黃河北煤田薄煤層采場上覆巖層縱向分帶發育規律

高明濤，辛恒奇，郭忠平，莫 技，龐繼祿

(1.山東科技大學 礦業與安全工程學院，山東 青島 266590；2.新汶礦業集團有限責任公司，山東 泰安 271200；3.煤礦充填開采國家工程實驗室，山東 泰安 271200)

0 引 言

煤礦井下煤巖體一經采動，在采動應力作用下，采動影響范圍內煤巖層產生運動、損傷和破壞，巖層將由下而上發生垮落、斷裂、離層、彎曲下沉等運動現象，呈現分帶發育特征，進而形成采場上覆巖層縱向分布的“三帶”[1，2]，即冒落帶、裂隙帶及彎曲下沉帶，其中“三帶”巖層的分布范圍及其運動破壞規律，是礦井確定合理開采邊界、開采程序和采掘布局的基礎，也是礦井安全災害防治的關鍵。

近年來，山東科技大學宋振騏院士團隊在以巖層運動為中心的實用礦山壓力理論基礎上，研究了采場上覆巖層運動破壞規律及其結構形態，建立了采場結構力學模型，確定了各巖層分布范圍及其應力場分布，為采場頂板控制、沖擊地壓、突水等動力災害預測及防治提供了依據[1-2]。錢鳴高院士創立了“砌體梁”和關鍵層理論分析了上覆巖層破斷及巖塊咬合運動失穩的運動規律和判斷準則，廣泛應用于煤礦瓦斯抽采、覆巖離層和控制地表沉陷等方面[3-4]；蔣金泉教授以新汶礦區孫村煤礦為工程背景，深入分析了采動覆巖運動規律及裂隙巖層分帶特征并進行了詳細劃分，建立了上行卸壓開采效果和可行程度評價方法[5]；尹增德教授利用彈塑性力學和礦山壓力控制理論研究了覆巖破壞影響因素、覆巖破壞分帶及形態特征[6]；高延法、張慶松等從“三下一上”特殊開采系統控制角度出發從巖層運動及巖層運動破壞完成后形成結構提出了巖移“四帶”、“五帶”模型，都是對傳統“三帶”模型中從不同研究角度進行了更細致劃分[7]。采場上覆巖層破壞范圍確定主要采用理論計算、數值模擬、現場實測等研究方法，其中兩帶高度實測主要包括井下鉆孔注水測漏法[8]和微震等地球物理探測兩大類[9-10]。

前人在長期理論研究與工程實踐中對在不同開采條件下，根據各自研究對象做出了巨大努力并不斷完善與發展了各自方向的理論與技術。黃河北煤田為我國十四大煤炭基地之一魯西煤炭基地尚未開采的煤田，考慮到煤礦開采的特殊性，不同開采條件呈現出不同的規律，在前人的研究基礎上，針對黃河北煤田是大水高瓦斯厚沖積層薄基巖復雜開采條件，研究大水厚沖積層薄基巖綜采工作面采場上覆巖層縱向分帶發育規律進行研究，對實現礦井合理開拓布局、薄煤層綜采支架選型、頂板控制和瓦斯抽采合理參數確定具有重要意義。

1 采場上覆巖層縱向運動破壞規律及其結構形態理論分析

煤層被開挖后，在采動影響下上覆巖層發生運動。采場上覆各巖層的運動破斷規律、范圍以及裂隙發育程度等都是由煤巖層組成的整體從開采前的應力與空間平衡狀態到不平衡狀態的過程中相互響應的結果，并受煤巖層的強度、厚度、應力狀態及采動應力場分布等因素影響。在工作面推采過程中，上覆巖層的運動和破壞形態具有明顯的分帶特征。在采用全部垮落法開采的工作面，在一定的開采深度，采場上覆巖運動過程中呈現“三帶”分帶特征[2，9-11]，如圖1所示。在采動條件的影響下，采場上覆巖層中參與運動破壞的巖層結構形態，主要包括以下3個部分。

