來興平，王春龍，單鵬飛，崔　峰，康延雷(1.西安科技大學(xué)能源學(xué)院，陜西西安71005; 2.西安科技大學(xué)陜西省巖層控制重點實驗室，陜西西安71005; 3.教育部西部礦井開采及災(zāi)害防治重點實驗室，陜西西安71005; .國網(wǎng)能源哈密煤電有限公司大南湖煤礦，新疆哈密839000)

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采動覆巖破壞演化特征模型實驗與分析*

來興平1，2，3，王春龍1，2，3，單鵬飛1，2，3，崔峰1，2，3，康延雷4
(1.西安科技大學(xué)能源學(xué)院，陜西西安710054; 2.西安科技大學(xué)陜西省巖層控制重點實驗室，陜西西安710054; 3.教育部西部礦井開采及災(zāi)害防治重點實驗室，陜西西安710054; 4.國網(wǎng)能源哈密煤電有限公司大南湖煤礦，新疆哈密839000)

摘要:采動覆巖破壞演化特征研究對煤炭安全開采具有重要指導(dǎo)意義。以新疆哈密大南湖一礦1303工作面為研究對象，根據(jù)開采技術(shù)條件，構(gòu)建采動覆巖破壞演化特征實驗?zāi)Ｐ?分析覆巖運移特征與聲發(fā)射監(jiān)測信息，揭示了采動覆巖單次破裂及來壓過程中多次破裂的能量耗散與演化特征，其歷程分別為“釋放－積聚－釋放”與“裂隙擴展－破裂－垮落”。借助鉆孔電視判定覆巖破壞演化高度，結(jié)果表明:工作面開挖后，覆巖破壞高度隨模型開采持續(xù)增加，但受下方煤巖體碎脹效應(yīng)影響，覆巖破壞高度增幅隨來壓次數(shù)增加而逐漸降低。工作面推進至246. 4 m時，破裂巖塊間形成穩(wěn)定的擠壓平衡結(jié)構(gòu)，工作面達到充分采動狀態(tài)，采動覆巖破壞高度峰值為96. 0 m．相關(guān)研究成果為指導(dǎo)工程實踐提供了定量依據(jù)。

關(guān)鍵詞:模型實驗;采動覆巖破壞演化特征;聲發(fā)射;鉆孔電視

0　引言

煤炭資源開采后，覆巖應(yīng)力重新分布，在采動影響下覆巖發(fā)生運移、破壞。物理模擬實驗是地下工程問題研究的有效手段之一，其能夠直觀、科學(xué)模擬采動覆巖破壞的發(fā)展全過程［1］，國內(nèi)外學(xué)者已廣泛采用相似材料模擬實驗對開采引起的覆巖破壞和運移規(guī)律進行研究，任奮華、來興平［2－3］等采用相似材料模擬實驗對開采引起的覆巖斷裂破壞和地表移動規(guī)律進行預(yù)計與分析;伍永平等［4］運用相似模擬的方法并綜合聲發(fā)射等監(jiān)測儀器，對工作面覆巖運移、下沉與垮落特征進行全程監(jiān)測與分析;張東升、范鋼偉［5－6］等采用實驗室相似材料分析了覆巖移動和裂隙在水平、垂直方向上擴展與分布的動態(tài)演變特征;柴敬［7］定量化研究了相似物理模擬實驗中巖層變形過程;黃炳香［8］等借助覆巖采動導(dǎo)水裂隙分布特征模擬實驗，展開了對采動覆巖斷裂裂隙貫通度的研究。張杰［9］等通過實驗研究，得出了南梁煤礦工作面的礦壓規(guī)律。相似模擬實驗過程中，多借助聲發(fā)射、鉆孔電視、壓力傳感器及全站儀等實驗裝置，監(jiān)測分析礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、覆巖變形與破壞高度等特征參數(shù)［10－11］。筆者以新疆哈密大南湖一礦采動覆巖破壞演化特征為研究目標(biāo)，根據(jù)開采技術(shù)條件構(gòu)建模型實驗，結(jié)合覆巖破壞現(xiàn)象并借助聲發(fā)射(acoustic emission，AE)測試方法，揭示采動覆巖單次破裂及頂板來壓過程中覆巖多次破裂的能量耗散與演化特征，輔以鉆孔電視，綜合分析采動覆巖破壞演化特征，為煤炭安全開采提供科學(xué)依據(jù)。

