王文才，吳周康，李龍龍，王 鵬，高小雷，楊少晨

（1.內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)與煤炭學(xué)院，內(nèi)蒙古 包頭 014010；2.西安科技大學(xué)能源學(xué)院，陜西 西安 710054；3.鄂爾多斯市智慧能源科技有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000）

0 引言

工作面的開采導(dǎo)致覆巖運(yùn)移，從而引起垮落帶、裂隙帶的發(fā)育，統(tǒng)稱為“兩帶”[1-2]，“兩帶”發(fā)育高度的研究是礦井漏水漏風(fēng)防治的重點?！皟蓭А笔沁B接采空區(qū)與覆巖含水層的導(dǎo)水通道，若“兩帶”發(fā)育至含水層，其中的水就會通過裂隙流入工作面或巷道，引發(fā)突水災(zāi)害[3-4]，因此，開展“兩帶”發(fā)育高度的研究對于煤礦安全事故的預(yù)防具有重要意義。

針對這一情況眾多學(xué)者開展了一系列研究，得出“兩帶”的發(fā)育與地質(zhì)情況、開采技術(shù)等有關(guān)，影響“兩帶”發(fā)育高度的因素主要有埋深、采厚、采寬、覆巖巖性、開采速度等[5-8]。長期以來學(xué)者們通過結(jié)合各種學(xué)科對“兩帶”發(fā)育高度進(jìn)行預(yù)測和計算總結(jié)出了各種方法，包括理論分析法[9]、經(jīng)驗公式計算[10]、井下窺視法[11]、鉆孔沖洗液漏失量法[12-13]、數(shù)值模擬[14]、相似模擬[15]等，為“兩帶”發(fā)育規(guī)律的研究奠定了各種理論方法基礎(chǔ)。

隨著我國煤炭開采強(qiáng)度的增大，煤礦開采逐漸由原本的一層轉(zhuǎn)為二層甚至是多層，而近距離煤層重復(fù)采動下“兩帶”發(fā)育高度將進(jìn)一步增大[16-17]；楊建立等[18]通過工程鉆探、測得導(dǎo)水裂隙帶發(fā)育高度，最先驗證了綜采工作面“兩帶”發(fā)育規(guī)律為“馬鞍形”；趙高博等[19]構(gòu)建了力學(xué)分析模型，對導(dǎo)水裂隙帶高度進(jìn)行了預(yù)測。

在前人研究的基礎(chǔ)上，以某煤礦5102 工作面為研究背景，通過工作面的鉆探測得上煤層開采時“兩帶”發(fā)育高度，結(jié)合FLAC3D數(shù)值模擬對近距離煤層重復(fù)采動時覆巖的破壞規(guī)律進(jìn)行了研究，分析模擬結(jié)果和擬合公式計算結(jié)果，對下煤層開采時“兩帶”發(fā)育高度進(jìn)行了預(yù)測，為類似工程以及工作面頂板漏水治理提供借鑒。

1 地質(zhì)采礦條件

1.1 礦井位置及地質(zhì)條件

某礦井位于鄂爾多斯市達(dá)拉特旗境內(nèi)，地面標(biāo)高+1 302.5～+1 379.6 m；5#煤層底板標(biāo)高+1 196.07～+1 257.72 m，埋藏深度106.4～121.9 m，平均約109 m。

主要開采煤層分別為4#煤層（稱為上煤層，平均厚度3 m）、5#煤層（稱為下煤層，平均厚度3 m）。4#煤層和5#煤層平均間距18 m，4#煤層和5#煤層之間的巖層分別為細(xì)砂巖、泥巖，其綜合柱狀如圖1 所示。

圖1 綜合柱狀圖Fig.1 Histogram of coal seam

1.2 工作面開采方案

上煤層4#煤層4102 工作面埋深為88 m，采高為3 m，煤層傾角為1°～3°，工作面寬度為230 m，推進(jìn)長度為1 560 m。本次研究礦井5#煤層5102 工作面的開采，平均埋深為112 m，采高為3 m，為近水平煤層，煤層產(chǎn)狀由停采線向切眼方向傾斜，煤層為南北走向，設(shè)計工作面寬度210 m，推進(jìn)長度為1 448.3 m，工作面沿走向推進(jìn)，采用全部垮落法管理頂板，采掘分布如圖2 所示。

