工作面采深

工作面采深（共5篇）

工作面采深 篇1

0 引言

随着采煤工作面的推进, 采场上覆岩层会发生变形、移动和垮落, 最终形成冒落带、裂隙带、弯曲下沉带[1]。采场上覆岩层的运移主要受关键层控制, 而采场第一关键层 (老顶) 的运移可以通过液压支架综采压力监测仪有效表现出来。以赵庄煤矿5301、5302工作面为研究对象, 通过对比采取深孔预裂爆破的工作面和未采取深孔预裂爆破的工作面老顶初次来压步距、周期来压步距, 研究老顶的活动规律。

1 采场顶板活动规律研究方法

1.1 综采压力监测仪观测方法

在5301、5302工作面上部、中部和下部布置三条测线。从机头位置到机尾位置依次为30号液压支架、60号液压支架和90号液压支架, 在此液压支架上安装综采压力监测仪, 对整个工作面进行压力监测。为及时掌握支架的工作状况, 每5 min记录数据1次。而后收集数据分析顶板活动规律, 确定5301、5302工作面直接顶初次跨落步距、老顶初次来压及周期来压的来压步距。

1.2 顶板来压判据准则的确定

以观测循环 (N) 至开切眼距离 (L) 为横坐标, 以各循环实测工作阻力P为纵坐标, 绘出支护阻力沿工作面推进方向的分布曲线[2]。

基本顶来压的判别准则, 即式 (1) :

式 (1) 中, p'为判定顶板来压的工作阻力, k N;为观测期间全部支架支护阻力时间加权平均值, k N;σp为支护阻力均方差。以实测阻力平均值 (p軈) 加其1倍~2倍均方差 (σp) 作为顶板来压的判据 (p') , 并以实测曲线中支架阻力大于p'为主, 确定顶板的来压性质、位置和顺序。判据1:;判据2:。

2 采场顶板活动规律

2.1 5301工作面未采取强制放顶处理

实测各支架工作阻力随工作面推进距离变化曲线如图1~图3所示。5302工作面基本顶初次来压步距、周期来压步距见表1。

米

2.1.1 老顶初次来压

从图1~图3可见, 老顶初次来压步距为49.7 m~51.5 m, 平均50.8 m左右。老顶初次来压呈分段局部来压, 从工作面中部向机头机尾方向扩展。

2.1.2 老顶周期来压

从图1~图3可见, 周期来压步距一般在19.3 m~27 m左右, 平均23.5 m。

由综采液压支架压力监测仪记录数据分析可知, 老顶的初次垮落步距较大, 对工作面回采和采空区顶板控制存在不利影响。使工作面漏风严重, 对于高瓦斯矿井来说, 存在一定的安全隐患。另外, 老顶突然大面积垮落对支架的冲击力较大, 支架立柱下缩量在短时间内急剧增大, 可能压坏支架[2]。因此有必要采取强制放顶方式处理顶板。

2.2 5302工作面采取强制放顶处理顶板活动规律

实测各支架工作阻力随工作面推进距离变化曲线如图4~图6所示。5302工作面基本顶初次来压步距、周期来压步距见表2。

米

2.2.1 老顶初次来压

从图4~图6可见, 老顶初次来压步距为18.4 m~25.1 m, 平均22.7 m左右。

2.2.2 老顶周期来压

从图4~图6可见, 周期来压步距一般在14 m~23.5 m左右, 平均18.2 m。

可见在赵庄煤矿5302工作面实施深孔预裂爆破后, 老顶初次来压步距明显缩短, 周期来压步距也略有缩短。至于5302工作面初次来压步距的不规律特征, 即未按照老顶初次来压呈分段局部来压的情况, 考虑可能是开切眼深孔预裂爆破装药量不同所致[3]。

