西部矿区煤水协调开采物理与情景模拟实验研究

曹志国，张建民，王 皓，张国军，张文忠

(1.煤炭开采水资源保护与利用国家重点实验室，北京 102209; 2.北京低碳清洁能源研究院，北京 102209; 3.中煤科工集团西安研究院有限公司，陕西 西安 710077)

随着东部和中部地区煤炭资源逐渐枯竭和开采条件日益复杂，西部晋、陕、蒙、宁、甘已成为我国煤炭主产区，煤炭开发强度处于较高水平[1-2]。但是，西部地区煤炭生产中矿井水有效利用程度低、生态环境脆弱和水资源匮乏严重制约着煤炭可持续开发，煤炭规模化开采引发的地下水系统破坏和地表生态损伤加剧了生态退化，带来了一系列的环境问题。基于自然生态规律和煤炭开采特点，降低煤炭开采生态损伤和安全绿色开采已成为协调煤炭规模化开采与区域社会经济发展的关键[3]。

对此，不同学者展开了一系列西部矿区煤炭开采与水资源保护相协调的理论研究、技术探索和工程实践活动，归纳起来包括3类:① 地下水储存利用法，即通过构筑坝体，将矿井水储存在采空区垮落岩体空隙中，充分利用采空区垮落岩体对矿井水的净化作用，实现矿井水分级分质利用，以顾大钊[4-5]提出的煤矿地下水库技术为代表，在神东矿区建成煤矿地下水库35座，年供水量7 000万m3，保障了神东矿区水资源的供应。② 含水层保护法，即通过对隔水关键层的保护，使含水层免受煤炭开采的影响，从而堵截地下水运移，实现保护地下水目的，王双明等[6-7]提出了保水开采条件分区，以实现控制地下水位为目标的区域采煤方法分区开采;范立民等[8-9]提出了以生态水位保护为原则，开展了基于含水层结构保护的充填开采、窄条带开采、限高(分层)开采等保水采煤技术和工程实践;黄庆享等[10-11]提出了合理增大下沉区间和减小下沉梯度，控制隔水层稳定性，从而实现地下水保护利用等。③ 煤水协调开采方法，即基于煤炭现代开采工艺，利用现代开采及对地下水和地表生态的影响规律，通过采前分区设计、采中重组调控和采后控制等技术的系统集成，控制地下水流场分布，构建符合地下水循环与地表生态环境原生状态的支撑条件，保持开采生态系统的“原生”关系，实现“煤炭安全高效开采-地下水与地表生态保护-水资源利用一体化”[12-13]，国家能源集团通过15 a的生产实践，建立了集矿井水资源利用、生态建设和大规模高强度煤炭开发相适应的成套技术模式，建成了千万吨矿井群煤炭开采与水资源保护和利用的“神东”模式，统筹优化利用矿井水资源，实现了矿井水分级分质利用[14-16]。围绕上述3类技术方法，众多科研机构研制了具有不同针对性的物理相似模拟实验装置，如清华大学设计的目前尺度最大的近水平煤层地下水运移规律模拟平台[17]、中国矿业大学研发的多种工况条件下的煤水共采物理模拟平台[18-21]、西安科技大学研发的浅埋煤层导水裂隙发展规律物理模拟平台[22-23]等，为煤炭资源与水资源协调开发提供了技术支持。

针对我国西部矿区地下水系统失水形式主要为“双重失水”[12]特点，以宁东矿区麦垛山煤矿2号煤首采区为背景，仿照开采生态系统的“原生态”特征(如补、径、排关系和潜水与地表土壤和植被的“原生”基本关系)，通过构筑“隔离层”隔断煤炭开采对地下水系统和地表生态的影响，维护或重构开采生态系统的“原生”基本关系，研发煤水协调开采模拟实验平台，研制煤水协调开采相似模拟材料，开展煤水共采相似模拟实验研究，分析构筑隔离层与压裂隔离层对导水裂隙带、岩层渗流特征的影响特征，同时模拟了4种工况条件下地下水流场变化特征，为西部煤矿区煤炭规模开采与地下水资源保护协调提供有益参考。

