于青慧

（山西凱嘉能源集團義棠礦業(yè)管理公司，山西 晉中 032000）

0 引言

我國井工煤礦開采以長壁采煤法為主，全部垮落法管理頂板。煤層開采后在工作面后方形成采空區(qū)，破壞了圍巖應力平衡狀態(tài)，從而使巖體產生移動、變形和破壞，直至應力達到新的平衡。工作面上覆巖層發(fā)生不同程度的破斷、移動，最終形成“三帶”，即垮落帶、斷裂帶和彎曲下沉帶。水體下采煤時，將垮落帶和斷裂帶合稱為導水裂隙帶。導水裂隙帶范圍和高度與工作面上覆巖體巖性及其組合結構、采煤方法、頂板管理方法、采高和工作面的尺寸、煤層傾角、地質構造等密切相關，準確地確定垮落帶和導水裂隙帶高度，對頂板水害防治、合理留設防隔水煤（巖） 柱、瓦斯抽采等有重要意義。本文采用理論計算、UDEC 數(shù)值模擬、壓水測試的方法，研究青云煤礦020202 綜采工作面覆巖“兩帶”發(fā)育高度，為礦井安全生產提供技術指導。

1 概況

青云煤礦020202 工作面位于二采區(qū)，東為二采區(qū)準備巷道，西鄰井田邊界，南為采空區(qū)，北為實體煤層。地表屬丘陵地貌，無建筑物。工作面煤層厚度為2.0～2.5 m，平均厚度為2.3 m，夾矸3層，夾矸巖性以泥巖、炭質泥巖為主。煤層總體上呈一單斜構造，煤層平均傾角16°。煤層直接頂為砂質泥巖，厚度4.04 m，老頂為細砂巖，厚度4.25 m，直接底為砂質泥巖，厚度5.79 m。工作面兩順槽及切眼掘進揭露情況，軌道順槽揭露斷層1條、運輸順槽揭露斷層1 條，均為正斷層，落差均小于1 m，斷層不導水。工作面范圍內無巖漿體、沖刷帶、陷落柱等地質異?，F(xiàn)象。

2 理論計算“兩帶”高度

工作面采空區(qū)上覆巖層破壞、移動的時空過程是非常復雜的，大體上可分為直接頂初次垮落前、直接頂垮落后但未充滿采空區(qū)、頂板冒落后充滿采空區(qū)、基本頂斷裂旋轉、表土段下沉。其本質是由于工作面推進距離的增加，采空區(qū)上覆巖層因達到其強度極限而垮落，繼而冒落巖石的碎脹性限制了覆巖破壞的層層向上傳遞，隨著開采范圍擴大，覆巖破壞、移動范圍不斷擴展，采空區(qū)矸石重新壓實頂板運動減緩，直至達到穩(wěn)定狀態(tài)。

根據《礦區(qū)水文地質工程地質勘探規(guī)范》（GB/T12719-2021） 附錄A.1 中硬巖類垮落帶、導水裂隙帶最大高度的計算公式計算如下。

式中：Hm為垮落帶最大高度，m；Hli為導水裂隙帶最大高度，m；∑M為煤層累計采厚，m。

工作面最大可采厚度按2.5 m 計算，可得，垮落帶最大高度為10.3 m，導水裂隙帶最大高度為38.5 m。

根據《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)范》中經驗公式（3） 進行計算：

工作面最大可采厚度按2.5 m 進行計算，得到覆巖導水裂隙帶的最大高度為41.6 m。

3 數(shù)值模擬“兩帶”高度研究

3.1 模型的建立

采用數(shù)值模擬軟件UDEC 對020202 工作面“兩帶”發(fā)育高度進行模擬研究。根據地質資料，建立長×高=300 m×110 m 的平面應變數(shù)值模型。數(shù)值模擬開挖工作面時在模型兩側各留設40 m 左右的邊界煤柱，模型的底部界和左、右邊界均采用零位移邊界條件，即底部邊界條件為全約束邊界（u=0 且v=0）；左、右邊界條件為單約束邊界（u=0，v≠0）；上邊界為自由邊界，無約束；上邊界以上的巖層作為外載荷施加在模型的上邊界上，數(shù)值模型如圖1 所示。

圖1 020202 工作面初始地應力平衡Fig.1 Initial in-situ stress balance of No.020202 Face

3.2 工作面推進過程中裂隙發(fā)育特征

模擬設置每次推進40 m，推進6 次，模擬工作面推進240 m，工作面回采后裂隙發(fā)育特征，如圖2 所示。

圖2 工作面回采后塑性區(qū)特征Fig.2 Characteristics of plastic zone after mining face

由圖2 可知，工作面推進40 m 時，采空區(qū)中部頂板最大下沉量為1.17 m，向切眼和工作面煤壁方向頂板下沉量逐漸減小。

工作面推進80 m、120 m 時，靠近工作面后方頂板并未出現(xiàn)明顯的垮落變形，靠近切眼處頂板充分垮落，此時頂板變形特征為直接頂發(fā)生離層并伴隨著部分巖塊垮落，距切眼20 m 處的頂板最大下沉量為2.2 m，遠離工作面頂板已經充分垮落，充填采空區(qū)。工作面處于頂板初次來壓階段，切眼處頂板由于實體煤柱的限制作用，下沉量較小。工作面后方40 m 范圍內頂板幾乎不發(fā)生下沉，推測由于2 號煤頂板有多層厚度大于5.0 m 的堅硬巖層巖，在工作面推過后對上覆巖層有較強的控制作用，使頂板表現(xiàn)出暫緩下沉的特點。