3 对比分析

经过统计5301、5302工作面液压支架压力监测仪数据, 分析工作阻力分布曲线图, 反映出采场上方顶板的活动规律。通过对比5301工作面 (未采取强制放顶处理顶板) 和5302工作面 (采取强制放顶处理顶板) 的初次来压步距、周期来压步距见表3, 确定在赵庄煤矿生产条件下可否进行开切眼顶板预裂爆破技术。

米

由表3可见实施开切眼预裂爆破试验后老顶平均初次来压步距由50.8 m缩减为22.7 m。而周期来压变化不明显, 两工作面周期来压的不同可能因5301、5302工作面地质条件的差异所致。

a) 通过对比分析可见, 5302工作面实施深孔预裂爆破技术有效地减小了老顶的初次来压步距, 可有效控制初采期间大面积悬顶的问题[4];

b) 采场顶板的活动规律客观地反应在液压支架工作阻力分布曲线上面, 这对于研究顶板的活动规律, 掌握老顶的初次来压、周期来压有着重要意义。

4 结语

通过对比分析5301、5302工作面采取深孔预裂与否进行顶板活动规律的研究, 可见在深孔爆破预裂的前提下, 可以有效地缩短老顶的初次来压步距, 对坚硬顶板起到弱化作用。在今后类似地质条件下, 可以通过采取深孔爆破预裂的方法来控制坚硬顶板[5]。通过综采压力监测仪对顶板活规律的研究, 可以直观地反映出老顶的运移状态, 对采煤工作面顶板的控制有着重要的意义。

参考文献

[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]戴俊.岩石动力学特性与爆破理论[M].北京:冶金工业出版社, 2002.

[3]王玉杰.爆破工程[M].武汉:武汉理工大学出版社, 2007.

[4]王开.普采工作面坚硬顶板控制及其研究[D].太原:太原理工大学, 2006.

[5]郜富平.坚硬难垮落顶板处理方式浅析[J].煤, 2012 (9) :62-63.

工作面采深 篇2

一、大采深巷道变形的原因分析

1、大采深巷道变形表现

大采深矿井巷道随着巷道深度和长度的变化, 侧壁受力发生变化, 长时间受到不平衡压力的影响, 巷道侧壁以及顶部就会发生稍鼓, 严重的发生侧壁位移, 卡缆脱落, 钢筋弯曲, 底板倒立, 巷道围岩松动脱落, 更为严重的发生明显的巷道变形, 底鼓量明显增大。

2、大采深巷道变形原因分析

大采深巷道之所以变发变形, 与开采深度、地质构造内应力等有关直接的关系。随着开采深度的增大, 巷道围岩受到的压力不断增加, 加之围岩内水流影响, 使得围岩容易产生空隙, 下落、位移等, 这种构造的改变和开采支护改变了巷道围岩内的应力, 围岩地压发生变化, 其节理、裂隙发育, 巷道掘进后, 改变了原来的受力状态, 引起应力及弹性能的释放, 导致巷道变形破坏。发生变形严重的巷道, 是由于围岩的稳定性和承载能力差, 既使做了支护, 也无法抵抗地压和内应力的作用, 最终导致巷道的变形。另外, 大采深巷道变形的另一个原因是支护结构不合理。不合理的支护结构是巷道变形的主观原因, 是完全可以避免的, 支护不合理, 就会使得巷道有变形自由面, 在这个自由面上巷道变形不会受到任何的阻碍, 最终使得支护失稳而失去作用, 造成大采深巷道变形。

