0 引 言
煤层开采覆岩破坏规律及其形态分布特征是矿井预防水害、压架等安全事故发生的关键。覆岩破坏特征的研究主要包括现场观测、相似材料模拟试验、数值模拟分析及理论分析等[1]。20世纪70年代，刘天泉院士提出了覆岩破坏 “三带”模型，其中垮落带和导水裂缝带(合称“两带”)高度的确定是顶板水害预测预报及防水(砂)安全煤岩柱留设的重要依据。同时随着大采高和综放开采技术的快速发展，相应条件下的覆岩“两带”特征研究也取得了突破性进展[2]。张宏伟等[3]研究了石炭—二叠系特厚煤层综放开采的覆岩破坏特征；孙庆先等[4]测得了侏罗系大采高综采和综放工作面的“两带”发育特征；冯国财等[5]通过现场观测分析了白垩系特厚煤层综放开采导水裂隙带高度与采高的关系；杨达明等[6]得出了厚松散层软岩综放开采导水裂隙带发育高度。随着水体下综放开采技术不断推广应用，现场实测数据增多。许延春等[7]根据实测资料建立了适用于综放开采工作面“两带”高度计算的经验公式；张玉军等[8]研究了鄂尔多斯盆地侏罗系煤层开采导水裂隙带发育规律；白利民等[9]统计了中硬覆岩下一次采全高导水裂隙带高度经验公式；陈连军等[10]研究了上覆岩层内裂缝萌生演化特征，提出覆岩导水裂隙带高度的确定方法。
笔者在上述研究的基础上，通过对比分析覆岩类型划分方法和覆岩破坏经验公式，明确了覆岩破坏高度预计选取标准。采用现场冲洗液消耗量和钻孔电视观测方法，对比分析了坚硬岩层和软弱岩层高强度开采条件下覆岩破坏裂隙发育特征。对于近距离煤层特厚煤层开采，《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采指南》(以下称《“三下”采煤指南》)[11]中给出的综合采厚公式已不适用。通过构建数学模型，优化了近距离高强度开采综合采厚计算公式，可为类似地质条件下高强度开采覆岩破坏高度预计提供依据。
1 高强度采动裂隙发育高度预计方法
1.1 覆岩类型划分方法
岩体的强度和质量等级对工程设计、布置、运营等环节均起重要的作用[12]。根据GB/T 50218—2014《工程岩体分级标准》[13]，按饱和单轴抗压强度将岩石坚硬程度划分为坚硬岩、较硬岩、较软岩、软岩和极软岩共5类(表1)。表1的岩石强度划分方法主要用于采矿开挖岩体的防护、建筑物地基的承载能力和变形计算、采动地表移动变形计算及水利水电工程等领域。然而，矿井防治水中预计采动覆岩破坏高度时，基于岩石力学强度统计出有规律的经验公式，根据工程实际按照岩石单轴抗压强度将煤层顶板覆岩划分为坚硬、中硬、软弱和极软弱共4种类型(表2)，定量化划分范围与工程岩体分级标准有一定的差异。
表1 工程岩体分级标准岩石坚硬程度分类
Table 1 Standard for engineering classification of rock mass
坚硬程度等级饱和单轴抗压强度Rc/MPa代表性岩石硬质岩坚硬岩Rc>60未风化～微风化花岗岩、闪长岩、辉绿岩、玄武岩、安山岩、片麻岩、石英岩、石英砂岩、硅质砾岩、硅质石灰岩等较硬岩60≥Rc>30微风化的坚硬岩石;未风化的大理岩、板岩、石灰岩、白云岩、钙质砂岩等软质岩较软岩30≥Rc>15中风化～强风化的坚硬岩或较硬岩;未风化～微风化的凝灰岩、千枚岩、泥灰岩、砂质泥岩等软岩15≥Rc>5强风化的坚硬岩或较硬岩;中风化～强风化的较软岩;未风化～微风化的页岩、泥岩、泥质砂岩等极软弱Rc≤5全风化的各种岩石;各种半成岩
表2 “两带”覆岩岩石强度分类
Table 2 Rock strength classification of caved and fractured zones strata
覆岩岩性单轴抗压强度范围/MPa代表性岩石坚硬[40,80)石英砂岩、石灰岩、砾岩中硬[20,40)砂岩、泥质灰岩、砂质页岩、页岩软弱[10,20)泥岩、泥质砂岩极软弱<10铝土岩、风化泥岩、黏土、砂质黏土
1.2 厚煤层“两带”发育高度预计方法
我国许多学者研究了不同采矿和地质条件的围岩破坏裂隙演化特征，解决了诸多地下工程中的技术难题，取得了突破性进展。20世纪80年代以来，现代化综放开采技术得以快速发展，同时综放工作面覆岩裂隙演化规律研究取得了突破性进展，覆岩破坏高度确定方法主要有经验公式法、现场观测法(地面和井下钻孔注水观测、钻孔电视观测及地球物理勘探等)、相似材料模拟及数值分析等。随着综放工作面现场实测数据的增多，《“三下”采煤指南》[11]给出了不同覆岩类型条件下单层厚煤层综放开采垮落带和导水裂隙带高度(2个)计算公式(表3)。
