浅埋高强度开采覆岩结构演化及地表损伤研究.pdf
第 45 卷第 8 期煤 炭 学 报Vol. 45 No. 8 2020 年8 月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYAug. 2020 移动阅读 徐祝贺,李全生,李晓斌,等. 浅埋高强度开采覆岩结构演化及地表损伤研究[J]. 煤炭学报,2020,4582728- 2739. XU Zhuhe,LI Quansheng,LI Xiaobin,et al. Structural evolution of overburden and surface damage caused by high-in- tensity mining with shallow depth[J]. Journal of China Coal Society,2020,4582728-2739. 浅埋高强度开采覆岩结构演化及地表损伤研究 徐祝贺1,2,李全生1,3,李晓斌1,张国军3,杨玉亮1,2,何文瑞1,吴晓宇1 1. 中国矿业大学北京 能源与矿业学院,北京 100083; 2. 山西大同大学 煤炭工程学院,山西 大同 037003; 3. 煤炭开采水资源保护与利用 国家重点实验室,北京 100011 摘 要为掌握浅埋高强度开采覆岩结构演化规律及不同开采条件下地表损伤规律与损伤机理,采 用数值模拟、现场实测、理论分析等手段以神东矿区典型工作面为工程背景开展研究。 首先以采空 区峰值应力为指标分析了覆岩结构演化规律;其次探究了地表下沉系数和宽深比之间的关系;最后 在实测地表裂缝发育特点的基础上开展了工作面中部地表裂缝发育机理研究。 结果表明① 工作 面从开切眼至超充分开采状态时上覆岩层大体经历了 3 个阶段,第Ⅰ阶段无压力拱阶段;第Ⅱ阶 段单压力拱阶段;第Ⅲ阶段双压力拱阶段,其又分为Ⅲ1采空区单拱脚阶段和Ⅲ2采空区双拱 脚阶段2 个阶段。 ② 宽深比在 0. 4 2. 0 的 14 个方案研究得出的地表下沉系数和宽深比近似成 抛物线关系,选取神东矿区 7 个工作面的下沉系数实测值和预测值进行对比验证,误差分别为 7. 6,14. 5,4. 4,7. 5,9. 7,9. 7,15. 3,其中 5 个工作面的误差在 10 以内,且误差整 体较小。 ③ 工作面中部地表裂缝动态发育具有“双周期稳定期”的特点,包括5 个发育阶段,即裂 缝宽度增大阶段、裂缝宽度减小阶段、裂缝宽度稳定阶段、裂缝宽度再增大阶段、裂缝宽度再减小阶 段,通过演化模型阐释了工作面中部裂缝的动态发育机理,并建立了裂缝动态发育和地质采矿条件 的关系模型。 关键词浅埋;高强度开采;覆岩;结构演化;地表损伤 中图分类号TD325 文献标志码A 文章编号0253-9993202008-2728-12 收稿日期2020-05-26 修回日期2020-07-24 责任编辑郭晓炜 DOI10. 13225/ j. cnki. jccs.2020.0917 基金项目国家重点研发计划资助项目2016YFC0501100;煤炭开采水资源保护与利用国家重点实验室资助项目GJNY-18-77 作者简介徐祝贺1986,男,河南安阳人,博士研究生。 E-mail845042618 qq. com Structural evolution of overburden and surface damage caused by high-intensity mining with shallow depth XU Zhuhe1,2,LI Quansheng1,3,LI Xiaobin1,ZHANG Guojun3,YANG Yuliang1,2,HE Wenrui1,WU Xiaoyu1 1. School of Energy and Mining Engineering,China University of Mining and TechnologyBeijing,Beijing 100083,China; 2. School of Coal Engineering, Shanxi Datong University,Datong 037003,China; 3. State Key Laboratory of Water Resource Protection and Utilization in Coal