相似模擬及測試技術(shù)-應(yīng)用舉例

相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例4.1原型條件根據(jù)酸刺溝礦提供的鉆孔資料和ZK2鉆孔取心及井下取樣測定的各巖層與煤的物理力學(xué)參數(shù)，采用的原型地層結(jié)構(gòu)及各煤巖層的物理力學(xué)參數(shù)見表4-1所示。采用的煤層厚度為23m，其中底層3m為高灰煤，不開采，有效煤層厚度為20m。工作面底層割煤高度4.5m，放頂煤厚度15.5m。煤層的開采深度取6號煤層的平均深度245m。4.2試驗裝置根據(jù)實驗室條件和原型條件，選用實驗室現(xiàn)有的長×高×厚=3000mm×3000mm×200mm的大型平面應(yīng)變皮囊充氣柔性加載試驗裝置。4.3模型設(shè)計4.3.1相似比的確定根據(jù)原型和試驗裝置條件，確定相似比為：幾何相似比：容重相似比：（巖石）應(yīng)力與彈模相似比：載荷相似比：應(yīng)變與泊松比相似比：時間相似比：圖4-3采全厚（20m）模型全貌照片表4-1酸刺溝礦6號煤層及其頂?shù)装鍘r石的物理力學(xué)參數(shù)序號巖性層厚/m密度/kN·m-3抗壓強度/MPa抗拉強度/MPa抗剪強度/MPa彈性模量/MPa內(nèi)聚力/MPa內(nèi)摩擦角/°1砂質(zhì)泥巖3.025.845.695.629.19498410.2640.782細砂巖3.0627.456.265.6710.03780711.4644.483泥巖（砂質(zhì)泥巖）16.5625.721.754粗砂巖6.0923.622.963.0910.7742605.3038.585煤3.4513.618.932.263.6624954.1241.496泥巖1.3225.721.757中砂巖13.6223.833.642.865.6047056.4846.748粗砂巖4.8924.536.192.585.5858456.5650.209煤4.8913.917.362.103.4222973.8539.9110夾矸0.2122.721.292.553.6142403.9434.8411煤2.3113.917.362.103.4222973.8539.9112夾矸0.3022.721.292.553.6142403.9434.8413煤1.8013.320.492.413.8926934.3943.0614夾矸0.3022.721.292.553.6142403.9434.8415煤4.5013.320.492.413.8926934.3943.0616夾矸0.2422.721.292.553.6142403.9434.8417煤5.4913.58.561.772.2915222.4628.0618夾矸0.8122.721.292.553.6142403.9434.8419煤2.1913.320.492.413.8926934.3943.0620砂質(zhì)泥巖12.025.845.695.629.1949844.2640.78相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例4.3.2模型材料及其配比煤與巖層材料：考慮巖體類材料受節(jié)理、裂隙等的影響造成材料宏觀上的不連續(xù)性，對實驗室測定的巖石力學(xué)特性考慮0.7的龜裂系數(shù)，然后根據(jù)相似理論求得模型材料的物理力學(xué)參數(shù)與材料用量，見表4-2所示。模型中的骨料為汾河砂，通過篩分控制各粒級比例，見表4-3所示。