二、大采深巷道变形修复方法的探索与应用

从大采深巷道变形的原因入手, 探索修复深巷道的方法, 有利于快速有效地对巷道变形进行修复, 确保巷道投入使用。

1、锚注法

对于围岩软弱的情况, 在支护上要给围岩一定的变形空间, 同时, 要加固围岩强度, 提高承载力, 因此, 对于类似的巷道变形在修复上要采取锚注锚杆法对围岩进行注浆, 将软弱的围岩加固成一个有机整体, 同时底板采取混凝土反拱支护, 提高围岩强度和承载能力。此种方法在张小楼矿新大井深巷道变形修复中得到很好的应用。在张小楼矿新大井深巷道变形中出现了三种变形情况, 即轻度变形, 这种变形稍加普通修复达到了设计要求。在变形中度段, 发生喷体脱落, 底鼓严重, 此时, 采用锚注法进行围岩加固, 然后进行挖掘混凝土体和岩体至设计毛断面, 最后再进行巷道永久支护。修复工艺按顺序如下:1) 找掉浮矸和混凝土体, 对巷道进行初喷, 喷厚50mm, 封闭顶帮裂缝和自由面。2) 安装锚注锚杆。锚杆参数:ф20mm, L1000mm, 间排距1400×800mm, 然后对岩体注浆, 凝固一段时间 (25d左右) , 使岩体成为坚固的整体。3) 巷道开帮至设计毛断面, 安装等强树脂锚杆。锚杆参数:ф20 mm, L2500mm, 间排距700×800mm, 挂网喷浆 (喷厚100～150mm) 。4) 安装锚注锚杆。锚杆参数:ф20mm, L2000mm, 间排距1400×800mm, 再行壁后充填注浆。5) 挖除底板成反拱形, 充填水泥砂浆, 然后安装锚注锚杆。锚杆参数:ф20mm, L1400mm, 间排距1400×800mm, 对底板加固注浆。

2、支护修复方法

(1) 锚网喷支护

在支护上要做到科学合理, 就要根据实际巷道情况进行具体分析解决。对于软岩巷道中, 围岩变形量不大时, 完全可以应用锚网喷支护。锚网喷支护具有很好的强度和韧性, 能够加强围岩的强度和承载力, 这种锚网同时可以防止喷层脱落, 并防止破碎岩石掉落, 确保安全。

(2) 锚网喷+锚索+网壳支护

首先施工锚网喷、锚索, 然后再施工网壳、喷射混凝土, 形成混凝土刚性支架。这种联合支护强度大, 支护效果比较明显。原鹤煤四矿-450m泵房、变电所硐室采用了这种联合支护方式, 目前巷道稳定, 没有出现喷层开裂、片帮、底鼓现象。这种综合支护方法在中泰矿业有限公司 (原鹤煤四矿) 得到了很好的应用。通过锚网喷+锚索+网壳支护, 深巷道在支护上提高了强度, 保证了巷道的畅通和安全性, 确保了工程质量。

(3) 锚注索动态支护

锚注索动态支护技术指的是及时喷层、适时锚固、滞后注浆、锚索强化的动态分步加固技术方案。这种动态支护加固技术不但能够对新巷道起到很好的支护作用, 还能对变形巷道进行修复加固, 保证了巷道的稳定, 降低了巷道的日常维护费用。锚注索动态支护技术在任楼煤矿得到了很好的应用。任楼煤矿受采动影响, 在整个维护过程中, 围岩变形和强度弱化具有明显的阶段性。而锚注索动态支护技术正适合不同阶段的巷道变形修复。因此, 这种动态支护技术在大采深巷道变形中仍可以借用, 以实现具体变形具体修复, 使巷道恢复正常。

总结语

大采深巷道由于受到压力的变化, 水流的冲刷作用, 并随着巷道的逐渐深入, 巷道就会发生底鼓、侧滑、位移、脱落等变形, 严重影响着巷道的正常使用。因此, 必须对大采深巷道变形进行修复方法的探索, 针对实际情况选择科学合理的支护方法, 并对不同变形阶段进行有针对性的修复, 确保大采深巷道正常运行。

