相似模擬及測(cè)試技術(shù)-應(yīng)用舉例

相似模擬及測(cè)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(cè)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(jiàn)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(kāi)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(kāi)采深度取6號(hào)煤層的平均深度245m。4.2試驗(yàn)裝置根據(jù)實(shí)驗(yàn)室條件和原型條件，選用實(shí)驗(yàn)室現(xiàn)有的長(zhǎng)×高×厚=3000mm×3000mm×200mm的大型平面應(yīng)變皮囊充氣柔性加載試驗(yàn)裝置。4.3模型設(shè)計(jì)4.3.1相似比的確定根據(jù)原型和試驗(yàn)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(shí)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(hào)煤層及其頂?shù)装鍘r石的物理力學(xué)參數(shù)序號(hào)巖性層厚/m密度/kN·m-3抗壓強(qiáng)度/MPa抗拉強(qiáng)度/MPa抗剪強(qiáng)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(xì)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(cè)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(duì)實(shí)驗(yàn)室測(cè)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(jiàn)表4-2所示。模型中的骨料為汾河砂，通過(guò)篩分控制各粒級(jí)比例，見(jiàn)表4-3所示。相似模擬及測(cè)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(cè)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(qiáng)度/MPa配比號(hào)容重/g·cm-3分層厚度/cm累計(jì)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(xì)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(jì)模型的四周和底板用20號(hào)槽鋼和25mm厚有機(jī)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(jìn)84m。模型厚200mm，可模擬原型工作面寬6m，相當(dāng)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(guò)皮囊充氣加載實(shí)現(xiàn)。對(duì)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(jiàn)圖4-1所示。相似模擬及測(cè)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(cè)試模型的上覆巖層重力采用皮囊充氣加載，按照開(kāi)采深度計(jì)算的加載氣壓值為0.097MPa?？紤]模型兩側(cè)槽鋼的彈性?shī)A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(shí)際充氣壓力為0.116MPa。在試驗(yàn)過(guò)程中，測(cè)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(dòng)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(hào)為NikonTotalStationDTM-531E的全站儀，測(cè)定預(yù)先設(shè)定在模型內(nèi)的標(biāo)志點(diǎn)，然后通過(guò)數(shù)據(jù)線將其測(cè)定結(jié)果輸入到計(jì)算機(jī)中，進(jìn)一步處理為原型位移值。模型中的位移測(cè)點(diǎn)布置見(jiàn)圖4-2所示。②頂煤頂板中的采動(dòng)支承應(yīng)力分布及變化采用YJ-5型靜動(dòng)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(hào)數(shù)據(jù)，然后通過(guò)事先標(biāo)定的應(yīng)力-應(yīng)變曲線得到應(yīng)力值。模型中的應(yīng)力測(cè)點(diǎn)布置見(jiàn)圖4-2所示。③液壓支架的工作阻力通過(guò)接入油路上的壓力表來(lái)測(cè)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(cè)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(jì)算工作面的采出率和頂煤放出率。⑥采用SONY數(shù)碼相機(jī)拍照試驗(yàn)過(guò)程中的典型現(xiàn)象。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-2采全厚（20m）模型測(cè)點(diǎn)布置4.4試驗(yàn)過(guò)程描述模型制作后，打開(kāi)涼15d進(jìn)行加載。加載至設(shè)計(jì)壓力后，放置1d，進(jìn)行壓力盒和應(yīng)變儀連線，為全站儀量測(cè)選取基點(diǎn)，測(cè)取各測(cè)點(diǎn)初讀數(shù)。在距離模型一側(cè)邊緣100mm(原型3m)處開(kāi)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(zhǎng)度110mm（原型3.3m），支架長(zhǎng)度200mm（原型6.0m），給支架設(shè)定初撐力，進(jìn)行開(kāi)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(duì)割煤深度進(jìn)行調(diào)整，調(diào)整后每次割煤深度54mm（原型1.62m），相當(dāng)于原型工作面2刀割煤進(jìn)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(cè)量位移和應(yīng)力。當(dāng)工作面割煤7次，推進(jìn)537mm(16.11m)時(shí)，頂煤開(kāi)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(jiàn)圖4-4所示。當(dāng)工作面割煤8次，推進(jìn)591mm(17.73m)時(shí)，頂煤第二、三分層垮落，垮落時(shí)頂部跨度為396mm(11.88m)，頂煤垮落角為57.88°，見(jiàn)圖4-5所示。