多煤层采动围岩破坏规律及顶板老空水害防治研究

刘 钦a,b,刘 午a

(太原理工大学 a.水利科学与工程学院,b.矿山岩层控制及灾害防控山西省重点实验室,太原 030024)

摘 要:【目的】受地下水的持续补给作用,上覆煤层采空区及巷道形成了特殊的地下水存储和循环系统。我国大多数煤矿面临多煤层复合采动条件下顶板老空水害防治技术难题,导致煤矿日常顶板探放水工程量居高不下。【方法】以水文地质条件复杂矿井的煤层顶底板岩体为研究对象,采用现场电性实验、数值模拟实验、理论分析等手段研究多煤层复合采动条件下煤层间裂隙带的发育规律。【结果】研究结果表明:近距离煤层采动促使煤层采空区充分连通,形成双煤层采空积水区,双煤层底板扰动破坏带深度为15.6 m;随着下伏工作面的不断推进,围岩软弱结构面增多导致电阻率增大区范围扩大,向上扩展至58 m后裂隙带高度逐渐停止发育;当关键阻水层有效厚度不小于20 m时,顶板老空水探放工作量可得到最大程度的优化。【结论】鉴于此,提出了基于煤层层间距及有效关键阻水层的老空水害防治及保水采煤理念,煤矿顶板老空水体下保水采煤应当遵循“查清构造、控制层距、上防下采”的思路。研究成果不仅有效防控顶板老空突水威胁,也降低了煤矿老空区积水探放工作量及生产成本,同时可为受顶板老空水害影响的矿井多煤层保水采煤技术的研究提供借鉴。

关键词:老空水;电性实验;裂隙带;数值模拟;保水采煤

矿井老空水害问题是制约老旧煤矿及兼并重组矿井安全生产的重大科技难题之一[1]。近十年内,全国发生老空水害事故47起,死亡421人,其中山西老空水害事故比例高达90%[2].杨飞[3]根据水文地质结构,将山西老空水突水类型分为四个亚类、八个细类,顶板型老空水害事故占比32.5%.山西煤炭资源储量丰富,沁水煤田煤炭资源可采煤层数为2~3层,大同煤田可采煤层数量最多达11层[4]。随着上覆煤层资源逐渐枯竭,地下水补给采空区地下空间后形成高势能积水水体,大多数煤矿面临多煤层复合采动条件下顶板老空水害防治技术问题。为消除顶板老空水害威胁,煤矿日常探放水工作量居高不下,采掘进度协调性受影响较大。

由于煤矿井巷采掘系统异常复杂,水文地质条件千差万别,很难用统一的理论来阐释所有老空突水模式的作用机理。20世纪40年代后,国内外学者提出相对隔水层的概念,分析总结了采动裂隙导通含水层或水体是矿井水害发生的直接原因[5],以及安全水头公式和导裂带高度的经验公式[6]。80年代,临界能量释放点概念[7]及“上三带”理论得到了发展。此后,国内著名专家学者陆续提出了“强渗通道”理论[8]、“关键层”理论[9]、“零位破坏与原位张裂”理论[10]、“递进推导”学说[11]、GIS突水预测理论[12]及脆弱性指数法理论[13]、煤层底板“四带”划分理论[14]。尹慧超[15]、霍丙杰等[16]、程桦等[17]、PAN et al[18]对围岩裂隙破坏机理进行了深入研究。上述突水理论或机理研究成果揭示了煤矿各类型水害突水机制,极大地提高了我国抵御矿山水害的能力。

国内外部分专家学者已逐步开展了老空水突水机理方面的研究。隋旺华[19]基于底板岩体结构临界抗渗水力坡度建立了抗渗安全系数突水判别方法,提出了底板危险源辨识和突水危险性动态评价方法。段晓平[20]将老空突水划分为顶板、侧壁、底板三种突水类型,提出厚壁压裂导水突水与薄壁宏观整体破坏突水两种模式。周禹良[21]将老空区岩体划分为空区破坏带、有效隔水带、巷道裂隙带,提出了有效隔水煤岩薄板由于强度不足失稳及外部动力扰动下薄板煤岩体老空水突水机理。杨飞[3]通过进行老空放水试验获取实际水压及流速参数,试验表明“隔离型”老空突水过程存在着由“有压管道非恒定流”向似“有压管道恒定流”的流态转换过程。隋旺华[22]以结构水文地质学指导煤矿高势能突水溃砂防控,分析了被动防控可能产生突水溃砂灾害的机理。陈陆望等[23]依据径向基函数神经网络建立了考虑覆岩结构影响的近松散层开采导水裂隙带发育高度预测模型。LU et al[24]构建了基于侏罗系和石炭系煤层多层开采工程地质力学模型,揭示了双煤层开采过程中围岩裂隙闭合及活化机理。上述研究对突水过程中岩层破坏规律以及危险性预测理论进行了深入分析,但是对多煤层重复扰动开采作用下顶板型老空水害防治技术思路鲜有论述。

