淺埋深薄基巖煤層組開采采動裂隙演化及臺階式切落形成機制

薛東杰,周宏偉,任偉光,張博夫,劉亞群,趙宇峰

(中國礦業大學(北京)力學與建筑工程學院,北京 100083)

?

淺埋深薄基巖煤層組開采采動裂隙演化及臺階式切落形成機制

薛東杰,周宏偉,任偉光,張博夫,劉亞群,趙宇峰

(中國礦業大學(北京)力學與建筑工程學院,北京 100083)

摘 要:探索淺埋深薄基巖煤層組開采采動裂隙演化對認識潰水潰砂通道形成機制具有指導意義。基于大柳塔礦地質條件,設計相似模擬試驗,首采1-2上煤層,充分開采后再采1-2煤層。由此,揭示采動裂隙演化規律,指出上煤層采動碎脹作用明顯,下煤層采動地表下沉線性增長明顯。利用分形與逾滲理論定量評價了采動裂隙的演化特征。上煤層開采,根據周期來壓特征,分維變化劃分2個線性階段。下煤層開采,非線性受控于上覆煤層引起的分維變化,分形維數將趨于一個穩定值。進一步揭示了采動裂隙逾滲概率隨推進度的線性關系的,得到整個煤層組開采覆巖裂隙非線性演化的2個臨界狀態。研究了切落式破壞形成機制,提出了巖層板簧效應并分析了崩塌式切落特征,指出拉破壞是典型切落式臺階形成的主要原因。

關鍵詞:淺埋深;煤層組;分維;板簧效應;崩塌式切落

責任編輯:常 琛

薛東杰,周宏偉,任偉光,等.淺埋深薄基巖煤層組開采采動裂隙演化及臺階式切落形成機制[J].煤炭學報,2015,40(8):1746-1752.doi:10.13225/ j.cnki.jccs.2014.1168

我國大量賦存埋深在150 m以內的淺部煤層,最典型的當屬神東礦區,是我國目前探明儲量最大的煤田,也是世界七大煤田之一,典型賦存特點是淺埋深、薄基巖、厚松散層。類似地質條件的煤層也存在于潞安、永城、兩淮和濟寧等礦區。早期針對此類煤層開采過程中,工作面曾出現過頂板臺階式切落、壓架、潰水、潰砂甚至危及人身安全的重特大事故。實踐表明,淺埋煤層長壁工作面開采過程中礦壓不一定小,反而可能表現出礦壓顯現劇烈、工作面支架壓毀、潰砂潰水等不利情況,且頂板普遍出現臺階下沉現象,難以形成典型的“砌體梁”結構,頂板控制極具特殊性。針對薄基巖淺埋煤層礦山壓力顯現規律,前蘇聯學者П.М.秦巴列維奇提出“臺階下沉假說”;B.B.布德雷克研究了埋深100 m上覆黏土層的礦壓規律,發現頂板冒落時會產生動載現象。澳大利亞B.霍勃爾瓦依特[1]與Holla[2]對淺部長壁開采煤礦進行了礦壓規律實測。英國和美國也進行淺埋深煤層的開采的研究,為控制地表下沉塌陷問題,主要采用房柱式采煤方法[3-4]。印度和南美也采用房柱式開采,進行了開采沉陷和煤柱穩定性計算方面的研究[5-7]。隨著我國神東煤田的開發,薄基巖問題開始引起眾多學者的注意和研究。侯忠杰等對大柳塔煤田進行礦壓實測[8],建立了覆巖全厚整體臺階切落的判別公式[9-10]。黃慶享等提出了淺埋煤層初次來壓的“非對稱三角拱”和周期來壓的“臺階巖梁”結構模型[11-12]。余學義等對淺埋煤層覆巖切落裂縫破壞及控制方法進行了研究分析[13]。董愛菊等對淺埋煤層周期來壓動載機理進行了研究[14],得出薄基巖淺埋煤層周期來壓期間有明顯的動載現象。黃正全對薄基巖淺埋煤層開采巖移特征與滲水機理進行了分析[15]。李鳳儀等基于彈性力學建立了上覆巖層的梯度復合板模型[16]。許家林等分析了工作面回采過程中壓架事故發生的主要原因[17]。楊峰華揭示了不同巖性組合薄基巖的采動破斷機理,明確了薄基巖的含義[18]。方新秋等認為較厚的黏土層和薄基巖組合可以形成穩定的結構,分析了薄基巖厚松散煤層開采的極限基巖厚度[19]。

