安全防隔水煤（岩）柱的宽度，m。 图 15-1 煤层与富水性强的含水层或导水断层接触时防隔水煤（岩）柱设计 Ha值应当根据矿井实际观测资料来确定，即通过总结本矿区在断层附近开 采时发生突水和安全开采的地质、水文地质资料，计算其水压（p）与防隔水煤 （岩）柱厚度（ M）的比值（ Tsp/M ），并将各点之值标到以Tsp/M 为横轴， 以埋藏深度Ｈ ０为纵轴的坐标纸上，找出 Ts值的安全临界线（图15-2）。 Ha值也可以按下列公式计算 10 s a T p H 15-3 式中p防隔水煤（岩）柱所承受的静水压力，MPa； Ts临界突水系数， MPa／m； 10保护带厚度，一般取10 m。 图 15-2 Ts和Ｈ０关系曲线图 本矿区如无实际突水系数，可参考其他矿区资料，但选用时应当综合考虑 隔水层的岩性、物理力学性质、巷道跨度或工作面的空顶距、采煤方法和顶板 控制方法等一系列因素。 十六、煤层位于含水层上方且断层导水时防隔水煤岩柱的设计 在煤层位于含水层上方且断层导水的情况下（附图16-1），防隔水煤（岩） 柱的设计应当考虑2 个方向上的压力一是煤层底部隔水层能否承受下部含水 层水的压力；二是断层水在顺煤层方向上的压力。 图 16-1 煤层位于含水层上方且断层导水时防隔水煤岩柱设计 当考虑底部压力时，应当使煤层底板到断层面之间的最小距离（垂距），大 于安全煤柱的高度（ Ha）的计算值，计算结果应大于20 m。其计算公式为 si n a H L≥20 m 16-1 式中α断层倾角，； 其余参数同前。 当考虑断层水在顺煤层方向上的压力时，按含水或导水断层防隔水煤岩柱 的设计计算煤柱宽度。 根据以上两种方法计算的结果，取用较大的数字，计算结果应大于20 m。 如果断层不导水（附图16-2），防隔水煤（岩）柱的设计尺寸，应当保证含 水层顶面与断层面交点至煤层底板间的最小距离，在垂直于断层走向的剖面上 大于安全煤柱的高度（ Ha）时即可 ,计算结果应大于 20 m。 图 16-2 煤层位于含水层上方且断层不导水时防隔水煤岩柱设计 十七水淹区或老窑积水区下采掘时防隔水煤（岩）柱的设计 1 巷道在水淹区下或老窑积水区下掘进时，巷道与水体之间的最小距离， 应大于或等于巷道高度的10倍。 2 在水淹区下或老窑积水区下同一煤层中进行开采时，若水淹区或老窑积 水区的界线已基本查明，防隔水煤（岩）柱的尺寸应当按含水或导水断层防隔水 煤岩柱的设计计算煤柱宽度。 3 在水淹区下或老窑积水区下的煤层中进行回采时，防隔水煤（岩）柱的尺 寸，应大于或等于导水裂缝带最大高度与保护带高度之和。 十八 保护地表水体防隔水煤（岩）柱的设计 保护地表水体防隔水煤 （岩）柱的设计，可参照 建筑物、水体、铁路及主 要井巷煤柱设计与压煤开采规程执行。 十九保护通水钻孔防隔水煤（岩）柱的设计 根据钻孔测斜资料换算钻孔见煤点坐标，按本规范中含水或导水断层防隔 水煤岩柱的设计的办法留设防隔水煤岩柱，如无测斜资料，应当考虑钻孔可 能偏斜的误差。 二十相邻矿（井）人为边界防隔水煤（岩）柱的设计 1 水文地质简条件单型到中等型的矿井，可采用垂直法设计，但总宽度应 大于或等于 40 m。 2 水文地质复杂型到极复杂型的矿井，应当根据煤层赋存条件、地质构 造、静水压力、开采上覆岩层移动角、导水裂缝带高度等因素确定。 1）多煤层开采，当上、下两层煤的层间距小于下层煤开采后的导水裂缝带 高度时，下层煤的边界防隔水煤 （岩）柱，应当根据最上一层煤的岩层移动角和 煤层间距向下推算（见图20-1a ）。 2）当上、下两层煤之间的垂距大于下煤层开采后的导水裂缝带高度时， 上、下煤层的防隔水煤（岩）柱，可分别设计（见图20-1b）。 