Study on influence of fracture development process on compaction area of overlying strata in working face
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摘要:
采空区瓦斯抽采的关键是了解工作面上覆岩层裂隙的演化过程。为了研究综采工作面覆岩采动压实区演化规律，高效进行煤矿采空区瓦斯抽采工作，以神东某矿区2207工作面为原型，通过物理相似模拟实验，利用自主研发的覆岩裂隙监测系统将图像进行直方图均衡化增强和中值滤波去噪处理，获得二值化裂隙图像后利用分形理论定量描述裂隙率，对典型周期来压覆岩垮落裂隙率进行统计分析，建立了裂隙发育程度受工作面推进时间的时空函数和采动裂隙椭抛带压实区演变修正模型。结果表明：覆岩平均裂隙率变化符合DoseResp函数关系，裂隙的发育过程包括产生、扩展蔓延、压实闭合3个阶段，裂隙在产生、闭合这2个阶段发育速率较平缓，而在扩展阶段发育速率陡增。采空区上覆岩层裂隙场形成旧裂隙区、压实区和新裂隙区3个区域，裂隙发育周期的不同导致旧裂隙区与新裂隙区在发育状态、压实程度和空间形态上有着明显差异，这些差异导致了采空区覆岩非对称性下沉现象的发生。通过分析覆岩应力恢复与覆岩内部裂隙演变关系，进一步验证了采用DoseResp时间函数曲线可以很好的表现采空区上覆岩层裂隙异速演变特征。最后建立了考虑覆岩裂隙异速演变效应的采动裂隙椭抛带压实区修正模型，并结合现场工程实践，有效提高瓦斯抽取高位钻孔布置的准确性，为工作面的安全开采提供理论指导。
Abstract:The key to gas drainage in goaf is to understand the evolution process of overlying strata fissures on working face. In order to study the evolution law of mining-induced compaction area of overburden rock in fully mechanized mining face and efficiently carry out gas extraction in goaf of coal mine, taking No.2207 working face of a mining area in Shendong as the prototype, through physical similarity simulation experiment, the self-developed overburden rock fracture monitoring system is used to perform histogram equalization enhancement and median filtering denoising on the image. After obtaining the binary fracture image, the fractal theory is used to quantitatively describe the fracture rate, and the fracture rate of overburden rock caving under typical periodic weighting is statistically analyzed. The space-time function of fracture development degree affected by the advancing time of working face and the evolution correction model of mining-induced fracture elliptical zone compaction area are established. The results show that the change of the average fracture rate of the overlying rock conforms to the DoseResp function relationship. The development process of the fracture includes three stages : generation, expansion and spread, and compaction and closure. The development rate of the fracture is gentle in the two stages of generation and closure, while the development rate increases sharply in the expansion stage. The fracture field of overlying strata in the goaf forms three areas : old fracture area, compaction area and new fracture area. The difference of fracture development cycle leads to obvious differences in development state, compaction degree and spatial form between the old fracture area and the new fracture area. These differences lead to the occurrence of asymmetric subsidence of overlying strata in goaf. By analyzing the relationship between the stress recovery of the overburden rock and the evolution of the internal cracks in the overburden rock, it is further verified that the DoseResp time function curve can well show the allometric evolution characteristics of the overburden rock cracks in the goaf. Finally, a modified model of the compaction zone of the mining-induced fracture elliptical parabolic zone considering the allometric evolution effect of the overburden fracture is established. Combined with the field engineering practice, the accuracy of the high-level borehole layout of gas extraction is effectively improved, which provides theoretical guidance for the safe mining of the working face.