1)在采場推進方向上由支架或煤壁臨時支撐的巖層(即直接頂)，在采場內其結構特點是在采場推進方向上不能始終保持傳遞力的作用，該部分巖層為冒落帶(或垮落帶)。

2)在采場推進方向上受采動應力作用下發生破斷損傷的巖層。該部分巖層由同時運動(或近乎同時運動)且在推進方向上始終能保持傳遞力聯系的“傳遞巖梁”組成[1]。由于各巖梁在推進方向上的形成了一系列保持相互作用力的斷裂塊體，即“砌體梁”結構，形成了采場上覆巖層中砌體梁帶，該部分巖層為導水裂隙帶[6-8]。

3)處于沉陷運動狀態的巖層，包括裂斷拱兩側和頂部處于沉陷運動狀態的全部巖層，稱為彎曲下沉帶(或緩沉帶)[2，12]。這部分巖層在工作面開采過程中上覆巖層運動相對滯后的部分，一般在工作面開采一段時間后才顯現出來。這部分巖層在運動結束穩定后，巖層所受破斷和裂隙損傷程度都要裂斷拱內巖梁低得多，該部分巖層運動的結果是引起地表沉。

圖1 采場上覆巖層縱向運動分帶情況Fig.1 Movement zoning model of stope overlying strata

2 采場上覆巖層縱向分帶發育規律及結構形態數值模擬

2.1 計算模型

2.1.1 計算模型建立

利用FLAC3D數值模擬軟件對趙官煤礦1705

西工作面上覆巖層運動進行數值模擬，模型坐標系按如下規定，垂直煤層回采方向為x軸，平行煤層回采方向為y軸；鉛直方向即重力方向為z軸，向上為正。根據這一坐標系規定，計算模型沿x軸方向的長度約為120 m，即工作面長度為120 m；y方向的長度約為400 m，即回采進尺約為400 m，沿z軸方向的高度為70 m.在煤層近似看作水平，平均厚度取1.25 m.煤層平均埋深為415 m.

2.1.2邊界條件

在模型的四個側面采用法向約束，頂面即地表為應力和位移自由邊界，底面為x，y，z3項全部約束，均為固定鉸支座。

2.1.3 模型網格剖分

根據地質巖層情況，劃分網格時盡可能在煤層開采范圍內使網格尺寸足夠小，并且性狀規則，不出現畸形單元。模型中的單元類型全部為8節點六面體單元，最終模型的單元總數為84 000個，節點總數為90 241個。整個模型如圖2所示。

圖2 計算模型Fig.2 Numerical model

2.2 計算參數

依據趙官礦煤、巖物理力學參數測試結果得到模型的計算參數見表1.

表1 模型計算參數表

2.3 模擬步驟

計算模擬步驟分為一下2個步驟。

1)在自重荷載條件下計算巖體的初始應力；

2)通過理論計算確定了采場直接頂和老頂的初次垮落步距、周期垮落步距及工作面“見方”的特殊節點位置，即分別對工作面推采到15，32，45，60，120，150 m的位置進行模擬，并切片垂直工作面方向上覆巖層應力和位移云圖。

2.4 計算結果與分析

工作面回采到不同距離時上覆巖層縱向的應力和位移云圖如圖3～圖8所示。

圖3 工作面推進15 m時應力和位移云圖Fig.3 Stope and displacement after working-face advancing to 15 m

圖4 工作面推進32 m時應力和位移云圖Fig.4 Stope and displacement after working-face advancing to 32 m

圖5 工作面推進45 m時應力和位移云圖Fig.5 Stope and displacement after working-face advancing to 45 m

圖6 工作面推進60 m時應力和位移云圖Fig.6 Stope and displacement after working-face advancing to 60 m

圖7 工作面推進120 m時應力和位移云圖Fig.7 Stope and displacement after working-face advancing to 120 m

圖8 工作面推進150 m時應力和位移云圖Fig.8 Stope and displacement after working-face advancing to 150 m

