矿压数值

2024-10-26

矿压数值（精选4篇）

矿压数值篇1

随着我国经济的不断发展,煤炭需求日益增加。针对煤炭开采引起的采场矿压显现规律,国内学者进行了大量的研究,并提出了相应的理论[1,2,3,4,5]。但对于采场周围内部应力分布规律,尚不能进行准确观测,而数值模拟研究弥补了其不足。本文运用FLAC3D对采场应力分布规律、回采巷道的应力分布规律及破坏形式进行研究,并结合电磁辐射对其进行验证,取得了良好效果。

1 工作面概况

淮北某工作面倾斜长157 m,走向长529～564 m,煤层平均厚4 m,煤层平均倾角18°。煤层直接顶为泥岩,深灰色,致密,含大量植物根部化石碎片;基本顶为细砂岩。直接底和基本底均为泥岩。

2 数值模拟分析

采用计算机数值模拟软件FLAC3D进行模拟,并结合实验室RMT实验获得岩石的物理力学参数,采用折减系数法对参数进行修正[6](表1)。在建立计算模型时,对x,y方向的水平位移进行约束,对模型底面x、y、z进行全约束。计算模型在坐标轴x、y、z方向上的长度分别为460,250,140 m。计算模型全部由8节点的六面体单元组成。

通过数值模拟首先对工作面巷道进行回采,并运行一定的时步用于模拟巷道掘进并逐渐稳定的过程。然后,通过分步开挖模拟工作面回采过程,工作面推进距离达到工作面宽度时,根据矿压理论[1]可知,矿压显现最为剧烈,从而对此时采场的应力分布规律、回采巷道的应力分布规律及破坏形式进行分析。

煤层开采后使得采空区应力释放,形成一定范围的卸压区域(图1)。顶板岩层随着距采空区距离的不断增加,采空区顶板卸压程度逐渐减小,即采场受采动影响变小。从图1可以看出,采空区下侧煤柱受采动剧烈影响的范围达到17.6 m,最大垂直应力为21.6 MPa;采空区上侧煤柱受剧烈采动影响的范围为12 m,最大垂直应力为20 MPa。且采空区两侧的煤柱随着距采空区距离的不断增加而呈现先增加后减小的趋势,这主要是因为采空区两侧的煤体在固定支承压力的作用下,发生屈服破坏,从而形成一定范围的卸压区域,导致岩体内部应力峰值向深部转移。

在工作面前方10 m对巷道及岩体的应力状态进行分析(图2)。从图2可以看出,在工作面前方10 m的区段运输巷附近岩体的应力集中区域及范围明显大于区段回风巷。区段回风巷巷道上帮最大垂直应力为11 MPa,而巷道下帮最大垂直应力为14 MPa,显然区段回风巷巷道上帮应力小于其下帮应力;区段运输巷巷道上帮的最大垂直应力为14.9 MPa,而巷道下帮的最大垂直应力为14 MPa,即区段运输巷的巷道上帮应力大于巷道下帮的应力。这是由于区段运输巷上帮及区段回风巷下帮煤体受采动影响的结果。同时,从图2还可以看出,区段运输巷周围岩体的应力分布明显高于区段回风巷周边应力状态。

在工作面前方10 m巷道围岩破坏区域的分布状态如图3所示,区段运输巷的塑性破坏区域明显大于区段回风巷。区段运输巷巷道上帮由于受到采动影响,其破坏范围比巷道下帮的范围广,其应力分布规律可以从图2看出。巷道周边岩体发生破坏,主要是由于巷道开挖后形成一定范围的卸压区域在矿山压力作用下发生的剪切破坏。