本文在前人研究突水机理中“关键层”及“上三带”理论的基础上,以山西某矿为例,通过现场实测、数值模拟实验、理论分析等手段探究多煤层复合采动作用下煤层间岩体破坏机制及裂隙发育规律,并提出相应的老空水水害防治关键技术及保水采煤理论。

1 工程概况

矿井位于山西省寿阳县,地处黄土高原,属大陆性季风气候。矿井3号、6号煤层位于山西组下段,15煤层位于太原组下段。上覆煤层充水水源主要为第四系松散含水层以及煤系地层砂岩、灰岩裂隙含水层。太原组K2、K3灰岩为下组煤直接充水含水层,渗透系数为0.021~0.180 m/d,富水性较弱。

煤层开采为长壁综采一次采全高采煤工艺,全部垮落法管理顶板。井田内3号煤层回采结束,6号及15煤层正在回采中。矿井总体为北东-南西的单斜构造,倾向南东,断裂构造和陷落柱等导水构造发育广泛。3号、6号煤层采空积水是影响煤矿安全生产的主要水文地质问题。煤矿采掘下组煤时需大量的顶板钻孔,对上覆采空区积水进行探查及疏放,导致钻探进尺居高不下。因此,通过对多煤层开采下裂隙发育规律的研究,既能保证下组煤工作面安全,又能节省探放水工作量,提高煤矿生产效率。

2 多煤层开采地质概念模型

3号煤层平均厚度为2.05 m,煤层顶底板均为砂质泥岩、泥岩、砂岩。6号煤层平均厚度为1.25 m,与3号煤平均间距为10 m,煤层顶板为砂质泥岩、细粒砂岩,粉砂岩;底板为砂质泥岩、泥岩,粉砂岩。15煤层平均厚度为4.0 m,上距6号煤层100 m,顶板为砂质泥岩、石灰岩。

3号-15号煤层之间的隔水层组主要由泥岩、砂岩、灰岩及不可采煤层组成,基本为互层状沉积。3号、6号煤层开采后形成多煤层采空积水区,K7与K8含水层是采空区主要充水水源,距离下组煤约100 m,15煤层开采受采空区威胁。根据煤矿地质钻孔揭露地层规律,结合采空区赋存特征及水文地质问题,构建多煤层开采地质概念模型,见图1.

图1 多煤层开采地质概念模型
Fig.1 Geological conceptual model of multi seam

本文在地质概念模型基础上,采用现场电性试验、室内试验、数值模拟实验研究多煤层复合开采下的顶板老空水防治技术理论。

3 煤岩层裂隙电性演化规律实验

多煤层开采过程中煤层顶底板岩体结构发生改变,岩体裂隙发育程度也会发生变化[25]。在高地应力作用下,岩体固体颗粒接触面积增大,其电阻率值减小。当应力超过岩体本身强度时,岩体产生破裂,岩体固体颗粒接触面积减小,电阻率值升高。岩层结构的改变将影响人工建立的电场的分布状态,电阻率法是利用仪器和方法来观测这种电场的分布状态,从而通过电场的变化对岩体受力状态和变形破坏特征进行探测。

3.1 电性实验设计

选择矿井150202工作面布置岩体电性实验孔,工作面斜长为180 m,其上部3号、6号煤层均已采空,工作面地质构造较发育,揭露7个陷落柱(陷落柱及采动裂隙带是上覆采空区突水主要通道)。工作面内实验孔位于150202工作面运输巷,与运输巷夹角10°,方位角为264.2°,仰角平均为40.4°,孔深150 m,见图2.