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例表4-3骨料河砂的粒度組成粒度/mm＜0.20.2～0.350.35～0.60.6～1.25比例/%12223729相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例表4-2模型材料的物理力學(xué)參數(shù)與材料用量巖層巖性材料參數(shù)分層用料抗壓強度/MPa配比號容重/g·cm-3分層厚度/cm累計厚度/cm河砂/kg水泥可賽因石灰/kg石膏/kg水/kg硼砂/g混層0.729461.710287.591.84.086.1210.2102.1細砂巖0.899461.710.2279.692.724.126.1810.3103泥巖0.304371.555.2269.4396.829.7669.4449.6496粗砂巖0.323461.520.3214.2137.2518.327.4518.3183煤0.243641.511.5193.977.415.4810.3210.32103.2泥巖0.304371.54.4182.431.682.385.543.9639.6中砂巖0.536551.745.4178396.9433.0833.0846.31463粗砂巖0.575551.716.3132.6138.5813.8613.8616.63166煤0.243641.516.3116.3110.2522.0514.714.7147夾矸0.304371.50.7100.55.040.380.880.636.3煤0.243641.57.799.851.7510.356.96.969夾矸0.304371.5192.17.20.541.260.99煤0.243641.5691.140.58.15.45.454夾矸0.304371.5185.17.20.541.260.99煤0.243641.51584.1101.2520.2513.513.5135夾矸0.304371.50.869.15.040.380.880.636.3煤0.243641.518.368.312324.616.416.4164夾矸0.304371.52.75019.21.443.362.424煤0.243641.57.347.349.59.96.66.666砂質(zhì)泥巖0.729461.74040183.68.1612.2420.42044.3.3模型設(shè)計模型的四周和底板用20號槽鋼和25mm厚有機玻璃板約束，上面用皮囊充氣加載。在模型的兩側(cè)各留100mm（原型3m）寬煤柱，剩余2800mm，可模擬原型工作面推進84m。模型厚200mm，可模擬原型工作面寬6m，相當于4架支架寬度。模型高3000mm，模擬底板厚500mm(原型15m)，煤厚667mm(原型20m)，頂板厚1708mm（原型51.24m），其余5792mm（原型173.76m）高上覆巖層重力通過皮囊充氣加載實現(xiàn)。對667mm（原型20m）厚的煤層采用一次采全厚，底層割煤高150mm

（原型4.5m），放頂煤高517mm

（原型15.5m）。模型中支架為兩柱式放頂煤支架，見圖4-1所示。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-1一次采全厚（20m）模型放頂煤支架4.3.4模型的加載與測試模型的上覆巖層重力采用皮囊充氣加載，按照開采深度計算的加載氣壓值為0.097MPa?？紤]模型兩側(cè)槽鋼的彈性夾持力所產(chǎn)生的摩擦阻力，取1.2的摩擦系數(shù)，則皮囊的實際充氣壓力為0.116MPa。在試驗過程中，測試的主要內(nèi)容有：頂煤頂板的位移分布及其變化，頂煤頂板中的采動支承應(yīng)力分布及變化，液壓支架的工作阻力及其變化，頂煤頂板的垮落特征和頂煤的放出率等。其中：①頂煤頂板的位移分布及其變化采用型號為NikonTotalStationDTM-531E的全站儀，測定預(yù)先設(shè)定在模型內(nèi)的標志點，然后通過數(shù)據(jù)線將其測定結(jié)果輸入到計算機中，進一步處理為原型位移值。模型中的位移測點布置見圖4-2所示。②頂煤頂板中的采動支承應(yīng)力分布及變化采用YJ-5型靜動態(tài)應(yīng)變儀采集預(yù)先埋入模型中的BW-4型微型壓力盒的電信號數(shù)據(jù)，然后通過事先標定的應(yīng)力-應(yīng)變曲線得到應(yīng)力值。模型中的應(yīng)力測點布置見圖4-2所示。③液壓支架的工作阻力通過接入油路上的壓力表來測取。④頂煤頂板的垮落角、斷裂與垮落距離和垮落高度等采用鋼卷尺測取。⑤采用磅秤秤取工作面的割煤量和頂煤放出量的方法計算工作面的采出率和頂煤放出率。