圖2 工作面采掘工程平面圖Fig.2 Mining engineering plan of working face

2 “兩帶”現(xiàn)場探測

2.1 探測方法分析

為對“兩帶”發(fā)育高度進(jìn)行較為精準(zhǔn)的判斷，根據(jù)礦區(qū)地質(zhì)條件以及埋深條件，采用井下窺視法，對開采后采空區(qū)上覆巖層進(jìn)行鉆孔窺視。根據(jù)孔內(nèi)巖層裂隙的形成、發(fā)育高度以及鉆孔過程中出現(xiàn)的各類異同情況，分析判斷導(dǎo)水裂隙帶的形成位置以及最終發(fā)育高度。

由于該礦5102 工作面為重復(fù)采動工作面，上煤層開采后上覆巖層已發(fā)生破碎，因此，需要以上煤層4102 工作面的鉆孔為初步判斷依據(jù)。根據(jù)該礦地質(zhì)資料可知，4#煤層埋深88 m，因此，綜合分析決定由工作面向上進(jìn)行鉆孔窺視，并結(jié)合井下勘查結(jié)果最終確定施工位置為4102 工作面距離開切眼約260 m處的運(yùn)輸順槽內(nèi)靠近采空區(qū)側(cè)，鉆孔布置如圖3 所示。

圖3 鉆孔布置圖Fig.3 Layout of borehole

2.2 探測結(jié)果及分析

2023 年4 月24 日早班，開始施工2#鉆孔，4 月25 日中班2#鉆孔施工完成，并開始施工1#鉆孔，4 月25 日夜班1#鉆孔施工完成，開始鉆孔窺視。對1#鉆孔、2#鉆孔進(jìn)行窺視，如圖4 所示。由圖4（a）可知，當(dāng)鉆孔深度為10 m 時，對應(yīng)的鉆孔內(nèi)壁開始出現(xiàn)裂隙，且裂隙分布不規(guī)則，該裂隙一直持續(xù)到觀測鉆孔全長，鉆孔內(nèi)出現(xiàn)大量崩塌區(qū)域，崩塌巖塊雜亂無規(guī)律散落在鉆孔內(nèi)部，表明此時鉆孔已到達(dá)垮落帶；由圖4（b）可知，當(dāng)鉆孔深度為30 m 時，鉆孔周圍破碎情況好轉(zhuǎn)，以橫向縱向裂隙為主，且裂隙在縱向延伸；由圖4（c）可知，當(dāng)鉆孔深度為59 m 時，橫向裂隙發(fā)育清晰，1#鉆孔窺視裂隙發(fā)育高度為56.47～58.68 m，2#鉆孔窺視裂隙發(fā)育高度為57.38～59.37 m；由圖4（d）可知，當(dāng)鉆孔深度為60 m 時，鉆孔周圍整體光滑完整，并未見其他明顯裂隙，說明此時“兩帶”發(fā)育已達(dá)到最大高度，平均為57.47 m，裂采比為19.16。

圖4 鉆孔窺視圖Fig.4 Peep view of borehole

3 “兩帶”發(fā)育高度模擬及計算

3.1 構(gòu)建模型

為獲得由于工作面開采而導(dǎo)致覆巖破壞的清晰展示，使用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，以某煤礦工程地質(zhì)條件為模擬基礎(chǔ)，建立模型，如圖5 所示，設(shè)計模型尺寸為300 m×300 m×132 m，網(wǎng)格尺寸劃分為5 m×5 m×5 m，對塑性破壞區(qū)域進(jìn)行明確劃分。模擬工作面開采寬度為200 m、推進(jìn)長度為200 m，先對上煤層4#煤層進(jìn)行開采，待下沉穩(wěn)定后對下煤層5#煤層進(jìn)行開采，從左至右一次開采10 m，循環(huán)步數(shù)至求解平衡。模型采用Mohr-Coulomb 屈服準(zhǔn)則，模擬各巖性參數(shù)見表1。

表1 巖性參數(shù)表Table 1 Parameters of lithology

圖5 數(shù)值模擬圖Fig.5 Diagram of numerical simulation

3.2 模擬結(jié)果及分析

3.2.1 上煤層開采分析

上煤層開采過程中垂直應(yīng)力變化如圖6 所示。由圖6 可知，應(yīng)力形態(tài)呈“倒8 形”，靠近開切眼側(cè)和工作面?zhèn)忍幟罕趹?yīng)力集中。

圖6 上煤層開采過程垂直應(yīng)力分布Fig.6 Vertical stress distribution in mining process of upper coal seam

