Research and comparative analysis of mine water inflow prediction method:a case study of Donggou Coal Mine in Xinjiang
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摘要:
矿井涌水量的预测对煤矿的安全生产具有重要意义。水文地质参数的准确选择、计算方法的选择对矿井涌水量的准确预测影响巨大，同时考虑到矿井开采实际，涌水量不是从开采初期就稳定不变的，而是动态变化的。为提升涌水量预测的准确度，更好地为煤矿开采服务，在分析新疆东沟煤矿地质及水文地质条件，选取准确水文地质参数的基础上，选择了2种适用于东沟煤矿的涌水量预测方法进行了对比分析。计算结果表明：① 非稳定流释水−断面流法计算得到的涌水量呈现动态变化特征，采掘强度稳定后，变化幅度变小，最后趋于稳定；② 采用大井法、非稳定流释水−断面流法计算得到的预测涌水量分别为3 396 、599.87～612.9 m3/d与实际涌水量480 m3/d分别相差607.5%>24.97%～27.69%；③ 根据矿井实际开采产生的涌水量数据验证分析，采用非稳定流释水−断面流法计算得到的涌水量与实际开采产生的涌水量基本吻合，涌水量预测结果的准确度依次为非稳定流释水−断面流法>大井法；④ 在资料充足、参数准确的情况下，建议优先选择非稳定流释水−断面流法计算涌水量，在补水边界条件差且符合大井法要求的条件下建议首先选用大井法。本次计算结果一方面充分验证了非稳定流释水−断面流法的准确度，另一方面为煤矿矿井涌水量计算提供了借鉴，同时也为东沟煤矿的安全生产提供了数据支撑。
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关键词:
- 矿井涌水量预测 /
- 大井法 /
- 非稳定流释水−断面流法 /
- 小东沟煤矿
Abstract:The prediction of mine water inflow is of great significance to the safe production of coal mines. The accurate selection of hydrogeological parameters and the selection of calculation methods have a great influence on the accurate prediction of mine water inflow. At the same time, taking into account the actual mining of the mine, the water inflow is not stable from the early stage of mining, but dynamic. In order to improve the accuracy of water inflow prediction and better serve coal mining, based on the analysis of geological and hydrogeological conditions of Donggou Coal Mine in Xinjiang and the selection of accurate hydrogeological parameters, two water inflow prediction methods suitable for Donggou Coal Mine were selected for comparative analysis. The calculation results show that : ① The water inflow calculated by the unsteady flow water release-section flow method shows dynamic change characteristics. After the mining intensity is stable, the change range becomes smaller and finally tends to be stable. ② The predicted water inflow calculated by the large well method and the unsteady flow water release-section flow method is
3396 m3/d, 599.87 − 612.9 m3/d and the actual water inflow 480 m3/d, respectively. The difference with the actual value is in ascending order of magnitude 607.5% > 24.97% − 27.69% ; ③ According to the verification and analysis of the water inflow data generated by the actual mining of the mine, the water inflow calculated by the unsteady flow water release-section flow method is basically consistent with the water inflow generated by the actual mining. The accuracy of the water inflow prediction results is in the order of unsteady flow water release-section flow method > large well method ; ④ In the case of sufficient data and