1.2　国内外研究现状

1.2.1　采动覆岩变形破坏规律研究

1.2.1.1　采动覆岩破坏理论研究

国内外学者在煤岩层结构及覆岩采动裂隙带演化规律研究方面开展了大量工作。早在15世纪，比利时就已调查发现地下开采能够导致含水层水源流失的问题，当时只是注意到煤矿采动后的岩层与地表移动变形现象，而尚不清楚采动覆岩移动破坏的机理。20世纪50年代欧洲各国特别是苏联和波兰就开展了矿山压力显现及岩层与地表移动研究，建立了适合本国地质特点的岩层移动与地表移动观测站。苏联在顿巴斯矿区建立了层状沉积岩体变形计算方法、覆岩内部移动下沉系数计算方程等；波兰根据实测资料总结得到岩层与地表移动的预测方法——克诺特影响函数、含水层失水条件下地表移动预测方法。同时，德国、澳大利亚等国也进行了大量的岩层与地表移动规律的研究工作，有效指导了“三下”采煤和矿山环境保护。20世纪20年代至60年代，国外学者为了解释采场上覆岩层活动与矿压现象，相继提出了“压力拱”假说、“悬臂梁”假说、“铰接岩块”假说和“预成裂隙”假说［4］，虽然应用条件与范围都具有一定的局限性，但对岩层控制理论的发展至关重要。进入20世纪80年代，随着采矿业的发展，不少学者对采动覆岩变形破坏与采动裂隙演化进行了针对性研究，如Holla［5］、Booth等［6］、Richard等［7］和Peng等［8］都发现了煤层长壁工作面开采后覆岩移动破坏具有明显的“三带”特征，对水体下采煤具有指导意义；Peng等基于大量现场实测数据建立了长壁开采覆岩破坏冒落带和裂隙带高度计算的经验公式；Palchik［9］通过现场测量定位了覆岩采动离层裂隙的层位，研究了采动覆岩内裂隙带的形成机理，并通过对煤型气体逸散变化量进行监测圈定了裂隙带的范围；Majdi等［10］基于采空区顶板裂隙演化机理，考虑卸压区宽度和采空区宽度是否相等两种情况，提出了5种预测覆岩采动卸压区高度的数学模型。

我国自20世纪50年代以来，以刘天泉、仲惟林、钱鸣高、宋振骐等学者为代表，对煤矿开采覆岩破坏与导水裂隙分布做了大量的实测和理论研究，形成了采场岩层移动破断与采动裂隙分布的“横三区”“竖三带”的总体认识，即沿工作面推进方向覆岩将分别经历煤壁支承影响区、离层区、重新压实区，自下而上岩层移动分为冒落带、裂隙带和整体弯曲下沉带。刘天泉［11-12］通过对我国不同矿区几百个工作面的覆岩破坏高度观测，统计得出了适用于不同开采采矿地质条件下，计算冒落带和导水裂隙带高度的经验公式，并指导了我国煤矿水体下采煤试验。钱鸣高等［13-15］提出了采场上覆岩体结构的“砌体梁”力学模型和岩层控制的关键层理论。宋振骐［16］指出以采场岩层运动为中心的矿山压力控制理论是采矿工程的决策基础，并提出了“老顶传递岩梁”理论。

自20世纪90年代以来，我国的煤炭科技工作者采用覆岩结构力学模型、物理模拟试验和数值模拟计算等方法进一步研究了煤层开采后上覆岩层的移动变形与破坏规律。康建荣等［17］结合覆岩采动破坏机理提出了煤炭开采顶板初次断裂前、后的力学模型，并分析了采动覆岩断裂破坏的条件。高延法［18］建立了岩移“四带”模型，将上覆岩层依其破坏后的力学结构特征划分为四带，即破裂带、离层带、弯曲带和松散冲积层带。孟召平等［19-21］利用物理模拟试验系统建立了不同沉积岩体结构类型的地质模型（沉积相变模型、断层模型和节理模型），研究了煤层顶板沉积岩体结构对煤炭开采过程中矿压分布和顶板岩体变形破坏的影响规律。钱鸣高等［22］应用相似模型试验和离散元模拟等方法，研究了覆岩采动裂隙分布规律，发现了煤炭开采过程中覆岩采动裂隙的两阶段演化特征和采空区裂隙“O”形圈分布。许家林等［23］分析了关键层运动对上覆岩层及地表移动变形的控制作用，并提出了关键层破断后岩层下沉位移曲线方程。唐春安等［24］、刘红元等［25］和浦海等［26］运用RFPA 2D软件模拟了煤炭开采过程中采场上覆岩层覆岩的移动、破裂及冒落过程，得到了覆岩采动移动破坏规律和老顶垂直应力沿走向的动态分布规律。