Mining,Beijing 100011, China AbstractIn order to understand the evolution law of overburden structure,and the law and mechanism of surface damage under different mining conditions in shallow high-intensity mining,the numerical simulation,field measure- ment,theoretical analysis and other means were used to study the typical working face in Shendong mining area. First- ly,the evolution law of overburden structure was analyzed with the peak stress value of goaf as the index. Secondly,the relationship between the surface subsidence coefficient and the ratio of width to depth was explored. Finally,based on the measured characteristics of surface crack development,the mechanism of surface crack development in the middle 第 8 期徐祝贺等浅埋高强度开采覆岩结构演化及地表损伤研究 of working face was studied. The results show that ① the overburden undergone three stages,the first stage was no pressure arch stage. The second stage was single pressure arch stage. The third stage was double pressure arch stage, which was also divided into two stages,i. e. Ⅲ1single arch foot stage in goaf and Ⅲ2double arch feet stage in goaf. ② The surface subsidence coefficient and the ratio of width to depth obtained from 14 schemes were approxi- mately parabola with the ratio of width to depth between 0. 4 and 2. 0. The measured and predicted subsidence coeffi- cients of seven working faces in Shendong mining area were selected for comparison and verification,with errors of 7. 6,14. 5,4. 4,7. 5,9. 7,9. 7 and 15. 3 respectively,among which the errors of five working faces were within 10,and the overall error was small. ③ The development of surface dynamic cracks in the middle of working face have the characteristics of “double periodstable period”,including five development stages,namely, crack width increasing stage,crack width decreasing stage,crack width stabilizing stage,crack