参考文献

[1]郝明奎、罗武贤、胡鹏:《大采深巷道变形修复方法的研究与应用》, 《矿山压力与顶板管理》, 2003, (01) 。

[2]张乾:《深部软岩巷道变形破坏原因分析及对策》, 《建井技术》, 2007, (06) 。

工作面采深 篇3

平凉新安煤业有限公司位于甘肃华亭矿区新安煤田, 为侏罗系中下统延安组含煤地层。围岩多以泥质岩与砂质岩互层分布, 胶结程度差, 主要矿物成分为粘土和石英, 矿物颗粒中间有较强的膨胀性, 即遇水后颗粒水膜加厚、吸水性大、易软化、强度和稳定性差;饱和状态下砂质岩单轴抗压强度在为5.0~15.0 MPa、泥质岩单轴抗压强度为3.0~5.0 MPa, 均属不坚固岩层, 为典型的极软岩;煤层埋藏深度700~1 000 m, 矿井压力大, 巷道底鼓、两帮收敛严重。新安煤矿1207工作面走向长2 400 m, 倾向长140 m, 煤层厚度4.8 m, 倾角4°~10°。该工作面埋深大, 靠近安口-新窑向斜的轴部, 小断层较为发育;煤层直接顶为泥岩或砂泥岩, 厚度1.4 m, 老顶为砂岩或砂泥岩, 厚度7.5 m。巷道跟煤层顶板掘进, 初期运输顺槽及回风顺槽均遇见一条落差为5 m左右的逆断层, 为保证巷道的正常掘进, 需适当的进行破顶。断层处巷道围岩极为破碎, 破顶以后, 顶板更难支护。

该巷道设计断面为矩形, 规格为5 000 mm×3 200 mm。断面全部采用φ18.9×4 300 mm钢绞线锚索, 间排距为800 mm×800 mm, 顶部采用φ18.9×8 300 mm钢绞线锚索加强支护, 间排距为1 250 mm×1 600 mm。

2 巷道过断层支护技术

根据平凉新安煤业有限公司1207工作面地质资料, 结合该矿实际情况, 提出巷道过断层时密集使用钢管超前支护技术方案, 并在断层前后的10 m范围内使用。

2.1 顶帮支护

每排巷道顶板选用6根φ18.9×4 300 mm的钢绞线预应力锚索和5根φ60×4 000 mm的钢管支护。顶板锚索间距为800 mm, 中间4根锚索杆垂直顶板布置, 靠边的2根锚索倾斜布置, 距巷帮100 mm, 角度为30°;紧跟掘进头, 在已被顶板锚索固定的金属网边缘, 将1根钢管斜插入顶板, 随着掘进头的推进, 钢管另一头直接依靠金属网固定, 钢管间距650 mm。顶板每排再加打3根φ18.9×8 300 mm锚索补强支护。

两帮各选用3根φ18.9×4 300 mm的钢绞线预应力锚索及3根φ60×3 000 mm的钢管支护。帮中部2根锚索垂直煤帮布置, 上角的1根锚索布置角度为15°, 距离顶板300 mm, 钢管布置方式与顶部布置类似, 实际布置方式如图1所示。

2.2 锚固方式

锚索均采用端头锚固方式, 每根锚索用CK2370药卷1支和Z2335药卷1支进行端头锚固, 超快药卷CK2370前置。

2.3 锚索间排距

锚索间排距为800 mm×800 mm。

2.4 护表构件

钢带:使用2根φ14×2 500 mm的钢筋棍加工, 两端口宽60 mm的钢筋棍将其封闭好, 中间间隔800 mm使用钢筋棍加工成横梁, 每隔800 mm做1个筋组。

菱形网:菱形网用10#铁丝编织, 规格为宽×长=1 000 mm×6 000 mm和宽×长=1 000 mm×3 000 mm 2种。菱形金属网不仅可以维护锚杆之间的围岩, 防止破碎岩块垮落, 而且它紧贴巷道表面, 能够提供一定的支护力, 将锚杆之间岩层的载荷传递给锚杆, 形成整体支护系统, 一定程度上可以改善巷道表面岩层的受力状况。

木托板:木托板用长×宽×厚=400 mm×200 mm×50 mm优质湿柳木加工而成。

3 巷道断层处围岩控制效果

采用上述的支护方案过断层后, 在运输顺槽及回风顺槽断层处前后5 m处各布置4个测点, 每当巷道推进30 m以后记录一次巷道表面位移变形量。测点处的表面移近量如图2~5所示。