Hli导水裂缝带上限 ;Ｈ１、Ｈ２、Ｈ3各煤层底板以上的静水位高 度；γ上山岩层移动角；β下山岩层移动角；Ｌ y、Ｌ１ y、Ｌ２y导水裂缝带 上限岩柱宽度；Ｌ １上层煤防水煤柱宽度；Ｌ2,Ｌ3下层煤防水煤柱宽度 图 20-1 多煤层地区边界防隔水煤（岩）柱设计 导水裂缝带上限岩柱宽度Ｌ y的计算，可采用下列公式 s L y 1 10T HH L ≥20 m 20-1 式中Ly导水裂缝带上限岩柱宽度,m; H 煤层底板以上的静水位高度，m; Hli导水裂缝带最大值， m； Ts水压与岩柱宽度的比值，可取１。 二十一 以断层为界的井田防隔水煤（岩）柱的设计 以断层为界的井田，其边界防隔水煤（岩）柱可参照断层煤柱设计，但应当 考虑井田另一侧煤层的情况，以不破坏另一侧所留煤（岩）柱为原则（除参照断 层煤柱的设计外，尚可参考图21-1所示的例图）。 L-煤柱宽度； Ls,Lx-上、下煤层的煤柱宽度；Ly-导水裂缝带上限岩柱宽度； Ha、Has、Hax-安全防水岩柱厚度； Hli-导水裂缝带上限； p底板隔水层承受的 水头压力 图 21-1 以断层分界的井田防隔水煤（岩）柱设计 二十二 水体上采煤防水安全煤岩柱的设计 设计防水安全煤岩柱的原则是，不允许底板采动导水破坏带波及水体，或 与承压水导升带沟通。因此，设计的底板防水安全煤岩柱厚度ha应大于或等于 导水破坏带 h1和阻水带厚度 h2之和附图 22-1a ，即 ha≥h1 h2 22-1 如果底板含水层上部存在承压水导升带h3时，则底板安全煤岩柱厚度ha 应大于或等于导水破坏带h1、阻水带厚度 h2及承压水导升带 h3之和 附图 22-1b，此时 ha≥h1 h2 h3 22-2 如果底板含水层顶部存在被泥质物充填的厚度稳定的隔水带时，则充填隔 水带厚度 h4可以作为底板防水安全岩柱厚度ha的组成部分，见图A.2.1-1c ，则 ha≥h1 h2 h4 22-3 图 22-1 底板防水安全煤岩柱设计示意图 a无导升带的正常底板条件；b存在导升带； c底板含水层顶部存在充填隔水带 二十三 底板采动导水破坏带深度h1的计算 1统计公式法 底板采动导水破坏带深度可通过现场观测获得。我国煤矿的观测结果表 明，底板采动破坏程度主要取决于工作面的矿压作用，其影响因素有开采深 度、煤层倾角、煤层开采厚度、工作面长度、开采方法和顶板管理方法等。其 次是底板岩层的抗破坏能力，包括岩石强度、岩层组合及岩石裂缝发育状况 等。表 23-1中仅列出与底板采动破坏深度关系最密切的工作面斜长、采深、采 厚和倾角等因素的实测参数，其统计范围工作面斜长30～200m，采深 100～ 1000m ，倾角 4～30，一次采高 0.9～5.4m分层开采总厚度＜ 10m。采用回 归分析，只考虑工作面斜长，得出下述统计公式 h10.70070.1079L 23-1 h10.303L 0.8 23-2 式中 h1底板采动导水破坏带深度，m； L壁式工作面斜长， m。 若考虑采深、倾角和工作面斜长，则可得下述统计公式 h10.0085H0.1665 α 0.1079L-4.3579 23-3 式中 H开采深度， m； α煤层倾角，。 断层带附近的采动导水破坏带深度比正常岩层中增大约0.5～1.0倍。 