沿工作面倾斜方向做剖面,对采场周边的应力分布状态进行直观分析(图4)。从图4可以看出,在工作面上隅角的煤体由于发生屈服破坏而形成一定范围的卸压区域,其应力比煤壁内部的应力小。沿着2条回采巷道可以看出,区段运输巷巷道上帮垂直应力最大值17 MPa,分布在距煤壁4～8 m范围内,距煤壁27 m范围内的岩体矿压显现较为剧烈。区段运输巷巷道下帮的垂直应力最大值为13 MPa,分布在距煤壁0～6 m的范围内。因此,由于受采动影响,区段运输巷巷道上帮的应力及影响范围明显大于巷道下帮。在区段回风巷巷道下帮垂直应力最大值为15 MPa,分布在距煤壁3～7 m的范围内。区段回风巷巷道上帮煤体在距煤壁12 m范围内受采动影响较为剧烈;巷道上帮的垂直应力最大值为12 MPa,分布在距煤壁0～3 m的范围内。

由此可以看出,在区段运输巷上帮煤体及区段回风巷下帮煤体受采动影响,矿压显现较为剧烈,且沿区段运输巷超前支承压力的影响范围明显大于区段回风巷。

3 电磁辐射观测

采用KBD5型电磁辐射仪[7](非接触式矿用本安型)监测电磁辐射频率最高上限为500 kHz,有效监测距离为7～22 m。电磁辐射强度主要反映了煤岩体的受载程度及变形破裂强度,脉冲数主要反映了煤岩体变形及微破裂的频次。电磁辐射与煤层的应力状态有关,当煤体处于应力增高区时,电磁辐射强度增加。当煤体破碎较为剧烈时,电磁辐射的脉冲数增加,因此,可以通过电磁辐射仪对采场煤体的应力状态及破坏状态进行观测。针对距工作面5 m处区段运输巷上帮及下帮的电磁辐射强度及脉冲数进行分析研究,其观测情况如图5所示。

由图5可以看出,区段运输巷巷道下帮的电磁辐射强度平均值为24～37 mV,电磁辐射平均脉冲数为50 147～61 025。区段运输巷巷道上帮的电磁辐射强度平均值为13～16 mV,电磁辐射平均脉冲数为34 026～47 013。由此可以判断,区段运输巷巷道上帮的电磁辐射强度及脉冲数均高于巷道下帮,即巷道上帮煤体受采动影响的情况下,煤体变形较为剧烈且煤体内部应力较为集中,这与数值模拟分析的结果相吻合。

通过电磁辐射仪对受采动影响区段运输巷上帮及区段回风巷下帮进行观测,其结果如图6所示。区段运输巷上帮的电磁辐射强度平均值为13～21 mV,电磁辐射脉冲数为34 106～47 053;区段回风巷下帮的电磁辐射强度平均值为7～12 mV,电磁辐射脉冲数为9 018～31 437;区段运输巷上帮的电磁辐射强度及脉冲数均比区段回风巷大,这也验证了数值模拟的合理性。

4 结论

(1)运用FLAC3D数值模拟软件对采场的应力状态、工作面前方回采巷道的应力状态及塑性破坏区域进行分析,区段运输巷周边岩体的塑性破坏区域及应力集中区域均比区段回风巷大。

(2)现场运用电磁辐射仪对回采巷道两帮进行观测,验证了数值模拟的结论,说明了数值模拟的合理性。

(3)运用数值模拟对采场的应力分布状态及采场超前支护等方面进行研究,从而大大降低了生产成本。

摘要：为分析研究采场矿压显现规律,运用FLAC3D数值模拟软件,并结合工作面顶底板实际岩性参数建立三维地质模型。通过对采场应力分布规律、回采巷道的应力分布规律及破坏形式进行数值模拟,并结合电磁辐射仪对回采巷道应力分布状态的观测,验证了数值模拟的合理性。

关键词：FLAC3D,显现规律,数值模拟,电磁辐射,矿压观测

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]宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1998.

[3]杨永康,李建胜,康天合,等.浅埋厚基岩松软顶板综放采场矿压特征工作面长度效应[J].岩土工程学报,2012,34(4):709-716.

