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典型地质条件下采动覆岩变形破坏规律的试验研究

2017-07-05王新丰李隆钦邱引贵

关键词:采动覆岩湘潭

王新丰,李隆钦,邱引贵

(1.湘潭大学 岩土力学与工程安全湖南省重点实验室,湖南 湘潭 411105;2.湘潭大学 环境与资源学院,湖南 湘潭 411105;3.湘潭大学 土木工程与力学学院,湖南 湘潭 411105)



典型地质条件下采动覆岩变形破坏规律的试验研究

王新丰1,2,3,李隆钦2,邱引贵2

(1.湘潭大学 岩土力学与工程安全湖南省重点实验室,湖南 湘潭 411105;2.湘潭大学 环境与资源学院,湖南 湘潭 411105;3.湘潭大学 土木工程与力学学院,湖南 湘潭 411105)

为了研究典型地质条件下厚煤层采动过程中的覆岩运移规律和顶板破断机理,以某矿16223典型地质工作面的厚煤层开采为工程背景,基于相似原理和量纲分析理论,运用相似模型试验系统分析工作面采动期间的顶板破断过程、垮落形态、覆岩变形特征及应力演化规律。研究表明:采动覆岩具有初始破坏的突发性、中期破坏的阶段性和后期破坏的延展性特征,裂隙发育和贯通过程呈现方向性和区间性特点,覆岩的失稳变形表现出非线性和不连续性,顶板应力在岩层活动的不同时期存在明显的应力分区和不均匀特性。研究结论可为典型地质条件下的煤层开采技术研发和岩层控制措施制定提供借鉴和参考。

典型地质;采动覆岩;破坏规律;模型试验;岩层控制

厚煤层综合机械化开采是我国煤炭开采的主体,也是今后相当长时期内的重点发展方向。随着煤矿开采的触角向深部延伸进程的增加,地质构造复杂、断层褶皱突发、水文环境恶劣、地温地压强烈等典型地质条件下的厚煤层开采现象增多,复杂地质条件下煤炭安全开采的紧迫性和严峻趋势更加明显。由于煤系地层的开采环境复杂,采动过程中工作面矿压会受到岩层活动、围岩结构、地质条件、地温地压、裂隙产状、水文瓦斯等诸多因素影响[1-2],开展典型地质条件下采动覆岩破坏规律和岩层控制课题的研究变得愈加重要。

围绕典型地质条件下厚煤层开采期间综采工作面的矿压显现问题,国内外采矿学者运用理论分析、数值模拟、实验室试验、现场实测等研究手段从特定地质条件下厚煤层开采工艺的优化设计、坚硬顶板的位态分布与垮落状况、采动覆岩移动演化的时步效应、采动应力场的分布特征和导水裂隙带的微震探测等方面[3-8]对工作面回采期间采动覆岩的变形机理、岩移规律和破坏模式进行了卓有成效的研究工作。

笔者在前人研究的基础上,以某矿西三采区16223典型地质工作面13-1煤的安全开采为工程背景,通过相似材料模型试验研究典型地质条件下采动覆岩的失稳破坏机制、围岩转载的位移形变特征和采动应力的时空演化效应,为后续工作面的安全开采和围岩防控奠定坚实基础。

1 工程地质背景

某矿16223工作面位于西三上部采区,东起西三采区上山,西至潘三-丁集矿井井田边界,北至F20-1断层,南至F20-1断层以南350 m。东部的西三11-2煤皮带机上山和西翼回风上山正在施工,南部下伏11-2煤16421运顺正在掘进。工作面走向长1 450 m,倾斜长236 m。该面煤层以13-1煤为主,煤层厚度3.1~5.0 m,平均煤厚3.9 m。煤层倾角2°~15°,平均倾角7°,赋存稳定。煤层总体呈单斜状,面内发育一组宽缓的向斜、背斜,轴向南西倾伏,且工作面轨顺端切眼紧邻Fd2正断层布置,将对工作面生产产生一定的影响。工作面地质构造复杂,地温地压突出,瓦斯含量较大,正逆断层错综分布,工作面总计22条断层,包括15条正断层,7条逆断层,矿井涌水量大,岩层裂隙发育,连通性及富水性弱,属于比较典型的复杂地质环境。工作面直接顶为页岩、泥岩、砂岩等组成的复合顶板,平均厚度4.3 m;基本顶为细砂岩,平均厚度10.3 m。工作面采用全部垮落法管理顶板。