上煤層開采覆巖破壞區(qū)分布圖如圖7 所示。由圖7（a）可知，當(dāng)工作面推進(jìn)40 m 時，工作面的頂?shù)装灏l(fā)生拉伸破壞，破壞深度為2 m；由圖7（b）可知，當(dāng)工作面推進(jìn)80 m 時，覆巖拉伸破壞范圍加大，破壞裂隙突然呈現(xiàn)出激增態(tài)勢，由原本的2 m 發(fā)展至38 m，靠近開切眼側(cè)上覆巖層剪切破壞；由圖7（c）可知，當(dāng)工作面推進(jìn)120 m 時，覆巖垮落高度為8 m，垮落形態(tài)為“正梯形”，覆巖破壞形態(tài)為“拱型”，煤壁側(cè)上覆巖層表現(xiàn)出拉伸與剪切破壞；由圖7（d）可知，當(dāng)工作面推進(jìn)160 m 時，地表小范圍出現(xiàn)拉伸破壞區(qū)域即發(fā)展為自上至下的裂隙，裂隙在水平方向上開始延展，延展范圍為100 m；由圖7（e）可知，當(dāng)工作面推進(jìn)180 m 時，開切眼側(cè)上方地表下行破壞區(qū)深度增加為15 m；由圖7（f）可知，當(dāng)工作面推進(jìn)200 m 時，地表下行破壞區(qū)深度發(fā)展至20 m，切眼側(cè)破壞裂隙發(fā)育高度為58 m，煤壁側(cè)裂隙發(fā)育高度增加至48 m，兩側(cè)裂隙發(fā)育呈現(xiàn)非均勻性發(fā)展，整個工作面覆巖完全破壞，拉伸區(qū)高度發(fā)育，并且“兩帶”完全貫通，覆巖破壞形態(tài)整體表現(xiàn)為“帽形”，裂采比為19.33。

圖7 上煤層開采覆巖破壞區(qū)分布圖Fig.7 Distribution map of overlying strata failure zone in upper coal seam mining

圖8 展示了上煤層裂隙帶發(fā)育高度。由圖8 可知，上煤層開采后只考慮推進(jìn)距離的影響，“兩帶”發(fā)育高度呈現(xiàn)出臺階上升的趨勢，階段間的變化以激跳的方式進(jìn)行，激跳時裂隙帶高度的變化幅度較大，為10～35 m。由于采空區(qū)覆巖是以層狀結(jié)構(gòu)存在，在開采過后受擾動應(yīng)力以及自身重力的作用向下移動，當(dāng)移動超過其極限抗拉強(qiáng)度發(fā)生拉伸破斷，頂板會出現(xiàn)突然斷裂，裂隙帶由此激烈上移，最終表現(xiàn)為階段性的穩(wěn)定以及突然的跳越。使用Matlab 軟件對上煤層開采后不同推進(jìn)距離下“兩帶”發(fā)育高度進(jìn)行擬合，計算見式（1）和式（2）。

圖8 上煤層裂隙帶發(fā)育高度Fig.8 Development height of fracture zone of upper coal seam

式中：A1、B1、C1、D1均為常數(shù)，無特殊含義；x為工作面距開切眼距離，m；y1為上煤層開采“兩帶”發(fā)育高度，m；擬合度R2=0.998 75。

3.2.2 下煤層開采分析

當(dāng)上煤層下沉穩(wěn)定后，對下煤層進(jìn)行開采，下煤層垂直應(yīng)力如圖9 所示。由圖9 可知，垂直應(yīng)力集中于工作面?zhèn)让罕谔帲译S著工作面的推進(jìn)而向前移動。

圖9 下煤層開采過程垂直應(yīng)力分布Fig.9 Vertical stress distribution in mining process of lower coal seam

下煤層開采覆巖破壞區(qū)分布圖如圖10 所示。由圖10（a）可知，當(dāng)工作面推進(jìn)40 m 時，裂隙帶高度由原本的58 m 急速發(fā)展至78 m，裂隙帶高度增加20 m，推進(jìn)40 m 為激跳點；由圖10（b）可知，通過激跳點后裂隙帶發(fā)育高度再次增加10 m，此時裂隙帶發(fā)育高度為88 m，結(jié)合該礦地質(zhì)資料可知，此時裂隙帶與地表貫通，形成導(dǎo)水漏風(fēng)通道；由圖10（c）可知，隨著工作面繼續(xù)推進(jìn)，裂隙帶高度不再變化，但裂隙帶橫向影響區(qū)域逐漸增加，覆巖破壞形態(tài)由“馬鞍形”轉(zhuǎn)變?yōu)椤巴釵 內(nèi)蝶形”，上煤層、下煤層采空區(qū)發(fā)生貫通，垮落帶發(fā)生重合，使得采空區(qū)中部垮落巖石進(jìn)一步被壓實；由圖10（d）可知，下煤層開采結(jié)束時，“兩帶”發(fā)育高度穩(wěn)定，發(fā)育形態(tài)清晰，裂采比為29.33。