国内许多学者还对覆岩采动裂隙演化进行了多方面的研究。谢和平等［27］运用分形几何理论揭示了采动覆岩裂隙分布的自相似规律，研究了采动岩体裂隙网络随工作面推进长度增加的演化规律。张玉军等［28］利用钻孔彩色电视系统探测了高强度开采覆岩破坏高度，并对监测到的裂隙发育进行数字化分析，得出了覆岩采动裂隙的分布及演化规律。林海飞等［29］结合物理模拟试验研究了采动覆岩裂隙空间演化过程及其分布形态，提出了采动裂隙带动态演化的简化模型。许家林等［30］深入研究了覆岩主关键层位置对导水裂隙带高度的影响，发现当主关键层与开采煤层距离较近并小于7～10倍采高时，不能按规程中的方法确定顶板导水裂隙带高度。

根据我国20世纪煤炭常规开采条件下覆岩破坏规律，2000年国家煤炭工业局颁布的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设及压煤开采规程》（简称《规程》）推荐了计算导水裂隙带高度的经验公式，为预计地表移动变形规律及导水裂隙带高度提供了法规性的依据［31］。

1.2.1.2　西部矿区煤炭开采覆岩破坏研究

自20世纪90年代以来，随着我国神府东胜煤田的开发，国内学者对浅埋煤层开采进行了大量研究工作。西安科技大学是最早深入神府矿区进行矿压和顶板岩层运动观测的科研院校之一。侯忠杰等［32］于1990年首先实测分析了大柳塔煤矿C202工作面矿压，结果显示工作面来压强烈，平均增载系数为3.16，台阶下沉量达300～600mm，工作面顶底板移近量平均达178mm。石平五、侯忠杰［33］通过大量现场观测和模拟试验，分析了浅埋工作面矿压显现和顶板破断运动规律，并探讨了基岩厚度、采高等因素对顶板破断的影响。黄庆享［34］根据大量矿压实测数据，总结出了西部浅埋矿区顶板破断规律与普通采场的不同，提出了以埋深、基载比和关键层为主要指标的浅埋煤层概念。

许多学者针对浅埋煤层开采覆岩破坏提出了大量顶板结构模型。黄庆享等［35］提出了浅埋煤层老顶初次来压的“非对称三铰拱”结构及老顶周期来压的“短砌体梁”和“台阶岩梁”结构模型；李凤仪［36］构建了浅埋煤层顶板关键层破断后基岩断裂体的“承压砌块”模型；侯忠杰等［37-40］将关键层理论应用于浅埋煤层，并提出了覆岩全厚整体台阶切落的判别方程；许家林等［41］以神东矿区浅埋煤层开采为工程背景，将浅埋煤层覆岩关键层结构分为“单一关键层结构”和“多层关键层结构”，并提出了浅埋煤层覆岩关键层结构类型的判别方法。

煤岩层结构及采动裂隙是地下水渗流的基本条件，揭示采动裂隙演化规律对认识渗流通道形成机制具有指导意义。王双明等［42］基于陕北榆神府矿区煤岩层结构，结合物理模拟实验和开采实践，研究了煤层上覆隔水岩组不同厚度与采高比的覆岩垮落特征和采动裂隙贯通情况；黄庆享等［43］通过固液耦合相似模拟研究与分析，提出“裂隙均化”和“裂隙弥合”的控制理念，认为采动地表下行裂隙和岩层垮落上行裂隙在隔水层的贯通性是形成导水通道的必要条件；张杰等［44］采用相似材料模拟试验，研究了神府矿区不同基岩厚度下工作面覆岩破坏和导水裂隙带发育情况，指出基岩厚度是影响裂隙贯通的重要因素，越厚的基岩在垮落过程中裂隙越容易闭合；范钢伟等［45］采用相似材料模拟试验和数值模拟的方法，分析了浅埋煤层长壁开采覆岩移动与裂隙在水平方向和垂直方向的扩展与分布的动态演变特征；缪协兴等［46］对神东矿区采动覆岩导水裂隙通道进行了现场探测，得到了不同采高和基岩厚度条件下导水裂隙带的演化规律；薛东杰等［47］研究了大柳塔矿浅埋深薄基岩煤层组开采覆岩裂隙演化规律，提出了覆岩土切落模型及岩层板簧效应，揭示了薄基岩台阶式切落破坏的形成机理；范立民等［48］通过遥感解译结合实地调查，对榆神府矿区浅埋煤层高强度开采区地裂缝发育特征进行了研究，发现榆神府矿区塌陷区面积共9447km2，地面沉陷区95处，地裂缝1802条，并将研究区地面塌陷划分为地裂缝、塌陷坑、塌陷槽、塌陷盆地4种类型。

