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浅埋深薄基岩煤层组开采采动裂隙演化及台阶式切落形成机制

2015-02-21薛东杰周宏伟任伟光张博夫刘亚群赵宇峰

煤炭学报 2015年8期
关键词:分维

薛东杰,周宏伟,任伟光,张博夫,刘亚群,赵宇峰

(中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京 100083)



浅埋深薄基岩煤层组开采采动裂隙演化及台阶式切落形成机制

薛东杰,周宏伟,任伟光,张博夫,刘亚群,赵宇峰

(中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京 100083)

摘 要:探索浅埋深薄基岩煤层组开采采动裂隙演化对认识溃水溃砂通道形成机制具有指导意义。基于大柳塔矿地质条件,设计相似模拟试验,首采1-2上煤层,充分开采后再采1-2煤层。由此,揭示采动裂隙演化规律,指出上煤层采动碎胀作用明显,下煤层采动地表下沉线性增长明显。利用分形与逾渗理论定量评价了采动裂隙的演化特征。上煤层开采,根据周期来压特征,分维变化划分2个线性阶段。下煤层开采,非线性受控于上覆煤层引起的分维变化,分形维数将趋于一个稳定值。进一步揭示了采动裂隙逾渗概率随推进度的线性关系的,得到整个煤层组开采覆岩裂隙非线性演化的2个临界状态。研究了切落式破坏形成机制,提出了岩层板簧效应并分析了崩塌式切落特征,指出拉破坏是典型切落式台阶形成的主要原因。

关键词:浅埋深;煤层组;分维;板簧效应;崩塌式切落

责任编辑:常 琛

薛东杰,周宏伟,任伟光,等.浅埋深薄基岩煤层组开采采动裂隙演化及台阶式切落形成机制[J].煤炭学报,2015,40(8):1746-1752.doi:10.13225/ j.cnki.jccs.2014.1168

我国大量赋存埋深在150 m以内的浅部煤层,最典型的当属神东矿区,是我国目前探明储量最大的煤田,也是世界七大煤田之一,典型赋存特点是浅埋深、薄基岩、厚松散层。类似地质条件的煤层也存在于潞安、永城、两淮和济宁等矿区。早期针对此类煤层开采过程中,工作面曾出现过顶板台阶式切落、压架、溃水、溃砂甚至危及人身安全的重特大事故。实践表明,浅埋煤层长壁工作面开采过程中矿压不一定小,反而可能表现出矿压显现剧烈、工作面支架压毁、溃砂溃水等不利情况,且顶板普遍出现台阶下沉现象,难以形成典型的“砌体梁”结构,顶板控制极具特殊性。针对薄基岩浅埋煤层矿山压力显现规律,前苏联学者П.М.秦巴列维奇提出“台阶下沉假说”;B.B.布德雷克研究了埋深100 m上覆黏土层的矿压规律,发现顶板冒落时会产生动载现象。澳大利亚B.霍勃尔瓦依特[1]与Holla[2]对浅部长壁开采煤矿进行了矿压规律实测。英国和美国也进行浅埋深煤层的开采的研究,为控制地表下沉塌陷问题,主要采用房柱式采煤方法[3-4]。印度和南美也采用房柱式开采,进行了开采沉陷和煤柱稳定性计算方面的研究[5-7]。随着我国神东煤田的开发,薄基岩问题开始引起众多学者的注意和研究。侯忠杰等对大柳塔煤田进行矿压实测[8],建立了覆岩全厚整体台阶切落的判别公式[9-10]。黄庆享等提出了浅埋煤层初次来压的“非对称三角拱”和周期来压的“台阶岩梁”结构模型[11-12]。余学义等对浅埋煤层覆岩切落裂缝破坏及控制方法进行了研究分析[13]。董爱菊等对浅埋煤层周期来压动载机理进行了研究[14],得出薄基岩浅埋煤层周期来压期间有明显的动载现象。黄正全对薄基岩浅埋煤层开采岩移特征与渗水机理进行了分析[15]。李凤仪等基于弹性力学建立了上覆岩层的梯度复合板模型[16]。许家林等分析了工作面回采过程中压架事故发生的主要原因[17]。杨峰华揭示了不同岩性组合薄基岩的采动破断机理,明确了薄基岩的含义[18]。方新秋等认为较厚的黏土层和薄基岩组合可以形成稳定的结构,分析了薄基岩厚松散煤层开采的极限基岩厚度[19]。

