水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设方法与流程

本发明涉及矿业工程领域，尤其涉及一种水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设方法。

背景技术：

近年来，由于煤炭资源逐渐枯竭，华东、华北等地的许多矿区为提高开采上限，将厚松散含水层下浅部煤层开采作为矿井的重要任务，即，松散层厚度不小于100m，含水层原始水压不于小1MPa。虽然我国在水体下开采方面进行了大量的研究，积累了丰富的实践经验，但不同地区水文地质条件的差异、松散层的富水程度以及提高开采上限的程度等因素，使得我国在厚松散含水层、薄基岩等特殊地质条件下开采仍然存在一系列问题，突水溃砂事故时有发生，严重威胁着煤矿的安全生产。厚松散含水层的安全开采也成为一个攻关难题。

现有的研究成果多集中在厚松散层底部含水层与基岩大面积接触，以及浅埋深、孔隙水压不大的情况下，文献《松散承压含水层下采煤突水机理与防治研究》(采矿与安全工程学报，2011，28(3)：333-339)和博士学位论文《高水压松散含水层下采煤关键层复合破断致灾机制研究》采用相似模拟的方法研究了厚松散砂层中等富水性下工作面突水的机理及对策，并提出顶板预裂爆破、水位降速预警、推进速度调控等防治措施。但该防治措施并未对水压作用下厚松散含水层防水安全煤岩柱的留设提出留设方法，并且并未涉及厚松散层砂层弱富水性下防砂安全煤岩柱的留设方法。

根据以往薄基岩的开采经验，若含水砂层下面有较厚的粘土而形成底粘区，则厚粘土的阻隔水性能使工作面能够实现安全开采；若含水砂层在松散层的底部形成面积较大的砂砾赋存区，则邻近工作面的开采会波及到含水砂层，使得含水砂层的水位降低而不会保持较高水压，也能实现安全开采。其中，薄基岩是指基岩厚度大于垮落带高度而小于导水裂缝带高度。随着山东巨野、河南赵固、安徽淮北、江苏大屯等厚松散层底部含水层矿区的开发，按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》(2000年版)弱富水性含水砂层留设防砂安全煤岩柱，部分矿区的采煤工作面仍然发生了溃砂事故，且此类问题不断增多，说明规程中的留设方法在不利的条件下已经不能完全适应厚松散层防砂安全煤岩柱的留设要求。

技术实现要素：

本发明的目的就是为了解决上述问题，提供一种水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设方法，在水压作用下增加防砂安全煤岩柱的留设厚度，可以减少煤矿溃砂灾害事故的发生机率，并且，本发明的方法补充和完善了我国防砂安全煤岩柱留设方法的理论，具有很高的实用价值。

为实现本发明的上述目的，本发明提供一种水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设方法，其包括：

针对待开采煤层上覆厚松散含水层的地质条件，对位于含水层下面的粘土层进行液、塑限试验，以便获得粘土层的液、塑性指数；

对位于所述含水层侧面的基岩风化带岩石进行干燥饱和吸水率试验和崩解试验，以便获得基岩风化带岩石的干燥饱和吸水率和崩解性能参量；

根据获得的粘土层的液、塑性指数与基岩风化带岩石的干燥饱和吸水率、崩解性能参量，确定厚松散含水层是否位于密封保水压结构中；

若厚松散含水层位于密封保水压结构中，则确定与密封保水压结构相对应的水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_sp；

根据确定的水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_sp，对待开采煤层的防砂安全煤岩柱进行留设。

其中，确定水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_sp之前，需确定水压作用下的煤柱损伤厚度H_p。

其中，所述水压作用下的煤岩柱损伤厚度H_p的确定是通过对基岩风化带岩石进行强度试验的方法。

其中，通过对所述基岩风化带岩石进行强度试验、以便确定水压作用下的煤柱损伤厚度H_p，包括如下步骤：

对不同深度的所述基岩风化带岩石进行点荷载强度测试，以便获得不同深度的基岩风化带岩石的强度数据；

对获得的强度数据进行处理，以便获得不同深度的基岩风化带岩石的标准点荷载强度数据；

根据获得的标准点荷载强度数据，将与标准点荷载强度为零时所对应的所述基岩风化带岩石的深度确定为煤柱损伤厚度H_p。

其中，确定水压作用下的煤岩柱损伤厚度H_p前，还包括对基岩风化带泥类岩进行水压作用下采动裂隙扩展试验，以便确定在水压作用下风化带泥类岩保护层的阻砂性能是否已经丧失。