孟召平［49］采用理论分析、数值模拟与物理模拟试验、现场试验与工程探测等方法，对神东矿区开采顶板岩层变形破坏及采动裂隙的发育规律及分析方法进行了研究。通过对神东矿区乌兰木伦矿和补连塔矿1-2煤层开采导水裂隙带高度研究，分析了神东矿区煤炭规模开采条件下形成的冒落带和裂隙带，即“两带”结构特征及控制机理；发现冒落裂隙带明显偏高，并受煤岩层结构所控制，周期来压步距大，采场矿压不因采深变浅而减小，反而出现异常强烈的矿压显现。这说明在神东煤田及其他具有类似煤岩层结构特征的我国西部矿区，在浅埋深、薄基岩、厚上覆松散沙层的条件下，在煤炭开采过程中顶板岩体变形破坏及采动裂隙演化具有特殊性。

虽然国内对采动覆岩破坏理论进行了大量卓有成效的研究，但主要是针对东部矿区，然而现有的传统“三带”理论和矿压理论等已不适合西部矿区特定的开采地质条件。随着我国煤炭资源开发由东部向西部转移，虽已开始针对西部矿区煤层采动变形破坏规律和矿压显现规律研究，但在煤岩层结构及采动裂隙演化规律研究方面，有关作用机理还不清楚，分析预测方法还不完善，现有导水裂隙带经验公式不能适应煤炭现代规模开采条件。因此，需要对西部矿区煤炭规模开采上覆岩层破断及裂隙演化规律和冒裂带高度模型进行深入研究。

1.2.2　岩石（体）渗透性及其与应力—应变耦合关系研究

1.2.2.1　岩石（体）渗透性研究

岩体的渗透性是指在一定的水力梯度或压力作用下，岩体能被水透过的性质，是反映岩体水力学特征的重要参数，在煤炭开采中是评价矿井突水危险性的一项重要指标。岩体渗透性强弱常用渗透系数或渗透率来衡量，其可通过室内渗透实验、裂隙测量法、现场原位压水试验及模型预测等多种方法获得。Snow根据一组裂隙面产状及几何关系推导了渗透张量的计算公式。程国明等［50］基于某坝址区平硐裂隙几何参数实测结果，建立了裂隙岩体渗透系数张量计算方法，开发了渗透系数张量计算软件，并运用该软件计算出了裂隙岩体的渗透性。黄震等［51］对煤矿深部巷道底板岩体进行了高压压水原位现场实测，得到了大量深部岩体的渗透性数据。宋琨等［52］以岩石质量指标（RQD）、岩体完整性指标（RID）、裂隙宽度指标（AD）、岩石渗透性指标（LPD）为建模指标，建立了裂隙岩体渗透系数估算模型。Lee和Farmer［53］基于裂隙开度、结构面粗糙度系数（JRC）和裂隙面抗压强度（JSC）之间的经验关系，提出了一个有效评价裂隙岩体孔隙率和渗透性的计算模型。Kayabasi等［54］基于岩石质量指标（RQD）、结构面间距、结构面表面特征等级（SCR）以及453例压水试验结果，利用非线性回归分析方法和自适应模糊推理系统分别评价了岩体渗透性，研究成果对岩体工程渗透性评价具有一定的指导意义。Terzaghi和Peck［55］根据结构面间距提出了岩体渗透性分类（见表1-1）。