⑥采用SONY數(shù)碼相機拍照試驗過程中的典型現(xiàn)象。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-2采全厚（20m）模型測點布置4.4試驗過程描述模型制作后，打開涼15d進行加載。加載至設(shè)計壓力后，放置1d，進行壓力盒和應(yīng)變儀連線，為全站儀量測選取基點，測取各測點初讀數(shù)。在距離模型一側(cè)邊緣100mm(原型3m)處開挖切眼，切眼寬度210mm(6.3m)，高度150mm(4.5m)，在切眼內(nèi)放置兩柱式放頂煤液壓支架，支架寬200mm（原型4架寬度6.0m），頂梁長度110mm（原型3.3m），支架長度200mm（原型6.0m），給支架設(shè)定初撐力，進行開采。前兩次割煤分別為30mm(原型0.9m)和27mm(原型0.81m)，隨后根據(jù)原型情況對割煤深度進行調(diào)整，調(diào)整后每次割煤深度54mm（原型1.62m），相當于原型工作面2刀割煤進度。秤量每一循環(huán)割出的底煤和放出的頂煤，記錄支架循環(huán)末工作阻力，測量位移和應(yīng)力。當工作面割煤7次，推進537mm(16.11m)時，頂煤開始分層垮落，垮落厚38mm(1.14m)，頂部跨度351mm(10.55m)，支架后有極少量煤可以放出，見圖4-4所示。當工作面割煤8次，推進591mm(17.73m)時，頂煤第二、三分層垮落，垮落時頂部跨度為396mm(11.88m)，頂煤垮落角為57.88°，見圖4-5所示。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-4工作面推進537mm(16.11m)頂煤開始分層垮落（a）（b）圖4-5工作面推進591mm(17.73m)頂煤二、三分層垮落(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤11次，推進753mm(22.59m)時，頂煤全厚初次垮落，如圖4-6所示。頂煤垮落角71.93°，放煤后采空區(qū)垮落煤體堆積角75.96°。割煤12次，推進807mm(24.21m)時，下位頂煤略有垮落，采空區(qū)堆積的頂煤向前傾倒，見圖4-7。頂煤垮落角71.85°，放煤后煤體安息角46.31°。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例（a）(b)圖4-6工作面推進753mm(22.59m)頂煤全厚初次垮落(a)-放煤前；(b)-放煤后(a)(b)圖4-7工作面推進807mm(24.1m)頂煤垮落和放出(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤14次，推進915mm(27.45m)時，直接頂全厚初次垮落，前后垮落角分別為58.24°和73.23°，垮落跨度305mm(9.15m)。頂煤垮落線向前移至煤壁上方，垮落角62.32°，圖4-8。放煤后，采空區(qū)垮落頂煤堆積角69.59°，造成部分煤丟失。此時，支架僅承受極少量碎煤的重力。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(b)圖4-8推進915mm(27.45m)直接頂全厚初次垮落時的頂煤垮落與放出(a)-放煤前；(b)-放煤后(a)割煤15次，推進969mm(29.07m)時，基本頂初次來壓，頂煤、直接頂和基本頂全部垮落，圖4-9（a）。頂煤垮落角83.71°，直接頂垮落角63.92°，基本頂垮落角45°。此時，至基本頂高度范圍內(nèi)，采空區(qū)已被垮落的煤矸擠滿。隨著頂煤的放出，上位矸石隨之下沉，見矸停止放煤，見圖4-9（b）。此種狀態(tài)對下一循環(huán)的頂煤垮落與放出不利。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例（a）（b）圖4-9工作面推進969mm（29.07m）基本頂初次來壓時的頂煤頂板垮落與頂煤放出(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤16、17、18次，推進1023mm（30.69m）、1077mm（32.31m）、1131mm(33.93m)時，無頂煤垮落，這主要是由于垮落的矸石擠滿采空區(qū)，對頂煤起一定的支撐作用所致，圖4-10(a)。