2理论计算法 应用断裂力学及塑性力学理论，可得到下列公式 h11.57γ 2H2L/4R c 2 23-4 0 0 0 0 1 24 exp 24 cos2 cos015.0 tg H h 23-5 表 23-1 实测工作面底板采动导水破坏带深度 序 号 工作面地点 采深 Hm 倾角 α 采高 Mm 工作面 斜长 Lm 破坏带 深度 h1m 备注 1 邯郸王凤矿1930面103～132 16～20 2.5 80 10 2 邯郸王凤矿1830面123 15 1.1 70 6～8 3 邯郸王凤矿1951面123 15 1.1 100 13.4 4 峰峰二矿2701面145 16 1.5 120 14 5 峰峰三矿3707面130 15 1.4 135 ＞10 6 峰峰四矿4804、4904面12 100100 10.7 协调面开采 7 肥城曹庄矿9023面132～164 18 95～105 9 8 肥城白庄矿7406面225～249 1.9 60～140 7.2～8.4 9 淄博双沟矿 1024、 1028面 278～296 1.0 6070 10.5 对拉面开采 10 澄合二矿22510面300 8 100 10 11 韩城马沟渠矿1100 面230 10 2.3 120 13 12 鹤壁三矿 128 面 230 26 3～4 180 20 采 2 分层破 坏达 24m 13 邢台矿 7802面234～284 4 3.0 160 16.4 14 邢台矿 7607窄面310～330 4 5.4 60 9.7 15 邢台矿 7607宽面310～330 4 5.4 100 11.7 16 淮南新庄孜矿4303 面310 26 1.8 128 16.8 17 井陉三矿 5701面 227 12 3.5 30 3.5 断层破坏带 深度＜ 7m 18 井陉一矿 4707小面 350～450 9 7.5 34 8 分 层 采 厚 4m，破坏深 度约 6m 19 井陉一矿4707大面350～450 9 4.0 45 6.5 采一分层 20 开滦赵各庄矿900 26 2.0 200 27 包括顶部煤 1237面8m 煤折合 岩石底板约 23m 21 开滦赵各庄矿 2137面 1000 26 2.0 200 38 含 8m 煤且 底板原生裂 隙发育 22 新汶华丰矿41303面480～560 30 0.94 120 13 式中γ底板岩体平均容重， MN/m 3； H采深， m； L壁式工作面斜长， m； Rc岩体抗压强度，一般取岩石单轴抗压强度的0.15倍，MPa； φ 0底板岩体内摩擦角，。 二十四 底板阻水带厚度 h2的计算 1试验法 阻水系数是在现场用钻孔水力压裂法实测的表示单位底板隔水岩层平均阻 水能力的系数，可用下式表示 R Z Pb 24-1 式中 Z阻水系数， MPa/m； R裂缝扩展半径，一般取40～50m； Pb岩体破裂压力，与地应力和岩体抗拉强度有关。采用公式24-2 计算。 PP T Hhb0 324-2 式中 Pb使岩体破裂时的临界水压力，MPa； σ h作用于岩体的最小水平主应力， MPa； σ H作用于岩体的最大水平主应力， MPa； T岩体的抗拉强度， MPa； P0岩体孔隙中的水压力，MPa。 阻水带厚度等于作用在底板上的水压力P除以阻水系数 Z，即 h2P/Z 24-3 我国部分矿区用钻孔水力压裂试验实测的各类岩层的阻水系数资料列入表 24-1、表 24-2中。由表中资料可知不同岩层阻水系数一般是中、粗粒砂岩 0.3～0.5 MPa/m、细粒砂岩约 0.3MPa/m 左右、粉砂岩约0.2MPa/m左右、泥岩 0.1～0.3MPa/m、石灰岩约 0.4MPa/m 左右；断层带因其中充填物性质及胶结或 密实程度不同，其阻水能力变化很大，按弱强度充填物考虑，其阻水系数为 0.05 ～0.1MPa/m。 