1 煤水协调开采物理模拟实验设计

1.1 工程背景

我国西部矿区煤炭资源开发具有大规模高强度特征，大规模体现在工作面推进长度可达6 000 m、工作面宽度400 m、采高超过8 m，推进速度可达到20 m/d，单个矿井年产量可以达到3 000万t左右;高强度表现为整装煤田集中开发，以神东矿区为例，中心矿区毗邻分布着10余座千万吨级矿井。与传统方式相比，大规模高强度的煤炭开发模式对地下水影响规律不同，矿井开采初期，形成降水漏斗，第四系松散层孔隙水沿着导水裂隙，渗流进入井下，形成矿井水;矿井开采中后期，由于第四系松散层孔隙水已被排泄完毕，矿井水补给来源为基岩裂隙水，这部分地下水依靠传统的打井抽水方式难以获取，由于开采形成的覆岩导水裂隙，以采空区为中心，形成了水源汇集区域，这部分基岩裂隙水才能够汇聚到采空区及周边区域，形成矿井水。以神东矿区大柳塔煤矿为例，近10 a来，矿井涌水量一直保持在400 m3/h，矿井水补给来源以基岩裂隙水侧向补给为主。

麦垛山煤矿位于宁东能源基地，处于鸳鸯湖矿区汇水区，含水层接受周边矿区含水层的侧向补给;井田整体表现为北高南低，地表水从北向南部低洼处汇集，而地下水总体呈由北向南径流趋势，地下水主要通过采矿排水方式排泄;煤炭可采储量11.4亿t，矿井设计生产规模为8.00 Mt/a，服务年限为102 a，采用综合机械化一次采全高的采煤工艺，采用全部垮落法管理顶板，开采煤层为2号煤层，2号煤顶板与直罗组下段含水层之间隔水层不仅厚度较薄，并且局部被剥蚀，煤层与直罗组下段含水层直接接触，加上直罗组下段含水层厚度大、富水性强、胶结性差，造成了无论2号煤巷道掘进还是工作面回采，均受到了此含水层的严重威胁。2号煤首采区西侧边界为于家梁逆断层，东侧边界为F9,F10,F11,F17逆断层组，基本切断了采区内部与东西两侧地层的水力联系，采区北侧与南侧为井田自然边界(图1)。

图1 麦垛山2号煤水文地质特征Fig.1 Hydrogeological characteristics of the first mining area of No.2 coal seam in Maiduoshan Coal Mine

1.2 物理模拟实验平台

煤水协调开采相似实验平台系统，由实验材料配制系统、模型框架加载系统、水压控制系统、柔性隔离层注浆控制系统和数据采集系统5部分组成。其中，实验材料配制采用模块化材料，该材料由2部分组成，即块体和胶结材料，分别满足原岩弹性模量、抗剪强度、抗拉强度等相似;水压控制系统主要通过压力储能器、多参数巡回检测仪(UM-70)，实现实验模型水压加载控制;柔性隔离层注浆控制系统具备水压致裂和压裂后注浆功能;电脑数据采集系统主要采集和记录实验过程中变形、位移、流量和水压数据。煤水协调开采实验设计和实体模型，如图2所示。

图2 煤水协调开采相似模拟实验平台Fig.2 Coal-water bionic mining similar simulation experiment platform

1.3 物理模拟实验方案

为分析煤层开采后覆岩移动变化情况，尤其是初次来压和周期来压期间导水裂隙带形成演变特征，以及覆岩层在开采扰动影响下内部微裂纹萌生、发育、扩展、最后形成宏观裂隙的整个过程，相似材料模拟实验采用具有一定强度的材料，模拟实际中的岩层，满足基本的相似理论[24]。

麦垛山煤矿2号煤层厚度2.8～3.6 m，埋深491.2 m，含水层水位标高距离2号煤层底板高度403.92 m，粗粒砂岩底部水压力为3.7 MPa。根据相似材料模拟实验相关要求，设计模型尺寸为2 500 mm×200 mm×1 000 mm(长×宽×高)，模拟煤层厚度3.2 m，考虑模型两侧边界影响，两端各留450 mm煤柱，通过在模型上表面施加表面张力来代替未铺设的岩层。