accurate parameters, it is recommended to give priority to the unsteady flow release-section flow method to calculate the water inflow. It is recommended to use the large well method first under the condition that the water supply boundary conditions are poor and meet the requirements of the large well method. On the one hand, the calculation results fully verify the accuracy of the unsteady flow release-section flow method. On the other hand, it provides a reference for the calculation of water inflow in coal mines, and also provides data support for the safe production of Donggou Coal Mine. -
0. 引 言
在煤矿生产过程中，矿井涌水量预测的精度关系着煤矿的安全生产及生产成本，提高涌水量预测精度对于矿井生产尤为重要[1]。学者们针对矿井涌水量预测方法已经开展了大量的研究，随着开采条件的变化，多种涌水量计算方法应运而生[2]。吴煌等[3]提出了不同于BP神经网络的长短期记忆（LSTM）神经网络，并建立了相应的矿井涌水量预测模型，该模型计算得到的涌水量平均绝对误差降低了51.4 m3/d，平均相对误差降低了12.05%。 降海荣等[4]提出一种通过深度置信网络(DBN)间接对矿井涌水量进行预测的方法，计算得到的涌水量平均绝对百分误差仅有5.85%。张子祥等[5]采用大井法、廊道法和比拟法对大庄煤矿矿井涌水量进行了计算，对比分析了3种方法的误差。王档良等[6]采用多元回归模型、层次分析法(AHP)与熵权法(EWM)相结合的方法建立了新的涌水量预测模型，并与大井法、水文地质比拟法进行了对比分析，结果发现该模型计算的涌水量预测误差最小，平均误差仅为11.6%。刘晓丹等[7]运用时间序列分析软件Eviews9.0建立X12季节调整、ARIMA(2,0,1)、SARIMA(2,0,1)×(0,1,1)12模型，并使用鹤壁八矿2019年月度涌水量数据进行验证，为矿井涌水量预测提供了 新思路。李建林等[8]建立了混沌理论与广义回归神经网络耦合模型(Chaos-GRNN) ，该模型充分考虑了矿井涌水量的影响因素，提高了预测精度和适用性。年宾等[9]将支持向量机理论与马尔科夫链理论相结合，构建了支持向量机−马尔科夫预报模型，提高了对波动性影响较大的随机变量的预报精度。田罡豪等[10]基于R/S分析法对矿井涌水量时间序列进行了分形刻画，结合灰色预测理论对某矿井涌水量进行了定量预测。吴瑞芳等[11]提出利用新陈代谢灰色系统模型GM(1,1)预测矿井涌水量，通过不断地更新迭代及时去掉已不能反映矿井涌水量特征的数据，得到更加精准的涌水量预测结果。田国林等[12]采用数值模拟方法对杭来湾煤矿模拟预测了分层开采和一次性采全高下的矿井涌水量，结果表明采用分层开采方案矿井涌水量更小。傅耀军[13]在研究、刻画外侧含水层释水断面延展、迭代时空规律基础上，给出了含水层断面释水流量预测方法、公式，与冒裂二元结构体自身周期性释水流量叠加，获得新的矿井涌水量预测方法——非稳定释水−断面流法。齐晓峰等[14]通过建立自回归移动平均预测模型、贝叶斯信息准则及预测误差评估预测模型，建立了自回归模型与滑动平均模型的混合模型ARMA预测模型对矿井涌水量进行了预测分析。张萌等[15]将常规的大井法与灰色理论GM(1,1)模型相结合提出了一种新的矿井涌水量预测方法。
随着技术的进步，矿井涌水量预测的方法不断增多，但在实际煤矿生产过程中矿井涌水量预测方法仍然以解析法、比拟法、数值法3种方法为主[16]。生产时考虑到成本因素，多数钻探工程量较少，只进行单孔抽水试验，在水文地质条件简单或中等的矿床大多采用大井法、廊道法等比较简单、容错率大的预测方法。鉴于此，以新疆小东沟煤矿为例，选取大井法、非稳定流释水−断面流法计算涌水量，并与实测涌水量进行对比，为东沟煤矿安全生产提供借鉴。
1. 研究区概况
新疆天业仲华矿业有限公司呼图壁县小东沟煤矿位于呼图壁县城西南70 km，属新疆维吾尔自治区昌吉回族自治州呼图壁县雀尔沟镇管辖。B1602工作面为煤矿一采区首采工作面，长1 100 m，宽180 m。发育地层由老至新为侏罗系下统三工河组（J1S）、侏罗系中统西山窑组（J2X）、第四系（Q4）。含煤地层为侏罗系西山窑组主采煤层为B6煤，B6煤可采厚度为2.36～3.9 m，平均3.19 m，顶板为粗砂岩、细砂岩与泥质粉砂岩、粉砂质泥岩互层[17]。
主要含水层有第四系孔隙潜水含水层、侏罗系中统西山窑组烧变岩潜水含水层（体）、B6顶板砂岩含水层、B6煤底板至B4煤顶板砂岩含水层、B4煤底板至B0煤下砂岩含水层，B6煤直接充水含水层为B6煤顶板砂岩含水层。
B6煤层直接充水水源为西山窑组基岩孔隙裂隙水，间接充水水源有大气降水、地表水、第四系潜水、老窑及采空区积水、火烧区积水。充水通道主要为孔隙裂隙。
西山窑组含水层在本区内为中等富水，单位涌水量0.141 ～0.555 L/(s·m)，渗透系数0.759 ～4.36 m/d。但据顶板水文物探成果及探放水情况，B6煤顶板向上西山窑组中都存在不连续的低电阻率区域，局部存在上下连通趋势,推断顶板含水层局部裂隙发育，富水性较好，可形成较稳定的工作面涌水水源。西山窑组上段砂岩裂隙含水层在东沟井田内主要接受大气降水间接入渗补给或第四系孔隙水渗漏补给、东沟河渗漏补给，北部含水层与采空区积水产生水力联系。地下水在接受补给后自东南向西北径流，在径流过程中，除部分通过基岩风化带和构造裂隙垂直入渗，补给下伏的西山窑组中段砂岩含水层外，侧向径流沿西南向东北方向运移排出井田外。
