0.   引言

厚煤层在中国分布广泛,储量丰富,具有赋存稳定、厚度大、地质构造简单的特点,约占全国煤炭资源总量的40%～46%^[1-2],是煤炭产量的主要来源。近年来随着开采设备与技术的提升,大采高综放开采在厚煤层开采中逐渐形成了成熟的技术体系^[3-4]；但由于厚煤层综放开采一次采出空间较大,覆岩破断运移较为剧烈,易引起大规模、高强度的开采扰动,采场动力灾害频频发生^[5],如液压支架立柱大幅下缩、“煤炮”频发、冲击地压^[6]等现象,其严重制约着厚煤层的安全高效开采,而采场矿压显现与厚硬顶板的变形破断特征、采动覆岩结构的稳定性等密切相关^[7-8]。为掌握厚煤层开采覆岩运移对采场矿压的影响规律,获得厚硬顶板下综放开采强矿压机理,国内学者分别采用理论分析、相似模拟试验、现场测试等方法研究了厚煤层开采扰动岩体的破断运移规律和覆岩“三带”动态演化特征。在相似模拟试验研究方面,张培鹏等^[9]研究了上覆单层和双层高位厚硬岩浆岩下采动覆岩结构的演化特征,分析了典型采动覆岩结构致灾机理。柴敬等^[10]开展了双工作面开采立体相似模型试验,指出上覆巨厚复合关键层的同步和非同步破断现象,增大了采场围岩失稳的不确定性及控制难度。在理论分析方面,朱卫兵等^[11]、于斌等^[12-13]提出了“远近场”的概念,构建了近场关键层“悬臂梁+砌体梁”结构和远场关键层“三角板”结构,并分析了关键层结构失稳机理。还有部分学者通过现场观测和微震监测技术,根据不同边界条件下采动覆岩结构特征,提出了“OX－F－T”覆岩结构形态^[14]和中部有支撑的“θ”型和无支撑的“O”型、“S”型及“C”型^[15],并针对不同覆岩结构下致灾机理和防制措施进行了深入研究^[16]。在大采高综放开采采覆岩“三带”演化特征方面,已有研究表明,采厚和覆岩关键层结构对垮落带及冒落带高度影响较大^[17],且大采高的垮落带及断裂带高度大于相同煤厚分层开采相应的高度^[18]。

以上研究成果为厚硬顶板条件下厚煤层的安全高效开采及强矿压控制提供了大量基础性研究,但受复杂地质环境的影响,覆岩采动响应规律与理论或经验解答可能存在较大偏差,而且在实际开采活动中,煤系地层处于复杂多变的三维应力环境,而前人研究大多集中在二维平面相似模拟。因此,有必要开展真实应力环境下厚硬顶板厚煤层综放开采覆岩破断运移规律的研究。本文运用大型真三维相似模拟试验系统,以胡家河402102工作面为工程地质背景,通过物理相似模拟试验,研究了真实地应力环境下厚煤层综放开采厚硬顶板采动响应规律及“三带”动态演化特征。

1.   大型真三维相似模拟试验

大尺度覆岩结构整体性运动和高应力集中区域矿震活动所引起能量的集聚与释放其本质是煤层开采过程中扰动岩体的变形、破断与运移的一种宏观表征。厚硬顶板综放开采真三维相似物理模拟试验的主要目的是为了研究真实应力环境下厚煤层开采时厚硬关键层的力学响应特征、采动覆岩结构协同运移规律和“三带”动态演化形态。该物理相似模拟试验相关参数,以中国彬长矿业集团胡家河矿^#4煤,402102工作面的地质资料为基础开展。