為使支架后方形成頂煤垮落空間，在割煤18次移架后，進行了專門放矸，放矸時形成的冒落結(jié)構(gòu)，見圖10(b)。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(a)(b)圖4-10工作面推進1023mm(30.68m)時支架后堆矸(a)和推進1131mm(33.93m)時放矸后在支架后方形成的結(jié)構(gòu)(b)割煤19次，工作面推進1185mm(35.55m)時，支架后方下位第一、二分層頂煤垮落，垮落厚度70mm(2.1m)，上位頂煤懸而未垮，頂煤懸露長度距支架頂梁后端281mm(8.43m)，距煤壁398mm(11.94m)，見圖4-11(a)。放煤后，基本頂?shù)谝淮沃芷跀嗔眩瑪嗔丫€超前煤壁175mm(5.25m)，見圖4-11(b)。即基本頂?shù)谝淮沃芷跀嗔巡骄?16mm(6.48m)。頂煤斷裂線向前移至煤壁上方。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(a)(b)圖4-11推進1185mm（35.55m）第一次周期來壓前后頂煤垮落與頂板斷裂(a)-放煤前，頂板尚未斷裂；(b)-放煤后，頂煤頂板斷裂割煤20次，工作面推進1239mm(37.17m)時，頂煤、頂板沿第一次周期來壓時的斷裂線垮落，見圖4-12(a)，支架上方的下位頂煤破碎。放煤時，上位垮落矸石隨之下沉，見矸停止放煤，見圖4-12(b)。下位和上位頂煤的垮落角分別為75.12°和69.62°，直接頂板的垮落角為77.55°。頂煤和頂板的斷裂線仍在工作面煤壁的前方。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例（a）(b)圖4-12工作面推進1239mm(37.17m)第一次周期來壓后頂煤頂板的垮落與頂煤放出：(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤21次，工作面推進1293mm(38.79m)時，由于垮落煤矸在支架后方的堆積，移架后，只能少量放煤，見矸停止放煤，見圖4-13所示。此時采場仍處于第一次周期來壓的影響范圍之內(nèi)，第一次周期來壓時基本頂?shù)臄嗔丫€仍在工作面煤壁前方67mm(2.01m)處，頂煤的垮落角為83.1°。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-13工作面推進1293mm（38.79m）第一次周期來壓期間頂煤頂板垮與放出割煤22次，工作面推進1347mm(40.41m)時，支架頂梁尾部下位頂煤垮落，并正常放出，但由于后方矸石擠入，仍然是見矸停止放煤?；卷?shù)谝淮沃芷跀嗔褞r梁的前支撐點位于支架頂梁上方的直接頂上，后支撐點在采空區(qū)垮落的矸石上。頂煤的垮落角為77.29°，基本頂?shù)臄嗔呀菫?1.03°。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-14工作面推進1347mm(40.41m)時下位頂煤正常放出割煤23次，工作面推進1401mm(42.03m)時，支架上方原已斷裂的頂煤向采空區(qū)側(cè)傾倒垮落，堆積在采空區(qū)已垮落的矸石和支架尾梁上，見圖15。少量放煤，形成橋拱式結(jié)構(gòu)。頂煤的垮落角為87.89°，直接頂?shù)目迓浣菫?4.36°，采空區(qū)垮落煤矸的堆積角為46.09°。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-15工作面推進1401mm(42.03m)時已斷裂頂煤向采空區(qū)傾倒垮落割煤24次，工作面推進1455mm(43.65m)時，移架后，支架頂梁尾部下位頂煤垮落，上次放煤時形成的橋拱式結(jié)構(gòu)破壞，但由于已垮落的頂煤仍傾斜堆放在支架尾梁上，見圖4-16，放煤量很少。此時，頂煤垮落角79.44°。割煤25次，工作面推進1509mm(45.27m)時，頂煤和頂板均未出現(xiàn)新的斷裂和垮落，但由于支架前移，形成了放煤空間，原堆積在垮落矸石上的頂煤基本放出，并在支架后方形成了一個良好的放煤通道，有利于下循環(huán)頂煤的垮落和放出，見圖4-17。頂煤垮落角75.65°，采空區(qū)垮落煤矸的堆積角為52.77°。此時，基本頂?shù)臄嗔丫€已處于支架頂梁之外，即破斷巖梁的前支撐點已由后伸的頂煤支撐，處于失穩(wěn)的臨界狀態(tài)。

