采动底板（通用6篇）
采动底板 篇1
1 工作面条件及测站布置
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
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[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)
[5]雅姆希柯夫.矿压的监测与研究[M].刘听成, 译.北京:煤炭工业出版社, 1987
采动底板 篇2
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
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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.
采动底板 篇3
淮北某矿一水平南翼轨道大巷埋深650 m左右, 受断层构造影响, 巷道所处层位位于距煤层底板10～20 m的砂质泥岩中, 由于巷道所处砂质泥岩岩体强度较低, 为保护大巷不受两侧工作面开采影响, 在轨道大巷两侧各留设50 m护巷煤柱。近年来, 随着轨道大巷两侧工作面先后开采, 留设的保护煤柱, 不仅没有很好的保护大巷, 反而受其影响巷道变形严重, 难以正常使用。
为保障矿井安全生产, 矿井先后多次对轨道大巷进行刷帮挑顶并反复卧底, 即便如此仍然未能有效控制巷道变形。后经多次研究决定对其上部留设的保护煤柱进行回收, 并于2009年初在仅对轨道大巷进行普通注浆加固的前提下, 对上部煤柱进行局部回收, 在上部普采工作面回采过程中, 下部轨道大巷断面急剧收缩, 工作面停采后经过两次扩修巷道围岩变形才基本趋于稳定。在局部煤柱回收试验取得成功后, 该矿计划将剩余煤柱全部回收, 考虑到若不进行有效加固, 开采过程中大巷变形强烈, 严重影响矿井生产, 而且扩修困难, 巷道支护成本成倍增加。因此, 亟需在采前对剩余大巷进行全面有效加固, 避免在工作面回采过程中对巷道进行扩修, 保障巷道长期稳定。
2 巷道围岩采动应力影响分析
轨道大巷平均埋深达到650 m左右, 巷道围岩岩性以砂质泥岩为主, 根据基建期间对巷道围岩采样强度测试数据, 在干燥状态下砂质泥岩平均抗压强度48.3 MPa, 平均抗剪强度为7.7 MPa, 平均内摩擦角为40°, 平均粘聚力为6.3 MPa。可见, 轨道大巷岩块强度并不低, 但受断层构造和多次扩修影响, 巷道围岩较为破碎, 如图1所示。因此, 巷道围岩体的强度并不高, 在采动应力作用下, 巷道岩体极易产生塑性屈服、破坏。
为研究上部工作面开采过程中, 底板巷道实际受力状况, 在试验巷道附近21采区底联巷布置地应力测试钻孔, 对该区域原岩应力及采动应力进行监测, 测点位置埋深约640 m, 基本接近轨道大巷标高。原岩应力监测结果表明, 该区域内最大主应力为15.47 MPa, 中间主应力8.51 MPa, 最小主应力6.78 MPa, 测试区域内以水平应力为主。
采动应力监测结果表明, 工作面推进过程中, 采动应力三个主应力的方向基本没有发生变化。如图2所示, 随着与工作面距离缩短, 测点处主应力值逐渐增大, 其最大主应力值达到22.58 MPa, 为原岩应力的1.5倍。可见, 采动过程中工作面采动应力增加幅度并不大, 而巷道围岩变形却急剧增大。这说明, 一方面轨道大巷岩体强度与该处围岩应力水平基本接近, 在不受扰动时尚能保持稳定, 稍有应力变化极易产生较大的塑性流变;另一方面, 原有锚网喷支护、U型钢棚支护都没有考虑该处围岩主应力的大小及方向, 仅试图通过提高支护强度控制巷道变形, 而不考虑支护破坏的根本原因。
3 轨道大巷支护技术方案
已有研究成果表明:控制软岩巷道强烈变形的首要措施是在支护初期支护体能够提供较高的支护阻力, 在巷道浅部围岩中形成一定强度的承载结构, 并提高其稳定性[1,2,3]。
轨道大巷巷道围岩较为破碎, 采用理论上具有较高承载能力和适应围岩变形能力较强的36U型钢支架辅助形成具有一定强度的承载结构体要求支架棚距500 mm, 支架搭接处全部采用限位夹板卡缆, 要求卡缆螺母预紧力矩不低于300 N.m。
