开采引起地表塌陷型裂缝的形成机理分析.pdf

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第 30 卷 第 3 期 采矿与安全工程学报 Vol.30 No.3 2013 年 05 月 Journal of Mining main roof; thin plate principle; key stratum; lag angle 由地下矿产资源开采引起的地表裂缝是衍生 地质灾害中最直观的一种,也是危害最大的一种, 其数量多、分布广、危害重[1-4]。近年来,伴随着我 国东部矿区资源的衰竭,对西部煤炭等资源的依赖 越来越强,西部煤炭资源有分布广泛、埋藏较浅、 地表生态脆弱等特点[5],由煤炭资源开采引起的一 系列生态问题日趋严重,地裂缝就是其中最为典型 的一种生态环境灾害。 覆岩破坏及地表变形程度与上覆岩层的结构 与岩性相关,近年来,人们对于埋藏较深的资源开 采覆岩及地表变形研究日趋完善[6-8]。 大量实践经验 证明,在基岩采厚比大于 30 的条件下,地表移动 连续而有规律[9], 而西部矿区基岩采厚比一般较小, 例如,神东矿区浅部煤层的基岩采厚比在 520 之 间,且基岩较薄,松散层较厚,地表容易出现各种 采动裂缝,对地表生态环境破坏较大。当裂缝与采 空区连通时,将会给煤矿开采、矿井通风等工作造 成极大的危害。为了保证井下工作的安全,对于开 采造成的地裂缝,一般采取现场监测、覆土回填等 处理措施[10],而缺少对于地裂缝的形成机理、发育 规律等方面的研究。 本文以基于薄板理论的基本顶破断机理为基 础,结合岩层控制的关键层理论,给出了塌陷型地 裂缝形成的理论模型,揭示了塌陷型地裂缝的形成 机理,并通过工程实例,验证了模型的合理性,为 塌陷型地裂缝的预测提供了理论依据与技术参考。 1 开采地裂缝的形成及特征 矿产资源开采对上覆岩层的破坏分为垮落带、 裂隙带和弯曲带,在水体下采煤时,垮落带和裂隙 带又合称为导水裂隙带。大量实践表明,导水裂隙 带高度与覆岩岩性有关,在软弱岩层条件下,其高 度为采厚的 912 倍,中硬岩层条件下为采厚的 1218 倍,坚硬岩层条件下为采厚的 1828 倍[11]。 一般认为,在薄基岩浅埋煤层大采高开采时, 即基岩采厚比小于 30,裂隙带直达地表,覆岩不存 在弯曲带,地表会产生大量开采裂缝[12]。根据裂缝 的形态,地表裂缝又分为拉伸型裂缝、塌陷型裂缝 和滑动型裂缝三种,如图 1 所示。 a 拉伸型裂缝 b 塌陷型裂缝 c 滑动型裂缝 图 1 开采地裂缝 Fig.1 Ground fissures caused by mining 拉伸型裂缝是由于地表的拉伸变形超过表土 的抗拉强度形成的,其主要特征为横向开裂,宽 度较小,深度较小,地表不存在台阶,超前于工作 面开采发育如图 1a;塌陷型裂缝是由于基本顶破 断造成覆岩及表土的全部垮落造成的,其主要特征 为横向开裂且纵向下沉,宽度较大,深度较大甚 至直达采空区, 地表呈现台阶, 不会超前于工作面 开采而发育如图 1b;滑动型裂缝一般发育在地形 起伏较大的山坡处,受采动影响,坡体断裂且发生 滑坡造成的,其主要特征为形成台阶,宽度较大, 落差较大如图 1c。一般而言,在开采过程中,若 地表出现塌陷型裂缝,在工作面前方同时伴随拉伸 型裂缝发育。 为了研究塌陷型地裂缝的形成与地质采矿条 件之间的关系,必须研究采动覆岩的移动规律,基 本顶的破断会引起上覆岩层的剧烈运动。 2 基于薄板理论的基本顶破断原理 2.1 基本顶的初次破断 按照薄板假设,当厚度与宽度之比1∶7~ 1∶15时,基本顶岩层即可视为薄板[13]。对于单一 工作面四周无采空区开采,基本顶初次破断前, 可将其视为四周固支条件的薄板,随着工作面的开 采,一般先在薄板长边中点处首先超过极限弯矩发 生破断,而后在短边中点处破断,随后四周裂缝贯 通,在薄板边界处形成“O”型圈破断,“O”型 圈中心形成“X”型破坏,即“O-X”破断。 在四边固支条件下,基本顶的初次破断步距可 按下式计算[14] 4 s 1 24 21 11 h a q       1 式中h为基本顶厚度,m;为泊松比; s 为抗 采矿与安全工程学报 第 30 卷 382 拉强度,MPa;q为基本顶岩层自重及上覆荷载, MPa;/a b,为采空区几何形状系数。 2.2 采动过程中的周期破断 随着工作面的推进,工作面后方顶板不断破 坏,形成采空区,开采过程中,可将基本顶后方视 为简支条件,其余仍为固支条件,即三边固支及一 边简支。随着工作面的推进,受后方采空区简支条 件的影响,基本顶呈现周期性的倒“C”字型破坏。 