2理论计算法 表 24-1 钻孔水力压裂试验底板岩层阻水系数资料 试验地点岩性 试验 序号 破裂压力 Pb MPa 阻水系数 Z MPa/m 平均阻水 系数 Zc MPa/m 备注 开滦赵各庄矿 井下五道巷， 取 样深度 434m 中粒砂岩 1 13.44 0.313 0.331 现场钻孔水 力压裂试验， 破裂半径 R 取 43m 2 15.00 0.349 细粒砂岩 1 10.44 0.243 0.285 2 14.00 0.326 粉砂岩 1 9.00 0.209 0.194 2 7.69 0.179 泥岩1 12.62 0.293 0.293 铝土岩1 4.89 0.114 0.114 开滦赵各庄矿 井下十二道巷， 取样深度 中粗粒 砂岩 1 25.00 0.581 0.491 室内三向围 压水力压裂 试验，取样于 2 27.00 0.628 3 20.00 0.465 1070m 4 12.50 0.290 开滦赵各庄 矿。 三向围压 σ124.0～ 24.5MPa σ 213.1～ 14.2MPa σ 319.0～ 20.5MPa 中粒砂岩 1 15.00 0.349 0.377 2 9.00 0.210 3 20.0 0.465 4 14.00 0.326 5 23.00 0.535 细粒砂岩1 13.00 0.302 0.302 细砂岩 1 5.00 0.116 0.209 2 13.00 0.302 泥岩 1 15.00 0.349 0.393 2 15.00 0.349 3 17.50 0.406 4 20.20 0.470 焦作九里山矿， 取样深度约 300m 石灰岩 1 25.00 0.581 0.399 室内三向围 压水力压裂 试验模拟焦 作九里山矿 三向围压 σ 18.94MPa σ 23.84MPa σ32.95MPa 2 10.50 0.244 3 16.00 0.372 表 24-2钻孔压水串通破坏试验底板岩层阻水系数资料 试验地点岩性 压水孔间距 m 水压力MPa 阻水系数 MPa/m 峰峰二矿 砂质页岩 在 采动破坏带 内 10 ＞1.24 ＞0.124 峰峰三矿页岩层内 2.5 ＞2.50 ＞1.000 1.7 ＞2.50 ＞1.471 峰峰三矿 砂质泥岩充 填在古陷落 柱内 1 2.7～2.9 ＞2.7～ 2.9 王凤矿小青煤绞车道 细砂岩0.50 铝土泥岩0.43 王凤矿小青煤南五巷上山断层带10 2.2 0.22 王凤矿一坑粉砂岩、中粒13 1.21 0.093 砂岩、铝土泥 岩 马沟渠矿 石英砂岩、 砂 岩、粉砂岩、 铝土泥岩 0.73～0.80 0.13～0.24 鹤壁一矿 铝土泥岩、 粗 砂岩 2.45 6.80 0.78 0.112～0.325 采用薄板理论可得出，底板岩层阻水带厚度的计算公式为 S Sh h t t A PA 1 2 2 2 24-4 式中 h2底板阻水带厚度， m； h1底板采动导水破坏带深度，m； γ底板岩层平均容重，MN/m 3； P作用于该区底部的水压，MPa； St底板岩体抗拉强度，一般取岩石抗拉强度的0.15倍，MPa； LLLL L yy A y 22 12 3 2 2 2 24-5 式中 L壁式工作面斜长， m； Ly沿推进方向工作面老顶初次来压步距，m。 二十五 承压水导升带高度的确定 承压水导升带的高度 h3可采用物探和钻探方法确定，一般可在井下巷道中 用电测深方法进行探测，必要时用钻探验证。当井下物探与钻探条件受限制 时，也可通过以往勘探钻孔资料分析确定。断层带附近的承压水导升带高度一 般比正常岩层中增大，有时甚至可到达或超过煤层。 二十六 底板含水层顶部充填隔水带厚度的确定 底板含水层顶部充填隔水带厚度h4可以采用物探和钻探方法综合确定，表 26-1为现场实测结果。 