2. 充水因素分析
东沟井田导水通道主要是煤层开采后顶板形成的垮落带和导水裂隙带以及因封孔可能存在的孔径通道。它们将沟通不同基岩含水层的地下水，使其进入矿井，成为矿井的充水水源。
根据本井田地质条件以及以往开采情况，东沟矿矿井充水水源主要有大气降水、地表水、地下水、采空区积水。其中地下水充水水源包括的含水层，不仅取决于地质构造条件，而且取决于开采煤层采动影响范围，断层和导水裂缝带沟通范围内的水源是直接充水水源，导水裂缝带沟通范围以外的充水水源为间接充水水源。
东沟井田侏罗系西山窑组上段含水层由不同粒级的砂岩和煤层构成含水系统，可概化为多层状、均质、各向同性以孔隙裂隙为主的承压水含水岩组，符合达西定律。受采掘破坏或影响的含水层主要有火烧区含水层及西山窑组含水层。
3. 水文地质参数计算及分析
水文地质参数的计算影响着矿井涌水量的预测精度，从而影响着矿井安全生产及防治水措施的设计。大多数矿井在涌水量计算的参数选取上，以抽水试验数据为准，但受外界条件及抽水试验仪器及操作等不可控因素的影响，所获取的数据往往存在一定的误差，最终影响矿井涌水量预测的准度[18]。且存在计算过程复杂，时间长、结果不精确等缺点，本文以小东沟煤矿水文地质补充勘探的水文孔水3-1抽水试验资料为依据，采用井损经验公式法计算理论降深，采用AquiferTest软件计算渗透系数、贮水系数等水文地质参数，节约了数据处理时间、提高了计算精度[19-20]，为含水层的富水性特征等研究和矿井涌水量动态预测提供可靠的水文地质参数。
3.1 抽水试验情况
根据2020年7月小东沟煤矿水文地质补充勘探水3-1孔，进行的3次抽水试验，其中B6煤顶板抽水稳定流量为1.5 m3/h，抽水试验历时48 h，井深68.05 m，井径0.133 m；静止水位埋深8.35 m，根据现场岩心编录资料，有一层含水层，埋深为 30.6～60.05 m，岩性主要为粉砂岩、细砂岩、中砂岩、煤层、炭质泥岩以及泥岩，含水层总厚度13.88 m，为细砂岩、中砂岩。
3.2 井损值计算与分析
由于抽水试验过程中存在由于三维流等各种因素造成水头损失以及滤水管外的泥浆堵塞造成的井周扰动效应的情况，使抽水井中的水位与抽水井井壁处（含水层中）的水位存在偏差，因此必须对抽水井实测水位降深数据消除井损，得到含水层水位降深，然后才能将其应用于水文地质参数的计算[21]。
3.2.1 井损值的计算
分别采用抛物线和三次方曲线2种形式计算抽水井井损，整理抽水试验的3次降深的抽水量、抽水持续时间和实测水位降深数据，利用式（1）及式（2）求得3次降深对应的井损值及理论降深值见表1。
表 1 B6煤层顶板含水层抽水井水位降深井损值Table 1. Loss value of water level drop of pumping well in roof aquifer of B6 coal seam计算方法 参数 取值 三次方曲线 三次抽水试验
单位涌水量Q/（m3·h−1）4.68 3.20 1.61 S1/Q1 4.17 S2/Q2 4.02 S3/Q3 3.87 A 3.74 B 0.075 C 0.0036 井损/m 2.012 0.882 0.207 实测降深Ss/m 19.53 12.85 6.24 含水层水位降深Sh/m 17.52 11.97 6.03 抛物线 A 3.708 B 0.098 井损/m 2.16 0.98 0.26 实测降深Ss/m 19.53 12.85 6.24 含水层水位降深Sh/m 17.37 11.87 5.98 $$ \left\{\begin{split}& S_{1} / Q_1=A+B Q_1 \\& S_2 / Q_2=A+B Q_2 \\& S_{3}/ Q_3=A+B Q_3 \end{split}\right. $$ (1) $$ \left\{ \begin{gathered} S_{1} / Q_1= A + B{Q_1} + CQ_1^2 \\ S_{2} / Q_2 = A + B{Q_2} + CQ_2^2 \\ S_{3} / Q_3 = A + B{Q_2} + CQ_3^2 \\ \end{gathered} \right. $$ (2) 式中：S1、S2、S3分别为抽水试验3次降深，m；Q1、Q2、Q3分别为3次降深对应的涌水量，m3/h；A、B、C为常数。
3.2.2 井损值分析
从表1井损计算结果可以看出，在抽水试验的水位降深中均存在井损值，是实测降深的重要组成部分，因此利用单孔抽水试验的数据计算水文地质参数时，一定要对抽水井水位降深数据消除井损，求得实际水位降深用于计算水文地质参数及涌水量。
采用抛物线和三次方曲线计算所得井损值差别较小，抽水井的井损为正值，即含水层降深小于实际降深，本次共进行了3组抽水试验水位降深的井损值计算，通过抽水井水位实测降深与井损值的相关性分析可以看出，使用抛物线形式的拟合优度较差(图1，Q为涌水量，S为降深)，而使用三次方曲线形式的拟合优度全部为1(图2)，因此采用三次方曲线计算得出的井损值。下文计算涌水量的平均定降深数据采用3次实测降深19.53、12.85、6.24 m扣除井损2.012、0.882、0.207 m后的含水层降深17.52、11.97和6.03 m的平均值，即11.84 m。
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图 1 水3-1钻孔抽水试验水位降深井损的抛物线形式拟合图Figure 1. Parabola fitting diagram of water level drop well loss in water 3-1 borehole pumping test![]()
图 2 水3-1钻孔抽水试验水位降深井损的3次方曲线形式拟合图Figure 2. Fitting diagram of the third power curve of water level drop well loss in water 3-1 borehole pumping test3.3 AquiferTest求参