工作面推進160 m、200 m 時，采空區(qū)上方直接頂（砂質泥巖） 及1 號煤全部離層，頂板發(fā)生更大范圍垮落，頂板最大下沉量為7.9 m，距切眼120 m 處的頂板冒落到采空區(qū)，但是頂板巖層裂隙明顯增多；此后隨工作面推進上覆巖層下沉量和下沉范圍都逐漸增大，垮落帶逐漸向上發(fā)育。但頂板下沉至距2 號煤層高度為39.8 m 位置時不再產生明顯變形，由于此處有多層厚度為5.0 m 左右的泥巖、粉砂巖互層，抑制了上覆巖層的進一步下沉。靠近煤壁處，隨工作面前移，下沉范圍在工作面推進方向上也逐漸前移擴大。

當工作面推進至240 m 時，采空區(qū)垮落范圍沒有進一步增加，裂隙帶高度范圍在35.3～40.3 m，彎曲下沉帶一直延伸到模型頂部，此時采空區(qū)上方巖體垮落充分，部分厚硬巖層充當關鍵層對頂板起到承載作用，使采空區(qū)頂板出現(xiàn)臺階垮落特征。

根據數(shù)值模擬結果，最終分析得到020202 工作面開采后，頂板垮落帶高度為7.9 m，裂隙帶高度范圍在35.3～40.3 m。

4 現(xiàn)場鉆孔壓水測試“兩帶”高度

目前現(xiàn)場常用的導水裂隙帶實測方法有鉆孔沖洗液消耗量法、巖層移動鉆孔探測法、鉆孔成像探測法、孔間無線電波透測法、電視成像探測技術、井下仰斜鉆孔冒裂帶高度觀測方法。其中井下仰斜鉆孔冒裂帶高度觀測方法具有工程量小、成本低、精度高、簡單易行的優(yōu)點，應用較多。

4.1 井下仰斜鉆孔冒裂帶高度觀測方法

為減少工程量并提高測試的準確度，采用井下仰斜鉆孔分段壓水觀測方法。在井下需測試的采煤工作面周圍選擇合適的地點開掘鉆場，從鉆場向采空區(qū)上方打仰斜鉆孔，鉆孔斜穿垮落帶和斷裂帶，并達到預計的斷裂帶頂界以上適當高度。使用“鉆孔雙端封堵測漏裝置”沿鉆孔進行分段封堵注水，測定鉆孔各分段水的漏失量，以此掌握巖石的破裂松動情況，最終確定導水裂隙帶的頂界高度。冒裂帶高度觀測儀結構上有兩條通路，分別是充氣通路和注水通路，如圖3 所示。首先通過充氣通路給膠囊充入一定壓力的氣體使其膨脹，封堵住孔內分段的兩端；然后通過注水通路給兩膠囊封堵段內恒壓注水。通過注水控制臺控制水壓并觀測注水流量。每測定一個孔段后，將封堵器的膠囊卸壓，收縮卸壓后，移至下一測試段繼續(xù)進行注水觀測，直到測出整個鉆孔各段的漏失量，根據漏失量變化情況確定圍巖破壞范圍。

圖3 井下仰斜鉆孔導高觀測原理圖及實物圖Fig.3 The principle diagram and physical diagram of elevation observation of underground inclined borehole

4.2 現(xiàn)場測試方案設計

鉆場位置的選取應根據工作面實際開采條件及現(xiàn)有巷道、圍巖情況進行確定，還應保證水源、通風行人的方便。設計3 個鉆孔，鉆場鉆孔參數(shù)設計見表1，鉆孔布置如圖4 所示。

表1 鉆場鉆孔參數(shù)設計一覽Table 1 List of drilling parameters design in drilling field

圖4 鉆場鉆孔布置示意Fig.4 Drilling layout of drilling field

4.3 “兩帶”高度現(xiàn)場實測結果及分析

現(xiàn)場對鉆孔各段的漏失量進行了詳細記錄，根據數(shù)據記錄，結合鉆孔布置剖面圖繪制鉆孔分段注水漏失量分布圖。

4.3.1 DB1 鉆孔觀測數(shù)據分析

根據井下鉆孔各段觀測數(shù)據及有效漏失量繪制對比孔（DB1 鉆孔） 分段注水漏失量分布圖，如圖5 所示。觀測數(shù)據表明，在020202 工作面上覆巖體未被破壞條件下，對比孔（DB1） 注水流量平均為0.8 L/min 左右。采前對比孔所處覆巖未遭受采動影響，沒有發(fā)生移動和破斷，根據現(xiàn)場觀測情況，對比孔測試段均有大小不一的漏失量，尤其是孔深33～35 m 孔段和37～38 m 孔段，注水漏失量分別在1.2 ～1.1 L/min 變化。

