Study on reasonable advancing speed of fully-mechanized top-coal caving face in mining contugous extra-thick coal seams in rockburst mine
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摘要:
针对工作面推进速度过快易诱发冲击地压的问题，以宽沟煤矿近距离特厚煤层W1123综放工作面开采为背景，采用数值模拟及理论分析的综合分析方法，通过研究近距离特厚煤层不同推进速度影响下煤岩采动应力、能量演化特征，分析不同推进速度下覆岩运移破断特征，评估不同推进速度影响下煤岩体冲击危险性，综合研究确定了工作面的合理推进速度。研究结果表明：工作面开采引起的超前支承压力峰值应力随推进速度增加呈明显的非线性递增趋势，且其增幅逐渐增加，在实体煤下回采应力水平明显高于采空区下，超前支承压力呈现明显的双峰值现象；随推进速度提高，覆岩初次破断距及覆岩内积聚的弹性能显著增加，应变能密度也随之逐渐升高；覆岩位移变化量随推进速度增加急剧增加，破坏范围广，呈现出明显的非连续变形特征，同时推进速度愈快，覆岩破断影响范围越广，运移演化愈剧烈；随推进速度提高，工作面煤岩冲击危险性指数随之明显增大，且在实体煤下回采时的危险性远大于采空区下，其上覆煤层开切眼后方100 m范围冲击危险性指数随推进速度提高急剧升高，为冲击影响的高危险区域。数值模拟研究结果综合认为W1123工作面在保证安全高效生产前提下，相对适宜的推进速度应不大于6.4 m/d。研究结果为近距离煤层冲击地压矿井的安全高效开采提供了科学指导。
Abstract:In view of the rock burst problem caused by too fast advancing speed of the working face, taking the mining of W1123 fully mechanized top coal caving face in contugous extra-thick coal seam in Kuangou Coal Mine as the background, the comprehensive analysis method of numerical simulation and theoretical analysis is adopted. By studying the mining stress and energy evolution characteristics of coal and rock under the influence of different advancing speeds, the characteristics of overlying strata movement and breaking at different advancing speeds are analyzed, and the burst risk of coal and rock mass under the influence of different advancing speeds is evaluated. The reasonable advancing speed of the working face is determined by comprehensive research. The results show that the peak stress of front abutment pressure caused by mining in the working face shows an obvious nonlinear increase trend with the increase of advancing speed, and its increase rate gradually increases. The mining stress level under solid coal is obviously higher than that under goaf, and the front abutment pressure shows an obvious double peak shape. With the increase of advancing speed, the initial breaking distance of overburden and the elastic energy accumulated in overburden obviously increase, and the strain energy density also gradually increases. The displacement of overlying strata increases sharply with the advancing speed, and the damage range is large, showing obvious discontinuous deformation characteristics. At the same time, the faster the advancing speed, the larger the influence range of overlying strata breakage, and the more severe the migration evolution. With the increase of advancing speed, the burst risk index of coal and rock in working face increases obviously, and the risk of mining under solid coal is far greater than that under goaf. The burst risk index of 100 m behind the setup room of overlying coal seam rises sharply with the increase of advancing speed, which is a high-risk area with bursts. According to the results of numerical simulation, it is considered that the relative suitable advancing speed of W1123 working face should be no more than 6.4 m/d on the premise of ensuring safe and efficient production. The research results provide scientific guidance for safe and efficient mining of rock burst prone mines in coal seams occur in close proximity.