针对裂隙岩体渗透的特点，国内外学者提出多种岩体渗流模型，如单裂隙模型、等效连续介质模型、离散裂隙网络模型、双重介质模型等。等效连续介质模型是将裂隙内的水流平均到岩体中去，将裂隙渗流看作等价的连续介质，用渗透系数张量去描述岩体的渗透性能；仵彦卿［56］对此进行了研究。离散裂隙网络模型一般采用蒙特卡罗模拟出符合实际的裂隙网络系统，假定各线单元流向共同节点的流量等于零，依此建立渗流方程式，结合初始条件和边界条件就构成了离散裂隙网络渗流数学模型；Wittke最早提出了该模型，后由Louis、Wilson和王恩志等做了进一步的发展［57］。双重介质模型是由Barenblatt首次提出来的，把岩体看作由孔隙和裂隙组成的双重介质空隙结构，孔隙介质和裂隙介质均匀分布在渗流区域内，从而形成连续介质系统［58］。

1.2.2.2　岩体渗透性与应力—应变耦合关系研究

20世纪50年代国外学者才开始对裂隙岩体的水力性质以及其中流体的流动进行定量评价，并力图解释裂隙岩体渗透性与应力—应变的相互作用机理。1959年法国马尔帕塞坝失事的主诱因之一，是建坝后应力水平的变化造成坝基下岩体的渗透系数增加了将近100倍，基岩在渗透压力作用下破坏导致大坝溃决［59］。Kelsall等［60］研究发现地下硐室开挖引起围岩应力重新分布，导致硐壁附近围岩渗透系数变化达几个数量级；其他国外学者相继在地下核电站、废料贮存库和石油开采等岩体工程建设中实测到岩石的渗透系数可变化1～2个数量级。这些岩体渗流引发的工程问题极大地促进了岩体渗透性与应力耦合关系研究的深入发展，众多学者取得了一系列卓有成效的成果。

Snow［61］通过野外与室内实验研究发现裂隙水流量随裂隙正应力的增加而显著降低，并提出了渗透系数与应力及裂隙参数的经验公式；Jones［62］提出了碳酸盐岩石裂隙渗透系数与裂隙正应力之间的经验方程；法国学者Louis［63］根据一些钻孔压水试验数据总结出了岩体渗透系数与法向应力呈负指数关系的经验公式；Gale［64］对花岗岩、玄武岩和大理岩三种裂隙岩体的水力性质做了试验研究，得到了导水系数和应力的负指数关系公式；Widad、Ghabezloo等［65-66］研究了不同岩石类型、不同空隙类型条件下岩石孔隙度、渗透率与有效应力的关系；Kranzz等［67］研究得到了Barre花岗岩的裂隙渗透系数和应力呈幂函数的定量关系式；Elsworth等［68-69］在假设岩体裂缝很软的条件下得出了变形引起的裂隙岩体渗透性与垂直于裂缝组应变的关系；Bai等［70］考虑了岩体中裂缝与岩石的弹性变形后发现了裂隙岩体渗透系数与应变的关系；Iwai［71］通过大量室内实验，发现水力学中立方定律的有效性取决于施加到裂隙面正应力的大小。此外，Bawden、Witherspoon、Barton等［72-74］也都发现了裂隙岩体渗透系数与应力的关系。Ki-Bok Min等［75］考虑了裂隙非线性法向变形和剪胀，运用离散元方法UDEC研究了裂隙岩体应力—渗透性关系，并基于数值模拟方法和结果，提出了应力—渗透性经验方程。数值模拟结果表明，当应力比（水平应力与垂直应力的比值）较小不足以导致裂隙产生剪胀时，裂隙岩体渗透性随着应力的增加而减小；而当应力比足够大导致裂隙产生剪胀时，裂隙岩体渗透性随着应力的增加而增大。由于裂隙法向应力—位移关系，低应力水平下裂隙岩体渗透性变化比在高应力水平下更显著。