其中，所述水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_sp等于垮落带最大高度H_m、保护层厚度H_b和煤柱损伤厚度H_p之和。

其中，若所述厚松散含水层未位于密封保水压结构中，则确定与非密封保水压结构相对应的防砂安全煤岩柱的厚度H_s。

其中，所述与非密封保水压结构相对应的防砂安全煤岩柱的厚度H_s等于垮落带最大高度H_m和保护层厚度H_b之和。

优选的，所述待开采煤层上覆厚松散含水层为楔形结构。

其中，根据获得的粘土层的液、塑性指数与基岩风化带岩石的干燥饱和吸水率、崩解性能参量，确定水压作用下松散含水层是否位于密封保水压结构中，包括：

若所述粘土层的塑性指数大于17、液性指数小于0.25，则确定所述粘土层具有良好的隔水性和差的可塑性；

若所述基岩风化带岩石中存在干燥饱和吸水率大于15％或者耐崩解性差的岩石，则确定所述基岩风化带岩石具有良好的隔水性；

若所述粘土层和所述基岩风化带岩石具有良好的隔水性，则确定所述厚松散含水层位于密封保水压结构中；反之，则确定所述厚松散含水层易疏水降压。

与现有技术相比，本发明的水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设方法具有如下优点：

1、本发明的方法中，提出针对水压作用下松散含水层位于密封保压结构中时，需确定与水压作用下厚松散含水层相对应的水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_sp，并依据该厚度进行工作面的开采，从而可以减少开采时发生溃砂事故的机率，利于安全生产；

2、本发明的方法中，利用点荷载强度试验确定水压下的煤柱损伤厚度H_p，并据此计算水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_sp，补充和完善了我国水体下采煤防砂安全煤岩柱留设方法的理论，具有很高的实用价值。

下面结合附图对本发明进行详细说明。

附图说明

图1是现有技术的松散含水层防砂安全煤岩柱的留设图；

图2是本发明的水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设图；

图3是适用本发明的方法的厚松散含水层的楔形密封保压结构地质模型图；

图4是本发明的水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设方法的流程图；

图5是本发明采用的岩石裂隙涌水溃砂扩展试验装置的结构示意图；

图6是风化带岩石干燥饱和吸水率随深度的变化规律图；

图7是岩石崩解时铝质泥岩30分钟后崩解状态图；

图8是岩石崩解时砂质泥岩24小时后崩解状态图；

图9是岩石崩解时砂岩24小时后崩解状态图；

图10是风化带岩石点荷载强度随深度的变化规律图；

图11是风化带岩石采动裂隙扩展试验时水压力随时间的变化曲线图；

图12是风化带岩石采动裂隙扩展试验时试验前、后的试件状态图；

具体实施方式

本发明的方法适用于如图3所示的待开采煤层上覆呈楔形密封结构的厚松散含水层的地质条件。

其中，上覆呈楔形密封结构的厚松散含水层的地质条件，是指工作面上覆厚松散层底部含水层的上、下厚粘土层与基岩风化带形成如图3所示的楔形密封结构。若含水层上、下厚粘土层与基岩风化带岩石的隔水性能好，则含水层在密封条件下可以保持较高水压，且邻近工作面的开采未能疏降该含水层的水位。

而现有技术中，在对具有如图3所示的厚松散含水层的地质条件进行开采时，对防砂安全煤岩柱厚度的留设依然按照现有规程的方法进行留设(如图1所示)，即防砂安全煤岩柱的厚度H_s等于垮落带最大高度H_m和保护层厚度H_b之和。