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0. 引 言
高效抽采瓦斯是防治瓦斯灾害事故的根本方法[1]。研究覆岩裂隙演化规律对于煤层气抽采及瓦斯控制至关重要[2]。现有的采动裂隙压实区边界由贯通度、离层率和三带高度所确定[3]，但由压实区的定义[4]可知，其边界范围普遍受覆岩裂隙时间效应的影响，构建一个考虑覆岩裂隙异速演变特征影响下的采动裂隙椭抛带压实区演化模型，对保证工作面安全开采具有重要意义。
目前，国内外众多学者对采动覆岩裂隙网络演化特征进行了大量研究。袁亮院士[5]提出了低渗透煤层瓦斯抽采的高水平环状裂隙模型。李树刚等[6-7]通过物理相似材料模拟试验分析了煤层采动覆岩裂隙发育规律和压实区演化特征,建立了采动裂隙“椭抛带”动态演化数学模型。李建伟等[8]通过相似模拟、理论分析、数值计算研究了浅埋厚煤层覆岩采动裂隙形成机理及其时空演化规律。李志梁等[9]通过声发射技术、物理相似模拟试验研究了覆岩采动裂隙演化过程,揭示了采动破断裂隙与离层裂隙相互贯通的椭抛带分布特征。梁涛等[10]通过水岩相似材料模拟试验研究了煤层开采后覆岩垮落及裂隙演化特征在不同荷载、岩层性质及开采速度等因素影响下的特征。黄万朋等[11]采用覆岩组合结构理论、现场实测和仿真模拟，揭示了裂隙带整体呈现拱形马鞍态特征。伍永平等[12]建立了大倾角煤层走向长壁开采岩体结构空间模型。目前从上覆岩层的强度[13]、关键层层位[14]、工作面的采高[15]、开采速度[16]、底板应力[17]、岩层性质[18]等方面对采动覆岩裂隙的演化规律及机理的研究有很多，但覆岩裂隙的时空演化规律的研究仍有不足。实际工程中裂隙时空演化规律难以监测，但利用物理相似模拟试验，结合数码摄影图片以及分形理论可以很好的表征覆岩裂隙量。许家林等[19]验证了图像分析技术在研究破碎材料尺寸分布方面的有效性。赵毅鑫等[20]通过数值模拟和参数分析研究了覆岩裂隙分形维数和耗散能量的关系。李宏艳等[21]利用数理统计和分形理论对裂隙场分布进行定性分析进而得出中、高角度过渡区是瓦斯抽采工程措施实施的主要区域的结论。徐超等[22]通过分形维数值对裂隙演化程度进行定量描述等。裂隙发育、演化特征的量化是覆岩压实规律研究的基础，但传统采空区上方围岩裂隙演化情况仅从直观定义、应力判断或岩体碎胀系数判据方面给出描述。
以神东某矿2207综采工作面为试验原型，根据相似材料模拟试验的结果，结合数字图像处理技术、分形理论，在采动覆岩裂隙椭抛带理论的基础上，定量化描述采动覆岩裂隙发育过程的规律并建立了裂隙异速演变时空函数，通过引入裂隙率异速演变特征参数修正了采动裂隙椭抛带压实区演化综合效应模型，以确定工程现场卸压瓦斯储运优势通道的内边界(椭抛带裂隙区内、外边界)范围和裂隙率较大区域，并有效预测并指导了现场高位钻孔等卸压瓦斯抽采系统的合理布置，对卸压瓦斯抽采钻孔(巷道)的合理布置具有指导意义。
1. 采动覆岩裂隙发育试验
1.1 试验过程
实验选用二维物理相似模拟实验装置，实验装置尺寸为1 900 mm×220 mm×1 600 mm（长×宽×高），配套GOM光学摄影测量相似材料模拟位移监测，根据2207工作面上覆岩层赋存情况：煤层平均厚度3.82 m，倾角平均为1°～3°，埋深348.2 m，计算出岩层模拟材料配比及顺序，按照配比表1搭建相似比为1∶200的覆岩走向模型。
表 1 模拟试验材料配比Table 1. Simulation test material ratio序号 岩性 岩层实际厚度/m 弹性模量/GPa 抗压强度/MPa 抗拉强度/MPa 泊松比 20 中粒砂岩 24.10 0.88 5.77 0.95 0.26 19 粗粒砂岩 18.85 1.39 13.06 1.84 0.30 18 细粒砂岩 27.07 1.38 7.32 2.32 0.28 17 砂质泥岩 20.48 2.14 14.87 2.87 0.26 16 细粒砂岩 24.69 1.41 9.67 2.67 0.24 