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0. 引 言
2022年我国原煤产量45.6亿t，在一次能源结构中占比达到56.2%[1]，煤炭作为我国主体能源地位近期内不会改变[2]，经过数年高强度开采，我国浅、中部煤炭资源日益枯竭，大部分矿区逐步迈入深部开采阶段，深部水文地质条件越来越复杂，隐蔽致灾因素显著增加[3]。深部高应力和高水压使底板变形及破坏程度较浅部相对剧烈[4]，同时，断层的存在使突水的潜在危险性也随之加大，由断层引发的矿井突水事故达到70%左右[5]，已成为深部开采水害防治的焦点问题。突水需要水源和突水通道，水源是突水的前提，突水通道是突水的必要条件，但突水通道并非瞬时产生，而是由逐渐萌生的微小裂隙在采动应力和高承压水耦合效应下渐进演化贯通的结果。因此对断层突水灾变演化过程进行阶段划分，可为断层突水过程化防控提供新思路。
针对断层突水，众多学者从断层突水机理和灾害演化过程及监测入手开展了大量研究，韩科明等[6]基于关键层理论分析开采影响断层活化因素,推导了断层滑移失稳力学判据,得到下盘开采断层更容易活化。于秋鸽等[7]建立了断层带岩体原始裂隙损伤发育力学模型及断层带岩体滑移力学模型，分析了断层活化的机理，并得到了断层参数影响断层活化程度的规律。杨善安[8]阐述了采动过程中矿压作用下的变形特征，并指出断层两盘位移量的差异性是诱发断层突水的重要原因，黎良杰等[9]将断层突水划分为张开型断层突水和闭合性突水，并用关键层模型对断层突水进行力学分析，指出正断层比逆断层更容易突水，对断层突水有了较好的认识。笔者[10]和李杨杨等[11]研制的底板突水演变过程可视化试验平台配合相似模拟材料探索了断层突水全过程，实现了承压水导升过程可视化问题。史莉红等[12]建立的承压水导升系统可直观观测导水裂隙带发育高度，为描述断层突水灾变演化过程特征提供了有力证明。王进尚等[13]研制了一种煤层底板破坏与递进导升协同突水定点动态监测系统，揭示了采场底板破坏与承压水递进导升协同突水机理，并将隐伏断层突水过程划分为自然导升段、递进导升段、强化导升段以及贯通阶段4个阶段。张玉军等[14]运用FLAC3D数值模拟软件研究了不同倾角下底板隐伏断层承压水导升路径，一定程度上还原了断层突水演化过程。马丹[15]和李仕杰等[16]考虑了断层破碎带颗粒中渗流问题，认为断层破碎带物源组合和渗流过程中颗粒流失是细微通道演变为突水通道的重要诱因。于海涛[17]利用XRD衍射、电镜扫描等技术得到了断层带微观特征，通过配制断层相似样品进行了渗流试验，将断层带渗流划分为缓慢增长、快速增长和饱和阶段。
针对灾害演化过程监测方面，刘盛东[18]和刘静等[19]通过并行电法监测系统在断层赋存状态、富水区探测、底板破坏深度与承压水导升过程中电位变化规律做了大量研究，并揭示了水力耦合状态下灾害前兆信息。原富珍等[20]通过微震信号监测岩体破裂的位置和裂隙扩展路径来反演突水通道的位置，导水裂隙带发育特征，并通过微震事件的强度判定岩体破坏程度。诸多学者的研究成果丰富了断层突水机理、明确了活化导水机制，为断层突水演变过程的阶段划分提供了基础。
笔者从分析断层突水灾变演化过程入手，掌握断层活化特征以及开采过程中断层及围岩应力值、水压、涌水量等特征参数变化规律，根据突水通道时空演化过程和灾变特征规律，对断层突水过程进行标志性阶段划分，以期为断层突水分阶段防控提供一定的试验基础。
1. 断层突水演化过程分析
1.1 工程背景
济北矿区某矿开采深度大、断层繁多且产状不一、水压大且补给来源广，受突水威胁严重。1311工作面煤层平均厚度4 m，煤层倾角2～12°，平均6°。工作面内部及附近断层发育，例如F1断层倾角为60°～70°，落差为0～30 m，根据采区水文地质钻孔实测，如图1所示，揭露的潜在突水水源有煤层顶底板砂岩水、奥灰水、断层水。采动效应下断层活化后将成为潜在的突水通道，诱发底板突水事故。
1.2 断层突水演变模型
文献[21-25]对断层突水演化过程进行了系统研究，从断层活化条件、承压水在隔水层和断层中导升条件、底板破坏带和断层演化带发育形态和范围，具体可以简化为断层突水演变分析模型（图2）。
高压水进入断层带后，水压对断层进行劈裂，承压水将开始导升。采动推进过程中，底板破坏带逐渐向断层附近演化，当承压水导升到一定程度时，断层演化带逐渐发育成熟，当底板破坏带与断层演化带沟通时，底板断层突水事故发生。根据几何关系得到临界断层保护煤柱宽度，即断层突水力学判据为