在以现有技术留设的防砂安全煤岩柱的厚度H_s对煤层上覆厚松散含水层的地质条件进行开采时，仍然出现了煤矿溃砂灾害事故。

而本发明的发明人就是考虑到厚松散含水层处于密封保水压结构的状态，因此，提出一种新的水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设方法。

如图4所示，为本发明提供的水压作用下厚松散含水层防砂安全煤岩柱的留设方法的流程图，由图4可知，本发明的方法包括：

S1、针对待开采煤层上覆厚松散含水层的地质条件，对位于含水层下面的粘土层进行液、塑限试验，以便获得该粘土层的液、塑性指数。

针对待开采煤层上覆呈楔形结构的厚松散含水层的地质条件，利用覆岩破坏高度观测孔在位于含水层下面的粘土层的不同深度选取多份土样，并对多份土样进行液、塑限试验，以便根据试验结果获得粘土层的液塑性指数。其中，待开采煤层上覆厚松散含水层的地质条件是指其松散层厚度不小于100m、含水层原始水压不于于1MPa。

S2、针对待开采煤层上覆厚松散含水层的地质条件，对位于含水层侧面的基岩风化带岩石进行干燥饱和吸水率试验和崩解试验，以便获得基岩风化带岩石的干燥饱和吸水率和崩解性能参量。

针对待开采煤层上覆呈楔形结构的厚松散含水层的地质条件，利用覆岩破坏高度观测孔对松散层底界面下不同深度的基岩风化带岩石进行取样，并对各岩样进行干燥饱和吸水率和崩解试验，以便获得基岩风化带岩石的干燥饱和吸水率和崩解性能参量。

其中，利用下列公式计算岩石干燥饱和吸水率：

$s=\frac{m_s-m_d}{m_d}\×100\%---\left(1\right)$

式中：s——岩石干燥饱和吸水率，％；

m_s——岩石强制饱和质量，g；

m_d——岩石烘干后质量，g。

S3、根据获得的粘土层的液、塑性指数与基岩风化带岩石的干燥饱和吸水率、崩解性能参量，确定厚松散含水层是否位于楔形密封保水压结构中。

首先，根据获得的粘土层的液、塑性指数与基岩风化带岩石的干燥饱和吸水率、崩解性能参量，确定粘土层与基岩风化带岩石的隔水性。

在对位于含水层下面的粘土层进行液、塑限试验后，若获得的粘土层的多份土样的塑性指数基本大于17、液性指数均小于0.25，则说明粘土层的粘土状态为低液限半固结状态，该粘土具有差的流动性，因此，可以确定粘土层具有良好的隔水性和差的可塑性；反之，若获得的粘土层的多份土样的塑性指数均小于17、液性指数均大于0.25，则确定粘土层具有相对较差的隔水性和相对较高的可塑性(需要指出的是，相对较差的隔水性和相对较高的可塑性分别是和上述的良好的隔水性和差的可塑性相比较而言)。

对不同深度的基岩风化带岩石进行干燥饱和吸水率试验和崩解试验后，若获得的基岩风化带中存在干燥饱和吸水率大于15％或者耐崩解性差的岩石，则说明基岩风化带中存在隔水性良好的岩层，可与粘土层共同形成楔形保水压结构；反之，则确定基岩风化带岩石具有差的隔水性。

其次，根据已确定的粘土层与基岩风化带岩石的隔水性，确定松散含水层是否位于楔形密封保水压结构中。

若确定粘土层和基岩风化带岩石均具有良好的隔水性，则确定厚松散含水层位于楔形密封保水压结构中；反之，则确定松散含水层易疏水降压。

S4、若松散含水层位于非密封保水压结构，则确定与非密封保水压结构相对应的防砂安全煤岩柱的厚度H_s。

其中，与非密封保水压结构相对应的防砂安全煤岩柱的厚度H_s等于垮落带最大高度H_m和保护层厚度H_b之和，即H_s＝H_m+H_b。

其中，垮落带高度系列计算公式，由《建(构)筑物、水体、铁路及主要井巷压煤与开采规程》和《煤矿防治水手册》为依据，例如，中硬覆岩分层开采垮落带最大高度H_m采用现有技术的如下公式确定：