1.1   工程地质概况

胡家河矿地处陕西省长武县,主采煤层^#4煤。4煤煤层倾角为5°～10°,平均煤层厚度约为23 m,属于近水平特厚煤层,采用分层开采方式,顶分层采用综放开采,采高3.5 m,采放比为1∶2.8,采用垮落法管理顶板。根据402102工作面中部T1地面钻孔柱状和实验室物理力学试验结果（表1）,利用关键层理论,对胡家河矿关键层及位置进行判别。402102工作面上覆岩层总厚度为650 m,共存在四层关键层,亚关键层1（SKS1）为距离煤层5.0 m,厚度18.5 m的粉砂岩,亚关键层2（SKS2）为距离煤层56.0 m,厚度35.8 m的含砾粗粒砂岩,亚关键层3（SKS3）为距离煤层132.5 m,厚度24.5 m的中砂岩,主关键层（PKS）为距离煤层354 m,厚度45 m的粉砂岩。如图1,402102北侧为矿井边界,西侧为402101设计工作面,东侧为402103采空区,洋红色方框区为相似模拟待研究区域。

表  1  煤岩物理力学参数

Table  1.  Physical and mechanical parameters of coal and rock

岩性	泊松比	黏聚力/MPa	内摩擦角/(°)	密度/(kg·m-3)	抗压强度/MPa		弹性模量/GPa		相似配比
					原型	模型	原型	模型	石英砂∶铁粉∶重晶石粉	胶结剂浓度%
中砂岩	0.17	2.56	34	2510	40.77	0.41	3.04	0.03	1∶3∶12	10
粗粒砂岩	0.15	3.71	38	2310	18.36	0.18	1.37	0.01	1∶1∶8	5
粉砂岩	0.11	8.79	41	2640	55.65	0.56	5.16	0.05	2∶1∶7	15
含砾粗砂岩	0.11	3.77	38	2420	15.13	0.15	1.43	0.01	0∶1∶9	5
粗粒砂岩	0.18	3.59	33	2310	11.66	0.12	1.30	0.01	1∶1∶8	5
粉砂岩	0.07	8.34	42	2370	60.21	0.60	8.28	0.08	2∶1∶7	20
细粒砂岩	0.08	6.88	48	2640	69.42	0.69	6.83	0.07	3∶1∶6	20
粗粒砂岩	0.16	3.68	39	2390	16.31	0.16	1.30	0.01	1∶1∶8	5
粉砂岩	0.08	8.79	45	2640	69.82	0.70	11.03	0.11	2∶1∶7	15
粗粒砂岩	0.12	5.30	37	2310	19.55	0.20	2.19	0.02	1∶1∶8	5
砂质泥岩	0.14	5.40	38	2510	19.91	0.20	2.24	0.02	0∶1∶9	5
4煤	0.29	4.30	36	1350	24.27	0.24	2.51	0.03	2∶3∶15	6
粉砂岩	0.12	3.77	40	2440	52.33	0.52	4.22	0.04	2∶1∶7	15
泥岩	0.21	4.30	39	2310	16.66	0.17	1.43	0.01	0∶1∶9	5

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图  1  工作面布置图

Figure  1.  Layout of working face

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1.2   相似材料与相似配比

正确的选择相似材料并确定相似配比是相似模型能否准确反映工程原型客观规律的关键因素之一。笔者在分析总结相似材料研究现状的基础上,考虑所需相似材料的自身特性,最终确定选用铁晶砂胶结相似材料^[19-20]。铁晶砂胶结相似材料以铁精粉、重晶石粉、石英砂作为骨料,松香溶于酒精作为胶结剂,具有重度高,力学参数变化范围广,干燥速度快,制作工艺简单等显著优点。如图2,为了获得相似材料物理力学特性,在实验室进行了大量的相似材料力学试验,通过筛选和比较,最终确定各岩层的相似配比,如表1所示。在相似模型铺设时,按照各岩层相似配比,将搅拌均匀的相似材料,以2.5 cm为一层进行摊铺、刮平、压实,当模型铺设到岩层交界面时均匀的铺撒较薄的云母粉作为层理面,静置干燥一周后铺设下一层岩层,直至模型铺设完成。