2号煤首采区工作面推进平均速度为11.8 m/d，采煤机滚筒截深800 mm，每天15个循环，每个循环1.6 h，综合考虑实验时间、时间参数换算等因素，时间相似比设为16，实验模型中每个循环的时间为0.1 h，对应的推进距离为5 mm;开展实验时，将需要开挖掉的部分制作成15 mm的标准模块，每0.3 h挖掉一块，相当于现场实际开采4.8 h，工作面推进2.4 m(3个循环);综合考虑实验模型的尺寸以及2号煤首采区工作面开采情况，将相似模拟实验的几何相似比设为160，实验时采用的相似材料主要由石英砂、土、凡士林、硅油组成;由于麦垛山煤矿煤层上覆岩层平均容重为25 kN/m3，相似材料平均容重为20.8 kN/m3，因此容重相似比设为1.2，应力、强度、弹性模量、水头压力、黏聚力相似比为192，应变、内摩擦角、泊松比相似比为1，经计算，相似材料力学参数见表1。

表1 原岩与相似材料力学参数Table 1 Mechanical parameters of rock and similar materials

2 相似模拟材料研制

2.1 相似材料的力学特性

基于相似理论基本原理[25-26]，结合现场开采实际情况和相似模拟实验平台技术特点，综合考虑以往相似实验模型的不足，以骨架结构物作为模型主体材料，以胶结物作为骨架主体间的黏结材料，其中骨架结构物由石英砂和土组成，胶结物由凡士林和硅油组成;骨架结构物和胶结物的黏聚力、内摩擦角、抗折强度等力学参数均满足相似理论;通过调控胶结物中凡士林和硅油比例，可以实现地层中的软弱～坚硬岩层等不同岩性模拟，利用云母片可以实现各岩层之间的层理面模拟。根据实验强度相似比和麦垛山矿煤岩物理力学性质参数，配制相应的相似材料，并开展单轴压缩实验，如图3所示。

图3 不同相似材料单轴压缩应力应变曲线Fig.3 Uniaxial compression stress-strain curves of different similar materials

图3中5种相似材料的应力-应变全过程曲线与麦垛山煤矿相应岩层的力学性质相似，其抗压强度和弹性模均量满足相似模拟实验的基本要求。

2.2 相似材料的水理特性

相似模拟材料除了要满足基本的岩石力学特征之外，还需要满足相应的水理特征，为此进行不同材料配比的相似材料吸水量和渗透速度实验，如图4所示。(图4中，骨为石英砂的质量分数，胶为硅油和凡士林总的质量分数，硅为硅油的质量分数，凡为凡士林的质量分数)。

由图4可知，相似材料的吸水性，随材料中石英砂的质量分数降低而降低，随胶结材料的质量分数升高而降低;当砂土比例一定时，硅与凡比例会影响相似材料的吸水性，材料的吸水性会随凡士林的占比增加而增加;当砂土比为1∶3、硅凡比为1∶6时材料的吸水性最好;当砂土比为2∶1、硅凡比为1∶3时材料的吸水性最差(图4(a),(b))。相似材料的渗透速度，随着材料中石英砂的比例降低而降低，随胶结材料比例的升高而降低;当砂土比例一定时，硅与凡比例会影响相似材料的渗透速度，材料的渗透速度与凡士林的占比存在一定的离散性;当砂土比为1∶3、硅凡比为1∶2时材料的渗透速度最快;当砂土比为2∶1、硅凡比为1∶3时材料的渗透速度最慢(图4(c),(d))。

3 煤水协调开采相似模拟实验

3.1 导水裂隙带演化特征

实验过程中首先统计了不同来压阶段来压步距、覆岩导水裂隙带发育高度、裂隙带高度与采高之比等参数，见表2。

图4 相似材料水理性质Fig.4 Similar material hydraulic properties

表2 不同来压阶段导水裂隙带高度Table 2 Height of water conduction fracture zone in different weighting

为了更加直观地展现导水裂隙带的动态演化特征，选取了部分不同来压阶段煤层顶板导水裂隙带发育变化云图进行进一步分析，如图5所示。

进一步分析表明:

(1)隔离层在回采前，尽管采用压裂处理，但对覆岩层位移和变形影响较小，工作面从开切眼位置开始向前推进(模型中向右侧开采)，2号煤层直接顶板随采随冒，因直接顶板上部为泥岩层，强度较低，当工作面开采至228.2 mm时，采煤工作面基本顶发生离层垮落现象，基本顶发生初次来压，来压步距为228.2 mm(相当于实际来压步距36.5 m)，此时顶板垮落高度仅有104.3 mm(3.26倍采高)，采空区上方岩层变形影响尚未波及到隔离层底部。

