和善煤矿“两带”高度数值模拟及实测研究.pdf

174fracture(9):174-179移动扫码阅读HAO Gang,YU DinghaoXuYing,et al.Numerical simulation and field test of height of caving zone and54(9):174-179.郝钢，于鼎豪，徐营，等.和善煤矿“两带”高度数值模拟及实测研究J.煤矿安全，2 0 2 3，Safetyin Coal MinesSep.20232023年9 月煤码岁全No.9Vol.54第9 期第5 4 卷DOI:10.13347/ki.mkaq.2023.09.023和善煤矿“两带”高度数值模拟及实测研究郝钢，于鼎豪,徐营,王力,刘宏2（1.山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司和善煤矿，山西长治0 4 6 0 0 0；2.中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州2 2 1 1 1 6)摘要：为探究上位煤层采动影响对下位煤层垮落带及导水裂隙带发育规律的影响，在理论分析的基础上，运用UDEC数值模拟软件，模拟了不同层间距上位煤层底板断裂带深度与下位煤层覆岩“两带”高度变化规律，并以实际工作面为背景，采用双端堵水器对覆岩“两带”高度进行实测。结果表明：9+1 0 号煤垮落带高度为1 0.6 m，导水裂隙带高度为4 5.7 9 m，上位煤层开采对下位煤层导水裂隙带的发育高度存在一定影响，且基本呈负相关趋势，上下两煤层导水裂隙带存在贯通的可能性关键词：UDEC数值模拟；煤层群；覆岩运动；垮落带；导水裂隙带；现场实测中图分类号：P641文献标志码：A文章编号：1 0 0 3-4 9 6 X（2 0 2 3）0 9-0 1 7 4-0 6Numerical simulation and field test of height of caving zone and fracture zone in Heshan Coal MineHAO Gang,YU Dinghao*,XU Ying*,WANG Li,LIU Hong(1.Heshan Coal Mine,Shanxi Fenxi Mining Group Zhengxin Coking Coal Co.,Ltd.,Changzhi 046000,China;2.School of Mining Engineering,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China)Abstract:In order to explore the distribution rules of caving zone and water conducted zone of lower layer coal under the influenceof mining on upper layer coal,based on theoretical analysis,distribution rules of floor fracture zone of upper coal layer and cavingzone and fracture zone of overlying rock of lower coal layer with various of layer spacing have been simulated.Taking actual work-ing face as background,the height of caving zone and fracture zone of overlying rock have been measured by using double-endedwater stopper.The results show that the height of the caving zone of No.9+10 coal is 10.6 m,and the height of the fracture zone is45.79 m.The mining of the upper coal seam has a certain influence on the development height of the fracture zone of the lower coalseam,and there is a negative correlation trend.The fracture zone of the upper and lower coal seams may be connected.Key words:UDEC simulation;coal seam group;overburden strata movement;caving zone;water conducted zone;field test煤层采用长壁工作面和垮落法开采后，上覆岩层移动和破坏具有明显的分带性，从采空区至地表覆岩破坏范围逐渐扩大、破坏程度逐渐减弱，自下而上分别为跨落带、导水裂隙带和弯曲下沉带。