采动建筑物论文

采动建筑物论文（通用7篇）

采动建筑物论文 篇1

随着老矿煤炭资源的枯竭,致使矿井被迫开采已采过多层的老采区内较薄的煤层。由于在老区内重复采动对地面的危害较大,如何保护好地面建筑物,还要多采出煤炭,这就给老矿开采提出了一个新课题。黑龙江龙煤矿业集团梨树六井147采煤队,于1922年就是在这种情况下进行建筑物下重复采动,致使建筑物受到了严重的损坏。

1 采区情况

六井右一路2煤层上方地表为东北高、西南低,成7°坡地,在下沉盆地范围内有各种民房建筑9754.14m2,204户,建筑物均在1982年至1986年内所建,采区下山边界建筑物较少,多为私宅,上边界建筑物较密集,多为矿公房。

2 地质采矿条件

2.1 老采区开采情况

该采区内已被梨树矿老六井一斜、老一井、六井、二井、三井进行了多次重复采动,具体情况见表1。

该区最大下沉值可达2.8米以上,建筑物是在稳定了的老采区上方修建。

2.2 右一路2号煤层采矿与地质条件

六井右一路2#层具体采矿与地质条件见表2。

该煤层位于1煤层和3煤层之间。开采方法为走向长壁后退式采煤,顶板管理为全陷。

3 采煤对地面建筑物产生的有害影响

地下煤层采出后,上覆岩层发生移动直至地表,引起两种移动(下沉、水平移动)三种变形(倾斜、曲率和水平拉压)对房屋产生的有害影响,一般讲是极有规律性的。

3.1 开采上边界(上巷)上方地表,因垂深较小,所以变形值较大,最大拉伸和最大曲率均出现在该位置,因此,这部分房屋出现拉伸正曲率的破坏现象。

3.2 开采下边界(下巷)上方地表压和地表垂深较大,所以地表变形值较小,且波及范围较大,这部分房屋一般不会出现较严重的破坏现象。

3.3 采区中央虽具有较大的下沉,水平移动是均匀的,各种变形值很小,因此,对房屋的破坏不构成直接的威胁。

六井右一路2号煤层,采高1.65m,工作面长350m,倾斜长140m(呈长方形)。

地面建筑物就出现了十分严重的破坏,并且规律可循。位于采区中央12号房,水泥地面拉开40mm。29号房承重墙斜向裂缝最大20mm。采区沿走向外侧50m处34号房出现斜向裂缝80毫米。并且在影响范围以外的房屋也受到了较严重的损害。此时房屋损坏需大修26户,占总户数的12.7%,需搬迁12户,占总户数的5.8%。当工作面推进至204m时,地面最大下沉值为480mm,此时搬迁户数以增至29户,占总户数的14.2%,地面建筑物受到了大面积严重损坏,已无法继续开采,被迫停采。

4 重复采动综述

房屋受到严重破坏的主要原因:本区域地表经过了多次重复采动,右一路2号煤层的开采,使稳定的上覆岩层又重新活化,加速了地表移动,使房屋受到了比较严重的破坏。

重复采动的三种情况,一种是老采空区在开采煤层的上方,采空区距下方煤层间距小于“两带”(即:冒落、裂隙带)高度、损坏程度要大于层间距大于“两带”高度的损坏。第二种情况是老采空区在开采煤层的下方,如果采空区距开采煤层间距大于“两带”高度,重复采动的影响不大,反之,层间距小于“两带”高度,影响较大,但要比第一种情况,前者影响小。第三种情况,开采煤层上、下均有老采空区,如果上、下两采空区距煤层间距均小于“两带”高度,这种情况影响是较大的。如果下部采空区距煤层间距大于“两带”高度,而上部小于“两带”高度,基本和第一种情况前者相同,如果下部采空距煤层间距小于“两带”高度,而上部采空区距开采煤层间距大于“两带”高度,和第二种情况后者基本相同。

5 结论和建议

由于重复采动,尤其是多煤层重复采动,对地表的危害是较大的,特点是:一是影响范围增大,正常影响范围外的建筑物也受到损害;二是破坏严重,致使搬迁数量增多;三是没有规律性,不该严重的区域也出现了严重的损坏。

根据实践和观测资料,每增加一层重复采动,下沉系数增大0.12。当垂深在在500-600m时,采后地面在13-14个月后停止活动,重复采动影响较小,当垂深在300-400m是,采后地面在11-12月停止活动,重复采动影响相对小,当垂深在100-200m时,采后9-10个月地面停止活动,重复采动影响较大,当垂深小于100时,采后7-8个月地面停止活动,重复采动影响较大,当垂深小于100时,采后7-8个月地面停止活动,重复采动影响特大,所以说,当垂深较小时,多煤层重复采动对地面建筑物损坏是最严重的。

由于上述原因,所以在垂深较小时,多煤层重复开采,地面建筑又密集时,应加经济对比。梨树六井共采出煤炭2.8万吨,地面建筑物需赔偿83万元,吨煤增加29.6元,经济上是不合理的。今后抽采煤层时,应进行经济对比,减少经济损失,达到合理回收煤炭资源的目的。

摘要：介绍了多煤层重复采动对地面建筑物的危害,并提出危害特点、提出了在垂深较小时,多煤层重复开采,地面建筑又较密集时,应加以经济对比,避免吨煤增加成本。

关键词：重复采动,变形值,两带高度

采动建筑物论文 篇2

关键词：开采区,建筑物受损,评价模型

矿区附近建筑物稳定性受损程度的评价是一个极其复杂的过程, 与地质采矿资料的精准度和统计方法的科学性等因素有关。模糊数学理论是一种采用数学方法研究和描述模糊性研究现象的理论。该理论在多层次因素的复杂问题的评价方面具有良好效果, 因为它能考虑多种因素对系统所起作用的大小, 并且可以通过模糊合成关系得出一个明确的结论。所以, 基于模糊数学原理, 笔者提出了新的建筑物受损评价模型, 为准确评价矿山建筑物破坏等级提出一种科学的理论依据[1,2]。