15 砂质泥岩 5.33 1.82 16.43 3.43 0.27 14 中粒砂岩 16.10 2.31 29.34 5.34 0.25 13 粉砂岩 9.05 2.11 19.78 2.78 0.27 12 中粒砂岩 13.76 2.26 14.32 2.32 0.24 11 砂质泥岩 40.69 2.32 24.42 3.84 0.26 10 细粒砂岩 27.27 1.89 26.75 2.55 0.28 9 砂质泥岩 13.80 1.64 18.76 3.43 0.28 8 中粒砂岩 9.10 2.78 42.13 4.83 0.25 7 砂质泥岩 4.70 2.87 38.67 5.67 0.24 6 细粒砂岩 4.38 3.04 47.32 1.82 0.31 5 砂质泥岩 9.11 5.28 32.72 3.72 0.29 4 中粒砂岩 18.54 2.29 23.89 0.89 0.28 3 泥岩 4.36 5.75 45.24 3.12 0.30 2 细粒砂岩 23.92 3.24 55.18 5.00 0.26 1 煤 4.00 1.82 19.87 5.76 0.27 0 底板 16.00 5.61 42.83 7.39 0.28 根据相似理论，模型容重相似比为1∶1.5，将试验原料按每次2 cm平铺于试验台上方，压实、抹平后，均匀铺洒云母粉以间隔各个岩层；应力相似比为1∶150。本实验模型开切眼一侧留设25 cm煤柱，模型开挖按10 cm/h的速度按煤层走向方向开挖，以时间相似比1∶10进行循环推进。模拟充分采动条件下岩层动态破坏过程，同时对岩土层动态移动变形进行监测。在每次开挖覆岩垮落活动稳定过后，记录试验数据。
在模型上设置了地表与岩层内部沿层面方向的横向观测线（图1）。通过德国GOM公司开发的光学扫描监测系统，在较高精度要求下方便、快捷地获取大量离散目标点的三维坐标，选用 GOM-Correlate处理软件（图2），通过扫描、记录数据、坐标对比、选择变形计算区域、生成位移偏差等操作步骤，对于模拟开采过程中的垮落步距、岩层断裂角、垮落带高度、裂隙发育程度、岩梁极限垮度、最大离层值及其位置等物理量进行光学监测分析，之后再换算得到覆岩的真实形变量。
1.2 裂隙识别处理
数字照相量测方法是一种利用数字化图像采集设备获得观测目标图像，并基于图像分析算法获取目标参数的光测分析方法。同时，通过MATLAB图像二值化处理技术可以实现岩体裂隙测的高效量测。MATLAB图像二值化处理技术依据像素灰度阈值将阈值两侧的像素点进行分离ADDIN，进而实现定量描述裂隙分布。
为了使二值化处理后的图片更精确地反映覆岩裂隙的表征特征，本论文对裂隙图像二值化识别前还进行了直方图均衡化增强对比度和中值滤波去噪优化处理。图像优化处理过程如图3所示。
统计分析二值化处理后的图像像素点，并将像素点量化为0和1，其中，0代表破坏的裂隙区、1代表未破坏区域，如图4a所示，0为黑色、1为白色。选取固定像素区域进行分析识别，统计像素点为0所占分析像素区面积的比率，即为该区域的裂隙率。如图4a所示，在计算x方向(蓝色选框区域)裂隙率分布时，首先确定x方向单位长度(x方向1个像素点宽度)内y方向的裂隙率，由左向右依次为：1/3、1/3、1/3、2/3、0、2/3、1/3、0、1/3、2/3，其分布形式如图4b所示。同理，计算y方向(红色选框区域)裂隙率分布规律，如图4c所示。采用该方法可将二值化图像裂隙矢量化，计算分析采动裂隙岩体裂隙率的定量分布规律。
2. 试验结果
2.1 采动覆岩裂隙演化特征
根据试验结果将覆岩初次破断后裂隙分布进行二值化处理（图5）。