width reincreasing stage and crack width reducing stage. The dynamic development mechanism of crack in the middle of working face was ex- plained through evolution model,and the relationship model between crack dynamic development and geological min- ing conditions was established. Key wordsshallow depth;high-intensity mining;overburden;structural evolution;surface damage 浅埋高强度开采是近年来研究的热点[1-4],相对 于埋深较大且开采强度较低的情况来说浅埋高强度 开采引起的岩层及地表损伤呈现出新的特点,比如上 覆岩层破坏严重出现“两带”特点[5]、工作面来压强 烈[6]、地表损伤严重等[7]。 为实现煤炭资源高效绿 色开采和生态环境保护协调发展,进行浅埋高强度开 采覆岩结构演化及地表损伤研究十分必要且紧迫。 对于煤层埋深虽然相关文献中不乏“浅埋煤 层” [8-11]、“深井”[12-15]等显示煤层赋存深浅的表达, 但目前没有关于煤层埋藏深浅的明确统一划分。 其 中黄庆享[16]认为浅埋煤层是埋藏浅、基载比小,基本 顶为单一关键层结构的煤层,并给出了浅埋煤层的判 定指标埋深不超过 150 m,基载比小于 1。 张建民、 李全生等[17]通过研究建立了基于我国地壳浅部和煤 矿矿区准净水压力环境的深部煤炭开采界定准则和 方法,以平均地应力场侧压系数为测定指标,提出我 国中东部煤矿矿区参考深部开采临界深度为 850 900 m;而西部陕、蒙等地下水丰富的矿区在 500 600 m 即可达到实际深部开采临界深度,采深 400 500 m 时大采高工作面两端外侧局部显现出深部力 学状态,基于此笔者关于煤层埋深范围的研究将不超 过 400 m。 关于高强度开采已有诸多研究,其中谭志 祥等[18]把较大的推进速度、宽深比、回采率定义为高 强度开采;范立民[19]认为二维平面上开采面积占比 大、三维空间上开采尺寸大、时间上推进速度快。 郭 文兵等[20]认为高强度开采是厚煤层煤层厚度 M≥ 3. 5 m综合机械化一次采全高、工作面尺寸较大工 作面长度 L≥200 m、推进速度较快推进速度 v≥ 5 m/ d、工作面单产较大一般 500 1 000 万 t/ a 以 上,最小 300 万 t/ a、工作面深厚比较小H/ M 200 mm/ d,开采深厚比 H/ M300 mm 或 D100 mm 且主 裂缝间距小于 30 m,液压支架工作面阻力大于等于 11 000 kN,且动载系数大于 1. 5 或出现压架、顶板台 阶下沉大于 30 cm 等。 目前对于覆岩结构演化[22-23]已有研究并取得了 一定的成果,但对浅埋高强度开采覆岩“拱”结构演 化规律研究的相对较少。 煤层开采后上覆岩层破断 运移及地表损伤是受多方面因素的综合影响,而对于 浅埋高强度开采引起的地表损伤一般是变化单一影 响因素[24-25]进行研究。 为厘清浅埋高强度开采条件 下上覆岩层“拱”结构演化规律,探究不同煤层采高、 不同煤层埋深、不同工作面长度情况综合影响下地表 损伤规律,笔者以神东矿区典型工作面开采为工程背 景开展研究。 1 工程概况 神东矿区上湾煤矿 12401 工作面是典型的浅埋 深、大采高、大工作面、快速推进一次采全厚的高强度 开采工作面。 煤层平均埋深 180 m,煤层厚度平均 8. 8 m,实际开采的煤层厚度为 8. 2 m,工作面长度 300 m,推进速度平均 12 m/ d。 2 浅埋高强度开采覆岩结构演化 2. 1 模型的建立 上湾矿 12401 工作面 168 号钻孔揭露的煤层埋 深和平均埋深接近,故本次模型依据 168 号钻孔揭露 9272 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 的煤层及其上覆岩层分布情况,并经过一定的简化进 行建模。 实验室获得的煤岩力学参数见表 1。 煤岩 层分布见表 2。 