厚煤层大采高综放工作面覆岩断裂演化规律研究

2024-05-23刘洪涛罗紫龙韩子俊陈小港彭佳琛

煤炭科学技术 2024年3期

刘洪涛，罗紫龙，韩子俊，韩洲，陈小港，彭佳琛

（中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院, 北京 100083）

0 引言

我国现有煤炭储量中，厚煤层约占45%，是我国实现高产高效开采的主力煤层[1-2]。厚煤层一般采用分层开采、放顶煤开采、大采高综采3 种开采方法，特殊情况下也可同时采用2 种或多种方法[3-5]。大采高综放开采是厚煤层的主要开采方法，能够实现煤炭的快速高效开采[6-10]。

随着割煤和放煤高度的增加，弯曲下沉空间显著增大，当顶板断裂时，将释放出大量的能量，从而形成强烈的矿压显现，引起工作面煤壁片帮严重、顶煤采出率低、瓦斯涌出量大等突出问题。因此，要实现厚煤层大采高综放工作面的正常安全生产，正确认识工作面覆岩的断裂演化规律尤为重要。近年来，我国诸多学者运用数值模拟、理论计算、相似模拟试验与现场实测等方法，王云广等[11]给出了高强度开采覆岩岩“两带”高度计算公式，提出了三维立体空间条件下的高强度开采覆岩运移的“弹性薄板”+“平行压力拱”复合机理模型。蒋金泉等[12]提出了离层空间演化特征的确定方法，建立了主关键层底部最大离层空间的分析模型与预测方法。许满贵等[13]研究了工作面受采动影响后采场覆岩运移规律。殷伟等[14]研究了混合综采工作面覆岩运移规律和空间结构特征，得到了不同充实率状态下混合综采工作面覆岩空间结构特征。赵毅鑫等[15]分析了8.8 m 超大采高工作面采动覆岩裂隙演化及能量耗散规律。张广超等[16]提出了基于极限拉伸应变的软弱覆岩破坏高度计算方法。杨科等[17]获得了厚硬顶板条件下厚煤层开采覆岩破断运移规律和“三带”动态演化特征。采场覆岩中对岩体活动起主要控制作用的坚硬岩层称为关键层，根据控制不同岩层可分为主关键层和亚关键层，关键层理论为覆岩破断运移规律的研究提供了新的思路[18-21]。闫少宏等[22]提出了大采高综采顶板“短悬臂梁－铰接岩梁”结构。付玉平等[23]对浅埋厚煤层大采高工作面顶板岩层断裂演化规律进行了模拟研究。柴敬等[24]对采场上覆关键层的运移进行了模拟试验并结合现场观测检测。任艳芳[25]提出了浅埋深工作面覆岩“悬臂梁－铰接岩梁”结构并进行验证。

在此基础上，根据羊场湾煤矿160206 厚煤层综放工作面的来压特征，采用理论分析、相似模拟、数值模拟三者结合的方法进一步研究覆岩断裂演化规律，指导现场生产，具有重要的理论意义和工程应用价值。

1 工程概况

160206 工作面距地面平均垂深592 m，目前主开采二层煤。160206 工作面的煤岩层综合柱状图如图1 所示。二层煤层理发育较破碎，顶板坚硬，回采过程受采动矿压影响容易造成工作面大面积悬顶、煤壁片帮，煤层顶板富水性强，开采过程中一层煤顶板粗砂岩含水层水涌入工作面下端头。需要对160206 工作面覆岩断裂演化规律进行研究，保证现场安全生产。工作面支架测点布置如图2 所示。

图1 工作面煤岩层综合柱状Fig.1 Comprehensive histogram of coal and rock strata in working face

图2 工作面支架测点布置Fig.2 Layout of measuring points of working face support

160206 工作面倾斜长度为227 m，共有131 台液压支架，编号分别为1、2、···，131 号，从5 号支架开始，每隔10 台液压支架布设一组液压支架阻力监测，共计13 个监测测点。

收集的液压支架数据见表1，由表1 可知，160206 综放工作面平均工作阻力为31.45 MPa，来压时的判据为36.31 MPa。

表1 液压支架支护工作阻力Table 1 Working resistance of hydraulic support

根据支架阻力数据绘制成热图如图3 所示。

图3 初次来压前支架阻力Fig.3 Support resistance before initial pressure

由图3 可知，工作面支架阻力在走向方向表现为中间高、两端低。前100 m 支架阻力变化不大，之后支架阻力迅速增加，工作面推进至130.5 m，整个工作面支架阻力超过来压判据，工作面初次来压，顶板大面积垮落，初次来压步距为130.5 m。

