煤炭礦井防治水安全水頭值、防隔水煤（巖）柱設計、防水閘門硐室墻體長度計算方法

附錄A安全水頭值計算A.0.1掘進巷道底板隔水層安全水頭值，宜按下式計算（A.0.1-1）式中：ps—底板隔水層安全水頭值，MPa；t—隔水層厚度，m；L—巷道底板寬度，m；—底板隔水層的平均重度，MN/m3；Kp—底板隔水層的平均抗拉強度，MPa。A.0.2采煤工作面安全水頭值，宜按下式計算（A.0.2-1）式中：ps—底板隔水層安全水頭值，MPa；M—底板隔水層厚度，m；Ts—臨界突水系數(shù)，MPa/m。Ts應根據(jù)本區(qū)資料確定，一般情況下，底板受構造破壞的地段按0.06MPa/m計算，隔水層完整無斷裂構造破壞的地段按0.1MPa/m計算。

附錄B防隔水煤（巖）柱設計計算方法B.1水體下采煤的安全煤（巖）柱設計計算方法B.1.1水體的邊界應區(qū)分平面邊界和深度邊界。確定水體邊界應符合下列規(guī)定：1地表水體底界面直接與隔水層接觸時，最高洪水位應為水體的平面邊界，且水體底界面應為水體的深度邊界。2地表水體底界面直接與含水層接觸或者二者有水力聯(lián)系時，最高洪水位線或該含水層邊界應為水體的平面邊界，該含水層底界面應為水體的深度邊界。3僅為地下含水層水體時，含水層邊界應為水體的平面邊界，含水層的底界面應為水體的深度邊界。4在確定水體邊界時，應分析由于受開采引起的巖層破壞和地表下沉或受水壓力作用，以及地質(zhì)構造等影響而導致水體邊界條件變化的因素。B.1.2計算水體下開采近距離煤層群的安全煤（巖）柱時，煤層間距大于其下一層煤的垮落帶高度，應按上、下煤層的開采厚度分別計算，并應取其中標高最高者作為兩層煤的安全煤（巖）柱；煤層間距等于或小于其下一層煤的垮落帶高度，應以累計厚度或綜合開采厚度計算。B.1.3煤層露頭防隔水煤（巖）柱的計算，應符合下列規(guī)定：1防水安全煤（巖）柱設計計算方法，應符合下列規(guī)定：1）防水安全煤（巖）柱的垂高（Hsh）應大于或等于導水裂隙帶的最大高度（Hli）加上保護層厚度（Hb）（圖B.1.3），可按下式計算：Hsh≥Hli+Hb（B.1.3-1）圖B.1.3-1防水安全煤（巖）柱設計2）煤系地層無松散層覆蓋和采深較小時，應增加地表裂縫深度（Hdili）（圖B.1.3-2），可按下式計算：Hsh≥Hli+Hb+Hdili（B.1.3-2）圖B.1.3-2煤系地層無松散層覆蓋時防水安全煤柱設計3）松散含水層富水性為強或中等，且直接與基巖接觸，而基巖風化帶亦含水時，應增加基巖風化帶深度（Hfe）（圖B.1.3-3），可按下式計算：Hsh≥Hli+Hb+Hfe（B.1.3-3）式中：Hsh—防隔水煤（巖）柱高度，m；Hli—導水裂隙帶最大高度，m；Hb—保護層厚度，m；Hdili—地表裂縫深度，m；Hfe—基巖風化帶深度，m。圖B.1.3-3基巖風化帶含水時防水安全煤（巖）柱設計2防砂安全煤（巖）柱垂高（Hs）應大于或等于垮落帶的最大高度（Hk）加上保護層厚度（Hb）（圖B.1.3-4），可按下式計算：Hs≥Hk+Hb（B.1.3-4）圖B.1.3-4防砂安全煤（巖）柱設計3防塌安全煤（巖）柱垂高（Ht）應等于或接近垮落帶的最大高度（Hk）（圖B.1.3-5），應為Ht≈Hk。圖B.1.3-5防塌安全煤（巖）柱設計B.1.4不同煤層傾角時垮落帶和導水裂隙帶高度的設計計算方法，應符合下列規(guī)定：1傾角不大于54°的煤層，不同頂板覆巖情況下，垮落帶和導水裂隙帶高度的計算，應符合下列規(guī)定：（1）垮落帶高度1）煤層頂板覆巖內(nèi)有極堅硬巖層，采后能形成懸頂時，其下方的垮落帶最大高度可按下式計算：（B.1.4-1）式中：Hk—垮落帶高度，m；M—煤層開采厚度，m；K—垮落巖石碎脹系數(shù)；α—煤層傾角，°。