图2 电性测试钻孔布置图
Fig.2 Borehole pattern for electrical testing

钻孔实际控制斜长为150 m,实际安装孔深控制斜长144 m,控制平距109.32 m和垂深92.89 m,钻孔实测平面图及剖面图如图3所示。测试钻孔内布置64个电极,电极间距2.4 m.利用电法仪收集地电参数,进行裂隙带扩展的现场动态测试,并以电阻率电性参数变化为研究对象,分析岩体破坏变化规律。

图3 试验钻孔实测平面图及剖面图
Fig.3 Drilling trajectory picture

3.2 实验结果分析

实验系统安装完毕后,首先进行数据背景值采集,此时回采位置距孔口距离300 m.当工作面回采至距离孔口100 m后加强电法测试频率,对岩体变形破坏的电阻率变化情况进行持续动态采集。150202工作面电法实验历时60 d,共采集钻孔地层电性数据30组,利用自编电法解析软件进行数据解释及视电阻率成图。

1) 岩层电阻率背景值分析

图4为钻孔视电阻率背景值,工作面回采位置距孔口-334 m,回采位置距离实验区较远。电阻率分布主要集中在0~200 Ω·m,部分区域为200~240 Ω·m,为岩层裂隙发育、含水性不均一所致。局部岩层电阻率的高低变化反映出岩性变化或岩体完整性的差异,该背景值能够为后续岩层电性参数对比提供基础。

图4 电阻率背景值图
Fig.4 Background value of the resistivity

2) 岩层变形与破坏过程分析

当工作面回采至距离孔口97 m时,水平方向20~40 m、高度8~40 m范围,电阻率值较背景值显著升高,部分范围电阻率值达240~300 Ω·m,见图5.试验孔周边煤层覆岩开始受采动应力扰动影响,垮落带及裂隙带开始萌生发育,岩体结构面逐渐增多导致电阻率增大区范围扩大。当工作面回采位置在距孔口46.7 m,水平方向10~-90 m、高度0~40 m范围,电阻率值继续缓慢升高,部分范围电阻率值达240~360 Ω·m左右,反映出岩层裂隙带受应力扰动进一步扩展见图6.

图5 岩层初始破断电阻率图
Fig.5 Initial fracture resistivity picture

图6 覆岩裂隙带发育初期电阻率图
Fig.6 Resistivity picture of early development of fracture zone

工作面回采位置距孔口16.2 m时,覆岩水平方向10~90 m、高度0~58 m范围,电阻率值急剧升高,裂隙带高度向上扩展18 m,见图7.当工作面回采位置到达孔口时,岩层裂隙发育逐渐稳定,裂隙带基本发育成型,煤岩层裂隙发育电性实验终止。

图7 覆岩裂隙带发育后期电阻率图
Fig.7 Resistivity picture in the later development of fracture zone

根据煤层顶板覆岩破坏过程中岩层电阻率的变化程度及范围,工作面裂隙带的发育高度(H)为58 m,为细砂岩底部和炭质泥岩顶部交界面位置(图8).根据工作面回采资料,钻孔控制段采高为3.66~4.6 m,平均4.0 m.高延法[26]总结的综放开采条件下的计算公式(1)以及《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》中裂隙带高度计算公式(2)为经典的导水裂隙带经验公式计算法。

图8 覆岩破坏电阻率测试成果图
Fig.8 Resistivity picture for overburden failure

式中:H为裂隙带发育高度,m;M为煤层开采累计厚度,m.

本文利用上述两种方法验证15号煤层顶板覆岩裂隙电性演化规律结论的合理性。结果显示,覆岩裂隙发育高度试验结果介于两种公式之间,即50 m<H<63 m,说明本次煤岩层裂隙电性演化规律实验设计合理,测试结论可靠,可以作为顶板老空水害防治理论的主要参数依据。

4 数值模拟实验研究

多煤层复合采动条件下老空水害突水通道与下组煤覆岩裂隙带发育高度及上组煤煤层底板扰动破坏带发育规律有关。本文在下组煤顶板覆岩裂隙电性演化规律实验基础上,构建3号、6号、15号煤层多煤层复合采动的数值模型。

4.1 模型建立

结合150202工作面及上组煤生产资料,利用FLAC3D有限差分软件构建数值模拟模型。考虑到相邻岩层的岩性及物理力学参数具有一定的相似性,所以对邻近薄岩层进行合理简化合并,共设置地层13层,模型走向长300 m,高250 m,共划分10 800个网格,见图9.数值模型开挖次序为:①先开采上部3号煤层,左右留设50 m的保护煤柱,开采总长度150 m.②6号煤层距离3号煤层10 m,厚度1.05 m,6号煤层同3号煤层在同一基准进行开采,开采距离为75 m时结束开采。③15号煤层距离6号煤层100 m,厚度为4.0 m,开采距离为150 m.数值模拟分析随着各煤层工作面开采过后,进行多煤层工作面复合开采造成的应力破坏及裂隙通道形成规律分析。

图9 数值模拟模型
Fig.9 Schematic diagram of numerical simulation model

4.2 参数的选择

根据本文岩石物理力学测试实验确定数值模拟实验中砂岩、泥岩、砂岩泥岩、煤层等的力学参数,见表1.