本次 研 究 所 建 立 的 模 型 尺 寸 为 长 高 500 m220 m,煤层厚度 8. 2 m、煤层埋深 180 m, 煤层底板厚度为 40 m。 为消除边界影响两边界各 留设 120 m 宽的煤柱。 本次模拟总计开挖长度 260 m。 为记录在开采过程中应力、位移等变化, 在模型不同位置岩层中设置了 9 条测线,测线位 置如图 1 所示。 表 1 实验室煤岩物理力学参数 Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock in laboratory 序号岩性密度/ kgm -3 体积模量/ GPa剪切模量/ GPa黏聚力/ MPa内摩擦角/ 抗拉强度/ MPa 1风积砂1 5803. 331. 53 2细粒砂岩2 5008. 334. 304. 07402. 90 3粉砂岩2 4606. 033. 978. 88383. 00 4粗粒砂岩2 4307. 583. 916. 00434. 89 5中粒砂岩2 3908. 004. 804. 65413. 70 6砂质泥岩2 4002. 271. 175. 85373. 03 71-2 煤1 4801. 690. 562. 83400. 71 表 2 煤岩层分布 Table 2 Distribution of coal seam and rock stratum 序号煤岩名称厚度/ m岩性特点 1风积砂6. 8土黄色,松散沙状,含有砂砾 2细粒砂岩27. 0细砂状结构,次棱角状,局部次圆状,分选性差 3粉砂岩44. 0浅黄色,分选性好,有云母碎屑分布,泥质胶结 4细粒砂岩8. 0细砂状结构,次棱角状,局部次圆状,分选性差 5粗粒砂岩9. 0灰白色,粗粒砂状结构,次棱角状分选中等,厚层状 6细粒砂岩7. 0细砂状结构,次棱角状,局部次圆状,分选性差 7粉砂岩7. 0浅黄色,分选性好,有云母碎屑分布,泥质胶结 8细粒砂岩15. 0细砂状结构,次棱角状,局部次圆状,分选性差 9粉砂岩20. 0浅黄色,分选性好,有云母碎屑分布,泥质胶结 10细粒砂岩16. 0细砂状结构,次棱角状,局部次圆状,分选性差 11中粒砂岩12. 0中粒砂状,次圆状,分选中等,孔隙式泥质胶结 121-2 煤8. 2局部沥青光泽,粗条带结构,梯形断口,层状构造 13细粒砂岩40. 0细砂状结构,次棱角状,局部次圆状,分选性差 图 1 测线布置 Fig. 1 Location of survey line 0372 第 8 期徐祝贺等浅埋高强度开采覆岩结构演化及地表损伤研究 在工作面开采过程中进行了一系列的现场观 测,观测结果显示工作面上方基本顶初次破断距 离约为 50 m。 当工作面推进 100 m 左右时,地表 开始出现下沉,模拟研究结果和现场实际情况较 吻合。 在此基础上,开展浅埋高强度开采条件下 上覆岩层结构演化和不同开采条件下地表损伤规 律的研究。 2. 2 浅埋高强度开采不同推进距离覆岩应力变化规律 工作面推进不同距离时的覆岩应力云图如图 2 所示限于篇幅仅显示部分代表性图片。 工作面推 进 20 m 直接顶垮落,覆岩应力分布变化不大。 当推 进到 60 m 时基本顶发生初次破断,基本顶上方局部 岩层中出现了拉应力区,工作面前方出现了应力集中 区且随工作面的推进而前移。 图 2 工作面推进不同距离时上覆岩层应力云图 Fig. 2 Stress nephogram of overlying strata at different distance of working face advancing 当工作面推进到80 m 时上覆岩层中的拉应力区 向上延伸至地表。 当工作面推进到100 m 时,岩层拉 应力区出现横向扩展,同时在开切眼对应地表位置的 后方和工作面煤壁对应地表位置的前方开始出现拉 应力区。 当拉应力超过地表土体的抗拉强度,在地表 超前工作面一定距离及滞后开切眼一定距离地方出 现拉裂缝即地表裂缝,如图 3 所示。 其中开切眼对应 地表位置后方的拉应力区范围和位置基本保持不变, 而工作面煤壁对应地表位置前方的拉应力区范围同 样基本保持不变,但拉应力区的位置随工作面的不断 推进而不断前移。 当工作面推进120 m 时,开采区域上覆岩层中的 拉应力区开始出现横向分离现象,其中开切眼侧的拉 应力区范围和位置基本保持不变,工作面煤壁侧的拉 应力区随工作面的推进而前移,拉应力区岩层因受拉 发生破坏存在裂缝,采空区垮落岩石在自重作用下逐 渐压实。 