1 模糊评价模型

1.1 建立评价模型因素集

综合考虑影响建筑物破坏程度的各种因素, 并结合我国大量的采煤区建筑物受损实例, 笔者总结出影响建筑物破坏程度的因素树 (见图1) 。该模型的基本思想是给定因素集U, 对因素集作m个子集的划分:U={u1, u2, …, um}, 划分后的子集满足

1.2 建立破坏级别评判集

根据矿山建筑物的破坏程度将将矿山建筑物破坏等级分为四级, 并建立评价破坏级别评判集。

文献[2]中列出了建筑物的破坏等级与地表移动变形值的关系, 砖石结构建筑物及土筑平房建筑物的破坏见第98页表1。

1.3 建立模糊关系矩阵R

根据所需的隶属函数, 导出模糊关系, 建立模糊关系矩阵为

式中:rij为从第i个因素开始, 评价建筑物破坏等级的可能程度, 于是 (U, V, R) 就构成了一个综合评判模型。

通过一级评判得到结果,

式中:Ai为各子集的权重分配。

将每个Ui作为一个元素, 用作为它的单因素评判, 构建二级模糊关系矩阵R

1.4 综合评判

由于评判中的各因素重要程度不同, 需要赋予不同的权重系数, 它们为U上的一个模糊子集A= (a1, a2, …, an) , 且, 在R和A求出后, 即可建立模糊综合评判模型[5],

根据评判结果B= (b1, b2, b3, b4) , 由模式识别的最大隶属原则, 取bj= (b1, b2, b3, b4) , 得出对应的评价级别。

2 应用实例分析

运用模糊评价模型对甘肃华亭某矿区办公楼受采动损坏进行有效评价。通过调查分析, 该矿区地质采矿条件及其相关因素见第99页表2。综合评价矩阵为

模糊合成关系采用算子M (●, ) 通过一级综合评判的二级模糊关系矩阵

根据专家意见并结合文献资料[2-3], 分析给出该矿区主要指标因素及其权重A (见第99页表2) , 再进行综合评价。最后, 通过二级综合评判可得

根据现场调查, 表明该矿区办公室墙体出现了15~25 mm的裂缝11条, 并出现地表裂缝贯通, 门窗上下角有多处裂缝。该条件下建筑物破坏等级为Ⅲ级, 表明上述评价结果与实际较符合。

参考文献

[1]中华人民共和国煤炭工业部.建筑物、水体、铁路及主要井巷开采规程[S].北京:煤炭工业出版社, 1986.

[2]梁明.开采沉陷预计中参数误差对移动变形值的影响[J].西安科技学院学报, 2001 (1) :51-54.

[3]谭志祥, 邓喀中.采动区建筑物附加地基反力变化规律研究[J].煤炭学报2007, 32 (9) :907-911.

采动区公路建设地表处理措施 篇3

大量观测实践表明, 采动影响区地表沉陷速度随时间呈负指数曲线衰减, 主要与开采深度、覆岩岩性、开采速度等因素有关。因而, 必须要采取相关的技术措施来解决公路穿越矿区采动影响区的问题。

1 解决公路穿越矿区采动影响区的措施

1.1 采动区地表减沉技术

条带法开采、充填法开采和离层带注浆法开采我国应用比较成熟的采区减沉 (岩层控制) 技术。由于几种技术对岩层 (地表) 控制的机理不同, 因此对岩层 (地表) 沉降控制 (采空区地表减沉) 的效果也就不尽相同。尽管不同地区采用相同的减沉技术, 但地质条件的差异, 其减沉效果的差异也较大。但是传统的减沉技术在具有减沉效果的同时又存在着种种缺点:条带法开采资源损失率较高;充填法开采其工序与正常的开采工序易发生冲突;离层带注浆对岩层的控制理论及注、采的时空关系有待于进一步研究和探讨。但在目前环境、人口、资源三大主题的要求下, 充填技术仍将为今后一段时期内采动区减沉的主要技术手段, 而离层带注浆法则是一种趋势。

人口、资源、环境是21世纪的3大主题, 解决好资源开发利用与土地 (环境) 的保护的矛盾必将促进采矿技术的发展。当人们懂得如何正确解决资源需求与保持人类生存环境的矛盾时, 科学的采矿方法将被越来越广泛的采用, 因为现有的采动区减沉技术及对减沉趋势技术的研究完全可以实现对土地及环境的保护。

1.2 采动区设缝沥青路面的应用

穿越煤矿采动区的公路, 由于地下采煤的影响, 地面将不均匀沉降, 路面结构产生附加应力, 其值有可能超过道路允许应力使路面结构破坏, 但传统沥青路面设计一般不考虑地基不均匀变形的影响, 其抗变形能力有限。

在理论研究的基础之上提出抗变形沥青路面结构。通过在路面结构中设置纵向和横向变形缝减小路面结构内部附加应力, 在路基顶层上铺设碎石垫层来吸收部分地表变形能, 提高路面结构的抗变形能力。

不均匀沉降对沥青路面结构层内的附加应力影响很明显。由于半刚性基层和面层的抗拉强度较低, 对于地表负曲率变形时当不均匀沉降量超过1.5cm时, 半刚性基层底面就会产生拉裂破坏。而采用设缝沥青路面则可以较好的解决这一问题。