圖10 下煤層開采覆巖破壞區(qū)分布圖Fig.10 Distribution map of overlying strata failure zone in lower coal seam mining

由圖11 可知，下煤層開采后同樣只考慮推進(jìn)距離的影響，“兩帶”的發(fā)育高度成臺階式上升，階段間的變化以激跳的方式進(jìn)行，激跳時裂隙帶高度的變化為10～20 m，相較于上煤層開采，激跳幅度略有下降，使用Matlab 軟件對下煤層開采后不同推進(jìn)距離下“兩帶”發(fā)育高度進(jìn)行擬合，計算見式（3）和式（4）。

圖11 下煤層裂隙帶發(fā)育高度Fig.11 Development height of fracture zone of lower coal seam

式中：A、B、C、D均為常數(shù)，無特殊含義；x為工作面推進(jìn)距離，m；y2為下煤層開采“兩帶”發(fā)育高度，m；擬合度R2=0.985 73。

3.3 經(jīng)驗公式計算

4#煤層、5#煤層為近水平煤層，煤層頂板分別為砂質(zhì)泥巖與泥巖，即煤層的頂板為軟巖。根據(jù)《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采指南》一書中，關(guān)于煤層頂板為軟巖時“兩帶”發(fā)育高度的經(jīng)驗計算公式為式（5）和式（6）[20]。

式中：∑M為煤層綜合采厚，m；Hli為“兩帶”發(fā)育高度，m。

根據(jù)該礦的地質(zhì)采礦條件，可知上煤層的綜合采厚為3 m，代入式（5）計算可知Hli=44.67～62.47 m，代入式（6）計算可知Hli=61.96 m。

3.4 結(jié)果分析

由經(jīng)驗公式可知，該礦上煤層開采結(jié)束后裂隙帶最大發(fā)育高度為62 m，以上煤層采動時的裂隙發(fā)育高度預(yù)測為基礎(chǔ)，驗證擬合公式的準(zhǔn)確性和實用性，對比分析鉆孔窺視、數(shù)值模擬、擬合公式計算、經(jīng)驗公式計算所得上煤層開采時裂隙帶發(fā)育高度數(shù)值，見表2。

表2 “兩帶”發(fā)育高度對比情況Table 2 Comparison of the development height of “two zones” 單位：m

由表2 可知，經(jīng)驗公式預(yù)測“兩帶”發(fā)育高度平均為62.47 m，而根據(jù)現(xiàn)場鉆孔實測可知，上煤層開采時裂隙帶最大發(fā)育高度為57.27 m，經(jīng)驗公式預(yù)測值與實測值之間差值為5.20 m，誤差范圍為9.08%，在此條件下，經(jīng)驗公式能在一定程度上反映裂隙帶發(fā)育高度；數(shù)值模擬預(yù)測、經(jīng)驗公式計算所得上煤層開采時裂隙帶最大發(fā)育高度分別為57.86 m、58.00 m，與實測數(shù)據(jù)較接近，誤差范圍分別為1.03%、1.27%。

4 結(jié)論

1）為分析近距離煤層重復(fù)采動條件下“兩帶”發(fā)育高度變化規(guī)律，使用井下窺視法，上煤層開采時進(jìn)行鉆孔窺視，得到初采裂隙帶最大發(fā)育高度為57.27 m，裂采比為19.16。

2）根據(jù)某礦的地質(zhì)資料建立FLAC3D模型，通過模擬可知，上煤層開采后裂隙帶最高為58 m，下煤層開采后裂隙帶最高為88 m，初采和復(fù)采的裂采比分別為19.33、29.33；近距離煤層重復(fù)開采覆巖破壞整體表現(xiàn)為“拱形—帽形—馬鞍形—外O 內(nèi)蝶形”。

3）裂隙帶高度隨工作面的推進(jìn)而增加，當(dāng)?shù)竭_(dá)一定距離時，覆巖發(fā)生大面積破斷，裂隙帶的高度以激跳方式遞進(jìn)到下一階段，直至發(fā)展穩(wěn)定，通過數(shù)據(jù)擬合得到了近距離煤層重復(fù)采動時裂隙帶發(fā)育高度與工作面推進(jìn)距離的關(guān)系式。

4）將數(shù)值模擬和擬合公式結(jié)果與實測數(shù)據(jù)進(jìn)行比較，誤差范圍分別為1.03%、1.27%，驗證了模擬以及擬合公式對重復(fù)采動“兩帶”發(fā)育高度預(yù)測準(zhǔn)確性。