研究淺埋深、薄基巖、厚松散層賦存條件下,長壁工作面覆巖(土、砂、水)采動裂隙發育特征以及礦壓顯現規律,尤其是臺階式切落形成機制,對發展實用礦壓估算方法和工作面頂板控制技術,揭示采動巖體水砂土耦合滲流規律具有重要指導意義。不僅為保障淺埋深、薄基巖、厚松散層賦存條件下煤炭資源的安全開采奠定基礎,而且可為我國煤炭資源的高效、安全、綠色開采提供必要的理論基礎。

1 煤層組相似模擬試驗

1.1 地質概況

大柳塔井田位于神木縣城西北,烏蘭木倫河東側約52.5 km。井田范圍東西向長度為10.5~13.9 km,南北向寬度為9.1~10.5 km。地層近似水平,斷層稀少,屬于鄂爾多斯沉積盆地中生代。地層不整合覆于基巖之上,分為上更新統和全新統。上更新統分為3個組:①三門組:厚度0~45.7 m,平均11.77 m,巖性為礫石巖,夾多層礫質黏土。②離石組:底部為砂礫石層,上部以黃土為主。③薩拉烏蘇組:厚度0~75.3 m,平均18.85 m,巖性為黏土質中、細砂為主。全新統分為沖洪積層和分積層。沖積層下部由砂礫石和中粒砂構成,厚度0~12.45 m;上部構成為淺黃色中細砂、粉砂質黏土、黏土質粉砂,厚度1~10 m。風積砂廣闊分布于井田地層,由淺黃色細砂、粉砂組成,厚度0~15 m。含煤地層為延安組,因遭受后期沖刷、剝蝕殘余厚度6.62~243.50 m,平均195.24 m。

以活雞兔井1-2煤層綜放工作面開采為研究對象,地面標高為1 187.7~1 241.2 m,煤層底板標高為1 124~1 140 m,平均煤厚為4.20 m。12312切眼外旺采工作面位于1-2煤三盤區集中輔運大巷南東側,上方為1-2上310切眼外旺采區,該采區已于2009年采空。本旺采區與上覆采空區的層間距為19~21 m,上覆采空區中可能有積水。

1.2 相似模型及試驗平臺

試驗采用平面應力二維試驗臺,尺寸為: 1 800 mm×400 mm×1 300 mm(長×寬×高)。幾何相似比αL= 100,容重相似比αγ= 1.6,強度相似比ασ=αLαγ= 160。鋪設高度為1 126.7 mm,地表距1 - 2上煤層鋪設高度742 mm, 1 - 2上煤層厚34.8 mm, 1 - 2煤層厚42 mm,煤層凈間距22.4 mm,模型沿傾向概貌如圖1所示。每次開采50 mm,每2 h采一次。

圖1　相似模型開采示意Fig.1 Sketch map of physical modeling

2 采動裂隙演化規律

2.1 上層開采裂隙演化(1-2上煤層)

隨著上煤層開采,推進45 m后,直接頂初步垮落,垮高2.5 m,垮長40 m。推進到60 m時,出現離層,中部發生裂斷,已斷裂的巖塊回轉失穩,垮高13 m,此時為工作面初次來壓。推進到75 m時首次出現周期來壓,垮高31 m。推進到95 m發生第2次周期來壓,垮落高度為43 m,此后,分別推進到110 m 及130 m時出現周期來壓,垮落高度分別為52, 75 m,來壓期間有明顯的頂板臺階下沉現象(圖2)。工作面總長度130 m,推進到工作面末端時,采動影響波及地表,出現下沉,形成地表塌陷。

圖2　1-2上煤層開采裂隙生成及演化Fig.2 Generation and evolution of cracks when mining 1-2upcoal seam