相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-16工作面推進1455mm(43.65m)時的頂煤垮落與放出圖4-17工作面推進1509mm(45.27m)時的采場冒放結(jié)構(gòu)割煤26次，工作面推進1563mm(46.89m)時，第一次周期來壓時基本頂斷裂巖梁的前支撐點失穩(wěn)，形成長820mm(24.6m)、高490mm(14.7m)的巨型巖塊向前傾倒垮落，使工作面沿煤壁切頂，切頂高度13m，圖4-18(a)，支架前仰后坐。因此，特厚中硬以上煤層一次采全高放頂煤工作面支架的后部要有足夠的抗沖擊能力，或者說，應(yīng)選用四柱支撐掩護式架型。此時，下位頂煤在煤壁上方的切垮角為74.74°，上位頂煤、直接頂和基本頂?shù)目迓浣蔷鶠?3.29°，圖4-18(b)。放煤后，支架后方形成向后傾斜的矩形放煤結(jié)構(gòu)。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(b)圖4-18工作面推進1563mm(46.89m)基本頂?shù)谝淮沃芷跀嗔褞r梁的前支撐點失穩(wěn)導(dǎo)致工作面切垮(a)和頂煤的放出結(jié)構(gòu)(b)(a)割煤27~31次，工作面推進1617mm(48.51m)~1833mm（53.37m）期間，由于垮落矸石對頂煤頂板的擠壓和支撐作用，除了支架頂梁后方下位頂煤少量掉落外，頂煤頂板均無出現(xiàn)新的垮落，見圖19（a，b），支架后方頂煤最大懸伸長度達351mm（10.53m），工作面后方已形成了很好的頂煤垮落空間。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(b)圖4-19工作面推進1671mm（50.13m)（a）和1833mm（53.37m）（b）時的頂煤懸伸和放煤結(jié)構(gòu)(a)割煤32次，工作面推進1887mm（56.61m）時，基本頂?shù)诙沃芷趤韷?，見圖4-20（a）所示，來壓步距702mm(21.06m)。第二次來壓步距遠大于第一次來壓步距216mm（6.48m）的主要原因是由于第一次周期來壓基本頂斷裂線超前煤壁175mm（5.25m），在第一次周期來壓基本頂斷裂巖梁的影響下，工作面又推進了378mm（11.34m）。放煤后的頂煤垮落和放煤結(jié)構(gòu)見圖4-20（b）所示。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(a)(b)圖4-20工作面推進1887mm（56.61m）基本頂?shù)诙沃芷趤韷簳r的頂煤頂板斷裂與頂煤放出結(jié)構(gòu)割煤33次，工作面推進1941mm（58.23m）時，頂煤頂板均未垮落。割煤34次，工作面推進1995mm（59.85m）時，支架后方已斷裂的三角形頂煤垮落，圖4-21。割煤35次和36次，工作面推進2049mm（61.47m）和2157mm(64.71m)時，頂煤頂板均未垮落。下位頂煤懸伸長度為114.81mm(3.44m)，上位頂煤懸伸長度達259.26mm(7.78m)，見圖4-22。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-21工作面推進1995mm(59.85m)頂煤垮落情況圖4-22工作面推進2103mm(63.09m)頂煤懸伸情況割煤37次，工作面推進2157mm（64.71m）時，支架后方厚107.56mm(3.23m)的下位頂煤垮落，上位頂煤尚未垮落，見圖4-23。