相似模拟及测试技术-应用举例

相似模拟及测试技术——4应用举例4.1原型条件根据酸刺沟矿提供的钻孔资料和ZK2钻孔取心及井下取样测定的各岩层与煤的物理力学参数，采用的原型地层结构及各煤岩层的物理力学参数见表4-1所示。采用的煤层厚度为23m，其中底层3m为高灰煤，不开采，有效煤层厚度为20m。工作面底层割煤高度4.5m，放顶煤厚度15.5m。煤层的开采深度取6号煤层的平均深度245m。4.2试验装置根据实验室条件和原型条件，选用实验室现有的长×高×厚=3000mm×3000mm×200mm的大型平面应变皮囊充气柔性加载试验装置。4.3模型设计4.3.1相似比的确定根据原型和试验装置条件，确定相似比为：几何相似比：容重相似比：（岩石）应力与弹模相似比：载荷相似比：应变与泊松比相似比：时间相似比：图4-3采全厚（20m）模型全貌照片表4-1酸刺沟矿6号煤层及其顶底板岩石的物理力学参数序号岩性层厚/m密度/kN·m-3抗压强度/MPa抗拉强度/MPa抗剪强度/MPa弹性模量/MPa内聚力/MPa内摩擦角/°1砂质泥岩3.025.845.695.629.19498410.2640.782细砂岩3.0627.456.265.6710.03780711.4644.483泥岩（砂质泥岩）16.5625.721.754粗砂岩6.0923.622.963.0910.7742605.3038.585煤3.4513.618.932.263.6624954.1241.496泥岩1.3225.721.757中砂岩13.6223.833.642.865.6047056.4846.748粗砂岩4.8924.536.192.585.5858456.5650.209煤4.8913.917.362.103.4222973.8539.9110夹矸0.2122.721.292.553.6142403.9434.8411煤2.3113.917.362.103.4222973.8539.9112夹矸0.3022.721.292.553.6142403.9434.8413煤1.8013.320.492.413.8926934.3943.0614夹矸0.3022.721.292.553.6142403.9434.8415煤4.5013.320.492.413.8926934.3943.0616夹矸0.2422.721.292.553.6142403.9434.8417煤5.4913.58.561.772.2915222.4628.0618夹矸0.8122.721.292.553.6142403.9434.8419煤2.1913.320.492.413.8926934.3943.0620砂质泥岩12.025.845.695.629.1949844.2640.78相似模拟及测试技术——4应用举例4.3.2模型材料及其配比煤与岩层材料：考虑岩体类材料受节理、裂隙等的影响造成材料宏观上的不连续性，对实验室测定的岩石力学特性考虑0.7的龟裂系数，然后根据相似理论求得模型材料的物理力学参数与材料用量，见表4-2所示。模型中的骨料为汾河砂，通过筛分控制各粒级比例，见表4-3所示。相似模拟及测试技术——4应用举例表4-3骨料河砂的粒度组成粒度/mm＜0.20.2～0.350.35～0.60.6～1.25比例/%12223729相似模拟及测试技术——4应用举例表4-2模型材料的物理力学参数与材料用量岩层岩性材料参数分层用料抗压强度/MPa配比号容重/g·cm-3分层厚度/cm累计厚度/cm河砂/kg水泥可赛因石灰/kg石膏/kg水/kg硼砂/g混层0.729461.710287.591.84.086.1210.2102.1细砂岩0.899461.710.2279.692.724.126.1810.3103泥岩0.304371.555.2269.4396.829.7669.4449.6496粗砂岩0.323461.520.3214.2137.2518.327.4518.3183煤0.243641.511.5193.977.415.4810.3210.32103.2泥岩0.304371.54.4182.431.682.385.543.9639.6中砂岩