落带是指由采煤引起的上覆岩层破坏并向采空区垮落的岩层范围。垮落带内岩块之间空隙多、连通性强，是水体和泥沙溃人井下的通道，也是瓦斯逸出或积聚的空间；垮落带上方的岩层产生断裂或裂隙，但仍保持其原有层状的岩层带即为导水裂隙带。导水裂隙带位于跨落带之上，具有与采空区相连的导水裂隙。若该部分波及水体，即可将水导入井下。目前，“两带”高度主要通过理论计算、数值模拟、相似实验及现场实测得出。理论计算主要分为统计拟合公式2 、以覆岩运动规律为基础，用数学方法推导得出公式3 以及利用神经网络技术收稿日期：2 0 2 2-0 9-1 6责任编辑：陈洋基金项目：国家自然科学基金资助项目（U21A20107）作者简介：郝钢（1 9 8 6 一），男，山西孝义人，高级工程师，硕士，主要从事煤矿安全生产方面的工作。E-mail：5 2 6 7 7 8 9 8 0 q q.c o m175Safety in Coal MinesSep.20232023年9 月Vol.54No.9煤矿发全第9 期第5 4 卷进行预测 4 ；相似模拟则根据实际围岩条件及实验模型尺寸，按照一定的相似比制作相似材料并确定荷载与开采速度，待覆岩稳定后测量两带高度 5-7 ;现场实测主要有钻孔窥视法、光纤传感器位移测定法及电阻率法等 8-1 0 。由于实际生产中覆岩类型、煤层埋深及采高的条件差异较大，理论公式计算所得结果存在一定误差 1 。因此，通过多种手段联合运用，揭示不同层间距下覆岩“两带”发育情况，为工作面防治水工作奠定了基础。1工程地质条件和善煤矿位于山西省长治市沁源县，地层倾角一般8 1 5，含可采煤层5 层，可采煤层总厚6.72m，可采含煤系数4.6%。相关的6 号煤位于太原组上段下部，平均埋深1 3 0.5 2 m，下距9+1 0号煤层4 3.5 0 5 9.1 5 m，平均5 3.0 2 m。煤层厚度02.58m，平均1.2 9 m。一般不含夹石，仅个别点含1 层夹石，结构简单，顶底板一般为泥岩和粉砂岩。9+1 0 号煤位于太原组下段顶1 8 5.3 6 m，煤层厚度0 4.1 2 m，平均2.1 2 m。含0 3 层夹石，结构简单复杂。顶板一般为泥岩和石灰岩。底板一般为泥岩和粉砂岩，偶见细粒砂岩。下组煤层9+10号煤层的主要充水含水层为太原组石灰岩裂隙含水层，其补给以大气降水补给为主，其次是上覆含水层侧向补给且受上覆煤层采空区积水的威胁，防治水工程量较大。2“两带”高度理论计算根据相关规范所提供的公式 1 2 ，和善煤矿9+10号煤石灰岩顶板按坚硬岩层情况考虑，垮落带及导水裂隙带高度按式(1)及式(2)计算：100ZMH=2.5(1)2.1ZM+16100ZMHf=8.9(2)1.2ZM+2.0式中：H.为垮落带高度，m；H 为导水裂隙带高度,m;ZM为累计采高，取2.0 m。计算得:H=7.412.4m;H=36.654.4m。3UDEC数值模拟3.1数值模型模拟旨在研究6 号煤底板导水裂隙带与9+1 0号煤顶板导水裂隙带是否贯通，故需模拟不同层间距情况下的“两带”发育情况。根据地质资料，9+10号煤埋深约2 0 0 m，模型中假定9+1 0 号煤为参考系，6 号煤根据层间距不同而上下浮动，范围为4 3.5 5 9.1 5 m。综合考虑模拟结果的代表性与计算高效性，本次分别取层间距4 3.5 0、5 1.1 5、59.15m进行分析。模型沿工作面推进方向建立，工作面推进距离2 4 0 m。模型中块体采用莫尔-库伦本构模型，节理采用库伦滑移模型，煤岩物理力学参数见表1。表1煤岩物理力学参数Table1Physical parameters of coal and rock抗拉强度/体积模量/剪切模量/黏聚力/内摩擦角/岩层岩性MPaGPaGPaMPa()粉砂岩2.406.095.827.9039.70泥岩4.683.001.300.8030.00石灰岩9.118.936.1516.5040.70煤0.541.600.762.6530.30泥岩4.683.001.300.8030.00细粒砂岩9.606.255.0810.1040.703.2数值模拟结果及分析3.2.1塑性区判据岩层屈服后进入塑性状态，其完整性遭到破坏，一方面岩体本身固有的裂隙进一步扩展与延伸，另一方面又产生新的裂隙，这些裂隙互相连通即构成裂隙通道。