一般在扩巷过程中, 支架与巷道围岩不可避免地存在一些不均匀间隙, 采用常规的矸石充填很难保证充填质量, 造成支架实际承载能力远低于设计承载能力。必须采取措施对支架与围岩间充填密实方能发挥支架的承载性能。同时, 根据轨道大巷实际地质条件, 由于巷道受断层构造影响而且屡经修复, 巷道围岩岩体完整性很差。因此, 可以通过对围岩实施注浆加固, 一方面提高它的完整性和强度, 发挥巷道围岩自身的承载性能, 另一方面, 利用浆液对支架与围岩间的不均匀空隙进行有效充填。根据扩修过程中揭露的围岩状况, 设计注浆锚杆间排距为1.0 m×1.0 m, 注浆浆材选用普通425#硅酸盐水泥。
通过实施上述支护, 虽辅助形成的以U型棚支架为主的承载结构, 但还应针对巷道处围岩应力以水平应力为主的特点, 对巷道支架帮部支护强度采用锚索进行加强, 锚索直径17.8 mm长度5.0 m, 要求锚索预紧力不低于50 kN。具体支护参数如图3所示, 支护效果如图4、5所示。
4 结论
通过对巷道实施全断面注浆加固后, 巷道围岩裂隙基本被浆液充填密实, 巷道围岩的完整性和强度得到较大幅度的提高。实施加固技术方案后, 轨道大巷成功经受了上部工作面的采动影响, 支护状况良好有效保障了巷道的安全使用, 取得了显著的技术经济效益。
摘要：针对轨道大巷受上部工作面开采影响特点, 分析对原岩应力及采动应力对巷道围岩稳定性的影响, 提出合理支护技术方案, 并成功应用工程。
关键词：底板,软岩,巷道,支护
参考文献
[1]何满潮.中国煤矿锚杆支护理论与实践[M].北京:科学出版社, 2004
[2]周恒.软岩巷道锚杆和锚注支护共同作用机理研究及应用[D].成都:西南交通大学, 2005
采动底板 篇4
邯邢地区是河北省乃至全国重要的煤炭生产基地, 陶二煤矿四下采区又是该矿目前主要的生产区, 陶二矿在开采-380m以下2#煤层时[1], 严重受下部伏青和h2火成岩水的威胁, 自1996年2#煤层12418工作面突水以来, -380m水平以下各工作面均有突水现象。底板突水已严重威胁到陶二煤矿的安全生产。本次研究就是以陶二煤矿12427工作面为例, 采用应力恢复法, 获得了底板附加应力分布规律, 确定了破坏深度, 并对突水危险性进行了评价, 为陶二煤矿2#煤层安全开采提供了科学依据。
1 地质概况
陶二煤矿位于河北省邯郸县境内, 煤矿南北长约13km, 东西宽约1.70～3.78km。井田基本构造为一向东倾伏的单斜地层, 大部走向为南北向至N30oE, 区域内构造发育, 地层倾角一般为10o～15o。主要含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组和二叠系下统山西组, 煤系地层总厚度174～267m, 平均厚度207m。其中2#煤层为主要可采煤层之一。
2 现场观测方法
根据陶二煤矿12427工作面具体情况, 本次研究共设计三个观测孔, 在每个观测孔内的不同深度分别埋置了三个应力计。通过应力计观测煤层开采前后不同方向、不同深度的应变大小及其变化情况, 经求解应力, 获得了工作面回采过程中底板附加应力的分布规律。
现场观测采用煤炭科学总院北京开采所研制的YJSK-85型便携式数字静态电阻应变仪。该仪器利用电阻应变片受力产生几何变形后, 其阻值变形相对应的原理, 测量岩体内传感元件应变的相对变化, 再计算出岩体内应力的改变情况。该仪器配用KX-81型空心包体式三轴应力计作为传感器。它是利用应变与应力的关系[2～3]计算确定岩石三维附加应力状态的一种测量方法。
3 煤层底板附加应力分布特征
根据现场观测数据计算结果, 绘制了工作面正常推进过程中的底板附加应力变化曲线 (图1～图2) , 该曲线可以反映出12427工作面回采过程中附加应力分布的基本规律。