当工作面推进到140 m 时,垮落覆岩下部的重新 压实区明显显现,而且局部出现应力集中现象,出现 了应力集中区。 压力拱假说认为煤层开采后在上覆 岩层中存在压力拱,压力拱的两个拱脚一个在未开采 区域,另一个在采空区中的重新压实区,模拟结果中 出现的应力重新分布现象符合压力拱假说。 当工作面推进到 160,180 m 时,垮落的上覆岩层 中的重新压实区在纵向和横向不断扩大,应力集中区 也在不断扩大。 当工作面推进到200 m 时,重新压实 区开始出现 2 个应力集中区,如图 2c所示。 新增 的应力集中区范围随工作面的继续推进不断增大直 至工作面开采至 260 m 达到超充分开采状态。 此时图 2d中分布在开采区域两侧的岩层拉应 力区和曹志国等[26]关于开采后上覆岩层中的主导水 通道位置分布一致,如图 4 所示,说明此区域岩层中 受拉应力作用分布着导水裂隙。 2. 3 浅埋高强度开采不同推进距离煤层中及采空区 应力变化规律 为更好的说明煤体及采空区应力的变化规律,图 5 分别列出了工作面推进 20 260 m 时采空区应力 变化情况。 从图 5 中可以看出随工作面推进距离不同,采空 区应力分布可以分为 3 个阶段,第 1 阶段为工作面推 进 20 140 m,岩层垮落后为自然堆积状态,此时采 空区应力值较小,应力值均在2 MPa 以下。 第2 阶段 为工作面推进 160 180 m,采空区一处出现应力集 中现象,应力呈单峰分布状态,工作面推进 160 和 1372 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 图 3 工作面中部地表裂缝 Fig. 3 Surface cracks in the middle of working face 图 4 采动覆岩导水裂隙分区及其主通道分布剖面模型 Fig. 4 Partition of water-conducted fracture in overlying strata and the distribution model of main channel 180 m 时的峰值应力分别为 13. 9 和 13. 5 MPa。 第 3 阶段为工作面推进 200 260 m,采空区两处出现应 力集中现象,应力呈双峰分布状态。 为探究浅埋高强度开采过程中煤层及采空区峰 值应力变化规律,统计了包括工作面前方煤体中峰值 应力、开切眼后方煤体中峰值应力、中部采空区覆岩 底板处的峰值应力从工作面推进到 200 m 时,中部 采空区覆岩在底板处出现了 2 个应力集中区,如图 6 所示。 开切眼后方煤体峰值应力在工作面从开始开采 到推进 160 m 期间一直在逐渐增大,其值从推进 20 m 时的5. 5 MPa 增加到推进160 m 时的9. 2 MPa, 工作面继续推进直到 260 m 时,应力值略有减小,保 持在 8. 9 MPa。 工作面前方煤体峰值应力在工作面推进 20 120 m 基本保持缓慢增长,但在推进到 100 m 时略有 图 5 工作面推进不同距离时采空区应力分布规律 Fig. 5 Stress distribution law of goaf with different distance of working face advancing 图 6 工作面推进不同距离时煤层及采空区峰值应力 变化规律 Fig. 6 Change rule of the peak stress of coal seam and goaf when the working face advances different distance 下降。 当推进到140 m 时峰值应力有较大增幅,此时 其值达到 11. 25 MPa。 然后工作面推进160 和180 m 时,应力降到 7 MPa,随后又增大到 8. 2 MPa,之后基 本保持稳定。 采空区覆岩峰值应力相对煤体中的峰值应力变 化较为复杂。 工作面从开切眼到推进至140 m 期间, 峰值应力不断增大,但其值均在 2 MPa 以下。 推进 到 160 m 时峰值应力陡增到13. 9 MPa,推进到180 m 时峰值应力为 13. 5 MPa,出现应力集中现象,应力集 2372 第 8 期徐祝贺等浅埋高强度开采覆岩结构演化及地表损伤研究 中系数为 3。 