在三边固支及一边简支条件下,基本顶的破断 步距可按下式计算[14] 4 s 2 22 22 143 h a q       2 3 塌陷型裂缝的形成机理 对于浅埋煤层而言,上覆岩层结构相对简单, 基本顶的破断将引起覆岩的整体垮落,则在地表形 成塌陷型裂缝,而覆岩关键层的破坏对地表塌陷型 裂缝的形成起着至关重要的作用。 3.1 关键层的判别 根据关键层判别原理,设工作面上方共 k 层覆 岩,首先按照以下刚度条件判断硬岩层的位置[15] 33 11 1 11 kk iiii k ii q xE hEE h    3 式中hi,Ei,γi分别为第 i 硬岩层的厚度m,弹 性模量MPa,容重kN/m; 1 k q x为第 k 硬岩层 对第 1 硬岩层的荷载,MPa,且满足 11 1 kk q xq x   4 通过强度条件即可判断关键层的位置 2 k kk k lh q   5 式中lk,hk,σk,qk分别为为第 k 硬岩层的破断距 m,厚度m,抗拉强度MPa,荷载MPa。 计算时注意以下原则 若第 k 层的破断距大于其上部第 k1 层的破断 距, 则应将第 k1 层所承受的荷载施加于第 k 层上, 重新计算。 若第 k 层破断距小于第 k1 层的破断距, 取 lklk1, 则说明第 k 层受控于第 k1 层; 在第 k1 层破断前,第 k 层稳定,而当第 k1 层破断后,其 荷载作用于第 k 层上,导致第 k 层随之破断。 3.2 塌陷型裂缝的形成机理 根据以上关键层判断准则,即可判断覆岩关键 层位置,对于浅埋煤层而言,一般分为 2 种情况 1 基本顶以上不存在关键层 若基本顶以上不存在关键层即基本顶为关键 层, 则基本顶的破断直接引起地表的塌陷, 在地表 形成塌陷坑,形态与基本顶破断的“O”型圈形态 相似。地表首条塌陷型裂缝与基本顶初次破断同 步,其位置可用基本顶的初次破断步距 a1计算,如 式1; 随着工作面的推进, 基本顶呈现周期性破断, 地表塌陷型裂缝与基本顶周期破断同步,其位置可 用周期破断步距 a2计算,如式2。 2 基本顶以上存在关键层 若基本顶以上存在关键层,随着工作面的推 进,当推进距离 a 达到关键层破断距时,引起关键 层的破断,地表将出现塌陷型裂缝。由于岩层破断 角的影响,地表塌陷型裂缝位置滞后于工作面开采 一段距离,称为塌陷型裂缝滞后距,用 d 表示;将 地表塌陷型裂缝位置与工作面开采位置之间的连 线在竖直方向的夹角称为塌陷型裂缝滞后角,用 γ 表示,如图 2 所示。 图 2 塌陷型裂缝井上下对照图 Fig.2 Comparison on surface and underground of collapsing ground fissures 塌陷型裂缝滞后距 d 可用下式计算 1 tan h d   6 式中 1 h为关键层到基本顶的距离,m;为岩层 破断角,,其值接近充分采动角。 塌陷型裂缝滞后角 γ 可用下式计算 111 tantan tan hd hh        7 式中 h为地表到基本顶的距离,m。 从式6, 7可看出, 在一定的采矿地质条件下, 由于岩层破断角一定,关键层到基本顶的距离越 大,则塌陷型裂缝滞后距越大,其滞后角也越大, 其正切值与关键层到基本顶的距离成正比。 地表首条塌陷型裂缝距开切眼的距离为 a1-htanγ;随着工作面的推进,基本顶呈现周期性 破断,地表呈现周期性塌陷型裂缝,裂缝间距为基 本顶的周期破断步距 a2,按照式2计算。 第 3 期 刘辉等开采引起地表塌陷型裂缝的形成机理分析 383 根据式7可计算出特定地质采矿条件下的地 表塌陷型裂缝滞后角,从而预测出各种情况下工作 面上方所有塌陷型裂缝的平面位置。 4 工程实例 4.1 工程背景 神华神东煤炭集团公司大柳塔煤矿大柳塔井 12208 工作面位于陕西省神木县大柳塔镇境内,平 均埋深 37.5 m, 煤层倾角 13, 工作面走向长度 1 538 m, 倾向宽度 154 m, 采高 7 m, 开采时间自 2012 年 4 月 25 日至 9 月 3 日,平均日进尺 10 m。覆岩 主要由 3 层基岩和地表松散层组成,煤层顶板为泥 岩、炭质泥岩组成的伪顶,平均厚度 0.21 m,直接 顶为泥岩、粉砂岩,平均厚度 5.5 m;基本顶为细 砂岩,平均厚度 11.2 m,地表松散层为风积沙和黄 土层,平均厚度 7.2 m,基岩采厚比 5.4。 按照基本顶的破断原理,计算基本顶的初次破 断步距为 27.5 m,周期破断步距为 13.0 m;据现场 矿压观测,初次来压步距为 29 m,周期来压步距为 1215 m。根据关键层判别原理,基本顶即为覆岩 关键层,即基本顶以上无关键层,塌陷型裂缝滞后 角为 0。 4.2 裂缝观测 经现场踏勘, 地表出现塌陷型裂缝如图 3, 首 条塌陷型裂缝于 4 月 29 日出现,即工作面初次来 压,在地表形成椭圆形塌陷坑,其形态与基本顶的 “O”型圈破断相似。 