(2)随工作面向前推进，采空区顶板岩层断裂继续向上方发育，当工作面开采至360.8 mm时，煤层顶板发生第1次周期来压，顶板垮落高度达3.7倍采高，此时采空区顶板变形仍未影响到隔离层;工作面推进到592.9 mm时，顶板发生第4次周期来压，垮落高度达11.1倍采高，此时已压裂的隔离层处于导水裂隙带范围内;当工作面推进到1 031.6 mm时，顶板发生第8次周期来压，顶板导水裂隙带高度为15.5倍采高，小于第6和7次的导水裂隙带高度(17.7倍采高)，具备对左侧隔离层进行注浆工艺施工。

(3)当工作面推进到1 178.7 mm时，煤层顶板发生第10次周期来压，导水裂隙带高度为7.4倍采高，煤层顶板变形影响范围接近预先压裂的隔离层，对隔离层进行注浆改造。

图5 不同来压阶段煤层顶板导水裂隙带发育变化Fig.5 Development and change of water guide fissure zone in coal seam roof in different weighting

(4)当工作面推进到1 471.9 mm时，煤层顶板发生第12次周期来压，导水裂隙带高度为10.4倍采高，煤层顶板变形影响范围接近预先压裂的隔离层，对隔离层进行注浆改造，同时对右侧隔离层进行压裂处理。

(5)当工作面推进到1 645.2 mm时，煤层顶板发生第14次周期来压，导水裂隙带高度为13倍采高，煤层顶板变形影响范围接近预先压裂的隔离层，对隔离层进行注浆改造，同时对右侧隔离层进行压裂处理。

整个实验过程中，进行了4次注浆改造，6次隔离层压裂工艺处理，周期来压步距平均为96.7 mm(实际为15.5 m)，最大来压步距为160.2 mm(实际26.5 m)，发生在第11次周期来压时，导水裂隙带最大发育高度最大值为566.4 mm(17.7倍采高)，发生在第6～7次周期来压时。

3.2 煤水协调开采岩层渗流变化特征

煤水协调开采实验环节主要分为超前顶板压裂和采后注浆构筑隔离层2部分，模型铺设时，预先在隔水层埋设管路，根据实验情况，对需要压裂处理的区域采用高压空气压力泵进行压裂，对需要注浆加固的区域采用注浆泵输送胶结材料进行注浆隔离。工作面回采3个周期来压步距前进行超前顶板压裂，工作面回采3～5个周期来压步距后，顶板相对稳定，开始注浆构筑隔离层，其中，注浆构筑隔离层后覆岩渗流量变化情况主要通过流量观测线进行测量，流量监测线共布设了7条，如图6所示。其中，1号观测线设在煤层开采扰动基岩变形范围之外，主要用于监测开切眼上方岩层扰动边界对隔离层压裂和注浆的影响;2号观测线布煤层开采引起的导水裂隙带发育高度最大值附近，主要用于监测导水裂隙带随开采影响的变化规律;3～6号观测线布设隔离层位置，主要研究该位置水流量随开采扰动变化影响情况和超前影响范围;7号观测线布设在终采线以外。实验过程中7条测线上的流量变化，如图7所示。

通过系统分析图7不同来压阶段覆岩渗流特征可知:

(1)1号和7号观测线设在煤层开采扰动基岩变形范围之外，煤层开挖对覆岩渗流特性影响不大，而隔离层进行注浆改造和压裂处理对覆岩渗流特性的影响较为显著。在隔离层进行注浆处理后，水流量从45.2 mL/min降低至0(1号测线)，注浆截流效果显著;当在隔离层进行压裂处理后，水流量从82.4 mL/min上升至95.1 mL/min，压裂降压效果显著。

(2)工作面推进至2号观测线前，水流量保持在9.1～10.0 mL/min，基本上不受煤层开采影响，随着工作面不断向前推进，引起2号观测线附近岩层裂隙增多、裂缝增大、岩层断裂和应力释放，岩层渗流量逐渐增多，裂隙带扩展到最大高度(17.7倍采高)，同时达到充分采动时，流量达到最大值;工作面继续推进，采空区岩层不断压实，覆岩裂隙不断减少，水流量逐渐减小，隔离层进行注浆处理后，水流量降低至0，注浆截流效果显著。