图  2  相似材料力学参数测试

Figure  2.  Tests on mechanical parameters of similar materials

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1.3   三维相似模型的建立

根据试验目的和相似模拟试验条件,选用有效加载尺寸为3500 mm×3000 mm×2000 mm的大型真三维相模拟试验系统（图3）,确定原型和模型几何相似常数为C_D=1/100,重度相似常数为C_γ=1/1,应力相似常数为C_δ=1/100,时间相似比为C_t=C_D^1/2=1/10。根据现场工程地质和开采条件,设计模型试验加载设备长度方向与煤层倾向一致,模型宽度方向与煤层走向方向一致,共布置402102、402103两个工作面。如图6,考虑边界效应的影响,模型沿工作面走向两端各留设50 cm边界煤柱,沿工作面倾向留设65 cm边界煤柱和45 cm区段煤柱,相似模型下部模拟至煤层底板50 m,上部模拟至煤层顶板126 m处。

图  3  大型三维相似模拟试验系统

Figure  3.  Large-scale three-dimensional similarity simulation test system

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图  4  三维相似模型建立过程

Figure  4.  Establishment of three-dimensional similar model

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图  5  光栅位移连续监测装置

Figure  5.  Grating displacement continuous monitoring device

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图  6  位移监测方案示意图

Figure  6.  Schematic diagram of displacement monitoring scheme

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为保证相似模型与工程原型的相似性,试验加载系统采用应力控制方式逐级加载至对应的应力边界（${\sigma }_x$=0.13 MPa,${\sigma }_y$=0.26 MPa,${\sigma }_z$=0.12 MPa）,各应力边界是由真实地应力经相似比确定的,见图4（b）。为了便于煤层开采,在模型铺设时,设计选用135 mm×35 mm的矩形方管替代煤层。试验开始后,预先开采402103工作面,根据时间相似比,每2.4 h抽出1根方管,代表模拟煤层开挖1次,见图4（c）,待402103工作面采动覆岩垮落运移稳定后回采402102工作面。

1.4   试验监测系统

（1）光栅位移连续监测系统

为获得402102工作面推进过程中采动覆岩破断运移规律,采用光栅位移连续监测装置^[21]对工作面推进过程中,采动覆岩位移进行准确、实时监测。如图5,光栅位移连续监测装置由微型多点位移测点、光栅尺、光栅数据采集仪和可视化软件等组成。模型铺设时,在目标岩层预先埋设微型多点位移计监测点,试验中,当微型多点位移计测点与岩层发生同步变形时,光栅尺自动捕获该位移,并将位移信号转化为电信号传输至光栅数据采集仪,经过可视化软件处理后传输到电脑实时显示。

（2）位移监测方案

如图6所示,相似模型铺设时,在目标岩层中共埋设三层多点位移计,第一层位移测面位于SKS1粉砂岩中,监测点编号为1-^#1～1-^#9,第二层位移测面位于距离煤层32.5 m的细粒砂岩软弱岩层中,测点编号为2-^#1～2-^#9,第三层位移测面位于SKS2粗粒砂岩中,测点编号为3-^#1～3-^#9（不同层位相同次序的位移测点位于同一条竖向测线上）。

2.   近场关键层采动响应特征

2.1   亚关键层1变形破断特征

亚关键层1粉砂岩是距离煤层最近的一层关键层,其力学响应特征与关键块体的破断运移规律直接影响着工作面周围的力学环境与回采空间的安全与稳定。为获得402102工作面亚关键层1的采动力学响应特征,在第一层位移测面的基础性上择优选取1-^#1、1-^#2、1-^#3、1-^#5监测点位移数据进行分析。

1-^#1、1-^#2、1-^#3、1-^#5监测点位置如图6所示,位移测试结果如图7所示。由图7可知,随工作面由开切眼推进,各监测点位移大小阶段性增加,位移曲线呈“台阶式”变化,最大位移量达13.1 m。工作面推进距离在0～30 m时,此时各监测点均在工作面前方受开采影响较小,监测点位移量几乎为0 m。工作面推进距离在30～40 m时,1-^#1、1-^#2、1-^#3监测点位移发生微增,说明在上覆岩层及自重作用下亚关键层1发生弯曲变形；当工作面推进至42～45 m时,1-^#1、1-^#2、1-^#3监测点位移分别突增为4.7,6.6,10.4 m,说明亚关键层1发生初次破断,因此402102工作面初次来压步距约为43 m。