经过对观测数据的处理及附加应力曲线的分析总结出以下特征:a.工作面回采过程中, 垂直方向上受采动影响的程度与距离煤层底板的深度有关, 距离煤层底板越深, 附加应力变化越小, 底板受采动影响越小, 底板岩层发生破坏程度较小, 其岩层阻水能力就越大, 反之, 距离煤层底板越浅, 附加应力变化越大, 底板受采动影响越大, 底板岩层发生破坏程度也越大, 岩层阻水能力越小。b.由图1～图2得出, 底板附加应力距离工作面较远时受采动影响较小, 在20m左右的位置开始明显增加, 并在10m左右出现附加应力峰值, 随后应力又急剧降低, 其范围在6m～-7m。在-7～-30m的范围内, 由于采空区卸压, 底板岩体内的附加应力出现最低值, 在这个范围内, 底板发生底鼓比较明显, 随工作面推进底板破坏程度也呈加大趋势, 工作面推至-30m后, 底板附加应力由小区域开始增大。
同时, 通过对底板采动效应综合分析, 最终确定该工作面底板受采动影响的最大破坏深度为14.75m。
4 底板突水危险性评价
为了保障2#煤层安全开采, 结合以上研究成果, 利用突水系数法突水危险性进行了评价, 突水系数法突出考虑了矿山压力对隔水层的扰动破坏, 同时还考虑了岩性、构造等地质因素。计算公式为:Á
式中:Ts-突水系数 (MPa/m) ;
P-煤层底板承受水压 (MPa) ;
M-底板隔水层厚度 (m) ;
Cp-矿压扰动破坏厚度 (m) 。
在四下采区的第一个突水点在12418工作面, 其突水系数Ts为0.072 MPa/m, 与邯邢地区的临界突水系数值一致。并且, 在这之后的工作面均发生突水。故取0.072 MPa/m为陶二矿的临界突水系数。
根据煤层底板突水系数对采煤危险性相对大小, 一般可分为5个等级:a:突水危险性小, Ts≤0.06 MPa/m;b:突水危险性较小, Ts=0.06～0.10MPa/m;c:突水危险性中等, Ts=0.1～0.15MPa/m;d:突水危险性较大, Ts=0.150～0.200MPa/m;e:突水危险性大, Ts>0.200MPa/m。
根据2#煤底板突水系数对采煤危险性相对大小, 分为五个区 (表1) 。
同时还用多层叠加抗压强度比值系数法对开采2#煤底板突水危险性进行了评价。两种方法的评价结果基本一致, 即按开采煤层的位置 (标高) 不同分属于突水危险性小、突水危险性较小、突水危险性中等、突水危险性较大和突水危险性大五个等级。经以上分析知, 该矿2#煤必须采取有效的防治水措施才能进行安全开采。
5 经验公式
为了安全生产, 预防突水, 由综合分析知底板破坏深度与工作面埋深、倾斜长度和采高之间有一定的相关关系。应用数理统计线性回归方法, 得出陶二煤矿2#煤层底板破坏深度与上述诸因素的关系式 (经验公式) :
σx-水平应力 (沿煤层走向) σy-水平应力 (沿煤层倾向) σz-垂直应力
σx-水平应力 (沿煤层走向) σy-水平应力 (沿煤层倾向) σz-垂直应力
式中:h-煤层底板破坏深度 (m) ;
H-煤层埋藏深度 (m) ;
Lx-工作面倾斜长度 (m) ;
M-工作面回采高度 (m) 。
对公式的校验结果表明, 工作面倾斜宽度对Δh的影响最大, 其次是工作面采高。
6 结论
根据对陶二煤矿12427工作面实际观测数据, 通过对2#煤层底板采动效应及突水评价分析, 得出如下结论:
6.1 工作面回采过程中, 煤层底板垂直方向上受采动影响的程度与距离煤层底板的深度有关, 距离煤层底板越深, 附加应力变化越小, 底板受采动影响越小, 底板岩层发生破坏程度较小, 其岩层阻水能力就越大, 反之, 距离煤层底板越浅, 附加应力变化越大, 底板受采动影响越大, 底板岩层发生破坏程度也越大, 岩层阻水能力越小。
6.2 经综合研究分析, 获得了2#煤层底板破坏的最大深度为14.75m。
6.3 利用数理统计线性回归方法得出陶二煤矿2#煤层底板破坏深度计算的经验公式:
6.4 本区突水源主要来自2#煤层以下的伏青灰岩及巨厚火成岩承压含水层。该含水层水主要通过巨厚的火成岩裂隙由奥灰水补给, 由于火成岩裂隙发育规模较小, 虽有奥灰水补给, 水量却有限, 但水压较大, 水压力大是造成本区突水危险性增加的主要原因, 针对含水层裂隙不发育和富水性不强的特点, 综合考虑采取疏水降压措施, 建议采用斜孔并适当增加钻孔的井径和长度, 以增大钻孔揭露裂隙的几率和提高单孔的疏水量, 把水的压力降到安全水压之下以保证2#煤的安全开采。
参考文献
[1]关英斌, 王峰, 杨彦利等.陶二煤矿下山采区水文地质条件及防治水综合研究[R].河北:河北工程大学, 2008.