2）當煤層頂板覆巖內(nèi)為堅硬、中硬、軟弱、極軟弱巖層或其互層時，開采單一煤層的垮落帶最大高度可按下式計算：（B.1.4-2）式中：W—垮落過程中頂板的下沉值，m。3）當煤層頂板覆巖內(nèi)為堅硬、中硬、軟弱、極軟弱巖層或其互層時，厚煤層分層開采的垮落帶最大高度可采用表B.1.4-1中的公式計算。表B.1.4-1厚煤層分層開采的垮落帶高度計算公式覆巖巖性（單向抗壓強度及主要巖石名稱）（MPa）計算公式（m）堅硬（40～80，石英砂巖、石灰?guī)r、礫巖）中硬（20～40，砂巖、泥質(zhì)灰?guī)r、砂質(zhì)頁巖、頁巖）軟弱（10～20，泥巖、泥質(zhì)砂巖）極軟弱（＜10，鋁土巖、風化泥巖、黏土、砂質(zhì)黏土）注：∑M為累計采厚，m；公式應用范圍為單層采厚1m～3m，累計采厚不超過15m。4）當煤層頂板覆巖內(nèi)為堅硬、中硬、軟弱、軟弱巖層或其互層時，厚煤層放頂煤開采的垮落帶最大高度可采用表B.1.4-2中的公式計算。表B.1.4-2厚煤層放頂煤開采的垮落帶高度計算公式覆巖巖性計算公式堅硬Hk=7M+5中硬Hk=6M+5軟弱Hk=5M+5注：M為采厚，m；公式應用范圍為采厚3.0m～10.0m。（2）導水裂隙帶高度1）當煤層覆巖內(nèi)為堅硬、中硬、軟弱、極軟弱巖層或其互層時，厚煤層分層開采的導水裂隙帶最大高度可采用表B.1.4-3中的公式計算。采厚小于或等于3m的單一煤層開采的導水裂隙帶最大高度可參考表B.1.4-3中的公式計算。表B.1.4-3厚煤層分層開采的導水裂隙帶高度計算公式覆巖巖性計算公式之一（m）計算公式之二（m）堅硬中硬軟弱極軟弱注：∑M為累計采厚，m；公式應用范圍為單層采厚1m～3m，累計采厚不超過15m。2）當煤層覆巖內(nèi)為堅硬、中硬、軟弱巖層或其互層時，厚煤層放頂煤開采的導水裂隙帶最大高度可采用表B.1.4-4中的公式計算。表B.1.4-4厚煤層放頂煤開采的導水裂隙帶高度計算公式覆巖巖性計算公式之一（m）計算公式之二（m）堅硬中硬軟弱注：M為采厚，m；公式應用范圍為采厚3.0m～10.0m。2傾角大于54°的煤層頂、底板為堅硬、中硬、軟弱巖層，用垮落法開采時的垮落帶和導水裂隙帶高度可選用表B.1.4-5中的公式計算。表B.1.4-5急傾斜煤層垮落帶、導水裂隙帶高度計算公式覆巖巖性導水裂隙帶高度（m）垮落帶高度（m）堅硬Hk=（0.4～0.5）Hli中硬、軟弱Hk=（0.4～0.5）HliB.1.5保護層厚度的選取應符合下列規(guī)定：1厚煤層分層開采和采高小于或等于3.0m的單層開采應符合下列規(guī)定：1）防水安全煤（巖）柱的保護層厚度，可根據(jù)有無松散層及其中黏性土層厚度按表B.1.5-1中的數(shù)值選取。表B.1.5-1防水安全煤（巖）柱保護層厚度（m）覆巖巖性松散層底部黏性土層厚度大于累計采厚松散層底部黏性土層厚度小于累計采厚松散層全厚小于累計采厚松散層底部無黏性土層堅硬4A5A6A7A中硬3A4A5A6A軟弱2A3A4A5A極軟弱2A2A3A4A注：A為∑M/n，∑M為累計采厚；n為分層層數(shù)。2）防砂安全煤（巖）柱的保護層厚度可按表B.1.5-2中的數(shù)值選取。