0.536551.745.4178396.9433.0833.0846.31463粗砂岩0.575551.716.3132.6138.5813.8613.8616.63166煤0.243641.516.3116.3110.2522.0514.714.7147夹矸0.304371.50.7100.55.040.380.880.636.3煤0.243641.57.799.851.7510.356.96.969夹矸0.304371.5192.17.20.541.260.99煤0.243641.5691.140.58.15.45.454夹矸0.304371.5185.17.20.541.260.99煤0.243641.51584.1101.2520.2513.513.5135夹矸0.304371.50.869.15.040.380.880.636.3煤0.243641.518.368.312324.616.416.4164夹矸0.304371.52.75019.21.443.362.424煤0.243641.57.347.349.59.96.66.666砂质泥岩0.729461.74040183.68.1612.2420.42044.3.3模型设计模型的四周和底板用20号槽钢和25mm厚有机玻璃板约束，上面用皮囊充气加载。在模型的两侧各留100mm（原型3m）宽煤柱，剩余2800mm，可模拟原型工作面推进84m。模型厚200mm，可模拟原型工作面宽6m，相当于4架支架宽度。模型高3000mm，模拟底板厚500mm(原型15m)，煤厚667mm(原型20m)，顶板厚1708mm（原型51.24m），其余5792mm（原型173.76m）高上覆岩层重力通过皮囊充气加载实现。对667mm（原型20m）厚的煤层采用一次采全厚，底层割煤高150mm

（原型4.5m），放顶煤高517mm

（原型15.5m）。模型中支架为两柱式放顶煤支架，见图4-1所示。相似模拟及测试技术——4应用举例图4-1一次采全厚（20m）模型放顶煤支架4.3.4模型的加载与测试模型的上覆岩层重力采用皮囊充气加载，按照开采深度计算的加载气压值为0.097MPa。考虑模型两侧槽钢的弹性夹持力所产生的摩擦阻力，取1.2的摩擦系数，则皮囊的实际充气压力为0.116MPa。在试验过程中，测试的主要内容有：顶煤顶板的位移分布及其变化，顶煤顶板中的采动支承应力分布及变化，液压支架的工作阻力及其变化，顶煤顶板的垮落特征和顶煤的放出率等。其中：①顶煤顶板的位移分布及其变化采用型号为NikonTotalStationDTM-531E的全站仪，测定预先设定在模型内的标志点，然后通过数据线将其测定结果输入到计算机中，进一步处理为原型位移值。模型中的位移测点布置见图4-2所示。②顶煤顶板中的采动支承应力分布及变化采用YJ-5型静动态应变仪采集预先埋入模型中的BW-4型微型压力盒的电信号数据，然后通过事先标定的应力-应变曲线得到应力值。模型中的应力测点布置见图4-2所示。③液压支架的工作阻力通过接入油路上的压力表来测取。④顶煤顶板的垮落角、断裂与垮落距离和垮落高度等采用钢卷尺测取。⑤采用磅秤秤取工作面的割煤量和顶煤放出量的方法计算工作面的采出率和顶煤放出率。⑥采用SONY数码相机拍照试验过程中的典型现象。相似模拟及测试技术——4应用举例相似模拟及测试技术——4应用举例图4-2采全厚（20m）模型测点布置4.4试验过程描述模型制作后，打开凉15d进行加载。加载至设计压力后，放置1d，进行压力盒和应变仪连线，为全站仪量测选取基点，测取各测点初读数。在距离模型一侧边缘100mm(原型3m)处开挖切眼，切眼宽度210mm(6.3m)，高度150mm(4.5m)，在切眼内放置两柱式放顶煤液压支架，支架宽200mm（原型4架宽度6.0m），顶梁长度110mm（原型3.3m），支架长度200mm（原型6.0m），给支架设定初撑力，进行开采。前两次割煤分别为30mm(原型0.9m)和27mm(原型0.81m)，随后根据原型情况对割煤深度进行调整，调整后每次割煤深度54mm（原型1.62m），相当于原型工作面2刀割煤进度。秤量每一循环割出的底煤和放出的顶煤，记录支架循环末工作阻力，测量位移和应力。