[4]潘岳,王志强,李爱武.初次断裂期间超前工作面坚硬顶板挠度、弯矩和能量变化的解析解[J].岩石力学与工程学报,2012,31(1):32-40.

[5]付玉平,宋选民,邢平伟,等.浅埋厚煤层大采高工作面顶板岩层断裂演化规律的模拟研究[J].煤炭学报,2012,37(3):366-371.

[6]彭苏萍,王金安.承压水体上安全采煤[M].北京:煤炭工业出版社,2001.

[7]王恩元,何学秋,刘贞堂,等.煤岩动力灾害电磁辐射监测仪及其应用[J].煤炭学报,2003,28(4):366-369.

综放工作面矿压规律数值模拟研究篇2

关键词：数值模拟,初次来压步距,周期来压步距,应力集中系数

0 引言

综合机械化放顶煤技术实现了厚煤层的整层开采, 具有高产、高效、低耗、安全、系统简单、掘进率低、成本低、经济效益好等优点。放顶煤开采已成为厚煤层开采的主要方法。但由于综放工作面一次采高比较大, 矿压显现规律不同于其它采煤方法。运用数值模拟方法, 可以较全面地预测采动条件下老顶变形破坏特征及初次来压步距、周期来压步距、超前应力影响范围等。这对于方案选择和优化, 减少事故发生具有重要意义。

1 计算模型的建立

1.1 UDEC简介

UDEC (Universal D istinct E lement Code) 是一种基于非连续体模拟的离散单元法二维数值计算程序。它主要模拟静载或动载条件下非连续介质 (如节理块体) 的力学行为, 是目前模拟岩层破裂后移动过程较为理想的数值模拟软件, 可以直观地从走向上定性来看顶板的垮落规律, 为矿井工作面顶板事故的预测和防治提供有效的参考依据。其模拟步骤为建整体模型, 模型原岩应力平衡计算;开挖工作面, 模型应力平衡计算;数据的提取与后处理。

1.2 工程地质概况

某矿工作面所采3号煤层S5-6工作面位于山西组中下部, 平均埋深约为410 m, 为全井田可采的稳定煤层, S5-6工作面呈矩形, 走向长度794 m, 倾向长度207 m。在距S5回风下山南帮130 m处停采, 探测平均煤厚6.08 m, 工作面煤层倾角0～6°。采用走向工壁综合机械化放顶煤开采[1], 机采高度3.2 m, 放煤高度2.88 m。可采指数1.0, 煤层赋存稳定, 煤体容重1.4 t/m3, 煤层普氏硬度1.5。工作面老顶以浅灰色细粒砂岩为主, 直接顶以深灰色泥岩为主, 如表1所示。

1.3 模型范围的确定

模拟煤层及其上覆150 m岩层, 其余覆岩简化为应力施加在上边界。模拟范围取350m×150m, 左、右及下边界固定, 节理特性考虑采动影响, 围岩本构关系采用Mohr-Coulumb模型[2], 建立如下走向模型如图1所示。

2 数值模拟结果分析

2.1 开挖步距20 m

由图2可知, 工作面开采20 m后, 直接顶随采随冒, 老顶与上方岩层产生离层, 工作面前方实体煤产生应力集中, 垂直应力集中系数约2.2, 工作面开采至20 m时, 支架支护阻力较小。

2.2 开挖步距40 m

由图3可知, 工作面开采40 m后, 老顶垮落, 工作面初次来压。工作面前方实体煤产生较大应力集中, 垂直应力集中系数约2.7。老顶垮落后, 老顶上方厚度约20 m的岩层随老顶垮落, 顶煤垂直位移比工作面开采至20 m时支护阻力明显增高。