$H_m=\frac{100\ΣM}{4.7\ΣM+19}\±2.2---\left(2\right)$

式中，M为采高，单位为m。

而保护层厚度H_b同样可按照上述技术文件中确定的方式确定。例如中硬覆岩分层开采煤层可参见下表1取值，A为单层采厚，m。

表1防砂安全煤(岩)柱保护层厚度

S5、若松散含水层位于密封保水压结构，则确定与密封保水压结构相对应的水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_sp。

S51、若确定松散含水层为密封保水压结构，且邻近工作面的开采未能使该含水层水位疏降，则对基岩风化泥类岩进行采动裂隙扩展试验，以便确定在水压作用下风化带泥类岩保护层的阻砂性能是否已经丧失。

其中，本发明对岩样进行采动裂隙扩展试验是采用如图5所示的岩石裂隙涌水溃砂扩展试验装置，该装置包括：透明圆筒容器9，透明圆筒容器9的顶部设有顶盖4、底部设有空心圆盘13，透明圆筒容器9通过顶盖4上的开口与注水加压装置1连接，并在连接管道上设有流量计2，透明圆筒容器9的侧壁连接有压力表6和溢流阀7，透明圆筒容器9的下部设有集水箱14。在透明圆筒容器9的顶部和底部分别设有法兰，顶盖4和空心圆盘13分别通过螺钉连接在透明圆筒容器9顶部和底部的法兰上(螺钉上套装橡胶垫片5)，底部的法兰和空心圆盘13固定在底座上。此外，还包括用于安置在岩样11(该岩样11用于安置在透明圆筒容器9内)上的钢性垫片12及用于缠绕在岩样外的防护层10。

试验时的岩样取自松散层下泥类岩，岩样的高径尺寸为50*60mm，岩样中部设置裂隙，裂隙的宽度采用垫片控制，如，制作裂隙垫片宽度为10mm，厚度为0.2mm。注水时压力设置为0.1～0.15MPa，观察试验过程中试样的裂隙扩展特征。

当采用本发明的岩石裂隙涌水溃砂扩展试验装置实现采动岩石裂隙扩展试验时，首先，将岩样放入透明圆筒容器内，岩样上方留有用于注水的空间。由于岩样为圆柱状结构，因此将岩样放入透明圆筒容器前，将圆柱状结构的岩样沿纵向轴线切开作为初始裂隙，在切开面的靠近两侧的部位设置钢性垫片，并通过钢性垫片的厚度控制初始裂隙的宽度，之后用防护层缠紧，使缠紧后的岩样的外径与透明圆筒容器的内径相当。然后，通过注水加压装置控制水压，模拟含水层的补给水源向透明圆筒容器内注水。之后，通过施加不同的水压来观测裂隙扩展变化情况量，同时记录水压力的变化，并通过集水箱收集试验过程中漏失的泥水。

通过本发明的岩石裂隙涌水溃砂扩展试验装置对泥类岩进行采动裂隙扩展试验，可以通过室内试验对采动岩石的裂隙扩展规律进行初步探测，以便确定风化带泥类岩保护层的阻砂性能是否已经丧失。

本发明的试验表明水压作用下风化带泥类岩保护层的阻砂性能已经丧失，此时，若防砂安全煤岩柱的厚度依然按照上面确定的与非密封保水压结构相对应的防砂安全煤岩柱的厚度H_s进行留设，则会发生溃砂灾害，因此，必须重新对水压作用下的防砂安全煤岩柱厚度进行合理确定。

S52、在确定密封保水压结构下的防砂安全煤岩柱厚度不能按照与非密封保水压结构相对应的防砂安全煤岩柱的厚度H_s进行留设后，合理确定水压作用下的煤柱损伤厚度H_p。