$$ L \lt \frac{{7\left( {P - \gamma h\cos \; \alpha } \right){L^4}{{\cos }^4}\alpha }}{{5Ea{{\text{b}}^3}\sin \; \alpha }} + \frac{{l{h_1}}}{{\sqrt {h_1^2 + {l^2}} \sin \; \alpha }} $$ (1) 式中:L为断层突水临界煤柱留设宽度，m；h为煤层底板至含水层之间岩层厚度，m；γ为上覆岩层的容重，N/m3；l为支承压力集中区宽度，m；α为断层与水平方向夹角，（°）；P为含水层水头压力值，MPa；E为弹性模量，N/m2；a为断层宽度，m；b为断层长度，m；h1为采动破坏带厚度，m。
采动过程中，隔水层会出现横纵裂隙，削弱隔水层的阻水能力，也加速了底板裂隙的演化和双带对接的进程。对隔水层进行力学分析，推导了底板隔水层在断层影响下的极限水压：
$$ \begin{array}{c} {P_{{\text{w}}} } = \bigg[\dfrac{{C(\lambda - 1)\cot \;\varphi }}{\lambda } + \dfrac{{C + {C_{\rm{F}}}\sin \;\alpha }}{{\lambda (\tan \;\varphi + \tan \;{\varphi _{\rm{F}}}\sin \;\alpha )}} + \\ \gamma {h_1} + \beta \gamma H\bigg]\bigg[{{\rm{e}}^{\tfrac{{(h - {h_1} - {h_3})\lambda (\tan \;\varphi + \tan\; {{\varphi} _{\rm{F}}}\sin \;\alpha )}}{L}}} - 1\bigg] \end{array} $$ (2) 式中：Pw为隔水层水压，MPa；C为底板岩体黏聚力，MPa；φ为底板岩体的内摩擦角，（°）；CF为断层面上的黏聚力，MPa；φF为断面层上的摩擦角，（°）；h2为隔水层厚度，m；h3为承压水导升带厚度，m。
通过分析突水演变分析模型，建立突水通道形成过程（图3），以水的导升路径为标志，将断层突水分为“断层活化”“贯通导水”“‘双带’（断层演化带与底板破坏带）对接”3个阶段。第一阶段为断层活化阶段，断层受到水压和矿压耦合作用发生失稳破坏，为承压水进入断层破碎带提供空间。第二阶段承压水初步导升，流固耦合作用下水的流动同时加速充填物的运移，孔隙率大的地方演变为强渗流区，断层释放的能量加剧底板水的导升和裂隙萌生与扩展。第三阶段为“双带”对接阶段，根据“最优路径”原则和“最小阻力突水”原则，断层演化带与底板破坏带导通，最终形成完整的突水通道，底板水涌入采空区，断层突水事故发生。
2. 断层破碎带失稳特征
根据前述理论分析章节，断层活化与断层的产状和断层破碎带内部岩性组分、颗粒特征等差异性会影响断层活化水平，现场采煤过程中，断层活化难以探测且具有一定的危险性，因此为更好揭示采动效应下断层活化特征，配制含断层破碎带充填物的大尺寸类岩石试样，釆用岩石应力−渗流耦合真三轴试验系统，结合声发射和数字散斑技术，研究垂向应力和水平应力加载过程中断层失稳破坏特征，追踪裂隙起裂—扩展—贯通过程声发射事件和试样变形特征，通过改变水平应力和断层充填物岩性组分，从采动外因和断层内因揭示断层活化特征，丰富现有断层活化特征规律研究成果。
2.1 试样配制
断层破碎带相对破碎，且原生裂隙相对较多，难以现场取样进行力学试验，综合相似模拟材料组分性质可控和试样均质的优势，断层充填物围岩选用水泥砂浆类岩石试样开展试验，试样设计及研制步骤如图4所示，设计大尺寸试件尺寸为300 mm×150 mm×150 mm，设计对照组和含断层充填物类岩石试样5种，见表1，倾角均为70°，断层长度分别为100 mm和200 mm。根据前人研究成果[26-27]，确定围岩材料质量配比为石英砂∶碳酸钙∶普通硅酸盐水泥∶石膏=1.87∶0.47∶0.70∶0.30，水为骨料和胶结剂总质量的20%，该材料的力学性能与典型砂岩较为接近。断层充填物采用两种岩性组分配比，方案一选用石英砂：水泥：黏土：石膏=5.5∶1.5∶1.2∶1.8，方案二采用不同粒径级配的角砾岩为骨料，水泥和石膏为胶结剂。用粒径筛将0～2、2～4、4～6 mm破碎的砂岩颗粒予以筛分，根据Talbot理论，每一种粒径质量分数为