2.3 开挖步距60 m

由图4可知, 工作面开采60 m后, 采空区前后方煤体产生垂直应力集中, 应力集中系数2.4左右。

由于覆岩垮落, 采空区内垂直应力得到释放。支架上方顶煤有一定的水平位移, 由图4 (b) 可知, 工作面开采60 m后老顶破断, 由于采高较大, 老顶产生较大的回转, 使工作面支护阻力较大, 特别是支架尾部受到了较大的顶板压力, 工作面矿压显现剧烈。顶煤水平位移较大, 破坏程度较高, 在高矿压的作用下, 顶煤的破坏对工作面放煤工作较为有利[3～5]。

2.4 开挖步距80 m

由图5可知, 工作面开采80 m后, 工作面前方煤体产生垂直应力集中, 垂直应力集中系数2.6左右, 老顶在工作面前方4 m左右处产生较大的应力集中。由图5 (b) 可知, 工作面开采80 m后老顶破断, 工作面周期来压, 且强度较大。由于工作面采高较大, 老顶产生较大的回转, 使该工作面矿压显现剧烈。顶煤水平位移较大及破坏程度较高, 在高矿压的作用下, 顶煤的破坏对工作面放煤工作较为有利, 但较大的矿压显现使工作面较难管理, 工作面片帮可能性较大, 应采取相应护帮措施。

2.5 开挖步距160 m

如图6所示, 工作面开采160 m后, 工作面前方煤体产生垂直应力集中, 应力集中系数2.8左右, 老顶及工作面中部产生较大的垂直应力集中。由图6 (b) 可知, 工作面开采160 m后工作面周期来压, 来压强度较大。由于工作面采高较大, 老顶产生较大的回转, 使该工作面矿压显现剧烈。

3 现场实践

实测S5-6工作面直接顶初次垮落步距为12 m, 老顶初次来压步距为39.2 m, 集中应力系数2.1, 老顶周期来压步距平均17.4 m, 动载系数平均值为2.48;实测S5-6综放工作面超前支承压力峰值为17.51～26.63 MPa, 峰值距离煤壁5～10 m, 应力集中系数在2.18～2.79之间。

经过与实测数据对比, 数值模拟的结果与现场实测结果基本一致, 这说明模拟得到的结论能够比较真实地反映顶板垮落规律。

4 结语

通过运用数值模拟软件, 模拟分析了不同推进距离对采场的影响, 着重分析了工作面老顶在初次来压和周期来压时的应力变化, 并与现场观测对比, 得出如下结论: (1) 通过数值模拟, 得出了S5-6综放工作面来压特征。工作面推进20 m后, 直接顶分层逐层垮落, 老顶分层是多层整体垮落。老顶初次来压步距约40 m, 周期来压步距16～20 m。 (2) 工作面开采过程时覆岩中最大支承应力值随开挖空间的加大而变大, 应力集中系数在2～3之间, 超前工作面10 m左右。

参考文献

[1]杜计平, 孟宪锐.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社:2009

[2]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

[3]Ma Li-qiang, Zhang Dong-sheng, Jing Sheng-guo, ZhangWei, Fan Gang-wei.Numerical simulation analysis bysolid-liquid coupling with 3DEC of dynamic watercrannies in overlying strata[J].Journal of China Universityof Mining&Technology, 2008, 18 (3) :347-352

[4]马立强, 张东升, 陈涛, 范钢伟.综放巷内充填原位沿空留巷充填体支护阻力研究[J].岩石力学与工程学报, 2007, 26 (3) :544-550

矿压数值篇3

1 工作面概况

焦煤公司古汉山矿17126工作面煤层底板标高为-429~-488 m, 该面走向长120 m, 倾斜长770m, 平均煤厚4.2 m, 平均倾角4.5°。煤层直接顶以灰色厚层状砂质泥岩为主, 局部裂隙较发育, 易冒落, 厚1.71~2.41 m;基本顶为灰色厚层状细砂岩, 致密, 性脆易破碎, 局部相变为粉砂岩, 厚4.18~4.80 m。直接底为灰—浅灰色砂质泥岩, 厚0.4~0.9 m;基本底为灰白—浅灰色中细砂岩, 厚6.0~6.7 m。基本顶属软弱顶板类型, 采用倾斜长壁后退式综采、全部垮落法处理采空区。工作面安装ZZ6400/22/45型液压支架, 跟13-1煤层顶板回采。