水压作用下的煤柱损伤厚度H_p的确定是通过对基岩风化带岩石进行强度试验的方法。

试验时，首先对位于含水层侧面的不同深度的基岩风化带岩石进行钻芯取样，然后利用岩石点荷载仪对多份试件进行点荷载试验，获得各试件的点荷载强度值。

其中，点荷载试验强度的计算公式采用《工程岩体试验方法标准(GB/T 50266—99)》建议的点荷载强度计算公式：

$I_s=\frac{P}{D_e^2}---\left(3\right)$

$D_e^2=\frac{4\·D\·W_f}{\mathrm{\π}}---\left(4\right)$

式中：I_s——未修正的点荷载强度，MPa；

P——试件在点荷载作用下破坏时总荷载，N；

D_e——等效岩芯直径，mm；

D——在试件破坏面上测量的两加荷点之间的距离，mm；

W_f——试件破坏面上垂直于加荷点连续的平均宽度，mm。

获得各试件的点荷载强度值后，须将各点荷载强度值转化为标准点荷载强度值，转化时利用如下公式：

标准点荷载强度的计算公式为：

I_s(50)＝F·I_s (5)

式中：F─修正系数，当D<55mm时，修正系数F＝0.2717+0.01457D，当D≥55mm时，修正系数F＝0.754+0.0058D。

利用获得的各试件的标准点荷载强度值，得出基岩风化带岩石的标准点荷载强度随距离松散层底界面不同深度的变化规律，并根据变化规律，确定出基岩风化带岩石中标准点荷载强度为零时所对应的深度范围。

通常，在距离厚松散层一定深度范围内的基岩风化带岩石(该段基岩风化带岩石为泥类岩)的标准点荷载强度为零，说明该段岩石风化严重，颗粒间黏聚作用遭到破坏，因此，将泥类岩的标准点荷载强度为零时对应的最大深度确定为煤柱损伤厚度。

S53、在合理确定了水压作用下的煤柱损伤厚度H_p后，确定与厚松散含水层相对应的水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_sp。其中，水压作用下防砂安全煤岩柱的厚度H_s等于垮落带最大高度H_m、保护层厚度H_b和煤柱损伤厚度H_p之和，即H_sp＝H_m+H_b+H_p。

其中，垮落带最大高度H_m和保护层厚度H_b采用与非密封保水压结构松散含水层相对应的防砂安全煤岩柱的厚度H_s中的垮落带最大高度H_m和保护层厚度H_b的数值。

S6、根据上述确定的防砂安全煤岩柱留设厚度，对待开采松散含水层的防砂安全煤岩柱进行留设。

其中，若确定松散含水层为密封保水压结构，则根据上述的密封保水压结构下防砂安全煤岩柱厚度H_sp计算公式计算出的厚度进行留设；若确定松散含水层为非密封保水压结构，则根据上述的与非密封保水压结构下防砂安全煤岩柱厚度H_s的计算公式计算出的厚度进行留设。

由上述分析可知，当松散含水层为密封保水压结构时，采用本发明的防砂安全煤岩柱厚度计算公式，比现有技术的防砂安全煤岩柱厚度计算公式增加一个煤柱损伤厚度H_p，从而确保在类似地质条件水体下进行开采时，不会发生溃砂事故。

下面，以赵固一矿11071和11191工作面为例，对本发明的具体实施方法进行说明。其中，赵固一矿11071工作面为厚松散含水层楔形密封的地质条件，松散层厚度380～520m，松散层底部含水层水压可达4MPa。按照原防砂安全煤岩柱的规定留设(即，防砂安全煤岩柱的厚度计算公式为H_s＝H_m+H_b)，发生了溃砂灾害；而11191工作面与11071工作面的地质条件相似，按照本发明的方法对11191工作面进行开采，实现了安全开采。

下面，对将本发明的方法应用于赵固一矿11191工作面进行具体说明。

(1)含水层底部粘土层性质。利用覆岩破坏高度观测孔在埋深460～520m范围不同深度取5份土样，并对土样进行液、塑限试验，测试结果如表2所示。

表2土样的液、塑限试验结果

由表2可知，土样的塑性指数基本都大于17，平均17.64，一般认为塑性指数大于10有隔水性，大于17有良好的隔水性；液性指数均小于0.25，该粘土的状态为低液限半固结状态，表明该粘土具有差的流动性、差的可塑性，可使其他相邻工作面开采对夹砂层水无疏降作用，保持夹砂层的高水压。