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图 5 覆岩初次断裂时裂隙分布Figure 5. Fracture distribution during initial fracture of overburden rock统计分析回采距离内固定像素长度横向、纵向均值裂隙率分别在垂直方向、水平方向的分布规律如图6a、6b所示。由图6a、6b可以看出固定像素高度横向裂隙率均值在纵向上的分布上部明显小于下部，在采空区两侧均存在着大量的离层与破断裂隙，岩层基本完全破断；中部纵向裂隙由于受垮落岩层压实未完全破断，上部的水平裂隙率分布无明显规律性、差别不大；而回采距离内固定像素宽度纵向裂隙率均值在横向上的分布规律为非对称的“M”型，形成两端高(左右两侧最大分别为12%、19%)，中间低(最小为0.8%)的分布形式。根据覆岩裂隙的分布情况，将裂隙场划分为旧裂隙区、压实区和新生裂隙区。
利用网格化分析的方法将覆岩裂隙划分横向和纵向多个相同像素大小的研究区，在这些研究区内按裂隙占位空间比率统计裂隙率的方法获得裂隙动态演化趋势的量化分析。由图7可以看出岩体整体破坏形态为抛物线，中部采空区基本压实，在两端形成两条开度较大、连通性好但发育程度显著不同的2种裂隙形态。
由于整个裂隙场分区比较多，涉及裂隙演化典型位置也较多的原因，所以为了说明裂隙的时空演化对采动裂隙椭抛带压实区的影响，根据试验结果将覆岩裂隙分布进行分区二值化后，仅在此对工作面推进到直接顶初次垮断48 cm时，与工作面推进3次周期来压步距106、120、140 cm时裂隙演化过程中裂隙占位面积的分形维值定量分析，如图8所示。
由图8a可以看出纵向裂隙的分布规律可以发现，裂隙率在纵向上的分布上部明显小于下部，纵向裂隙的分布符合覆岩“三带”裂隙基本特征，而三次函数可以很好的表征纵向裂隙率的大体分布特征，由于岩层垮落，裂隙受垮落高度减小的影响，纵向裂隙率的峰值从24%逐渐降低到16%，裂隙率均值在纵向上的分布逐渐减小，上覆岩层垮落破坏程度在逐渐降低。由图8b可以看出横向裂隙的分布规律可以看出破断裂隙在采空区两端形成裂隙峰值区，中部的压实区回采距离在不断增加，两端裂隙率峰值从16%增加到29%，裂隙率在靠近开切眼侧裂隙区和靠近工作面侧裂隙区存在着明显差异，靠近工作面侧的裂隙率峰值均大于旧裂隙区峰值，并且其两端裂隙率峰值差值由3%扩大为6%，旧裂隙区回采宽度小于新裂隙区宽度，而对于这一现象的解释除了受工作面附近支架的支撑作用影响，很大程度上是由新、旧裂隙区覆岩裂隙发育周期不同所导致的。
2.2 采动覆岩动态沉降规律
利用GOM光学摄影测量系统对相似材料实验模型开挖过程中上覆岩层动态移动变形特征进行监测。模型开挖前，各岩层垂直位移为0，当工作面推进至距离开切眼106 cm时，主关键层初次垮落，如图9a所示，上覆岩层垮落形态宏观上表现出一定的对称性，压实区两侧裂隙区并未表现出差异；当模型推进120 cm时，如图9b所示，开切眼侧裂隙初步闭合稳定，裂隙率发生降低，并且破断角较工作面侧较小，而工作面侧岩层裂隙严重，岩层破坏形态整体上出现一定的偏态特征；当模型推进140 cm时，裂隙发育至地表，如图9c所示，与工作面侧新裂隙区相比，旧裂隙区裂隙发育时间变长，裂隙发育较为充分，基本处于稳定闭合阶段，岩层破坏形态表现出明显的偏态性。在推进过程中，上覆岩层不断发生整体协同性破坏，但开切眼侧裂隙的发育程度和工作面侧裂隙的发育程度具有差异性，这种差异性会随着工作面的持续推进、开采间隔周期变长而表现得愈发明显，采动覆岩椭抛带压实区呈现明显的非对称分布特征。
将各观测线最终下沉值绘制成图10。宏观上，各观测线最大下沉值逐渐变大，各监测线下沉形态基本呈现逐层发育扩展的态势。微观上，在靠近开切眼和工作面侧各个观测线呈现出不同的特征：1～4号观测线较为对称，而5～8号观测线却表现出明显的非对称性，靠近开切眼侧各条观测线均出现断崖式下沉变化，下沉速率较大，而工作面侧各条观测线的下沉发育较为缓和，下沉速率较慢。对此现象，作者认为，1～4号观测线布设与物理模型架上部区域，该区域为处于关键层之上，关键层对岩层垮落起着重要支承稳定作用，覆岩内产生破断裂隙受垮落高度减小的作用减小，内部裂隙数与离层量较5～8号观测线所处的关键层之下覆岩区域来说都较小，所以采动椭抛带受裂隙演变效应影响程度较低，这也进一步说明了采动椭抛带受覆岩内部关键层位置影响，其演变程度存在差异。