表 1 试验配制方案Table 1. Test preparation scheme试验编号 断层长度 充填物组分 对照组 无 无 A组 10 cm 方案一 B组 20 cm 方案一 C组 10 cm 方案二 D组 20 cm 方案二 $$ {P_i} = {\left( {\frac{{{d_i}}}{{{d_{\max }}}}} \right)^n} \times 100\% $$ (3) 式中：
$ {P_i} $ 为直径小于$ {d_i} $ 颗粒的质量分数；$ {d_i} $ 为第i组的颗粒直径；$ {d_{\max }} $ 为所有颗粒粒径的最大值；n为Talbot级配指数，一般取0.3～0.5，此处取0.4。经计算，3种颗粒的质量分数分别为64.4%、20.6%和15%。2.2 试验系统
本次力学试验采用岩石应力−渗流耦合真三轴试验系统配合声发射监测系统和数字散斑应变测量分析系统，对裂隙演化过程进行分析和定量描述，试验系统如图5所示。数字散斑利用图像相关算法进行物体表面变形点的立体匹配，并重建出匹配点的三维空间坐标[28]，实现断层活化的可视化分析。
该系统可施加的最大轴向荷载为1600 kN，2个侧向最大施加荷载分别为1000、500 kN。可对大尺寸试样进行加载试验，考虑传感器布设位置和数字散斑需要，本次试验断层活化简化为含断层破碎带试样双向加载下失稳特征，先施加围压σ2至50 kN，稳定后施加σ1直至试样失稳破坏。试验前在声发射传感器上均匀涂抹凡士林，能够最大限度减少端部摩擦效应，采用0.5 mm的HB铅笔芯进行断铅测试，保证响应幅值超过90 dB之后再进行试验[29]。
2.3 试样数字散斑演变特征
为更好揭示断层破碎带失稳特征，采用三维数字散斑应变测量及分析系统对双轴加载过程中断层带及围岩表面应变率进行监测，监测结果如图6所示，双轴加载过程中，断层两盘与围岩交界处逐渐产生裂隙，同时破碎带也萌生细小的裂隙，验证了采动效应下断层更容易破坏失稳发生活化。随着轴向应力进一步加载，断层尖端萌生裂纹裂隙逐步扩展，断层尖端应力集中是导致在此处裂隙萌生的主要原因，最后与试样的宏观剪切裂隙贯通，一定程度上还原了断层演化带的形成过程。试样应变率最大值位于断层尖端和断层两盘，有效揭示了采动效应下断层动力响应特征。
2.4 试样声发射规律
对含4类含断层充填物大尺寸类岩石试样进行双轴加载，记录试样产生宏观裂隙失稳时载荷峰值过程中声发射事件的累计能量如图7所示。在双轴加载下，得到5组试件的峰值强度分别为15.98、12.11、9.18、8.23、6.91 MPa，A～D组试样峰值强度相比对照组分别下降24.22%，42.55%，48.5%，56.76%，说明不同性质的断层影响了试样的整体破坏强度，一定程度上决定了断层演化带的发育特征。声发射事件的累计能量分别为127、97.6、87.9、48.7、35.5 kJ，A～D组试样累计能量相比对照组分别下降了23.15%，30.79%，61.65%，72.05%，代表了内部裂隙发育数量和程度的差异性。由此可得，含不同充填物岩性和产状的断层一定程度上影响整体试样的峰值强度和破坏方式，也影响了声发射事件累计能量的变化规律。加载初期为对原有裂隙和断层充填物压密阶段，声发射事件累计能量急剧增长；加载中期为断层活化阶段，声发射事件出现集中现象，是内部裂隙演化和断层尖端裂隙起裂—扩展的结果；加载末期声发射事件集中的原因是由试样的整体破坏造成的增长。综上数据对比分析，验证了断层充填物的岩性和产状将影响断层活化的难易程度和强度。
3. 断层突水时空演化过程相似模拟试验研究
煤层深部开采现场水文地质条件复杂，监测方案施工困难、成本高、危险性系数大，难以开展系统性现场断层突水演化过程监测感知研究。室内试验根据工程实际背景和相似比原理一定程度上可模拟现场原位条件，成为研究矿井冲击地压、突水等地下工程动力灾害问题的有效研究手段。鉴于室内试验的优点和真实性，借助改造升级的采动底板突水模拟试验系统和应力、水压、并行电法在线监测子系统，室内再现采动断层突水演变全过程，得到采动过程中应力、孔隙水压力、视电阻率等参量演变规律，在综合分析纵横裂隙扩展、断盘活动滑移、承压水导升高度的基础上，针对参数特征，对断层突水演变致灾过程进行感知，进而划分标志性阶段。
3.1 试验系统
图8为断层突水监测系统，该突水模拟系统可实现水平独立分级加载、覆岩柔性均布加载和恒压稳流供水，能够一定程度上真实模拟现场水文地质条件。