从图2~5分析可知:在断层附近随着掘进的进行, 顶板下沉量一直较大, 最大可达97 mm, 经过一定的距离后, 下沉逐渐趋于平缓至稳定, 底鼓量也处于可接受的范围内。通过在金属网顶端植入密集钢管以后, 钢管处于泥岩之中, 两端也被固定住, 可以起到“锚固作用”。此外, 钢管间接地被长锚索固定, 在近水平方向上加固了围岩, 有效地增加了顶板的稳定性。

4 结论

平凉新安煤业有限公司1207工作面回采巷道小断层较多, 采用在断层处铺设金属网之前密集插入钢管, 将钢管通过金属网下部的长锚索间接固定住, 以控制断层处的巷道顶板下沉、冒落以及两帮的表面变形。该过断层支护技术表明:采用4 300 mm锚索和8 300 mm长锚索联合支护, 大大增加了锚固区范围, 锚索悬吊作用明显, 极大改善了锚固区范围内围岩受力状态, 有效控制了围岩变形, 满足安全生产的需要。

摘要：针对平凉新安煤业有限公司1207工作面回采巷道极软弱围岩、压力大、煤岩体比较破碎, 过断层支护非常困难的特点, 采用了在断层处铺设金属网之前密集插入钢管, 将钢管通过金属网下部的长锚索间接固定住, 有效地控制断层处的巷道顶板下沉、冒落以及两帮的表面变形, 满足安全生产的需要。

工作面采深 篇4

1 掘进巷道冲击危险性机理、评价及治理

断层、相变、褶皱等构造对冲击地压具有诱发作用。其中断层、相变形成的构造应力和掘进工程形成的支承压力叠加;褶皱向斜轴部、翼部存在的残余应力与采掘工程的形成的支承压力叠加。

掘进巷道临近构造复杂带时, 构造形成的构造应力与采掘形成的超前支承压力叠加, 易发生冲击地压。

对于掘进巷道, 其冲击地压危险性监测不仅在掘进迎头, 而且波及到巷道后部处于高应力区域。因此。为确保巷道掘进期间整个巷道的安全, 需要对巷道迎头和后部巷道进行冲击地压危险性监测。监测方法根据整个巷道冲击危险性等级分布特征进行选取, 掘进迎头及后部巷道均应加强防治。

为了及时客观地评价各采掘地点的冲击危险程度, 必须实时确定支承压力峰值的大小和位置。峰值愈大, 距煤壁愈近, 冲击倾向程度愈大。但直接测定煤层应力相当困难, 一般多采用相对评价的方法, 即煤粉钻屑法。其原理为通过测量钻孔煤粉量的大小以确定相应的煤体应力状态, 若将煤粉钻孔视为在冲击危险区开掘了一个微型巷道, 则制造煤粉钻孔就犹如进行规模缩小的冲击地压模拟实验。打钻时钻孔冲击、粒度、煤粉量、推进时间和推进力的变化及钻杆被夹持等有关动力效应, 作为鉴别冲击危险性的依据。

冲击危险程度的最大检测深度一般为3~4倍采高, 梁宝寺矿井掘进迎头煤粉孔检测深度一般为16m, 两帮煤粉孔检测深度为11m。

掘进巷道常规卸压措施包括施工大直径卸压孔、放卸压炮及煤层高压注水等。

2 典型案例分析

以3400配风巷迎头动力现象显现为例进行分析。

梁宝寺矿井3400配风巷掘进工作面临近3228工作面采空区, 为沿空送巷掘进, 该掘进工作面施工开始, 现场煤炮频繁发生, 迎头及帮部煤粉钻屑值超标, 最大煤粉值3.3kg/m, 迎头煤体有明显掉渣现象, 几处锚杆、锚索发生折断, 退后迎头两帮十米范围内几处锚盘出现一定程度的翻盘, 施工卸压孔至10-14m时, 孔内煤炮频繁发生, 钻杆卡住。具体发生位置如图1中黑心点所示。