研究浅埋深、薄基岩、厚松散层赋存条件下,长壁工作面覆岩(土、砂、水)采动裂隙发育特征以及矿压显现规律,尤其是台阶式切落形成机制,对发展实用矿压估算方法和工作面顶板控制技术,揭示采动岩体水砂土耦合渗流规律具有重要指导意义。不仅为保障浅埋深、薄基岩、厚松散层赋存条件下煤炭资源的安全开采奠定基础,而且可为我国煤炭资源的高效、安全、绿色开采提供必要的理论基础。

1 煤层组相似模拟试验

1.1 地质概况

大柳塔井田位于神木县城西北,乌兰木伦河东侧约52.5 km。井田范围东西向长度为10.5~13.9 km,南北向宽度为9.1~10.5 km。地层近似水平,断层稀少,属于鄂尔多斯沉积盆地中生代。地层不整合覆于基岩之上,分为上更新统和全新统。上更新统分为3个组:①三门组:厚度0~45.7 m,平均11.77 m,岩性为砾石岩,夹多层砾质黏土。②离石组:底部为砂砾石层,上部以黄土为主。③萨拉乌苏组:厚度0~75.3 m,平均18.85 m,岩性为黏土质中、细砂为主。全新统分为冲洪积层和分积层。冲积层下部由砂砾石和中粒砂构成,厚度0~12.45 m;上部构成为浅黄色中细砂、粉砂质黏土、黏土质粉砂,厚度1~10 m。风积砂广阔分布于井田地层,由浅黄色细砂、粉砂组成,厚度0~15 m。含煤地层为延安组,因遭受后期冲刷、剥蚀残余厚度6.62~243.50 m,平均195.24 m。

以活鸡兔井1-2煤层综放工作面开采为研究对象,地面标高为1 187.7~1 241.2 m,煤层底板标高为1 124~1 140 m,平均煤厚为4.20 m。12312切眼外旺采工作面位于1-2煤三盘区集中辅运大巷南东侧,上方为1-2上310切眼外旺采区,该采区已于2009年采空。本旺采区与上覆采空区的层间距为19~21 m,上覆采空区中可能有积水。

1.2 相似模型及试验平台

试验采用平面应力二维试验台,尺寸为: 1 800 mm×400 mm×1 300 mm(长×宽×高)。几何相似比αL= 100,容重相似比αγ= 1.6,强度相似比ασ=αLαγ= 160。铺设高度为1 126.7 mm,地表距1 - 2上煤层铺设高度742 mm, 1 - 2上煤层厚34.8 mm, 1 - 2煤层厚42 mm,煤层净间距22.4 mm,模型沿倾向概貌如图1所示。每次开采50 mm,每2 h采一次。

图1 相似模型开采示意Fig.1 Sketch map of physical modeling

2 采动裂隙演化规律

2.1 上层开采裂隙演化(1-2上煤层)

随着上煤层开采,推进45 m后,直接顶初步垮落,垮高2.5 m,垮长40 m。推进到60 m时,出现离层,中部发生裂断,已断裂的岩块回转失稳,垮高13 m,此时为工作面初次来压。推进到75 m时首次出现周期来压,垮高31 m。推进到95 m发生第2次周期来压,垮落高度为43 m,此后,分别推进到110 m 及130 m时出现周期来压,垮落高度分别为52, 75 m,来压期间有明显的顶板台阶下沉现象(图2)。工作面总长度130 m,推进到工作面末端时,采动影响波及地表,出现下沉,形成地表塌陷。

图2 1-2上煤层开采裂隙生成及演化Fig.2 Generation and evolution of cracks when mining 1-2upcoal seam