表3 综放开采“两带”高度计算公式
Table 3 Computational formula of caved and fractured zones heights for full-mechanized caving mining
覆岩岩性垮落带高度/m导水裂隙带高度/m公式1公式2坚硬7M+5100M0.15M+3.12±11.1830M+10中硬6M+5100M0.23M+6.10±10.4220M+10软弱5M+5100M0.31M+8.81±8.2110M+10
注：M为采厚，为3～10 m。
2 坚硬覆岩高强度采动裂隙发育特征
2.1 现场观测区概况
库车矿区某矿开采下1和下5煤层，下1煤采厚3.5 m，大采高一次采全厚开采。下5煤层平均采厚9.7 m，采用综合机械化放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板。下5煤顶板以粉砂岩为主，泥岩、砂质泥岩抗压强度平均为68.3 MPa，粉砂岩抗压强度为53.7 MPa，根据表2划分标准顶板为坚硬类型。下5煤层5104工作面位于东翼一采区，其上部为下1煤采空区。工作面走向长度为3 122 m，倾向长度为240 m。
现场观测过早，导水裂隙带未发育至最大高度；观测过晚则部分裂隙已压实闭合，难以测得有效值。根据工作面开采状况，将19-1钻孔选定在距终采线1 000 m，距上平巷20 m处；19-2钻孔选定在距终采线1 012 m，距下平巷30 m处(图1)。设计松散层中下套管，钻孔开孔孔径为219 mm，钻至第四系底界面以下3～5 m的基岩段，下放ø140 mm套管。固管止水合格后，换ø113 mm岩心管取心钻进，终孔位置在取得垮落带高度特征后终止钻进。钻孔结构如图2所示。
图1 5104工作面“两带”孔布置
Fig.1 Boreholes Lay-out plan of caved and fractured zones
图2 5104工作面钻孔结构
Fig.2 Borehole structure of No.5104 working face
2.2 现场观测
2.2.1 钻孔冲洗液和水位观测
19-1钻孔冲洗液消耗量和水位观测结果如图3所示。松散层由砂土及底部砾石组成，为防止塌孔，松散层段下套管，基岩段清水钻进，钻进过程中共出现5次不返水，且钻孔中水位逐渐下降。初次在68.74 m位置不返水，刚进入基岩段，表明导水裂隙带顶点已发育基岩顶界面，进入松散层，导水裂隙带顶点埋深小于68.74 m；导水裂隙带中局部存在扰动但未破裂的岩层，钻进至该位置时有返水现象；131.15 m处冲洗液全部漏失，循环终止，钻孔中已无水，出现“掉钻”现象；钻孔穿过下1煤层采空区后，并未发现完整岩层，表明下5煤开采垮落带已发育至下1煤顶板，131.15 m为综合开采垮落带顶点位置。
图3 19-1钻孔冲洗液消耗量和水位变化
Fig.3 Water consumption quantity and water level variation of borehole 19-1
19-2钻孔钻至松散层97.2 m，即距松散层底界面3.8 m时不返泥浆，冲洗液全部漏失，循环终止，并且该位置之后一直无返水，表明导水裂缝带已发育至松散层，导水裂隙带顶点小于97.2 m。
2.2.2 钻孔电视观测
19-2钻孔电视观测到采动裂隙已发育至基岩顶部，并进入松散层，导水裂隙带采动裂隙以纵向交叉为主，与岩心特征一致；随着钻孔深度的增大，采动裂隙逐渐发育，即煤层附近顶板裂隙发育(图4)。观测到178.35 m处出现空洞(图5)，且有卡、掉钻现象，深部空洞更明显。钻孔穿过下1煤层采空区后，同样为发现完整岩层，表明下5煤开采垮落带已发育至下1煤顶板，178.35 m为垮落带顶点。
图4 19-2钻孔不同深度导水裂隙带钻孔电视观测成果
Fig.4 Fissure zone observation of borehole TV from different depth in 19-2 borehole
图5 不同深度垮落带钻孔电视观测成果
Fig.5 Caving zone observation of borehole TV from different depth
3 软弱覆岩高强度采动裂隙发育特征
