和善煤礦“兩帶”高度數值模擬及實測研究

郝 鋼 ，于鼎豪 ，徐 營 ，王 力 ，劉 宏

（1.山西汾西礦業集團正新煤焦有限責任公司 和善煤礦，山西 長治 046000；2.中國礦業大學 礦業工程學院，江蘇 徐州 221116）

煤層采用長壁工作面和垮落法開采后，上覆巖層移動和破壞具有明顯的分帶性，從采空區至地表覆巖破壞范圍逐漸擴大、破壞程度逐漸減弱，自下而上分別為垮落帶、導水裂隙帶和彎曲下沉帶。垮落帶是指由采煤引起的上覆巖層破壞并向采空區垮落的巖層范圍。垮落帶內巖塊之間空隙多、連通性強，是水體和泥沙潰入井下的通道，也是瓦斯逸出或積聚的空間；垮落帶上方的巖層產生斷裂或裂隙，但仍保持其原有層狀的巖層帶即為導水裂隙帶。導水裂隙帶位于垮落帶之上，具有與采空區相連的導水裂隙。若該部分波及水體，即可將水導入井下[1]。

目前，“兩帶”高度主要通過理論計算、數值模擬、相似實驗及現場實測得出。理論計算主要分為統計擬合公式[2]、以覆巖運動規律為基礎，用數學方法推導得出公式[3]以及利用神經網絡技術進行預測[4]；相似模擬則根據實際圍巖條件及實驗模型尺寸，按照一定的相似比制作相似材料并確定荷載與開采速度，待覆巖穩定后測量兩帶高度[5-7]；現場實測主要有鉆孔窺視法、光纖傳感器位移測定法及電阻率法等[8-10]。由于實際生產中覆巖類型、煤層埋深及采高的條件差異較大，理論公式計算所得結果存在一定誤差[11]。因此，通過多種手段聯合運用，揭示不同層間距下覆巖“兩帶”發育情況，為工作面防治水工作奠定了基礎。

1 工程地質條件

和善煤礦位于山西省長治市沁源縣，地層傾角一般8°～15 °，含可采煤層5 層，可采煤層總厚6.72 m，可采含煤系數4.6 %。相關的6 號煤位于太原組上段下部，平均埋深130.52 m，下距9+10號煤層43.50～59.15 m，平均53.02 m。煤層厚度0～2.58 m，平均1.29 m。一般不含夾石，僅個別點含1 層夾石，結構簡單，頂底板一般為泥巖和粉砂巖。9+10 號煤位于太原組下段頂185.36 m，煤層厚度0～4.12 m，平均2.12 m。含0～3 層夾石，結構簡單～復雜。頂板一般為泥巖和石灰巖。底板一般為泥巖和粉砂巖，偶見細粒砂巖。下組煤層9+10 號煤層的主要充水含水層為太原組石灰巖裂隙含水層，其補給以大氣降水補給為主，其次是上覆含水層側向補給且受上覆煤層采空區積水的威脅，防治水工程量較大。

2 “兩帶”高度理論計算

根據相關規范所提供的公式[12]，和善煤礦9+10 號煤石灰巖頂板按堅硬巖層情況考慮，垮落帶及導水裂隙帶高度按式（1）及式（2）計算：

式中：Hc為垮落帶高度，m；Hf為導水裂隙帶高度，m；M為累計采高，取2.0 m。

計算得：Hc=7.4～12.4 m；Hf=36.6～54.4 m。

3 UDEC 數值模擬

3.1 數值模型

模擬旨在研究6 號煤底板導水裂隙帶與9+10號煤頂板導水裂隙帶是否貫通，故需模擬不同層間距情況下的“兩帶”發育情況。根據地質資料，9+10 號煤埋深約200 m，模型中假定9+10 號煤為參考系，6 號煤根據層間距不同而上下浮動，范圍為43.5 ～59.15 m。綜合考慮模擬結果的代表性與計算高效性，本次分別取層間距43.50、51.15、59.15 m 進行分析。

模型沿工作面推進方向建立，工作面推進距離240 m。模型中塊體采用莫爾-庫倫本構模型，節理采用庫倫滑移模型，煤巖物理力學參數見表1。

表1 煤巖物理力學參數Table 1 Physical parameters of coal and rock

3.2 數值模擬結果及分析

3.2.1 塑性區判據

巖層屈服后進入塑性狀態，其完整性遭到破壞，一方面巖體本身固有的裂隙進一步擴展與延伸，另一方面又產生新的裂隙，這些裂隙互相連通即構成裂隙通道。采場覆巖塑性區圖能夠觀察到覆巖的破壞形態，因此，分析“兩帶”發育高度可以塑性破壞區范圍可作為判定最大導水裂隙帶高度的依據之一[13-15]。不同層間距下9+10 號煤覆巖塑性區分布圖如圖1。