推进到 200 260 m 期间采空区覆岩应 力集中区分成了 2 个区。 在推进到 200,220,240, 260 m 时,2 个应力集中区的峰值应力分别为9. 8, 5. 2 MPa, 8. 1, 11. 3 MPa, 7. 9, 11. 0 MPa, 6. 1,13. 9 MPa。 结合图 2,5,6 分析工作面开采过程中上覆岩 层压力拱结构的演化规律。 从开切眼至推进到超 充分开采距离时,上覆岩层大体上经历了 3 个阶 段,第Ⅰ阶段无压力拱阶段;第Ⅱ阶段单压力拱 阶段;第Ⅲ阶段双压力拱阶段,其中第Ⅲ阶段又分 为Ⅲ1采空区单拱脚阶段和Ⅲ2采空区双拱脚阶 段2 个阶段。 工作面从开切眼到推进 40 m 期间,开切眼后方 和工作面前方煤体中应力较原岩应力增大不多,此时 基本顶没有破断,覆岩中不存在压力拱。 在工作面推进 40 160 m 过程中,基本顶及其上 覆岩层逐渐发生破坏,压力拱在上覆岩层中逐渐形 成,随着压力拱跨度的不断增大,采空区前后煤体中 的拱脚处峰值应力不断增大。 当推进到140 m 时,工 作面前方煤体中峰值应力达到最大值 11. 25 MPa,应 力集中系数为 2. 5,此时上覆岩层中的压力拱结构达 到了极限状态。 在此阶段覆岩中压力拱的存在能够 对拱上方直至地表的岩土层起到支撑作用,使得地表 不发生沉陷也不产生地表裂缝。 工作面从 140 m 继续推进到 160 m 期间,上覆 岩层中单个压力拱结构演化过渡到了双压力拱阶 段的Ⅲ1阶段。 当推进到 160 m 时,由于双压力拱 的形成,工作面前方煤体中的峰值应力明显下降, 此时采空区新形成的拱脚处峰值应力明显增大,峰 值应力值为 13. 9 MPa。 当推进到 180 m 时,采空区 上覆岩层结构保持Ⅲ1阶段状态。 从 180 m 推进到 200 m 期间,采空区在原拱脚和工作面煤壁之间逐 渐演化出一个新的应力集中区,从而在采空区中形 成 2 个应力集中区2 个拱脚。 推进到 200 m 时, 上覆岩层结构开始进入双压力拱阶段的Ⅲ2阶段。 由于新形成的拱脚区域较小,故此处的峰值应力逐 渐增大,当拱脚区域随工作面推进逐渐增大时,峰 值应力将有所减小并保持稳定值。 新形成的应力 集中区和工作面前方煤体应力集中区成为工作面 煤壁侧上覆岩层中压力拱的两个拱脚,整个压力拱 将随工作面的推进不断向前移动。 在此阶段支撑 地表的压力拱结构发生破坏,即由单压力拱过渡到 双压力拱,地表发生沉陷,下沉系数先增大后保持 稳定。 同时地表产生地裂缝,其中在开采边界对应 地表产生永久裂缝,而工作面中部对应地表裂缝随 煤壁上方压力拱的前移经历裂缝宽度增大、裂缝宽 度减小、裂缝宽度稳定、裂缝宽度再增大、裂缝宽度 再减小 5 个阶段。 由于采空区新增 1 个应力集中区域,原较大应 力集中区域随上覆岩层结构的演变所承载的压力 将减小,故其峰值应力将逐渐减小,正如图 6 中所 示采空区覆岩后部峰值应力有所下降,之后工作面 继续推进其值将达到一个稳定值,开切眼后方煤体 中应力集中区和采空区原有的应力集中区成为开 切眼侧上覆岩层中压力拱的 2 个拱脚,此处的压力 拱将不随工作面的推进而前移,而是在原处保持稳 定存在。 3 浅埋高强度开采地表下沉规律 浅埋煤层经历高强度开采后上覆岩层逐层发生 下沉和破断,采动损伤向上传递直至地表,导致地表 损伤,表现为地表产生下沉和裂缝,对地表生态系统 造成一定程度的破坏。 其中开采后地表下沉受多方 面因素的综合影响,比如开采煤层开采厚度、煤层埋 藏深度、工作面长度、上覆岩层岩性及赋存特性等。 3. 1 研究方案设计 神东矿区煤层倾角多为 0 5,倾角较小,故本 次研究煤层采厚、煤层埋深及工作面长度 3 方面的因 素对煤层开采后上覆岩层及地表下沉的影响规律,结 合上述已有的关于浅埋高强度开采的研究成果,每个 因素设置了 6 个水平,具体见表 3。 表 3 覆岩及地表下沉影响因素及水平 Table 3 Influencing factors and its levels of overburden and surface subsidencem 影响因素 水平 123456 煤层采厚23. 5678. 210 煤层埋深60150180250300400 工作面长度150200250300400450 西部矿区特别是神东矿区赋存煤层多是厚煤层 和特厚煤层,但也存在开采中厚煤层的情况,比如乌 兰木伦煤矿 2207 工作面采厚为 2. 