(2)干燥饱和吸水率试验。测定岩石的干燥饱和吸水率时，一般需要煮沸法或真空抽气法对岩样进行强制饱和。本试验采用GZX-9076MBE数码电热鼓风干燥箱对采取的岩样进行干燥，在煮沸条件下进行岩样强制饱和，求得岩石干燥饱和吸水率，主要试验过程为：干燥、强制饱和、过滤称重，试验过程与现有技术相同，在此不对其过程进行描述。

对试验结果进行处理可见，岩石中的泥类岩、砂岩的干燥饱和吸水率随距离松散层底界面深度的增加整体上呈先降低后趋于平稳的规律。具体如图6所示：泥类岩的干燥饱和吸水率较大，距松散层0～8m范围内达到30％以上，说明风化泥类岩具有良好的阻隔水性能；而砂岩的干燥饱和吸水率在0.5～2.5％范围内波动，说明砂岩的阻隔水性能差。

结合钻孔资料，距离松散层0～10m范围的基岩段，泥类岩占较大比例，且泥类岩中，距离松散层0～5m以铝质泥岩为主，距离松散层5～10m以砂质泥岩为主，因此该段泥类岩与粘土层可共同形成楔形保水压结构。

(3)崩解试验。试验采用室内岩石崩解试验，将所取岩样放入烧杯中，注清水至淹没试件，每隔一段时间观察记录试件崩解状态，观察时间为1min、5min、10min、20min、30min、1h、2h、4h、8h、16h、24h，并按照岩石崩解形态分类表将试件最终崩解形态进行分类记录，图7与图8分别为距离松散层底界面2.5m和10.3m的铝质泥岩与砂质泥岩的崩解状态，图9为砂岩崩解状态。

从崩解试验中可以看出，砂岩是不易崩解的，全部岩样崩解试验过程中均无明显变化，耐崩解性较强；泥类岩崩解特征明显，特别是距离松散层底界0～5m范围的铝质泥岩，入水即刻开始崩解，30分钟左右基本崩解完全(见图7)，最终崩解形态为Ⅰ型、Ⅱ型；砂质泥岩崩解较铝质泥岩缓慢，24小时后崩解成为碎岩片(见图8)。其中，Ⅰ型是指崩解物形态呈泥状，其崩解特征是浸入水中即刻“土崩瓦解”呈泥状；Ⅱ型是指崩解物形态呈碎屑泥、碎片泥碎块泥，其崩解特征是样品浸入水中呈絮状、粉末状崩落，短则几分钟，长则20～30min，样品即崩解完毕，崩解物为粒状、片状碎屑或碎块，但用手搓仍为泥。

试验表明，泥类岩受风化作用影响较大，尤其是铝质泥岩，风化作用使其趋于粘土化，阻隔水性能显著提高，有利于抑制导水裂缝带发育，阻隔松散含水层水体下泄；而砂岩不易崩解，因而导水裂缝在砂岩段不易弥合，容易接受上覆含水层补给形成含水裂隙。

通过岩石干燥饱和吸水率和崩解试验说明，含水层下厚粘土层与风化带泥类岩具有良好的隔水性，可形成楔形保水压结构，11191工作面与11071工作面地质条件相似，从而确定11071和11191工作面符合松散含水层位于密封保水压结构的要求。

(4)水压作用下风化带泥类岩采动裂隙扩展试验。试验岩样取自松散层底界面0～10m范围内风化带泥类岩，高径尺寸为50mm*60mm，岩样中部设置裂隙(采用垫片控制)。制作裂隙垫片宽度为10mm，厚度为0.2mm，注水压力设置为0.1～0.15MPa，观察试验过程中试件的裂隙扩展特征，试验采用如图5所示的结构。

试验时，注水压力初始设置为0.1MPa，试件裂隙在贯通含水层的瞬间，观察到有分叉的细小水流流出，水压力变小，随后水流逐渐变成水滴滴出，最终无滴水，裂隙弥合，压力逐渐恢复至0.1MPa，趋于稳定。说明裂隙贯通含水层后，风化泥类岩裂隙切面中的矿物成分遇水发生膨胀，使裂隙逐渐弥合，最终完全弥合。22min后将注水压力突然增加到0.15MPa，随后试验装置底部开始滴水，逐渐在试件弱面形成裂隙、管状通道，水压力明显减小，最后趋于稳定。说明在高水压作用下，岩样弱面发生了渗流，在水流冲刷的作用下，试件裂隙冲刷扩径，最终扩展形成一直径为14mm的管道。水压力随时间的变化规律如图11所示。