图 3 12208 工作面塌陷型地裂缝 Fig.3 Collapsing ground fissures above Face 12208 为研究裂缝的动态发育规律, 自 2012 年 8 月 7 日至 9 月 3 日进行了地表裂缝周期观测,观测周期 为 4 d,累计观测 8 期,裂缝 20 条,其中,塌陷型 裂缝 18 条,停采线前方发育有拉伸型裂缝 2 条。 平面位置采用上海华测 GPS 接收机, 标称精度 101 mm/km 进行 RTK 实时动态观测,同时在中 心位置测量塌陷坎上下高程,以求取落差;宽度采 用小钢尺在裂缝中心位置直接测量量取至 1 cm。 在工作面中间沿走向方向布置一条基准线,选 取每个观测周期日最新发育的裂缝 8 条,量取裂缝 滞后距 d,如图 4 所示,裂缝详细情况如表 1 所示。 图 4 12208 工作面塌陷型地裂缝分布图 Fig.4 Distribution of collapsing ground fissures above face 12208 表 1 12208 工作面塌陷型地裂缝统计表 Table 1 Statistics of collapsing ground fissures above Face 12208 裂缝编号 宽度/m 落差/m 滞后距/m 1 0.22 0.41 -4.85 2 0.28 0.35 5.33 3 0.31 0.38 -0.28 4 0.23 0.43 4.16 5 0.18 0.41 4.70 6 0.21 0.34 -4.38 7 0.23 0.45 -1.81 8 0.32 0.27 -1.03 平均 0.25 0.38 0.23 注滞后距中“-”表示超前。 4.3 裂缝发育规律分析 从现场观测以及图表中数据可以看出,12208 工作面地表裂缝具有以下特点 1 裂缝均发育为塌陷型裂缝, 平均宽度为 0.25 m,平均落差 0.38 m,平面分布规律呈倒“C”字 型,与基本顶“O”型圈破断形态相同; 2 同一条裂缝在工作面中央位置宽度和落差 最大,至工作面边界逐渐减小,并最终在边界处发 育为拉伸型裂缝,台阶消失; 3 在工作面中间位置,裂缝平均间距 13.7 m, 与周期破断步距吻合; 4 随着工作面的推进, 后方裂缝宽度和落差逐 渐减小,并在地表沉陷稳定后一段时期内愈合; 5 裂缝平均滞后距为 0.23 m, 地表距基本顶的 距离为 34.7 m, 按照式7计算塌陷型裂缝滞后角为 0.38,趋近于 0。 采矿与安全工程学报 第 30 卷 384 5 结 论 1 开采裂缝是否发育与基岩采厚比有关, 当基 岩采厚比<30 时,裂隙带直达地表,容易形成开采 地裂缝; 2 塌陷型地裂缝的发育是由基本顶的破断而 引起覆岩的全部垮落而造成的,其形态与基本顶的 “O”型圈破断相似; 3 关键层是影响塌陷型裂缝的关键因素, 若基 本顶以上不存在关键层即基本顶为关键层,则塌 陷型裂缝的发育与基本顶破断同步,若存在关键 层,则会造成裂缝发育滞后,滞后角与基本顶至关 键层的距离成正比。 4 工程实例证明, 采用基本顶的破断步距以及 关键层理论进行塌陷型地裂缝的预测是完全可行 的,为地裂缝的防治提供了技术参考。 参考文献 [1] 余学义.地表移动破坏裂缝特征及其控制方法[J].西 安矿业学院学报,1996,164295-299. YU Xue-yi . Feature of destructive rift by surface movement and its control [J].Journal of Xi’ an Mining Institute,1996,164295-299. [2] 康建荣.地表移动破坏裂缝特征及其控制方法[J].岩 石力学与工程学报,2008,27159-64. KANG Jian-rong. Analysis of effect of fissures caused by underground mining on ground movement and dea- tion[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engi- neering,2008,27159-64. [3] 毕忠伟, 丁德馨. 地下开采对地表的破坏与防治[J]. 安 全与环境工程,2003,10354-57. BI Zhong-wei, DING De-xin. Environmental destruction by surface subsidence due to mining and its preven- tion[J].Safety and Environmental Engineering,2003, 10354-57. [4] 康建荣,何万龙,胡海峰.山区采动坡体地表变形及 坡体稳定性分析[M].北京中国科学技术出版社, 2002. [5] 汤伏全.