通過以上應力和位移云圖得以下結論

1)當工作面開采后，采場上覆巖層各點最大主應力的方向由開采前的垂直方向逐漸向采空區兩側的偏移，如以上各圖在工作面兩側煤柱所承受的壓力，隨著工作面的推進逐漸應力不斷升高，在采場兩側形成了應力集中分布。從圖可以看出，采場兩側支承壓力呈“拱”型結構形態作用在上覆巖層中，稱其為采場支承壓力拱[13-15]，由于采場支承壓力拱的存在，并其將壓力拱上覆巖層的壓力傳遞采場工作面兩側的煤柱，位于支承壓力拱范圍下方的巖層處于卸壓狀態，該范圍內的巖層所受壓力比未采動前小的多。在采動應力和自重作用下，該范圍內低位巖梁發生運動損傷、破壞和斷裂，向已采空區方向運動，產生彎曲變形。由于采場上覆巖層各巖層的巖性、強度、厚度以及所處不同力學環境，致使上下各巖層在時間和空間上的運動不同步，當下位巖層繞度大于上位巖層的時，上下位巖層便產生了離層[16-18]。

2)煤層開采后，在采動應力的作用下導致上覆巖層發生破裂和移動。隨工作面從開切眼位置開始不斷推進，上覆各巖層自下而上逐一經歷逐漸沉降→離層→端部(或中部)斷裂→冒落(或鉸接)。采場覆巖運動的破壞程度受開采范圍和強度的影響，最終形態可以分為非充分采動和充分采動2種形態[1]。在非充分采動條件下，上覆巖層在采動影響下最終形成垮落帶、裂隙帶、離層帶、彎曲下沉帶；在充分采動條件下，上覆巖層最終形成垮落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶如圖1所示。

3)當工作面推進15 m時，如圖3所示在距離煤層最近上覆巖層在垂直方向的位移為2.75 m，隨著工作面的不斷推進，采場覆巖在縱向上總的運動趨勢是自下而上逐步發展的，裂斷拱中覆巖運動的發展過程具體包括以下2個階段：①第1次裂斷運動階段。該階段是從工作面切眼開始推進，至到采場上覆巖層導水裂隙帶中最上部的一個“傳遞巖梁”完成第1次斷裂運動為止，如圖10所示。在該運動階段，隨著工作面的不斷推進，采場上覆各巖層的運動損傷和破裂范圍不斷變大，采場上方的裂斷拱的范圍在橫向和縱向上由小到大不斷向工作面上方和前方巖層擴展[13-14]；②正常運動階段。該階段是從裂斷拱中導水裂隙帶最上部的一個傳遞巖梁完成第一次斷裂運動(即工作面推進至接近工作面長度位置時)到回采工作面推進結束的全部過程(圖11)。依據宋振騏院士相關研究結果表明，當工作面推采距離達到工作面長度時，即工作面采空區“見方”，此時裂斷拱在工作面縱向上擴展到最高處，裂斷拱內破斷巖層的厚度總合也就是導水裂隙帶的高度，大約為工作面長度的1/4-1/2.如圖7所示，當工作面推進距離達到120 m時，裂斷拱向上擴展到最高處，破斷巖層的高度達到最大值25 m，如圖8所示，當工作面推采到150 m時，裂斷拱不再向上方巖層擴展[13，15]。在此過程中，裂隙帶(砌體梁帶)中下位多個傳遞巖梁已完成了初次斷裂運動和數個周期斷裂運動，隨著工作面的不斷推進而向前方擴展，拱高基本保持不變，即裂隙帶的高度不再發生變化。

圖10 裂隙帶覆巖第一次運動階段Fig.10 First movement stage of fracture zone

圖11 裂隙帶覆巖正常運動階段 Fig.11 Normal movement stage of fracture zone

裂斷拱內部巖層包括工作面采場縱向分帶發育中的冒落帶和導水裂隙帶，它們隨著工作面煤層開采后，不斷在運動中彎曲、斷裂，失去了承載上部巖層重量的能力；裂斷拱外部是“三帶”中的彎曲下沉帶，從彎曲下沉帶以上的巖層裂隙損傷破壞程度低，具有較好的完整性，能夠形成支托層，承擔自身和上部巖層重量，而使裂斷拱內巖層不必承擔上部巖層的重量[17-19]。因此，斷裂拱也可以稱為下部巖層的免壓拱。拱內部的巖層重量是由采空區的矸石和兩側煤柱來共同支承，此范圍內巖層處于卸壓狀態，巖層裂隙發育充分，該范圍巖層是采場頂板控制、礦井頂板水防治和瓦斯抽放關鍵研究對象。