2 相似模型试验

2.1 相似原理

相似材料模型试验能够具体真实地反映模拟原型的物理性能和力学性质,再现围岩失稳变形破坏的递变演化过程,弥补现场监测的不足,可以对计算机数值模拟结果进行有效验证,是研究采矿工程复杂难题的重要方法[9]。模型试验需根据相似原理和相似类比理论,依托现场原型的工程地质背景,开展类似围岩结构平面模型构筑岩体下的采场覆岩变形破坏试验研究工作。

2.2 模型设计

相似模型试验在二维平面模型架上进行,按1:100的几何比制作模型。模型的几何尺寸设计为3.0 m×0.3 m×1.4 m(长×宽×高),相当于模拟140 m的岩层结构。依照相似理论和量纲界定的要求,以相似常数及现场条件(顶、底板岩层的厚度、岩性及强度等)为依据换算成模型中的具体参数,制定对应的材料配比。试验选取细砂为骨料,以石灰和石膏为胶结物,为了准确获取相似材料配比参数,特地选择大量岩石试块进行力学试验,并经反复调整,最终获得各层相似材料的最佳配比表如表1所示。依据最佳配比表确定材料配比、容重、分层厚度及模型尺寸用量情况,据此制作试验模型,试验过程中可在各分层间铺撒云母粉以利于层间观测。

表1 工作面现场条件与模拟参数对比表

根据工作面岩层的最优配比制作配料,按层铺设。考虑到当时的气候特点和气温因素,模型堆放一周左右,晾晒风干后添加前后挡板。围岩荷载以铁块配重的方式分3次垂直加载,前后间隔8 h左右。配重加载过程中,为避免一次加载过大导致模型失稳,应注意观察模型岩层的结构变化,加载速度不宜过快,实现均匀加载。回采前测量岩层位移作为基础变化量,方便对比分析。

2.3 测点及测线布置

(1)应力测点布置。本次应力监测采用压力盒匹配应力传感器为CM-1A-10的电阻应变仪,用于观测煤岩的应力变化规律,数据采集系统采用7v14数据采集系统(包括数据采集设备、数据通讯设备、计算机及数据分析软件包),可以直接将传感器测量的数据导入计算机,并进行动态采集和分析。应力采集系统如图1所示。

图1 应力采集系统

铺设模型时分别在煤层顶板的细砂岩中部和砂质泥岩底部埋设压力盒,压力盒共埋2层,每层第一个压力盒从模型左侧60 cm处(距离开切眼10 cm)开始布置,间隔30 cm逐次埋入压力盒,每层铺设7个压力盒,总共铺设14个压力盒,压力盒编号依次为1#~14#。模型加载前后各观测一次,作为基准;开挖前后各观测一次,通过电阻应变仪获取应变,再经标定曲线计算出应力数值,两者对比得出开采期间的应力变化,继而得出现场的有关规律。

(2)位移测线布置。在模型表面采用十字布点法布置位移测点,采用电子经纬仪对测点进行位移观测。在煤层上方的细砂岩底部、砂质泥岩底部和花斑泥岩中部分别布置1号、2号和3号位移测线,每条测线布置25个测点,测点间的水平间距均为10 cm,3条观测线共计75个测点。模型左侧开采线50 cm,右侧停采线50 cm,开采线从左至右开始布置测点。同时在支架底端布置控制点,由于模型每2 h开采一次,采高4 m,一次推进5 cm,共分40次采完,因此观测频率设置为工作面每推进20 cm,即每开采4次做一次观测。测线布置示意图如图2所示。