煤層開采后頂板的垮落主要形成明顯的垮落帶、斷裂帶“兩帶”,彎曲下沉帶也有所發育。垮落帶高度一般在12 m左右,大約為采高的4倍,對上覆斷裂帶巖體起到支撐作用;斷裂帶高度為33 m,出現明顯縱向斷裂帶。斷裂帶上部邊緣至地表為彎曲下沉帶,彎曲下沉帶的豎向裂隙較少,但整體縱向裂隙結合離層裂隙貫穿地表至工作面采空區全部區域。由于碎脹作用明顯,上部彎曲下沉比預估值要小。

根據推進度、垮落高度關系曲線及上覆裂隙頂部垮落寬度,可以得到垮落破裂角的演化曲線(圖3),開挖過程中未垮落的推進度不計。隨著推進度的增加,一開始垮落破裂角增長較大,因為起始階段是擾動的初始階段,尚未形成穩定的結構。當推進到一定距離(臨界值約60 m)后,線性擬合,斜率非常小,基本成穩定緩慢增長趨勢,破裂角α的范圍基本維持在區間50°~65°,最終穩定破裂角維持在60°左右。根據擬合關系,當α=90°時,推進度約為691 m,此時才會出現典型的臺階式切落,而事實上α并不會隨著推進度的增加不斷增加,尤其是達到充分開采時,α值趨于穩定。從這里可以看出,試驗結果整體上還是以剪切破壞為主,這與很多室內相似模擬試驗模擬淺埋深薄基巖破壞的效果一致[9-15]。

圖3　1-2上煤層開采破裂角變化趨勢Fig.3 Tendency of fractured angle when mining 1-2upcoal seam

2.2 下層開采裂隙演化(1-2煤層)

上煤層開采結束,垮落穩定,形成采空區。隨后開采下煤層,推進50 m,頂板巖層及上覆采空區出現垮落,臺階下沉明顯,冒落高度為51 m,為下煤層采高的12.75倍。工作面初次來壓后,繼續推進到70 m時,出現首次周期性垮落,垮落帶延伸到距下煤層底板73 m處,為采高的18.25倍。繼續推進10,5, 15 m,出現周期性垮落,垮落帶高度發育到距下煤層底板75 m處,為采高的18.75倍。周期來壓期間地表明顯下沉,最大沉降4.7 m,推進到100 m時,煤層充分開采,地表的影響范圍相應擴大,但地表最大沉降不再增加(圖4)。

上煤層充分開采后,由于巖石碎脹作用,地表塌陷極值約1 m,之后開采下煤層,地表最大下沉量w線性增長明顯(圖5),當開采至130 m時,下沉量增加了約4倍,遠大于上覆煤層開采產生的沉降量。事實上兩煤層厚度差別并不大,碎脹作用與上覆巖層冒落高度有著正向關系,下煤層的絕對上覆巖層較厚,碎脹作用應該明顯,而實際上開采順序導致了下煤層的開采碎脹作用主要是由于上煤層開采導致的。從圖4可以看出,兩層煤中間覆巖厚度并不大,雖然上覆煤層開采的卸壓作用可以在一定程度上增加碎脹作用。但當中間覆巖垮落時,上覆冒落結構對其產生了沖擊作用,一方面中間覆巖破碎較劇烈,但破裂結構整體排列較為一致,另一方面沖擊作用重新壓實破裂結構,這都削弱了碎脹效果。而上煤層上覆破裂結構的再次破壞,導致其不同結構重新分離或接觸整合,形成更加明顯的裂隙導通帶,這為潰砂潰水的形成提供了條件。從沉降增量來看,每次垮落時,沉降增加約0.5 m,隨推進度變化并不大,這是由于上覆煤層開采已經達到充分開采,下伏煤層開采時變化比較穩定。

圖4　1-2煤層開采裂隙生成及演化Fig.4 Generation and evolution of cracks when mining 1-2 coal seam