当工作面割煤7次，推进537mm(16.11m)时，顶煤开始分层垮落，垮落厚38mm(1.14m)，顶部跨度351mm(10.55m)，支架后有极少量煤可以放出，见图4-4所示。当工作面割煤8次，推进591mm(17.73m)时，顶煤第二、三分层垮落，垮落时顶部跨度为396mm(11.88m)，顶煤垮落角为57.88°，见图4-5所示。相似模拟及测试技术——4应用举例相似模拟及测试技术——4应用举例图4-4工作面推进537mm(16.11m)顶煤开始分层垮落（a）（b）图4-5工作面推进591mm(17.73m)顶煤二、三分层垮落(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤11次，推进753mm(22.59m)时，顶煤全厚初次垮落，如图4-6所示。顶煤垮落角71.93°，放煤后采空区垮落煤体堆积角75.96°。割煤12次，推进807mm(24.21m)时，下位顶煤略有垮落，采空区堆积的顶煤向前倾倒，见图4-7。顶煤垮落角71.85°，放煤后煤体安息角46.31°。相似模拟及测试技术——4应用举例（a）(b)图4-6工作面推进753mm(22.59m)顶煤全厚初次垮落(a)-放煤前；(b)-放煤后(a)(b)图4-7工作面推进807mm(24.1m)顶煤垮落和放出(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤14次，推进915mm(27.45m)时，直接顶全厚初次垮落，前后垮落角分别为58.24°和73.23°，垮落跨度305mm(9.15m)。顶煤垮落线向前移至煤壁上方，垮落角62.32°，图4-8。放煤后，采空区垮落顶煤堆积角69.59°，造成部分煤丢失。此时，支架仅承受极少量碎煤的重力。相似模拟及测试技术——4应用举例(b)图4-8推进915mm(27.45m)直接顶全厚初次垮落时的顶煤垮落与放出(a)-放煤前；(b)-放煤后(a)割煤15次，推进969mm(29.07m)时，基本顶初次来压，顶煤、直接顶和基本顶全部垮落，图4-9（a）。顶煤垮落角83.71°，直接顶垮落角63.92°，基本顶垮落角45°。此时，至基本顶高度范围内，采空区已被垮落的煤矸挤满。随着顶煤的放出，上位矸石随之下沉，见矸停止放煤，见图4-9（b）。此种状态对下一循环的顶煤垮落与放出不利。相似模拟及测试技术——4应用举例（a）（b）图4-9工作面推进969mm（29.07m）基本顶初次来压时的顶煤顶板垮落与顶煤放出(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤16、17、18次，推进1023mm（30.69m）、1077mm（32.31m）、1131mm(33.93m)时，无顶煤垮落，这主要是由于垮落的矸石挤满采空区，对顶煤起一定的支撑作用所致，图4-10(a)。为使支架后方形成顶煤垮落空间，在割煤18次移架后，进行了专门放矸，放矸时形成的冒落结构，见图10(b)。相似模拟及测试技术——4应用举例(a)(b)图4-10工作面推进1023mm(30.68m)时支架后堆矸(a)和推进1131mm(33.93m)时放矸后在支架后方形成的结构(b)割煤19次，工作面推进1185mm(35.55m)时，支架后方下位第一、二分层顶煤垮落，垮落厚度70mm(2.1m)，上位顶煤悬而未垮，顶煤悬露长度距支架顶梁后端281mm(8.43m)，距煤壁398mm(11.94m)，见图4-11(a)。放煤后，基本顶第一次周期断裂，断裂线超前煤壁175mm(5.25m)，见图4-11(b)。即基本顶第一次周期断裂步距216mm(6.48m)。顶煤断裂线向前移至煤壁上方。相似模拟及测试技术——4应用举例(a)(b)图4-11推进1185mm（35.55m）第一次周期来压前后顶煤垮落与顶板断裂(a)-放煤前，顶板尚未断裂；(b)-放煤后，顶煤顶板断裂割煤20次，工作面推进1239mm(37.17m)时，顶煤、顶板沿第一次周期来压时的断裂线垮落，见图4-12(a)，支架上方的下位顶煤破碎。放煤时，上位垮落矸石随之下沉，见矸停止放煤，见图4-12(b)。