覆岩破坏规律与水体下采煤技术修改.docx
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覆岩破坏规律与水体下采煤技术修改
煤矿覆岩破坏规律
与水体下开采技术
（摘要）
煤炭科学研究总院
文学宽
2008年9月18日
一、覆岩破坏规律研究的目的
采掘工作面支护参数及井巷煤柱的合理留设；
近水体煤层开采的可行性评价及开采上限的合理确定；
煤层群上行开采的可能性和安全性评价；
高瓦斯、易自燃近距离煤层开采防灭火措施的制定；
“双突”矿井瓦斯预抽范围及解放层的选取；
采矿权重叠矿井安全评价。
二、覆岩破坏的研究简史
覆岩破坏的研究只有近百年的历史。
前苏联、德国、利比亚、中国等国学者均进行了研究。
近年来，由于研究方法、计算机的广泛和实测手段的应用，使覆岩破坏的研究进入了一个新的发展阶段，但由于覆岩的复杂性、现场实测条件的限制，至今未形成系统的理论。
目前应用比较广泛的理论或假说：
拱形垮落理论：
悬梁（或悬板）垮落理论：
垮落岩块碎胀充填理论：
垮落岩块铰接理论：
予成裂隙假说：
三、覆岩破坏与采动影响
采动影响引起覆岩移动变形和破坏
采动影响是指回采引起的围岩活动现象及造成的种种损害，包括：
采动后岩层（岩体）和地表的应力变化；
采动后岩层（岩体）和地表整体性移动；
采动后岩层（岩体）和地表垮落开裂性破坏。
采场采动影响的分布特征:
在采用长壁全部垮落采煤法的情况下，采空区顶、底板岩层及所采煤层本身中的采动影响，按其性质及程度可分为三个区带，即：
应力微变化区；微小变形与移动区；开裂垮落性破坏区。
以上这三个区带的范围大小主要受采厚、倾角、岩性、地层结构等影响。
下面以中等硬度岩（煤）层为例，说明采场采动影响的分布特征：
1、覆岩切冒型破坏
破坏形态：
既不像有规律的“三带”型破坏，又不象非均衡破坏那样逐渐向上抽冒，而是突然一次性的由煤层顶板直达地表。
垮落下来的岩块与未垮落岩体之间的裂隙形如刀切。
破坏特点：
垮落岩体呈反漏斗形状；
单次垮落的面积大；
垮落范围小于开采范围；
地表下沉均匀，周边裂隙宽度达0.5m，深不见底。
产生条件：
覆岩整体性强，坚硬难冒，如大同矿区单向抗压强度80-200MPa。
开采煤层厚度大，开采深度小，如大同煤厚5-6m，采深100m以内。
采场采动影响的分布特征
采动影响部位
采动影向性质
不同煤层倾角采动影响范围（m）
采动影响后果
≤35°
36~54°
≥55°
工作面前（后）方所采煤层本身
应力微变化区
微小变形与移动区
开裂垮落性破坏区
80~150
30~35
0~3
80~150
30~35
——
——
——
——
巷道维护容易,透气性微增,隔水性不变
巷道维护困难,隔水性微受影响，透气性增加
巷道不能维护、隔水（气）性完全破坏
采空区上（下）侧所采煤层本身
应力微变化区
微小变形与移动区
开裂垮落性破坏区
（下侧）
80~100*
（下侧）
15~25**
（下侧）
2~3
（上侧）
40~60
（上侧）
10~30
（上侧）
2~5
（上侧）
30~50
（上侧）
10~30
（上侧）
5~20
巷道维护容易,透气性微增,隔水性不变
巷道维护困难,隔水性微受影响，透气性增加
巷道不能维护、隔水（气）性完全破坏
采空区顶板岩层
整体移动带
开裂性破坏带
垮落性破坏带
30~40m
以上
9~30m
0~6m
30~40m
以上
9~30m
0~6m
——
3~21m
（煤层）
3~7m
（煤层）
△巷道有可能维护、透气性增加，隔水性微受影响
△巷道难以维护，隔水（气）性完全破坏
△巷道不能维护，隔气性完全破坏，无隔水、泥、砂能力
采空区底板岩层
鼓胀开裂带
微小变形与移动带
应力微变化带
8~15***
20~25****
