综放工作面覆岩破坏特征及裂隙演化相似模拟试验研究*

贾 栋,姜德义,陈 结,范金洋,任奕玮

(重庆大学 煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室，重庆 400044)

0 引言

为实现“碳达峰、碳中和”的目标，我国近年来加快了煤层气勘探开发利用[1]。煤层开采后，采场围岩的应力状态重新分布并且上覆岩层形成采动裂隙。覆岩采动裂隙的产生不仅促进了煤岩体中瓦斯的解吸，而且增加了煤岩体的透气性，为煤岩体中瓦斯运移提供了通道[2-5]。因此，研究了覆岩破坏及裂隙演化规律，对于圈定采场内瓦斯富集区、为地面井抽采瓦斯系统布置提供参考依据。

近年来，国内外学者主要采用理论分析、数值模拟和相似模拟试验等方法对采动覆岩裂隙演化规律进行了分析，并取得了许多阶段性成果[6-8]。许家林等[9]揭示了覆岩采动裂隙发展两阶段发展规律和“O”形圈分布特征；李志梁等[10]讨论了关键层在裂隙网络分布形式上的作用，指出采动过程中张开裂隙和离层裂隙最终会相互贯通，在上覆岩层中形成椭抛带分布；赵毅鑫等[11]通过试验及数值模拟方法建立了覆岩裂隙分形维数与耗散能量的关系。基于裂隙的复杂性和无序性；谢和平等[12]使用几何分形理论研究覆岩采动裂隙，结果表明采动覆岩裂隙具有自相似性和分形特征；张向东等[13]采用离散元软件对采动岩体裂隙进行分形维数计算，并指出分形维数是描述采动岩体裂隙网络分形规律的重要参数；王国艳等[14]研究了具有初始裂隙的采动岩体裂隙演化过程，研究发现，初始损伤量越大，采动岩体裂隙分布的分形维数越大。

综合上述所述，前人对于开采引起的覆岩裂隙已开展了大量的研究，并取得了丰富的研究成果，但对于综放工作面覆岩破坏及裂隙演化规律的研究较少。本文以寺河煤矿为研究对象，采用相似模拟试验方法，对采动过程中覆岩垮落规律、覆岩裂隙分形、采动应力演化和上覆岩层位移进行分析，以期掌握覆岩破坏及裂隙演化规律，为矿井煤层气抽采提供理论依据，对矿井的安全高效绿色开采具有重要的指导意义。

1 工程概况

以山西晋城煤业集团寺河煤矿西井区W2301工作面3#煤层为地质背景，该煤层厚度4.45～8.75 m，平均6.31 m，煤层倾角0°～5°，平均倾角2°，为近水平煤层。W2301工作面平均走向长度1 250.9 m，采面宽度223.5 m，煤层平均埋深300 m。直接顶为4～7 m的中粒砂岩，平均厚度5 m，深灰色，块状，质不均匀，直接底为粉砂岩，均匀层理，平均厚度5 m。该工作面设计一次采全高，采高6 m，工作面沿底板向前推进。“四六”制作业，循环方式为：生产班进3.5个循环，日进7个循环，该工作面采用倾斜长壁大采高自然冒落后退式综合机械化采煤方法。工作面钻孔柱状图如图1所示。

图1 岩层综合柱状Fig.1 Integration columnar section of rock strata

2 建立物理相似模拟模型

2.1 相似模型试验平台

本次试验在重庆大学煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室进行，所选用的试验台长×宽×高=200 cm×30 cm×200 cm，试验台采用物理相似配重实现均匀加载模拟上覆岩层自重。设计模型长度2.0 m(实际模拟走向200 m)，高度3.05 m(实际模拟岩层总厚度305 m)，为简化铺设模型，共铺设1.44 m(岩层总厚度144 m)，未铺设161 m的岩层采用外力补偿法进行均匀加载，试验模型如图2所示。