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-23工作面推進2157mm（64.71m）時下位頂煤垮落，上位頂煤懸伸割煤38次和39次，工作面推進2211mm（66.33m）和2265mm（67.95m）時，頂煤頂板仍未垮落，此時下位頂煤的懸伸長度為104.21mm(3.13m)，上位頂煤的懸伸長度達到了421.26mm(12.64m)，見圖4-24和圖4-25。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-24工作面推進2211mm（66.33m）時的頂煤懸伸情況圖4-25工作面推進2265mm（67.95m）時的頂煤懸伸情況割煤40次，工作面推進2319mm（69.57m）時，基本頂?shù)谌沃芷跀嗔?、來壓，來壓步?32mm(12.96m)，頂板的斷裂線超前工作面煤壁113.04mm(3.39m)，斷裂角76.34°；頂煤基本沿煤壁上方垂直斷裂，見圖4-26（a）所示。在放煤過程中，已垮落的頂煤形成臨時結(jié)構(gòu)，圖4-26（b），但這種結(jié)構(gòu)很快破壞，圖4-26（c），頂煤全部垮落，但基本頂斷裂巖梁的前支撐點仍處于煤壁前方的煤體上方。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(a)(b)(c)圖4-26工作面推進2319mm（69.57m）第三次周期來壓時的頂煤頂板斷裂、垮落與放出至此，工作面推進結(jié)束，取出支架后，由于采空區(qū)垮落矸石的向下滑落，基本頂斷裂巖梁的后支點失穩(wěn)，搭橋式巖梁垮落，見圖4-27。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-27工作面推進結(jié)束，取出支架后模型的整體垮落情況4.5試驗結(jié)果及其分析4.5.1頂煤的垮落規(guī)律1）頂煤初次垮落當工作面割煤7次，推進537mm(16.11m)時，頂煤第一分層開始垮落，垮落厚度38mm(1.14m)，頂部跨度351mm(10.55m)，見圖4-4照片所示。當工作面割煤8次，推進591mm(17.73m)時，頂煤第二、三分層垮落，垮落角57.88°，頂部跨度為396mm(11.88m)，見圖4-5。當工作面割煤11次，推進753mm(22.59m)時，頂煤全厚初次垮落，垮落角71.93°，見圖4-6。2）頂煤垮落角表4-4列出在不同推進步次和不同垮落條件下的頂煤垮落角統(tǒng)計結(jié)果。從表4-4可以看出，頂煤的最大垮落角為90°，最小垮落角為32.91°，平均垮落角為71.24°。在頂板斷裂或來壓影響期間的頂煤垮落角平均80.51°。

相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例表4-4全厚綜放開采頂煤垮落角統(tǒng)計序號推進步次模型推進/m原型推進/m垮落條件頂煤垮落角/°垮落位置1753716.11頂煤下位第一分層垮落，厚38mm(1.14m)90滯后頂梁末端56.02mm(1.68m)2859117.73頂煤下位第一、二、三分層垮落，厚105mm(3.15m)57.8頂梁末端3964538.79頂煤下位第一、二、三分層垮落，厚105mm(3.15m)38.79超前頂梁末端36.26mm(1.09m)41069920.97頂煤下位第一、二、三分層垮落，厚105mm(3.15m)32.91頂梁末端51175322.59頂煤全厚初次垮落71.93頂梁末端61280724.21直接頂局部垮落71.85頂梁末端71386125.83直接頂局部垮落71.85滯后頂梁末端54mm(1.62m)81491527.45直接頂初次垮落62.32煤壁上方91596929.07基本頂初次來壓83.71超前頂梁末端36.51mm(1.1m)1016102330.69初次來壓后，頂煤未垮落83.71滯后頂梁末端17.49mm(0.523m)1117107732.31初次來壓后，頂煤未垮落83.71滯后頂梁末端71.49mm(2.143m)1218113133.93初次來壓后，頂煤未垮落83.71滯后頂梁末端125.49mm(3.76