綜上研究分析，趙官煤礦綜采工作面采場上覆巖層縱向分帶發育規律和其結構形態即在采動應力作用下，采場上覆巖層開始呈現較平的“枕型”，隨著采場支承壓力不斷增加，采動破壞巖層逐漸演化為的呈“拱型”結構形態，當工作面推采距離達到工作面長度時，采場上覆破壞巖層在工作面縱向上擴展到最高處，此后隨著工作面的不斷推進，斷裂拱高保持不變，而拱腳不斷向前方擴展，呈現出“平頂拱型”結構形態。為工作面采場頂板控制、支架選型和瓦斯高位鉆場抽放設計提供理論設計依據。

3 “兩帶”高度理論計算

根據本井田勘探資料和實際開采情況，依據《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》在緩傾斜煤層(傾角≤35°)長壁垮落法開采條件下，當煤層頂板覆巖為堅硬、中硬、軟弱、極軟弱巖層或其互層時，煤層開采后的垮落帶和導水裂隙帶最大高度計算公式分別見表2和表3，“兩帶”高度計算如圖12所示。

圖12 “兩帶”高度計算示意圖Fig.12 Schematic diagram for calculating the height of “two belts”

覆巖巖性(單向抗壓強度及主要巖石名稱)/MPa計算公式/m堅硬(40～80,石英砂巖、石灰巖、砂質頁巖、礫巖)H=100M2.1M+16±2.5中硬(20～40,砂巖、泥質灰巖、砂質灰巖、頁巖)H=100M4.7M+19±2.2軟弱(10～20,泥巖、泥質砂巖)H=100M6.2M+32±1.5極軟弱(<10,鋁土巖、風化泥巖、粘土、砂質粘土)H=100M7.0M+63±1.2

注：計算公式中±號項為中誤差。

“兩帶”高度計算分析，由于1705西工作面頂板為碳質泥巖和泥巖，故按頂板為軟弱巖層考慮。

3.1 垮落帶高度

方法一：根據表2，選取垮落帶高度的計算公式為

(1)

式中M為累計采高，m.

取M=1.2 m，代入式(1)，得

Hm=1.54～3.04 m

表3 導水裂隙帶高度計算公式

注:∑M為累計采厚;公式應用范圍:單層采厚1～3 m，累計采厚不超過15 m.

方法二：本次利用巖層質量指數計算方法來進行冒落帶高度的計算。煤系地層屬于沉積巖，煤層采出后，頂板將由下而上運動。就單一巖層而言，影響其運動的因素有：厚度、強度、分層厚度、節理裂隙間距、組分的均勻性、水的作用程度等。在這些因素中起主要作用的是巖石的強度、分層厚度和節理裂隙間距，稱之為“三因子”，要想確定上覆巖層運動破壞范圍，首先需確定工作面巖層巖石的強度、分層厚度和節理裂隙間距，進而計算巖層質量指數，由此來確定采場上覆巖層運動破壞范圍[12]。

趙官煤礦7#層煤1705西工作面的生產技術條件見表4，該工作面煤層上方直接頂測試的抗壓強度見表5.

表4 1705西工作面的生產技術條件

根據表5實驗結果可計算出7#煤直接頂巖層抗壓強度平均值為36 MPa.

根據巖層抗壓強度由表6可確定巖層分層厚度、節理裂隙間距。

分層厚度與節理裂隙間距存在式(2)的近似關系。

f=-0.389d2+0.786d+0.175(d<0.7)

f=d-0.1(d≥0.7)

(2)

因子等級中心值與相應的碎脹系數關系見表7.