1　模型構(gòu)建

以新疆哈密大南湖一礦3#煤層1303工作面為研究對象。煤層平均厚度為6. 04 m，平均埋深239 m，平均傾角8°，工作面傾斜長度235 m，走向長度1 990 m，采煤工作面沿傾向推進，煤巖體物理力學(xué)參數(shù)見表1，煤軟化系數(shù)為0. 69，遇水極易軟化、膨脹。

表1　煤巖體物理力學(xué)參數(shù)［12］Tab．1 Physical and mechanical parameters of coal-rock masses

根據(jù)煤巖體物理力學(xué)參數(shù)，通過公式(1)計算各類巖性的容重及應(yīng)力相似系數(shù)［13］，進而將石膏、大白粉、砂、煤粉和水按照一定的配比進行鋪裝，具體參數(shù)見表2．

表2　物理模型材料裝填配比及分層厚度表Tab．2 Matching and layout thickness of physical simulation model

實驗采用長×寬×高=5. 0 m×0. 2 m×1. 5 m的平面模型實驗架，模擬實驗的幾何相似比例(模型:原型)為1∶200，圖1為實驗?zāi)Ｐ秃捅O(jiān)測設(shè)計。實驗?zāi)Ｐ土粼O(shè)30 m邊界煤柱，每次推進2. 8 cm，推進單位為1 d．

圖1　實驗?zāi)Ｐ图氨O(jiān)測設(shè)計Fig．1 Model of physical simulation experiment and monitoring scheme

2　采動覆巖破壞過程分析

2. 1覆巖運移特征

煤體開挖后，直接頂?shù)撞砍霈F(xiàn)離層，隨著頂板懸露面積逐漸增大。當(dāng)工作面推進至39. 2 m時，直接頂發(fā)生垮落，充填采空區(qū)，同時老頂出現(xiàn)大量裂隙。推進至44. 8 m時，采空區(qū)上方老頂發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn)、冒落，冒落范圍從支架上方到開切眼煤壁一側(cè)，垮落高度為18. 8 m，垮落角為60°，采空區(qū)內(nèi)斷裂巖塊寬度平均為6. 0 m，冒落后頂板呈現(xiàn)“拱”結(jié)構(gòu)，判定為初次來壓，來壓步距為44. 8 m，如圖2所示。

老頂初次來壓后，隨著工作面的繼續(xù)推進，覆巖出現(xiàn)大量裂隙和離層現(xiàn)象。從圖3可知，移架前頂板“梁”結(jié)構(gòu)懸露于采空區(qū)上方，裂隙急速擴展，頂板有較小的離層但未發(fā)生斷裂;降架后支架支撐力減小，懸露于采空區(qū)上方的頂板在自重和上覆巖層的壓力下，巖層發(fā)生破裂，但由于采空區(qū)的碎脹空間狹小，同時受上階段垮落巖石鉸接作用的限制，頂板未發(fā)生垮落;在移架過程中，頂板失去下方支撐力，同時采空區(qū)讓出足夠的碎脹空間，“梁”結(jié)構(gòu)發(fā)生破裂失穩(wěn)，出現(xiàn)“臺階狀”下沉，支架載荷明顯增大，同時上方沿層理法方向產(chǎn)生裂紋。判定為周期來壓，最大冒落高度為18. 4 m，垮落角為45°，來壓步距為22. 4 m．

圖2　初次來壓時覆巖破壞形態(tài)Fig．2　Strata fracture in initial weighting

圖3　采動覆巖破壞特征Fig．3　Mining overburden strata failure features

分析得:隨著工作面推進，采空區(qū)頂板隨著支架的推移呈周期性出現(xiàn)“分層－懸空－垮落－來壓”現(xiàn)象;初次來壓步距約為44. 8 m，周期來壓步距為16. 8～22. 4 m，平均約為19. 6 m，垮落角為45°～66°，平均約為55°．

2. 2覆巖破壞過程中聲發(fā)射信號分析

使用聲發(fā)射(AE)監(jiān)測模型開挖過程中覆巖裂隙擴展、破裂、垮落所產(chǎn)生的彈性波，覆巖受采動影響產(chǎn)生裂隙，聲發(fā)射接收到的變形信號較小，覆巖發(fā)生破裂時，聲發(fā)射能率明顯增強，覆巖垮落時聲發(fā)射能率最強并且持續(xù)時間最短。實驗過程中共出現(xiàn)32次來壓現(xiàn)象，綜合分析來壓過程中覆巖破壞現(xiàn)象與聲發(fā)射信號特征變化，得出受采動影響下裂隙持續(xù)擴展進而導(dǎo)致覆巖破裂，分析覆巖單次破裂過程中聲發(fā)射能率變化規(guī)律(圖4(a) )。