表B.1.5-2防砂安全煤（巖）柱保護層厚度（m）覆巖巖性松散層底部黏性土層或弱含水層厚度大于累計采厚松散層全厚大于累計采厚堅硬4A2A中硬3A2A軟弱2A2A極軟弱2A2A注：A為∑M/n，∑M為累計采厚；n為分層層數(shù)。2厚煤層放頂煤開采和采高大于3.0m的單層開采應符合下列規(guī)定：1）防水安全煤（巖）柱的保護層厚度，應根據(jù)有無松散層、松散層中黏性土層的厚度、覆巖巖性等，綜合確定保護層的厚度，一般取3～6倍的煤層采厚（Hb=3M～6M）。2）防砂安全煤（巖）柱的保護層厚度，當覆巖巖性為中硬或堅硬巖性時，保護層厚度取3倍的煤層采厚（Hb=3M），但一般不小于15m；當覆巖巖性為軟弱或極軟弱巖性時，保護層厚度取2倍的煤層采厚（Hb=2M），但一般不小于10m3傾角大于54°的急傾斜煤層的防水及防砂安全煤（巖）柱保護層厚度，可按表B.1.5-3中的數(shù)值選取。表B.1.5-3急傾斜煤層防水及防砂煤（巖）柱保護層厚度（m）覆巖巖性55°～70°71°～90°abcdabcd堅硬1518202217202224中硬1013151712151719軟弱5810127101214注：a—松散層底部黏性土層大于累計采厚；b—松散層底部黏性土層小于累計采厚；c—松散層全厚為小于累計采厚的黏性土層；d—松散層底部無黏性土層。B.1.6近距離煤層垮落帶和導水裂隙帶高度的計算，應符合下列規(guī)定：1上、下兩層煤的最小垂距h大于回采下層煤的垮落帶高度Hk2時，上、下層煤的導水裂隙帶最大高度可按上、下層煤的厚度分別選用本標準表B.1.4-3或表B.1.4-4中的公式計算，并應取其中標高最高者作為兩層煤的導水裂隙帶最大高度（圖B.1.6-1）。圖B.1.6-1近距離煤層導水裂隙帶高度計算（h＞Hk2）示例2下層煤的垮落帶接觸到或完全進入上層煤范圍內(nèi)時，上層煤的導水裂隙帶最大高度（Hli1）應采用本層煤的開采厚度計算；下層煤的導水裂隙帶最大高度（Hli2）應采用上、下層煤的綜合開采厚度計算（但若當下層煤的開采厚度大于上層煤時，則下層煤的導水裂隙帶最大高度應當取按照綜合開采厚度和下層煤開采厚度二者計算的最大值）。最后應取其中標高最高者為兩層煤的導水裂隙帶最大高度（圖B.1.6-2）。圖B.1.6-2近距離煤層導水裂隙帶高度計算（h＜Hk2）示例3上、下層煤的綜合開采厚度可按下式計算（圖B.1.6-3）：圖B.1.6-3緩傾斜近距離煤層的綜合開采厚度示例（B.1.6-1）式中：Mz—上、下層煤綜合開采厚度，m；M1—上層煤開采厚度，m；M2—下層煤開采厚度，m；h1-2—上、下層煤之間的法線距離，m；y2—下層煤的垮落帶高度與采厚之比。4上、下層煤之間的距離很小時，綜合開采厚度應為累計厚度，可按下式計算：（B.1.6-2）B.1.7我國部分煤礦地表裂縫深度的實測結果可按表B.1.7-1選取。表B.1.7-1部分煤礦地表裂縫深度實測資料礦區(qū)或礦名采深采厚比裂縫處巖（土）性裂縫深度（m）附注阜新清河門礦松散層0.4～0.6直接量測開灤唐家莊礦松散層5.0～6.0直接量測開灤范各莊礦松散層1.76直接量測遼源勝利礦松散層5.0直接量測撫順勝利礦松散層7.0～8.0直接量測新汶孫村礦松散層2.5～3.0直接量測棗莊柴里礦11～12松散層（砂質(zhì)黏土）6.0～10.0直接量測扎賚諾爾礦松散層（砂質(zhì)黏土）1.9～2.0直接量測淮南畢家崗礦松散層（砂質(zhì)黏土）2.8～3.0槽探合山柳花嶺礦30～40松散層（砂質(zhì)黏土）2.1～4.1槽探結果淮南李咀孜礦18～34松散層（砂質(zhì)