1.3 桩基础在采动区公路中的应用

1.3.1 高压旋喷桩在采动区公路地基约束加固中的应用

路基在采动过程中, 地基土在经历地表变形的压缩、拉伸和扭曲作用后, 已变为扰动土体, 只要原状土受到扰动, 土体的摩擦角和黏聚力就会降低, 扰动后土体的黏聚力平均下降9.4%, 根据以上理论可以得出地基承载力一般降低10%左右。路堤的极限高度是在天然的软土地基上, 建造路堤能达到的最大高度。路堤的极限高度, 取决于地基的特征 (软土的性质和成层情况) 及填料的性质等, 可由稳定分析确定。

高压旋喷桩在线路内施工占用的工作面较小, 穿透能力强, 施工速度快等特点, 高压旋喷注浆处理软土地基技术是通过钻机钻孔, 将旋喷注浆管置于预定的地基加固深度后, 边旋转、边提升注浆管, 将预先配制好的浆液用一定的压力从注浆管的喷嘴喷出, 冲切土体、破坏土体结构, 使土体和浆液搅拌成混合体, 待凝结、硬化后形成一种与周围土体共同承担外荷载作用的复合地基技术。

施工要求:1) 高压旋喷桩施工前, 选择路基附近相同的地层进行试喷成桩, 并进行质量检测, 以确定喷射工艺参数、单桩承载能力、喷射体无侧限抗压强度等技术指标, 试喷成桩为3根;2) 桩垂直度偏差不得超过1.5%, 桩位偏差不得大于50mm, 桩径误差不得大于4%;3) 旋喷桩施工顺序为首先施工靠近路基中线处旋喷桩, 再施工路基坡脚处旋喷桩, 要求两排同步进行;4) 施工过程中对喷射压力、流量、喷头喷射速度和钻杆提升速度进行监控和记录。

1.3.2 水泥搅拌桩在采动区公路地基处理中的应用

水泥搅拌桩处理软土地基技术是通过钻机钻孔, 将旋喷注浆管置于预定的地基加固深度后, 边旋转、边提升注浆管, 将预先配制好的浆液用一定的压力从注浆管的喷嘴喷出, 使土体和浆液搅拌成混合体, 待凝结、硬化后形成一种与周围土体共同承担外荷载作用的复台地基技术, 这种地基加固技术具有施工简便、加固效果好等特点。

加固设计:对软土层进行约束加固, 在路基坡脚布置四排桩, 双线中间布置四排, 孔间距为1.2m, 加固深度为路基以下12m, 桩刺入持力层1.6m, 旋喷桩直径0.60m, 梅花形布置, 利用旋喷桩在路基坡脚处和双线中间形成三道幕墙对地基侧向约束, 在竖向载荷和侧向约束的作用下软土固结, 提高地基的承载能力。通过数值模拟计算加固后的路基可以满足再下沉5m加高的要求, 加固后的路基最大水平位移为0.17m, 可以保证路基不会发生水平滑移破坏, 路基最大竖向位移为0.62m, 路基不会失稳。

公路路基在煤炭采动的过程中地基土变为扰动土, 设计中必须考虑土体参数的变化影响。考虑铁路可以允许较大竖向变形, 通过数值模拟分析得出约束加固可以满足工程要求, 旋喷桩在路基坡脚和路基中心形成三道幕墙可以限制地基水平变形来提高地基的承载力。因而, 通过以上措施可以起到加固采动区公路路基的作用。

2 结语

地表减沉技术、设缝沥青路面及桩基础技术是经济、合理处治采动影响区, 保证公路安全、正常运行的有效途径。同时也为进一步研究在采动影响区高等级公路设计规范、预防措施及工程处治提供了依据。高等级公路穿越采动影响区存在问题的研究尚处于开始阶段, 还存在大量的问题, 诸如地表剩余沉陷引起公路路基承载力及变形等问题还需进行大量的研究与实践。采动区公路建设的疑难需要大家共同努力, 尤其是科研人员及工程技术人员更应在这方面寻求大的突破。

摘要：公路建设中经常遇到公路穿越矿区采动影响区的问题。采动引起的地表移动变形是确定路基稳定性、分析采空区影响程度的主要依据。根据相关的依据, 在采动区公路建设中采取相应的技术措施则可达到事半功倍的效果。

关键词：采动区,公路,地表减沉,桩基础

参考文献

[1]李凤明.覆岩离层产生的条件及注浆减沉的可控因素[J].煤矿开采, 2001.

浅析煤矿采动边坡监测内容及方法 篇4

矿山沉陷和变形监测, 是矿山安全生产的重要技术手段。在矿山建立沉陷与变形的监测体系, 对确保主要井筒和硐室、主要建构筑物、边坡及沉陷区域的地表安全, 分析沉陷与变形产生的原因, 了解和掌握其规律并采取措施, 具有重要意义[1]。沉陷与变形监测体系[2]包括:设计并建立科学的监测网、监测程序与方法、数据处理与分析方法、分析和预报体制、应急和处理体制等。

1 边坡监测的主要内容

根据边坡监测的范围和对象, 其主要检测内容为:岩体位移监测、地下水监测、地震和爆破震动监测等。

1.1 地表位移监测。

在稳定地段设立测量基准点, 在被测量的边坡上布置若干观测点, 用相关仪器定期测量测点和基准点之间的位移变化量。地表位移监测可以准确掌握边坡整体的变形特征, 圈定滑坡的范围, 具有测程远、操作简便、可及时直观反映边坡变形规律的特点。

1.2 岩体内部位移监测。

利用钻孔测斜仪、多点位移计等对岩体内部变形进行监测。该方法主要用来揭示岩体内部的变形规律, 以及确定滑床位置, 为理论计算提供接近实际的滑移线、预估滑体规模等。因而, 一般将它们有针对性地布置于一定的地质剖面上或有代表性的部位, 可在其量程范围内或深度范围内给出连续的观测信息。