表5 趙官煤礦7煤直接頂及煤的力學性質實驗結果

表6 分層厚度、節理裂隙間距各等級數值及其關系

備注:石灰巖層另行處理，f～d關系由回歸得到，r為相關系數。

表7 因子等級中心值與相應的碎脹系數關系

根據公式(3)、(4)、(5)計算頂板各巖層單軸抗壓強度、分層厚度和節理裂隙間距對巖層質量的隸屬度uR,uD,uF.

uR=0.321(10σc)0.279-1

(3)

uD=3.745 7e-1.458 7/(d+1)-1

(4)

uF=3.745 7e-1.458 7/(f+1)-1

(5)

式中uR為巖層單軸抗壓強度對巖層質量的隸屬度；uD為巖層分層厚度對巖層質量的隸屬度；uF為巖層節理裂隙間距對巖層質量的隸屬度；σc為巖層單軸抗壓強度，MPa；d為巖層分層厚度；f為巖層節理裂隙間距。

巖層質量指數u(x)的計算

(6)

根據趙官煤礦7#煤巖力學參數，可得到頂板各巖層單軸抗壓強度、分層厚度和節理裂隙間距對巖層質量的隸屬度。

第一層：根據表5實驗結果可計算出7煤第一層巖層抗壓強度平均為36 MPa，由表6可知巖層分層厚度d為0.6，由式(2)可計算出第一層巖層節理裂隙間距f為0.79.

根據公式(3)、(4)、(5)可計算頂板各巖層單軸抗壓強度、分層厚度和節理裂隙間距對巖層質量的隸屬度uR,uD,uF.

uR=0.312(10σc)0.269-1=0.52

uD=3.745 7e-1.458 7/(d+1)-1

=3.745 7e-1.458 7/(0.6+1)-1=0.5

uF=3.745 7e-1.458 7/(f+1)-1

=3.745 7e-1.458 7/(0.6+1)-1=0.658

由式(6)可計算出巖層質量u(x)

質量指數

(7)

可判定該巖層質量為“一般”的巖層。

3)直接頂厚度計算

①從7#層煤巖層柱狀圖可知，采高h=1.2 m；由表7可知直接頂平均碎脹系數1.35

第一層

顯然，YH=2.6 m

Mc=d×INT(YH/d)=0.6×INT(2.6/0.6)=2.4 m

剩余厚度B=4.5-2.4=2.1 m.

此時直接頂分成兩部分運動，下部2.4 m跨落，在采場推進方向上由支架或煤壁臨時支撐的巖層即冒落帶[1]，上部2.1 m直接頂將不再垮落轉化為老頂。冒落帶的高度即為直接頂厚度Mz=2.4 m，層數Z=1，符合方法一計算結果的范圍，與上述數值模擬結果發現采場距離煤層最近上覆巖層在垂直方向的位移為2.75 m結果大致相同，再通過現場礦壓實測，冒落帶高度為2.4 m與現場情況也基本吻合，綜上對比分析，確定該開采條件下工作面冒落帶高度為2.4 m.

3.2 裂隙帶高度

根據表2，選取裂隙帶高度的計算公式為

(8)

式中M為累計采高，m.

取M=1.25 m，代入式(8)，得

H=10.1～18.1 m

4 現場探測

本次采用山東科技大學專利“鉆孔雙端封堵測漏裝置”進行“兩帶”高度探測，根據鉆孔漏失量的大小來判斷上覆巖各巖層的裂隙發育狀況，從而確定導水裂隙帶的發育高度[6，8]。觀測地點選在1705西軌道巷停采線位置，本次現場實測主要以能夠探測裂隙帶高度為原則，根據工作面開采條件和前面理論計算及數值模擬結果，確定施工探測鉆孔垂直高度H應不小于預測導水裂隙帶最大高度(18.1 m)。若取H=18.1 m，按α=50°～75°傾角，根據公式(3)計算，鉆孔斜長L應為18.7～23.6 m.

L=H/sinα

(9)

式中L為鉆孔斜長，m；H為鉆孔垂直高度，H≥18.1 m；α為鉆孔傾角，50°≤α≤75°.

4.1 測場布置

現場布置3個測空，鉆孔標號為1，2，3.采前1#孔：方位角為1705西軌巷軸線方向順時針旋轉30°，仰角50°指向1705西軌巷右側未采區域，鉆孔斜長22 m；采后2#孔：與1705西軌巷成15°夾角，仰角55°指向1705西工作面采空區，鉆孔斜長20 m；采后3#孔：與1705西軌道巷成30°夾角，仰角55°指向1705西工作面采空區，鉆孔斜長22 m.