圖1 不同層間距下9+10 號煤覆巖塑性區分布圖Fig.1 Plastic zone distribution of No.9+10 coal with different layer spacing

根據對稱性，僅取模型半結構進行分析。對于破壞形式，表現為在采空區上覆巖層主要以拉伸和拉剪破壞為主，再向上以剪切破壞為主。采動后覆巖自上而下大致可以分為5個變形區域，分別為未受破壞區、塑性變形區、拉張裂隙區、拉張破壞區和局部拉張區[16]。

9+10 號煤層上方一定范圍內存在與采空區走向長度相近的塑性破壞區，且該部分主要發生拉伸破壞，可得垮落帶高度分別為11.17、11.01、11.67 m，平均高度11.28 m。導水裂隙帶一般認為時塑性區發育的最大高度，由于層間距較近的2種情況下塑性區均有重疊現象，故可從圖1(c)中得出導水裂隙帶高度為47.04 m。

3.2.2 裂隙圖判據

不同層間距下9+10 號煤頂板巖層裂隙分布圖如圖2。

圖2 不同層間距下9+10 號煤頂板巖層裂隙分布圖Fig.2 Fracture distribution in floor of No.9+10 coal with different layer spacing

由于圍巖條件、埋深等因素相差不大，6 號煤底板導水裂隙帶深度在不同層間距時變化不大，最深為4.42 m。由于垮落帶距開采煤層最近，回采后失去平衡自由跨入采空區，破碎程度很大，故認為煤層上部垂直裂隙密集區為垮落帶范圍。6號煤開采對底板造成影響的范圍并未波及9+10 號煤頂板附近區域，故9+10 號煤在不同層間距情況下垮落帶高度相似，分別為11.46、10.82 、11.10 m，平均11.13 m。在圖2（a）中，由于層間距較近，9+10 號煤頂板導水裂隙帶已與6 號煤底板導水斷裂帶發生大面積重合而無法分辨；圖2（b）與圖2（c）中，裂隙輪廓呈現明顯的馬鞍形。由于層間距不同，頂面荷載及側向荷載稍有差別，綜合影響造成2 層間距下導水裂隙帶高度稍有不同，發育高度分別為46.03、46.40 m，平均46.22 m。

4 “兩帶”發育高度實測

4.1 實測方法

研究采用的現場觀測方法為井下仰孔法，采用雙端堵水器進行。通過在井下選取適當的位置向上施工不同的方位和傾角的傾斜鉆孔。測試系統如圖3。

圖3 測試系統示意圖Fig.3 Schematic of testing system

圖4 鉆孔位置示意圖Fig.4 Schematic of drilling position

雙端堵水器是由2 個連在一起的膠囊及相應的管路構成，膠囊起脹與鉆孔注水是通過各自獨立的2 套系統來完成的。

具體觀測時，先將觀測設備的各個組件組裝在一起（確保各個接口處的密封效果），放入鉆孔之前應先進行實驗，一切正常后在放入鉆孔中。工作時將推進桿逐根連接，把具有一定壓力的外接水源通過觀測工作臺及2 根耐壓軟管與雙端堵水器相連接，用推桿將雙端堵水器送至欲測深度。觀測時首先打開起脹系統閥門，通過膠囊起脹將測試孔段兩端封住，然后開啟注水系統，保持規定的注水壓力值（小于膠囊壓力），待測試孔段的注水流量與孔壁裂隙的漏水流量達到平衡、流量穩定后，即可通過流量儀表測定單位時間內的注水量，亦即孔壁的漏水量；測試完畢時，打開膠囊放水閥門，這時水壓迅速下降，膠囊收縮，封閉孔段積水泄出后，關閉注水閥門，讀出注水管路所在的高程的靜水壓力，可得到注水段的垂直高程（用于校正傾斜）。然后將裝置推到新的測試位置，重復上述過程，這樣就可以測得整個鉆孔連續各段的漏失量，根據這個漏失量的大小來判斷上覆各巖層的裂隙發育狀況，從而確定導水裂隙帶的發育高度。

4.2 井下觀測工程設計

綜合各因素考慮，9101 工作面導水裂隙帶高度觀測位置定為終采線附近。9101 工作面采空區內施工1 個采后孔，用于觀測煤層頂板覆巖受采動破壞后導水裂隙帶的最大發育深度。為了達到預期的試驗研究目的，獲取較為準確的可靠的觀測數據，還需施工1 個基礎鉆孔即基準孔，用于觀測未受采動影響的覆巖巖層的原始裂隙狀態，觀測數據用于采后觀測對比的基礎，背向9101 工作面采空區向覆巖施工基準鉆孔。根據理論計算與數值模擬結果綜合分析，導水裂隙帶高度為47 m 左右。實際上，9101 工作面頂板為堅硬巖層，為了使觀測方案安全可靠，導水裂隙帶探測高度定為65 m。因此，在9+10 號煤設計觀測孔時，主要對覆巖采動破壞高度在30～60 m 范圍內的覆巖破壞情況進行控制研究。同時，為防止出現裂高過大等異常情況，適當加大鉆孔深度，最大控制高度為65 m。