1.3 地下水的监测。

通过钻孔来实现, 将钻孔打在待测层位, 然后安装水压计, 探测边边坡内地下水的分布规律。地下水作为影响边坡稳定性的一个重要因素, 因为它可以降低不连续面的抗剪强度, 对边坡产生浮托力, 诱发和加速边坡的滑移。

1.4 地震、爆破震动的监测。

地震的监测主要依靠有关部门的协作。爆破震动监测是通过对爆破产生的地震波的测试, 解析出最大位移、速度、加速度、主振频率、波动速度和振动持续时间等参数, 来衡量爆破对边坡的影响程度。

2 边坡监测的方法

目前, 边坡工程监测技术方面, 我国正在向自动化、高精度及远程系统发展。监测方法主要采用简易观测法、设站观测法、仪表观测法和远程监测法等四种类型的监测方法。

2.1 简易观测法。

简易观测法是人工观测边坡工程中的地表裂缝、地面膨胀、沉降、坍塌、建筑物变形特征及地下水位变化、地温变化等现象。该法对于发生病害的边坡进行观测较为适合, 对滑塌和滑坡的宏观变形迹象、与其有关的各种异常现象进行定期的观测和记录, 从宏观上掌握崩塌、滑坡的变形态势和发展趋势。该法也可以结合仪器监测结果进行综合分析, 初步判定崩滑体所处的变形阶段及中短期滑动趋势。即便采用先进的仪表, 本法仍然是不可或缺的观测方法。

2.2 设站观测法。

设站观测法是指在充分了解了工程场区的工程地质背景的基础上, 在边边坡上设立变形观测点 (成线状、格网状等) , 在变形区影响范围之外稳定地点设置固定观测站, 用测量仪器定期监测变形区内网点的三维 (x, y, z) 位移变化的监测方法。此法主要指大地测量、近景摄影测量及GPS测量与全站式电子速测仪设站观测边坡地表三维位移的方法。

2.3 大地测量法。

常用的大地测量法主要有两方向 (或三方向) 前方交合法、双边距离交会法, 视准线法、小角法、测距法及几何水准测量法, 以及精密三角高程测量法等。

常用前方交会法、距离交会法监测边坡的二维 (x, y方向) 水平位移;采用视准线法、小角法、测距法观测边坡的水平单向位移;用几何水准测量法、精密三角高程测量法, 观测边坡的垂直 (z方向) 位移, 上述检测常采用高精度光学和光电测量仪器, 如精密水准仪、全站仪等仪器, 通过测角和测距来完成。

2.4 GPS (全球定位系统) 测量法。

GPS测量法的基本原理是用GPS卫星发送的导航定位信号进行空间后方交会测量, 确定地面待测点的三维坐标。工程实践证明, GPS定位精度可达毫米级, 完全适用于边坡工程的位移监测, 具有以下优点:

a.观测点之间无需通视, 选点方便;b.观测不受天气条件的限制, 可以进行全天候的观测;c.观测点的三维坐标可以同时测定, 对于运动的观测点还能精确测出它的速度;d.在测程大于10km时, 其相对精度可达到5×10-6~1×10-6, 甚至能达10-7, 优于精密光电测距仪。此法适用于边坡地表的三维位移监测, 特别适合处于地形条件复杂、起伏大或建筑物密集、通视条件差的边坡监测。

2.5 近景摄影测量法。

该方法是把近景摄影仪安置在2个不同位置的固定测点上, 同时对边坡范围内观测点摄影构成立体像对, 利用立体坐标仪量测像片上各观测点三维坐标的一种方法。其周期性重复摄影方便, 外业省时省力, 可以同时测定许多观测点在某一瞬间的空间位置, 并且所获得的像片资料是边坡地表变化的实况记录, 可随时进行比较和分析。对于滑坡监测中, 可以满足崩滑体处于速变、剧变阶段的监测要求, 即适合危岩临空陡壁裂缝变化 (如链子崖陡壁裂缝) 或滑坡地表位移量变化速率较大时的监测。

2.6 仪表观测法。

仪表观测法是指用精密仪器仪表对变形斜坡进行地表及深部的位移、倾斜 (沉降) 动态, 裂缝的张、闭、沉、错变化及地声、应力应变等物理参数与环境影响因素进行监测。一般而言, 精度高、测程短的仪表适用于变形量小的边坡变形监测;精度相对低、测程范围大, 量测范围可调的仪表适用于边坡变形处于加速变形或临崩、临滑状态时的监测。为增加边坡工程研究的可靠性和直观性, 将机测和电测相结合使用, 互相补充和校核, 效果最佳。

2.7 远程监测法。

先进的自动遥控监测系统的问世, 为边坡崩塌和滑坡的自动化连续遥测创造了有利条件。电子仪表观测的内容, 基本上能实现连续观测, 自动采集、存储、打印和显示观测数据。远距离无线传输是该方法最基本的特点, 由于其自动化程度高, 可全天候连续观测, 故省时、省力、安全, 是当前和今后一个时期滑坡监测发展的方向。目前, 从远程监测的使用情况也反映出一些弱点, 如传感器质量仍不过关, 仪器的组 (安) 装工艺和长期稳定性较差, 运行中故障率高, 很难适应野外恶劣的监测环境 (如风、雨、地下水侵蚀、锈蚀、雷电干扰、瞬间高压等) , 数据传输时有中断, 可靠度也难以使人置信, 在经济上较为昂贵。

结束语

露天和井工开采中, 边坡及地表沉陷检测是安全生产的重要环节, 在主要内容设计与方法上, 必须合理安排, 不同时期重点突出, 测站设计的一般原则应当遵循:保证监测线设在地表移动盆地的主断面上;设站地区应在监测期间不受邻近开采的影响;监测线的长度要大于地表移动盆地的范围;监测线上的测点应有一定的密度, 这要根据开采深度和设站目的而定;监测站的控制点要设在移动盆地范围以外, 埋设要牢固。在冻土地区, 控制点底面应在冻土线0.5米以下。

参考文献

[1]石玉泉, 付培义.矿山GPS沉陷与变形监测体系[J].太原理工大学学报, 2003, 34 (2) :166-168.