3. 讨 论
3.1 采动覆岩裂隙率动态演化规律
裂隙率是相对一定的面积而言，根据2.1节对采空区上覆岩层二值化分区处理，选取2-2号应力测试点右侧岩层跨落后采动影响区为研究区，宽30 cm，研究该区域裂隙率随着工作面的持续推进的变化规律。根据试验结果分析，研究区初次大面积垮落及煤层持续回采过程的裂隙分布规律如图11所示。
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图 11 开采过程中覆岩断裂区裂隙演化Figure 11. Fracture evolution of overlying rock fracture zoneduring mining process由图11可以看出，采空区上覆岩层中裂隙的宽度和长度会随着工作面的持续推进而发生时空效应的异速演变，该区域内开挖15 cm时，上覆岩层开始出现少量裂隙，且裂隙发育速度较慢；当研究区域内推进30 cm时，该区域为新裂隙区，岩层产生大量裂隙，裂隙率快速上升；继续推进到40 cm时，采空区上部岩层裂隙率少量增加，但裂隙增长速率明显减缓；当工作面推进距该研究区域70 cm时，该区域处于覆岩压实区，裂隙大量闭合，裂隙率随之减少，并趋向于稳定值。根据上述内容，建立工作面各推进度下采空区覆岩裂隙网络的裂隙率变化曲线如图12所示。
按照裂隙率变化率及推进距离将覆岩裂隙网络演变过程分为3个阶段：
第1阶段：开采初期(40～60 cm)覆岩裂隙率增加幅值及速率较慢，在该区段内，由于顶板还未发生周期性垮落，裂隙率主要是由上一次周期垮落后工作面侧采空区上覆岩层裂隙发育影响，其演变过程主要表现为旧裂隙的发育和新裂隙的产生。
第2阶段：开采中期(60～105 cm)覆岩裂隙率发生发生跳跃性增加，增加速率也达到最大，这主要是因顶板发生周期垮落，覆岩出现多处离层，裂隙区的空间占比快速增加，裂隙率发生跳跃式增加并逐渐达到最大值，约3个周期来压步距达到峰值。
第3阶段：开采后期(105～140 cm)裂隙数总体上呈小幅度降低，并趋向稳定达到稳定值，结合图7覆岩裂隙分布规律可以发现，随着工作面的推进，因为周期垮落的原因工作面侧产生大量新生裂隙，而工作面后方垮落区裂隙由于时间效应持续发育并逐渐被压密压实，新裂隙的产生速率大于旧裂隙的闭合速率。
将3个阶段的裂隙率进行拟合统计，可以发现其增长形式均符合DoseResp型函数：
$$ D = a + \frac{{\left( {b - a} \right)}}{{1 + {{10}{\left( {\log {x_0} - x} \right)p}}}} $$ (1) 其中，x0为裂隙初始发育阶段时刻工作面推进距离；a、b、p为相关系数；x为压实区坐标值；D为覆岩平均裂隙率。该函数主要表明在开采过程中采空区压实区裂隙异速演变过程，主要表现为裂隙的产生、扩展蔓延、被压密压实3个阶段。覆岩裂隙率的统计结果和裂隙发育时间具有良好的拟合度，说明裂隙率的演变具有时间效应和规律性，可以定量描述采动覆岩裂隙的演化特征，进而对采动裂隙椭抛带压实区的演变进行修正。
3.2 覆岩应力恢复对覆岩裂隙异速演变的响应
对于覆岩内部裂隙的异速演变规律，由于监测方法的局限性，很难通进行统计分析，但内部裂隙闭合的演化规律与应力恢复具有很大的同步性和协调性，所以选定采空区某一应力测点应力开始恢复时其后方顶板垮落裂隙发育范围为研究区，并以此为裂隙率为背景值，拟合分析应力恢复过程中其裂隙率的变化规律。
通过对不同回采距离时研究区内的平均裂隙率进行统计，分析平均裂隙率与应力恢复程度的关系。在统计过程中将研究区初次断裂时的平均裂隙率视为背景值，单位1，应力恢复过程中裂隙率的变化程度相对背景值进行换算，换算结果如图13所示。