以现场数据为基础，展开相似模拟与数值模拟研究，揭示大采高综放工作面的覆岩断裂演化规律。

2 相似模拟试验

2.1 试验方案

2.1.1模型设计

试验采用长×宽×高=1 800 mm×160 mm×1 300 mm的试验台。根据相似定律和试验装置，确定几何相似比C1=1/200；容重相似比Cγ=0.57；应力相似比Ca=C1Cγ=0.0029 ；时间相似比。模型左右两边各留设100 mm 煤柱以避免边界效应产生的影响。

2.1.2试验过程

模型开挖高度为46.5 mm，代表井下实际煤厚9.3 m；开挖长度为1 600 mm，代表井下实际推进长度约320 m；每21 min 回采一次，代表井下实际时间3 d；每次开挖进尺50 mm，代表井下实际进尺10 m。

岩层相似材料配比与关键层位置见表2。

表2 岩层相似材料配比与关键层位置Table 2 Proportion of similar materials in rock strata and location of key layers

2.1.3测点布置

为了精确监测煤层推进过程中，覆岩移动和位移变化情况，在模型正面不同层位布置了位移基点，位移基点布置9 行，18 列。对每个位移基点黏贴测标并进行编号，垂直测线由下至上编号为1～9，水平测线从左到右编号为1～18。为尽可能展示整个覆岩的运移规律，选择5 条测线均布于上覆岩层。沿工作面推进方向布设3 条垂直测线，分别为1 号测线、2 号测线、3 号测线，相对开切眼距离分别为70、170、270 m。在覆岩水平方向布设2 条水平测线，分别为4 号测线、5 号测线，4 号测线布置于亚关键层中粒砂岩，5 号测线布置于主关键层上方45 m 处的粗砂岩。位移基点实际布置如图4 所示。

图4 位移基点布置Fig.4 Layout of displacement base points

2.2 覆岩断裂规律

2.2.1基本顶初次垮落

基本顶初次垮落如图5 所示。工作面推进100 m（图5a），亚关键层第1 分层达到极限跨距，开始垮落。但由于采空区自由空间很大导致回转量较大，基本顶无法在采空区形成铰接稳定结构，呈现出顶板的台阶下沉。

图5 基本顶初次垮落过程Fig.5 Initial collapse process of basic roof

推进至120 m（图5b），亚关键层全部垮落，断裂岩块相互铰接形成砌体梁结构，上覆岩层亦随之垮落。工作面初次来压，步距为120 m，与现场初次来压步距相对误差7.7%，误差较小，能较好地研究覆岩的断裂演化规律。

2.2.2基本顶周期垮落

基本顶周期垮落如图6 所示。推进130 m（图6a），工作面发生第1 次周期来压。覆岩断裂形态呈“梯形”，断裂岩层与主关键层之间形成一条最宽为8.95 m 的离层裂隙，主关键层尚无明显变化。推进270 m（图6b），基本顶发生第8 次周期来压，导水裂隙带达到最大高度，采空区中部覆岩被压实，且压实区向推进方向和垂直方向扩张。推进320 m（图6c），基本顶发生第10 次周期来压，导水裂隙带高度不变，压实区达到最大高度，继续向推进方向扩张。采空区两端纵向与水平裂隙发育较高，属于裂隙富集区，且跟随工作面向前移动，处于动态平衡。