煤层开采后顶板的垮落主要形成明显的垮落带、断裂带“两带”,弯曲下沉带也有所发育。垮落带高度一般在12 m左右,大约为采高的4倍,对上覆断裂带岩体起到支撑作用;断裂带高度为33 m,出现明显纵向断裂带。断裂带上部边缘至地表为弯曲下沉带,弯曲下沉带的竖向裂隙较少,但整体纵向裂隙结合离层裂隙贯穿地表至工作面采空区全部区域。由于碎胀作用明显,上部弯曲下沉比预估值要小。

根据推进度、垮落高度关系曲线及上覆裂隙顶部垮落宽度,可以得到垮落破裂角的演化曲线(图3),开挖过程中未垮落的推进度不计。随着推进度的增加,一开始垮落破裂角增长较大,因为起始阶段是扰动的初始阶段,尚未形成稳定的结构。当推进到一定距离(临界值约60 m)后,线性拟合,斜率非常小,基本成稳定缓慢增长趋势,破裂角α的范围基本维持在区间50°~65°,最终稳定破裂角维持在60°左右。根据拟合关系,当α=90°时,推进度约为691 m,此时才会出现典型的台阶式切落,而事实上α并不会随着推进度的增加不断增加,尤其是达到充分开采时,α值趋于稳定。从这里可以看出,试验结果整体上还是以剪切破坏为主,这与很多室内相似模拟试验模拟浅埋深薄基岩破坏的效果一致[9-15]。

图3 1-2上煤层开采破裂角变化趋势Fig.3 Tendency of fractured angle when mining 1-2upcoal seam

2.2 下层开采裂隙演化(1-2煤层)

上煤层开采结束,垮落稳定,形成采空区。随后开采下煤层,推进50 m,顶板岩层及上覆采空区出现垮落,台阶下沉明显,冒落高度为51 m,为下煤层采高的12.75倍。工作面初次来压后,继续推进到70 m时,出现首次周期性垮落,垮落带延伸到距下煤层底板73 m处,为采高的18.25倍。继续推进10,5, 15 m,出现周期性垮落,垮落带高度发育到距下煤层底板75 m处,为采高的18.75倍。周期来压期间地表明显下沉,最大沉降4.7 m,推进到100 m时,煤层充分开采,地表的影响范围相应扩大,但地表最大沉降不再增加(图4)。

上煤层充分开采后,由于岩石碎胀作用,地表塌陷极值约1 m,之后开采下煤层,地表最大下沉量w线性增长明显(图5),当开采至130 m时,下沉量增加了约4倍,远大于上覆煤层开采产生的沉降量。事实上两煤层厚度差别并不大,碎胀作用与上覆岩层冒落高度有着正向关系,下煤层的绝对上覆岩层较厚,碎胀作用应该明显,而实际上开采顺序导致了下煤层的开采碎胀作用主要是由于上煤层开采导致的。从图4可以看出,两层煤中间覆岩厚度并不大,虽然上覆煤层开采的卸压作用可以在一定程度上增加碎胀作用。但当中间覆岩垮落时,上覆冒落结构对其产生了冲击作用,一方面中间覆岩破碎较剧烈,但破裂结构整体排列较为一致,另一方面冲击作用重新压实破裂结构,这都削弱了碎胀效果。而上煤层上覆破裂结构的再次破坏,导致其不同结构重新分离或接触整合,形成更加明显的裂隙导通带,这为溃砂溃水的形成提供了条件。从沉降增量来看,每次垮落时,沉降增加约0.5 m,随推进度变化并不大,这是由于上覆煤层开采已经达到充分开采,下伏煤层开采时变化比较稳定。

图4 1-2煤层开采裂隙生成及演化Fig.4 Generation and evolution of cracks when mining 1-2 coal seam