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图 13 平均裂隙率、裂隙率降低比及应力恢复比关系示意Figure 13. Relation of average fracture rate, fracture rate decrease ratio and stress recovery ratio根据图13，研究区覆岩内的裂隙率在应力恢复过程中降低达30%以上。在应力恢复的初始阶段裂隙率降低速率较慢，随着应力的恢复程度增大裂隙率的降低速率加快并最终趋于稳定。通过线性函数拟合分析应力恢复比与裂隙率降低，其决定系数R2为0.99，进一步说明了在裂隙闭合阶段采动断裂岩体的应力应变与裂隙发育宏观上线性相关，证明对裂隙率异速演变的DoseResp函数拟合曲线是合理的。
3.3 裂隙异速演变影响下采动裂隙椭抛带压实演化模型
结合物理模拟实验现象，在计算覆岩椭抛带时应考虑裂隙区发育程度的差别，这样可以有效增加椭抛带模型计算结果的准确性。裂隙异速演变对采动覆岩裂隙椭抛带压实区的影响效应，对回采工作面距离较大或厚煤层分层开采间隔时间较长的开采方式有着重要影响。开切眼侧裂隙发育多处于闭合稳定阶段，裂隙区范围较小，而工作面侧裂隙多处于扩展发育阶段，裂隙区范围较大，考虑裂隙异速演变对采动覆岩裂隙椭抛带压实区演化的作用，可有效的提高高位钻场瓦斯抽取效果，保障工作面安全回采。所以为了更准确合理的表现采动裂隙椭抛带压实区演化特征，以采动裂隙椭抛带理论为基础，结合式(1)，构建了受上覆岩层裂隙异速演变影响下的采动裂隙椭抛带压实区演化综合效应模型：
$$ {\left\{ \begin{gathered} \dfrac{{{y^2}}}{{{{\left( {\dfrac{{{L_{\mathrm{k}}} - {A_1} - {A_2}}}{2}} \right)}^2}}} + \dfrac{{{{\left( {x - {L_a} - {L_1}} \right)}^2}}}{{L_2^2}} = - \dfrac{{({Z_1} - H)(1 - D)}}{{{K_{\mathrm{c}}}H}},\left( {x \leqslant {L_{\mathrm{a}}} + {L_1}} \right) \\ \dfrac{{{y^2}}}{{{{\left( {\dfrac{{{L_{\mathrm{k}}} - {A_1} - {A_2}}}{2}} \right)}^2}}} + \dfrac{{{{\left( {x - {L_a} - {L_1}} \right)}^2}}}{{L_2^2}} = - \dfrac{{({Z_1} - H)(1 - D)}}{{{K_{\mathrm{c}}}H}},\left( {x > {L_{\mathrm{a}}} + {L_1}} \right) \\ L = Vt = {L_1} + {L_2} + {L_{\mathrm{a}}} + {L_{\mathrm{b}}} \\ D = a + \dfrac{{\left( {b - a} \right)}}{{1 + {{10}^{\left( {\log {x_0} - x} \right)p}}}} \\ \end{gathered} \right. }$$ (2) 式中：A1、A2分别为进、回风巷处，压实区底部边界与其距离，m；Lk为工作面宽度，m；La为压实区底部边界至开切眼处的距离，m；Kc为压实区范围内垮落岩层的碎胀系数；H为压实区高度，m；L1为压实区开切眼侧宽度，m；L2为压实区工作面侧宽度，m；θ为煤层倾角，(°)；L为工作面推进距离，m；V为推进速度，m/d；t为工作面推进时间，d；Lb为压实区底部边界距工作面的距离。
4. 工程实践
为了验证裂隙随DoseResp时间函数异速演变效应对压实区边界的影响，在神东某矿2207综采工作面对高位钻孔布置参数进行优化设计，以保证抽采钻孔分布于压实区范围以外且尽量靠近压实区，提高抽采效率。
根据以往压实区椭抛带经验公式，该工作面瓦斯抽采高位钻孔平均孔深设计为120 m、钻场间隔为72 m，钻孔间留有40 m重叠区。钻孔参数设计见表2。