3.1 观测区概况
蒙东矿区畅彤煤矿主采7号煤层，其中1703工作面走向长度1 262 m，倾斜长度为130 m，煤层平均厚度16.9 m，煤层倾角2°～10°，平均6°，采用分层综放采煤方法，全部垮落法管理顶板。1703-1上分层工作面平均采厚9.3 m，1703-2下分层工作面平均采厚7.6 m。煤层顶板基岩厚度为110～200 m，以泥岩、泥质粉砂岩为主，其中泥类岩所占比例接近50%。泥类岩单轴抗压强度1.4～11.6 MPa，平均5.8 MPa；砂类岩单轴抗压强度3.8～7.2 MPa，平均6.8 MPa。由表2可知，工作面覆岩为软弱类型。
由于受上分层采空区区段煤柱的影响，17-1钻孔距终采线、上平巷为420 m和40 m。17-2钻孔距终采线、上平巷为383 m和 20 m(图6)。考虑到第四系和新近系含水层的影响，松散层中设计2级套管(图7)。钻孔开孔孔径为480 mm，钻至第四系底界面以下3～5 m的隔水黏土层，下放一级ø273 mm套管。固管止水合格后，换ø219 mm钻头钻进，钻至新近系底界面以下5 m左右的稳定基岩层，下放二级ø164 mm套管。基岩中孔径为108 mm，取心钻进，终孔位置为垮落带顶点以下5 m。
图6 1703-2工作面“两带”孔布置
Fig.6 Borehole lay-out plan of caved and fractured zones
图7 1703-2工作面钻孔结构示意
Fig.7 Borehole structure of No.1703-2 working face
3.2 现场观测成果
3.2.1 钻孔冲洗液消耗量和水位变化
17-1和17-2钻孔冲洗液消耗量和水位变化如图8所示，2个钻孔分别在168.5 m和175.9 m以浅冲洗液消耗量不大于1.15 L/min和2.16 L/min，之后逐渐增大；分别钻进至172.05 m和178.43 m时，钻孔不返水，冲洗液循环终止，分析钻孔已进入导水裂隙带；分别钻进至222.72 m和234.43 m时钻孔水位下降明显，出现“卡钻、掉钻”现象，分析已进入垮落带。
图8 软弱地层冲洗液消耗量和水位变化
Fig.8 Water consumption quantity and water level changed in boreholes for weak strata
3.2.2 钻孔电视观测成果
钻孔电视观测段使用清水钻进，由于软岩地层主要为软弱泥岩或泥质粉砂岩，导致17-1和17-2钻改导水孔壁不能得到保护，2个钻孔钻至垮落带附近时，孔壁坍塌造成钻孔180 m以下位置水浑浊，钻孔电视模糊。经2 d沉淀后，再次观测时，分别在175 m和180 m处再次发生塌孔，扫孔后水变浑浊，钻孔电视未观测到明显的垮落带，仅观测到导水裂隙带发育情况。17-1、17-2钻孔分别在168.5 m和175.9 m处观测到明显裂隙(图9)，与钻孔冲洗液漏失量增大的位置相符。
图9 17-1和17-2导水钻孔裂隙带钻孔电视分析
Fig.9 Fissure zone observation of 17-1 and 17-2 boreholes TV
4 采动裂隙发育特征对比及分析
覆岩采动裂隙发育特征影响因素较多，通常由覆岩强度、采动强度、采煤方法、地质构造等多种因素控制，但通过对比不同覆岩强度条件下高强度开采裂隙发育特征，可为现场工程实践及水害防治提供借鉴。上述坚硬地层中19-1和19-2钻孔揭露下5煤与下1煤间距分别为64.7、65.8 m。由表3坚硬覆岩综放开采垮落带高度经验公式，计算下5煤综放开采垮落带高度为72.9 m，结合现场观测成果，表明下层煤垮落带高度均大于下5煤与下1煤层间距。根据《“三下”采煤指南》，当下层煤的垮落带接触到或完全进入上层煤范围内，下层煤的导水裂隙带最大高度应采用上、下层煤的综合开采厚度计算。上、下层煤的综合开采厚度为
(1)
式中：M1为上层煤开采厚度，m；M2为下层煤开采厚度，m；h1-2为上、下层煤之间的层间距，m；y2为下层煤的垮落带高度与采厚之比。
对于上述库车矿区坚硬岩层下层煤为特厚煤层时，计算
则MZ<M2不符合实际，即该公式已不适用于近距离特厚煤层的开采。由于近距离特厚煤层开采覆岩破坏“两带”高度实测数据较少，难以获得统计经验公式。为此根据现场实测数据及下组煤垮落带高度Hk和煤层间距的关系曲线特征，引入反正切函数，构建近距离特厚煤层开采垮落带高度与层间距关系数学模型，当下层煤的垮落带接触到或完全进入上层煤范围内时，即h1-2≤Hk=M2y2，上、下层煤的综合开采厚度可表示为