图2 测线布置示意图

3 试验结果分析

3.1 顶板破坏规律

煤层采出后,采空区周围原有的应力平衡状态受到破坏,引起应力的重新分布,导致煤层顶板发生变形、破坏和移动。对模型试验的开挖过程进行追踪观测发现:采动覆岩的变形破坏是一个渐进发展和循序破坏的失稳过程,经历了初始阶段的突发性破坏、中期阶段的间断性破坏和后期阶段的延展性破坏3个时期。煤层开采后,将首先引起直接顶垮落。当工作面推进到25 m时,直接顶开始垮落,垮落高度为1.2 m。随着工作面继续推进,老顶悬露面积越来越大,当悬露面积达到极限跨距时,老顶断裂形成三铰拱式平衡,同时发生破断岩块的回传失稳,顶板出现台阶下沉[11]。

当开挖到45 m时,地质因素的影响开始显现,基本顶发生初次断裂并相继垮落,垮落后的工作面前方顶板呈悬臂状,后方呈倒台阶状。基本顶初次断裂之后,工作面继续向前开挖,开挖到60 m时老顶发生二次断裂,断裂步距约为15 m;老顶断裂后,距煤层顶板8~10 m的岩块形成铰接岩梁,工作面煤壁后方5~10 m的顶板岩体断裂形态呈倒台阶状。在煤层不断的开挖过程中,岩体的变形破坏不断向前、向上发展,并出现周期性的断裂和垮落。

当工作面推进到100 m时,煤层顶板层间裂隙增加明显,出现离层,且随着工作面推进度的增加离层量逐渐增大,裂隙发育向覆岩上部和水平层面远处扩展,贯通区位于裂隙带上部区间,贯通方向由近及远、由下而上,覆岩破坏的结构模式由梁式结构向类拱形结构转变,后期在拱形平衡结构的抑制作用下离层发育渐趋平缓,岩层运动趋于稳定。煤层开采过程中,覆岩变形垮落的形态演变特征如图3所示。

图3 顶板垮落演变形态

3.2 覆岩变形特征

随着工作面的不断推进,采场围岩时刻处于动态变化过程。岩层运移会导致其产生纵向变形,发生顶板下沉,形成下沉盆地。岩层内部下沉盆地的范围受采动影响较大,随着开采空间的不断变化,下沉盆地的形状由碗状变为槽型最后过渡到平底盘状。开采宽度较小时,下沉盆地呈对称分布,随着开采宽度不断增大,下沉盆地也由原来的对称分布变为不对称分布,下沉值逐渐增大。

图4~图5所示的动态下沉曲线反映了顶板不同测点在开采过程中的位移变化特征。选取具有代表性的1号和2号位移测线进行对比分析,可发现随着工作面推进度的增加,岩层顶板下沉趋势明显,其中1号观测线14号观测点的最大下沉值为37.5 mm,2号观测线40号观测点的最大下沉值为34.2 mm,说明离煤层顶板的距离越远,下沉值越小,下沉曲线越倾向于平底盘状,岩层的位移变化趋势较为缓和,覆岩活动趋于稳定。

图4 1号位移测线动态下沉曲线

图5 2号位移测线动态下沉曲线

图6 1号测线不同测点的垂直位移曲线

图7 2号测线不同测点的垂直位移曲线

图6~图7所示为顶板不同测点随工作面推进度的位移变化关系,1号和2号两条位移测线的垂直位移曲线均呈折线形分布。1号测线的测点5、8、13、17、21分别是位于煤层上方8 m的细砂岩底部距开切眼20 m、50 m、100 m、140 m和180 m的位置,2号测线的测点30、33、38、42、46分别是位于煤层上方35 m的砂质泥岩底部距开切眼20 m、50 m、100 m、140 m和180 m的位置。据图分析,随着测点距开切眼位置的后移,位移曲线相应向后推移,具有明显的延伸趋势。测点位置距开切眼距离越近,位移曲线下降的趋势越为明显,也较快达到稳定[12]。1号测线距煤层顶板较近,位移变化较为明显,2号测线布置在1号测线上方,位移变化滞后于1号测线,受开采时间和开采空间的影响,两条测线不同测点的位移变化具有自身的规律性,且覆岩的失稳变形表现出非线性和不连续性特征。