AquiferTest软件提供了14种理论分析方法计算含水层参数，根据小东沟煤矿的水文地质条件及抽水试验方法,本文采用Theis、Neuman&Witherspoon及适用于水位恢复的Theis Recovery法3种方法进行B6煤顶板含水层水文地质参数计算[22-24]。
1）第一次降深。根据Theis及Neuman&Witherspoon公式求参，在Analysis 窗口中选择Theis及Neuman&Witherspoon进行配线，调整后的曲线如图3、图4所示。配线结果为：导水系数T=8.07 m2/d，渗透系数K=0.581 m/d，贮水系数s=5.28×10−6。
2）第2次降深。根据Theis及Neuman&Witherspoon公式求参，在Analysis 窗口中选择Theis及Neuman&Witherspoon进行配线。配线结果为：T=9.04 m2/d，K=0.651 m/d，贮水系数s=8.72×10−6。
3）第3次降深。根据Theis及Neuman&Witherspoon公式求参，在Analysis 窗口中选择Theis及Neuman&Witherspoon进行配线。配线结果为：T=6.98 m2/d，K=0.503 m/d，贮水系数s=1.01×10−7。
4）水位恢复。移动Theis Recovery曲线，用专业判断力调整曲线图以实现自动和手工的最佳拟合效果。随着理论曲线的移动，所求的水文地质参数的结果也会随之更新，Aquifer Test软件参数计算结果为：T=6.3 m2/d，K=0.454 m/d。
5）对比分析。由计算结果可看出，Aquifer Test软件泰斯配线法、Neuman&Witherspoon配线法与直线图解法所求渗透系数K、导水系数T结果基本吻合。本次抽水试验抽水时间较短，为确保计算抽水试验参数的精度，采用3种方法求取的平均数作为计算涌水量的参数，结果为T=7.6 m2/d，K=0.547 m/d，贮水系数s=8.03×10−6。
3.4 煤层顶板覆岩采动规律分析及参数计算
3.4.1 关键层判别
关键层的判断对煤层安全开采具有重要意义。关键层发生破断时，在其下部会出现离层空间，导致其所控制的岩层也发生破断影响最大范围至主关键层下方，产生断裂步距，随着工作面的不断推进煤层顶板覆岩运动呈现出周期性变化，亦即在工作面开采的过程中，煤层顶部会形成周期来压及释水空间，关键层的准确判断影响着冒裂步距及释水空间的判断[25-27]。
结合工作面1602工作面面附近钻孔水3-1揭露的B6煤层顶板岩层结构及其岩层力学参数，基于关键层理论分对B6煤顶板关键层位置进行判别。
1）硬岩层位置判别。根据《矿山压力与岩层控制》中硬岩层判别[28]公式，对硬岩层的层位分析，可知B6煤顶板中砂岩为硬岩层（表2）。
表 2 B1602工作面关键层判别（据水3-1钻孔）Table 2. Key stratum discrimination of 1602 working face (according to water 3-1 borehole)厚度/m 岩性 密度/（g·cm−3） 抗拉强度/
MPa弹性模量/
GPa关键层 25.5 砂质黏土 2.61 2.61 11 7.9 泥岩 2.61 1.7 1.67 1.67 粉砂岩 2.61 0.986 11 2.2 泥岩 2.66 1.7 1.67 3.1 粉砂岩 2.61 0.986 28 0.33 炭质泥岩 2.63 3.42 6 2.37 泥岩 2.66 0.646 4 2.6 粉砂岩 2.61 0.986 17 0.6 泥岩 2.66 0.767 3.64 4 细砂岩 2.54 2.12 6.3 9.28 中砂岩 2.45 2.26 14 主关键层 0.3 煤7 2.64 1.62 3.5 0.5 炭质泥岩 2.63 1.62 6 1.15 煤7 2.46 2.17 3.5 0.8 泥岩 2.66 0.792 2.21 2.45 粉砂岩 2.64 6.3 16 2.7 B6煤 2.61 2.61 11 $$ {\gamma _{m + 1}}\sum\limits_{i = 1}^m {{E_i}h_1^3 \lt {E_{m + 1}}h_{m + 1}^2\sum\limits_{i = 1}^m {{h_i}{\gamma _i}} } $$ (3) 式中：m、i分别为第m层硬岩层控制范围内软岩层第i分层；γ为容重，kN/m3；E为弹性模量，GPa；h为岩层厚度，m。
2）关键层判别。基于硬岩层位置及所求荷载，岩梁断裂极限跨距即关键层破断距为：
$$ {L_k} = {h_k}\sqrt {\frac{{2{\sigma _t}}}{{{q_k}}}} $$ (4) 式中：Lk为关键层破断距，m；qk为第k层硬岩层承受的载荷，kN/m2；hk为关键层厚度，m。
根据式（3）、式（4）计算主关键层在B6煤顶板的中砂岩位置，厚度为9.28 m。
3.4.2 顶板覆岩破断距分析
根据板的理论，结合小东沟煤矿开采的实际情况，作面开采为三边固支，破断距计算公式为
$$ N = \frac{{2{h_k}}}{{1 - {\mu ^2}}}\sqrt {\frac{{{G_T}}}{q} \frac{{2 + \lambda _1^2}}{{4 + 3\mu \lambda _1^2}}} $$ (5) 式中：N为冒裂步距，m；λ1为采空区几何形状系数，λ1=c/b；c为工作面倾向推进距离，m；b为工作面宽度，m；GT为关键层抗拉强度，MPa；q为岩层上部荷载，MPa；μ为泊松比。
结合工作面附近钻孔水3-1钻孔揭露的岩层情况与其岩层力学性质，采用三边固支公式（5）可计算B6煤1602工作面主关键层破断距即冒裂步距为6.22 m，见表3。
表 3 B6煤顶板覆岩关键层来压步距Table 3. Pressure step of key strata in B6 coal roof工作面 关键层厚
度hk/m抗拉强度
GT/MPa荷载
q/MPa冒裂步距
N/m1602 9.28 2.26 10.8 6.22 对1602工作面顶板岩层初次破断进行综合预计，距离开切眼6.22 m处覆岩可能发生初次破断，对应离层可能闭合，此外在距离12.44、18.66、62.2、124.4、248.8 m等以6.22 m为基数可能发生覆岩周期性破断导致离层闭合，利用非稳定流−释水断面流法计算涌水量时，采用6.22 m为冒裂步距预测动态涌水量。