(2)
经分析，综合采厚与层间距成反比，与垮落带高度成正比。煤层间距越大，下层导水煤裂隙带高度受上层煤的影响减弱，即上层煤厚度占综合采厚的比例减小。特厚煤层分层开采时，层间距h1-2=0，则MZ=M2+M1；下层煤垮落带发育到上层煤时，h1-2=hk=M2y2，则MZ=M2，即下层煤导水裂隙带高度计算不受上层煤的影响，但取二者的最高点。通过《“三下”采煤指南》现有数据验证，与原公式综合采厚计算结果接近，并且涵盖了近距离厚煤层开采条件取值范围，完善和改进了原有公式。经计算，19-1钻孔下5和下1煤层综合开采厚度为9.97 m，19-2钻孔为9.93 m。现场观测垮落带高度Hk和导水裂隙带高度确定[14]如下
Hk=Z-M-hk
(3)
Hl=Z-M-hl
(4)
式中：Z为煤层底板埋深，m；hk、hl分别为垮落带和导水裂隙带顶点埋深，m。
以上坚硬岩层和软弱岩层高强度开采“两带”高度计算见表4。对于近距离坚硬顶板煤层高强度开采，综合开采后垮采比为9.39～9.62，裂采比大于17.80，相对表3中垮采比明显增大，主要是由于下5煤层开采垮落带发育至上组下1煤层采空区，而垮落带峰值标高低于下1煤层垮落带顶点，造成综合垮落带高度增大，并且煤层组间距相等较大，上组煤对综合采厚影响较小，造成垮采比明显增大，近距离高强度开采综合垮采比和裂采比的计算具有较强的适用性。而软弱覆岩特厚煤层分层综放高强度开采垮采比为4.59～4.71，裂采比为8.04～8.58。坚硬岩层高强度开采垮采比和裂采比为软弱岩层的近2倍。
表4 实测“两带”高度
Table 4 Heights of caved and fractured zones from in-situ measurement
孔号类型煤层底板埋深/m“两带”顶点埋深/m“两带”高度/m综合采厚/m垮采比或裂采比19-1垮落带234.43131.1593.589.979.39导水裂隙带234.43<68.74>155.999.97>15.6519-2垮落带283.61178.3595.569.939.62导水裂隙带283.61<97.20>176.719.93>17.8017-1垮落带310.40222.7072.0015.704.59导水裂隙带310.40168.50126.215.708.0417-2垮落带320.50234.3071.115.104.71导水裂隙带320.50175.90129.515.108.58
通过现场冲洗液消耗量观测，坚硬地层冲洗液消耗量变化断断续续或者完全漏失，软弱地层遇到导水裂隙带时完全漏失。钻孔电视和岩心观测到坚硬岩层相对软弱岩层采动裂隙较发育，裂隙倾角较大(图10)，将引起岩层采动传播影响角增大。坚硬岩层清水钻进时，钻孔电视易观测到明显的垮落带和导水裂隙带特征，而软弱地层由于遇水软化，造成塌孔，钻孔电视较为模糊不易观测，尤其垮落带特征难以观测，为防止钻孔塌孔导致钻孔电视卡埋，建议采用冲洗液消耗量、水位观测及岩样裂隙观察等综合方法进行“两带”顶点的判别。
图10 导水裂隙带岩样
Fig.10 Rock sample of fissure zone
5 结 论
1)总结分析了覆岩类型定性和定量划分方法及适用条件，基于岩石力学强度统计的“两带”高度经验公式与工程岩体分级标准定量划分方法有差异，现场预计覆岩破坏“两带”高度时，应选择合适的分类方法及相应的经验公式。
2)通过钻孔冲洗液消耗量和钻孔电视观测相结合的方法，测得了坚硬和软弱地层高强度开采覆岩破坏裂隙发育特征。坚硬岩层采动裂隙发育，冲洗液消耗量变化断断续续或者完全漏失，且岩层断裂倾角大，岩层传播影响角较大。软弱地层遇水易软化、塌孔，钻孔电视成像较为模糊，需采用综合方法进行“两带”顶点的判别。
3)经计算，坚硬岩层下5煤综放开采垮落带高度大于煤层间距，波及到上层煤采空区。对于近距离下层特厚煤层开采，《“三下”采煤指南》中综合采厚公式已不适用。为此通过构建近距离特厚煤层开采垮落带高度与层间距关系数学模型，提出了适合该地质条件的综合采厚计算公式。经分析，坚硬顶板高强度开采垮采比为9.39～9.62，裂采比大于17.80，为软弱覆岩的近2倍。
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