[2]蔡美峰.地应力测量原理与技术[M].北京:科学出版社, 2000.
采动底板 篇5
依据“下三带”、关键层理论[7,8],从深部底板突水的机理出发,建立高水压对完整底板作用的力学模型,研究开采底板发生破断的力学判据,并对容易发生突水的位置进行探讨,提出深部开采完整底板突水通道形成模式,对煤矿深部开采底板突水问题具有一定理论指导意义。
1 高水压完整底板采动力学模型
当矿井工作面开采后,煤层顶底板的应力重新分布,煤层底板受到矿山压力、高承压水的影响破坏,已丧失了部分阻隔水能力,在没有特殊地质构造的情况下,矿井是否发生底板突水,将主要取决于完整岩层带的厚度、岩性以及阻隔水与承载性能。若存在地质构造,由于现场底板岩层皆为组合层状复杂结构,水源如何突破完整岩石界面的约束成为是否导通突水的关键。因此,研究底板完整岩层带破断情况是分析突水通道能否形成的关键。
1.1 底板受力分析
考虑到进入深部开采,高承压水水压影响作用不容忽视。取工作面斜长中间平面作为研究对象,由于底板破坏带的岩石已经破坏,则只需分析底板隔水层完整岩层带受力情况,如图1所示。
1.2 力学模型建立
完整岩层带的力学模型可简化视为左右端面施加约束力偶的弹性简支梁[9]。上部底板破坏带只考虑其岩石自重形成的向下均布载荷q0;同时,在工程实际中,老顶垮落岩石对采场底板的作用载荷远小于高承压水作用力,可以忽略不计;高压水的作用力在底板不同位置影响差距不大,可视为向上的均布载荷p0;考虑底板完整岩层带体力Fy,忽略岩体内部力作用影响,对力学模型进一步简化,即可得完整岩层带的力学模型如图2所示。
1.3 模型解析
根据材料力学知识[10],简化后的力学模型可认为是简支梁受左、右两端力偶和均布载荷情况下的3种力学模型的叠加,即可求得M大小为q L2/12。
运用弹性力学相关知识[11],将此平面问题采用应力进行求解。针对图2力学模型,由于上下两端面的作用力不同,则边界条件及作用力偶也不同,可分步得出上下两个作用力单独作用下的应力分量,而后进行叠加得出真实应力分量。进而可得到图2力学模型条件下的应力分量式[5]:
2底板易破坏位置分析
煤层开采以后,采场底板受到下部高承压水向上水压力作用,使得底板岩层向上产生张力。随着工作面向前推进,控顶距L不断增大,底板有效隔水层(完整岩层带)受到下部高水压顶托作用影响明显;由图2力学模型分析知,完整底板岩层带受到高压水等共同作用下的弯矩如图3所示。
由图3可看出,完整底板岩层带上端面中间位置a,下端面左右两边位置b、c所受到的弯矩最大,产生的拉应力最大,因此可分析推断出采动过程中完整底板岩层带此3点位置容易先产生破坏。
根据式(1)与a点坐标求得相应应力分量,当a点受到的拉应力大于岩石的抗拉强度时,即σa>Rt时,底板岩石在a点发生拉张破坏,可得出其力学判据为[5]:
同理得b、c点发生剪切破坏的力学判据为[5]:
当满足式(2)条件时,有效隔水层(完整岩层带)上部中间位置(a点)将首先破坏开裂,逐渐向下产生裂隙;同时,当满足式(3)条件时,有效隔水层(完整岩层带)下部开切眼及工作面下方位置(b、c点)将发生破坏,由此向上产生裂隙,高压水源将首先沿此处向上进一步导升,此时承压水向上导升的临界水压为p,可反推导出[5]:
3 底板突水通道形成模式分析
随着工作面继续向前推进,控顶距L进一步加大,在高压水作用下采场底板完整岩层带弯曲变形、拉剪破坏、断裂,使得上部产生的裂隙逐渐向下延伸,下部开裂后裂隙进一步向上扩展演化,承压水逐步向上导升并扩大影响范围,最终底板岩层内裂隙上下贯通,形成有利于高压水导升的突水通道,导致底板突水灾害的发生。
由完整岩层带的受力分析可知,a、b、c 3点将最先破坏,此位置也最有可能形成突水点,突水通道形成可理解为2种模式,如图4所示。
3.1 双剪破坏突水通道
工作面煤壁附近底板,不但受到深部采动矿山压力作用,同时又有高水压影响。此处下方完整底板岩层受到矿山压力的向下的压剪作用,且控顶距越大,压剪作用越大,纵向形成压剪破坏带。同时,高承压水对此位置底板具有向上的拉剪作用,尤其是在底板下界面形成裂隙后,承压水逐步向上导升,并形成水楔作用对裂隙岩体进一步拉剪;在承压水的压裂扩容作用下,小裂隙不断扩大,在主要裂隙周围出现翼状裂隙,裂隙组数逐渐增多,形成局部化剪切裂隙带[11]。当压剪破坏带与剪切裂隙带贯通时,此区域将形成双剪破坏突水通道,如图4中Ⅰ区域所示。因此,工作面煤壁附近容易发生突水。同理,由于开切眼处长期处于双剪作用下,此处底板产生的张裂隙较多,故此位置附近将成为对突水有利的发生位置。
3.2 散面对接突水通道
深部开采围岩应力大,底板岩体应力释放具有集中性、瞬时性,底板破坏深度、范围明显区别于浅部。煤层开采后,底板岩体产生裂隙,并随着工作面的推进,底板破坏深度和范围逐渐增大,形成裂隙发育、贯通程度不同的散面区域。采空区中部区域底板长期处于膨胀状态,顶拉作用下裂隙发育、贯通较好。在高水压作用下,此区域的完整岩层带上界面开始破坏,逐渐向下产生裂隙,并与底板破坏带产生对接。当高承压水向上导升至此区域时,底板将形成散面对接突水通道,如图4中Ⅱ区域所示。此类突水通道将最大程度地导致采空区中部成为煤层底板最先出现的突水点位置。
4 结论
1)深部采动下完整底板突水通道的形成机理可归结为由采动与高水压共同作用下造成底板裂隙不断演化、贯通而成。
2)通过力学分析,在高水压作用下的采场底板,当工作面推进一定程度时,前方煤壁和开切眼位置下方完整底板岩层下界面区域容易破坏,承压水首先沿此向上导升;完整底板岩层上界面在采空区中部区域将向下破坏产生裂隙。
3)根据底板破坏力学机制不同,提出双剪破坏、散面对接两种突水通道形成模式,哪种机制达到极限将很大程度上导致底板出现突水点的位置不同。
参考文献
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[8]钱鸣高,缪协兴,许家林.岩层控制中的关键层理论研究[J].煤炭学报,1996,21(3):225-230.
[9]吴家龙.弹性力学[M].北京:高等教育出版社,2001.
[10]刘鸿文.材料力学[M].北京:高等教育出版社,2011.
采动底板 篇6
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.