m)1319118535.55頂煤下位第一、二分層垮落，厚70mm(2.1m)90.0頂梁末端1419118535.55放煤后基本頂?shù)谝淮沃芷跀嗔?3.97超前頂梁末端36.88mm(1.11m)1520123937.17基本頂?shù)谝淮沃芷趤韷浩陂g85.11頂梁末端1621129338.79基本頂?shù)谝淮沃芷趤韷浩陂g83.1頂梁末端1722134740.41基本頂?shù)谝淮沃芷趤韷浩陂g77.28頂梁末端1823140142.03基本頂?shù)谝淮沃芷趤韷浩陂g87.89頂梁末端1924145543.65基本頂?shù)谝淮沃芷趤韷浩陂g79.44頂梁末端2025150945.27頂煤垮落線位于基本頂斷裂巖梁前支撐點下75.65滯后頂梁末端60mm(1.8m)2126156346.89基本頂斷裂巖梁前支撐點失穩(wěn)69.05煤壁上方2227161748.51僅下位頂煤少有垮落68.09超前頂梁末端65.71mm(1.97m)2328167150.13頂煤懸伸63.58頂梁末端2431183353.37上位頂煤懸伸351mm(10.53m)50.0頂梁末端2532188756.61基本頂?shù)诙沃芷趤?2.90頂梁末端2634199559.85基本頂?shù)诙沃芷趤韷浩陂g71.0頂梁末端2737215764.71上位頂煤懸伸，下位頂煤垮落厚度107.56mm(3.23m)57.3頂梁末端2838221166.38上位頂煤懸伸長度367.26mm(11.02m)57.3滯后頂梁末端54mm(1.62m)2939226567.95上位頂煤懸伸長度421.26mm(12.64m)57.3滯后頂梁末端104.21mm(3.13m)3040231969.57基本頂?shù)谌沃芷趤韷?6.01煤壁上方平均71.243）頂煤的超前斷裂在5種條件下，頂煤在支架頂梁上方或煤壁上方超前斷裂（破壞）：①因支架頂壓或后方煤巖斷裂，導(dǎo)致下位頂煤在頂梁末端前斷裂（破壞）。割煤9次，工作面推進645mm(19.35m)時，頂煤下位第一、二、三分層垮落，導(dǎo)致頂梁上方下位頂煤超前頂梁末端36.26mm(1.09m)斷裂，圖4-28；割煤27次，工作面推進1617mm(48.51m)，下位頂煤超前頂煤末端65.71mm(1.97m)斷裂，圖4-29相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-28工作面推進645mm(19.35m)下位頂煤在支架頂梁上方超前斷裂圖4-29工作面推進1617mm(48.51m)下位頂煤在頂梁上超前斷裂3）頂煤的超前斷裂②直接頂初次垮落時，導(dǎo)致頂煤在煤壁上方以62.32°的垮落角垮落，見圖4-8。③基本初次來壓時，由于基本頂斷裂巖梁下落對頂煤的作用，使頂煤超前支架頂梁末端36.51mm(1.1m)，以83.71°的垮落角垮落，見圖4-9。④周期來壓時，由于基本頂巖梁超前斷裂，巖梁向后旋轉(zhuǎn)下沉，導(dǎo)致頂煤超前斷裂。圖4-11（b）所示為工作面推進118mm(35.55m)放煤后，基本頂?shù)谝淮沃芷趤韷?，頂板巖梁旋轉(zhuǎn)下沉導(dǎo)致的頂煤在支架頂梁上方的超前斷裂情況。⑤基本頂超前斷裂巖梁前支撐點失穩(wěn)時，巖梁向前下落旋轉(zhuǎn)，導(dǎo)致頂煤在工作面支架頂梁上或煤壁上超前切落。見圖4-18示出工作面推進1563mm(46.89m)，基本頂?shù)谝淮沃芷跀嗔褞r梁的前支撐點失穩(wěn)導(dǎo)致的工作面頂煤切落情況。4）頂煤的滯后垮落在開采過程中，支架后方的頂煤往往不能及時垮落，即出現(xiàn)頂煤滯后垮落，這種情況往往出現(xiàn)在頂煤頂板大的垮落之后。頂煤全厚初次垮落后，有兩次割煤未出現(xiàn)頂煤整體垮落；基本頂初次垮落后，有三次割煤未出現(xiàn)頂煤整體垮落；第一次周期來壓影響過后，有四次割煤未出現(xiàn)頂煤整體垮落；第二次周期來壓過后，有三次割煤未出現(xiàn)頂煤整體垮落。其中，下位頂煤垮落位置滯后支架頂梁的最大距離為125.4mm(3.76m)，上位頂煤垮落位置滯后支架頂梁的最大距離為421.26mm(12.64m)。