3.3 应力演化规律

煤层开挖活动引起顶板垂直应力的重新分布和发展演化,模型试验通过布置在岩层中的压力盒记录煤层开采过程中采场顶板支承压力的变化数值,通过绘图软件得到围岩应力的分布规律,如图8所示。由图8可知,当工作面开采到130 m时,垂直应力的最大值达到26 MPa,即支承压力的峰值为26 MPa,各测点监测到的垂直应力平均值为23 MPa,工作面走向的应力集中系数平均为1.6。模拟工作面超前影响范围在60 m左右,距煤壁30 m左右时,影响剧烈程度增大,支承压力的峰值趋向分布在15~25 m处。透析煤层顶板应力场的时空演化规律可知,顶板应力在岩层活动的不同时期存在明显的应力分区,即应力降低区、过渡区及应力增高区。在工作面处由于受到工作面顶板应力拱平衡结构的影响,围岩应力一直处于应力降低区,应力集中程度较小。而在工作面后方10~20 m处,围岩应力处于应力增高区,应力增幅明显,集中程度较大。相比处于过渡区的围岩而言,由于处在应力降低区和增高区的缓冲区域,顶板应力变化较为缓和,应力分布呈现出明显的不均匀性。

图8 煤层顶板垂直应力的变化曲线

4 结论

通过相似材料模型试验对典型地质条件下的厚煤层综采工作面采动期间覆岩断裂场、顶板位移场和围岩应力场的时空演变规律进行研究,可以得出如下结论:①采动覆岩的变形破坏是一个渐进发展和循序破坏的失稳过程,具有初始破坏的突发性、中期破坏的阶段性和后期破坏的延展性特征。覆岩裂隙发育和贯通过程呈现方向性和区间性特点,裂隙发育向覆岩上部和水平层面远处扩展,贯通区位于裂隙带上部区间,贯通方向由近及远、由下而上。②采动覆岩的传载运移受开采时间和开采空间的影响显著,位移变化量具有自身的规律性,覆岩的失稳变形表现出非线性和不连续性特征。③围岩应力在岩层活动的不同时期存在明显的应力分区,即应力降低区、过渡区及增高区。位于过渡区内的缓冲期围岩,应力变化较为缓和,应力分布呈现出明显的不均匀性特点。

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WANG Xinfeng:Lect.; College of Environment and Resources, Xiangtan University, Xiangtan 411105,China.

Experimental Study on the Deformation and Failure Law of Overburden Rock under the Typical Geological Conditions

WANG Xinfeng, LI Longqin, QIU Yingui

In order to study the law of overlying strata movement and roof breaking mechanism in mining process of thick coal seam under typical geological conditions, taking the thick coal seam mining in 16223 working face of one coal mine under typical geological conditions as the engineering background, based on similarity theory and dimensional analysis theory, similarity model test was used to study roof breaking process and collapse shape,the deformation characteristics of overburden and stress evolutionary law in mining process of working face. The research shows that in the thick coal seam, the overlying strata of the coal bed have the characteristics of burst of initial failure, the stage of medium damage and extension of late damage. The fracture development and the process of penetrating are presented with the characteristics of orientation and interval. The instability of the overlying rock shows nonlinear and discontinuous deformation. Roof stress has obvious stress zoning and uneven characteristics in different periods of rock activity. The research conclusions can provide reference for developing coal seam mining technology and constituting formation control measures under typical geological conditions.

typical geological; mining overburden; damage law; model test; strata control

2095-3852(2017)03-0275-06

A

2016-12-30.

王新丰(1988-),男,安徽亳州人,湘潭大学环境与资源学院讲师,博士,主要研究方向为采动岩体力学.

岩土力学与工程安全湖南省重点实验室开放基金项目(16GES10);湘潭大学自然科学基金项目(15XZX41);湘潭大学博士科研启动基金项目(15QDZ49).

TD32

10.3963/j.issn.2095-3852.2017.03.007

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