黏土）2.0～3.0槽探結果峰峰通二礦40～80松散層（砂質(zhì)黏土）6.0～8.0深溝觀測峰峰通二礦19松散層（黏土、亞黏土）＞10.0槽探結果潞安五陽礦35松散層（黃土）15.0直接量測B.1.8含水或?qū)當鄬臃栏羲海◣r）柱的設計（圖B.1.8-1），可按下式計算：圖B.1.8-1含水或?qū)當鄬臃栏羲海◣r）柱設計示例≥20m（B.1.8-1）式中：L—煤柱設計的寬度，m；K—安全系數(shù)，一般取2～5；M—煤層厚度或采高，m；p—實際水頭值，MPa；Kp—煤的抗拉強度，MPa。B.1.9煤層與強含水層或?qū)當鄬咏佑|，防隔水煤（巖）柱的計算，應符合下列規(guī)定：1當含水層頂面高于最高導水裂隙帶上限時，防隔水煤（巖）柱設計[圖B.1.9-1(a)、圖B.1.9-1(b)]，可按下式計算：L=L1+L2+L3=Hacscθ+HLcotθ+HLcotδ（B.1.9-1）2最高導水裂隙帶上限高于斷層上盤含水層時，防隔水煤（巖）柱設計[圖B.1.9-1(c)]，可按下列公式計算：圖B.1.9-1煤層與強含水層或?qū)當鄬咏佑|時防隔水煤（巖）柱設計L=L1+L2+L3=Ha（sinδ－cosδcotθ）+（Hacosδ+M）（cotθ+cotδ）≥20m（B.1.9-2）Ha（B.1.9-3）式中：L—防隔水煤（巖）柱寬度，m；L1，L2，L3—防隔水煤（巖）柱各分段寬度，m；HL—最大導水裂隙帶高度，m；θ—斷層傾角，°；δ—巖層塌陷角，°；M—斷層上盤含水層層面高出下盤煤層底板的高度，m；p—防隔水煤（巖）柱所承受的實際水頭值，MPa；Ts—臨界突水系數(shù)，MPa/m；10—保護層厚度，一般取10m。Ha—安全防隔水煤（巖）柱的寬度，m。Ha值應根據(jù)礦井實際觀測資料來確定，即通過總結本礦區(qū)在斷層附近開采時發(fā)生突水和安全開采的地質(zhì)、水文地質(zhì)資料，按公式（Ts=p/M）計算其臨界突水系數(shù)TS，并將各計算值標到以TS為橫軸，以埋藏深度H0為縱軸的坐標系內(nèi)，找出TS值的安全臨界線。（圖B.1.9-2）確定突水系數(shù)，本礦區(qū)無實際突水系數(shù)時，可按其他類似礦區(qū)資料選用，但選用時應綜合隔水層的巖性、物理力學性質(zhì)、巷道跨度或工作面空頂距、采煤方法和頂板控制方法等一系列因素。圖B.1.9-2Ts和H０關系曲線圖B.1.10在煤層位于含水層上方且斷層導水的情況下（圖B.1.10-1），防隔水煤（巖）柱的設計應按煤層底部隔水層能否承受下部含水層水的壓力和斷層水在順煤層方向上的壓力分別計算煤柱寬度，并應取其中較大的數(shù)值，且應大于20m，計算方法應符合下列規(guī)定：圖B.1.10-1煤層位于含水層上方且斷層導水時防隔水煤（巖）柱設計1當考慮底部壓力時，應使煤層底板到斷層面之間的最小距離（垂距），大于安全煤柱的高度（Ha）的計算值，計算結果應大于20m，可按下式計算：≥20m（B.1.10-1）式中：α—斷層傾角，°。2當考慮斷層水在順煤層方向上的壓力時，應按含水或?qū)當鄬臃栏羲海◣r）柱的設計計算煤柱寬度。3斷層不導水（圖B.1.10-2），防隔水煤（巖）柱的設計尺寸，應保證含水層頂面與斷層面交點至煤層底板間的最小距離，在垂直于斷層走向的剖面上大于安全煤柱的高度（Ha），計算結果應大于20m。圖B.1.10-2煤層位于含水層上方且斷層不導水時防隔水煤（巖）柱設計B.1.11水淹區(qū)域下采掘時，防隔水煤（巖）柱的設計應符合下列規(guī)定：1巷道在水淹區(qū)域下掘進時，巷道與水體之間的最小距離，應大于或等于巷道高度的10倍。