于青慧

（山西凯嘉能源集团义棠矿业管理公司，山西 晋中 032000）

0 引言

我国井工煤矿开采以长壁采煤法为主，全部垮落法管理顶板。煤层开采后在工作面后方形成采空区，破坏了围岩应力平衡状态，从而使岩体产生移动、变形和破坏，直至应力达到新的平衡。工作面上覆岩层发生不同程度的破断、移动，最终形成“三带”，即垮落带、断裂带和弯曲下沉带。水体下采煤时，将垮落带和断裂带合称为导水裂隙带。导水裂隙带范围和高度与工作面上覆岩体岩性及其组合结构、采煤方法、顶板管理方法、采高和工作面的尺寸、煤层倾角、地质构造等密切相关，准确地确定垮落带和导水裂隙带高度，对顶板水害防治、合理留设防隔水煤（岩） 柱、瓦斯抽采等有重要意义。本文采用理论计算、UDEC 数值模拟、压水测试的方法，研究青云煤矿020202 综采工作面覆岩“两带”发育高度，为矿井安全生产提供技术指导。

1 概况

青云煤矿020202 工作面位于二采区，东为二采区准备巷道，西邻井田边界，南为采空区，北为实体煤层。地表属丘陵地貌，无建筑物。工作面煤层厚度为2.0～2.5 m，平均厚度为2.3 m，夹矸3层，夹矸岩性以泥岩、炭质泥岩为主。煤层总体上呈一单斜构造，煤层平均倾角16°。煤层直接顶为砂质泥岩，厚度4.04 m，老顶为细砂岩，厚度4.25 m，直接底为砂质泥岩，厚度5.79 m。工作面两顺槽及切眼掘进揭露情况，轨道顺槽揭露断层1条、运输顺槽揭露断层1 条，均为正断层，落差均小于1 m，断层不导水。工作面范围内无岩浆体、冲刷带、陷落柱等地质异常现象。

2 理论计算“两带”高度

工作面采空区上覆岩层破坏、移动的时空过程是非常复杂的，大体上可分为直接顶初次垮落前、直接顶垮落后但未充满采空区、顶板冒落后充满采空区、基本顶断裂旋转、表土段下沉。其本质是由于工作面推进距离的增加，采空区上覆岩层因达到其强度极限而垮落，继而冒落岩石的碎胀性限制了覆岩破坏的层层向上传递，随着开采范围扩大，覆岩破坏、移动范围不断扩展，采空区矸石重新压实顶板运动减缓，直至达到稳定状态。

根据《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB/T12719-2021） 附录A.1 中硬岩类垮落带、导水裂隙带最大高度的计算公式计算如下。

式中：Hm为垮落带最大高度，m；Hli为导水裂隙带最大高度，m；∑M为煤层累计采厚，m。

工作面最大可采厚度按2.5 m 计算，可得，垮落带最大高度为10.3 m，导水裂隙带最大高度为38.5 m。

根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》中经验公式（3） 进行计算：

工作面最大可采厚度按2.5 m 进行计算，得到覆岩导水裂隙带的最大高度为41.6 m。

3 数值模拟“两带”高度研究

3.1 模型的建立

采用数值模拟软件UDEC 对020202 工作面“两带”发育高度进行模拟研究。根据地质资料，建立长×高=300 m×110 m 的平面应变数值模型。数值模拟开挖工作面时在模型两侧各留设40 m 左右的边界煤柱，模型的底部界和左、右边界均采用零位移边界条件，即底部边界条件为全约束边界（u=0 且v=0）；左、右边界条件为单约束边界（u=0，v≠0）；上边界为自由边界，无约束；上边界以上的岩层作为外载荷施加在模型的上边界上，数值模型如图1 所示。

图1 020202 工作面初始地应力平衡Fig.1 Initial in-situ stress balance of No.020202 Face

3.2 工作面推进过程中裂隙发育特征

模拟设置每次推进40 m，推进6 次，模拟工作面推进240 m，工作面回采后裂隙发育特征，如图2 所示。

图2 工作面回采后塑性区特征Fig.2 Characteristics of plastic zone after mining face

由图2 可知，工作面推进40 m 时，采空区中部顶板最大下沉量为1.17 m，向切眼和工作面煤壁方向顶板下沉量逐渐减小。

工作面推进80 m、120 m 时，靠近工作面后方顶板并未出现明显的垮落变形，靠近切眼处顶板充分垮落，此时顶板变形特征为直接顶发生离层并伴随着部分岩块垮落，距切眼20 m 处的顶板最大下沉量为2.2 m，远离工作面顶板已经充分垮落，充填采空区。工作面处于顶板初次来压阶段，切眼处顶板由于实体煤柱的限制作用，下沉量较小。工作面后方40 m 范围内顶板几乎不发生下沉，推测由于2 号煤顶板有多层厚度大于5.0 m 的坚硬岩层岩，在工作面推过后对上覆岩层有较强的控制作用，使顶板表现出暂缓下沉的特点。