4. 矿井涌水量预测及分析
井田巷道分布不规则，在平面上及垂向上构成复杂形状，加之水文地质参数精度所限，可用于涌水量计算的方法受到限制。考虑到矿井建设时周边没有水文地质条件相似的生产矿井，故无法选用比拟法进行验证分析。但分布不规则的巷道，在其采掘边界或一定范围内会逐渐形成统一的降落漏斗，理论上可将其视为一个概化了的理想“大井”。同时，将诸多形状不规则的巷道所占面积视为一个“大井”面积。此时，整个巷道系统的涌水量就相当于一个“大井”的出水量。这样，就可以借助涌水量计算公式直接求出矿井涌水量。在充分分析矿井的地质及水文地质条件的基础上，选用非稳定流释水−断面流法进行涌水量对比分析。矿井共有水文孔4个，本次选取最新施工、深度最深、距离工作面最近的水文孔水3-1号水文孔抽水试验资料，对井田开采B6煤层矿井涌水量进行预测。
4.1 大井法
4.1.1 计算公式
根据本井田矿井水文地质条件，开采B6煤顶板充水水源为西山窑组砂岩裂隙水属承压水；勘探中西山窑组砂岩裂隙水进行了抽水试验。因此，在矿井涌水量的预测时，西山窑组砂岩裂隙水采用承压转无压完整井的稳定流计算公式[29]：
$$ Q = 1.366K\frac{{\left( {2H - M} \right) - {l^2}}}{{\lg {R_0} - \lg {r_0}}} ^{ } $$ (6) $$ {R_0} = {r_0} + 10{S_{\mathrm{c}}}\sqrt K $$ (7) 式中：H为水柱高度，指自然水位至含水层底板的距离，m；M为含水层（出水段）厚度，m；l为疏干标高至含水层底板的距离，m；R0为含水层影响半径，m；$ {S_{\text{c}}} $为抽水时的水位降深，m；r0为引用半径，m。
4.1.2 水文地质参数的确定
1）渗透系数K值的确定：采用AquiferTest软件中的Theis、Neuman&Witherspoon及Theis Recovery 等3种方法求取的导水系数、渗透系数、贮水系数平均数为T=7.6 m2/d，K=0.547 m/d，s=8.03×10−6作为计算涌水量的参数。
2）直接充水含水层有效厚度的确定。采用水3-1钻孔B6煤顶板砂岩含水层厚度13.48 m。
3）水柱高度H的确定。自然水位标高至砂岩底部标高的距离为规划开采区域北界最低点水位降深值115 m。
4）水位降深S采用疏干水位降深（Ssg）值的确定。取S=H=115 m。
5）大井引用半径r0的确定。采用公式$ {r_0}{\text{ = }} 10\sqrt {{{{{\text{F}}_{\text{g}}}} \mathord{\left/ {\vphantom {{{{\text{F}}_{\text{g}}}} \pi }} \right. } \pi }} $=251.112 m，其中Fg为工作面面积，初步设计最大工作面面积为Fg=0.198 km2。
6）影响半径采用式（7）计算得1 101.646 m。
4.1.3 涌水量结果及分析
将有关参数（表4）代入式（6），计算得出开采工作区矿井砂岩含水层正常涌水量为141.5 m3/h (3 396 m3/d)。
表 4 大井法计算涌水量相关参数Table 4. Calculation parameters of water inflow by large well method渗透系数K/(m·d−1) 水柱高度H/m 含水层厚度M/m 引用半径r0/m 含水层影
响半径R0/m涌水量Q/(m3·d−1) 0.547 115 13.48 251.112 1 101.646 3 396 4.2 非稳定流释水−断面流法预测矿井涌水量
4.2.1 公式选取
基于传统采煤方法、规模等因素的矿井涌水量预测，囿于对矿井水文地质条件的简单概化，对矿井顶板地下水含水系统认识不足，忽略了煤层上覆地层周期性冒裂形成冒裂二元结构体的自身含水释放及其外侧含水断面弹性释水。这是矿井涌水量预测往往误差较大的重要原因之一。如常用的“大井法”忽视其“井”含水介质的存在，结果缺少了矿井最初、最直接的涌水，比拟法需要大量的数据支撑，应用范围受限[30]，数值法需要完备的水文地质数据，对勘探结果的详细程度有很大的要求[31-33]。
矿井涌水量动态预测方法非稳定流释水−断面流法是以煤层顶板的每次冒裂为计算单元，以计算单次冒裂的二元结构体自身释水及其外侧断面弹性释水量为基础，随顶板周期性冒裂不断累积延展，涌水量随之变化；平行推进方向过水断面流量，随过水断面面积不断（周期性）加大而增加；工作面推进前方过水断面流量，随水力坡度加大而增加；工作面推进后方过水断面流量通常稳定；含水层水头的降低，将引起后续期次二元结构体弹性释水量的减少。随工作面推进，矿井涌水量在时间和空间位置上是随之变化的，这为随采掘进度，依据冒裂规律预测前方采掘区段（块）矿井涌水量，提供了新的方法，与含水层水文地质分区特征、参数结合，预测精度将进一步提高[34]。因此，本次对东沟煤矿涌水量的动态预测选取傅耀军教授提出的非稳定流释水−断面流法[13]，公式如下：
$$ Q\left( t \right) = \left\{ \begin{gathered} \left[ {\frac{{\displaystyle\sum\limits_{i = 1}^n {{F_d} {{\bar{H}_{di}}} {s_i}} }}{{{t_{du}}}} + {F_d}\sum\limits_{i = 1}^n {{K_i}} } \right] + (2a + b)\sum\limits_{j = 1}^d {\left( {\sum\limits_{i = 1}^n {{{\mathop S\limits^ - }_{\text{d}}}\sqrt {\frac{{{T_i}{s_i}}}{{\pi {t_y}}}} } } \right) + b\sum\limits_{j = 1}^d {\left( {\sum\limits_{i = 1}^n {{S_{ji{\text{d}}}}} \sqrt {\frac{{{T_i}{s_i}}}{{\pi {t_y}}}} } \right)，{t_y} \leqslant {t_{du}}} } \\ (2a + b)\sum\limits_{j = 1}^d {\left( {\sum\limits_{i = 1}^n {\overline {{S_{\text{d}}}} \sqrt {\frac{{{T_i}{s_i}}}{{\pi {t_y}}}} } } \right) + b\sum\limits_{j = 1}^d {\left( {\sum\limits_{i = 1}^n {{S_{ji{\text{d}}}}} \sqrt {\frac{{{T_i}{s_i}}}{{\pi {t_y}}}} } \right)，{t_y} \gt {t_{du}}} } \\ \end{gathered} \right. $$ (8) 式中：Fd为冒裂二元结构体面积，m2；d为冒裂次数；Mi 为第i层含水层厚度，m；Fj为第j次冒裂面积，m2；$ {\overline H_{{{di}}}} $为第d次冒裂第i含水层承压水头，m；si为第i承压含水层贮水系数（释水系数）；$ {t_{du}} $为第d次冒裂重力释水延续时间；j为冒裂序数；Vz重力释水速度；Qz为重力释水量，m3/d；a为过水断面纵向长度，m；${{\bar S_{\text{d}}}} $为平均定降深； ui为第i含水层给水度；Ki 为第i含水层渗透系数，m/d；Ti为第i承压含水层导水系数，m2/d; ty为持续释水时间，d；Sjid为第j次冒裂bj断面i含水层定降深，m。
重力释水延续时间亦即冒裂二元结构疏干时间tu：
$$ {t_u} = \frac{{{V_{\text{z}}}}}{{{Q_{\text{z}}}}}{\text{ = }}\frac{{\displaystyle\sum\limits_{i = 1}^n {{F_d}{M_i}{u_i}} }}{{\displaystyle\sum\limits_{i = 1}^n {{K_i}{F_d}} }} = \frac{{\displaystyle\sum\limits_{i = 1}^n {{M_i}{u_i}} }}{{{K_i}}} $$ (9) 每次顶板冒裂各释水断面持续释（涌）水时间ty可由下式获得：
$$ {t_y} = (d - j){t_z} + {t_d} $$ (10) 式中：顶板冒裂破断时间间隔（周期）可视为常数，用tz（时、日）表示；td为第d次冒裂形成的释水断面弹性释水延续时间（时、日）。
4.2.2 参数选择
含水层厚度、降深等基础参数通过抽水试验获得；工作面长、宽、煤层厚度根据勘查资料及矿方提供获得；含水层给水度、含水层渗透系数、含水层贮水系数、含水层导水系数在抽水试验获得数据消除井损后，通过Aquifer Test软件计算获取，具体参数见表5；冒裂步距通过关键层判别公式及破断距公式计算获取。
表 5 非稳定流释水—断面流法预测涌水量定量参数Table 5. Quantitative parameters of water inflow prediction by unsteady water release-section flow method工作面宽b/m 含水层厚M/m 贮水系数s 导水系数
Ti/（m2·d−1）承压水头
Hdi/m渗透系数K/
（m·d−1）给水度u 平均定降深$ {\bar S_d} $/m 180 13.8 8.03×10−6 7.6 28.5 0.547 0.11 11.84 4.2.3 计算结果
利用非稳定流释水−断面流法计算出小东沟煤矿B1602工作面开采过程中，涌水量的动态变化情况（表6、图5）。由图5 可知，随着工作面的不断推进，在不同冒裂步距内涌水量呈动态变化的，工作面推进至261 m前涌水量波动变化，在261 m左右时涌水量基本稳定在612.9 m3/d，整个工作面推进过程中累计涌水量达105 m3左右。
表 6 非稳定流释水−断面流法预测涌水量成果Table 6. Unsteady water release-section flow method to predict water inflow results table冒裂次数 冒裂步距N/m 冒裂面积Fd/m2 持续释水时间ty/d 第j次冒裂bj断面i含水层定降深Sjid/m 弹性释水时间td/d 涌水量Q（m3·d−1） 1 6.22 1 119.6 243.82 28.5 241.048 862 9 599.87 2 12.44 2 239.2 242.44 3.705 239.663 499 3 624.33 3 18.66 3 358.8 241.054 25.277 238.278 135 6 603.04 4 24.88 4 478.4 239.67 6.5093 236.892 772 0 621.57 5 31.1 5 598 238.28 22.837 235.507 4083 605.448 6 37.32 6 717.6 236.90 8.6319 234.122 044 7 619.48 7 43.54 7 837.2 235.51 20.99 232.736 681 1 607.27 8 49.76 8 956.8 234.13 10.238 231.351 317 4 617.897 9 55.98 10 076.4 232.74 19.593 229.965 953 8 608.65 10 62.2 11 196 231.36 11.455 228.580 590 2 616.70 11 68.42 12 315.6 229.97 18.535 227.195 226 5 609.69 12 74.64 13 435.2 228.59 12.375 225.809 862 9 615.79 13 80.86 14 554.8 227.20 17.734 224.424 499 3 610.48 14 87.08 15 674.4 225.81 13.072 223.039 135 6 615.10 15 93.3 16794 224.43 