2在水淹區(qū)域下同一煤層中進行開采時，且水淹區(qū)域的界線已基本查明時，防隔水煤（巖）柱的尺寸應按含水或?qū)當鄬臃栏羲海◣r）柱的設計計算煤柱寬度。3在水淹區(qū)域下的煤層中進行回采時，防隔水煤（巖）柱的尺寸，應大于或等于導水裂隙帶高度與保護層厚度之和。B.1.12保護地表水體防隔水煤（巖）柱，應按裂縫角和水體采動等級所要求的安全煤（巖）柱類型相結合的方法設計，并應符合國家現(xiàn)行有關水體下采煤的規(guī)定。B.1.13保護通水鉆孔防隔水煤（巖）柱的設計，應根據(jù)鉆孔測斜資料換算鉆孔見煤點坐標，按本附錄中含水或?qū)當鄬臃栏羲海◣r）柱的計算方法留設防隔水煤（巖）柱，如無測斜資料，應按鉆孔允許偏斜的誤差計算見煤點坐標。B.1.14相鄰礦（井）人為邊界防隔水煤（巖）柱的設計，應符合下列規(guī)定：1水文地質(zhì)類型簡單、中等的礦井，可采用垂直法設計，但總寬度應大于或等于40m，且每礦不應小于20m；2水文地質(zhì)類型復雜、極復雜的礦井，應根據(jù)煤層賦存條件、地質(zhì)構造、靜水壓力、開采煤層上覆巖層移動角、導水裂隙帶高度等因素確定；3多煤層開采，當上、下兩層煤的層間距小于下層煤開采后的導水裂隙帶高度時，下層煤的邊界防隔水煤（巖）柱，應根據(jù)最上一層煤的巖層移動角和煤層間距向下推算[圖B.1.14-1(a)]；當上、下兩層煤之間的層間距大于下煤層開采后的導水裂隙帶高度時，上、下煤層的防隔水煤（巖）柱，可分別設計[圖B.1.14-1(b)]。圖B.1.14-1多煤層地區(qū)邊界防隔水煤（巖）柱設計Hd—最大導水裂隙帶高度；H１、H２、H3—各煤層底板以上的靜水位高度；γ—上山巖層移動角；β—下山巖層移動角；Ly、L１y、L２y—導水裂隙帶上限巖柱寬度；L１—上層煤防水煤柱寬度；L2、L3—下層煤防水煤柱寬度3導水裂隙帶上限巖柱寬度Ly，可采用下式計算：≥20m（B.1.14-1）式中：Ly—導水裂隙帶上限巖柱寬度，m；H—煤層底板以上的靜水位高度，m；Hd—最大導水裂隙帶高度，m；λ—水壓與巖柱寬度的比值，可取1。B.1.15以斷層為界的井田防隔水煤（巖）柱的設計，可按斷層煤柱設計，并應以不破壞另一側所留煤（巖）柱為原則；也可按圖B.1.15-1所示進行設計。圖B.1.15-1以斷層分界的井田防隔水煤（巖）柱設計L-煤柱寬度；Ls，Lx-上、下煤層的煤柱寬度；Ly-導水裂隙帶上限巖柱寬度；Ha、Has、Hax-安全防水巖柱厚度；Hd-最大導水裂隙帶高度；p—底板隔水層承受的實際水頭值

B.2水體上采煤的防水安全煤（巖）柱設計方法B.2.1水體上采煤的防水安全煤（巖）柱設計，應符合下列規(guī)定：1煤柱的留設范圍應防止底板采動導水破壞帶波及水體，或與承壓水導升帶溝通。2設計的底板防水安全煤（巖）柱厚度（hs）與導水破壞帶（h1）和阻水帶厚度（h2）之間的關系[圖B.2.1-1(a)]，應符合下式要求：hs≥h1+h2（B.2.1-1）3底板含水層上部存在承壓水導升帶（h3）時，底板安全煤（巖）柱厚度（hs）與導水破壞帶（h1）、阻水帶厚度（h2）及承壓水導升帶（h3）之間的關系[圖B.2.1-1(b)]，應符合下式要求：hs≥h1+h2+h3（B.2.1-2）4底板含水層頂部存在被泥質(zhì)物充填的厚度穩(wěn)定的隔水帶時，底板安全煤（巖）柱厚度（hs）與導水破壞帶（h1）、