图  7  1-^#1、1-^#2、1-^#3、1-^#5监测点位移曲线

Figure  7.  Displacement curves at monitoring points No. 1-1, 1-2, 1-3 and 1-5

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当工作面推进到72～77 m时,1-^#1、1-^#2、1-^#3监测点位移再次发生突增,说明监测点附近破断岩块发生剧烈运动,推测上覆岩层发生整体性破断导致破断岩块下沉量增大。值得注意的是,与1-^#1和1-^#2监测点相比,1-^#3监测点位移增幅较大,在工作面推进距离达72 m时,1-^#3监测点位移达到最大且随工作面推进基本不发生变化,对比分析1-^#1、1-^#2、1-^#3监测点位置信息,推测受402103采空区采动覆岩结构协同作用的影响,1-^#3位移测点附近采动覆岩未能形成稳定结构,覆岩运动较为剧烈。

由位移监测方案可知,1-^#5监测点沿走向距开切眼100 m。当工作面距离在100～120 m时,1-^#5监测点位移随着推进距离的增大而逐渐增大但位移较小,说明此时亚关键层1未发生破断,且随着工作面推进,1-^#5监测点处亚关键层1变形逐渐增大。当工作面推进到121 m时,亚关键层1发生周期破断,此时,1-^#5监测点处覆岩破断块体回转下沉位移为4.7 m,因此亚关键层1周期来压步距最小为21 m。

工作面由121 m继续推进,各监测点位移逐渐增大,说明采空区在破断岩块重力作用下逐渐被压实。工作面推进到149 m时,1-^#5监测点位移突增为8.4 m,工作面推进到170 m左右时,1-^#1、1-^#2、1-^#3、1-^#5监测点位移均发生小幅度的突增,推断高位关键层发生破断,导致采空区破断岩块位移发生整体性增大。

2.2   亚关键层2变形破断特征

为获得亚关键层2厚硬粗粒砂岩采动响应规律,在第三层位移测面的基础性上选取3-^#1、3-^#2、3-^#3、3-^#5监测点位移数据进行分析。

3-^#1、3-^#2、3-^#3、3-^#5监测点位置如图6所示。监测点测试结果如图8所示,与亚关键层1破断岩块下沉位移相比,亚关键层2破断岩块的位移明显减小,测点最大下沉量为7.6 m,破断岩块位移曲线仍呈现“台阶式”增加。由上述分析可知,当工作面推进至43 m左右时,亚关键层1发生初次破断,此时,3-^#1、3-^#2、3-^#3监测点位移约为0.12 m,说明此时亚关键层2悬露在采空区上方未发生破断。随工作面推进距离的增加,亚关键层2悬露面积逐渐增大,当亚关键层2中的最大主应力大于其抗拉强度时,亚关键层2发生初次破断,此时工作面推进距离为72～76 m,3-^#1、3-^#2、3-^#3监测点位移瞬间分别增大为3.8,3.1,4.2 m,因此亚关键层2初次破断步距约为74 m。

图  8  3-^#1、3-^#2、3-^#3、3-^#5监测点位移曲线

Figure  8.  Displacement curves at monitoring points No. 3-1, 3-2, 3-3 and 3-5

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工作面继续推进,3-^#1、3-^#2、3-^#3位移曲线呈“波浪式”下降,说明采空区破断岩块逐渐被压缩密实。当工作面推进至151.6 m时,3-^#5监测点位移突增为5.1 m,说明亚关键层2发生周期性破断；由上述分析可知,此时1-^#5监测点位移也发生突增,验证上述推论；由3-^#5监测点位置可知,此时亚关键层2悬露长度达51 m,因此亚关键层2周期破断步距约为51 m。当工作面推进至172 m左右时,3-^#1、3-^#2、3-^#3、3^#-5号监测点位移量发生整体性增大,结合上述分析1-^#1、1-^#2、1-^#3、1-^#5监测点位移此时也出现突增现象,推断亚关键层3发生初次破断,覆岩结构发生大尺度整体性运动。