下位和上位顶煤的垮落角分别为75.12°和69.62°，直接顶板的垮落角为77.55°。顶煤和顶板的断裂线仍在工作面煤壁的前方。相似模拟及测试技术——4应用举例（a）(b)图4-12工作面推进1239mm(37.17m)第一次周期来压后顶煤顶板的垮落与顶煤放出：(a)-放煤前；(b)-放煤后割煤21次，工作面推进1293mm(38.79m)时，由于垮落煤矸在支架后方的堆积，移架后，只能少量放煤，见矸停止放煤，见图4-13所示。此时采场仍处于第一次周期来压的影响范围之内，第一次周期来压时基本顶的断裂线仍在工作面煤壁前方67mm(2.01m)处，顶煤的垮落角为83.1°。相似模拟及测试技术——4应用举例图4-13工作面推进1293mm（38.79m）第一次周期来压期间顶煤顶板垮与放出割煤22次，工作面推进1347mm(40.41m)时，支架顶梁尾部下位顶煤垮落，并正常放出，但由于后方矸石挤入，仍然是见矸停止放煤。基本顶第一次周期断裂岩梁的前支撑点位于支架顶梁上方的直接顶上，后支撑点在采空区垮落的矸石上。顶煤的垮落角为77.29°，基本顶的断裂角为81.03°。相似模拟及测试技术——4应用举例图4-14工作面推进1347mm(40.41m)时下位顶煤正常放出割煤23次，工作面推进1401mm(42.03m)时，支架上方原已断裂的顶煤向采空区侧倾倒垮落，堆积在采空区已垮落的矸石和支架尾梁上，见图15。少量放煤，形成桥拱式结构。顶煤的垮落角为87.89°，直接顶的垮落角为74.36°，采空区垮落煤矸的堆积角为46.09°。相似模拟及测试技术——4应用举例图4-15工作面推进1401mm(42.03m)时已断裂顶煤向采空区倾倒垮落割煤24次，工作面推进1455mm(43.65m)时，移架后，支架顶梁尾部下位顶煤垮落，上次放煤时形成的桥拱式结构破坏，但由于已垮落的顶煤仍倾斜堆放在支架尾梁上，见图4-16，放煤量很少。此时，顶煤垮落角79.44°。割煤25次，工作面推进1509mm(45.27m)时，顶煤和顶板均未出现新的断裂和垮落，但由于支架前移，形成了放煤空间，原堆积在垮落矸石上的顶煤基本放出，并在支架后方形成了一个良好的放煤通道，有利于下循环顶煤的垮落和放出，见图4-17。顶煤垮落角75.65°，采空区垮落煤矸的堆积角为52.77°。此时，基本顶的断裂线已处于支架顶梁之外，即破断岩梁的前支撑点已由后伸的顶煤支撑，处于失稳的临界状态。

相似模拟及测试技术——4应用举例图4-16工作面推进1455mm(43.65m)时的顶煤垮落与放出图4-17工作面推进1509mm(45.27m)时的采场冒放结构割煤26次，工作面推进1563mm(46.89m)时，第一次周期来压时基本顶断裂岩梁的前支撑点失稳，形成长820mm(24.6m)、高490mm(14.7m)的巨型岩块向前倾倒垮落，使工作面沿煤壁切顶，切顶高度13m，图4-18(a)，支架前仰后坐。因此，特厚中硬以上煤层一次采全高放顶煤工作面支架的后部要有足够的抗冲击能力，或者说，应选用四柱支撑掩护式架型。此时，下位顶煤在煤壁上方的切垮角为74.74°，上位顶煤、直接顶和基本顶的垮落角均为83.29°，图4-18(b)。放煤后，支架后方形成向后倾斜的矩形放煤结构。相似模拟及测试技术——4应用举例(b)图4-18工作面推进1563mm(46.89m)基本顶第一次周期断裂岩梁的前支撑点失稳导致工作面切垮(a)和顶煤的放出结构(b)(a)割煤27~31次，工作面推进1617mm(48.51m)~1833mm（53.37m）期间，由于垮落矸石对顶煤顶板的挤压和支撑作用，除了支架顶梁后方下位顶煤少量掉落外，顶煤顶板均无出现新的垮落，见图19（a，b），支架后方顶煤最大悬伸长度达351mm（10.53m），工作面后方已形成了很好的顶煤垮落空间。相似模拟及测试技术——4应用举例(b)图4-19工作面推进1671mm（50.13m)（a）和1833mm（53.37m）（b）时的顶煤悬伸和放煤结构(a)割煤32次，工作面推进1887mm（56.61m）时，基本顶第二次周期来压，见图4-20（a）所示，来压步距702mm(21.06m)。