表 26-1各矿区奥陶系灰岩含水层顶部充填隔水带厚度实测资料 矿区焦作峰峰邯邢肥城霍州 渭北、韩 城 奥灰顶部充填 隔水带厚度 m 20～ 30 20 0～30 0～50 10～15 10～20 充填特征 有粘土充 填裂隙 粘土或钙 质充填裂 隙 局部充填 粘土充填 含水差 后期沉积 物充填 充填 二十七 水体上采煤防水安全煤岩柱安全度的评定 当计算所得安全煤岩柱尺寸ha小于煤层底至含水层顶之间的实际厚度hd 时，承压含水层上采煤的安全度符合要求；当计算所得安全煤岩柱ha大于实际 厚度时，可采用以下方法进一步评定 1 突水系数法 底板突水系数可采用下式计算 M P T s 27-1 式中Ｔs突水系数， MPa/m； p底板隔水层承受的水压，MPa； M底板隔水层厚度， m； 底板受构造破坏块段突水系数一般不大于0.06 MPa/m，正常块段不大于0.1 MPa/m。 当计算的突水系数小于临界突水系数时，可以实现安全开采， 否则需要采用 疏水降压、注浆加固等措施，以避免发生突水。附表27-1 列出了部分矿井的临 界突水系数值。 表 27-1 部分矿井的临界突水系数值 矿区名称峰峰焦作淄博井陉 突水系数 MPa/m 0.066～0.076 0.06～0.10 0.06～0.10 0.06～0.15 2 经验类比法 通过分析大水矿区底板突水资料，得出了有关矿区底板实际厚度 hd与底 板所能承受的极限水压力Pj的关系式 1）淄博矿区 1 黑山矿 Pj0.00177hd 20.015h d-0.43 27-2 2 石谷矿和夏庄矿 Pj0.0016h d 20.015h d-0.3 27-3 3 洪山矿和寨里矿 Pj0.001hd 20.015h d-0.158 27-4 4 双山矿和埠村矿 Pj0.00084hd 20.015h d-0.168 27-5 2）焦作矿区 Pj0.0017hd 2-0.025h d0.33 27-6 3）峰峰矿区 Pj0.0006hd 20.026h d 27-7 当底板所能承受的极限水压力Pj大于实际水压力 P时不会发生突水，否则 需要疏水降压后才能开采，即实现安全开采应满足以下条件 Pj＞P 3 理论计算法 采用下式计算底板岩柱实际所能承受的极限水压力Pj hShh LLLL L P dt y d yy 1 22 12 2 2 2 2 j 3 27-8 式中各符号意义同前。 当计算的极限水压力 Pj大于实际水压力 P时不会发生突水，否则需要疏水 降压、注浆加固后才能开采，即实现安全开采应满足以下条件 Pj＞P 二十八 安全水头压力值计算 1、掘进巷道底板隔水层安全水头压力宜按公式28-1计算。 t L t Kp 2 2 p 228-1 式中 p底板隔水层能够承受的安全水压，MPa； t隔水层厚度， m； L巷道宽度， m； 底板隔水层的平均重度，MN/m 3； Kp底板隔水层的平均抗拉强度，MPa。 2 采煤工作面安全水头压力宜按公式28-2计算。 MTp s 28-2 式中 M底板隔水层厚度， m； p安全水压， MPa； Ts临界突水系数， MPa/m 。 Ts值应当根据本区资料确定，一般情况下，在具有构造破坏的地段按0.06 MPa/m 计算，隔水层完整无断裂构造破坏地段按0.1 MPa/m 计算。 二十九 “安全隔水厚度”计算公式 Kp LKpHLrL t 4 8 22 式中 t安全隔水厚度（ m） ； L巷道底板宽度（ m） ； 底板隔水层的平均容重（t/m 3）; p 底板隔水层的平均抗张强度（10 -2MPa）; H底板隔水层承受的水头压力（10 -2MPa） 。 适用于巷道，如底板隔水层实际厚度小于计算值时，就是不安全的。 （三十） “突水系数”计算公式 p Ts M 式中Ｔs突水系数, MPa/m ; P底板隔水层承受的水压（MPa）; M底板隔水厚度（m） 。 适用于