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-4工作面推進(jìn)537mm(16.11m)頂煤開(kāi)始分層垮落（a）（b）圖4-5工作面推進(jìn)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(jìn)753mm(22.59m)時(shí)，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(jìn)807mm(24.21m)時(shí)，下位頂煤略有垮落，采空區(qū)堆積的頂煤向前傾倒，見(jiàn)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例（a）(b)圖4-6工作面推進(jìn)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(jìn)807mm(24.1m)頂煤垮落和放出(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤14次，推進(jìn)915mm(27.45m)時(shí)，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(shí)，支架僅承受極少量碎煤的重力。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(b)圖4-8推進(jìn)915mm(27.45m)直接頂全厚初次垮落時(shí)的頂煤垮落與放出(a)-放煤前；(b)-放煤后(a)割煤15次，推進(jìn)969mm(29.07m)時(shí)，基本頂初次來(lái)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(shí)，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(jiàn)矸停止放煤，見(jiàn)圖4-9（b）。此種狀態(tài)對(duì)下一循環(huán)的頂煤垮落與放出不利。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例（a）（b）圖4-9工作面推進(jìn)969mm（29.07m）基本頂初次來(lái)壓時(shí)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(jìn)1023mm（30.69m）、1077mm（32.31m）、1131mm(33.93m)時(shí)，無(wú)頂煤垮落，這主要是由于垮落的矸石擠滿采空區(qū)，對(duì)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(jìn)行了專門放矸，放矸時(shí)形成的冒落結(jié)構(gòu)，見(jiàn)圖10(b)。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(a)(b)圖4-10工作面推進(jìn)1023mm(30.68m)時(shí)支架后堆矸(a)和推進(jìn)1131mm(33.93m)時(shí)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(jìn)1185mm(35.55m)時(shí)，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(zhǎng)度距支架頂梁后端281mm(8.43m)，距煤壁398mm(11.94m)，見(jiàn)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(jiàn)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(a)(b)圖4-11推進(jìn)1185mm（35.55m）第一次周期來(lái)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(jìn)1239mm(37.17m)時(shí)，頂煤、頂板沿第一次周期來(lái)壓時(shí)的斷裂線垮落，見(jiàn)圖4-12(a)，支架上方的下位頂煤破碎。放煤時(shí)，上位垮落矸石隨之下沉，見(jiàn)矸停止放煤，見(jiàn)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例（a）(b)圖4-12工作面推進(jìn)1239mm(37.17m)第一次周期來(lái)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(jìn)1293mm(38.79m)時(shí)，由于垮落煤矸在支架后方的堆積，移架后，只能少量放煤，見(jiàn)矸停止放煤，見(jiàn)圖4-13所示。此時(shí)采場(chǎng)仍處于第一次周期來(lái)壓的影響范圍之內(nèi)，第一次周期來(lái)壓時(shí)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-13工作面推進(jìn)1293mm（38.79m）第一次周期來(lái)壓期間頂煤頂板垮與放出割煤22次，工作面推進(jìn)1347mm(40.41m)時(shí)，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(jiàn)矸停止放煤?；卷?shù)谝淮沃芷跀嗔褞r梁的前支撐點(diǎn)位于支架頂梁上方的直接頂上，后支撐點(diǎn)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-14工作面推進(jìn)1347mm(40.41m)時(shí)下位頂煤正常放出割煤23次，工作面推進(jìn)1401mm(42.03m)時(shí)，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(jiàn)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-15工作面推進(jìn)1401mm(42.03m)時(shí)已斷裂頂煤向采空區(qū)傾倒垮落割煤24次，工作面推進(jìn)1455mm(43.65m)時(shí)，移架后，支架頂梁尾部下位頂煤垮落，上次放煤時(shí)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(jiàn)圖4-16，放煤量很少。此時(shí)，頂煤垮落角79.44°。割煤25次，工作面推進(jìn)1509mm(45.27m)時(shí)，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(gè)良好的放煤通道，有利于下循環(huán)頂煤的垮落和放出，見(jiàn)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(shí)，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(diǎn)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-16工作面推進(jìn)1455mm(43.65m)時(shí)的頂煤垮落與放出圖4-17工作面推進(jìn)1509mm(45.27m)時(shí)的采場(chǎng)冒放結(jié)構(gòu)割煤26次，工作面推進(jìn)1563mm(46.89m)時(shí)，第一次周期來(lái)壓時(shí)基本頂斷裂巖梁的前支撐點(diǎn)失穩(wěn)，形成長(zhǎng)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(shuō)，應(yīng)選用四柱支撐掩護(hù)式架型。