第二次来压步距远大于第一次来压步距216mm（6.48m）的主要原因是由于第一次周期来压基本顶断裂线超前煤壁175mm（5.25m），在第一次周期来压基本顶断裂岩梁的影响下，工作面又推进了378mm（11.34m）。放煤后的顶煤垮落和放煤结构见图4-20（b）所示。相似模拟及测试技术——4应用举例(a)(b)图4-20工作面推进1887mm（56.61m）基本顶第二次周期来压时的顶煤顶板断裂与顶煤放出结构割煤33次，工作面推进1941mm（58.23m）时，顶煤顶板均未垮落。割煤34次，工作面推进1995mm（59.85m）时，支架后方已断裂的三角形顶煤垮落，图4-21。割煤35次和36次，工作面推进2049mm（61.47m）和2157mm(64.71m)时，顶煤顶板均未垮落。下位顶煤悬伸长度为114.81mm(3.44m)，上位顶煤悬伸长度达259.26mm(7.78m)，见图4-22。相似模拟及测试技术——4应用举例图4-21工作面推进1995mm(59.85m)顶煤垮落情况图4-22工作面推进2103mm(63.09m)顶煤悬伸情况割煤37次，工作面推进2157mm（64.71m）时，支架后方厚107.56mm(3.23m)的下位顶煤垮落，上位顶煤尚未垮落，见图4-23。相似模拟及测试技术——4应用举例图4-23工作面推进2157mm（64.71m）时下位顶煤垮落，上位顶煤悬伸割煤38次和39次，工作面推进2211mm（66.33m）和2265mm（67.95m）时，顶煤顶板仍未垮落，此时下位顶煤的悬伸长度为104.21mm(3.13m)，上位顶煤的悬伸长度达到了421.26mm(12.64m)，见图4-24和图4-25。相似模拟及测试技术——4应用举例图4-24工作面推进2211mm（66.33m）时的顶煤悬伸情况图4-25工作面推进2265mm（67.95m）时的顶煤悬伸情况割煤40次，工作面推进2319mm（69.57m）时，基本顶第三次周期断裂、来压，来压步距432mm(12.96m)，顶板的断裂线超前工作面煤壁113.04mm(3.39m)，断裂角76.34°；顶煤基本沿煤壁上方垂直断裂，见图4-26（a）所示。在放煤过程中，已垮落的顶煤形成临时结构，图4-26（b），但这种结构很快破坏，图4-26（c），顶煤全部垮落，但基本顶断裂岩梁的前支撑点仍处于煤壁前方的煤体上方。相似模拟及测试技术——4应用举例(a)(b)(c)图4-26工作面推进2319mm（69.57m）第三次周期来压时的顶煤顶板断裂、垮落与放出至此，工作面推进结束，取出支架后，由于采空区垮落矸石的向下滑落，基本顶断裂岩梁的后支点失稳，搭桥式岩梁垮落，见图4-27。相似模拟及测试技术——4应用举例图4-27工作面推进结束，取出支架后模型的整体垮落情况4.5试验结果及其分析4.5.1顶煤的垮落规律1）顶煤初次垮落当工作面割煤7次，推进537mm(16.11m)时，顶煤第一分层开始垮落，垮落厚度38mm(1.14m)，顶部跨度351mm(10.55m)，见图4-4照片所示。当工作面割煤8次，推进591mm(17.73m)时，顶煤第二、三分层垮落，垮落角57.88°，顶部跨度为396mm(11.88m)，见图4-5。当工作面割煤11次，推进753mm(22.59m)时，顶煤全厚初次垮落，垮落角71.93°，见图4-6。2）顶煤垮落角表4-4列出在不同推进步次和不同垮落条件下的顶煤垮落角统计结果。从表4-4可以看出，顶煤的最大垮落角为90°，最小垮落角为32.91°，平均垮落角为71.24°。在顶板断裂或来压影响期间的顶煤垮落角平均80.51°。