20世纪80年代后，随着我国一系列重大岩体工程的发展，国内学者开始对岩石（体）渗透率—应力耦合机制进行研究。岩体总是赋存于地应力场和渗流场的地质力学环境中，岩体渗透性变化、渗流规律与岩体应力是相互作用的［76］。陶振宇等［77］对岩体渗透特性与应力进行耦合分析以研究水库诱发地震。张有天［78］结合工程设计的需要对应力影响下的裂隙岩体渗流进行了理论研究及数值计算。仵彦卿［79］考虑岩体中应力作用的方向性，提出了岩体承受不同方向的应力作用时裂隙岩体的渗透系数与应力关系式、渗透系数与裂隙变形关系式，并提出了岩体等效连续介质应力场与渗流场之间的耦合模型。段康廉等［80］、赵阳升等［81］进行了各种煤体的渗透系数实验，得出了煤样的渗透率是体积应力与流体压力的指数函数规律。周创兵等［82］、殷黎明等［83］研究了地应力对岩体渗透特性的影响，得出渗透系数随着地应力值的增大呈负指数递减的结论。张玉卓、张金才［84］通过对裂隙岩体试块进行了不同围压和加载条件下的渗流试验研究，分析了裂隙岩体渗流与应力的耦合机理，得出了不同应力条件下裂隙岩体渗流量与应力成四次方的关系。伊尚先等［85］研究了不同尺度下岩层渗透性与地应力的关系，得到了宏观地质中尺度下地应力场控制渗流场的宏观机理以及微观地质小尺度下地应力对介质微观渗透特征的影响规律。常宗旭等［86］理论分析了三维应力对裂隙渗流规律影响机制，建立了在三维应力作用下单一裂隙岩体渗透系数的计算模型，其正确性得到了实验数据验证。陶煜等［87］将单裂隙平行板渗流理论和模拟电路知识相结合，提出了等效渗流阻的概念，并建立了裂隙岩体渗流—应力耦合的等效渗流阻模型。

综上所述，尽管国内外很多学者对应力与渗透性的关系进行了大量的实验与理论研究，但大部分研究结果仅仅给出了一维或二维的应力—渗透关联方程，应用效果受到限制。实际上，地壳岩体位于天然的三向地应力状态下，因而有必要加强三向应力对裂隙岩体渗透性影响的深入研究，建立三向应力条件下三维裂隙岩体应力—渗透之间的相关关系和模型，使对工作面围岩渗透性评价更趋合理和可靠。

1.2.3　采动岩体渗透性变化规律研究

1.2.3.1　国外研究现状

国外关于煤炭开采过程中渗透性变化规律的研究较早，主要是从理论分析和现场试验方面开展的。20世纪90年代，宾夕法尼亚州立大学的许多学者在采后岩层渗透系数领域发表了大量学术论文，如Liu等［88］借助于三维耦合有限元流体力学模型，评价了长壁开采工作面周围渗透系数增大和上覆岩层饱和度减小的三维影响特征；Bai和Elsworth［89］基于采动岩层应变与渗透系数的关系，采用有限元软件计算了工作面开采前后上覆岩层渗透系数的变化；Kim等［90］提出了一个广义多维有限元模型，用以模拟饱和度多变的裂隙介质中岩层变形和地下水流动完全耦合情况，并提出一个以物理学为依据建立的本构模型，用以解释裂隙介质的孔隙度和渗透系数与应变的相关性。

Walker［91］采用有限元方法，研究了美国阿巴拉契亚煤田长壁工作面采动条件下的上覆岩层变形破坏和地下水位变化的关系：水位在岩层拉伸区呈下降趋势，在岩层压缩区则呈上升趋势。Forster和Enever［92］根据煤矿采空区上覆岩层移动变形特征、渗透性和水压力变化，为回采盘区构建了一个水文地质模型，如图1-1所示。Zhang等［93］针对煤层开采后岩体的破坏及渗流问题进行了系统研究，建立了煤炭开采过程中渗透性与应力之间的关系和模型。Esterhuizen和Karacan［94］利用有限差分程序开发了一个地质力学模型，基于岩石渗透性与应力之间的耦合关系来预测长壁工作面周围渗透性变化。Gale［95］采用离散元软件模拟了工作面周围岩体破裂、垮落、应力重分布以及由此引发的岩体渗透性变化，指出采动覆岩离层位置水平方向渗透性显著增加。Guo等［96］利用COSFLOW软件模拟了采动岩层渗透性变化，并预测了覆岩裂隙带中地下水流动和瓦斯涌出量。