阻水帶厚度（h2）及充填隔水帶厚度（h4）之間的關系[圖B.2.1-1(c)]，應符合下式要求：hs≥h1+h2+h4（B.2.1-3）圖B.2.1-1底板防水安全煤（巖）柱設計示意圖a—無導升帶的正常底板條件；b—存在導升帶；c—底板含水層頂部存在充填隔水帶B.2.2防水安全煤（巖）柱基本參數(shù)的計算，應符合下列規(guī)定：1底板采動導水破壞帶深度（h1），可采用下列統(tǒng)計公式法或理論計算法進行計算：1）僅按工作面斜長的統(tǒng)計公式法計算底板采動導水破壞帶深度，可按下列公式計算：h1=0.7007+0.1079L（B.2.2-1）h1=0.303L0.8（B.2.2-2）2）僅按采深、傾角和工作面斜長的統(tǒng)計公式法計算底板采動導水破壞帶深度，可按下式計算：h1=0.0085H+0.1665α+0.1079L-4.3579（B.2.2-3）3）按采深、傾角和工作面斜長，以及底板巖體堅固性系數(shù)和底板損傷度的統(tǒng)計公式法計算底板采動導水破壞帶深度，可按下式計算：式中：h1—底板采動導水破壞帶深度，m；L—壁式工作面斜長，m；H—開采深度，m；α—煤層傾角，°；F—底板巖體堅固性系數(shù)（普氏系數(shù)）；D—采場底板損傷度。采場底板損傷度可以根據(jù)鉆孔注水量的多少，按下式計算：式中：Lw—鉆孔漏水段總長度，m；Lt—鉆孔總長度，m。無實測數(shù)據(jù)時，采場底板損傷度D可根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)構造復雜程度，可按表B.2.2-1選取。表B.2.2-1采場底板損傷度估算表地質(zhì)構造復雜程度簡單中等復雜極復雜采場底板損傷度D＜0.10.1～0.150.15～0.5＞0.54）理論計算法計算底板采動導水破壞帶深度，可按下列公式計算：h1=1.57γ2H2L/4Rc2（B.2.2-4）h1=59.88ln(KmaxγH/σ1)（B.2.2-5）（B.2.2-6）式中：γ—底板巖體平均容重，MN/m3；H—開采深度，m；L—壁式工作面斜長，m；Rc—巖體抗壓強度，一般取巖石單軸抗壓強度的0.15倍，MPa；σ1—底板巖體最大主應力，MPa；Kmax—礦山壓力最大集中系數(shù)，一般取2～4；φ0—底板巖體內(nèi)摩擦角，°；4）斷層帶附近的采動導水破壞帶深度應在本款各項計算結果的基礎上乘以1.5～2.0的系數(shù)。2底板阻水帶厚度（h2）可采用下列試驗法或理論計算法進行計算：1）試驗法計算底板阻水帶厚度（h2）可按下式計算：（B.2.2-6）（B.2.2-7）（B.2.2-8）式中：h2—底板阻水帶厚度，m；P—作用在底板上的水壓力，MPa；Z—阻水系數(shù)，我國部分礦區(qū)也可參考表B.2.2-1、表B.2.2-2選取，也可按不同巖層阻水系數(shù)取值：中、粗粒砂巖0.3MPa/m～0.5MPa/m、細粒砂巖約0.3MPa/m左右、粉砂巖約0.2MPa/m、泥巖0.1MPa/m～0.3MPa/m、石灰?guī)r約0.4MPa/m；斷層帶0.05MPa/m～0.10MPa/m，MPa/m。R—裂縫擴展半徑，一般取40～50m，m；Pb—使巖體破裂時的臨界水壓力，MPa；σh—作用于巖體的最小水平主應力，MPa；σH—作用于巖體的最大水平主應力，MPa；T—巖體的抗拉強度，MPa；P0—巖體孔隙中的水壓力，MPa。