60~80
——
——
——
——
——
——
△△巷道难以维护，隔水（气）性受破坏
△△巷道可以维护、隔水（气）性受破坏
巷道维护容易，透气性微增，隔水性不受影响
2、覆岩拱冒型破坏
破坏形态：
覆岩在局部地方或大面积发生垮落，但发展到一定高度后形成悬顶、垮落的范围呈拱形。
破坏特点：
近煤层的顶板岩层受到破坏、远离煤层的顶板岩层不受到破坏；
采空区周围垮落高度小，中央垮落高度大，类似拱形；
垮落有时瞬时发生，有时是逐次发生；
产生条件：
开采范围小或巷道掘进时；
长壁开采初次放顶时；
垮落条带法开采；
急倾斜煤层回采区段的倾斜及走向长度较小。
3、覆岩“三带”型破坏：
采用全部垮落法处理采空区的长壁工作面煤层采出后，从煤层直接顶板开始，由下向上依次垮落、开裂、离层、弯曲经过若干时间终止移动。
从特殊开采需要出发、对移动期间和移动稳定后的上覆岩层，按其破坏程度的不同，大致可分为垮落带、裂隙带、弯曲带。
覆岩垮落带破坏
长壁工作面回柱放顶或移架后，与煤层毗邻的直接顶失去支撑力，垮落、破碎形成岩块堆，其特点：
不规则性。
垮落带下部为不规则垮落。
垮落带内岩块不能传递水平力，控顶范围内垮落带的岩层重量由支柱或支架支撑。
膨胀性。
岩石的碎胀性使垮落带岩石的体积增大，使垮落带与未垮落顶板岩层下方的自由空间逐渐变小，使垮落不再继续。
高度控制因数。
垮落带与煤层采厚、上覆岩层岩性、碎胀系数、煤层倾角和直接顶厚度。
覆岩裂隙带破坏
垮落带之上的和整体移动带之间的岩层产生断裂或裂缝。
其特点：
岩层破坏有规则：
无论是垂直岩层面或平行岩层面的裂缝均使岩层保持原有的层状；
破坏程度分带明显：
裂隙带在垂直剖面上分为：
严重断裂、一般开裂和微小开裂。
破坏高度与开采空间与时间关系：
破坏高度随开采空间扩大而向上发展，达到最大高度之后，不再发展，并随时间推移，岩层趋于稳定。
上部裂隙逐渐闭合，其高度随之降低；
重复采动减弱破坏程度：
厚煤层第一分层以后的分层开采时，裂隙带高度上升的幅度和初次采动减小。
覆岩弯曲带破坏
裂隙带上界至地表的岩层称为弯曲带，曾称弯曲下沉带或整体移动带。
其特点：
垂直弯曲、水平受压、隔水性增强。
岩层在自上而下沿层面法向弯曲，在水平处于双向受压，当岩性较软时，隔水性能增强。
岩层完整不存在破坏。
岩层移动连续有规律，保持整体性和层状结构，不存在或极少存在离层裂隙。
上方地表形成下沉盆地。
盆地边缘往往要出现长裂隙，其深度3-5m，一般小于10m。
裂隙宽度向下渐窄，至一定深度后闭合消失。
覆岩“三带”型破坏的最终形态
覆岩“三带”型破坏形态不仅决定覆岩的破坏范围，而且决定破坏的最大高度。
以前认为采场与掘进巷道的覆岩破坏形态类似，均为中间高、四周低的拱形形态。
通过现场实测：
长壁全陷开采缓倾斜煤层，当工作面初次放顶后，不再出现垮落拱，其形态与煤层倾角有关。
按倾角划分为3种形态：
a、近水平、缓倾斜煤层：
0-35°；
b、中倾斜煤层：
36-54°；
c、急倾斜煤层：
55-90°。
近水平、缓倾斜煤层覆岩破坏最终形态（0°≤α≤35°）
除特别坚硬岩层其裂隙带两端边界一般会超出开采边界，呈马鞍形。
其特点：
采空区四周边界略高。
中间较低，两端较高，最高位于采空区斜上方。
采空区中央破坏高度一致。
采空区面积相当大，且采厚大体相等时，中央破坏高度基本一致。
垮落角、裂隙角大于移动角。
采空区四周边界垮落带、裂隙带范围与开采边开采边界上水平面形成的垮落角和裂隙角比基岩移动角大。
马鞍形产生原因：
煤层倾角小。
开采边界区和采区中央区的变形值不同。
工作端部和中部下沉量和下沉速度不一样。
中倾斜煤层覆岩破坏范围最终形态（36°≤α≤54°）
垮落带、裂隙带破坏范围在倾斜方向上呈上大狭小的抛物线拱形形态。