圖5　1-2煤層開采地表下沉曲線Fig.5 Continuous changes of surface subsidence

3 采動裂隙演化非線性定量分析

3.1 采動覆巖裂隙網絡分維特征演化

根據相似模擬試驗不同推進度下裂隙演化圖片,利用面積覆蓋法[20]計算其分維值,得到不同推進度下裂隙網絡分形維數關系。圖6為開采1-2上煤層與1-2上覆整體裂隙網絡分維值與推進度的關系。開采上煤層推進到75 m時,進入周期來壓階段。由此分維變化可以劃分2個線性階段,周期來壓前,分維為D=0.87+0.007 4x,之后分維D=1.31+0.001 4x。前一階段分維變化較之后劇烈,這說明周期來壓之前,即開切眼至工作面初次來壓時間,采場整體裂隙發育非線性特征明顯,是裂紋網絡形成的初始激增時期。之后來壓步距穩定,裂紋網絡穩定擴展,分維也呈線性遞增特征。下煤層開采裂隙網絡主要是中間覆巖裂隙的生成增長與上煤層上覆生成裂隙的再閉合與再生長,但由于中間覆巖較薄且容易壓密,此時的非線性還是受控于上覆煤層引起的分維變化。下伏煤層開采裂紋網絡分形維數擬合為D = 1.49 + 0.000 5x,線性特征明顯,但近似水平,說明隨著推進度的增加,分形維數將趨于一個穩定值,約1.49。

圖6　上、下煤層開采裂隙網絡分維與推進度的關系Fig.6 Relationship between fractal dimension and advancing distance when mining upper coal seam before lower

3.2 采動覆巖裂隙網絡逾滲特征演化

在無序介質中,流體可以進行無規律的隨意擴散和任意流動,在研究此種現象時經常采用的方法是借助逾滲理論構建逾滲模型[21]。煤層采動過程中上覆巖層裂隙演化處于隨機和無序的狀態,分布較復雜。為了定量描述采動裂隙的連通發育程度,首先確定橫向裂隙、縱向裂隙以及最大連通團對為研究對象,基于像素單元建立逾滲網格模型(圖7),對不同推進度下的覆巖裂隙圖進行不同尺寸的劃分。

圖7　逾滲網格模型(開采上煤層推進130 m時)Fig.7 Percolative grid when mining upper coal seam atadvancing distance of 130 m lower

圖8分別為上煤層和下煤層開采過程中橫縱裂隙及最大團所占格子數量演化曲線。隨著上煤層開采不斷進行,橫縱裂隙數量不斷增加,縱向裂隙數量大于橫向裂隙數量。初次垮落后,橫向裂隙一直不斷增長,增長幅度基本不變,呈直線增長趨勢。縱向裂隙與裂隙最大連通團格點數增長曲線基本一致。下煤層開采過程中,隨著工作面不斷推進,橫縱裂隙在原有裂隙基礎上,繼續增長發育。最大連通團所占格點數不斷增加,增長趨勢與縱向裂隙仍然保持基本一致。可見最大連通團受控于縱向裂隙的發展,而最大連通團對裂隙的導通尤為重要。

圖8　橫縱裂隙及最大團所占格子數量與推進度關系Fig.8 Grids of the biggest cluster and different cracks with advancing distance

在上下煤層順序開采過程中,上煤層采動裂隙逾滲概率迅速增長(圖9),呈線性關系,逾滲概率為p=-12.81+0.34x,在煤層開采到末端,即工作面推進至130 m時,逾滲概率為33.727%,地表出現明顯下沉,橫縱裂隙貫通地表與上煤層采空區。下煤層采動裂隙概率緩慢增長,逾滲概率線性擬合為p=32.14+ 0.11x。下煤層開采50 m時,逾滲概率上升為38.613%,此時工作面來壓劇烈,中間覆巖大面積垮落,裂隙貫通上下煤層采空區,之后增長相對緩慢,這是整個煤層組開采覆巖裂隙非線性演化的2個臨界狀態。

圖9　上煤層開采過程中逾滲概率演化曲線Fig.9 Variation curves of percolation probability in the up coal seam mining process