表B.2.2-1鉆孔水力壓裂試驗底板巖層阻水系數(shù)資料實驗地點巖性試驗序號破裂壓力（Pb）（MPa）阻水系數(shù)（Z）（MPa/m）平均阻水系數(shù)（Zc）（MPa/m）備注開灤趙各莊礦井下五道巷，取樣深度434m中粒砂巖113.440.3130.331現(xiàn)場鉆孔水力壓裂試驗，破裂半徑R取43m215.000.349細粒砂巖110.440.2430.285214.000.326粉砂巖19.000.2090.19427.690.179泥巖112.620.2930.293鋁土巖14.890.1140.114開灤趙各莊礦井下十二道巷，取樣深度1070m中粗粒砂巖125.000.5810.491室內(nèi)三向圍壓水力壓裂試驗，取樣于開灤趙各莊礦。三向圍壓：σ1=24.0MPa～24.5MPaσ2=13.4MPa～14.2MPaσ3=19.0MPa～20.5MPa227.000.628320.000.465412.500.290中粒砂巖115.000.3490.37729.000.210320.00.465414.000.326523.000.535細粒砂巖113.000.3020.302細砂巖15.000.1160.209213.000.302泥巖115.000.3490.393215.000.349317.500.406420.200.470焦作九里山礦，取樣深度約300m石灰?guī)r125.000.5810.399室內(nèi)三向圍壓水力壓裂試驗模擬焦作九里山礦三向圍壓：σ1=8.94MPaσ2=3.84MPaσ3=2.95MPa210.500.244316.000.372表B.2.2-2鉆孔壓水串通破壞試驗底板巖層阻水系數(shù)資料實驗地點巖性壓水孔間距（m）水壓力（MPa）阻水系數(shù)（MPa/m）備注峰峰二礦砂質(zhì)頁巖（在采動破壞帶內(nèi)）10＞1.24＞0.1243組8個壓水孔，空間壓水段孔距約10m，在1.24MPa水壓作用下各孔從不竄水峰峰三礦頁巖層內(nèi)2.5＞2.50＞1.0002組4孔，相鄰孔間距為2.5m、1.7m，5MPa水壓作用下不竄水，未見連通1.7＞2.50＞1.471峰峰三礦砂質(zhì)泥巖充填在古陷落柱內(nèi)12.7～2.9＞2.7～2.92個壓水孔，最短間距1m，在水壓2.7～2.9MPa作用下未見竄水王鳳礦小青煤絞車道細砂巖0.501組3孔壓水破壞實驗鋁土泥巖0.43王鳳礦小青煤南五巷上山斷層帶102.20.221組3孔壓水破壞實驗王鳳礦一坑粉砂巖、中粒砂巖、鋁土泥巖131.210.093有效層最薄13m馬溝渠礦中粒砂巖、鋁土泥巖0.73～0.800.13～0.24底板9～12m處注水鶴壁一礦鋁土泥巖、粗砂巖2.456.800.780.112～0.3252）理論計算法計算底板阻水帶厚度（h2）可按下列公式計算：（B.2.2-9）（B.2.2-10）式中：h2—底板阻水帶厚度，m；h1—底板采動導水破壞帶深度，m；γ—底板巖層平均容重，MN/m3；P—作用于該區(qū)底部的水壓，MPa；St—底板巖體抗拉強度，一般取巖石抗拉強度的0.15倍，MPa；L—壁式工作面斜長，m；Ly—沿推進方向工作面老頂初次來壓步距，m。3承壓水導升帶的高度（h3）可采用物探和鉆探方法確定，一般可在井下巷道中用電測深方法進行探測，必要時可用鉆探驗證。當井下物探與鉆探條件受限制時，也可通過以往勘探鉆孔資料分析確定。斷層帶附近的承壓水導升帶高度應比正常巖層中大。4底板含水層頂部充填隔水帶厚度（h4）可采用物探和鉆探方法綜合確定，有現(xiàn)場實測結果時也可按表B.2.2-4確定。