1)裂隙擴展階段AB，覆巖發(fā)生塑性變形，裂隙快速產(chǎn)生、擴展和貫通，聲發(fā)射能率急劇增加，持續(xù)時間較長;

2)巖體破裂階段BC，懸露巖層承載力達到峰值強度后，內(nèi)部裂隙交叉聯(lián)合而形成宏觀破裂面，持續(xù)時間較短且變化破壞十分劇烈，聲發(fā)射能率峰值達到9. 1×105mV·us/min;

3)破裂后階段CD，懸露巖層破裂、離層下沉，但破裂巖塊相互鉸接而未發(fā)生垮塌，同時積聚的能量不斷釋放，聲發(fā)射能率急劇減小至1. 5×105mV·us/min．

圖4　覆巖破壞過程中AE能率－時間關(guān)系Fig．4 AE-Energy rate-time characteristics during strata failure

分析來壓過程中覆巖破壞時AE能率－時間關(guān)系(圖4(b) )，得出采動覆巖破壞特征:頂板來壓是一次甚至多次覆巖破裂造成的結(jié)果，從圖中可看出，初次來壓過程中聲發(fā)射信號最豐富，覆巖發(fā)生5次破裂，覆巖破壞高度不斷增加，覆巖破裂下沉造成下方巖體能量不斷積聚，時間持續(xù)到21 min時，懸露巖塊發(fā)生破斷，同時采空區(qū)讓出足夠的碎脹空間，覆巖積聚的能量得到釋放，造成初次來壓現(xiàn)象。周期來壓過程中聲發(fā)射能率相對較小，破裂次數(shù)相對較少，覆巖破裂間隔時間較短。

綜上說明，在工作面推進過程中，原巖應(yīng)力場重新分布，覆巖出現(xiàn)裂隙擴展，隨著工作面推進，采動覆巖裂隙持續(xù)擴展進而導(dǎo)致覆巖破裂，多次的覆巖破裂造成覆巖下沉從而誘導(dǎo)頂板來壓現(xiàn)象。因此覆巖破壞過程中的能量耗散特征是“釋放－積聚－釋放”，其演化特征則是“裂隙擴展－破裂－垮落”。

3　采動覆巖破壞高度分析

實驗采用鉆孔電視儀對覆巖破壞高度進行分析判定。裝架前分別在距離開切眼120. 0 m和420. 0 m處布置2個預(yù)留孔(圖1)，預(yù)留孔直徑30 mm，深度1 000 mm．由于頂板冒落造成鉆孔底部發(fā)生垮塌變形，無法進行鉆孔觀測。圖5為開挖至229. 6 m時覆巖破壞特征。受采動影響下S1區(qū)域覆巖所受載荷超過巖層的抗拉強度而產(chǎn)生張裂隙，造成巖層離層、破裂、下沉，離層高度最大為2 m，巖層之間出現(xiàn)較大的縱向裂隙，離層和縱向裂隙相貫通，巖塊彼此相鉸接而并未發(fā)生垮落，松散系數(shù)較大;從55. 8 m處孔內(nèi)圖像看出，該區(qū)域內(nèi)巖層離層較大，孔壁節(jié)理裂隙發(fā)育程度高，并受擠壓力和壓剪作用而變得凹凸不平。

圖5　覆巖破壞高度分析Fig．5　Analysis of overburden strata failure height

由于S1區(qū)域內(nèi)破裂的巖塊相互鉸接，S2區(qū)域巖層受到下部巖層的限制，巖層出現(xiàn)較小離層而未垮落，縱向破裂裂隙較發(fā)育，碎脹系數(shù)較小;從94. 0 m處的孔內(nèi)圖像可以看出，鉆孔孔壁較平整，雖然巖層未發(fā)生明顯的破裂現(xiàn)象，但橫向的離層與縱向破裂裂隙相貫通。S3區(qū)域裂隙發(fā)育不明顯，巖層整體向下彎曲變形但未出現(xiàn)明顯的離層現(xiàn)象，裂隙、離層彼此不連通，無法構(gòu)成貫通通道;鉆孔120. 0 m處孔壁光滑、完整，未出現(xiàn)明顯離層和裂隙發(fā)育。