采场覆岩塑性区图能够观察到覆岩的破坏形态，因此，分析“两带”发育高度可以塑性破坏区范围可作为判定最大导水裂隙带高度的依据之一 1 3-1 5 。不同层间距下9+1 0 号煤覆岩塑性区分布图如图1。根据对称性，仅取模型半结构进行分析。对于破坏形式，表现为在采空区上覆岩层主要以拉伸和拉剪破坏为主，再向上以剪切破坏为主。采动后覆岩自上而下大致可以分为5 个变形区域，分别为未受破坏区、塑性变形区、拉张裂隙区、拉张破坏区和局部拉张区 1 6 。9+10号煤层上方一定范围内存在与采空区走向长度相近的塑性破坏区，且该部分主要发生拉伸破坏，可得落带高度分别为1 1.1 7、1 1.0 1、11.67m，平均高度1 1.2 8 m。导水裂隙带一般认为时塑性区发育的最大高度，由于层间距较近的2种情况下塑性区均有重叠现象，故可从图1(c)中得出导水裂隙带高度为4 7.0 4 m。3.2.2裂隙图判据不同层间距下9+1 0 号煤顶板岩层裂隙分布图176SafetyinCoal MinesSep.20232023年9 月No.9Vo1.54煤矿安全第9 期第5 4 卷Block stateNoneshear-nshear-pshear-n shear-ptension-pshear-pshear-ptension-ptension-n shear-ptension-ptension-n tension-p,tension-p（a）层间距4 3.5 0 mBlock stateNoneshear-n shear-pshear-n shear-p.tension-pshear-pshear-ptension-ptension-n shear-p tension-ptension-n.tension-ptension-p（b）层间距5 1.1 5 mBlock stateNoneshcar-n shear-pshear-n shear-p.tension-pshear-pshear-p tension-p,tension-n shear-ptension-ptension-n tension-ptension-p（c）层间距5 9.1 5 m图1不同层间距下9+1 0 号煤覆岩塑性区分布图Fig.1Plastic zone distribution of No.9+10 coal withdifferentlayer spacing如图2。由于围岩条件、埋深等因素相差不大，6 号煤底板导水裂隙带深度在不同层间距时变化不大，最深为4.4 2 m。由于垮落带距开采煤层最近，回采后失去平衡自由跨入采空区，破碎程度很大，故认为煤层上部垂直裂隙密集区为垮落带范围。6号煤开采对底板造成影响的范围并未波及9+1 0 号煤顶板附近区域，故9+1 0 号煤在不同层间距情况下跨落带高度相似，分别为1 1.4 6、1 0.8 2、1 1.1 0 m，平均1 1.1 3 m。在图2(a)中，由于层间距较近，9+10号煤顶板导水裂隙带已与6 号煤底板导水断裂带发生大面积重合而无法分辨；图2(b)与图2(c)中，裂隙轮廓呈现明显的马鞍形。由于层间距装隙带轮廊跨落带轮摩（a）层间距4 3.5 0 m玲落带轮廊（b）层间距5 1.1 5 m农源带轮烤落带轮席（c）层间距5 9.1 5 m图2不同层间距下9+1 0 号煤顶板岩层裂隙分布图Fig.2Fracture distribution in floor of No.9+10 coal withdifferent layerspacing不同，顶面荷载及侧向荷载稍有差别，综合影响造成2 层间距下导水裂隙带高度稍有不同，发育高度分别为4 6.0 3、4 6.4 0 m，平均4 6.2 2 m。4“两带”发育高度实测4.1实测方法研究采用的现场观测方法为井下仰孔法，采用双端堵水器进行。通过在井下选取适当的位置向上施工不同的方位和倾角的倾斜钻孔。测试系统如图3。双端堵水器是由2 个连在一起的胶囊及相应的管路构成，胶囊起胀与钻孔注水是通过各自独立的2 套系统来完成的。