试验台尺寸为1200 mm×400 mm×800 mm(长×宽×高)；系统可以施加竖向最大载荷1 MPa，精度为0.01 MPa；可实现水平分级独立加载，以模拟不同深度的垂直和水平应力梯度；具有位移控制和载荷控制2种加载方式，载荷加载速率最小为0.05 kN/s，位移加载精度为0.02 mm/s；高水压加载系统可模拟最大水压值为5 MPa，监测精度为0.01 MPa，具备模拟深部断层突水的试验条件。
3.2 模 型
根据济北某矿1311工作面水文地质条件，以F1断层为研究对象，确定相似模拟试验的几何相似比为100，容重相似比为1.5，时间相似比为10，应力相似比为150，渗透系数为0.1。图9为本次室内相似材料模拟模型，设计采深960 m，底板隔水层厚度34 m，煤层厚度4 m，根据应力相似比，模型在垂向上施加等效均布载荷为127 kPa。深部水平应力一定程度上影响岩体的变形和破坏特征，经现场测试，侧压系数为1.5，因此根据垂向载荷确定水平方向分级加载180、190、200 kPa，来模拟不同深度的水平应力加载，模式底部施加模拟水压53 kPa。
为掌握断层破碎带和底板岩体受力和导水特征，布设DC1-DC4应力传感器监测底板不同深度和断层两盘应力值，本次铺设并行电法电极16个，间距为5 cm，共布置应力传感器4个，水压传感器1个，DC1～DC4用来监测断层两盘应力变化情况。具体位置如图10所示。
为配合试验效果，底板岩层和部分上部顶板岩层采用新型流固耦合相似模拟材料，由河砂（1～2 mm）、碳酸钙、液压油、石蜡、凡士林加热混合搅拌配制而成。其余岩层采用河砂（1～2 mm）、碳酸钙、石膏、水配比而成普通材料，各岩层分层间铺撒云母粉分隔，断层采用砂子、黏土颗粒和石膏配比而成。各岩层配料见表2。模型及监测系统铺设完成后，自然状态下风干1周后，对模型进行开挖，考虑边界效应，煤层留设10 m煤柱后向断层方向开挖，记录开挖过程中底板突水通道演变特征。
表 2 各岩层配料Table 2. Proportioning for each rock layer层位 岩层 厚度/mm 材料质量比 备注
顶板细砂岩 200 8∶7∶3 普通材料 粉砂岩 120 8∶6∶4 粉砂岩 60 18∶1∶0.7∶1.2∶0.9 新型流固耦合
相似模拟材料泥岩 40 12∶1.8∶0.7∶1.2∶0.6 煤层 3上煤 40 30∶1∶0.8∶1.2∶1
底板粉砂岩 40 18∶1∶0.7∶1.2∶0.9 泥岩 140 12∶1.8∶0.7∶1.2∶0.6 粉砂岩 160 18∶1∶0.7∶1.2∶0.9 含水层 奥灰 150 30∶1∶0.8∶1∶1.3 断层 充填物 40 1∶1.2∶0.3 砂、黏土、石膏 3.3 突水通道时空演化过程
图11为推进过程中底板突水状况演化过程，煤层开挖至30 m时，顶板初次来压，直接顶开始垮落同时高承压水会对底板和断层下尖端产生损伤效应如图11a所示，断层围岩逐渐萌生裂隙并进一步扩展、发育，验证了断层尖端处流固耦合作用比较显著。当工作面推进至45 m时，采场出现周期来压，顶板再次垮落。断层和底板部分裂隙揭露水珠，承压水渐进导升，开采扰动对底板影响的范围增加，底板横向裂隙逐步向上层向扩展，水沿着底板和断层发育的裂隙向上导升如图11b所示。
当工作面推进至55 m，距离断层15 m左右时，煤壁前方开始出现突水点如图11c所示，在断层与采空区之间存在明显的裂隙贯通区，存在较为明显的横竖向裂隙，裂隙的产生是由工作面前方顶板的压缩与断层错动的剪切作用造成的，采空区附近的剪切裂隙逐渐向下向右扩展，底板裂隙与断层裂隙贯通时，断层水涌入采空区。
观察突水的水质情况，突水前期，水呈浊状且流速较快，判断为断层破碎带内部的黏土颗粒涌出，随着煤层继续开采，水流逐渐变清且水流趋于稳定并在后方采空区新增出水点。水流稳定后，通过观察突水孔洞，发现孔洞并不是水平发育，为斜向下扩展，验证了突水现象遵从“最小阻力突水原则”，即突水通道与断层倾向大致垂直，也验证了断层突水依然遵循“最优路径原则”。
3.4 监测参数演变规律
煤层推进过程中断层附近应力变化规律如图12所示，工作面由10 m推进至30 m时，断层上盘应力监测数据与下盘数据有着不同的趋势，1号与3号监测点均出现应力增高趋势，随后开始降低；2号与4号监测点则基本保持稳定，断层上下盘围岩应力变化趋势不一致，且开挖至40 m时，1号和3号监测点应力增加是因传感处于应力集中区，且由于断层的阻隔作用，断层带应力出现叠加现象，也是造成断层尖端受流固耦合作用显著的根本原因。