圖13 “兩帶”觀測鉆孔布置圖Fig.13 “Two belts” observation borehole layout

4.2 觀測數據整理及分析

4.2.1 觀測數據整理

根據現場實測各鉆孔漏失量整理如下。

表8 采前1#孔注水漏失量測量表

Table 8 Injection leakage measurement of

1#hole water before production

α=50°

鉆桿根數斜距/m垂高/m高程靜壓/MPa注水壓力/MPa漏失量L/min46.34.830.0480.1482.9057.35.590.0560.1562.8868.36.360.0640.1643.0579.37.120.0710.1712.90810.37.890.0790.1792.97911.38.660.0870.1873.071012.39.420.0940.1942.731113.310.190.1020.2022.771214.310.950.1100.2102.951315.311.720.1170.2172.861416.312.490.1250.2253.001517.313.250.1330.2333.091618.314.020.1400.2402.961719.314.780.1480.2483.071820.315.550.1550.2553.001921.316.320.1630.2632.942022.317.080.1710.2713.00

表9 采后2#鉆孔注水漏失量測量表

Table 9 Injection leakage measurement of

2#hole water before production

α=55°

鉆桿根數斜距/m垂高/m高程靜壓/MPa注水壓力/MPa漏失量L/min46.35.160.0520.1524.2057.35.980.0600.1604.0068.36.800.0680.1684.4679.37.620.0760.1764.24810.38.440.0840.1844.63911.39.260.0930.1934.601012.310.080.1010.2016.351113.310.890.1090.2096.081214.311.710.1170.2175.121315.312.530.1250.2254.531416.313.350.1340.2344.251517.314.170.1420.2423.661618.314.990.1500.2502.951719.315.810.1580.2583.00

表10 采后3#鉆孔注水漏失量測量表

Table 10 Injection leakage measurement of

3#hole water before production

α=55°

鉆桿根數斜距/m垂高/m高程靜壓/MPa注水壓力/MPa漏失量L/min46.35.160.0520.1523.9657.35.980.0600.1604.0068.36.800.0680.1684.1479.37.620.0760.1764.06810.38.440.0840.1844.20911.39.260.0930.1934.401012.310.080.1010.2014.211113.310.890.1090.2094.381214.311.710.1170.2176.131315.312.530.1250.2255.941416.313.350.1340.2345.401517.314.170.1420.2425.111618.314.990.1500.2504.201719.315.810.1580.2583.641820.316.630.1660.2663.041921.317.450.1740.2742.952022.318.270.1830.2833.00

4.2.2 觀測數據分析

根據表8～10中的數據，得出采前、采后鉆孔注水漏失量變化曲線，如圖14～18所示。

圖14 采前1#鉆孔(傾角50°)漏失量變化曲線Fig.14 Variation curve of leakage amount of 1# drilling hole(inclination 50°)before mining

圖15 采后2#鉆孔(傾角55°)漏失量變化曲線Fig.15 Variation curve of leakage amount of 2# drilling hole(inclination 55°)after mining

圖16 采后3#鉆孔(傾角55°)漏失量變化曲線Fig.16 Variation curve of leakage amount of 3# drilling hole(inclination 55°)after mining

圖17 采前1#孔與采后2#孔鉆孔漏失量對比示意圖Fig.17 Comparison leakage of 1# hole before mining and 2# hole after mining

圖18 采前1#孔與采后3#孔漏失量對比示意圖Fig.18 Omparison leakage of 1# hole before mining and 3# hole after mining

1)采前孔觀測數據分析。從表8和圖14可知，采前鉆孔未受任何采動影響，數據有所起伏，主要是因為趙官煤礦7煤層上覆巖體中含有碳質泥巖層、泥巖、粉砂巖細粒砂巖層等，從探測結果來看，泥巖段注水漏失量較小，并且各段泥巖漏失量基本一致；而在砂巖段，注水漏失量比泥巖段略大。從上面的注水漏失量變化曲線可以看出，在鉆孔淺部6 m以內的區段沒有測試，考慮到測試的目的，觀測主要集中在鉆孔中部與深部，以便探測出裂隙帶發育的高度，因此實際測試是從6.3 m處開始的(垂高為4.83 m)。由觀測數據可見，在觀測范圍內不同的巖層漏水量不同，測得漏水量二維曲線也是高低起伏，規律性較強，沒有異常現象發生。即整個孔段均有大小不等的漏失量，同時也表明采前鉆孔揭露到的上部巖層具有相對完整性，裂隙不發育。