但在走向方向上仍为马鞍形形态。
产生原因：
当煤层倾角为36-54°时，采后垮落岩块落到采空区底板后，向采空区下部滚动，使采空区下部被垮落岩块填满，从而不再继续垮落。
而采空区上部，由于垮落岩块的流失，等于增加了开采空间，故破坏高度大。
急倾斜煤层覆岩破坏范围最终形态（55°≤α≤90°）
垮落带呈耳形或上大下小的不对称拱形，裂隙带形状与垮落带类似。
其特点：
破坏性影响更加偏向于采空区上边界；
破坏范围有顶板、底板及所采煤层本身；
随煤层倾角的加大，垮落带、裂隙带范围逐渐转变为椭圆拱形形态。
产生原因：
开采倾角较大的急倾斜煤层时，由于垮落带岩块滚动下滑加剧，迅速充填采空区下部空间，限制了下部的垮落带和裂隙带向上发展。
采空区上部、边界煤柱片帮、破碎、抽冒，使垮落带和裂隙带急剧向上发展。
四、覆岩破坏范围最大高度
影响覆岩范围最大高度的主要因素
1、岩性软硬程度：
覆岩直接顶和基本顶都比较坚硬的条件下，下沉量小，使垮落过程充分发展，“两带”高度大。
而软弱岩层顶板松软破碎，随采随落，采空区易充满，覆岩下沉量大，“两带”变化小。
为了便于进行覆岩破坏最大高度的计算，按覆岩单向抗压强度划分为四类。
覆岩岩性
单向抗压强度（MPa）
主要岩石名称
坚硬岩石：
中硬岩石：
软弱岩石：
极软岩石：
40~80
20~40
10~20
<10
石英砂岩、石灰岩、砂质页岩、砾岩
砂岩、泥质灰岩、砂石页岩、页岩
泥岩、泥质砂岩
铝土岩、风化泥岩、粘土、砂质粘土
2、采高及厚煤层分层次数
一次采全高或厚煤层分层初次开采时“两带”高度与采高呈近似直线关系，水平至倾斜厚煤层分层开采或近距离煤层群重复开采条件下“两带”高度随分层次数的增加呈分式函数的关系增长，其增加的幅度越来越小。
3、采空区面积
采空区尺寸的扩大会导致两带高度的增加，但在工作面放顶线后方垮落岩石堆已经接顶的地方，垮落带最大高度就达到了最大值（顶板极坚硬的除外）（共距离为：
中硬岩石自煤壁到岩石堆接顶处5~15m）；
导水裂缝带高度则在经过回采工作面第一次放顶和老顶周期来压以及地表出现最大下沉速度时出现。
以后再扩大采空面积则不再增加了。
此时采空区走向长度：
中硬20~60m。
分层号
地表最大下沉速度
（mm/d）
地表出现最大下沉速度时，地表下沉值占最终下沉值的比例（%）
地表最大下沉速度点离工作面的水平距离（m）
导水裂缝带发展到最大高度的时间（d）
第一分层
第二分层
第三分层
20
54
55
15.0
50.0
57.4
30~35
10~15
10~15
15~30
5~10
5~10
4、采煤方法和顶板管理方法
采煤方法和顶板管理方法是控制覆岩破坏性影响最大高度的重要因素。
特别是顶板管理方法，它决定着覆岩破坏性影响的基本特征和最大高度。
常见有全部陷落法、全部充填、条带法。
不同的顶板管理方法形成不同的覆岩破坏高度。
全部陷落法是采用最普遍的，使覆岩破坏最严重的一种顶板管理方法。
采用全陷法管理顶板，除了采厚极小（0.5~0.7m以下）时，顶板会缓慢下沉和顶板极为坚硬时不发生破坏以外，一般都发生垮落性和开裂性破坏，并且有“三带”的性质。
5、时间过程
时间过程在两个方面起作用：
①导水裂缝带发展到最大高度以前：
导水裂缝带的高度随着时间而增长。
中硬覆岩在回柱放顶后1~2个月时间内达到最大值。
坚硬覆岩，比中硬要长一些，软弱覆岩，比中硬要短一些。
②导水裂缝带发展到最大高度（或最大值）以后
导水裂缝带的发展过程出现稳定和导水裂缝带高度有所降低，坚硬覆岩：
随时间，导水裂缝带最大高度基本没有变化。
（最多96~240个月）均未发生变化（指导水裂缝带高度）
软弱覆岩：
随时间的增加，导水裂缝带最大高度有所下降，导水裂缝带的稳定时间，最少0.37个月，一般6~9个月，最多12~17个月。