導(dǎo)致頂煤滯后垮落的主要原因有二：①頂板巖石周期垮落后，使頂煤所受的上覆巖層壓力減??；②頂板垮落矸石堆滿采出空間，對懸伸的頂煤頂板起到了水平擠壓和垂直支撐作用。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例4.5.2頂板的斷裂與垮落規(guī)律1）頂板的垮落步距在工作面的推進過程中，直接頂和基本頂?shù)目迓湮恢煤涂迓洳骄嘁姳?-5所示。直接頂板的初次垮落步距為915mm(27.45m)，基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?69mm(29.07m)，基本頂?shù)?次周期垮落步距分別為216mm(6.48m)，702mm(21.06m)和432mm(12.96m)，平均450mm(13.5m)。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例表4-5直接頂和基本頂?shù)目迓洌▉韷海┎骄嘟y(tǒng)計序號垮落（來壓）名稱垮落（來壓）時工作面推進距離/m垮落（來壓）步距/m模型/mm原型/m模型/mm原型/m1直接頂初次垮落91527.4591527.452基本頂初次垮落96929.0796929.073基本頂?shù)?次周期垮落118535.552166.484基本頂?shù)?次周期垮落188756.6170221.065基本頂?shù)?次周期垮落231969.5743212.966基本頂?shù)?次周期垮落231969.5737011.17基本頂周期來壓步距平均值45013.54.5.2頂板的斷裂與垮落規(guī)律2）頂板的垮落角在工作面推進過程中，直接頂和基本頂?shù)目迓浣墙y(tǒng)計結(jié)果見表4-6所示。直接頂?shù)淖钚】迓浣菫?0.78°，最大垮落角為145.15°，平均81.9°；基本頂?shù)淖钚】迓浣?5°，最大垮落角84.35°，平均68.64°。相似模擬及測試技術(shù)——4應(yīng)用舉例表4-6直接頂和基本頂?shù)目迓浣嵌冉y(tǒng)計序號垮落條件垮落（來壓）時工作面推進距離/m垮落角度/°模型原型直接頂基本頂1直接頂初次垮落91527.4571.0（前）73.23（后）2基本頂初次來壓96929.0763.9245.03第一次周期來壓118535.55103.5484.354第一次周期來壓影響期間123937.1777.065第一次周期來壓影響期間134740.4160.786第一次周期來壓影響期間140142.0374.057第一次周期來壓影響期間156346.8982.878第二次次周期來壓188757.6567.389第二次次周期來壓231969.57145.1576.5810平均值81.968.644.5.2頂板的斷裂與垮落規(guī)律3）頂板的斷裂位置基本頂?shù)臄嗔盐恢脤斆旱目迓洹⑵扑楹椭Ъ茌d荷大小及合力作用點的位置都有很大的影響。在工作面推進過程中，基本頂初次斷裂線在煤壁后方226.2mm(6.8m)，第一次周期斷裂線在煤壁前方175mm(5.25m)，第二次周期斷裂線在煤壁后方173mm(5.41m)，第三次周期斷裂線在煤壁前方142mm(4.78m)，四次斷裂平均位置滯后工作面煤壁20.55mm(0.62m)處。4）頂板垮落巖石的碎脹性當工作面割煤32次，推進1887mm（56.61m），基本頂?shù)诙沃芷趤韷汉?，處于采空區(qū)上方懸空的基本頂和上覆巖層垮落，垮落矸石充滿采出空間。至此，煤層上覆巖層的垮落厚度為：直接頂厚度163mm(4.89m)，基本頂板厚度453mm(13.59m)和上覆巖層厚度1092mm(32.76m)，共計1708mm(51.24m)，垮落的矸石充滿了采出空間，由此可以計算出采空區(qū)垮落矸石的碎脹系數(shù)：式中，M為采出空間，66.7mm(20m)；h1為直接頂板厚度，163mm(4.89m)；h2為基本頂板厚度，453mm(13.59m)；h3為基本頂板上覆巖層垮落厚度，1092mm(32.76m)（上述碎脹系數(shù)未考慮采空區(qū)丟煤，實際碎脹系數(shù)要小于1.39）。上述情況也說明，在酸刺溝6號