4 覆巖土(砂)切落模型及臺階式切落形成機制

由本文第3節采動裂隙演化分析指出,室內相似模擬試驗覆巖結構的穩定性主要是受控于剪切破壞,形式表現為覆巖破裂角的變化分析。典型的臺階式切落塌陷特征并不明顯,而石平五教授在大柳塔監測6次周期來壓均發生沿煤壁的切頂臺階(圖10)。其主要特征表現為破裂面與上覆巖層層理方向近似90°角,即剪切面平行于剪切力方向,由室內實驗得知,這種情況只有在嚴格約束側限變形的條件下才能形成,而且主要是以砂土介質為主。另一方面試驗結果中也存在著90°角破裂面,尤其是頂部垮落前中部部分,當垮落時勢能轉化為動能,接觸底板時,沖擊作用形成了相互平行的90°破裂面。假如僅僅考慮巖梁作用,上覆等效載荷,理論上在梁上端兩側也應形成類似拉裂區,但由于板簧效應的存在及等效荷載的側限約束作用(圖11),并不會造成明顯的拉破壞,這也是深部破裂角受控于剪切破壞的外在因素(板簧效應是指由于層間摩擦作用形成的臺階式自穩結構,類似于汽車彈簧)。而淺埋深上覆采場并不能滿足側限條件,而且由應力主導的剪應力絕對值也并沒有那么大。如果剪應力足夠大破壞十分突然,有可能形成快剪。從整體考慮,淺埋深厚度也接近150 m左右,因此整體快剪形成的地質條件并不具備。因此切落式破壞中的“切”更多含義是指切落式特征,而非切破壞,相反是拉破壞,其才是形成如此典型的切落式臺階的主要原因。

淺部煤層也存在著板簧效應,但是淺部覆巖較薄,削弱了板簧效應產生的自穩結構,另一方面上覆砂土對巖石的側限約束作用有限,因此淺部開采會首先在頂部巖梁兩側形成拉破壞,同時在工作面上方存在著剪切破壞隱患。此時若無砂土作用,頂部拉裂隙隨著推進度的增加向前方轉移,形成排列狀拉裂隙,轉移后,后方裂紋趨于閉合,并不會向縱深發展,而頂板剪切破壞的可能性越來越大,破壞效果與深部一致。隨著推進度增加,當混合砂土進入上部拉裂隙,覆巖結構失穩趨勢明顯,拉裂隙隨之向下拓展延伸,越往下水應力與主動砂土應力越大,裂縫發展越迅速,延伸至工作面,最終形成切落式破壞。也有可能拉裂隙拓展與剪切裂隙同時發展,最后貫通,形成拉剪組合破壞,這取決地質材料力學特征及開采進度等因素。一旦形成明顯的貫通覆巖的水砂輸運通道,這就為潰砂潰水形成了條件。更關鍵的是隨著推進度增加,上覆巖層拉破壞形成更容易,因為輸運通道的形成無法對前方覆巖形成有效的約束作用,當拉裂縫貫入一定深度,在上覆壓力與水土耦合的作用下,會形成崩塌式切落,造成沖擊,帶來安全生產隱患,此時工作面頂部可能是拉破壞也可能是快剪破壞。值得說明的是即使現在沒有水砂作用于裂縫,當上覆巖石重量足夠大時,也有可能形成崩塌破壞。可見通道的形成會引起開采的連鎖效應,通道形成越多,側限約束越弱,崩塌形成條件越充分。因此無論是開采引起的通道還是斷層等天然通道,都要給予充分的重視。從上述分析,如若在室內試驗得到切落式破壞特征,必須滿足上述條件才有可能,因此以后在設計試驗時要充分考慮淺埋深特征。

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

圖11　巖層板簧效應示意Fig.11 Sketch of rock seam spring effect

5 結 論

(1)上煤層采動,碎脹作用明顯,上部彎曲下沉比預估值要小。推進到臨界值約60 m后,破裂角呈線性緩慢增長趨勢,達到充分開采時,α值趨于穩定,最終穩定破裂角維持在60°左右,以剪切破壞為主。下煤層采動,地表最大下沉量w線性增長明顯,主要原因為中間覆巖破裂結構整體排列一致且沖擊作用重新壓實削弱了碎脹效果。上煤層上覆破裂結構的再次破壞,導致其不同結構重新分離或接觸整合,形成更加明顯的裂隙導通帶,這為潰砂潰水的形成提供了條件。

