下保护层开采

2025-03-21|版权声明|我要投稿

下保护层开采(共7篇)

下保护层开采 篇1

为了研究俯伪斜下保护层开采后的保护效果, 对兴隆煤矿俯伪斜下保护层开采被保护层的瓦斯压力和瓦斯含量进行了现场考察, 并采用COMSOL Multiphysics数值模拟软件对保护层开采后顶板法向膨胀变形量进行了数值计算。结果表明, 俯伪斜下保护层开采后, 被保护层保护范围内的最大残余瓦斯压力为0.25MPa, 最大残余瓦斯含量为5.7147 m3/t, 均小于《防突规定》的临界值;数值模拟的沿被保护层倾向上边界的卸压角为98º, 下边界的卸压角为68º, 大于《防突规定》划定的保护范围。因此, 俯伪斜下保护层开采对被保护层的保护效果显著, 能有效消除被保护层的突出危险。

大量研究表明开采保护层是最有效和最经济的区域防突措施。《煤矿安全规程》规定, 矿井首次开采保护层时, 必须进行保护效果和保护范围的考察。根据《防突规定》第51条, 保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、顶板位移量等方法。为了研究俯伪斜下保护层开采对被保护层的保护效果, 本文通过对南桐矿区兴隆煤矿俯伪斜下保护层开采后被保护层残余瓦斯压力、残余瓦斯含量现场测定, 并采用COMSOL Multiphysics数值模拟软件对下保护层开采引起被保护层的膨胀变形量进行数值模拟计算, 综合分析了俯伪斜下保护层开采的保护效果。

试验矿井概况

南桐矿区兴隆煤矿为新建矿井, 现主要开采4#煤层和6#煤层, 平均厚度分别为2.84 m和0.93 m, 层间间距为27.9 m, 倾角为42º。矿井4#和6#煤层均具有突出危险性, 选择突出危险性较小的6#煤层作为下保护层开采, 4#煤层为被保护层。6#煤层保护层工作面采用俯伪斜布置, 伪斜角为30º。根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 矿井保护层工作面沿倾斜上、下山方向的卸压角分别按90º、65º划定;走向卸压角按50º划定。

现场论证试验设计

考察钻孔布置

矿井在被保护层4#煤层验证区域上边界+327m~+350 m采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施, 同时走向边界不具备现场考察条件, 因此本次现场验证只考察4#被保护层倾斜下边界。验证钻孔均布置在矿井的原有巷道内, 选择位于被保护层4#煤层和保护层6#煤层之间的+300 m“1601S”抽放巷和+250m“1601S”抽放巷内布置测压钻孔。本次试验设计JS1~JS8共八个钻孔, 实际施工JS3~JS8六个钻孔, 钻孔布置见图1。所打钻孔的方位均为垂直于煤层走向的正方位, 并穿过煤层进入顶板1.0 m。

测压及封孔

根据此次现场条件, 瓦斯压力的现场测定选择被动式测压法。瓦斯检验钻孔施钻结束后便立即进行封孔。封孔方式采用马丽散和水泥石膏浆机械封孔相结合的封孔方法。封孔结束24h内安装压力表, 记录压力的变化规律。

现场测试结果

被保护层残余瓦斯压力测定

大量实践表明, 在防治煤与瓦斯突出和验证保护层开采后被保护层的保护效果中, 瓦斯压力是现场考察的最基本、最可靠的参数之一。在本次被保护层瓦斯压力测定过程中, JS6和JS7钻孔压力表损坏, 未能测到有效压力值, 其他压力表的测试结果如表1所示。

通过布置在被保护层4#煤层中的测压钻孔, 可以得出4#煤层的瓦斯压力随保护层开采的变化规律 (如图2) 。从图2可以看出, 俯伪斜下保护层6#煤层工作面推过后被保护层4#煤层的卸压效果非常明显, 最终测得的被保护层最大残余瓦斯压力值小于临界值0.74 MPa, 因此依据《防突规定》划定的下边界保护范围安全可靠。