17.128 221.653 772 0 611.08 16 99.52 17 913.6 223.04 13.599 220.268 408 3 614.58 17 105.74 19 033.2 221.66 16.669 218.8830 44 7611.54 18 111.96 20 152.8 220.27 13.998 217.497 681 1 614.19 19 118.18 21 272.4 218.89 16.322 216.112 317 4 611.88 20 124.4 22 392 217.50 14.3 214.726 953 8 613.89 21 130.62 23 511.6 216.12 16.059 213.341 590 2 612.14 22 136.84 24 631.2 214.73 14.529 211.956 226 5 612.60 23 143.06 25 750.8 213.35 15.86 210.570 862 9 613.21 24 149.28 26 870.4 211.96 14.702 209.185 499 3 612.68 25 155.5 27 990 210.58 15.709 207.800 135 6 613.14 26 161.72 29 109.6 209.19 14.833 206.414 772 0 612.74 27 167.94 30 229.2 207.80 15.595 205.029 408 3 613.08 … … … … … … … 174 1082.28 194810.4 4.16 15.241 2.766317434 612.90 5. 结 论
1）本次研究采用采用大井法和非稳定流释水−断面流法2种方法对小东沟煤矿1602工作面涌水量进行了预测，非稳定流释水−断面流法预测矿井涌水量在599.87～612.9 m3/d，而大井法计算涌水量为
3396 m3/d ，差距较大，根据矿方提供数据，实际矿井涌水量为480 m3/d，可见释水−断面流法预测结果更符合实际，可以更好地服务于煤矿安全生产。2）采用抛物线和三次方曲线2种方法计算井损，2种方法计算所得井损值差别较小，抽水井的井损为正值；通过抽水井水位实测降深与井损值的相关性分析可知，使用三次方曲线形式的拟合优度全部为1，计算得到3次抽水试验对应的井损分别为2.012、0.882、0.207 m。
3）利用3次抽水试验的理论水位降深，采用Aquifer Test软件中的Theis、Neuman&Witherspoon及适用于水位恢复的Theis Recovery等3种方法分别计算了贮水系数、渗透系数、导水系数，并将3种方法计算结果的平均值T=7.6 m2/d, K=0.547 m/d, s =8.03×10−6，用于涌水量计算，提高了涌水量计算精度。
4）采用关键层理论判断主关键层位于B7煤顶板的中砂岩位置，厚度为9.28 m，覆岩离层主要出现在各关键层下，预计开采1602工作面时，在B6煤顶板处形成离层空间；基于梁以及板理论计算出B6煤1602工作面主关键层破断距6.22 m，距离切眼6.22 m处覆岩可能发生初次破断，对应离层可能闭合，以6.22 m为覆岩周期对矿井涌水量进行了动态预测。
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图 1 水3-1钻孔抽水试验水位降深井损的抛物线形式拟合图
Figure 1. Parabola fitting diagram of water level drop well loss in water 3-1 borehole pumping test
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图 2 水3-1钻孔抽水试验水位降深井损的3次方曲线形式拟合图
Figure 2. Fitting diagram of the third power curve of water level drop well loss in water 3-1 borehole pumping test
表 1 B6煤层顶板含水层抽水井水位降深井损值
Table 1 Loss value of water level drop of pumping well in roof aquifer of B6 coal seam
计算方法 参数 取值 三次方曲线 三次抽水试验
单位涌水量Q/（m3·h−1）4.68 3.20 1.61 S1/Q1 4.17 S2/Q2 4.02 S3/Q3 3.87 A 3.74 B 0.075 C 0.0036 井损/m 2.012 0.882 0.207 实测降深Ss/m 19.53 12.85 6.24 含水层水位降深Sh/m 17.52 11.97 6.03 抛物线 A 3.708 B 0.098 井损/m 2.16 0.98 0.26 实测降深Ss/m 19.53 12.85 6.24 含水层水位降深Sh/m 17.37 11.87 5.98 
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表 2 B1602工作面关键层判别（据水3-1钻孔）
Table 2 Key stratum discrimination of 1602 working face (according to water 3-1 borehole)
厚度/m 岩性 密度/（g·cm−3） 抗拉强度/
MPa弹性模量/
GPa关键层 25.5 砂质黏土 2.61 2.61 11 7.9 泥岩 2.61 1.7 1.67 1.67 粉砂岩 2.61 0.986 11 2.2 泥岩 2.66 1.7 1.67 3.1 粉砂岩 2.61 0.986 28 0.33 炭质泥岩 2.63 3.42 6 2.37 泥岩 2.66 0.646 4 2.6 粉砂岩 2.61 0.986 17 0.6 泥岩 2.66 0.767 3.64 4 细砂岩 2.54 2.12 6.3 9.28 中砂岩 2.45 2.26 14 主关键层 0.3 煤7 2.64 1.62 3.5 0.5 炭质泥岩 2.63 1.62 6 1.15 煤7 2.46 2.17 3.5 0.8 泥岩 2.66 0.792 2.21 2.45 粉砂岩 2.64 6.3 16 2.7 B6煤 2.61 2.61 11