(2)上煤層開采,覆巖裂隙分維變化劃分2個線性階段,周期來壓前,分維為D = 0.87+0.007 4x,之后分維D= 1.31+0.001 4x。前周期來壓之前,裂隙發育非線性特征明顯,是裂紋網絡形成的初始激增時期。之后裂紋網絡穩定擴展。下煤層開采裂隙網絡主要是中間覆巖裂隙的生成增長與上煤層上覆生成裂隙的再閉合與再生長,非線性受控于上覆煤層引起的分維變化。下伏煤層開采裂紋網絡分形維數擬合為D=1.49+0.000 5x,分形維數將趨于一個穩定值, 約1.49。

(3)上煤層采動裂隙逾滲概率迅速增長,呈線性關系,逾滲概率為p = -12.81+0.34x,工作面推進至130 m時,逾滲概率為33.727%,地表出現明顯下沉,橫縱裂隙貫通地表與上煤層采空區。下煤層采動裂隙逾滲概率線性擬合為D=32.14+0.11x。下煤層開采50 m時,逾滲概率上升為38.613%,此時工作面來壓劇烈,中間覆巖大面積垮落,裂隙貫通上下煤層采空區,之后增長相對緩慢,這是整個煤層組開采覆巖裂隙非線性演化的2個臨界狀態。

(4)切落式破壞中的“切”更多含義是指切落式特征,而非切破壞,相反是拉破壞,是形成典型切落式臺階的主要原因。淺部煤層也存在著板簧效應,但是淺部覆巖較薄,削弱了板簧效應產生的自穩結構。拉壞或者拉剪組合破壞是形成切落式破壞的主要原因。崩塌式切落工作面頂部可能是拉破壞也可能是快剪破壞。

參考文獻:

[1](澳)B.霍勃爾瓦依.淺部長壁開采效果的地質技術評價[J].煤炭科研參考資料,1985(3):24-28.

[2]Holla L,Buizen M.Strata movement due to shallow longwall mining and the effect on ground permeability [J ].Proc.Aus.IMM, 1990(1):11-18.

[3]Smith G J,Rosenbaum M S.Recent underground investigations of abandoned chalk mine workings beneath Norwich City,Norfolk[J].Engineering Geology,1993,36(1):67-78.

[4]Miller R D,Steeples D W,Schulte L,et al.Shallow seismic reflection study of a salt dissolution well field near Hutchinson, Kansas [J].Mining Engineering,1993(45):1291-1296.

[5]Reid B.Longwall mining in South Africa[A].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences and Geomechanics Abstracts[C].Elsevier Science,1995,32(3):140.

[6]Singh R P,Yadav R N.Subsidence due to coal mining in India[A].IAHS Publications-Series of Proceedings and Reports-Intern Assoc Hydrological Sciences[C].ZAHS Publications Serise,1995,234: 207-214.

[7]Singh R,Singh T N,Dhar B B.Coal pillar loading in shallow mining conditions [J ].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences & Geomechanics Abstracts,1996,33(8):757-768.

[8]石平五,侯忠杰.神府淺埋煤層頂板破斷運動規律[J].西安礦業學院學報,1996,16(3):203-207.

Shi Pingwu,Hou Zhongjie.Law of roof breaking movement of shallow seams in Shenfu CMA[J].Journal of Xi’an Mining Institute,1996, 16(3):203-207.

[9]侯忠杰.地表厚松散層淺埋煤層組合關鍵層的穩定性分析[J].煤炭學報,2000,25(2):127-131.

Hou Hongjie.Analysis of combinatorial key strata stability in shallow coal seam with thick loose bed[J].Journal of China Coal Society,2000,25(2):127-131.

[10]侯忠杰.淺埋煤層關鍵層研究[J].煤炭學報,1999,24(4): 359-363.

Hou Hongjie.Study on key stratum in shallow seam[J].Journal of China Coal Society,1999,24(4):359-363.

[11]黃慶享,胡火明,劉玉衛,等.淺埋煤層工作面液壓支架工作阻力的確定[J].采礦與安全工程學報,2009,26(3):304-307.