图2 试验模型Fig.2 Test model

2.2 相似常数及材料配比

本试验不考虑材料随时间的流变，仅考虑重力作用，模型所用的主要相似常数见表1。

表1 模拟试验主要相似常数Table 1 Main similarity constants of simulation test

根据模型相似比，选取合适的相似材料配比。选取河砂为骨料，石膏和大白粉为胶结物，云母粉为分层材料，材料配比根据式(1)计算得出，各岩层相似用料见表2。

表2 上覆岩层相似材料用量Table 2 Consumption of similar materials in overburden

Wi=lbγihi

(1)

式中：Wi为相似模型中第i层材料的总重量，kg；l为相似模型的长度，m；b为相似模型的宽度，m；γi为相似模型第i层的密度，kg/m3；hi为相似模型第i层的高度，m。

设相似材料的重量配比为沙∶石膏∶大白粉=A∶B∶C，含水率q=0.1，那么每个分层材料的重量计算如下：沙重量：Wi沙=AWi/(A+1)；石膏重量：Wi石膏=B(Wi-Wi沙)/10；大白粉重量：Wi大白粉=C(Wi-Wi沙)/10；水重量：W水=Wi/9。

2.3 模型铺设及加载

试验模型依据现场煤层物理力学性质参数沿煤层走向铺设。根据各层所需相似材料的量，分别称出其重量，加水将各种配料搅拌均匀，然后采用分层铺装的方式进行模型搭建，每层厚度2～3 cm，设计岩层厚度小于2 cm时，按实际模拟厚度铺设，当厚度小于0.5 cm时，合并到下一层铺设，层间用云母粉分层，并且用刀随机划痕模拟节理，试验铺设总厚度为144 m。

3#煤层实际埋深294 m，煤层上方覆岩模拟厚度133 m，则需要施加的补偿载荷为q补=16×(2.94-1.33)×2×0.3=15.456 kN。

2.4 应力和位移监测点布置

1)应力测点：应力采集装置由应变数据采集装置与预埋设的应力传感器2部分组成。传感器的布置如图3所示。外连ASMD3-16电阻应变仪，在工作面推进的过程中对传感器的数据进行采集。

图3 模型监测示意Fig.3 Schematicof model monitoring

2)位移测点：模型制作完成后，分别设置水平和垂直的网格线，形成10 cm×10 cm的正方形网格布局。测线从下向上依次编号A～L，从左向右依次编号1～19，共228个观测点，观测点依据横纵坐标编号(例如A3、B7、C9)。试验采用徕卡TC802型光学全站仪观测其位移随开采位置的变化情况，该全站仪测距精度为1 mm，测角精度为1″。模型开挖之前记录各测点的初始坐标，在试验过程中，当有上覆岩层产生明显的离层裂缝或垮落时，对各观测点进行打点记录。

3 试验过程及结果分析

3.1 试验过程

模型制作完成，放置15 d进行自然风干，待模型达到试验强度后，在模型顶部施加均布载荷，然后进行3#煤层的开挖，按照矿井工作面每天推进7个循环，循环进度1.028 m，则矿井工作面每天推进7.2 m，因此，需要控制模型每小时开挖3 cm。为了消除边界效应，模型左右两侧各留30 cm的边界煤柱，模型自左向右模拟煤层开挖，采高6 cm，开切眼5 cm，试验共需开挖45次，历时45 h，共推进135 cm，试验采用全部垮落法处理采空区。