相似模拟及测试技术——4应用举例相似模拟及测试技术——4应用举例表4-4全厚综放开采顶煤垮落角统计序号推进步次模型推进/m原型推进/m垮落条件顶煤垮落角/°垮落位置1753716.11顶煤下位第一分层垮落，厚38mm(1.14m)90滞后顶梁末端56.02mm(1.68m)2859117.73顶煤下位第一、二、三分层垮落，厚105mm(3.15m)57.8顶梁末端3964538.79顶煤下位第一、二、三分层垮落，厚105mm(3.15m)38.79超前顶梁末端36.26mm(1.09m)41069920.97顶煤下位第一、二、三分层垮落，厚105mm(3.15m)32.91顶梁末端51175322.59顶煤全厚初次垮落71.93顶梁末端61280724.21直接顶局部垮落71.85顶梁末端71386125.83直接顶局部垮落71.85滞后顶梁末端54mm(1.62m)81491527.45直接顶初次垮落62.32煤壁上方91596929.07基本顶初次来压83.71超前顶梁末端36.51mm(1.1m)1016102330.69初次来压后，顶煤未垮落83.71滞后顶梁末端17.49mm(0.523m)1117107732.31初次来压后，顶煤未垮落83.71滞后顶梁末端71.49mm(2.143m)1218113133.93初次来压后，顶煤未垮落83.71滞后顶梁末端125.49mm(3.76m)1319118535.55顶煤下位第一、二分层垮落，厚70mm(2.1m)90.0顶梁末端1419118535.55放煤后基本顶第一次周期断裂63.97超前顶梁末端36.88mm(1.11m)1520123937.17基本顶第一次周期来压期间85.11顶梁末端1621129338.79基本顶第一次周期来压期间83.1顶梁末端1722134740.41基本顶第一次周期来压期间77.28顶梁末端1823140142.03基本顶第一次周期来压期间87.89顶梁末端1924145543.65基本顶第一次周期来压期间79.44顶梁末端2025150945.27顶煤垮落线位于基本顶断裂岩梁前支撑点下75.65滞后顶梁末端60mm(1.8m)2126156346.89基本顶断裂岩梁前支撑点失稳69.05煤壁上方2227161748.51仅下位顶煤少有垮落68.09超前顶梁末端65.71mm(1.97m)2328167150.13顶煤悬伸63.58顶梁末端2431183353.37上位顶煤悬伸351mm(10.53m)50.0顶梁末端2532188756.61基本顶第二次周期来82.90顶梁末端2634199559.85基本顶第二次周期来压期间71.0顶梁末端2737215764.71上位顶煤悬伸，下位顶煤垮落厚度107.56mm(3.23m)57.3顶梁末端2838221166.38上位顶煤悬伸长度367.26mm(11.02m)57.3滞后顶梁末端54mm(1.62m)2939226567.95上位顶煤悬伸长度421.26mm(12.64m)57.3滞后顶梁末端104.21mm(3.13m)3040231969.57基本顶第三次周期来压86.01煤壁上方平均71.243）顶煤的超前断裂在5种条件下，顶煤在支架顶梁上方或煤壁上方超前断裂（破坏）：①因支架顶压或后方煤岩断裂，导致下位顶煤在顶梁末端前断裂（破坏）。割煤9次，工作面推进645mm(19.35m)时，顶煤下位第一、二、三分层垮落，导致顶梁上方下位顶煤超前顶梁末端36.26mm(1.09m)断裂，图4-28；割煤27次，工作面推进1617mm(48.51m)，下位顶煤超前顶煤末端65.71mm(1.97m)断裂，图4-29相似模拟及测试技术——4应用举例图4-28工作面推进645mm(19.35m)下位顶煤在支架顶梁上方超前断裂图4-29工作面推进1617mm(48.51m)下位顶煤在顶梁上超前断裂3）顶煤的超前断裂②直接顶初次垮落时，导致顶煤在煤壁上方以62.32°的垮落角垮落，见图4-8。③基本初次来压时，由于基本顶断裂岩梁下落对顶煤的作用，使顶煤超前支架顶梁末端36.51mm(1.1m)，以83.71°的垮落角垮落，见图4-9。④周期来压时，由于基本顶岩梁超前断裂，岩梁向后旋转下沉，导致顶煤超前断裂。图4-11（b）所示为工作面推进118mm(35.55m)放煤后，基本顶第一次周期来压，顶板岩梁旋转下沉导致的顶煤在支架顶梁上方的超前断裂情况。⑤基本顶超前断裂岩梁前支撑点失稳时，岩梁向前下落旋转，导致顶煤在工作面支架顶梁上或煤壁上超前切落。见图4-18示出工作面推进1563mm(46.89m)，基本顶第一次周期断裂岩梁的前支撑点失稳导致的工作面顶煤切落情况。