被保护层残余瓦斯含量测定

煤层瓦斯含量测定可分间接测定法和直接测定法两种, 鉴于现场条件, 本次测定采用直接法来测定被保护层4#煤层的残余瓦斯含量, 在4#煤层的保护范围内共取样22个, 经过测定, 取样点残余瓦斯含量介于2.7972m3/t和5.7147 m3/t之间, 最大残余瓦斯含量小于《防突规定》的临界值8 m3/t, 因此, 考察区域内残余瓦斯含量达到《防突规定》的要求, 有效地消除了被保护层的突出危险。

被保护层保护范围数值模拟

模型的建立

数值模拟采用COMSOL Multiphysics软件模拟6#保护层开采后被保护层4#煤层的保护范围。假设开采区域沿煤层倾向的每一个横截面煤岩体的物理力学性质、瓦斯性质参数和围岩应力状态等都是一致的, 则可取沿工作面走向上的单位厚度剖面为平面计算模型, 为尽量消除模型边界效应的影响, 建立如图3所示的几何模型, 模型尺寸为280 m×252 m (长×高) , 下保护层工作面垂高100 m, 斜长149.5 m。

数值计算的基本参数

数值计算模型中, 保护层6#煤层、被保护层4#煤层和顶底板岩层的物理力学特性参数见表2所示。由于保护层6#煤层与被保护层4#煤层之间由几层不同厚度的钙质、粉砂质页岩和灰岩组成, 因此, 可采用按厚度加权平均的方法求其近似的力学参数, 以便于模型的计算。

模型的边界条件

考察区域煤层平均埋深300 m, 模型上边界为岩层自重均布载荷, 大小为7.5 MPa, 边界条件为自由边界;模型的右边界、左边界和下边界位移条件为X和Y方向的位移约束, 为滚支边界。

数值模拟结果及分析

(1) 被保护层4#煤层倾向总位移规律。图4为保护层6#煤层开采后被保护层4#煤层沿倾向的总位移分布规律。由图4可以看出保护层开采后, 原煤层顶底板周围的煤岩层开始向已形成的采空区进行膨胀、移动和变形, 采空区中部区域的顶板岩层位移达到了最大值。

(2) 被保护层4#煤层保护范围分析。根据《防突规定》, 当被保护层的法向膨胀变形大于3‰时, 被保护层能得到有效保护。图5为下保护层6#煤层开采后, 被保护层4#煤层沿倾向的法向变形规律。由图可知, 在距保护层6#煤层采空区下边界垂高28 m~124 m的范围内, 被保护层4#煤层的法向变形量ε0≥3‰, 对应被保护层的上边界卸压角为98º, 下边界卸压角为68º (如图6) , 此保护范围大于矿井依据《防突规定》划定的4#煤层的保护范围。数值模拟结果表明, 矿井基于《防突规定》划定的4#煤层保护范围安全、可靠。

结语

(1) 根据现场考察结果, 被保护层验证区域的瓦斯压力随着保护层的开采下降明显, 残余瓦斯压力和参与瓦斯含量均小于《防突规定》的临界值, 说明考察区域已经得到充分保护, 有效消除了被保护层4#煤层的突出危险。

(2) 采用数值模拟得到了俯伪斜下保护层沿倾上、下边界的卸压角分别为68º和98º, 大于按照《防突规定》所划定的保护范围, 因此现场划定的保护范围安全、可靠。

(3) 采用数值模拟得到的俯伪斜下保护层的顶底板岩层的变形、卸压规律与现场具有一致性, 数值模拟的结果可靠。

下保护层开采 篇2

在突出矿井开采煤层群时, 开采保护层是防止煤与瓦斯突出最有效、最经济的手段。保护层开采后, 围岩向采空区位移, 采空区上方岩体冒落并形成新的自然拱, 采空区下方岩体因卸压向采空区膨胀形成裂隙, 使得稳压上下方产生应力, 透气性, 位移等变化, 被保护层CH4排放能力增强, 瓦斯压力降低。