本次相似模拟试验选用DMKY系列微型高精度孔隙水压力计进行渗透水压力在线监测，量程为0.01～10 MPa，100 kPa以下分辨率为0.005 kPa，适用于模型试验中测量岩体（土体）、泥浆等内部或周围的孔隙水压力。
图13为煤层推进过程中水压值变化规律和突水水量图，当工作面推进至45 m时，断层水逐步导升，水压值急剧下降，水开始向底板隔水层中和经断层向底板破坏带中的裂隙中导升，当工作面推进至55 m时涌水量急剧增加，含水层−断层带−底板破坏带−采空区完整的突水通道发育完成，水大规模涌入采空区。
网络并行电法广泛应用于矿井水害防治中，基于水、岩体和空气的电阻率差异可用于突水通道水动态导升过程探测。为满足实验室小型模拟试验要求，缩短监测电极间距并将其铺设在顶板围岩中。本次采用网络并行电法系统智能追踪突水通道的空间特征，考虑到试验台尺寸和监测范围，为提高精确度和分辨率，供电电压选择72 V，最小有效电流选择0.5 mA，深度系数为可信度较高的探测深度与最远两电极取直线距离（75 cm）的比值，此处取0.3，则探测深度为22.5 cm。
观察开采过程中电阻率相对变化值，电阻率逐渐降低的低阻区圈定为裂隙进一步发育、水导升的位置。电阻率降低显著的区域代表渗流强的位置，也是最容易演化为突水通道的位置。煤层推进过程中，采空区处是相对高阻区，工作面前方与断层之间的煤体下方区域因水导升电阻率逐步降低，中间电阻值更低处为主要突水通道，即断层演化带与底板破坏带对接处，其中，图14为采动过程中突水通道电阻率监测图。
工作面前方与断层之间的煤体及下方三角形区域是断层突水形成的主要区域，煤层开采过程中要加强对该区域的监测，综合断层过活化特征及断层突水演化过程的划分，采用增大留设保护煤柱宽带、超前注浆加固处理、堵水材料封堵等分阶段防控措施，以保证煤层开采的安全进行。需要指出的是，研究成果主要依托深部开采矿井为工程地质背景，针对部分浅埋弱胶地层等特殊地质条件尚未考虑，未进行现场进一步验证；断层突水是复杂的动力异常显现现象，还需根据大量案例分析断层产状及内部破碎带充填物等差异性诱发断层活化的程度，总结断层突水机制类别，揭示各阶段参数演变规律，实现对断层突水演化过程的阶段划分进一步优化和完善。
4. 结 论
1）通过构建突水演变分析模型，明确了断层突水是断层演化带和底板破坏带对接的结果。采动效应下，断层较围岩动力响应更强烈，根据承压水导升路径，断层突水过程可划分为“断层活化”“贯通导水和“‘双带’对接”三阶段，原始导水断层是“贯通导水”“‘双带’对接”两阶段，属于“三阶段”的特殊情况。
2）通过含破碎带充填物试样双轴加载试验，验证了采动效应下断层较围岩动力响应更强烈，断层充填物的性质决定了断层活化的难易程度和强度，一定程度上影响着断层突水的时空演化过程。
3）通过断层突水相似模拟试验得到断层突水是裂隙萌生—扩展—贯通的结果，突水通道孕育过程中蕴含着应力、水压、电阻率等多参数的演变规律，精确掌握诸多参数突变节点可作为断层突水分阶段划分的重要依据。
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图 2 采动覆岩结构及应力分布
Figure 2. Overlying rock structure and stress distribution during mining
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图 3 W1123工作面局部钻孔综合柱状（ZK201）
Figure 3. Comprehensive histogram of local drilling in W1123 working face (ZK201)
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图 5 不同推进速度超前支承压力演化规律
Figure 5. Evolution law of advance abutment pressure at different advancing speeds
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图 6 峰值应力与不同推进速度的关系
Figure 6. Relationship between peak stress and different advancing speed
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图 7 工作面覆岩结构特征