3.2 覆岩垮落演化规律

通过相似模拟试验，研究工作面推进过程中上覆岩层的垮落现象。文中以下描述均采用几何相似比换算后的实际比例，图4给出了相似模型不同推进位置的垮落情况。

由图4(b)～(f)可知，当工作面推进到60 m，直接顶出现垮落，垮落高度距煤层顶板的距离约为6 m，初次垮落采空区空顶距较大，诱发采场裂隙发育，最大离层裂缝高度距煤层顶板11 m；当工作面推进到63 m，顶板离层裂缝继续向上发展，距煤层顶板的最大离层裂缝高度增加到15 m及岩层垮落高度增至10 m。此外，直接顶岩层出现垮落现象，形成高度为5 m的空洞；当工作面推进到78 m，开采煤层上部的岩层垮落高度达到20 m，垮落区域形成拱形，可视为发生了基本顶初次来压，初次垮落步距78 m。但从试验观察发现最大离层裂缝裂不可见；当工作面推进到102 m时，开采煤层上部的岩层垮落现象更为突出，高度从20 m增大到35 m，基本顶发生第1次周期来压，来压步距24 m，岩梁之间形成“三铰拱”的砌体梁结构。上部岩层产生离层，岩层空洞高度达4 m，采动裂隙已经发展到了开采煤层顶板35 m以上的高度；当工作面推进至126 m时，基本顶发生第2次周期来压，来压步距24 m，采空区中部冒落的岩层重新压实，覆岩出现宏观的梯形裂隙区。

图4 相似模型模拟覆岩垮落过程Fig.4 Simulation of overburden caving process by similarity model

由此可知，随着采煤工作面的推进，离层裂缝高度由距煤层顶板11 m扩展到35 m以上，垮落高度由最初的6 m增加到35 m，覆岩离层裂隙和破断裂隙呈梯形动态演化向高层位方向和工作面推进方向延伸，上覆岩层依次发生离层→弯曲下沉→垮落等现象。此外，在整个采煤工作面推进的过程中，采空区两侧的裂隙始终保持较发育，而采空区中部的裂隙随着工作面的推进趋于压实。

3.3 覆岩裂隙分形维数分析

由于采动覆岩裂隙的复杂性，分形几何能够以更深层次描述采动覆岩裂隙的不规则性和复杂性。在实际应用中，分形维数通常是指计盒维数，即用不同尺度δ的方格网覆盖采动岩体的裂隙分布图，计算位于不同尺度网格中长度大于等于相应网格尺度的采动岩体裂隙数量N(δ)。采动覆岩裂隙数量和尺度遵循的分形规律如式(2)所示：

N(δ)∝δ-D

(2)

式中：D为分形维数；δ为网格尺度裂隙长度；N(δ)为网格尺度的裂隙条数。

利用式(3)对不同开采进尺下的裂隙网络图进行分形维数计算：

(3)

将二者表示于双对数坐标系中，就可以得到采动裂隙数量与网格尺度的关系曲线，二者为简单线性关系，该直线斜率的绝对值就是所求的覆岩裂隙分形维数D。本次试验将工作面推进过程中的照片进行裂隙素描(图5)，将裂隙网络素描图导入Image-J软件，采用改变粗视化程度的方法求其分形维数。本文共计算了11幅不同推进距离下的裂隙素描图，得到其分形维数D,部分数据结果如图6所示。

图5 工作面不同推进距离下覆岩裂隙素描Fig.5 Sketch of overburden fractures under different advancing distances of working face

图6 工作面不同推进距离下覆岩裂隙分形维数Fig.6 Fractal dimension of overburden fractures under different advancing distances of working face

从图6(a)～(d)可见，工作面在不同推进距离下覆岩裂隙素描图对应的分形维数的相关性系数R2在0.99以上，表明覆岩裂隙分布具有较好的自相似性，即在不同推进距离下形成的裂隙均具有分形特征。

从图7可以看出，随着工作面的推进，裂隙网络的分形维数是不断变化的，总体上呈现增大的趋势。增幅先快后慢，中间有小幅波动，最后趋于平稳。随着工作面的不断推进，采空区深部逐渐压实，裂隙出现闭合，裂隙发育变缓，裂隙数量减少，采动裂隙的分形维数出现小范围的波动，而在工作面附近覆岩产生新的裂隙，这样闭合裂隙和新生裂隙处于动态变化平衡的过程，因此最后趋于平稳。