綜合判定當(dāng)推進到229. 6 m時，頂板出現(xiàn)第十次來壓，采動覆巖斷裂高度擴展到94. 0 m，實驗中頂板來壓時覆巖斷裂演化高度如圖6所示。隨著工作面推進，直接頂受采動影響而發(fā)生垮落，上覆巖層出現(xiàn)裂隙、離層與斷裂，覆巖斷裂高度隨著工作面推進而不斷增加。受下部碎脹空間和支撐力的限制，覆巖斷裂高度增速整體呈減小趨勢，其中初次來壓時覆巖斷裂高度增速最大，受上方堅硬厚巖層斷裂的影響，第5次與第9次來壓時覆巖斷裂高度增速與來壓步距明顯增大。當(dāng)工作面推進到246. 4 m時，斷裂巖塊間形成穩(wěn)定的擠壓平衡結(jié)構(gòu)，覆巖斷裂不再縱向發(fā)展，工作面達到充分采動，覆巖斷裂高度峰值達到96. 0 m;進入充分采動階段后，覆巖斷裂高度穩(wěn)定在96. 0 m，上方覆巖則發(fā)生整體彎曲下沉。

圖6　開挖過程中覆巖破壞高度演化特征Fig．6　Evolution of overburden rock failure height during coal mining

4　結(jié)論

1)確定大南湖一礦1303工作面初次來壓步距約為44. 8 m，周期來壓步距約為19. 6 m，垮落角約為55°;

2)根據(jù)覆巖破壞過程中的AE能率－時間關(guān)系，判定頂板來壓是一次甚至多次覆巖破裂造成的結(jié)果，采動覆巖單次破裂及來壓過程中多次破裂的能量耗散與演化特征，其歷程分別為“釋放－積聚－釋放”與“裂隙擴展－破裂－垮落”;

3)使用鉆孔電視動態(tài)監(jiān)測采動覆巖破壞高度，工作面開挖后，覆巖破壞高度隨模型開挖持續(xù)增加。但受下方煤巖體碎脹效應(yīng)影響，覆巖破壞高度增幅隨來壓次數(shù)增加而逐漸降低。工作面推進至246. 4 m時，破裂巖塊間形成穩(wěn)定的擠壓平衡結(jié)構(gòu)，工作面已達到充分采動狀態(tài)，覆巖破壞高度峰值為96. 0 m，上方覆巖則發(fā)生整體彎曲下沉。與現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果相一致。

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Model experiment and analysis on failure evolution characteristics of mining overburden strata

LAI Xing-ping1，2，3，WANG Chun-long1，2，3，SHAN Peng-fei1，2，3，CUI Feng1，2，3，KANG Yan-lei4
(1. College of Energy Science and Engineering，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China; 2．Shaanxi Strata Control Key Lab，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China; 3. Key Laboratory of Western Mine Exploration and Hazard Prevention，Ministry of Education，Xi’an 710054，China; 4．Dananhu Coal Mine，State grid Energy Hami Coal and Electricity Corporation Ltd．，Hami 839000，China)

Abstract:Analysis on failure evolution characteristics of mining overburden strata is significant to the safe coal production．According to the technological settings of No．1303 caving face，a physical simulation model has been built．Analyzing experimental phenomenon and acoustic emission monitoring information，energy dissipation and evolution mechanism were revealed during single stage and weighting period，that is“discharge-accumulation-discharge”and“fissure expansion failure caving”．Judging the height of overburden strata failure by borehole TV，relevant result revealed that the height of overburden strata failure continues to increase along with the mining model advancing; on the contrary，because of the bulking effect，each growth of overburden strata fracture is decreasing with periodic weighting．When the working face advances to 246. 4 meters，the failure rocks form stable extrusion equilibrium structure，and the working face turns into sufficient mining phase．Besides，peak value of overburden strata failurebook=152,ebook=5height is 96. 0 meters．All research achievements provide a quantitative basis to guide the engineering practice．

Key words:model experiment; failure evolution characteristics of mining overburden strata; acoustic emission; borehole TV

通訊作者:來興平(1971－)，男，寧夏平羅人，教授，博導(dǎo)，E-mail: laixp@ xust．edu．cn

基金項目:國家973重點基礎(chǔ)研究計劃(2015CB251602) ;國家973計劃前期研究專項(2014CB260404) ;國家自然科學(xué)基金重點項目(U1361206)

*收稿日期:2015－04－24責(zé)任編輯:楊忠民

DOI:10．13800/j．cnki．xakjdxxb．2016．0201

文章編號:1672－9315(2016) 02－0151－06

中圖分類號:TD 325

文獻標(biāo)志碼:A