9101 工作面“兩帶”探測鉆孔位于9101 回風巷內，共施工3 個鉆孔，其中1～3 號采動孔位于采空區內，采前孔位于采空區之外穩定巖石內。采前孔距終采線109 m，1 號采動孔距終采線10 m，2號采動孔距終采線11 m，3 號采動孔距終采線60 m。

4.3 觀測結果及分析

各鉆孔絕對漏失量分布圖如圖5，各孔相對漏失量-層位綜合關系圖如圖6。

圖5 各鉆孔絕對漏失量分布圖Fig.5 Absolute leakage distribution of each testing hole

圖6 各孔相對漏失量-層位綜合關系圖Fig.6 Comprehensive schematic of relationship between leakage and location of each testing hole

圖5 中基準孔漏失量曲線展示了在未經開挖擾動巖層的天然漏失量，該漏失量由天然存在于巖體中的微裂隙、開口連通的孔隙所導致。上述二者尺寸均較小（μm 級），故各垂深下漏失量較小（均小于2.5 L/min）；1 號采后孔曲線所對應的測孔距終采線最近，孔前部位于垮落帶，后部位于導水裂隙帶，故漏失量較其他孔更多。由于垮落帶巖石破碎程度高，強度很低，在鉆孔施工結束后由于地應力作用導致孔身位于垮落帶范圍內的部分沿垂直其軸線方向產生了較大形變，而導水斷裂帶內孔的變形較小，孔身的不均勻形變使儀器在到達對應垂深10.6 m 位置處無法繼續前進（實際孔長大于儀器所在位置），故可知垮落帶高度為10.6 m；在2 號采后孔曲線中，由于施工位置限制，孔身一部分位于上山保護煤柱內，故垂深較小時漏失量較少，與基準孔數據相近。曲線高位段代表對應垂深范圍內開挖擾動導致的裂隙發育強烈，即導水斷裂帶所在位置。為加快測試效率，3 號采后孔從垂深25 m 處開始測試，故曲線自孔垂深25 m 時開始。同樣存在較大漏失量，說明了6 號煤底板導水裂隙帶與9+10 號煤頂板導水裂隙帶存在貫通。

在圖6 中，2 號孔相對漏失量在距6 號煤底板10.4 m 位置后開始明顯增加，3 號孔流量曲線展示了相同的趨勢，但增加位置起點離6 號煤更遠，原因是2 號孔離終采線位置較3 號孔更遠，兩孔方位角相同而3 號孔孔身更長，導致3 號孔更加深入采空區中心位置，裂隙發育更強烈。曲線該特點表明從此高度開始，兩煤層導水裂隙帶開始發生重疊現象，重疊部分的巖石經歷了2 次開挖擾動，破壞程度相較于其他部分更加嚴重，導水裂隙帶發育更強烈，透水能力更強。

5 結 語

1）通過規范經驗公式計算得和善煤礦9+10 號煤覆巖垮落帶高度為7.4～12.4 m，導水裂隙帶高度為36.6～54.4 m；利用UDEC 數值模擬得出得兩帶高度分別為11.28、46.63 m；現場雙端堵水器實測得出“兩帶”高度分別為10.6、45.79 m。

2）數值模擬結果表明兩煤層裂隙的貫通情況受層間距的影響較為顯著。層間距較小時（43.5 m左右），兩煤層導水裂隙帶出現全采空區范圍內均貫通的現象，6 號煤采空區內地下水對9+10 號煤工作面產生持續影響；層間距適中時（51.15 m 左右），開切眼與工作面向采空區內存在采空區長度1/4 范圍內的導水裂隙帶貫通，6 號煤底板裂隙同樣會對9+10 號煤開采造成影響；層間距較大時（59.15 m 左右），兩煤層導水裂隙帶重疊范圍較小，6 號煤采空區地下水對9+10 號煤開采造成的影響較小。

3）9101 工作面現場實測部位兩煤層間距為52.56 m，盡管大于6 號煤底板導水裂隙帶深度4.42 m 與9+10 號煤導水裂隙帶高度46.63 m 之和，但仍存在裂隙貫通現象。6 號煤開采后其上方垮落帶、導水裂隙帶高度發育，若其上方一定高度內存在含水層和積水，地下水將流入6 號煤采空區。其下方9+10 號煤開采時，頂板導水裂隙帶發育，可能造成9+10 號煤工作面涌水量過大隱患。實際情況下，兩煤層層間距，中間各巖層厚度、巖性、破壞情況具有離散性，是空間位置、開采時間等因素相互作用的結果。