表1 岩石力学参数的选取
Table 1 Selection of Rock mechanics Parameters

岩性抗拉强度/MPa黏聚力/MPa体积模量/GPa剪切模量/GPa内摩擦角/(°)密度/(kg·m-3)砂质泥岩2.68.218.512.7362 600泥岩2.68.218.512.7362 600中砂岩1.78.519.811.3332 800煤1.232.71.6201 400细砂岩1.82.822.913.1372 700

4.3 覆岩破坏数值模拟分析

根据数值模拟结果,在3号煤层单煤层开采条件下,煤层采空区顶板垂直应力曲线对称分布,工作面两端出现应力集中,为14.40 MPa,工作面上部应力扰动范围随着煤层的推采逐渐扩大,成拱型,顶板导水裂隙带的发育高度为34.09 m,煤层底板破坏高度为12.82 m,见图10.

图10 3号煤层开挖模拟应力图
Fig.10 Simulated stress diagram for excavation of No.3

双煤层开采条件下,随着6号煤层工作面开采,6号煤层覆岩裂隙导通至上覆3号煤层采空区(图11),3号煤层开切眼侧及煤壁处垂直应力发生释放,应力集中程度逐渐减弱,6号煤层开切眼处发生应力集中,此时应力峰值为14 MPa,工作面末端未发生应力集中,6号煤层垂直应力释放,此时6号煤层底板扰动破坏高度为15.6 m.

图11 双煤层开挖模拟应力图
Fig.11 Simulated stress diagram for excavation of double coal seams

下组煤15号煤层开采后,覆岩应力分布形态及规律一致见图12.工作面开采结束后,开切眼侧及煤壁处垂直应力发生应力集中,峰值约为20.66 MPa,且工作面后方煤壁处的应力比切眼处的要大,导裂带发育高度为56.2 m,同两带高度实测值基本相近。

图12 15号煤层开挖模拟应力图
Fig.12 Simulated stress diagram for excavation of No.15

由图13可知,当6号煤开挖以后,垮落带沟通上覆采空区,底板靠近开切眼处位移增大,向上膨出,6号煤层右侧区域形成倒立的马鞍形区域破坏。多煤层开采条件下,3号煤层覆岩位移显著增多,6号煤层左侧部分岩体发生向上的位移,采空区中心区域顶板变形最大,15号煤层呈现常规拱形垮落。

图13 多煤层采动围岩位移云图
Fig.13 Simulated displacement cloud diagram for excavation of multiple coal seams

表2 无损关键阻水层岩石物理力学测试表
Table 2 Physical and mechanical testing results of the key rocks

编号岩性最大荷载/kN抗压强度/MPa123灰岩160.2541.66145.5937.85158.9841.3345中砂岩128.1733.32120.9331.44

5 分析与讨论

上覆顶板老空水是否能够致灾取决于上下两组裂隙网络联通程度,煤层间无损关键阻水层的岩体结构及地下水动力学参数受扰动作用影响而不发生变化,是阻断突水水源的关键岩层。根据煤矿地质柱状图分析可知,煤层层间关键阻水层位于石炭系太原组上段中下部,作为“上三带”中“整体弯曲带”的一部分,阻水层由K4灰岩、K5砂岩构成。通过取样及物理力学测试试验,K4灰岩层厚2.4 m,最大饱和抗压强度为41.66 MPa,K5砂岩层厚28 m,最大饱和抗压强度为33.32 MPa,该层段岩体均属中硬岩,岩体具有良好的完整度,无明显结构面形成,阻水性能较好。

由于6号煤层距离3号煤层较近,平均距离仅为10 m,6号煤层开采形成的垮落带足以导通上部3号煤层。3号、6号煤层采空区联通,形成“双煤层采空区”。受含水层持续补给作用,双煤层采空区积水水位及积水量规模均有所增大,是下组煤开采面临的重要致灾危险源。根据煤岩层裂隙带电性演化规律实验结论,下组煤导水裂隙带发育最大高度为58 m,介于经验公式最大值及最小值之间,并与数值模拟实验结果相近。由于导水裂隙带附近无强充水水源,故本论文取实测值为评价结果。上覆多煤层复合采动条件下底板扰动破坏裂隙发育深度最大为15.6 m.上组煤与下组煤层间距为100 m,受采动影响而形成的层间裂隙发育深度最大应为73.6 m,关键阻水层厚度约26.4 m.