图6 流量观测线布局示意Fig.6 Flow observation line arrangement

(3)由3～6号观测线的流量变化情况可知，当工作面未完全推过3～6号观测线，观测线位置处于超前影响范围内，3～6号观测线上的流量变化不明显，表明超前支承压力不能导致隔水层的破坏;当工作面推过观测线所处的位置后，随工作面不断推进，测线所在位置采空区上方岩层经历破断、垮落、充分采动和裂隙压实过程，观测线上的流量同样经历先上升再下降(3号和4号测线);当对隔离层进行封堵注浆改造后，水流量下降至0(5号和6号测线)，注浆截流效果显著。

3.3 煤层顶板破断特征

在2号煤层工作面推进前，首先对直罗组下段的一段粗粒砂岩层进行压裂处理，而后进入开采阶段，采用数字散斑算法对不同开采阶段的图像进行处理，得到不同开采阶段基岩影响边界角和岩层破断角见表3。

为了进一步分析不同开采阶段的覆岩运移与垮落特征，选取部分来压阶段的数字散斑图像进行系统分析，如图8所示。

由表3和图8可知，随2号煤层工作面不断开采，2号煤层直接顶随采随垮，而顶部为泥岩层，强度相对较低，初次来压步距较小，当工作面推进228.2 mm时，直接顶发生断裂，随后工作面进入周期来压阶段;当工作面推进726.5 mm时，发生第5次周期来压，此时采煤工作面右上方基岩层接近首次隔离层压裂的右边界，而后暂停煤层开采，开展第2次隔离层压裂工艺，随后工作面继续开采，基岩影响边界角达到75.69°，岩层破断角为53.21°;当工作面开采798.4 mm时，发生第6次周期来压，工作面右上方基岩层影响范围接近隔离层第2次压裂右边界，开展第3次隔离层压裂工艺，随后采煤工作面继续向前推进，基岩影响边界角达到75.33°，岩层破断角为50.39°;工作面推进1 031.6 mm时，发生第8次周期来压，采空区上部垮落的矸石充分接顶，基岩影响边界角达到74.77°，岩层破断角为57.0°;工作面继续推进，顶板基岩层将进入充分开采阶段，煤层开采引起的基岩影响边界应处于隔离层压裂范围内，而开切眼左上方隔离层注浆需考虑采空区顶部垮落矸石的充分程度，周而复始直至工作面开采完毕。

4 煤水协调开采情景模拟

煤水共采情景数值仿真模拟与物理相似模拟实验相比，实验周期短，可操作性强，可重复性强，对实验场所适应性强，同时还可以对不同工况条件下的地下水运移规律进行系统分析，因此，笔者在物理相似模拟实验的基础上，依据煤水仿生共采技术模式特点，进一步开展无人工建造隔水层(工况1)、在直罗组上下段间人工建造隔水层(工况2)、导水裂隙带顶部人工建造隔水层(工况3)和垮落带顶部人工建造隔水层(工况4)等4种工况条件下的煤水仿生情景数值仿真模拟研究。

4.1 情景模型构建

依据地下水渗流连续性方程和达西定律，可用下列偏微分方程和定解条件组成的数学模型对研究区地下水运动进行描述，潜水层和承压水层非稳定流运动方程可以分别用式(1)和式(2)进行表示：

(x,y,z)∈Ω1,t≥0

(1)

(x,y,z)∈Ω2,t≥0

(2)

H0(x,y,z)=H(x,y,z,t)|t=0,(x,y,z)∈Ω

(3)

H1(x,y,z)=H(x,y,z,t)|t=t1,(x,y,z)∈S1,t1≥0

(4)

(5)

式中，kxx,kyy,kzz分别为各含水层沿主轴方向上的渗透系数，m/d，其中kxx=kyy;w1,w2分别为潜水和承压水层单位时间和面积上的源汇项代数和，m/d;h为各含水层厚度，m;μ为潜水含水层重力给水度;Ω1,Ω2分别为潜水和承压水渗流区域;S为自由水面以下承压含水层贮水率，m-1;H0(x,y,z)，H1(x,y,z)分别为初始水头和第1类边界水头，m;Kn为含水层沿界面外法线方向的渗透系数，m/d;q(x,y,z,t)为第2类边界条件的单位面积流量，m3/(d·m2)，流入为正，流出为负;S1,S2分别为第1和第2类边界，即水头边界和流量边界。