很大学者利用钻孔压水试验法对采空区上覆岩层渗透系数进行了现场测试。例如，1979年Neate和Whittaker［97］对英国北海下Lynemouth Colliery煤矿的一个长壁开采工作面覆岩渗透性进行了现场测试，研究了回采工作面推进至测试钻孔过程中开采煤层上方不同高度岩层渗透性变化，发现采动影响下岩层渗透性增加了约3个数量级。Karacan和Goodman［98］根据井下渗透性监测结果，研究了采动覆岩渗透性变化，并探讨了开采深度、监测孔位置和开采速率对渗透系数变化的影响。Schatzel等［99］对煤矿区长壁开采上覆岩层内地下水流动特性进行了长期监测，报道了上覆岩层渗透性增加了成百上千倍，渗透性甚至在开采7个月后仍继续变化。Adhikary［100］等在澳大利亚一个煤矿下进行了井下压水试验，以评价采动岩层渗透性变化，结果表明巷道和工作面开挖引起围岩渗透性显著增加，巷帮顶板岩层渗透性增加了50倍以上，而采空区顶板岩层渗透性增加了1000倍以上。

1.2.3.2　国内研究现状

采动岩层渗流突变是突水致灾的根源。国内很多专家学者在矿井突水机理及其防控研究中相继进行了采动岩体渗透性变化研究，取得了一系列卓有成效的研究成果。主要归纳为三种方法：模拟研究（物理模拟与数值模拟）、室内实验研究和现场测试方法。

姚多喜等［101］应用FLAC3D流固耦合分析模块，采用变渗透系数法对工作面底板采动渗流应变机制进行了研究，发现围岩渗透系数发生了较大的变化，采空区直接顶最大达到原始渗透系数的1293倍。马立强等［102］运用FLAC3D数值软件的应力—渗流耦合模块分析了采动岩体裂隙渗流的动态发展过程。朱斌等［103］从裂隙—孔隙双重介质模型理论出发，模拟了开滦赵各庄矿深部薄层煤岩体裂隙—孔隙双渗流的演化过程。张杰［104］通过固液两相相似材料模拟实验，研究了煤炭开采过程中渗流场与应力场耦合作用关系，得到了采动岩体渗透性及其在渗流场作用下的破坏规律。杨天鸿等［105］应用RFPA软件渗流—应力耦合模型研究了煤层开采过程中覆岩破坏动态过程及采动应力场和渗流场演化过程，提出了覆岩采动渗透性演化过程受煤炭开采导致的应力重新分布、覆岩损伤破坏程度及覆岩结构破断分布影响的规律。

李世平、彭苏萍、王金安和姜振泉等［106-109］进行了不同岩性岩石全应力—应变过程中的渗透性试验，得出了岩石应力、应变与渗透率的关系，为研究煤炭回采过程中岩体渗流特征提供了理论依据。缪协兴等［110］针对煤矿采动破碎岩体高渗透、非Darcy流等特性，利用渗流试验装置进行渗透性测试，建立了能够描述采动岩体渗流非线性和随机性特征的渗流理论。王文学等［111］针对应力恢复对采动裂隙岩体渗透性作用进行了室内试验研究，发现裂隙岩体的应力恢复会造成断裂带裂隙开度、渗透性的减小。卜万奎［112］采用破碎岩石压实渗透仪研究了断层内破碎岩石的渗透性，发现断层内破碎岩石的渗透系数比同性的一般岩石要大1～3个数量级，破碎砂岩、破碎灰岩的渗透性比破碎泥岩渗透性大得多。

张金才等［113-114］针对煤层开采后的岩体破坏及渗流问题进行了系统的试验与研究。肖洪天等［115］应用现场注水试验方法，研究了分层开采对煤层底板岩体渗透性的影响规律，结果表明分层开采对煤层底板岩体的渗透性影响比较复杂，与上下分层开采的时间间隔和上覆岩体的岩性等多种因素有关。王皓等［116］以孟加拉国Barapukuria煤矿首采区为试验区，采用井下钻孔分段压水原位测试方法，研究了工作面回采前后覆岩渗透性变化规律及垂向分带特征，结果表明工作面回采前后覆岩渗透性变化显著，自覆岩导水裂缝带顶部至底部，采后覆岩渗透性可细分为弱渗透带、中渗透带和强渗透带。

综上所述，这些研究为煤炭开采过程中采动岩体渗透性研究奠定了基础并提供了条件。但是，由于采动岩体渗透性测试资料的缺乏以及煤系地层中岩石变形破坏过程的渗透性变化规律研究较少，目前对煤层开采后围岩渗透性变化及其分布规律的研究还很有限，煤炭开采过程中渗透性及其控制因素影响规律有待深入研究。