构造是影响关键阻水层性能的重要因素,关键阻水层无断裂构造、陷落柱的破坏;确保上组煤与下组煤的间距不小于92.8 m;按照防水煤岩柱留设方法,控制关键阻水层厚度不小于20 m;当工况满足上述条件时,顶板老空水探放工作量可得到最大程度优化,做好相应的顶板水害事故应急措施后可以正常作业。因此,本文提出了多煤层复合采动条件下顶板老空水害防治及保水采煤思路为查清构造、控制层距、上防下采。目前,150202工作面回采前已经查清构造,主动避让陷落柱、断层等地质构造,顶板老空水探放工程量缩减近82%,最终实现了工作面安全高效回采。

6 结论

1) 通过煤岩层裂隙电性演化规律实验,揭示了工作面回采至距离孔口97~46 m过程中,导水裂隙带发育速度较为缓慢,工作面回采至距离孔口46~0 m过程中,导水裂隙带扩展速度较快。

2) 多煤层复合采动条件下老空水害突水通道与下组煤覆岩裂隙带发育高度及上组煤煤层底板扰动破坏带发育规律有关,上下两组裂隙带间完整岩体作为无损关键阻水层,其结构稳定性对于顶板老空水害防治有着重要的意义。

3) 本文提出了“查清构造、控制层距,上防下采”的多煤层复合采动条件下顶板老空水害防治及保水采煤思路,压缩了煤矿顶板水体探放工程量,实现煤矿安全高效开采,本研究成果能够为多煤层复合采动顶板老空水害的防治提供指导。

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Study on the Failure Law of Surrounding Rocks Caused by Multiple Coal Seam Mining and the Prevention and Controlling Technology of Water Inrush from Roof Goaf

LIU Qina,b, LIU Wua
(a.CollegeofWaterResourcesScinenceandEngineering,b.ShanxiProvincialKeyLaboratoryofMineStrataControlandDisasterPreventionandControlling,TaiyuanUniversityofTechnology,Taiyuan030024,China)

AbstractPurposes】 As a result of the ongoing replenishment of groundwater, a multifaceted system for the storage and circulation of groundwater has developed within overlying goaf and roadway. Coal mines encounter technical challenges in preventing and managing water damage in the roof goaf during the process of multiple coal seam composite mining, leading to a substantial requirement for daily roof water exploration and drainage engineering. 【Methods】 This paper focuses on the roof and floor rocks of coal seams as the subject of investigation. The study aims to analyze the fracture zone development between coal seams in the context of multiple seams mining, utilizing on-site electrical testing, numerical simulation, and theoretical analysis. 【Findings】 The findings of the experimental investigation indicate that the extraction of coal seams in close proximity facilitates the full interconnection of the goafs, resulting in the formation of a water accumulation zone composed of double coal seam goafs. The depth of the damage zone caused by the disturbance of the double coal seam floor is measured at 15.6 m. As the underlying working face is mined, the numbers of weak structural planes in the surrounding rock increas, leading to an expansion of the area of resistivity increase. Upon reaching a height of 58 m, the development of fracture zone gradually ceases. Optimal exploration and drainage of the roof empty water can be achieved to the fullest extent when the effective thickness of the key water barrier layer is no less than 20 m. 【Conclusions】 The concept of goaf water hazard prevention and coal mining under water-containing based on the coal seam spacing and key water-resisting layer is proposed. The conception of “finding out the structure, controlling the seam spacing, and mining after upper preventing” should be followed. The research results not only effectively prevent and control the threat of water inrush from the roof goaf, but also reduce the workload and production cost of water exploration and drainage in future. It can also provide reference for water-retaining mining technology in multiple coal seams affected by the water hazard in the roof goaf.

Keywordsgoaf water; on-site electrical test; fractured zone; numerical simulation; water-preserved coal mining

引文格式:刘钦,刘午.多煤层采动围岩破坏规律及顶板老空水害防治研究[J].太原理工大学学报,2023,54(4):692-699.

LIU Qin,LIU Wu.Study on the failure law of surrounding rocks caused by multiple coal seam mining and the prevention and controlling technology of water inrush from roof goaf[J].Journal of Taiyuan University of Technology,2023,54(4):692-699.

收稿日期:2023-03-20;

修回日期:2023-04-19

基金项目:国家杰出青年科学基金资助项目(51925402);山西省青年科学研究资助项目(20210302124108);山西省科技重大专项揭榜项目(20191101016)

通信作者:刘钦(1986-),博士,讲师,主要从事矿井水资源与水害防治研究,(E-mail)liuqin01@tyut.edu.cn

中图分类号:TD745

文献标识码:A

DOI:10.16355/j.cnki.issn1007-9432tyut.2023.04.013

文章编号:1007-9432(2023)04-0692-08

(编辑:薄小玲)

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