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表 3 B6煤顶板覆岩关键层来压步距
Table 3 Pressure step of key strata in B6 coal roof
工作面 关键层厚
度hk/m抗拉强度
GT/MPa荷载
q/MPa冒裂步距
N/m1602 9.28 2.26 10.8 6.22
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表 4 大井法计算涌水量相关参数
Table 4 Calculation parameters of water inflow by large well method
渗透系数K/(m·d−1) 水柱高度H/m 含水层厚度M/m 引用半径r0/m 含水层影
响半径R0/m涌水量Q/(m3·d−1) 0.547 115 13.48 251.112 1 101.646 3 396
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表 5 非稳定流释水—断面流法预测涌水量定量参数
Table 5 Quantitative parameters of water inflow prediction by unsteady water release-section flow method
工作面宽b/m 含水层厚M/m 贮水系数s 导水系数
Ti/（m2·d−1）承压水头
Hdi/m渗透系数K/
（m·d−1）给水度u 平均定降深$ {\bar S_d} $/m 180 13.8 8.03×10−6 7.6 28.5 0.547 0.11 11.84
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表 6 非稳定流释水−断面流法预测涌水量成果
Table 6 Unsteady water release-section flow method to predict water inflow results table
冒裂次数 冒裂步距N/m 冒裂面积Fd/m2 持续释水时间ty/d 第j次冒裂bj断面i含水层定降深Sjid/m 弹性释水时间td/d 涌水量Q（m3·d−1） 1 6.22 1 119.6 243.82 28.5 241.048 862 9 599.87 2 12.44 2 239.2 242.44 3.705 239.663 499 3 624.33 3 18.66 3 358.8 241.054 25.277 238.278 135 6 603.04 4 24.88 4 478.4 239.67 6.5093 236.892 772 0 621.57 5 31.1 5 598 238.28 22.837 235.507 4083 605.448 6 37.32 6 717.6 236.90 8.6319 234.122 044 7 619.48 7 43.54 7 837.2 235.51 20.99 232.736 681 1 607.27 8 49.76 8 956.8 234.13 10.238 231.351 317 4 617.897 9 55.98 10 076.4 232.74 19.593 229.965 953 8 608.65 10 62.2 11 196 231.36 11.455 228.580 590 2 616.70 11 68.42 12 315.6 229.97 18.535 227.195 226 5 609.69 12 74.64 13 435.2 228.59 12.375 225.809 862 9 615.79 13 80.86 14 554.8 227.20 17.734 224.424 499 3 610.48 14 87.08 15 674.4 225.81 13.072 223.039 135 6 615.10 15 93.3 16794 224.43 17.128 221.653 772 0 611.08 16 99.52 17 913.6 223.04 13.599 220.268 408 3 614.58 17 105.74 19 033.2 221.66 16.669 218.8830 44 7611.54 18 111.96 20 152.8 220.27 13.998 217.497 681 1 614.19 19 118.18 21 272.4 218.89 16.322 216.112 317 4 611.88 20 124.4 22 392 217.50 14.3 214.726 953 8 613.89 21 130.62 23 511.6 216.12 16.059 213.341 590 2 612.14 22 136.84 24 631.2 214.73 14.529 211.956 226 5 612.60 23 143.06 25 750.8 213.35 15.86 210.570 862 9 613.21 24 149.28 26 870.4 211.96 14.702 209.185 499 3 612.68 25 155.5 27 990 210.58 15.709 207.800 135 6 613.14 26 161.72 29 109.6 209.19 14.833 206.414 772 0 612.74 27 167.94 30 229.2 207.80 15.595 205.029 408 3 613.08 … … … … … … … 174 1082.28 194810.4 4.16 15.241 2.766317434 612.90
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