2 m,故选择 2 m 作为研究的下限水平。 3. 5 m 是厚煤层与中厚煤层 的分界点。 6 和 7 m 是目前大采高一次采全厚开采 中的典型厚度。 本文依托的工程背景神东上湾煤矿 12401 工作面煤层平均厚度 8. 8 m,实际开采厚度 8. 2 m,故设置 8. 2 m 为其中一个水平。 为考虑本次 研究的全面性,设置了 10 m属特厚煤层作为煤层 厚度研究范围的上限。 3372 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 关于煤层埋深水平设置,截至目前神东矿区开采 工作面的煤层埋深多小于 300 m,但也不乏有一些矿 井开采的煤层埋深超过 300 m,另外考虑到已有关于 煤层埋藏深浅的研究成果故设置 400 m 为煤层埋深 研究的上限。 12401 工作面煤层平均埋深 180 m。 另 外依据神东矿区煤层实际埋深情况还设置了 60, 150,250,300 m 四个水平。 浅埋高强度开采工作面长度目前多分布在 200 400 m 内, 但 也 有 少 数 工 作 面 长 度 达 到 450 m[27],而工作面长度小于 200 m 的情况也存在。 故结合实际情况本次研究工作面长度分别设置了 150,200,250,300,400,450 m。 为使研究结果更具有普适性,根据正交试验原理 设计方案,为重点研究不同宽深比情况下地表下沉系 数变化规律,从中选出宽深比在 0. 4 2. 0 的 14 个方 案开展研究,具体见表 4。 表 4 不同工作面宽深比研究方案 Table 4 Research scheme of width to depth ratio of different working faces 方案/ 因素 工作面长 度/ m 煤层埋 深/ m 煤层采 厚/ m 宽深比深厚比 11504008. 20. 448. 8 21503007. 00. 542. 9 31502506. 00. 641. 7 42003008. 20. 736. 6 52002507. 00. 835. 7 62502508. 21. 030. 5 72001806. 01. 130. 0 830025010. 01. 225. 0 94003003. 51. 385. 7 102501807. 01. 425. 7 114503006. 01. 550. 0 123001808. 21. 722. 0 134502503. 51. 871. 4 143001507. 02. 021. 4 为使地表下沉系数和宽深比之间关系模拟研究 的可靠性,14 个方案中的煤岩层参数均采用研究 12401 工作面覆岩破断运移规律时所用参数。 14 个方案中共有 5 种煤层埋深情况,其中 150, 180,250,300 m 四种情况对应的煤岩层分布是依据 12401 工作面相近埋深钻孔所揭露的煤岩层实际赋 存情况确定的,而埋深400 m 所对应的煤岩层分布是 依据布尔台矿 BK01 号钻孔所揭露的煤岩层赋存情 况确定的。 方案 12 是 12401 工作面实际地质条件,将其作 为基准方案。 其他 4 种煤层埋深每种包含的多个研 究方案限于篇幅在此只列出一种煤岩层分布情况作 为代表,具体见表 5。 为方便开展研究将其中一些厚 度较小的岩层进行了合并简化。 表 5 埋深 150,250,300,400 m 煤岩层分布 Table 5 Distribution of coal seam and rock stratum of buried depth 150,250,300,400 m 埋深/ m序号名称厚度/ m 1风积砂8 2粉砂岩88 埋深 150 m3基本顶18 4直接顶29 5煤7 6底板40 1风积砂16 2细粒砂岩24 3砂质泥岩80 4粗粒砂岩60 埋深 250 m5砂质泥岩24 6基本顶16 7直接顶21. 8 8煤8. 2 9底板40 1风积砂26. 8 2细粒砂岩32 3砂质泥岩88 4细粒砂岩8 埋深 300 m 5粗粒砂岩52 6砂质泥岩28 7基本顶16 8直接顶41 9煤8. 2 10底板40 1风积砂11. 