此時(shí)，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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(b)圖4-18工作面推進(jìn)1563mm(46.89m)基本頂?shù)谝淮沃芷跀嗔褞r梁的前支撐點(diǎn)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(jìn)1617mm(48.51m)~1833mm（53.37m）期間，由于垮落矸石對(duì)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(wú)出現(xiàn)新的垮落，見(jiàn)圖19（a，b），支架后方頂煤最大懸伸長(zhǎng)度達(dá)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(b)圖4-19工作面推進(jìn)1671mm（50.13m)（a）和1833mm（53.37m）（b）時(shí)的頂煤懸伸和放煤結(jié)構(gòu)(a)割煤32次，工作面推進(jìn)1887mm（56.61m）時(shí)，基本頂?shù)诙沃芷趤?lái)壓，見(jiàn)圖4-20（a）所示，來(lái)壓步距702mm(21.06m)。第二次來(lái)壓步距遠(yuǎn)大于第一次來(lái)壓步距216mm（6.48m）的主要原因是由于第一次周期來(lái)壓基本頂斷裂線超前煤壁175mm（5.25m），在第一次周期來(lái)壓基本頂斷裂巖梁的影響下，工作面又推進(jìn)了378mm（11.34m）。放煤后的頂煤垮落和放煤結(jié)構(gòu)見(jiàn)圖4-20（b）所示。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(a)(b)圖4-20工作面推進(jìn)1887mm（56.61m）基本頂?shù)诙沃芷趤?lái)壓時(shí)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(jìn)1941mm（58.23m）時(shí)，頂煤頂板均未垮落。割煤34次，工作面推進(jìn)1995mm（59.85m）時(shí)，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(jìn)2049mm（61.47m）和2157mm(64.71m)時(shí)，頂煤頂板均未垮落。下位頂煤懸伸長(zhǎng)度為114.81mm(3.44m)，上位頂煤懸伸長(zhǎng)度達(dá)259.26mm(7.78m)，見(jiàn)圖4-22。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-21工作面推進(jìn)1995mm(59.85m)頂煤垮落情況圖4-22工作面推進(jìn)2103mm(63.09m)頂煤懸伸情況割煤37次，工作面推進(jìn)2157mm（64.71m）時(shí)，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(jiàn)圖4-23。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-23工作面推進(jìn)2157mm（64.71m）時(shí)下位頂煤垮落，上位頂煤懸伸割煤38次和39次，工作面推進(jìn)2211mm（66.33m）和2265mm（67.95m）時(shí)，頂煤頂板仍未垮落，此時(shí)下位頂煤的懸伸長(zhǎng)度為104.21mm(3.13m)，上位頂煤的懸伸長(zhǎng)度達(dá)到了421.26mm(12.64m)，見(jiàn)圖4-24和圖4-25。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-24工作面推進(jìn)2211mm（66.33m）時(shí)的頂煤懸伸情況圖4-25工作面推進(jìn)2265mm（67.95m）時(shí)的頂煤懸伸情況割煤40次，工作面推進(jìn)2319mm（69.57m）時(shí)，基本頂?shù)谌沃芷跀嗔选?lái)壓，來(lái)壓步距432mm(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(jiàn)圖4-26（a）所示。在放煤過(guò)程中，已垮落的頂煤形成臨時(shí)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(diǎn)仍處于煤壁前方的煤體上方。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例(a)(b)(c)圖4-26工作面推進(jìn)2319mm（69.57m）第三次周期來(lái)壓時(shí)的頂煤頂板斷裂、垮落與放出至此，工作面推進(jìn)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(diǎn)失穩(wěn)，搭橋式巖梁垮落，見(jiàn)圖4-27。相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-27工作面推進(jìn)結(jié)束，取出支架后模型的整體垮落情況4.5試驗(yàn)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(dāng)工作面割煤7次，推進(jìn)537mm(16.11m)時(shí)，頂煤第一分層開(kāi)始垮落，垮落厚度38mm(1.14m)，頂部跨度351mm(10.55m)，見(jiàn)圖4-4照片所示。當(dāng)工作面割煤8次，推進(jìn)591mm(17.73m)時(shí)，頂煤第二、三分層垮落，垮落角57.88°，頂部跨度為396mm(11.88m)，見(jiàn)圖4-5。當(dāng)工作面割煤11次，推進(jìn)753mm(22.59m)時(shí)，頂煤全厚初次垮落，垮落角71.93°，見(jiàn)圖4-6。2）頂煤垮落角表4-4列出在不同推進(jìn)步次和不同垮落條件下的頂煤垮落角統(tǒng)計(jì)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(lái)壓影響期間的頂煤垮落角平均80.51°。