采动诱导底板巷道矿压规律研究 篇5

任楼煤矿Ⅱ7214工作面所采煤层为72煤, 煤层厚度为4.8 m, 呈条带状结构, 直接顶为泥岩, 层理发育, 厚0.6 m。工作面长度190 m, -720 m南翼轨道大巷布置在煤层底板岩层中, 巷道距72煤距离为43～70 m。

为了准确获得工作面在回采过程中对底板巷道的影响范围和底板巷道围岩的活动规律, 在工作面回采过程中, 对受采动影响的-720 m南翼轨道大巷的围岩稳定性进行跟踪监测。沿上覆7214工作面开采走向方向, 在-720 m南翼轨道大巷布置了矿压观测站, 测站安装位置选定在-720 m南大巷完全处于采空区中央的区域。具体测点布置如图1所示, 具体观测内容如表1所示。

2 矿压测试结果分析

2.1 巷道表面位移

巷道表面位移是反映巷道围岩稳定状况的综合指标。图2为测站的表面位移与工作面的相对位置关系。

在受工作面开采影响前, 巷道表面位移较小。随着工作面的推进, 测站受到工作面的超前采动影响, 顶底和两帮的相对位移开始增大。

从观测结果可以看出, 在距离工作面约90 m时, 表面位移量开始增加, 当工作面推过测站20 m后, 顶底板变形开始迅速加快。在距离工作面后方4～49 m范围内, 顶底的相对位移快速增加, 工作面推过测站约90 m后, 顶底板位移逐渐减小并达到稳定。

2.2 围岩深部位移分析

掌握围岩深部位移状况, 对于了解受采动影响巷道的顶板活动规律, 分析支护体的受力变化规律及支护结构的稳定性极为重要。测站沿巷道断面在两帮的帮脚、帮中、肩窝和巷道顶部共安装了5个KDW-1型深基点位移计。图3～7为测站的深基点位移观测结果。

实测采用相对位移分析法, 以巷道表面为参考点。如果深部测点与巷道表面参考点的相对位移为负, 则表示围岩深部测点向巷道表面方向发展, 围岩产生剪胀变形。相反, 如果相对位移为正, 则表示围岩产生压缩变形。如果两测点间曲线斜率为正, 表示该区域受压为压缩域, 如果两测点间曲线斜率为负, 则表示该区域为张拉域。由测站深基点位移观测结果可以看出, 距离工作面90 m左右, 岩层深部各测点的位移较小, 之后随着工作面的临近, 岩层深部位移才有所增大, 但主要表现为浅部围岩的碎胀, 主要表现为围岩0～1.5 m岩层受拉应力作用。对于左帮中部的深基点位移计来说, 围岩碎胀范围较帮脚有所扩大, 2～4 m范围岩层受到压缩, 随着工作面的推进, 应力的增大, 由于浅部不均匀的变形会产生新的裂隙, 帮部极易由于围岩不均匀的变形而产生承载结构局部变形破坏, 导致巷道整体承载结构失稳。结合以上分析, 巷道左帮帮部围岩在力的传递过程中, 围岩第一张拉域范围在帮部中部达到最大, 并在帮脚有所缩小。左帮中部是张拉域范围最大的部位, 但是此处的围岩移近量和锚杆受力并不大。帮脚围岩浅部碎胀量进一步缩小, 但深部张拉域范围增大明显且围岩移近量很大。在巷道右帮中部观测图中, 可以看到围岩在距离工作面较远时, 由于原有裂隙的存在, 围岩在2 m附近处于受拉状态, 但是围岩位移幅度很小。随着工作面的推进, 这部分围岩位移量逐渐减小, 由受拉应力转变为受压应力状态, 裂隙闭合。

结合以上观测结果, 巷道右帮浅部围岩受压明显, 在围岩深部虽然存在张拉域, 但是范围不大, 且移近量也很小。随着工作面的推进, 巷道浅部受压围岩的移近量也逐步减小。

2.3 顶部位移活动规律

从图7可以看出, 围岩由浅部到深部, 2 m、4 m、6 m处岩层离层量均较大。测站在超前工作面90 m左右时, 巷道深部围岩已经开始产生裂隙, 出现离层, 且随着工作面的推进, 离层量逐步增大。

2.4 锚杆工况分析

锚杆的托锚力, 即锚杆托板对围岩的支护阻力是反映锚杆锚固性能的综合指标, 通过锚杆液压枕来进行观测。根据巷道的支护断面图, 在每根锚杆上安装一个液压枕, 共10个。

图8是锚杆液压枕受力变化图。由图可以看出, 在受工作面开采影响前, 锚杆托锚力变化不大。工作面开采的超前影响范围对浅部围岩的影响范围大约在70 m左右。在临近工作面50 m以后, 开采的影响才比较剧烈。受采动影响锚杆托锚力急剧变化的区域, 一般是巷道顶板中部至两帮肩角处。另外由这几个观测站的观测结果可以看出, 初期托锚力较大, 而且随着围岩的变形, 其增阻速度较快。因此锚杆施工时一定要注意锚杆的施工质量, 加大锚杆的预紧力, 以充分发挥锚杆的锚固作用, 给围岩提供较大的支护阻力。