试验结果表明，该条件下风化泥类岩裂缝扩展的临界水压力为0.15MPa，水压超过裂隙扩展的临界水压力后，裂隙扩展为管道，阻砂性丧失。试验前后的试件形态如图12所示。

采动裂隙扩展试验结果说明，风化带泥类岩虽然具有良好的隔水性能，但在动态的高水压水流作用下结构易失稳软化。受采动损伤的影响风化泥岩产生裂隙，在高水压的作用下，风化带泥类岩采动裂隙进一步扩展为管道，因此，若使用现有技术的防砂安全煤岩柱的留设公式进行煤岩柱厚度的留设，则会使防砂安全煤岩柱风化带保护层的阻砂性能失效，防砂安全煤岩柱失稳，造成溃砂事故，必须对密封保水压结构下的煤岩柱厚度进行合理留设。

而实际上，工作面11071的防砂安全煤岩柱厚度的留设即采用上述的H_s公式计算所得，在开采时，工作面11071发生了溃砂事故，因此，必须对密封保水压结构下的煤岩柱厚度进行合理留设。

(5)岩石点荷载强度试验。试验可采用SD-1型岩石点荷载仪，该仪器能采集记录瞬间压力、测试岩石的各项异性指数，数码显示岩石的瞬间点荷载强度，误差较小。

在11191工作面下顺槽1^#钻场1顶2及相邻工作面11171联络巷2^#钻场2顶3和11171工作面下顺槽西3^#钻场3顶2孔3个二₁煤层顶板探查钻孔进行钻芯取样，并进行点荷载试验。然后，将试验所得岩石点荷载强度转化为标准点荷载强度进行数据分析。

根据标准点荷载强度数据绘出风化带岩石点荷载强度随深度的变化规律(如图10中a、b所示)。则由图10可知，泥类岩和砂岩的标准点荷载强度随距离松散层底界面深度的增加整体上呈先增大后趋于平稳的规律。距离松散层底界面0～5m范围内，泥类岩的强度基本为零，说明该阶段岩石风化严重，颗粒间黏聚作用遭到破坏，5～21.5m范围均随试验深度的增大而增加。砂岩的最低强度为2MPa，整体上随试验深度的增大而增加，说明风化作用随试验深度逐渐减弱。

(6)考虑水压对采动裂隙泥类岩保护层隔砂性能的不利影响，本发明人指出，在原防砂安全煤岩柱留设厚度的基础上，应增加水压作用下的煤柱损伤厚度H_p，并利用公式H_sp＝H_m+H_b+H_p计算出水压作用下防砂安全煤岩柱的留设厚度H_sp。

其中，根据上述的风化带泥类岩的点载荷试验可知，松散层下0～5m泥类岩风化严重，强度为零，易崩解失稳，在水压的作用下形成管状通道，阻砂性能易丧失。因此，可将松散层下5m的泥类岩确定为煤柱损伤厚度，即H_p＝5m。

由于该矿11191工作面与11071工作面条件相近，因此，本发明人将根据本发明的H_sp＝H_m+H_b+H_p公式计算出的防砂安全煤岩柱的留设厚度H_sp应用于11191工作面，并按该留设厚度H_sp进行开采，实现了安全开采。

结果表明，按照本发明的水压作用下防砂安全煤岩柱的留设方法留设的厚度进行开采是可行的，并且，本发明的方法补充和完善了我国水体下采煤防砂安全煤岩柱留设方法的理论，具有很高的实用价值。

尽管上文对本发明作了详细说明，但本发明不限于此，本技术领域的技术人员可以根据本发明的原理进行修改，因此，凡按照本发明的原理进行的各种修改都应当理解为落入本发明的保护范围。