2)采后孔觀測數據分析。本次兩帶高度探測在趙官煤礦1705西工作面停采線位置，雖然該面已停采，但工作面支架還沒撤出，鉆孔施工點前方一段距離，由于支架支撐上覆巖層尚未垮落，鉆孔穿過該段區域時漏失量是較小的，這表現在圖15與圖16曲線凸點之前，從淺部到中部(垂高5.16～10.08 m)孔段的注水漏失量比采前孔的注水漏失量略大；凸點處漏失量最大，說明該點位于采空區上覆巖層中，從凸點往后漏失量的遞減是趨勢是符合導水裂隙帶分帶特征的，由巖層破壞較嚴重的部位，往深部發展，直至進入裂隙發育不充分位置，孔段的注水漏失量增加變緩，直至其漏失量與采前孔基本一致。

通過采后孔的注水漏失量與采前孔的注水漏失量的對比發現，如圖17，18所示，從圖17中可以看出采后2#孔漏失量曲線與采前孔在14.99 m位置處相交，這就說明采后2#鉆孔的垂直深度14.99 m位置為導水裂隙帶最大發育位置，再往鉆孔深部，上部巖層與采前孔相對比，其漏失量基本一致；從圖18中可以看出采后3#孔漏失量曲線與采前孔在16.63 m位置處相交，這就說明采后3#鉆孔的垂直深度16.63 m位置為導水裂隙帶最大發育位置，再往鉆孔深部，其余位置鉆孔漏失量與采前孔觀測的漏失量基本上一致。由于本次兩帶高度探測在趙官煤礦1705西工作面停采線位置，附近有一傾斜正斷層，斷層落差2.5～3 m，因此考慮到斷層影響必須對以上確定的采前孔與采后孔漏失量基本吻合的位置進行修正，修正后采后2#孔導水裂隙帶最大發育位置為17.5 m，采后3#孔導水裂隙帶最大發育位置為19.1 m.

綜合理論計算、數值模擬和現場探測對比分析，最終確定趙官煤礦7層煤導水裂隙帶最大高度19.1 m，趙官煤礦7煤層導水裂隙帶高度的預計公式近似為

H裂=15.3M

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式中M—開采厚度，m.

5 結 論

1)通過理論分析、數值模擬對黃河北煤田厚沖積層薄基巖綜采工作面采場上覆巖層縱向分帶發育規律進行了研究，得到了采場上覆巖層縱向運動破壞規律及其結構形態，即在采動應力作用下，采場上覆巖層開始呈現較平的“枕型”，隨著采場支承壓力不斷增加，采動破壞巖層逐漸演化為呈“拱型”結構形態，當工作面推采距離達到工作面長度時，采場上覆破壞巖層在工作面縱向上擴展到最高處，此后隨著工作面的不斷推進，斷裂拱高保持不變，而拱腳不斷向前方擴展，呈現出“平頂拱型”結構形態。

2)通過采用“鉆孔雙端封堵測漏裝置”進行導水裂隙帶高度現場探測，得到了黃河北煤田7層煤導水裂隙帶高度為19.1 m，預測公式為H裂=15.3M；冒落帶(垮落帶)高度約為2.4 m，為礦井合理開采程序和采掘布局、采場圍巖控制、沖擊地壓等動力災害防治、“三下”特殊開采、瓦斯抽采參數確定及地表沉陷控制等提供了科學依據。

3)該研究成果已在趙官煤礦成功應用，根據采場上覆巖層運動破壞規律和分帶范圍，確定了采場頂板控制模型，進行了綜采液壓支架選型，確定了薄煤層綜采ZY3200/7.5/16支架，實現了大水高瓦斯采高1.2 m薄煤層綜合機械化開采;結合趙官煤礦采場上覆巖層運動破壞規分帶范圍發育規律和采空區瓦斯運移規律，瓦斯鉆孔抽放高度確定為12～19.1 m，現場抽放效果良好，為實現工作面安全高產高效奠定了基礎。