下降速度为：
0.4m/月。
五、近水平、缓倾斜煤层覆岩破坏最大高度计算
为实际应用方便及统一起见，均以开采上限（或回风巷顶）至两带形态曲线的最高点作为两带的高度。
1.水平、缓倾斜及中倾斜煤层垮落导水裂缝带最大高度的计算
（1）垮落带高度；
根据岩石的强度，其垮落带计算公式如下：
坚硬中硬
软弱极软弱
导水裂缝带高度计算公式
岩性
计算公式之一（m）
计算公式之二（m）
坚硬
中硬
软弱
极软弱
式中：
—煤层累计采厚，m；单层采厚不超过3m，累计采厚不超过15m。
2.近距离煤层导水裂缝带高度计算
△上、下两层煤的最小垂距大于下层煤的垮落带高度。
分别进行计算，取其中标高最高者作为两层煤的导水裂缝带最大高度。
△上、下两层煤的最小垂距小于下层煤的垮落带高度。
上层煤采用本层煤的开采厚度计算，下层煤则应用上、下层煤的综合开采厚度计算。
取其中标高最高者为两层煤的导水裂缝带最大高度。
三个部分的透水性能不同，但都不能透砂、透泥。
上、下煤层综合开采厚度
式中：
M1——上煤层开采厚度；
M2——下煤层开采厚度；
h1—2——上、下层煤距离；
y2——下煤层冒高与采厚之比。
如果上、下层煤之间的距离很小时，则综合开采厚度为累计厚度：
六、急倾斜煤层覆岩破坏最大高度计算
七、厚煤层综放开采导水裂缝带高度：
我国上世纪八十年代从法国引进的厚煤层综采放顶煤一次采全厚的技术在国内已得到广泛推广应用。
据测定厚煤层综放开采覆岩破坏的高度与“三下”采煤规程中通过厚煤层分层开采，且单煤层采厚不超过3m的计算公式得出的结果相比较，前者要大（见下表）。
根据国内为数不多的观测资料得出：
厚煤层综放开采条件下的导水裂缝带最大高度与采厚虽然也近似分式函数关系，但其关系曲线上升速度高于分层开采。
说明随着采厚的增加，综放开采导水裂缝带最大高度增加更快。
矿井
工作面
裂采比
兴隆庄
兴隆庄
兴隆庄
杨村矿
振兴矿
下沟矿
5306
5306
4314
301
15#层外段
ZF2802
11.1
11.3
9.0
9.7
11.25
12.71
1-薄煤层或中厚及厚煤层顶分层开采；2-中厚及厚煤层分层开采；3-中厚及厚煤层综放开采
导水裂缝带高度与开采方法关系曲线
综放开采覆岩破坏高度实测值与规程规定公式计算值比较
矿名
采厚
综放开采实测
规程规定公式计算
注
垮高
裂高
垮高
裂高
高度
垮采比
高度
裂采比
高度
垮采比
高度
裂采比
杨村矿
6.4
34
5.31
62
9.69
13
2.0
50.6
7.9
工作面长120m
6.4
31
4.84
52
8.13
13
2.0
50.6
7.9
走向长700m
6
20
3
42
7
12.7
2.1
49
8.2
岩性：
中硬
5.6
20
3.57
42
7.5
12.4
2.2
47.3
8.5
兴隆庄矿
6.9
76.7
11.1
13.4
13.5
1.9
1.9
52.5
7.6
工作面长160m
7
54
7.7
52.9
7.6
走向长>1000m
岩性：
中硬
下沟矿
8.5
114～128
13.41～15.05
14.4
1.7
58.3
6.9
岩性：
中硬
鲍店矿
8.5
97～107
11.41～12.58
14.4
1.7
58.3
6.9
岩性：
中硬
济三矿
6.3
18.6～21.7
66.6
10.37
6.3
6.3
6.3
8
8
8
50.2
8
工作面长170m
6.3
68.6
10.85
50.2
8
走向长1614.8m
6.3
66.5
10.52
50.2
8
岩性：
中硬
层间距：
平均34.84m
水体下采煤技术
一、影响水体下安全开采的因素
1、水体类型及与开采煤层的相对位置
地表水体：