2.5 锚索工况分析

锚索的受力状况反映了锚索对围岩的实际锚固力, 也反映了该种条件下锚索的作用机理。锚索的工作状况主要通过振弦式锚索测力计结合电脑检测仪来进行观测。从图9可以看出, 锚索施工时的锚索张拉对锚索的支护阻力起决定性作用, 较高的锚索一次张拉预紧力, 能够使锚索在工作过程中保持较高的支护阻力。从受力曲线可以看出, 动压影响的超前距离大概是90 m左右。在工作面推过测站约30 m和约70 m处有两次大的变化。可以推断出工作面的周期来压在40 m左右。与锚杆受力相比, 锚索受力要小于锚杆受力, 这是因为岩层在深部岩层移动的同时主要以围岩浅部的碎胀变形为主, 锚杆与围岩形成的基本组合拱支护结构首先承载, 锚索与支护体共同形成的悬吊梁结构其次承载。

3 主要结论

(1) 在受工作面开采影响前, 其巷道表面位移均较小, 对5 m跨度的巷道, 工作面的超前影响范围为70～90 m左右。在工作面后方0～50 m的范围内, 顶底的相对位移速度达到最大, 之后由于老顶逐步回转, 采空区被压实, 顶底板相对位移速度逐渐减小, 并趋于稳定。

(2) 巷道两帮部深基点位移变化特点不同。左帮以围岩浅部碎胀为主, 左帮浅部围岩主要受拉应力作用, 需要加大支护强度;右帮则主要表现为围岩整体受压, 以围岩的整体移动为主。顶部在围岩整体移动的同时, 在顶部从浅部到深部都产生了裂隙和离层, 说明巷道顶部受力很大, 是今后需要重点改进的部位。

(3) 锚杆的受力状况决定于锚索作用和深部岩层的移动变形情况。受采动诱导及巷道岩层的位移变形影响, 锚杆杆体受拉应力为主。

(4) 锚杆 (索) 承载过程说明, 较大的预紧力能够使锚杆 (索) 在工作过程中保持较高支护阻力, 对于工作过程中锚固力丧失的锚杆 (索) , 通过重新预紧可以使锚杆 (索) 恢复到较高承载状态。

(5) 采用高强稳定型支护加固后的巷道, 巷道深部岩层移动以整体位移为主, 浅部围岩以碎胀变形为主, 而且在锚索的作用下, 浅部围岩的离层裂隙发育也较小。这说明锚杆作为基本支护在浅部锚固范围内形成了一个小的承载结构, 在锚索的作用下与深部岩层又形成了一个大的承载结构, 使得巷道围岩6 m范围内的岩层能够与支护体形成一个共同的承载体, 共同作用。在承载过程中, 锚杆与围岩形成的基本组合拱支护结构首先承载, 锚索与支护体共同形成的悬吊梁结构其次承载, 锚杆的初期承载受力要大于锚索受力。

参考文献

[1]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版, 1994

[2]陆士良, 汤雷, 杨新安.锚杆锚固力与锚固技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1998

[3]勾攀峰.巷道锚杆支护提高围岩强度和稳定性研究[D].徐州:中国矿业大学, 1998

[4]宋振骐, 姜金泉.煤矿岩层控制的研究重点和方向[J].岩石力学与工程学报, 1996, 15 (2)

采动建筑物论文 篇6

1 工作面概况

某矿1305工作面位于一采区,工作面标高-510～-590 m,平均为-550 m;其上方地面标高+46.38～+50.34 m,平均为+48.36 m。地质构造中部以C8向斜为主,东部以C8-1背斜为主,断层比较发育。受其影响,煤层波状起伏,产状变化较大,呈中部低、两侧高,运输巷一侧较高、轨道巷一侧较低的构造形态,并且岩层中裂隙及断层比较发育。1305工作面由于煤层埋藏深,不受地表水、第四系砂岩水的影响,回采过程中直接充水水源为3煤顶底板砂岩水、J3红层水和1304综放工作面回采后形成的采空区老空水。

2 数值模拟研究

2.1 模型建立

根据某矿1305工作面煤层开采情况,选取在三维坐标系统中,以煤层底板基点为坐标原点,以底板底面为XOY平面,倾斜水平投影方向为Y正方向,煤层走向为X方向,垂直向上为Z轴正方向。通过对相关地质资料的综合分析,将研究区内岩层按岩性和完整性划分为灰岩、粉砂岩、粗砂岩、中细粒砂岩、泥质岩、3煤6个工程地质岩组,从上到下划分为18层地层。沿倾斜方向采动底板主要影响因素的工程地质模型见图1。

模型空间范围取包含测试孔在内的400 m×300 m的地块,高取150 m,煤厚取4 m,煤层顶板厚取66 m,底板厚取80 m,共划分出90 000个单元,96 596个节点。模型前后、左右侧面采用水平方向固定、垂直方向自由边界;底面采用垂直方向固定、水平方向自由边界;模型顶部按450 m的补偿荷载施加,约为11 MPa。数值模拟过程中采用Mohr-Coulomb本构模型对煤层底板采动破坏特征进行计算,各岩层具体物理力学参数见表1。

2.2 数值模拟结果分析

2.2.1 采动底板应力分布特征

1)垂直应力变化特征。

根据煤层开采垂直应力分布图2可知,工作面前后的煤壁中出现2个应力增高区,应力最大值出现在开切眼后约12 m和停采线前约12 m处。随着工作面推进长度的增加,应力值也相应增大,应力集中的现象更加明显;当工作面推进至200 m时,工作面两端煤壁内的竖向应力最大值达到34 MPa,且开切眼处的竖向应力最大值要比停采线附近大一些。在煤层底板内出现了反拱形的卸压区,并随着工作面推进长度的增加出现了拉应力区,在顶板垮落与底板接触之前,拉应力区分布在采空区中部的较大范围内,在底板中影响深度约为20 m;当工作面推进200 m之后,顶板垮落与底板接触并开始重新承受荷载,此时拉应力区主要出现在工作面两端,影响范围也较小,采空区中部又重新成为受压状态,并逐渐出现了较明显的应力集中现象。拉应力区的发展将控制受拉屈服塑性区的发育,且与顶板垮落的产生相一致。