1.2.4　采空区孔隙率分布特征研究

煤炭开采上覆岩层变形破坏，不仅导致岩体中产生新裂隙，而且致使岩体中原有的裂隙扩展，这样会造成岩体孔隙率发生变化，其结果导致岩体渗透性变化。因此，掌握采空区孔隙率分布特征是评价采动岩体渗透性分布的关键。

破碎岩体的孔隙率与其碎胀系数存在函数关系，研究破碎岩体碎胀系数是计算孔隙率的基础。Palchik［117］利用垂直钻孔探测了浅埋采空区中风化、强风化及深埋坚硬覆岩的冒落带高度，理论计算及观测结果表明，强风化岩层的碎胀系数为1.06～1.165，冒采比为6.07～15.6，中风化岩层的碎胀系数为1.09～1.24，冒采比为4.1～11.25，坚硬覆岩的碎胀系数可达强风化岩石的1.38倍，而其冒采比仅为强风化岩石的0.26倍，得出了岩石的强度越大，碎胀系数越大，冒落带高度越小的结论。邓喀中等［118］利用相似模拟试验研究了工作面推进中覆岩破断、离层裂缝发育及采动岩体碎胀规律，指出距离开采煤层越近，采动岩体碎胀系数越大，且随着远离煤层碎胀系数逐渐减小，并逐渐趋于定值。缪协兴等［119］实验研究了兖州矿区岩（煤）样的碎胀系数与压实特性，得出了岩石（煤）的碎胀系数与块度的函数关系。马占国等［120-121］和苏承东等［122］研究了采空区煤层顶板破碎岩石压实过程中碎胀系数、孔隙率及渗透性的变化规律，发现压实应力和破碎岩石块径越大，碎胀系数及孔隙率的减小幅度越大。李树刚等［123-124］根据采空区垮落岩体碎胀特性差异，将采空区划分为压实稳定区、载荷影响区及自然堆积区，并得到了不同区内冒落岩体碎胀系数的计算模型；通过相似材料模型试验对煤层开采过程中覆岩离层裂隙分布进行了研究，得出了覆岩关键层破断前后离层裂隙的当量面积和采空区内不同裂隙发育区的平均空隙率。

在采空区孔隙率分布模型方面，国内外不少学者注意到采动对煤岩层孔隙率的影响，从不同角度出发做了大量有价值的工作。Karl-Heinz Wolf等［125］基于采空区上覆岩层破断现场观测和数值模拟结果，根据冒落岩石的压实程度将采空区近似分区，并通过理论推导得出了采空区不连续的孔隙率和渗透率分布模型。梁运涛等［126］根据采场上覆岩层的断裂和沉降理论，建立了采空区冒落岩石孔隙率和渗透率的非均匀连续分布模型，得到了采空区走向和倾向方向二维空间内孔隙率连续分布模型。夏小刚等［127］采用Menger海绵分形模型得出了采空区冒落带岩石的孔隙分布模型，建立了冒落岩石残余碎胀系数与初始碎胀系数的关系，推导出了煤炭开采中冒落岩体充满采空区时的冒落带最终高度的计算模型。汪北方等［128］根据采空区冒落岩体空隙分形维数的测定资料数据，引入Menger海绵分形模型建立了采空区垮落岩体空隙分布模型，利用分形数学理论推导采空区垮落岩体空隙率及残余碎胀系数公式，并以神南矿区某矿32301面为工程背景，开展采空区垮落岩体空隙储水分形计算及现场应用。王少锋等［129］在构建采场上覆岩层下沉位移和平面伸张量数学模型的基础上，分别推导出了采空区离层带和垮落带三维空隙场分布模型。宋颜金等［130］利用弹性薄板理论和砌体梁力学模型得出了采空区上覆岩层下沉位移曲线拟合方程，并推导出了基于覆岩相对下沉量的孔隙率分布规律。

这些研究成果对采空区孔隙率进行了定性定量描述，但是大都为离散分区模型和静态化模型，没有考虑上覆岩层压实作用对采空区孔隙率变化的影响。目前仍有许多理论和实际问题没有得到解决，如考虑压实效应的采空区孔隙率分布及其与顶板岩性的关系都有待根据煤炭开采实际进行深入研究。