图6 基本顶周期垮落过程Fig.6 Periodic collapse process of basic roof

2.3 覆岩运移规律

煤层开采引起覆岩的断裂失稳，导致顶板发生水平错动与竖直下沉，相应地产生水平位移与垂直位移，而水平位移相对较小，故主要对垂直位移进行监测分析。

1）垂直测线在不同推进距离下的位移（向下为负）变化趋势如图7 所示。综合1、2、3 号测线垂直位移变化趋势可知：

图7 垂直测线位移变化趋势Fig.7 Change trend of vertical measuring line displacement

同一测点的位移变化随工作面推进表现为“台阶”下沉，不同测点的台阶数量、台阶高度、台阶宽度不同。下沉量最大值与测点编号呈负相关，即覆岩下沉量由下至上逐层递减。

亚关键层和主关键层的断裂共同决定覆岩的下沉，但不同时期主导因素不同。前期亚关键层的断裂为主导因素，中后期主关键层的断裂为主导因素。

初次来压后，由于工作面上方悬臂梁的存在，基本顶的大幅下沉不同程度地滞后于推进距离（10～20 m）。

工作面推进一定距离后，工作面后方50 m 以内的覆岩尚处于下沉阶段，而距离较远的下层覆岩率先达到最大下沉量，进入压实阶段。覆岩由下至上沿推进方向逐渐压实。

2）水平测线在不同推进距离下的位移（向下为负）变化趋势如图8 所示（图8a 为3D 曲面，图8b 为水平投影）。

图8 水平测线位移变化趋势Fig.8 Change trend of horizontal measuring line displacement

4 号测线（图8a）位于亚关键层中粒砂岩，推进120 m 时，4-2、4-3、4-4、4-5、4-6 测点急剧下沉8.25～9.30 m，说明亚关键层整体断裂，工作面初次来压。工作面继续推进，测点位移逐渐向右发育，中部测点下沉量达到最大值9.3 m，处于稳定状态，采空区从左到右逐渐被压实。

5 号测线（图8b）位于主关键层上方45 m 处的粗砂岩，反映着主关键层所控制的岩层变化趋势。左右两端测点位移为0，测点两端到中部下沉量逐渐增大。随着工作面推进，中部测点下沉量逐渐增加，中部测点首先被压实处于稳定状态，且逐渐向右压实。

水平测线的位移变化趋势沿走向表现为急剧下降→稳定（最大值）→快速上升→稳定（最小值）。位移变化趋势在三维图中表现为一个“深渊+盆地”形状。

3 覆岩断裂数值模拟试验

3.1 数值模型建立

基于羊场湾煤矿160206 工作面实际地质条件，建立数值计算模型，如图9 所示。

图9 数值计算模型Fig.9 Numerical calculation model

尺寸为520 m×1 m×289.6 m（长×宽×高），根据岩层的力学性质对网格进行大小不同的划分，模型底部为固定边界，四周为位移约束边界，模型上部距地表330 m，施加等效载荷8.25 MPa。为去除边界效应，模型两端各留设100 m 煤柱。模拟工作面采高9.3 m，走向推进320 m，采用分步开挖，每步进尺10 m，共计32 步。块体采用摩尔-库伦模型，节理采用库仑滑移模型。

表3 工作面覆岩力学参数Table 3 Mechanical parameters of working face overburden

工作面覆岩力学参数见表3。

3.2 覆岩运移规律

3.2.1覆岩运动场

工作面推进过程中，覆岩的运移情况如图10所示。

图10 覆岩运移情况Fig.10 Overburden movement

根据覆岩运移速度的大小分为3 种区域，分别是加速下沉区（v≥0.2 m/s）、缓慢下沉区（0

工作面推进120 m，工作面初次来压。亚关键层及其控制岩层垮落，垮落区上部覆岩下沉速度由采空区中部向两端递减。采空区中部覆岩最大下沉速度为1.01 m/s，而主关键层下沉速度为0.03 m/s，仅为垮落覆岩的3%。推进140 m，覆岩运动范围在水平与垂直方向均增大。此时采空区两端下沉速度较大，而采空区中部覆岩由于达到最大下沉量而不再下沉，下沉速度为0，成为稳定区。推进200 m，覆岩向上运动至地表，地表开始下沉，下沉速度为0.03 m/s。采空区左端与中部发展成稳定区，采空区右端和覆岩中部为加速下沉区，缓慢下沉区已发育至地表。推进290 m，地表下沉形成盆地。稳定区继续向垂直和水平方向扩展，而加速下沉区集中在靠近工作面的覆岩中下部。

为研究推进过程中覆岩下沉速度的变化规律，分别以工作面上方7 m、相距开切眼56 m 作为水平与垂直测线，监测不同推进距离下覆岩的下沉速度。取4 种典型情况下的测线数据，绘制成折线图，如图11 所示。

图11 不同推进距离的覆岩下沉速度Fig.11 Overburden subsidence speed with different advancing distance