利用Feflow软件，基于克里金插值算法，在对流经地区进行局部加密的基础上，将2号煤首采区在平面上剖分成由7 850个节点构成的5 064个三角形单元格，相应的在空间上则是由6个节点为基础的三棱体组成的地质体，如图9所示。

图9 数值模拟模型三维高程及离散剖分Fig.9 Numerical simulation model of 3D elevation and discrete profile

为求得与研究区地下水渗流问题相应的特解就要求为模型本身添加约束条件，包括方程参数值(例如给水度，释水系数，渗透系数等含水层水文地质参数以及源汇项)，渗流区范围和形状，区域初始条件和边界条件。

(1)初始流场和水文地质参数。2号煤首采区初始流场由观测井初始时间水位插值得到。区内有资料的长期观测井共12个，全部为直罗组含水层观测井，观测时段2017年1月至2018年4月。选用补勘观测水位值，基于克里金法，利用Feflow软件形成直罗组含水层初始流场;基于2号煤首采区补勘期间12个钻孔测定的水文地质参数，以及不同岩性所对应的经验值求得该点参数初始值，并利用离散点的参数值运用空间区域化方法形成整个模拟区的初始值，参数的最终值由模型参数校核后确定。

(2)边界条件。2号煤首采区含水层系统南部与大南湖接壤，模型南部边界处理为定水头边界，水头值1 310 m;北部及东北部局部地段与外界存在一定的水力联系，边界流量难以确定，但边界分布有2个水文长期观测孔，通过水头插值，可得到边界连续的时序系列水头值，该部分边界处理为给定水头边界;西部边界及东部大部分边界通过大落差的逆断层隔断了模型内外水力联系，因此，该部分边界处理为定流量边界，流量为0。2号煤首采区地下水系统边界条件Feflow划分结果如图10所示。

图10 地下水系统初始水文地质参数Fig.10 Initial hydrogeological parameters of groundwater system

(3)源汇项计算与处理。2号煤首采区属于戈壁滩区，区内不发育常年性或水量较大的河流，区内地下水补给项主要考虑有效降水入渗，区内年降水量220 mm，对于采煤造成的地下水动态影响极小;同时，研究区不存在泉水排泄等对地下水系统影响较大的外排渠道，排泄项主要考虑潜水蒸发，地下水埋深超过5 m，基本不存在有效蒸发，因此模拟时不考虑降水和蒸发对地下水流场的影响。综合来看，在不考虑降水补给和水量蒸发损失的前提下，地下水流模型主要研究与周围含水层系统(大南湖水体)之间的补排关系。

4.2 情景模型参数校核

为了得到较为精确的模型，模型参数校核过程显得极为重要，这一过程需要经过反复的调试才能得到较为理想的结果，地下水数值模拟过程需要调试的内容主要是含水层参数。将实测监测井水位导入软件水头记录表中，对模型进行反复校正，最终得到了参数校核后的含水层参数，水位拟合过程，模拟期均衡项，模拟期末流场;参数校核得到的直罗组含水层水平渗透系数(Kxx,Kyy方向)介于0.02～4.75 m/d，垂向渗透系数介于0.002～0.500 m/d，释水系数<0.01。参数校核得到的水文地质参数是符合研究区实际情况的，拟合曲线显示各监测井模拟与实测水位变化趋势基本一致。对矿井点各月实测与模拟水位值统计结果显示，误差值在±0.5，±(0.5～1.0)，±(1～2)和±(2～3) m的点分别占总体实测数据的43%,42%,7%以及8%，总体来看，误差小于1 m的数据点占到了85%，表明模拟效果良好;模型参数校核期末，通量面板显示的井流量为流出842 m3/h，模型总体表现为负均衡，参数校核期流出54 527 m3/d，这与观测孔总体表现出的下降趋势一致。