表 2 钻孔参数设计Table 2. Drilling parameter design table施工位置 孔号 孔径/mm 方位角/(°) 倾角/(°) 孔深/m 2207工作面轨道
巷工作面1 75 105 40 107 2 75 94 40 126 3 75 109 35 117 4 75 41 10 125 5 75 57 10 124 根据试验工作面高位抽采钻孔的施工参数，可绘制高位钻孔在走向上的布设位置优化前后对比主视图，如图14所示，可以看出，原1号、2号高位孔伸入工作面的距离较小，导致高位钻孔进入“O”形圈裂隙区距离有限，而3号、4号、5号因亚关键层上部覆岩周期性闭合，裂隙率降低，影响钻孔的抽采效果。在开采100 d后，受采动裂隙受发育周期的影响，为了提高瓦斯抽采效率，利用现场钻孔窥视图所得裂隙率，通过式（2）将钻孔孔深收缩至108 m，尽可能将终孔位置设计在“O”形圈中部及裂隙率较大区域。
从图15可以看出，该钻孔刚开始进行瓦斯抽放时，抽采浓度呈现出上升趋势，随着时间的延长，钻孔抽采浓度达到最大值83%。随着抽采的继续，抽采体积分数不断减小，并最终逐渐稳定在22%～30%，瓦斯抽采体积分数平均值为34.2%；优化后，瓦斯抽采体积分数较原高位钻孔布设位置发生显著改变，抽采体积分数最大值为80%，并逐渐稳定在25%～42%，瓦斯抽采体积分数平均值为48.6%。
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图 15 抽采高位钻孔布设位置优化前后瓦斯抽采情况Figure 15. Gas extraction situation before and after layout optimization of high level borehole对瓦斯抽采高位钻孔布置位置参数优化后，本煤段瓦斯抽采钻孔瓦斯抽采浓度平均值增幅达到42.1%，高位瓦斯抽采效果得以明显提升。现场监测的回风巷及回风隅角瓦斯浓度变化情况如图16所示。从图16中看出，采面回风隅角瓦斯体积分数与回风巷内瓦斯体积分数分别被控制在0.6%、0.5%以内，工作面回采期间未出现瓦斯超限等安全问题，取得较好瓦斯治理优化效果。
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图 16 瓦斯抽采位置优化后回风巷、上隅角瓦斯浓度变化曲线Figure 16. Gas concentration curves of return airway and upper corner after gas extraction parameters optimization5. 结 论
1）根据覆岩下沉曲线发现覆岩压实区呈现出非对称性，这种非对称性主要由靠近开切眼侧和工作面侧的裂隙发育程度和发育周期不同所导致的。
2）通过对典型周期来压覆岩垮落裂隙率进行统计分析，得到裂隙发育随时间演变特征并构建DoseResp裂隙周期发育函数。通过分析覆岩应力恢复与覆岩内部裂隙演变关系，进一步验证了采用DoseResp时间函数曲线可以很好的表现采空区上覆岩层裂隙异速演变特征。
3）考虑裂隙率的周期变化特征修正了采动覆岩椭抛带压实区演化模型，并通过工程实践有效提高了现场瓦斯高位钻孔布设的准确性和前瞻性，保证了工作面的安全开采。
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图 5 覆岩初次断裂时裂隙分布
Figure 5. Fracture distribution during initial fracture of overburden rock
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图 11 开采过程中覆岩断裂区裂隙演化
Figure 11. Fracture evolution of overlying rock fracture zoneduring mining process
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图 13 平均裂隙率、裂隙率降低比及应力恢复比关系示意