177SafetyinCoal MinesSep.20232023年9 月No.9Vol.54煤发全第9 期第5 4 卷堵水器堵水器外观钻孔冷钻杆起涨胶管堵水器结构注水胶管高压胶管堵水器封堵情况截止阀压力表调压阀VC流量表八堵水器封堵注水原理（a）堵水器结构示意图（b）井下仰孔观测系统示意图图3测试系统示意图Fig.3Schematic of testing system具体观测时，先将观测设备的各个组件组装在一起（确保各个接口处的密封效果），放人钻孔之前应先进行实验，一切正常后在放入钻孔中。工作时将推进杆逐根连接，把具有一定压力的外接水源通过观测工作台及2 根耐压软管与双端堵水器相连接，用推杆将双端堵水器送至欲测深度。观测时首先打开起胀系统阀门，通过胶囊起胀将测试孔段两端封住，然后开启注水系统，保持规定的注水压力值（小于胶囊压力），待测试孔段的注水流量与孔壁裂隙的漏水流量达到平衡、流量稳定后，即可通过流量仪表测定单位时间内的注水量，亦即孔壁的漏水量；测试完毕时，打开胶囊放水阀门，这时水压迅速下降，胶囊收缩，封闭孔段积水泄出后，关闭注水阀门，读出注水管路所在的高程的静水压力，可得到注水段的垂直高程（用于校正倾斜）。然后将装置推到新的测试位置，重复上述过程，这样就可以测得整个钻孔连续各段的漏失量，根据这个漏失量的大小来判断上覆各岩层的裂隙发育状况，从而确定导水裂隙带的发育高度4.2井下观测工程设计综合各因素考虑，9 1 0 1 工作面导水裂隙带高度观测位置定为终采线附近。9 1 0 1 工作面采空区内施工1 个采后孔，用于观测煤层顶板覆岩受采动破坏后导水裂隙带的最大发育深度。为了达到预期的试验研究目的，获取较为准确的可靠的观测数据，还需施工1 个基础钻孔即基准孔，用于观测未受采动影响的覆岩岩层的原始裂隙状态，观测数据用于采后观测对比的基础，背向9 1 0 1 工作面采空区向覆岩施工基准钻孔。根据理论计算与数值模拟结果综合分析，导水裂隙带高度为47m左右。实际上，9 1 0 1 工作面顶板为坚硬岩层，为了使观测方案安全可靠，导水裂隙带探测高度定为6 5 m。因此，在9+1 0 号煤设计观测孔时，主要对覆岩采动破坏高度在3 0 6 0 m范围内的覆岩破坏情况进行控制研究。同时，为防止出现裂高过大等异常情况，适当加大钻孔深度，最大控制高度为 6 5 m。根据钻孔位置示意图如图4。中T区回9101回风巷2号孔方位角2 8 4%1号孔方位角2 8 4 3号孔方位角2 8 4 基准孔方位角7 3 倾角3 0%；斜长9 7 m1倾角2 0%；斜长2 7 m倾角3 0%：斜长1 1 9 m倾角5 0%；斜长4 9 m图4钻孔位置示意图Fig.4Schematic of drillingposition9101工作面“两带”探测钻孔位于9 1 0 1 回风巷内，共施工3 个钻孔，其中1 3 号采动孔位于采空区内，采前孔位于采空区之外稳定岩石内。采前孔距终采线1 0 9 m，1 号采动孔距终采线1 0 m，2号采动孔距终采线1 1 m，3 号采动孔距终采线6 0 m。4.3观测结果及分析各钻孔绝对漏失量分布图如图5，各孔相对漏失量-层位综合关系图如图6。图5 中基准孔漏失量曲线展示了在未经开挖178SafetyinCoal MinesSep.20232023年9 月No.9Vo1.54煤矿发全第9 期第5 4 卷3530252015一基准孔一1 号采动孔10一2 号采动孔一3 号采动孔50102030405060垂深/m图5 各钻孔绝对漏失量分布图Fig.5Absolute leakage distribution of each testing hole27528848800终采线6号煤U/垂2号孔3号孔基准孔1号孔9+10号煤图6 各孔相对漏失量-层位综合关系图Fig.6Comprehensive schematic ofrelationship betweenleakage and location of each testing hole扰动岩层的天然漏失量，该漏失量由天然存在于岩体中的微裂隙、开口连通的孔隙所导致。上述二者尺寸均较小（m级），故各垂深下漏失量较小（均小于2.5 L/min）；1 号采后孔曲线所对应的测孔距终采线最近，孔前部位于垮落带，后部位于导水裂隙带，故漏失量较其他孔更多。由于垮落带岩石破碎程度高，强度很低，在钻孔施工结束后由于地应力作用导致孔身位于垮落带范围内的部分沿垂直其轴线方向产生了较大形变，而导水断裂带内孔的变形较小，孔身的不均匀形变使仪器在到达对应垂深1 0.6 m位置处无法继续前进（实际孔长大于仪器所在位置），故可知垮落带高度为10.6m；在2 号采后孔曲线中，由于施工位置限制，孔身一部分位于上山保护煤柱内，故垂深较小时漏失量较少，与基准孔数据相近。曲线高位段代表对应垂深范围内开挖扰动导致的裂隙发育强烈，即导水断裂带所在位置。