8 2粉砂岩16 3细粒砂岩21 4中粒砂岩20 5细粒砂岩9 6砂质泥岩32 7细粒砂岩24 8砂质泥岩24 埋深 400 m 9细粒砂岩27 10砂质泥岩20 11细粒砂岩24 12砂质泥岩24 13细粒砂岩14 14砂质泥岩80 15基本顶9 16直接顶36 17煤8. 2 18底板40 4372 第 8 期徐祝贺等浅埋高强度开采覆岩结构演化及地表损伤研究 3. 2 模拟研究结果分析 为加快研究速度并考虑研究结果的可靠性,首先 采用每次开挖后运算一定步数的方法模拟基准方案 12,并使其地表下沉结果和现场实际观测值一致。 在 此基础上,再用该方法运算其他方案。 方案 7,8,10,12 研究所得的煤岩层下沉云 图结果代表如图 7 所示。 14 种方案每种方案所 对应的下沉量及下沉系数见表 6。 将工作面的宽 深比和研究所得的下沉系数拟合成曲线,如图 8 所示。 图 7 方案 7,8,10,12 覆岩下沉位移云图 Fig. 7 Nephogram of subsidence displacement of overburden in scheme 7,8,10,12 表 6 14 种方案研究结果 Table 6 Research results of 14 schemes 方案 工作面长 度/ m 煤层埋 深/ m 煤层采 厚/ m 宽深比 下沉量/ mm 下沉 系数 方案 工作面长 度/ m 煤层埋 深/ m 煤层采 厚/ m 宽深比 下沉量/ mm 下沉 系数 11504008. 20. 42 6360. 32830025010. 01. 26 1670. 62 21503007. 00. 53 2440. 4694003003. 51. 32 3500. 67 31502506. 00. 63 2650. 54102501807. 01. 44 9670. 71 42003008. 20. 74 3610. 53114503006. 01. 53 7630. 63 52002507. 00. 84 2830. 61123001808. 21. 74 8560. 59 62502508. 21. 05 0720. 62134502503. 51. 82 1950. 63 72001806. 01. 13 5570. 59143001507. 02. 04 0560. 58 图 8 下沉系数与宽深比的关系 Fig. 8 Relationship between subsidence coefficient and the ratio of width to depth 从图 8 可以看出,地表下沉系数和宽深比的关 系近似成抛物线关系,拟合方程为y -0. 277 21x2 0. 771 99x0. 123 6,0. 4≤x≤2. 0,R20. 840 91, 是宽深比在[0. 4,2. 0]内的拟合结果。 从图 8 中可看出,宽深比在 0. 4 1. 4 时下沉系 数总体呈不断增大趋势,随着宽深比继续增大,下沉 系数稳定在 0. 6 附近波动。 图 9 是矿山开采沉陷 学 [28]中现场实测下沉系数和宽深比的关系,其中,y 为地表下沉系数,yWm/ m cos α;Wm为实测地表 最大下沉值;m 为煤层采厚;α 为煤层倾角;x 为宽深 比,xD1/ H0;D1为工作面倾向长也就是开采区域 宽度;H0为煤层平均采深。 由图 8,9 可知在宽深比 相同范围内1. 6下沉系数分布规律基本一致,说 明研究结果在一定程度上能反应实际开采情况下宽 深比和下沉系数之间的关系。 5372 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 图 9 实测下沉系数与宽深比关系 Fig. 9 Relationship between measured subsidence coefficient and the ratio of width to depth 为进一步检验拟合公式的适用性,选取神东矿 区部分工作面进行验证,具体情况及预测的地表下 沉系数与误差见表 7。 选择神东矿区 7 个煤矿的开 采工作面相关信息进行验证。 从表 7 可以看出下 沉系 数 实 测 值 和 预 测 值 的 误 差 分 别 是 7. 6 , 14. 5 ,4. 4 ,7. 5 ,9. 7 ,9. 7 ,15. 3 。 最小 误差 4. 4 ,最大误差 15. 3 。 其中 5 个工作面下 沉系数实测