从图1中可以看出, 3400配风巷迎头方向右侧为3228采空区, 可能处于该采空区形成的侧向支承压力范围内, 且当天掘进位置已靠近黄河李背斜的轴部, 褶皱残余的构造应力与掘进工作面形成的超前支承压力相互叠加, 造成煤体应力集中, 该掘进工作面300m范围内巷道分布较为密集, 表现为该工作面当班煤炮频繁, 煤粉值超标现象, 煤粉颗粒逐渐加大, 且施工过程中钻具被挤压在钻孔内无法抽出。

该工作面被列入防冲管理重点区域, 正迎头每班、每掘进5m面向迎头及左帮, 各进行一次放炮卸压, 炮眼深度12m, 装药6m, 炮眼封满炮泥 (卸压炮眼布置位置如图2) ;放炮卸压后, 在正迎头施工一个准42mm的小直径钻孔, 进行动力观察, 若无顶、卡、吸钻现象则可以正常掘进。否则, 需要再次施工卸压炮进行动力观察, 直至无动力现象为止 (监测深度18m, 布置在卸压炮侧1.0m处) 。帮部放卸压炮4小时后在两卸压炮眼中间进行煤粉检测, 若煤粉超标则在两炮眼之间施工卸压孔 (孔深18m) 。

按照既定的防冲措施施工, 3400配风巷至透巷期间, 巷道安全掘进, 煤炮数量明显减少, 未发生任何煤层冲击现象。

3 掘进巷道煤层冲击防治措施

(1) 超前进行防冲隐患排查

结合采掘工程平面图及防冲工程平面图, 对各掘进巷道的应力分布情况及转移规律进行细致分析, 对构造区域周围受采动影响中可能出现的应力集中及安全隐患地点做好排查, 提前制定防冲卸压措施超前实施卸压。

(2) 常规化煤粉检测

掘进迎头每班及滞后迎头5m两帮各施工一个煤粉检测孔, 当煤粉量大于等于2.6kg/m时, 及时采取相应的卸压措施 (施工卸压孔、煤层注水、施工大直径卸压孔等) 当煤粉量大于等于3.5kg/m时, 立即停止施工, 撤出施工人员, 安排防冲专业人员解危, 待煤粉值降至标准值以下时, 方可进入施工。

(3) 超前卸压

构造附近 (断层、向背斜轴部、煤层相变等) 煤岩体内的应力集中程度高。当掘进工作面接近该区域时, 可对工作面迎头、两帮实施大直径钻孔或施工卸压炮, 使应力向煤岩体深部转移, 从而达到卸压的目的。根据多个矿井的实践, 比较可靠的卸压钻孔参数为:钻孔直径110~150mm, 钻孔间距不大于2m, 钻孔深度不小于20m, 孔口高度1.2~1.5m;卸压炮炮眼深度12m, 装药6m。

4结论

(1) 掘进巷道煤层冲击显现特征包括短时间较大煤炮连续发生、煤粉检测值连续超标、锚盘翻盘、锚杆弹出等, 均为应力集中的显现特征, 应提高重视, 列为防冲工作重点。

(2) 掘进巷道应力集中, 原因多为地质构造、采掘产生的支承压力或残余的构造应力的叠加影响:其中褶皱区域存有残余的构造应力与弹性能, 受采动影响而释放;断层及煤层相变区域为构造形成的支承压力与工作面超前支承压力叠加。

(3) 掘进巷道应加强冲击危险性评价, 掘进迎头及两帮执行好煤粉检测, 并根据检测结果及时采取卸压措施。当煤粉值超标时, 应立即施工大直径卸压孔、放卸压炮或进行煤层注水等方式解危, 并再次进行煤粉检测。

摘要：本文结合梁宝寺矿井掘进巷道煤层冲击显示特征, 分析其形成原因, 进而探究冲击地压作用机理, 根据现场条件及时采取了卸压措施, 起到了防冲效果。

关键词：煤矿,煤层冲击,构造,显现机理,应力叠加

参考文献

[1]窦林名, 何学秋.煤矿冲击矿压的分级预测研究[J].中国矿业大学学报, 2007, 36 (6) :717-722.