由图11a 可知，初期（推进120 m）覆岩下沉速度较小，中期（推进140 m）覆岩下沉速度急剧增加，最高可达612.9 mm/s，后期（推进200～290 m）下沉速度大幅降低，在190 mm/s 上下波动。说明同一层岩层下沉速度会经历急剧加速→大幅减速→稳定阶段。

由图11b 可知，随着工作面推进，覆岩逐渐向上运动，且最大下沉速度逐渐减小，初期（推进120 m）最大下沉速度可达990.8 mm/s，后期（推进290 m）仅为31.3 mm/s，减小至初始速度的3.2%。

煤层开采后，工作面覆岩由下至上成组运动，发展到地面引起地表下沉，各岩层在时空耦合下非连续破断变形产生离层裂隙，接下来从离层变化与地表下沉的角度对覆岩运移规律进行阐述。

3.2.2离层与地表下沉动态演化规律

1）离层演化规律。离层量的时空动态分布呈现为截然不同的两阶段，如图12 所示。第一阶段：工作面初次来压（亚关键层初次断裂）→主关键层断裂前夕。此阶段内，离层量在煤层走向分布呈现为“高帽状”，工作面向前推进，高帽宽度逐渐增加，即离层范围随之扩大。一般情况下，最大离层量与推进距离正相关，初期（推进120 m）最大离层量为4 468 mm，末期最大离层量高达8 508 mm，为初期的1.9 倍。第二阶段：主关键层断裂之后。此阶段内，离层量在煤层走向分布呈现为“双驼峰状”，且前驼峰（近工作面处驼峰）低于后驼峰（近开切眼处驼峰）。前后驼峰初始跨度相近，随着推进距离增加，后驼峰跨度基本不变，前驼峰跨度逐渐增加，离层范围向前扩张。前后驼峰分界处离层量逐渐降低，直至为零，即采空区中部覆岩首先被压实。

图12 离层量时空动态分布Fig.12 Spatiotemporal dynamic distribution of stratification separation

2）地表下沉规律。推进320 m 时，记录模型顶部的垂直位移与水平位移，绘制成折线图，如图13所示（水平位移向右为正，垂直位移向上为正），代表地表的位移分布情况。

图13 地表位移分布情况Fig.13 Surface displacement distribution

由图13 可知，垂直位移类似1/2 正弦图像，水平位移类似一个正弦图像。地表下沉量由采空区中部向两端递减，水平移动量在左右两端都经历增加至峰值→减小至0 的过程，地表最大下沉处即为水平位移为0 处。地表位移变化表现为中间深、边缘浅的盆地，主要下沉区与主要移近区均位于采空区中部，且主要移近区略大于主要下沉区。

洞悉地表位移分布情况后，分别以相距开切眼75、126 m 两处典型位置作为地表水平位移与垂直位移测点，记录相关位移增加量（或减小量）以及下沉与移近速度（速度按推进1 m 的地表下沉量或移近量计算，单位为mm/m），如图14 所示，研究推进过程中地表的位移变化情况。

图14 地表位移变化情况Fig.14 Variation of surface displacement

由图14 可知，地表移近量与下沉量的变化趋势接近一致，但地表下沉量比移近量高出3～12 倍，地表最大下沉量为7 909 mm，最大移近量为1 939 mm，即地表位移主要表现为下沉现象。初期地表下沉速度较大，而移近速度几乎从0 开始增长，中后期地表下沉速度与移近速度变化趋势大致接近。地表初次下沉后，移近速度与下沉速度经历加速→减速→平稳3 个阶段。

随着工作面向前推进，地表下沉值不断增大。地表最大下沉值及其增长速度（速度按推进1 m 的地表最大下沉量计算，单位为mm/m）、最大下沉位置的动态演化过程如图15 所示。

图15 地表最大下沉动态演化过程Fig.15 Dynamic evolution process of maximum surface subsidence

由图15 可知，地表初次下沉最大值仅为962 mm，而后期下沉最大值高达7 909 mm，增长了7.2 倍，且后期最大下沉值几乎不变。初次下沉后，地表最大下沉值经历匀加速增长→加速度减小的增长。最大下沉位置随着工作面推进不断向前运动，且一直处于采空区中部，后期最大下沉位置为一段距离，而非一点，即盆地中央。