2)剪应力变化特征。

根据煤层开采剪应力分布图3可知,采空区周围形成了一个剪切带,剪切应力值为0～3.5 MPa,这个剪切带是煤层底板岩层受破坏最严重的部位。随着工作面的推进,顶板垮落并与底板接触,剪应力分布发生明显变化,不仅在开切眼和停采线附近出现应力集中,在垮落部分与底板接触的部位也出现了剪应力的集中,且最大剪应力较开切眼和停采线附近小。当工作面推进200 m之后,剪应力的分布基本与工作面走向的中垂线相对称,在开切眼和停采线附近出现剪应力集中现象,集中出现在开切眼的斜上方、斜下方和停采线的斜上方、斜下方,大致呈蝶状分布,开切眼与停采线附近的最大剪应力值基本相等,且顶板中的剪应力值较底板中的大;开切眼的斜上方及停采线的斜上方剪应力最大值为8 MPa,开切眼的斜下方及停采线的斜下方剪应力最大值为5 MPa。剪应力的集中部位是较易发生剪切屈服的部位,并会导致剪切裂隙的形成,形成导水通道,在实际生产中要注意监测剪应力集中部位的水位状态变化。

2.2.2 采动底板塑性区分布特征

根据煤层底板下不同深度塑性区发育图4可知,随着工作面的推进,在煤层底板下4 m内,采空区底板呈面状破坏,采空区四周主要为剪切破坏,中间为拉张破坏,且底板中塑性区的发育程度随着距煤层底板深度的增加而相应减小;在煤层底板下12 m时,只有采空区四周发生剪切破坏;而至煤层底板下20 m时,采空区四周发生的剪切破坏程度随着距煤层底板深度的增加而减弱;至距煤层底板以下22 m时采动矿山压力对煤层底板的影响已较微弱。因此,综合对比以上应力、塑性区特征情况可知,煤层底板破坏深度约为22 m。

3 数值模拟与实测的结果对比分析

为了验证数值模拟的结果是否可靠,对1305工作面进行采动底板超声成像观测。根据该工作面的回采地质说明书及附图资料,共设计3个测试钻孔,均布置于东翼第一回风巷内且靠近1305轨道巷中间位置附近,3个测试钻孔间距约为10 m。超声成像观测时采取全孔观测录像,窥视探头在孔中移动速度控制在0.1 m/s以内,工作面距离测试孔较远时以30 m

间距测录1次,工作面距离测试孔较近时适当减小测录间距。超声成像观测结果显示:煤层底板下垂深22 m范围内孔壁变形较为明显,已发生破坏,表现为孔壁先是顺层开裂,然后产生测试孔轴向的拉张破坏,而22 m以上孔壁相对较为完整,没有出现明显的裂隙。由此分析认为1305工作面煤层底板破坏深度不超过22 m,与数值模拟的结果基本一致。

4 结论

1)根据某矿1305工作面的水文地质条件、煤层的力学性质以及顶底板的岩层结构,运用数值模拟方法分析得出煤层底板下0～20 m内底板破坏较为严重,距煤层底板22 m处底板破坏较微弱,由此得出煤层底板破坏深度在22 m左右。

2)对1305工作面进行现场采动底板超声成像观测,结果显示底板下垂深22 m内孔壁已发生拉张破坏,22 m以上孔壁则相对完整,故底板破坏深度不超过22 m,与数值模拟结果基本一致。

参考文献

[1]张平松,吴基文,刘盛东.煤层采动底板破坏规律动态观测研究[J].岩石力学与工程学报,2006(S1):3009-3013.

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[6]张金才,张玉卓,刘天泉.岩体渗流与煤层底板突水[M].北京:地质出版社,1997.

[7]王连国,宋扬.底板突水的非线性特征及预测[M].北京:煤炭工业出版社,2001.

采动建筑物论文 篇7

1.1 破坏性采动影响和非破坏性采动影响

采后覆岩大面积缓慢整体移动或下沉, 一般不产生连通性的导水裂缝, 岩层的原始渗透性不发生明显的变化, 属于非破坏性采动影响。如果覆岩在发生变形、位移过程中伴有开裂、破碎、脱落等使岩层原有的导水、隔水性能改变, 就属于破坏性采动影响。

1.2 规律性采动破坏和非规律性采动破坏

以长壁工作面为代表的大面积均匀采煤, 造成采高大致相同的采出空间, 它的采动影响在垂直剖面上是以采场为中心, 以顶底板及煤壁为起点向四周扩散, 并逐渐减弱或消失, 因而它具有一定的分带性, 并且分布比较有规律, 故称为规律性采动破坏。与之相反, 以落垛、托煤顶等采煤方法为代表的采场, 采高很不均匀, 常常由于局部采高超出煤层而向上抽冒, 采出空间极不规则, 覆岩的采动破坏在垂直剖面上不具备分带性, 没有规律可循, 称为非规律性采动破坏。这类破坏在局部地点可以象“宝塔”一样向上发展直达地表, 形成漏斗状塌陷坑, 它对于地表水体下采煤, 具有极大的危险性。

2 覆岩采动破坏的分带性

在正常条件下, 根据覆岩采动破坏程度及其次生的透水透沙能力, 从开采煤层的顶板开始, 由下而上大致可划分为三个不同的破坏影响带:冒落带、裂缝带和弯曲带 (如图1) 。