图5 1-2煤层开采地表下沉曲线Fig.5 Continuous changes of surface subsidence

3 采动裂隙演化非线性定量分析

3.1 采动覆岩裂隙网络分维特征演化

根据相似模拟试验不同推进度下裂隙演化图片,利用面积覆盖法[20]计算其分维值,得到不同推进度下裂隙网络分形维数关系。图6为开采1-2上煤层与1-2上覆整体裂隙网络分维值与推进度的关系。开采上煤层推进到75 m时,进入周期来压阶段。由此分维变化可以划分2个线性阶段,周期来压前,分维为D=0.87+0.007 4x,之后分维D=1.31+0.001 4x。前一阶段分维变化较之后剧烈,这说明周期来压之前,即开切眼至工作面初次来压时间,采场整体裂隙发育非线性特征明显,是裂纹网络形成的初始激增时期。之后来压步距稳定,裂纹网络稳定扩展,分维也呈线性递增特征。下煤层开采裂隙网络主要是中间覆岩裂隙的生成增长与上煤层上覆生成裂隙的再闭合与再生长,但由于中间覆岩较薄且容易压密,此时的非线性还是受控于上覆煤层引起的分维变化。下伏煤层开采裂纹网络分形维数拟合为D = 1.49 + 0.000 5x,线性特征明显,但近似水平,说明随着推进度的增加,分形维数将趋于一个稳定值,约1.49。

图6 上、下煤层开采裂隙网络分维与推进度的关系Fig.6 Relationship between fractal dimension and advancing distance when mining upper coal seam before lower

3.2 采动覆岩裂隙网络逾渗特征演化

在无序介质中,流体可以进行无规律的随意扩散和任意流动,在研究此种现象时经常采用的方法是借助逾渗理论构建逾渗模型[21]。煤层采动过程中上覆岩层裂隙演化处于随机和无序的状态,分布较复杂。为了定量描述采动裂隙的连通发育程度,首先确定横向裂隙、纵向裂隙以及最大连通团对为研究对象,基于像素单元建立逾渗网格模型(图7),对不同推进度下的覆岩裂隙图进行不同尺寸的划分。

图7 逾渗网格模型(开采上煤层推进130 m时)Fig.7 Percolative grid when mining upper coal seam atadvancing distance of 130 m lower

图8分别为上煤层和下煤层开采过程中横纵裂隙及最大团所占格子数量演化曲线。随着上煤层开采不断进行,横纵裂隙数量不断增加,纵向裂隙数量大于横向裂隙数量。初次垮落后,横向裂隙一直不断增长,增长幅度基本不变,呈直线增长趋势。纵向裂隙与裂隙最大连通团格点数增长曲线基本一致。下煤层开采过程中,随着工作面不断推进,横纵裂隙在原有裂隙基础上,继续增长发育。最大连通团所占格点数不断增加,增长趋势与纵向裂隙仍然保持基本一致。可见最大连通团受控于纵向裂隙的发展,而最大连通团对裂隙的导通尤为重要。

图8 横纵裂隙及最大团所占格子数量与推进度关系Fig.8 Grids of the biggest cluster and different cracks with advancing distance

在上下煤层顺序开采过程中,上煤层采动裂隙逾渗概率迅速增长(图9),呈线性关系,逾渗概率为p=-12.81+0.34x,在煤层开采到末端,即工作面推进至130 m时,逾渗概率为33.727%,地表出现明显下沉,横纵裂隙贯通地表与上煤层采空区。下煤层采动裂隙概率缓慢增长,逾渗概率线性拟合为p=32.14+ 0.11x。下煤层开采50 m时,逾渗概率上升为38.613%,此时工作面来压剧烈,中间覆岩大面积垮落,裂隙贯通上下煤层采空区,之后增长相对缓慢,这是整个煤层组开采覆岩裂隙非线性演化的2个临界状态。

图9 上煤层开采过程中逾渗概率演化曲线Fig.9 Variation curves of percolation probability in the up coal seam mining process