Figure 7. Structural characteristics of overlying strata in working face
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图 9 不同推进速度覆岩初次破断时覆岩应变能密度演化趋势
Figure 9. Evolution trend of strain energy density of overlying strata during initial fracture of overlying strata at different advancing speeds
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图 10 工作面不同推进速度的覆岩破坏特征
Figure 10. Failure characteristics of overlying strata at different advancing speeds in working face
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图 11 工作面在实体煤下回采覆岩破坏特征
Figure 11. Failure characteristics of overlying strata in mining face under solid coal
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图 12 工作面回采结束时覆岩结构破断形态
Figure 12. Fracture morphology of overlying rock structure at the end of mining in working face
表 1 部分岩层煤岩力学参数
Table 1 Mechanical parameters of rock strata and coal rocks
岩性 密度/(kg·m−3) 抗拉强度/MPa 弹性模量/MPa 抗压强度/MPa 泊松比 体积模量/GPa 剪切模量/GPa 黏聚力/MPa 内摩擦角/(°) 砂砾岩 2 532 2.33 25 400 34.32 0.27 14.17 8.50 8.92 28 B4-1煤 1 303 1.97 7 485 24.80 0.35 6.25 2.88 3.81 21 粗砂岩 2 541 4.48 25 820 48.23 0.19 13.45 10.94 9.73 29 泥岩 2 533 2.28 15 420 37.65 0.20 7.42 3.83 4.39 30 细砂岩 2 592 3.17 33 420 57.60 0.18 19.57 14.07 6.58 27 B2煤 1 640 2.15 4 923 26.76 0.36 4.92 2.74 4.30 24 
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表 2 不同推进速度覆岩初次破断距及弹性能特征
Table 2 Initial breaking distance and elastic properties of overlying strata at different advancing speeds
推进速度/（m•d−1） 岩层 初次破断距/m 弹性能/kJ 3.2 厚硬直接顶 54.4 11.79 6.4 厚硬直接顶 64.0 26.57 9.6 厚硬直接顶 76.8 66.11
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表 3 近距离煤层推进速度综合影响统计
Table 3 Statistical of comprehensive influence of advancing speed of contugous coal seam
推进速度/(m•d−1) 3.2 6.4 9.6 采动应力/MPa 39.75 50.35 60.56 初次破断能量积聚/kJ 11.79 26.57 66.11 初次破断应变能密度/(kJ·m−3) 43.82 53.10 64.71 位移变形/m
（推进至141.8 m）2.75 4.68 6.86 危险性指数 2.0 2.8 4.2
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