由上述分析可知,当关键层发生破断时,各监测点位移发生突增,关键层破断块体的下沉曲线呈台阶式分段突增,可反推厚煤层开采时垮落带与断裂带高度也呈台阶式变化。在亚关键层2和亚关键层3破断时,覆岩发生整体性运动,易引起强矿压和冲击地压的发生。其次在402102工作面与402103采空区采动覆岩协同作用下靠近采空区侧覆岩破断运移较为剧烈,推断工作面回风巷道受覆岩破断动压影响较大,易引起回风巷道超前区域的变形破坏和动力事件的显现,现场应加强回风巷道的防冲吸能支护。

2.3   近场采动覆岩协同运移规律

为获得厚硬顶板条件下厚煤层开采采动覆岩协同运移规律,沿工作面走向选取两条竖向位移测线,分析监测点附近岩层采动响应特征,其中一条竖向测线由1-^#2、2-^#2、3-^#2监测点组成,另一条竖向测线由1-^#5、2-^#5、3-^#5监测点组成。

由图9可知,当工作面推进至45 m左右,亚关键层1发生初次破断时,1-^#2监测点位移为6.5 m,2-^#2监测点位移为3.6 m,说明软弱岩层随亚关键层1发生复合破断,而此时3-^#2监测点位移为0.12 m,远小于1-^#2和2-^#2监测点位移,说明亚关键层2悬而未断,处于弯曲变形状态,亚关键层2下方存在大量自由空间。当工作面推进至72～75 m时,亚关键层2发生初次破断,破断岩块对采空区形成冲击,1-^#2、2-^#2、3-^#2监测点位移发生突增,待关键块体运移稳定后,1-^#2、2-^#2、3-^#2监测点位移为分别为9.5,6.9,3.1 m；当工作面推进至172～177 m时,亚关键层3发生初次破断,各测点位移再次发生突增,受岩石碎胀性的影响,1-^#2、2-^#2、3-^#2测点最终位移量分别为12.8,9.5,7.1 m。

图  9  1-^#2、2-^#2、3-^#2监测点位移曲线

Figure  9.  Displacement curves at monitoring points No. 1-2, 2-2 and 3-2

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由位移监测方案可知,1-^#5、2-^#5、3-^#5位移测点位于工作面倾向中央,沿走向距开切眼100 m处。位移测试结果如图10所示,当工作面推进距离在0～80 m时,1-^#5、2-^#5、3-^#5监测点位移为0 m,说明监测点附近岩层未受开采扰动。当工作面推进距离在80～100 m时,1-^#5和2-^#5监测点位移开始发生较小的增幅,说明受采动影响工作面前方岩层发生压缩变形。当工作面推进至120 m左右时,亚关键层1发生周期性破断时,1-^#5监测点位移为5.6 m,2-^#5监测点位移为5.5 m,说明软弱岩层随亚关键层1发生周期性复合破断,此时3-^#5监测点位移为0.4 m,说明亚关键层2仅发生弯曲变形。当工作面推进148 m左右,亚关键层2厚粗粒砂岩发生周期破断时,1-^#5、2-^#5、3-^#5位移测点下沉量均发生整体性大幅度增加,易引起强矿压现象。工作面推进至173 m左右时,亚关键层3厚粗粒砂岩发生初次破断,1-^#5、2-^#5、3-^#5监测点附近破断岩块位移发生突增,稳定后各测点位移量分别为10.6,9.7,6.8 m。

图  10  1-^#5、2-^#5、3-^#5监测点位移曲线

Figure  10.  Displacement curves of monitoring points No.1-5, 2-5, 3-5

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3.   三维相似模拟采动覆岩“三带”判别

为获得采动覆岩垮落压实特性和“三带”发育形态,定义覆岩变形碎胀因子K_i,如式（1）所示。根据K_i的采动演化规律,可对采动覆岩变形、破断运动进行定量分析,进而确定垮落带、裂隙带及弯曲下沉带的高度。