4 覆岩土(砂)切落模型及台阶式切落形成机制

由本文第3节采动裂隙演化分析指出,室内相似模拟试验覆岩结构的稳定性主要是受控于剪切破坏,形式表现为覆岩破裂角的变化分析。典型的台阶式切落塌陷特征并不明显,而石平五教授在大柳塔监测6次周期来压均发生沿煤壁的切顶台阶(图10)。其主要特征表现为破裂面与上覆岩层层理方向近似90°角,即剪切面平行于剪切力方向,由室内实验得知,这种情况只有在严格约束侧限变形的条件下才能形成,而且主要是以砂土介质为主。另一方面试验结果中也存在着90°角破裂面,尤其是顶部垮落前中部部分,当垮落时势能转化为动能,接触底板时,冲击作用形成了相互平行的90°破裂面。假如仅仅考虑岩梁作用,上覆等效载荷,理论上在梁上端两侧也应形成类似拉裂区,但由于板簧效应的存在及等效荷载的侧限约束作用(图11),并不会造成明显的拉破坏,这也是深部破裂角受控于剪切破坏的外在因素(板簧效应是指由于层间摩擦作用形成的台阶式自稳结构,类似于汽车弹簧)。而浅埋深上覆采场并不能满足侧限条件,而且由应力主导的剪应力绝对值也并没有那么大。如果剪应力足够大破坏十分突然,有可能形成快剪。从整体考虑,浅埋深厚度也接近150 m左右,因此整体快剪形成的地质条件并不具备。因此切落式破坏中的“切”更多含义是指切落式特征,而非切破坏,相反是拉破坏,其才是形成如此典型的切落式台阶的主要原因。

浅部煤层也存在着板簧效应,但是浅部覆岩较薄,削弱了板簧效应产生的自稳结构,另一方面上覆砂土对岩石的侧限约束作用有限,因此浅部开采会首先在顶部岩梁两侧形成拉破坏,同时在工作面上方存在着剪切破坏隐患。此时若无砂土作用,顶部拉裂隙随着推进度的增加向前方转移,形成排列状拉裂隙,转移后,后方裂纹趋于闭合,并不会向纵深发展,而顶板剪切破坏的可能性越来越大,破坏效果与深部一致。随着推进度增加,当混合砂土进入上部拉裂隙,覆岩结构失稳趋势明显,拉裂隙随之向下拓展延伸,越往下水应力与主动砂土应力越大,裂缝发展越迅速,延伸至工作面,最终形成切落式破坏。也有可能拉裂隙拓展与剪切裂隙同时发展,最后贯通,形成拉剪组合破坏,这取决地质材料力学特征及开采进度等因素。一旦形成明显的贯通覆岩的水砂输运通道,这就为溃砂溃水形成了条件。更关键的是随着推进度增加,上覆岩层拉破坏形成更容易,因为输运通道的形成无法对前方覆岩形成有效的约束作用,当拉裂缝贯入一定深度,在上覆压力与水土耦合的作用下,会形成崩塌式切落,造成冲击,带来安全生产隐患,此时工作面顶部可能是拉破坏也可能是快剪破坏。值得说明的是即使现在没有水砂作用于裂缝,当上覆岩石重量足够大时,也有可能形成崩塌破坏。可见通道的形成会引起开采的连锁效应,通道形成越多,侧限约束越弱,崩塌形成条件越充分。因此无论是开采引起的通道还是断层等天然通道,都要给予充分的重视。从上述分析,如若在室内试验得到切落式破坏特征,必须满足上述条件才有可能,因此以后在设计试验时要充分考虑浅埋深特征。

图10 典型切落式破坏[8]Fig.10 Typical stepped shearing-induced failure[8]

图11 岩层板簧效应示意Fig.11 Sketch of rock seam spring effect

5 结 论

(1)上煤层采动,碎胀作用明显,上部弯曲下沉比预估值要小。推进到临界值约60 m后,破裂角呈线性缓慢增长趋势,达到充分开采时,α值趋于稳定,最终稳定破裂角维持在60°左右,以剪切破坏为主。下煤层采动,地表最大下沉量w线性增长明显,主要原因为中间覆岩破裂结构整体排列一致且冲击作用重新压实削弱了碎胀效果。上煤层上覆破裂结构的再次破坏,导致其不同结构重新分离或接触整合,形成更加明显的裂隙导通带,这为溃砂溃水的形成提供了条件。