如江河湖海、水库坑塘；
地下水体：
孔隙水体、基岩裂隙水体、灰岩岩溶水体
2、防水煤岩柱含、隔水性及结构
含、隔水层的划分：
土层中粘土（粒径小于0.005mm）大于30%，防水性良好；岩层中泥岩、页岩、砂质页岩防水性好；岩层中软岩隔水性好，泥质胶结的砂岩隔水性。
软硬岩层交互沉积，且软岩距煤层较近的结构较好。
3、覆岩导水裂缝带高度及波及范围
对于地表水体，松散层底部和基岩中的强、中含水层水体或要求保护的水源。
不允许导水裂缝带波及；对于松散层底部的弱含水层水体，允许波及。
对于厚松散层底部为极弱含水层或可以疏干的含水层，允许波及，同时允许垮落带波及。
二、水体下采煤的方式
1、顶水开采
对水体基本不处理，在水体与煤层之间保留一定厚度或垂高的安全煤岩柱
2、疏水开采
利用矿井排水系统，开掘专门疏水巷道，通过巷道或钻孔疏通上部水体后开采。
可以先疏后采或边采边疏
3、顶疏结合开采
采多层水体或多层含水体威胁，对于远离煤层水体顶水开采，较近煤层采用疏水开采
4、堵截水源与疏水开采
三、国外水体下采煤的规定
国外较早地对水体下采煤进行了研究，在20世纪70年代原苏联的保安规程中，规定了水体下安全开采深度：
H=KM
式中：
H-水体下安全开采深度；
K-安全系数；
M-采厚。
原苏联水体下采煤的安全系数
水体
北顿涅茨河
大水店
其他河流
终年流水山洞
倾角（度）
≤45
＞45
≤45
＞45
≤45
＞45
安全系数
150
200
100
150
50
70
四、中国水体下采煤安全煤岩柱留设方法
安全煤岩柱是从开采上限制上覆水体底界面之间的煤层、岩层和松散层的总称
留设原则：
保证水体下安全开采，尽可能地减少留煤柱所造成的资源损失
煤柱种类：
防水安全煤岩柱，防砂安全煤岩柱，防塌安全煤岩柱
1、防水安全煤岩柱留设方法
留设目的：
不允许导水裂隙带波及水体
（1）地表有松散覆盖层时
HSh≥HLi+Hb
式中HSh--------防水煤柱垂高，m；
HLi--------导水裂隙带最大高度，m；
Hb--------保护层厚度，m。
（2）当煤系地层上部无松散层覆岩，采深较小时，应考虑地表裂隙（diLi）
Hsh≥HLi+Hb+HdiLi
（3）松散层为强或中等含水层，与之接触的基岩风化带也含水，则应考虑基岩风化带深度（Hft）
Hsh≥HLi+Hb+Hft
2、防砂安全煤柱留设方法
留设目的：
允许导水裂隙带波及松散弱含水层或已疏降的松散强含水层。
其垂高（HS）HS≥Hm+Hb
3、防塌安全煤岩柱留设方法
留设目的：
不允许导水裂隙带波及松散弱含水层或已疏干的松散强含水层，同时允许垮落带接近松散层底部。
其垂高（Ht）等于或接近于垮落带的最大高度（Hm）即
Ht≈Hm
4、防水安全煤岩柱保护层厚度
5、防砂安全煤岩柱保护层厚度
6、急倾斜煤层防水及防砂煤岩保护层厚度
五、水体下采煤井下安全技术措施
1、择优开采
先采远离水体，后采临近水体煤层；先采隔水层厚的，后采隔水层薄的煤层；先采深部后采浅部煤层；先采地质条件简单，后采地质条件复杂煤层。
2、分层间歇开采
厚煤层分层开采，使首分层开采后，软化覆岩，“两带”高度降低。
3、分阶段开采
急倾斜煤层划分为小阶段沿走向开采，以减小开采空间，降低“两带”高度。
4、限厚开采
距水体较近，而煤层厚度或其他原因不宜分层开采时。
5、充填法、部分开采
六、水体下顶水开采典型案例分析
山东龙口北皂煤矿海下采煤（2005）
陕西彬县下沟煤矿泾河下特厚煤层综放开采（2006）
四川广旺龙泉水库下开采（1999）
广东兴宁市大兴煤矿突水淹井（2006）
皖北祁东煤矿首采面突水淹井（2004）
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