工作面推进160 m、200 m 时，采空区上方直接顶（砂质泥岩） 及1 号煤全部离层，顶板发生更大范围垮落，顶板最大下沉量为7.9 m，距切眼120 m 处的顶板冒落到采空区，但是顶板岩层裂隙明显增多；此后随工作面推进上覆岩层下沉量和下沉范围都逐渐增大，垮落带逐渐向上发育。但顶板下沉至距2 号煤层高度为39.8 m 位置时不再产生明显变形，由于此处有多层厚度为5.0 m 左右的泥岩、粉砂岩互层，抑制了上覆岩层的进一步下沉。靠近煤壁处，随工作面前移，下沉范围在工作面推进方向上也逐渐前移扩大。

当工作面推进至240 m 时，采空区垮落范围没有进一步增加，裂隙带高度范围在35.3～40.3 m，弯曲下沉带一直延伸到模型顶部，此时采空区上方岩体垮落充分，部分厚硬岩层充当关键层对顶板起到承载作用，使采空区顶板出现台阶垮落特征。

根据数值模拟结果，最终分析得到020202 工作面开采后，顶板垮落带高度为7.9 m，裂隙带高度范围在35.3～40.3 m。

4 现场钻孔压水测试“两带”高度

目前现场常用的导水裂隙带实测方法有钻孔冲洗液消耗量法、岩层移动钻孔探测法、钻孔成像探测法、孔间无线电波透测法、电视成像探测技术、井下仰斜钻孔冒裂带高度观测方法。其中井下仰斜钻孔冒裂带高度观测方法具有工程量小、成本低、精度高、简单易行的优点，应用较多。

4.1 井下仰斜钻孔冒裂带高度观测方法

为减少工程量并提高测试的准确度，采用井下仰斜钻孔分段压水观测方法。在井下需测试的采煤工作面周围选择合适的地点开掘钻场，从钻场向采空区上方打仰斜钻孔，钻孔斜穿垮落带和断裂带，并达到预计的断裂带顶界以上适当高度。使用“钻孔双端封堵测漏装置”沿钻孔进行分段封堵注水，测定钻孔各分段水的漏失量，以此掌握岩石的破裂松动情况，最终确定导水裂隙带的顶界高度。冒裂带高度观测仪结构上有两条通路，分别是充气通路和注水通路，如图3 所示。首先通过充气通路给胶囊充入一定压力的气体使其膨胀，封堵住孔内分段的两端；然后通过注水通路给两胶囊封堵段内恒压注水。通过注水控制台控制水压并观测注水流量。每测定一个孔段后，将封堵器的胶囊卸压，收缩卸压后，移至下一测试段继续进行注水观测，直到测出整个钻孔各段的漏失量，根据漏失量变化情况确定围岩破坏范围。

图3 井下仰斜钻孔导高观测原理图及实物图Fig.3 The principle diagram and physical diagram of elevation observation of underground inclined borehole

4.2 现场测试方案设计

钻场位置的选取应根据工作面实际开采条件及现有巷道、围岩情况进行确定，还应保证水源、通风行人的方便。设计3 个钻孔，钻场钻孔参数设计见表1，钻孔布置如图4 所示。

表1 钻场钻孔参数设计一览Table 1 List of drilling parameters design in drilling field

图4 钻场钻孔布置示意Fig.4 Drilling layout of drilling field

4.3 “两带”高度现场实测结果及分析

现场对钻孔各段的漏失量进行了详细记录，根据数据记录，结合钻孔布置剖面图绘制钻孔分段注水漏失量分布图。

4.3.1 DB1 钻孔观测数据分析

根据井下钻孔各段观测数据及有效漏失量绘制对比孔（DB1 钻孔） 分段注水漏失量分布图，如图5 所示。观测数据表明，在020202 工作面上覆岩体未被破坏条件下，对比孔（DB1） 注水流量平均为0.8 L/min 左右。采前对比孔所处覆岩未遭受采动影响，没有发生移动和破断，根据现场观测情况，对比孔测试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，注水漏失量分别在1.2 ～1.1 L/min 变化。