西部厚黄土层矿区开采沉陷预计模型[J]. 煤 炭学报,2011,36S174-78. TANG Fu-quan.Mining subsidence prediction model in western thick loess layer mining areas [J].Journal of China Coal Society,2011S174-78. [6] 刘宝琛, 廖国华. 煤矿地表移动的基本规律[M]. 北京 中国工业出版社,1965. [7] 邹友峰,邓喀中,马伟民.矿山开采沉陷工程[M].徐 州中国矿业大学出版社,2003. [8] 郭麒麟,乔世范,刘宝琛.开采影响下的岩土体移动 与变形规律[J].采矿与安全工程学报,2011,281 109-114. GUO Qi-lin,QIAO Shi-fan,LIU Bao-chen.The movement and deation of soil and rock mass resulted from mining activity[J].Journal of Mining Safety Engineering,2011,281109-114. [9] 邓喀中,张东至,张周权.深部开采条件下地表沉陷 控制预测及控制探讨[J].中国矿业大学学报, 2000, 29152-55. DENG Ka-zhong,ZHANG Dong-zhi,ZHANG Zhou- quan.Study on prediction and control of surface subsi- dence in deep mining[J].Journal of China University of Mining Technology,2000,29152-55. [10] 朱国宏,连达军.开采沉陷对矿区地表裂缝的采动累 计效应分析[J].中国安全生产科学技术,2012,85 48-51. ZHU Guo-hong,LIAN Da-jun. Analysis on mining- induced cumulative effective of surface cracks in mining areas[J].Journal of Safety Science and Technology, 2012,8549-51. [11] 陈荣华,白海波,冯梅梅.综放面覆岩导水裂隙带高 度的确定[J].采矿与安全工程学报, 2006,232220- 223. CHEN Rong-hua,BAI Hai-bo,FENG Mei-mei. Determination of the height of water flowing fractured zone in overburden strata above fully-mechanized top- coal caving face[J].Journal of Mining Safety Engi- neering,2006,232220-223. [12] 王国艳.采动岩体裂隙演化规律及破坏机理研究 [D].阜新辽宁工程技术大学矿业学院,2010. [13] 钱鸣高,朱德仁,王作棠.老顶岩层断裂型式及对工 作面来压的影响[J].中国矿业学院学报,1986,152 74-78. QIAN Ming-gao,ZHU De-ren,WANG Zuo-tang.The fracture types of main roof and their effects on roof pres- sure in coal face[J].Journal of China University of Mining Technology,1986,15274-78. [14] 王作棠,钱鸣高.老顶初次来压步距的计算预测法 [J].中国矿业大学学报,1989,1829-17. WANG Zuo-tang, QIAN Ming-gao.The calculation s of the first weighting span of main roof[J]. Journal of China University of Mining Technology, 1989,1829-17. [15] 许家林,钱鸣高.覆岩关键层位置的判别方法[J].中 国矿业大学学报,2000,295463-467. XU Jia-lin,QIAN Ming-gao. to distinguish key strata in overburden[J].Journal of China University of Mining Technology,2000,295463-467.
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