3.3 地表下沉机理

地表下沉示意图如图16 所示。亚关键层断裂后，随着工作面向前推进，覆岩由下至上逐层运动，主关键层与亚关键层之间岩层的不协调变形产生离层裂隙。主关键层断裂后，直至地表的上覆岩层共同下沉，地表开始下沉，离层裂隙在煤层走向方向呈“双驼峰状”。

图16 地表下沉示意Fig.16 Schematic of surface subsidence

工作面继续推进，在岩层自重与上覆岩层载荷作用下，采空区中部岩层由下至上逐渐压实，离层裂隙闭合，地表下沉范围与下沉值增大。离层裂隙的动态演化、破碎岩体的压实过程与地表下沉息息相关，有助于研究地表下沉规律。地表开始下沉时，任一点处的地表下沉值理论计算式可表达为

式中：u为任一点处地表下沉值，m；M为煤层厚度，m；d为该点下方离层量之和，m；n为导水裂隙带间岩层总数，层；Ki、hi分别为各岩层的碎胀系数、厚度，m；Δh为岩层破断后体积膨胀导致的空间上升高度，m。

直接顶破碎较为严重，碎胀系数较大，基本顶破断主要形成层间结构，破断块体较大，碎胀系数较小，所以 Δh以直接顶为主。地表下沉初期，离层量d与Δh较大，故而地表下沉值较小。工作面向前推进，采空区中部岩层逐渐被压实，地表下沉值理论计算式可表达为：

式中：m为压实的岩层总数，层；KPi、h1i分别为压实各岩层的残余碎胀系数与厚度，m；x为未被压实的岩层总数，层；h2i为未压实的各岩层厚度，m；h为导水裂隙带的岩层总厚度，m。

离层量d由采空区中部向两端递增，且采空区中部覆岩被压实导致其 Δh值低于两端，所以地表越靠近采空区中部，下沉值越大，两端下沉值较小，呈现为盆地。岩层被压实导致裂隙闭合，相应的d、Δh减小，地表下沉值逐渐增大，直至岩层被完全压实，离层量d减小为0，Δh降为最低，地表下沉达到最大值，之后进入充分采动阶段。地表最大下沉值理论计算式可表达为

由此可知，煤层厚度、离层量、导水裂隙带内岩层的厚度、覆岩岩性及物理性质共同决定地表下沉量。而煤层厚度与离层量较大，起决定性作用，一般情况下，地表最大下沉量与煤层厚度正相关。在一定开采条件下，通过离层区注浆充填，使得充填体代替离层量d，且充填体高度不会随工作面推进而减小，便能有效控制地表下沉，实现煤矿绿色开采。

4 覆岩断裂演化过程

工作面推进过程中，覆岩的断裂演化过程如图17 所示。工作面推进过程中，覆岩断裂形态会经历3 个阶段。第1 阶段：亚关键层断裂，主关键层处于稳定阶段，工作面初次来压。采空区下部为矩形垮落区，上部为砌体梁结构，覆岩断裂形态为等腰梯形。工作面继续推进，垮落区高度增加，覆岩离层位置逐渐向上发育，且离层区朝水平与垂直方向扩张。第2 阶段：主关键层断裂，覆岩断裂形态演化为双等腰梯形，表土层影响区为矩形。采空区两端纵向与水平裂隙发育较高，为裂隙富集区。此时，离层区纵向高度最大，矩形垮落区高度达到最大，之后由于覆岩压实作用导致矩形垮落区高度小幅度降低并趋于稳定。过渡期：覆岩断裂位置发育至最高，即导水裂隙带达到最大高度，双等腰梯形高度达到最大。表土层影响区由矩形演化为倒梯形，且地表影响范围逐渐扩大，地表影响角 α逐渐降低。采空区中部由下至上为压实区和离层区，压实区逐渐向上发育而增大，离层逐渐闭合导致离层区逐渐减小；两端为裂隙富集区，且裂隙富集区达到最大。第3 阶段：地表下沉达到最大值，进入充分采动阶段。此时，地表影响角降至最低，采空区中部覆岩全部被压实，压实区达到最大，离层区消失。工作面继续推进，覆岩断裂位置跟随工作面前进，裂隙富集区处于动态平衡状态，覆岩断裂双等腰梯形宽度增加，但高度不变。