(2)上煤层开采,覆岩裂隙分维变化划分2个线性阶段,周期来压前,分维为D = 0.87+0.007 4x,之后分维D= 1.31+0.001 4x。前周期来压之前,裂隙发育非线性特征明显,是裂纹网络形成的初始激增时期。之后裂纹网络稳定扩展。下煤层开采裂隙网络主要是中间覆岩裂隙的生成增长与上煤层上覆生成裂隙的再闭合与再生长,非线性受控于上覆煤层引起的分维变化。下伏煤层开采裂纹网络分形维数拟合为D=1.49+0.000 5x,分形维数将趋于一个稳定值, 约1.49。

(3)上煤层采动裂隙逾渗概率迅速增长,呈线性关系,逾渗概率为p = -12.81+0.34x,工作面推进至130 m时,逾渗概率为33.727%,地表出现明显下沉,横纵裂隙贯通地表与上煤层采空区。下煤层采动裂隙逾渗概率线性拟合为D=32.14+0.11x。下煤层开采50 m时,逾渗概率上升为38.613%,此时工作面来压剧烈,中间覆岩大面积垮落,裂隙贯通上下煤层采空区,之后增长相对缓慢,这是整个煤层组开采覆岩裂隙非线性演化的2个临界状态。

(4)切落式破坏中的“切”更多含义是指切落式特征,而非切破坏,相反是拉破坏,是形成典型切落式台阶的主要原因。浅部煤层也存在着板簧效应,但是浅部覆岩较薄,削弱了板簧效应产生的自稳结构。拉坏或者拉剪组合破坏是形成切落式破坏的主要原因。崩塌式切落工作面顶部可能是拉破坏也可能是快剪破坏。

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Xue Dongjie,Zhou Hongwei,Ren Weiguang,et al.Stepped shearing-induced failure mechanism and cracks propagation of overlying thin bedrocks in shallow deep coal seams mining[J].Journal of China Coal Society,2015,40(8):1746-1752.doi:10.13225/ j.cnki.jccs.2014.1168

Stepped shearing-induced failure mechanism and cracks propagation of overlying thin bedrocks in shallow deep coal seams mining

XUE Dong-jie,ZHOU Hong-wei,REN Wei-guang,ZHANG Bo-fu,LIU Ya-qun,ZHAO Yu-feng

(School of Mechanics and Civil Engineering,China University of Mining and Technology(Beijing),Beijing 100083,China)

Abstract:To study on the cracks propagation of overlying thin bedrocks in shallow deep coal seams mining is useful for understanding the stepped shearing-induced failure mechanism of overlying thin bedrocks.Based on the geology in Daliuta coal mine,the physical model was designed for mining 1-2upcoal seam first,then 1-2 coal seam below.The analysis on the evolution of mining-induced cracks was made in the study.Broken-induced volumetric expansion is obvious in mining the upper coal,as well as surface subsidence increases in mining the lower coal.According to periodic weighting,there are two linear stages of fractal dimension in mining the upper coal.After mining the lower coal,the fractal dimension will tend to be a stable value.Furthermore the percolate probability shows a linear relationship with the advancing distance,and two critical states have been obtained.Finally the study on the formation mechanism of stepped shearing-induced failure is made.The rock seam spring effect and tension-induced collapse are proposed,and the main reasons about stepped shearing-induced failure by tension are provided.

Key words:shallow deep;coal seams;fractal dimension;rock seam spring effect;tension-induced collapse

作者简介:薛东杰(1986—),男,山东微山人,博士,博士后。E-mail:xuedongjie@163.com

基金项目:国家自然科学基金重点资助项目(51134018);中国博士后科学基金资助项目(2014M550102);中央高校基本科研业务经费资助项目(2010YL07)

收稿日期:2014-09-08

中图分类号:TD325

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2015)08-1746-07

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