相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例相似模擬及測(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例表4-4全厚綜放開(kāi)采頂煤垮落角統(tǒng)計(jì)序號(hào)推進(jìn)步次模型推進(jìn)/m原型推進(jìn)/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(lái)壓83.71超前頂梁末端36.51mm(1.1m)1016102330.69初次來(lái)壓后，頂煤未垮落83.71滯后頂梁末端17.49mm(0.523m)1117107732.31初次來(lái)壓后，頂煤未垮落83.71滯后頂梁末端71.49mm(2.143m)1218113133.93初次來(lái)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?lái)壓期間85.11頂梁末端1621129338.79基本頂?shù)谝淮沃芷趤?lái)壓期間83.1頂梁末端1722134740.41基本頂?shù)谝淮沃芷趤?lái)壓期間77.28頂梁末端1823140142.03基本頂?shù)谝淮沃芷趤?lái)壓期間87.89頂梁末端1924145543.65基本頂?shù)谝淮沃芷趤?lái)壓期間79.44頂梁末端2025150945.27頂煤垮落線位于基本頂斷裂巖梁前支撐點(diǎn)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(diǎn)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?lái)82.90頂梁末端2634199559.85基本頂?shù)诙沃芷趤?lái)壓期間71.0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(zhǎng)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(zhǎng)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?lái)壓86.01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(jìn)645mm(19.35m)時(shí)，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(jìn)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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例圖4-28工作面推進(jìn)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(jìn)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(shí)，導(dǎo)致頂煤在煤壁上方以62.32°的垮落角垮落，見(jiàn)圖4-8。③基本初次來(lái)壓時(shí)，由于基本頂斷裂巖梁下落對(duì)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(jiàn)圖4-9。④周期來(lái)壓時(shí)，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(jìn)118mm(35.55m)放煤后，基本頂?shù)谝淮沃芷趤?lái)壓，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(diǎn)失穩(wěn)時(shí)，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(jiàn)圖4-18示出工作面推進(jìn)1563mm(46.89m)，基本頂?shù)谝淮沃芷跀嗔褞r梁的前支撐點(diǎn)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(kāi)采過(guò)程中，支架后方的頂煤往往不能及時(shí)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(lái)壓影響過(guò)后，有四次割煤未出現(xiàn)頂煤整體垮落；第二次周期來(lái)壓過(guò)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(duì)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(cè)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(jìn)過(guò)程中，直接頂和基本頂?shù)目迓湮恢煤涂迓洳骄嘁?jiàn)表4-5所示。直接頂板的初次垮落步距為915mm(27.45m)，基本頂?shù)某醮蝸?lái)壓步距為969mm(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(cè)試技術(shù)——4應(yīng)用舉例表4-5直接頂和基本頂?shù)目迓洌▉?lái)壓）步距統(tǒng)計(jì)序號(hào)垮落（來(lái)壓）名稱垮落（來(lái)壓）時(shí)工作面推進(jìn)距離/m垮落（來(lái)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(lái)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(jìn)過(guò)程中，直接頂和基本頂?shù)目迓浣墙y(tǒng)計(jì)結(jié)果見(jiàn)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(cè)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(jì)序號(hào)垮落條件垮落（來(lái)壓）時(shí)工作面推進(jìn)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(lái)壓96929.0763.9245.03第一次周期來(lái)壓118535.55103.5484.354第一次周期來(lái)壓影響期間123937.1777.065第一次周期來(lái)壓影響期間134740.4160.786第一次周期來(lái)壓影響期間140142.0374.057第一次周期來(lái)壓影響期間156346.8982.878第二次次周期來(lái)壓188757.6567.389第二次次周期來(lái)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?duì)頂煤的垮落、破碎和支架載荷大小及合力作用點(diǎn)的位置都有很大的影響。在工作面推進(jìn)過(guò)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(dāng)工作面割煤32次，推進(jìn)1887mm（56.61m），基本頂?shù)诙沃芷趤?lái)壓后，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(jì)1708mm(51.24m)，垮落的矸石充滿了采出空間，由此可以計(jì)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(shí)際碎脹系數(shù)要小于1.39）。上述情況也說(shuō)明，在酸刺溝6號(hào)