1) 冒落带。采煤工作面放顶后, 顶板发生逐层冒落, 直到冒落矸石接触上覆岩层, 此冒落破坏范围为冒落带。冒落带高度一般为采厚的2~6倍, 其最大高度一般不超过响应裂缝带高度的0.5倍。

2) 裂缝带。在顶板岩石自由冒落后, 冒落带上方的岩层继续下沉弯曲, 当其弯曲超过本身强度时, 将产生张裂隙, 以至断裂。这一过程逐层向上发展, 直到上覆岩层整体下沉弯曲为止, 这部分称为裂缝带或裂隙带。

3) 弯曲带。此带位于裂缝带上方直到地表的整个覆岩。岩层呈平稳的弯曲, 没有大的断裂, 但有时产生离层, 甚至在拉伸部位产生局部的微小张裂隙;但这些裂隙的连通性很弱或不连通, 局部有可能导致渗透性加大, 但不影响整体。

3 导水裂隙带的发育因素

1) 煤层开采厚度的影响。在其他条件不变的情况下, 随着煤层采厚的增加, 导水裂隙带高度 (简称导水裂高) 不断增大。

2) 开采面积的影响。采出空间是造成覆岩破坏的根本原因, 但开采面积的大小, 只有在尚未达到充分采动时才有明显的影响。一次连续回采的阶段垂高越大, 覆岩破坏高度就越大。

3) 覆岩岩性的影响。上覆岩层的顶板岩性及其组合关系, 对煤层采出后导水裂隙带的发育有极大的影响, 岩层愈硬, 导水裂隙带愈高 (其他条件相同时) ;顶板岩层愈软, 导水裂隙带愈低。

4) 煤层倾角的影响。煤层倾角不同, 其覆岩破坏后的导水裂隙带发育形态也不同。

5) 断层的影响。位于采面上半部的高角度张性断层或导水断层, 是引起导水裂高沿着断层破碎带向上冒裂的危险因素;位于正常冒落带以上的断层, 有可能使冒落带向上发展到该断层;位于正常冒落带范围内倾角比较平缓的断层, 一般对冒落带高度影响不大。

6) 采煤方法的影响。采煤方法对覆岩最大导水裂高的影响极大;不同的采煤方法所引起的地表变形、覆岩破坏程度也不同。

7) 顶板管理方法的影响。告成矿采用的全部陷落顶板管理方法, 使覆岩破坏最严重, 一般都将发生冒落性和开裂性破坏, 并具有三带特征。

4 滑体构造破碎带下顶板三带的数值模拟

应用F-RFPA2D分析系统, 对煤层顶板随开挖的进行, 岩层破坏逐步向上发展的全过程进行了模拟, 从模拟过程中能充分的提取顶板变形的足够相关信息, 比如顶板的变形、破坏过程。

4.1 岩石破裂过程分析程序F-RFPA2D原理

岩石破裂全过程分析系统R-FPA2D运用现代计算力学原理和计算机可视化技术, 基于有限元理论和全新的材料破裂过程算法思想, 可通过考虑材料的非均匀性来模拟材料的非线性, 通过单元的弱化来模拟材料变形、破坏的非连续行为;是一个以弹性力学为应力分析工具、以弹性损伤理论及修正的Coulomb破坏准则为介质变形和破坏分析模块的分析系统;可用于研究岩石 (岩体) 材料从细观损伤到宏观破坏的全部过程。

破坏分析则是根据一定的破坏准则来检查材料中是否有单元破坏。对破坏单元采用刚度特性退化 (处理分离) 和刚度重建 (处理接触) 的办法进行处理。另外, 本分析系统的一个显著特点是将岩石类材料的不均匀性参数引入到计算单元, 以概率统计方法描述其离散性, 充分考虑了岩石介质的非均匀性。

4.2 计算模型及参数

根据相关资料表明, 上破碎带平均厚度为28.7 m, 下破碎带的平均厚度为9.6 m, 夹在中间的断裂带平均厚度为8.56 m, 为了数值模拟的需要, 对上述三个带分别进行了适当的调整, 按次序调整为28 m、10 m和8 m。

综合工作面范围内的钻孔柱状图所描述的各岩层岩性特征和相关地质资料, 列出各岩层的岩石力学参数。

主要几何参数是依据开采方案并考虑采动影响范围确定的。模型长600 m、高400 m至地表, 约束条件取两侧为限制水平方向位移的滑动支座, 底部为限制垂直方向位移的滑动支座, 底边与侧边的两个角点处为限制水平方向与垂直方向位移的固定支座。模型共划分300×200个基元, 假定岩层细观单元为均质、各向同性线弹脆性体, 为了充分考虑岩石类材料的非均匀性, 假定各岩层细观单元的物理力学性质参数 (见表1) 均服从韦伯 (Weibull) 分布 (m, u) (其中参数m反映材料的非均匀程度, m值越大, 材料越均匀, u为反映岩层材料平均性质的参数) , 从而使每一岩层具有相似的物理力学性质。在整个加载过程中采用位移控制的加载方式, 加载位移量Δs=0.01 mm, 数值模型的具体力学及控制参数见表1。将开挖工程岩体介质概化为:由具有开挖孔洞的分层所组成的非线性空岩体, 各分层具有相似物理力学性质, 非均质各向同性。模型的左右两侧近似为无穷远处的固定边界, 在水平方向上不产生位移, 只在垂直方向上滑动, 底部视为铅垂方向的简支约束。在试验过程中, 采用修正的带拉伸截断 (tensile cut-off) 的库仑准则作为破坏的判别准则。

4.3 覆岩破坏模拟结果