式中,S_i为第i层位移测点的下沉量,H_i为第i+1层位移点与第i层位移点高差。

当max（K_i）>1.1时覆岩处于冒落带,1.0<max（K_i）<1.1时覆岩处于裂隙带,max（K_i）=1.0时覆岩处于弯曲下沉带^[22]。如图11所示,选取1-^#2、2-^#2、3-^#2监测点,对工作面推进过程中覆岩变形碎胀因子K₁,K₂进行分析。

图  11  覆岩碎胀变形因子演化规律

Figure  11.  Evolution rules of overburden fragmentation and expansion deformation factors

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由覆岩变形碎胀因子K₁,K₂随工作面推进变化规律可知,当工作面推进距离在0～35 m时,K₁=K₂=1,说明覆岩不受采动影响,未发生相对位移；当工作面推进到35～45 m时,受超前支承压力的影响,监测点附近煤岩体发生变形,由于变形的不协调性,覆岩变形碎胀因子K₁发生微增。

当工作面推进到45m左右,亚关键层1发生初次破断时,K₁突增为1.32后又降为1.15,K₂先突增为1.16后缓慢降低并保持稳定,结合3-2位移曲线可知,分析其原因,此时亚关键层2未发生初次破断,因此当工作面推进至45 m时,冒落带发育到亚关键层2底部,高度为56 m。

当工作面推进至72～75 m,亚关键层2发生初次破断时,破断岩块冒落到采空区,并对采空区下部矸石形成冲击,K₁先突增后突降,K₂先突降而后突增再而发生突降,稳定后K₁<K₂,说明亚关键层2初次破断后,采空区矸石在破断岩块的重力和冲击力下被压实,且采空区下部压实程度大于上部,即采空区下部矸石下沉压缩量较大,因此覆岩碎胀因子K₁会表现先突增后突降的特征。K₂先突降而后突增再而发生突降的过程可分为两个过程,第一个过程在亚关键层2破断岩块下落未接触采空区矸石前,在这个过程K₂发生突降；第二个过程即采空区矸石在破断岩块的重力和冲击力下被压实的过程,K₂表现先突增后突降的特征,此时冒落带和垮落带高度将越过亚关键层2继续向上发育。

随工作面继续推进,K₁,K₂逐渐降低,说明采空区在重力作用下被逐渐压实,当工作面推进至170 m时,亚关键层3发生初次破断时,K₁,K₂均先增大后又降低,此时垮落带和裂隙带发育高度约为150 m。当工作面回采完毕,覆岩运移稳定后,K₁,K₂大小分别为1.12和1.09。

由上述分析可知,根据max(K_i)的大小与K_i曲线形态,可对“三带”动态发育特征进行动态监测,由于max(K₁)=1.32,max(K₂)=1.28所以亚关键层1和亚关键层2均处于冒落带。

4.   结论

（1）以胡家河402102工作面工程地质条件为基础,选用铁精砂胶结相似材料,利用三向可加载大型真三维相似模拟系统,开展了真实应力环境厚硬顶板下厚煤层开采覆岩运移规律研究。

（2）厚硬关键层与软弱岩层的复合破断会对采场和采空区形成冲击,受冲击荷载和破断岩块的重力作用破断岩块位移发生突增,关键层破断岩块位移曲线呈“台阶式”升高。

（3）在一侧临空条件下,402102工作面亚关键层1初次破断步距为43 m,周期来压步距约为21 m；亚关键层2初次破断步距为74 m,周期来压步距约为51 m；亚关键层3初次破断步距约为173 m。

（4）亚关键层2和亚关键层3发生初次破断以及亚关键层2发生周期破断时,覆岩发生整体性运动,推测工作面来压强度较大,且临近采空区侧覆岩破断、运移较为剧烈,应加强回风巷道超前区域的动载防护。

（5）根据覆岩碎胀变形因子K_i的变化特征和max(K_i)的大小,分析了覆岩“三带”演化规律。亚关键层1和亚关键层2均处于冒落带中,随工作面推进“两带”高度呈“台阶式”升高。