Huang Qingxiang,Hu Huoming,Liu Yuwei,et al.Determination of proper support resistance in working face of shallowly buried coal seam[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2009,26(3): 304-307.

[12]黃慶享.淺埋煤層的礦壓特征與淺埋煤層定義[J].巖石力學與工程學報,2002,21(8):1174-1177.

Huang Qingxiang.Ground pressure behavior and definition of shallow seams[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2002,21(8):1174-1177.

[13]余學義.地表移動破壞裂縫特征及其控制方法[J].西安礦業學院學報,1996(1):1-4.

Yu Xueyi.Feature of destructive rift by surface movement and its control method[J].Journa of Xi’an Mining Institute,1996(1): 1-4.

[14]董愛菊,張 沛,黃慶享,等.淺埋煤層周期來壓動載機理研究[J].延安大學學報(自然科學版),2006,25(2):39-40.

Dong Aiju, Zhang Pei, Huang Qingxiang, et al.Dynamic loading mechanism on periodic pressure of coal at shallow depth[J].Journal of Yanan University ( Natural Science Edition), 2006, 25(2):39-40.

[15]黃正全.淺埋煤層開采巖移特征與滲水機理分析[J].西部探礦工程,2006(2):95-96.

Huang Zhengquan.Analysis of features of rock movement and seepage mechanism for shallowlying coal seam mining[J].West-China Exploration Engineering,2006(2):95-96.

[16]李鳳儀,王繼仁,劉欽德.薄基巖梯度復合板模型與單一關鍵層解算[J].遼寧工程技術大學學報,2006,25(4):524-526.

Li Fengyi, Wang Jiren, Liu Qinde.Resolving of thin base rock-gradient layer composite board and single key stratum[J].Journal of Liaoning Technical University,2006,25(4):524-526.

[17]許家林,蔡 東,傅昆嵐.鄰近松散承壓含水層開采工作面壓架機理與防治[J].煤炭學報,2007,32(12):1239-1243.

Xu Jialin,Cai Dong,Fu Kunlan.Mechanism of supports crushing accident and its preventive measures during coal mining near unconsolidated confined aquifer[J].Journal of China Coal Society, 2007,32(12):1239-1243.

[18]楊峰華.薄基巖采動破斷及其誘發水砂混合流運移特性研究[D].徐州:中國礦業大學,2009.

Yang Fenghua.Overburden failure in thin bedrock and characteristics of mixed water and sand flow induced by mining[D].Xuzhou: China University of Mining and Technology,2009.

[19]方新秋,黃漢富,金 桃,等.厚表土薄基巖煤層綜放開采礦壓顯現規律[J].采礦與安全工程學報,2007,24(3):326-330.

Fang Xinqiu, Huang Hanfu, Jin Tao, et al.Strata behavior of fully-mechanized top coal caving in thin bedrock and thick topsoil [J].Journal of Mining & Safety Engineering,2007,24(3):326-330.

[20]薛東杰,周宏偉,易海洋.三維空間巖石裂紋分形曲線的分維估算[J].煤炭學報,2012,37(9):1522-1527.

Xue Dongjie,Zhou Hongwei,Yi Haiyang.Fractal dimension estimate of rock crack curve in three-dimensional space[J].Journal of China Coal Society,2012,37(9):1522-1527.

[21]薛東杰,周宏偉,王超圣,等.上覆巖層裂隙演化逾滲模型研究[J].中國礦業大學學報,2013,42(6):917-922.

Xue Dongjie, Zhou Hongwei, Wang Chaosheng, et al.Percolation model of mining-induced crack evolution of the overlying strata [J].Journal of Chian Universtity of Mining & Technology,2013, 42(6):917-922.

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

作者簡介:薛東杰(1986—),男,山東微山人,博士,博士后。E-mail:xuedongjie@163.com

基金項目:國家自然科學基金重點資助項目(51134018);中國博士后科學基金資助項目(2014M550102);中央高校基本科研業務經費資助項目(2010YL07)

收稿日期:2014-09-08

中圖分類號:TD325

文獻標志碼:A

文章編號:0253-9993(2015)08-1746-07