Figure 13. Relation of average fracture rate, fracture rate decrease ratio and stress recovery ratio
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图 15 抽采高位钻孔布设位置优化前后瓦斯抽采情况
Figure 15. Gas extraction situation before and after layout optimization of high level borehole
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图 16 瓦斯抽采位置优化后回风巷、上隅角瓦斯浓度变化曲线
Figure 16. Gas concentration curves of return airway and upper corner after gas extraction parameters optimization
表 1 模拟试验材料配比
Table 1 Simulation test material ratio
序号 岩性 岩层实际厚度/m 弹性模量/GPa 抗压强度/MPa 抗拉强度/MPa 泊松比 20 中粒砂岩 24.10 0.88 5.77 0.95 0.26 19 粗粒砂岩 18.85 1.39 13.06 1.84 0.30 18 细粒砂岩 27.07 1.38 7.32 2.32 0.28 17 砂质泥岩 20.48 2.14 14.87 2.87 0.26 16 细粒砂岩 24.69 1.41 9.67 2.67 0.24 15 砂质泥岩 5.33 1.82 16.43 3.43 0.27 14 中粒砂岩 16.10 2.31 29.34 5.34 0.25 13 粉砂岩 9.05 2.11 19.78 2.78 0.27 12 中粒砂岩 13.76 2.26 14.32 2.32 0.24 11 砂质泥岩 40.69 2.32 24.42 3.84 0.26 10 细粒砂岩 27.27 1.89 26.75 2.55 0.28 9 砂质泥岩 13.80 1.64 18.76 3.43 0.28 8 中粒砂岩 9.10 2.78 42.13 4.83 0.25 7 砂质泥岩 4.70 2.87 38.67 5.67 0.24 6 细粒砂岩 4.38 3.04 47.32 1.82 0.31 5 砂质泥岩 9.11 5.28 32.72 3.72 0.29 4 中粒砂岩 18.54 2.29 23.89 0.89 0.28 3 泥岩 4.36 5.75 45.24 3.12 0.30 2 细粒砂岩 23.92 3.24 55.18 5.00 0.26 1 煤 4.00 1.82 19.87 5.76 0.27 0 底板 16.00 5.61 42.83 7.39 0.28 
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表 2 钻孔参数设计
Table 2 Drilling parameter design table
施工位置 孔号 孔径/mm 方位角/(°) 倾角/(°) 孔深/m 2207工作面轨道
巷工作面1 75 105 40 107 2 75 94 40 126 3 75 109 35 117 4 75 41 10 125 5 75 57 10 124
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期刊类型引用(2)
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百度学术
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