图5 DB1 钻孔每米单位时间漏失量Fig.5 Unit time leakage per meter of DB1 drilling

经分析，对比孔（DB1 孔） 中注水漏失量变化的主要原因是岩体存在一定量的原生裂隙；管接头处封闭不严造成漏失。

4.3.2 CH1 钻孔观测数据分析

根据钻孔观测数据及有效漏失量绘制出井下仰孔CH1 钻孔分段注水漏失量分布图，如图6 所示。CH1 孔注水流量分布图中的漏失量梯度变化表明，在孔深35.5～38 m 这一区段注水漏失量在1.1～1.2 L/min 波动变化，与对比孔对应段注水漏失量比较接近，表明此区段岩层未破坏；在孔深为38～62 m 这一区段注水漏失量变化量比前一区段明显增大，注水漏失量达到3～6.1 L/min，是采前对照孔对应位置平均漏失量的3.75～7.625 倍，说明观测孔的这一区段是导水裂隙带的上段部分，由于这一段注水漏失量增加较快，说明从此段岩层破坏较为严重，属于导水裂隙带的范围。在孔深为62～72 m 这一区段注水漏失量在1.1～1.2 L/min 波动变化，虽然略大于0.8 L/min，但与采前对比孔比较相差不大，表明此段岩层破坏不严重，判断其已经处于弯曲下沉带内。因此，由图6 可知，020202 工作面开采后，覆岩导水裂隙带的最高位置在孔的62 m处，与煤层顶板的垂直高度为39.3 m。

图6 CH1 钻孔每米单位时间漏失量Fig.6 Unit time leakage per meter of Ch1 drilling

4.3.3 CH2 钻孔观测数据分析

根据井下钻孔观测数据及有效漏失量绘制出采后井下仰孔CH2 钻孔分段注水漏失量分布图，如图7 所示。采后CH2 孔注水流量分布图中的漏失量梯度变化表明，孔深26～28 m 这一区段注水漏失量在0.8～1.2 L/min 波动变化，与对比孔对应区段注水漏失量比较接近，说明此区段岩层未破坏；在孔深30～31 m 这一区段注水漏失量为3.4 L/min，是采前对比孔平均漏失量的4.25 倍，表明此区段内岩石已经遭受到破坏；孔深32～36 m 这一区段内注水漏失量在13.4～16.4 L/min，是采前对比孔平均漏失量的16.75～20.5 倍，由于这一区段注水漏失量增加较快，说明从此段开始岩层破坏较为严重，较CH1 孔中判断的导水裂隙带的注水漏失量也显著增大，是其2.69 倍，这说明此段为垮落带；孔深38～61 m 这一区段内注水漏失量在3.2～5.4 L/min，是采前对比孔平均漏失量的4.9～6.75 倍，与CH1 孔测试结果相近，表明此段已经进入导水裂隙带。因此，由图7 可知020202 工作面开采后，覆岩垮落带的位置在孔中的36 m 处，与煤层顶板的垂直高度为8.0 m。

图7 CH2 钻孔每米单位时间漏失量Fig.7 Unit time leakage per meter of Ch2 drilling

总的来讲，工作面开采前，上覆岩层未受到采动影响，裂隙不发育，采前对比钻孔注水漏失量变化不明显，主要是流入到上覆岩层的原生裂隙中。工作面采过以后，上覆岩层受到采动影响，产生大量的新生裂隙，CH1 和CH2 钻孔注水漏失量比同深度位置采前对比钻孔DB1 孔的注水漏失量大；CH1 和CH2 钻孔注水位置向深部移动，注水漏失量呈明显减小的趋势，最终趋向于稳定。

综上，根据DB1、CH1、CH2 钻孔各分段注水漏失量分布规律可知，020202 工作面垮落带发育垂直高度约为8.0 m，导水裂隙带垂直高度最大为39.3 m。

5 结语

通过公式计算、数值模拟、现场钻孔压水测试3 种方法对020202 工作面“两带”高度进行了研究，3 种方法得到的数据比较接近，能够相互验证。分别取3 种结果的最大值做为该工作面的垮落带和导水裂隙带高度最终结果，该工作面垮落带最大高度为10.3 m，冒采比为4.12；导水裂隙带最大高度为41.6 m，裂采比为16.64，该数据可为今后矿井顶板水害防治、防隔水煤（岩） 柱留设、优化工作面布置、优化瓦斯抽采高位钻孔布置提供科学指导。