为加快测试效率，3 号采后孔从垂深2 5 m处开始测试，故曲线自孔垂深2 5m时开始。同样存在较大漏失量，说明了6 号煤底板导水裂隙带与9+1 0 号煤顶板导水裂隙带存在贯通。在图6 中，2 号孔相对漏失量在距6 号煤底板1 0.4 m位置后开始明显增加，3 号孔流量曲线展示了相同的趋势，但增加位置起点离6 号煤更远，原因是2 号孔离终采线位置较3 号孔更远，两孔方位角相同而3 号孔孔身更长，导致3 号孔更加深入采空区中心位置，裂隙发育更强烈。曲线该特点表明从此高度开始，两煤层导水裂隙带开始发生重叠现象，重叠部分的岩石经历了2 次开挖扰动，破坏程度相较于其他部分更加严重，导水裂隙带发育更强烈，透水能力更强。5结语1)通过规范经验公式计算得和善煤矿9+1 0 号煤覆岩垮落带高度为7.4 1 2.4 m，导水裂隙带高度为3 6.6 5 4.4 m；利用UDEC数值模拟得出得两带高度分别为1 1.2 8、4 6.6 3 m；现场双端堵水器实测得出“两带”高度分别为1 0.6、4 5.7 9 m。2)数值模拟结果表明两煤层裂隙的贯通情况受层间距的影响较为显著。层间距较小时（4 3.5 m左右），两煤层导水裂隙带出现全采空区范围内均贯通的现象，6 号煤采空区内地下水对9+1 0 号煤工作面产生持续影响；层间距适中时（5 1.1 5 m左右），开切眼与工作面向采空区内存在采空区长度1/4范围内的导水裂隙带贯通，6 号煤底板裂隙同样会对9+1 0 号煤开采造成影响；层间距较大时（5 9.1 5 m左右），两煤层导水裂隙带重叠范围较小，6号煤采空区地下水对9+1 0 号煤开采造成的影响较小。3)9101工作面现场实测部位两煤层间距为52.56m，尽管大于6 号煤底板导水裂隙带深度4.42m与9+1 0 号煤导水裂隙带高度4 6.6 3 m之和，但仍存在裂隙贯通现象。6 号煤开采后其上方垮落带、导水裂隙带高度发育，若其上方一定高度内存在含水层和积水，地下水将流入6 号煤采空区。其下方9+1 0 号煤开采时，顶板导水裂隙带发育，可能造成9+1 0 号煤工作面涌水量过大隐患。实际情况下，两煤层层间距，中间各岩层厚度、岩性、破坏情况具有离散性，是空间位置、开采时间等因素相互作用的结果。参考文献(References):1杜计平，孟宪锐.采矿学 M.徐州：中国矿业大学出版社,2 0 1 5.2杨俊哲，王振荣，贾林刚，等.神东矿区采后覆岩“两带”179SafetyinCoalMines2023年9 月Sep.2023煤砺发全No.9Vol.54第9 期第5 4 卷高度计算公式拟合回归及适用性分析 C/2020年煤炭安全高效绿色智能开采地质保障学术论坛论文集.西安：中国煤炭工业安全科学技术学会水害防治专业委员会，2 0 2 0:1 0 3-1 0 9.3孙峰，赵丹，潘竞涛，等.上覆岩层冒落带高度计算公式合理性分析 J.能源技术与管理，2 0 2 1,4 6(4)：7-8.SUN Feng,ZHAO Dan,PAN Jingtao,et al.Analysis onrationality of height calculating formula for overlyingstrata caving zoneJ.Energy Technology and Manage-ment,2021,46(4):7-8.4李奇，秦玉金，高中宁.基于BP神经网络的覆岩“两带”高度预测研究 J.煤炭科学技术，2 0 2 1,4 9(8)：5 3-5 9.LI Qi,QIN Yujin,GAO Zhongning.Research on heightprediction of“two zones”of overburden based on BPneural networkJ.Coal Science and Technology,2021,49(8):53-59.5高振宇，闫江平，庞长庆.多煤层重复采动覆岩“两带”高度探测技术研究 J.能源科技，2 0 2 0,1 8(7)：3 3-3 8.GAO Zhenyu,YAN Jiangping,PANG Changqing.Technological research on height observation of“TwoZones in overlying rocks due to repeated mining ofmultiple coal seamsJ.Energy Science 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