表B.2.2-4各礦區(qū)奧陶系灰?guī)r含水層頂部充填隔水帶厚度實測資料礦區(qū)焦作峰峰邯邢肥城霍州渭北、韓城奧灰頂部充填隔水帶厚度（m）20～30200～300～5010～1510～20充填特征有粘土充填裂隙粘土或鈣質(zhì)充填裂隙局部充填粘土充填含水差后期沉積物充填充填B.2.3當計算所得安全煤（巖）柱尺寸（ha）小于煤層底板至含水層頂之間的實際厚度（hd）時，承壓含水層上采煤的安全度應符合要求；當計算所得安全煤（巖）柱（ha）大于實際厚度（hd）時，可采用下列方法進一步評定：1底板受構造破壞塊段突水系數(shù)不應大于0.06MPa/m，正常塊段不應大于0.1MPa/m。當計算的突水系數(shù)小于臨界突水系數(shù)時，可實現(xiàn)安全開采；當計算的突水系數(shù)大于等于臨界突水系數(shù)時，需要采用疏水降壓、注漿加固等措施，以避免發(fā)生突水。底板突水系數(shù)可采用下式計算：（B.2.3-1）式中:T—突水系數(shù)，部分礦區(qū)的臨界突水系數(shù)值可按表B.2.3-1選取，MPa/m；p—底板隔水層承受的水壓，MPa；M—底板隔水巖層厚度，m。2在底板構造破壞塊段突水系數(shù)不大于0.06MPa/m，且正常塊段不大于0.10MPa/m的區(qū)域，可布置開拓巷道。3在底板構造破壞塊段突水系數(shù)大于0.06MPa/m，且正常塊段大于0.10MPa/m的區(qū)域，應采取疏水降壓、注漿加固等措施，并應對其突水危險性進行評價后，再布置開拓開采巷道。表B.2.3-1部分礦區(qū)的臨界突水系數(shù)值礦區(qū)名稱峰峰焦作淄博井陘突水系數(shù)（MPa/m）0.066～0.0760.06～0.100.06～0.100.06～0.15４底板所能承受的極限水壓力（Pj）應大于實際水壓力（P），底板所能承受的極限水壓力（Pj）小于等于實際水壓力（P）時，應采用疏水降壓后再開采。部分礦（區(qū)）底板所能承受的極限水壓力（Pj），可根據(jù)底板實際厚度（hd）按表B.2.3-2計算。表B.2.3-2底板實際厚度（hd）與極限水壓力（Pj）關系表序號礦區(qū)名稱礦井極限水壓力Pj與底板實際厚度hd的關系1淄博礦區(qū)黑山礦Pj=0.00177hd2+0.015hd-0.43石谷礦和夏莊礦Pj=0.0016hd2+0.015hd-0.3洪山礦和寨里礦Pj=0.001hd2+0.015hd-0.158雙山礦和埠村礦Pj=0.00084hd2+0.015hd-0.1682焦作礦區(qū)Pj=0.0017hd2-0.025hd+0.333峰峰礦區(qū)Pj=0.0006hd2+0.026hd５當計算的極限水壓力（Pj）小于等于實際水壓力（P）時，應采用疏水降壓、底板注漿加固、改造含水層等措施后再開采，底板巖柱實際所能承受的極限水壓力Pj可采用下式計算：（B.2.3-2）B.2.4隨著技術的發(fā)展，鑒于多因素影響分析，設計中可采用“脆弱性指數(shù)”評價法和“五圖——雙系數(shù)”評價法對底板突水進行分析評價。附錄C防水閘門硐室墻體長度計算方法C.0.1防水閘門（墻）硐室可根據(jù)承受水壓的大小，選擇圓柱形（圖C.0.1-1）、楔形（圖C.0.1-2）、倒截錐形（圖C.0.1-3）結構形式。圖C.0.1-1圓柱形防水閘門（墻）硐室結構形式示意圖C.0.1-2楔形防水閘門（墻）硐室結構形式示意圖C.0.1-3倒截錐