圖5 DB1 鉆孔每米單位時間漏失量Fig.5 Unit time leakage per meter of DB1 drilling

經分析，對比孔（DB1 孔） 中注水漏失量變化的主要原因是巖體存在一定量的原生裂隙；管接頭處封閉不嚴造成漏失。

4.3.2 CH1 鉆孔觀測數(shù)據分析

根據鉆孔觀測數(shù)據及有效漏失量繪制出井下仰孔CH1 鉆孔分段注水漏失量分布圖，如圖6 所示。CH1 孔注水流量分布圖中的漏失量梯度變化表明，在孔深35.5～38 m 這一區(qū)段注水漏失量在1.1～1.2 L/min 波動變化，與對比孔對應段注水漏失量比較接近，表明此區(qū)段巖層未破壞；在孔深為38～62 m 這一區(qū)段注水漏失量變化量比前一區(qū)段明顯增大，注水漏失量達到3～6.1 L/min，是采前對照孔對應位置平均漏失量的3.75～7.625 倍，說明觀測孔的這一區(qū)段是導水裂隙帶的上段部分，由于這一段注水漏失量增加較快，說明從此段巖層破壞較為嚴重，屬于導水裂隙帶的范圍。在孔深為62～72 m 這一區(qū)段注水漏失量在1.1～1.2 L/min 波動變化，雖然略大于0.8 L/min，但與采前對比孔比較相差不大，表明此段巖層破壞不嚴重，判斷其已經處于彎曲下沉帶內。因此，由圖6 可知，020202 工作面開采后，覆巖導水裂隙帶的最高位置在孔的62 m處，與煤層頂板的垂直高度為39.3 m。

圖6 CH1 鉆孔每米單位時間漏失量Fig.6 Unit time leakage per meter of Ch1 drilling

4.3.3 CH2 鉆孔觀測數(shù)據分析

根據井下鉆孔觀測數(shù)據及有效漏失量繪制出采后井下仰孔CH2 鉆孔分段注水漏失量分布圖，如圖7 所示。采后CH2 孔注水流量分布圖中的漏失量梯度變化表明，孔深26～28 m 這一區(qū)段注水漏失量在0.8～1.2 L/min 波動變化，與對比孔對應區(qū)段注水漏失量比較接近，說明此區(qū)段巖層未破壞；在孔深30～31 m 這一區(qū)段注水漏失量為3.4 L/min，是采前對比孔平均漏失量的4.25 倍，表明此區(qū)段內巖石已經遭受到破壞；孔深32～36 m 這一區(qū)段內注水漏失量在13.4～16.4 L/min，是采前對比孔平均漏失量的16.75～20.5 倍，由于這一區(qū)段注水漏失量增加較快，說明從此段開始巖層破壞較為嚴重，較CH1 孔中判斷的導水裂隙帶的注水漏失量也顯著增大，是其2.69 倍，這說明此段為垮落帶；孔深38～61 m 這一區(qū)段內注水漏失量在3.2～5.4 L/min，是采前對比孔平均漏失量的4.9～6.75 倍，與CH1 孔測試結果相近，表明此段已經進入導水裂隙帶。因此，由圖7 可知020202 工作面開采后，覆巖垮落帶的位置在孔中的36 m 處，與煤層頂板的垂直高度為8.0 m。

圖7 CH2 鉆孔每米單位時間漏失量Fig.7 Unit time leakage per meter of Ch2 drilling

總的來講，工作面開采前，上覆巖層未受到采動影響，裂隙不發(fā)育，采前對比鉆孔注水漏失量變化不明顯，主要是流入到上覆巖層的原生裂隙中。工作面采過以后，上覆巖層受到采動影響，產生大量的新生裂隙，CH1 和CH2 鉆孔注水漏失量比同深度位置采前對比鉆孔DB1 孔的注水漏失量大；CH1 和CH2 鉆孔注水位置向深部移動，注水漏失量呈明顯減小的趨勢，最終趨向于穩(wěn)定。

綜上，根據DB1、CH1、CH2 鉆孔各分段注水漏失量分布規(guī)律可知，020202 工作面垮落帶發(fā)育垂直高度約為8.0 m，導水裂隙帶垂直高度最大為39.3 m。

5 結語

通過公式計算、數(shù)值模擬、現(xiàn)場鉆孔壓水測試3 種方法對020202 工作面“兩帶”高度進行了研究，3 種方法得到的數(shù)據比較接近，能夠相互驗證。分別取3 種結果的最大值做為該工作面的垮落帶和導水裂隙帶高度最終結果，該工作面垮落帶最大高度為10.3 m，冒采比為4.12；導水裂隙帶最大高度為41.6 m，裂采比為16.64，該數(shù)據可為今后礦井頂板水害防治、防隔水煤（巖） 柱留設、優(yōu)化工作面布置、優(yōu)化瓦斯抽采高位鉆孔布置提供科學指導。