图7 工作面不同推进长度对应的采动裂隙分形维数Fig.7 Relation between fractal dimensions of fracture and advancing lengths of coal face

3.4 采动应力演化分析

随着采煤工作面的推进，覆岩及底板中的力学平衡状态发生变化，采动覆岩及底板的应力变化曲线如图8所示。

图8 采动覆岩及底板的应力曲线Fig.8 Mining overburden and bottom curves of stress

由图8(a)～(b)可知，采动覆岩应力受开采进度影响较大，采动覆岩应力随工作面推进呈现出一定的规律性。当应力测点距离工作面较远时，上覆岩层处于原岩应力。当应力测点距离采煤工作面水平距离小于40 m时，应力测点开始出现应力集中现象。当工作面推到应力测点下方时，应力集中程度最大。位于关键层下部的应力测点，最大应力集中系数是2.02；关键层上部的应力测点，最大应力集中系数是1.09。当工作面推过应力测点下方后，应力测点开始卸压，并在15～20 m后应力测点出现最低值，随后，应力测点显现值缓慢增加并趋于稳定但始终小于原岩应力。位于关键层下部的应力测点，各测点卸压率普遍在20%左右，关键层上部的应力测点，各测点卸压率普遍在5%左右。

由图8(c)可知，在工作面推进到测点上方之前，各测点应力显现值均随工作面推进距离增大而增大，并在工作面推进到测点上方时达到峰值，随后降低并趋于稳定。当采煤工作面推过测点位置上方后，测点应力下降并在10～15 m后测点应力出现最低值，随后缓慢增加并趋于稳定，各应力测点卸压率普遍在26%左右。

根据应力变化曲线分析，煤层开挖后，上覆岩层及底板均处于不同程度的卸压状态，关键层下方岩层的卸压效果较关键层上方岩层的卸压效果显著。

3.5 上覆岩层位移规律分析

煤层的开采活动引起上覆岩层的失稳破坏，进而产生水平位移和垂直位移，由于各岩层水平位移相对较小，故在物理相似模拟试验中重点监测各位移测点的垂直位移。在3#煤层的上覆岩层中共布置12条测线，从下至上分别为测线A～L，W2301工作面推进到135 m后，上覆岩层各位移测点的垂直位移变化如图9所示。

图9 煤层开采后覆岩位移分布Fig.9 Displacement distribution of overlying strata after coal mining

工作面在推进的过程中，越靠近煤层的测点，下沉量越大，顶板下沉的响应时间越短；距煤层越远的测点，下沉量越小，下沉响应时间越长。上覆岩层下沉趋势呈“凹”型，岩层最大下沉量为5.9 m，测线A在工作面推进方向50～150 m范围内下沉量基本一致；测线B在工作面推进方向40～140 m范围内下沉量基本一致，下沉量5.6 m；测线C在工作面推进方向80～120 m内范围内下沉量基本一致，下沉量5.0 m；测线D处工作面中部60～110 m范围内有下沉，下沉量0.8 m。从图9中可以看出越往上下沉范围越向中部收缩，呈倒三角形。

4 结论

1)采用二维相似模拟试验模拟综放工作面开采，煤层基本顶初次来压步距78 m，周期来压步距24 m。在采煤工作面推进的过程中，采空区两侧的离层裂隙始终保持较发育，而采空区中部的离层裂隙随工作面的推进趋于压实。

2)煤层开采后，覆岩所形成的离层裂隙和破断裂隙具有分形特征，且其分形维数随工作面的推进总体趋势是增大的，增幅先快后慢，中间有小幅波动，最后趋于平稳。

3)煤层开挖后，上覆岩层及底板均处于不同程度的卸压状态，关键层下方岩层的卸压效果较关键层上方岩层的卸压效果显著。

4)煤层开采后，上覆岩层由下而上下沉是非线性的，下沉的形态是非对称的，总体的下沉趋势近似呈“凹”型。