2 数值模拟模型设计

(1) 模拟计算内容。为了研究17126工作面及两巷矿压显现规律, 模拟分析17126工作面在推进20, 30, 60, 80, 120 m (包括开切眼宽度) 位置时工作面支架性能、采动应力演化、覆岩运移规律、顶板来压规律、围岩稳定性情况;模拟分析巷道围岩变形、应力分布及支架受力情况。

(2) 模型结构。根据17126工作面地质条件, 数值计算分析模型总高度为105.74 m, 模型走向长度为160 m, 倾斜方向长度为180 m。模型上部边界属于应力边界条件, 其余边界均是位移边界条件[2], 模拟煤层高度为4.2 m, 工作面长度为120 m, 工作面沿倾斜方向推进。工作面上覆岩层平均容重取24 k N/m3, 几何模型如图1所示, 共计288 960个单元, 306 762个节点。

模拟部分的煤岩物理力学性能指数见表1。

3 工作面矿压显现特征

3.1 工作面超前支承压力分布特征

为了研究工作面超前支承压力分布特征, 在工作面中部沿走向选取剖面, 并绘出垂直应力等值线 (图2, 单位:Pa) 。

工作面回采后, 采空区上方存在一定范围的悬顶, 影响到工作面煤壁前方的应力分布, 会在工作面煤壁中形成应力集中。在煤壁前方距离煤壁50 m以外范围, 支承压力变化不明显;在煤壁前方35~50 m, 支承压力逐渐上升, 说明开始受到采动影响;在煤壁前方5~25 m, 该段应力急剧上升, 应力峰值范围为5~10 m, 应力峰值位置距煤壁5~7 m。而在工作面后方形成了应力降低区, 在工作面后方约65 m以外, 由于顶板冒落后又重新被压实, 所以垂直应力又开始增加。不同工作面推进距离沿工作面走向垂直应力分布情况见表2。

从工作面煤壁开始, 在工作面中部沿煤体作一条观测线, 提取该观测线上各单元的垂直应力, 便可反映出工作面超前支承压力分布特征 (图3) 。

在工作面推进到120 m时, 即工作面推进距离与工作面长度等长时, 工作面来压强度较大, 最大应力集中系数达到2.58, 强烈影响范围约24 m, 显著影响范围约52 m。

3.2 覆岩运移特征

图4是工作面开采导致的岩体运动矢量图, 图中箭头方向代表了岩体位移方向, 箭头长短代表了位移大小 (单位:m) [3]。从图4中可知, 煤层的开挖会引起顶板岩层的迅速下沉。

根据顶板下沉量与观测点距轨道巷距离就得到顶板下沉量的时空关系曲线 (图5) 。

从图5中可以看出, 当观测点距离轨道巷57 m时, 即工作面中部, 顶板下沉量增加到最大值, 之后顶板下沉量逐渐减小。17126工作面采高约4.2 m, 采用ZZ6400/22/45型支撑掩护式液压支架, 所以当顶板下沉量大于2.0 m时, 支架立柱才会无行程。从图5可以看出, 在工作面推进到120 m, 工作面最大下沉量达1 393.2 mm, 工作面不会发生压架。

3.3 采场围岩破坏特征分析

17126工作面推进过程中, 由于围岩的移动变形而成塑性区, 根据不同的变形特征, 塑性区可分为拉伸破坏塑性区、由剪切作用而形成的塑性区、保持弹性状态的弹性区。由于开挖和离层而形成的塑性区直观地反映了围岩的破坏情况。图6描述了17126工作面开采后沿工作面方向、工作面推进方向围岩塑性区变化过程。