4.3 常规开采扰动地下水变化特征

2号煤首采区首采工作面开采形成的超大井，将会引起上覆含水层水集中排泄，由于距离较近，原有钻孔涌水量将会大幅下降，钻孔涌水量将远小于采空区涌水量。因此，预测期原有涌水点水量不再计算。工作面回采导水裂隙带沟通直罗组下段含水层，但未波及直罗组下段含水层顶界，因此，设置首采工作面上覆隔水层顶底两个面水头始终为1 000 m。根据参数校核得到的渗透系数，设置北侧边界为定水头边界，水头设置为模拟期末近似水头值1 150 m。模拟工作面开采时间为365 d。

2号煤首采区直罗组下段含水层流场在工作面采空区形成了地下水漏斗，含水层水流集中流向采空区，模拟所得水文地质预测期末地下水分布具有显著负均衡性，其中第1类边界地下水排泄量为1 969 m3/h，从补排条件看，这部分排泄量全部为通过采空区向工作面的涌水量，如图11所示。

图11 研究区预测期末地下水分布Fig.11 Prediction of groundwater distribution at the end of the study area

4.4 4种工况条件下地下水变化特征

煤水仿生情景数值仿真模拟获得的不同工况条件下地下水流场分布，如图12所示。

图12 不同隔水层位置的地下水流场分布Fig.12 Distribution of groundwater flow field at different aquifer

由图12可知，高位隔水层构筑后，地下水同样表现出向采空区大井的集中流动，采空区涌水量由改造前的1 969 m3/h降为1 868 m3/h，表明通过改造直罗组上下段间隔水层并不能起到有效“保水”的作用;中位人工隔离层构筑后(2号煤开采导水裂隙带上覆5 m范围)，隔离层以下含水层补给采空区侧向涌水量为628.1 m3/h，通过隔离层的垂向补给量为675.9 m3/h;低位隔离层构筑(2号煤开采垮落带上覆5 m范围)后，地下水同样表现出向采空区大井的集中流动，采空区侧向涌水量为310.3 m3/h，通过人工隔离层的垂向补给量为733.7 m3/h。上述4种工况条件下的总涌水量、侧向补给量和垂向补给量见表4。

由表4可知，建造人工隔水层均能够不同程度起到地下水保水作用，其中工况4与天然状态相比，人工隔水层建造后，工作面总涌水量减少925 m3/h，阻水率47.0%;总体来看，采用垮落带顶部人工建造隔水层，阻隔了74.9%的上覆含水层水进入采空区。由于裂隙带是由下部垮落岩体垮落，由下到上逐渐扩展发育，其下部裂隙较发育，在该区域注浆时，所注浆液与裂隙岩体有较大的接触面积，可以保证浆液与裂隙岩体充分接触，注浆加固效果较好，此外，裂隙带下部注浆，有利于阻断裂隙带进一步向上扩展发育，从源头上降低开采过程对上覆岩层损伤，有利于形成较厚的隔离层，因此，人工隔离层建造位置越靠下，隔水效果越显著。

表4 4种工况条件2号煤层首采工作面涌水统计Table 4 Statistics of water inrush in first mining face of the No.2 coal seam under 4 working conditions

5 结 论

(1)研制了由实验材料配制系统、模型框架加载系统、水压控制系统、柔性隔离层注浆控制系统、数据采集系统5部分组成的相似模拟实验平台;配制成以石英砂为骨料、硅油和凡士林为胶结材料的5种相似模拟实验材料，该材料的吸水性，随着材料中石英砂的比例降低而降低，随胶结材料的比例升高而降低;相似材料的渗透速度，随着材料中石英砂的比例降低而降低，随胶结材料的比例升高而降低。

(2)开展了煤水协调开采相似物理模拟实验，实验过程中，进行了4次注浆改造，6次隔离层压裂工艺处理，煤层开挖对未受开采扰动和超前影响范围内的覆岩渗流特性几乎没有影响，煤层开采导致的采空区上方覆岩经历破断、垮落、充分采动和裂隙压实过程对覆岩渗流特性影响较为显著，而对隔离层进行注浆改造和压裂处理对覆岩渗流特性的影响较为显著。

(3)通过对无人工建造隔水层、在直罗组上下段间人工建造隔水层、导水裂隙带顶部人工建造隔水层和垮落带顶部人工建造隔水层4种工况条件下的煤水仿生情景模拟研究，得出人工构造的隔水层会影响覆岩渗流特性，在垮落带顶部人工建造隔水层，可以达到很好的阻隔上覆含水层水进入采空区，且人工隔离层建造位置越靠下，隔水效果越显著。