4）顶煤的滞后垮落在开采过程中，支架后方的顶煤往往不能及时垮落，即出现顶煤滞后垮落，这种情况往往出现在顶煤顶板大的垮落之后。顶煤全厚初次垮落后，有两次割煤未出现顶煤整体垮落；基本顶初次垮落后，有三次割煤未出现顶煤整体垮落；第一次周期来压影响过后，有四次割煤未出现顶煤整体垮落；第二次周期来压过后，有三次割煤未出现顶煤整体垮落。其中，下位顶煤垮落位置滞后支架顶梁的最大距离为125.4mm(3.76m)，上位顶煤垮落位置滞后支架顶梁的最大距离为421.26mm(12.64m)。导致顶煤滞后垮落的主要原因有二：①顶板岩石周期垮落后，使顶煤所受的上覆岩层压力减小；②顶板垮落矸石堆满采出空间，对悬伸的顶煤顶板起到了水平挤压和垂直支撑作用。相似模拟及测试技术——4应用举例4.5.2顶板的断裂与垮落规律1）顶板的垮落步距在工作面的推进过程中，直接顶和基本顶的垮落位置和垮落步距见表4-5所示。直接顶板的初次垮落步距为915mm(27.45m)，基本顶的初次来压步距为969mm(29.07m)，基本顶的3次周期垮落步距分别为216mm(6.48m)，702mm(21.06m)和432mm(12.96m)，平均450mm(13.5m)。相似模拟及测试技术——4应用举例表4-5直接顶和基本顶的垮落（来压）步距统计序号垮落（来压）名称垮落（来压）时工作面推进距离/m垮落（来压）步距/m模型/mm原型/m模型/mm原型/m1直接顶初次垮落91527.4591527.452基本顶初次垮落96929.0796929.073基本顶第1次周期垮落118535.552166.484基本顶第2次周期垮落188756.6170221.065基本顶第3次周期垮落231969.5743212.966基本顶第4次周期垮落231969.5737011.17基本顶周期来压步距平均值45013.54.5.2顶板的断裂与垮落规律2）顶板的垮落角在工作面推进过程中，直接顶和基本顶的垮落角统计结果见表4-6所示。直接顶的最小垮落角为60.78°，最大垮落角为145.15°，平均81.9°；基本顶的最小垮落角45°，最大垮落角84.35°，平均68.64°。相似模拟及测试技术——4应用举例表4-6直接顶和基本顶的垮落角度统计序号垮落条件垮落（来压）时工作面推进距离/m垮落角度/°模型原型直接顶基本顶1直接顶初次垮落91527.4571.0（前）73.23（后）2基本顶初次来压96929.0763.9245.03第一次周期来压118535.55103.5484.354第一次周期来压影响期间123937.1777.065第一次周期来压影响期间134740.4160.786第一次周期来压影响期间140142.0374.057第一次周期来压影响期间156346.8982.878第二次次周期来压188757.6567.389第二次次周期来压231969.57145.1576.5810平均值81.968.644.5.2顶板的断裂与垮落规律3）顶板的断裂位置基本顶的断裂位置对顶煤的垮落、破碎和支架载荷大小及合力作用点的位置都有很大的影响。在工作面推进过程中，基本顶初次断裂线在煤壁后方226.2mm(6.8m)，第一次周期断裂线在煤壁前方175mm(5.25m)，第二次周期断裂线在煤壁后方173mm(5.41m)，第三次周期断裂线在煤壁前方142mm(4.78m)，四次断裂平均位置滞后工作面煤壁20.55mm(0.62m)处。4）顶板垮落岩石的碎胀性当工作面割煤32次，推进1887mm（56.61m），基本顶第二次周期来压后，处于采空区上方悬空的基本顶和上覆岩层垮落，垮落矸石充满采出空间。至此，煤层上覆岩层的垮落厚度为：直接顶厚度163mm(4.89m)，基本顶板厚度453mm(13.59m)和上覆岩层厚度1092mm(32.76m)，共计1708mm(51.24m)，垮落的矸石充满了采出空间，由此可以计算出采空区垮落矸石的碎胀系数：式中，M为采出空间，66.7mm(20m)；h1为直接顶板厚度，163mm(4.89m)；h2为基本顶板厚度，453mm(13.59m)；h3为基本顶板上覆岩层垮落厚度，1092mm(32.76m)（上述碎胀系数未考虑采空区丢煤，实际碎胀系数要小于1.39）。上述情况也说明，在酸刺沟6号