采空区上方的围岩在下沉过程中以拉伸破坏为主, 形成较大范围的冒落松动区。而工作面上方顶板则以剪切破坏为主, 工作面前方煤体也形成剪切破坏塑性区, 并且随着工作面的推进, 采场围岩塑性破坏区范围不断增大。随着顶板岩层旋转下沉触矸, 在采空区后方约65 m处, 采空区冒落松动区逐渐被压实, 岩体又恢复到弹性状态, 但在顶底板中形成大面积的塑性破坏区。

4 结论

(1) 当工作面推进距离与工作面长度相等时, 工作面来压强度最大。

(2) 工作面的中部应作为采场围岩控制的重点位置。

(3) 17126工作面ZZ6400/22/45型液压支架选型合理, 发生压架的可能性较小, 能满足工作面的正常生产需要。

摘要：针对古汉山矿17126大采高综采工作面的地质条件, 采用计算机数值模拟 (FLAC3D) 系统, 对试验面不同回采距离时, 超前支承压力、上覆岩层移动以及围岩塑性区分布等特征进行分析, 得出该工作面超前支承压力的影响范围为煤壁前方50 m, 应力峰值位于煤壁前方57 m;回采时工作面中部顶板下沉最大, 且最大下沉量不足以造成工作面压架;随着工作面的推进, 采场围岩塑性破坏区范围不断增大且表现为采空区上方以拉伸破坏为主, 工作面上方以剪切破坏为主。

关键词：支承压力,覆岩移动,塑性区破坏

参考文献

[1]弓培林, 靳钟铭.大采高采场覆岩结构特征及运动规律研究[J].煤炭学报, 2004, 29 (1) :8-12.

[2]刘波, 韩彦辉.FLAC原理实例与应用指南[M].北京:人民交通出版社, 2005.

矿压数值篇4

东三(13-1)煤轨道上山，截止2013年10月24日施工至H8点前25m，距离揭露F33断层48.36m。巷道继续向前掘进，迎头岩性为11-2煤顶板花斑泥岩(巷道与11-2煤最小法距为22.24m)。根据10月份地质预报及东三(13-1)煤回风上山对F33断层的探测可知其产状为：155°∠65°H=10m，断层岩层东倾13-15°，煤岩层产状为155°∠29°，从底板揭露断层，该断层为正断层,且其周围20m范围内次生断层较多，为确保掘进面安全高效通过F33断层，特开展相关数值计算。

2 过断层数值模拟

2.1 围岩物理力学参数测试

通过取岩芯力学测试，可得13-1煤的顶板围岩力学特征如下表1.

2.2 模型构建及分析

根据实际的地质工程条件，结合测试数据，构建上山过断层分析模型，如下图1所示。

掘进面距断层不同距离的支承压力分布如图2～5所示，测试结果表明：采用锚网索支护的上山巷道压力峰值介于15～20MPa。

如下图6、7所示，通过位移监测，模拟结果表明：巷道顶底板移近量180.9mm，两帮移近量179.7mm，顶底移近量较两帮移近量稍大，但整体在可控范围内。

3 过断层施工方法

1)过断层及次生断层期间(落差2～6m)，严格按地测部门要求施工，施工时“先探后掘，短掘短支”。过断层前10m，开始逐排掘进，掘进控顶距0.9m。

2)过断层段巷道围岩稳定性差，顶板破碎、易掉时，综掘机掘进前在迎头按2～3°仰角施工超前锚杆护顶，超前护顶锚杆选用普通金属锚杆。

3)过断层采用综掘机掘进，刮板机配合皮带机出货。断层过完10m后方可恢复正常施工。

4)施工过程中加强排水设施，临时水沟及时跟至迎头，若顶板淋水，可采用风筒布将积水引至综掘机后水沟内。