工作面采深 篇5

1工作面概况

临沂矿务集团王楼煤矿1105工作面位于矿井的西南部,采用走向长壁综合机械化开采方法,回采煤层为1#煤,煤层厚度为0.8m~3.1m,平均煤厚为2.0m,煤层走向以NE向为主,煤层倾角为3°,是近水平煤层。煤层底板标高为-1012m~-1050m,第1部分工作面走向长约为1200m,工作面宽度约为120m,第2部分工作面走向长约为1000m,工作面宽度约为110m,总面长2200m。1#煤直接底为粉砂岩,基本底以灰岩为主,灰岩累厚5.05m~18.24m,中夹石灰岩、粉砂岩。王楼煤矿范围内奥灰是1#煤开采底板的直接充水含水层,厚10.30m~28.00m,平均17.10m,距1#煤底板28.00m~47.00m,平均38.00m,裂隙发育程度较大,单位涌水量0.50L/(s·m),最高承压水水压4.7MPa,平均涌水量为130m3/h。由于奥灰具有埋藏深、水压大的特点,因此1#煤在开采过程中奥灰底鼓水害威胁不容忽视。

2数值模拟

2.1模型建立

结合1105工作面的水文地质情况,并综合考虑本数值模拟的目的,将研究区内岩层按其基本性质及参数划分为砂质泥岩、粉砂岩、中砂岩、细砂岩、煤层、粉砂岩、白云质灰岩、石灰岩、奥灰含水层等9个地质岩组。建立数值模型的体积取X×Y×Z为200×180×120,煤层厚度取2m,煤层顶板厚度取61m,底板厚度取57m,工作面倾向方向设置为Y方向,其走向方向设置为X方向,煤层垂直方向设置为Z方向。模型四周侧面采用水平方向固定自由边界,模型底面采用垂直方向固定自由边界,模型顶部按照980m岩石重载的补偿荷载垂直施加到顶部边界,垂直力约为18.30MPa,我们此次主要研究的是沿煤层走向方向,煤层采动后底板塑性破坏深度的数值模拟,数值仿真模型如图1所示。

2.2分析底板塑性区破坏特征

根据FLAC3D数值模拟得到了底板塑性破坏区云图(见图2)

3结论

(1)煤层采动后必然会引起地层各应力的重新分布,根据现场实测得出煤层底板岩体破坏深度介于13m~16m之间。

(2)采用FLAC 3D数值仿真模拟的方法,对大采深煤层采动后底板塑性破坏深度进行综合研究,得出1105工作面底板采动塑性变形破坏深度约为13.5 m。

(3)1105工作面采动塑性破坏深度模拟值与实测值较为接近。证明FLAC 3D数值仿真技术在模拟底板采动破坏深度方面较为可靠。

摘要：近年来煤炭资源使用率仍占国家总资源使用的50%以上,因此我国煤炭开采的深度不断在增大,大采深煤层在工作面回采后底板破碎导致突水灾害频发,并呈逐年递增的趋势。因此,能够正确地了解煤层底板在采动后其破坏深度和地应力分布的规律对于预防煤层底板突水具有重要的作用。运用FLAC 3D数值模拟技术研究底板破坏深度及应力分布规律具有重要的意义。

关键词：flac,3D,大采深煤层,破坏深度

参考文献

[1]张金才,等.岩体渗流与煤层底板突水[M].北京:地质出版社,1997.

[2]王作宇,刘鸿泉.承压水上采煤[M].北京:煤炭工业出版社,1992.

[3]刘伟韬,等.底板采动破坏深度实测与模拟[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2013(32):1585-1589.