芦岭矿为煤与瓦斯突出矿井, 可采煤层为8、9煤和10煤。8煤层特厚煤层, 平均厚度9.6m, 9煤平均厚度3.3m。8煤与9煤层间距仅3.5m, 10煤平均煤厚2.2m, 与9煤平均层间距50-80m。8、9煤层联合布置开采, 10煤单独布置。目前矿井在二水平开采, 二水平CH4含量21m3/t, 瓦斯压力4.54mpa。

煤与CH4突出问题一直困扰这该矿安全生产, 以前采取以区域性防突措施主要是预抽煤层CH4。2000年开始该矿尝试保护层开采技术, 所选择的下保护层是出于8、9煤下步的10煤。首采工作面为II1044工作面, 而后是II1046工作面。在这两个工作面开采过程中, 因对上邻近煤层 (被解放层8、9煤) 卸压CH4的影响考虑不足, 抽放措施单一, 出现了诸多问题, 严重威胁了开采安全。2004年芦岭吸取上两个面开采教训, 采取综合抽放措施成功抽采, 实现了II1048工作面的安全开采。

II1048工作面标高-555~-580m, 上邻II1046工作面采空区, 工作面走向长330~350m, 倾斜宽120~220m, 倾角5~10°, 煤厚1.9~2.6m, 直接定位泥岩。

2瓦斯来源及瓦斯涌出量的分析研究

由于一个煤层的先行开采, 引起围岩冒落、移动和变形, 形成拱形卸压压上覆岩层与煤层发生离层, 孔隙和裂隙增加, 这种层间空隙不仅是卸压CH4的储存地点, 也是良好的流动通道。因此如果没有钻孔及时抽出卸压CH4, CH4将在通风负压的作用下进入开采空间, 引起保护层采掘过程中CH4积聚或超限。

芦岭矿II1044工作面回采初期回风CH4平均0.12%~0.33%, 上隅角CH40.26%~0.39%。工作面回采30m后, 回风CH4上升到0.52%~0.89%, 上隅角CH4经常在10%以上, 虽然加大风量但回风流CH4也随之增大。经计算, 10煤本层CH4绝对涌出量为2.2m3/min, 而工作面总的涌出量达16.4m3/min。被解放层8、9煤的卸压CH4涌出量为10煤本层CH4涌出量的6.5倍。用CH4含量法测算II1048工作面回采时CH4涌出量为:10煤本层含量6.5m3/t, 临近层 (8、9煤层) 卸压CH4含量为:25.7m3/t, 总含量32.2m3/t。

3 综合抽放方法及工艺

3.1 地面钻孔抽放

利用国债投资在II1048工作面正上方地表打钻孔穿透II1048工作面煤层。地面钻孔于2004年2月份合茬, 在II1048工作面采动后抽放CH4浓度达35~80%, 地面钻孔抽放量平均值:5m3/min, 取得了较好的效果。

3.2 顶板瓦斯抽放行抽放

3.2.1 在II1048工作面上部, 位于10煤顶板45m法距布置一条专用CH4抽发个巷 (见平面图) 埋设8寸管路一趟至距该巷末端50m处, 以拦截10煤采动后, 8、9煤的卸压CH4, 在CH4抽放巷出口打2道防火墙。

3.2.2 该管路与地面主抽放系统管理相连接抽放, 管路出口安计量、放水装置。抽放巷观测抽放流量10m3/min。

3.3 高位钻孔抽放

在II1048工作面风巷距切眼70m、140m、220、310m处各施工一个顶板高位钻场 (见图) , 在钻场内布置5~7个高位钻孔, 钻孔孔径Φ108mm以上。钻孔合茬后, 用2BE1-420移动泵抽放, 并设三通与地面主系统连接, 如瓦斯浓度达30%以上且稳定时纳入主系统抽放。

3.4 老塘插管抽放

在工作面风巷向上隅角方向架设8寸管路一趟, 管端距顶板1200mm以上, 用移动泵抽放排空。

3.5 抽放管路及抽放移动泵选型

3.5.1 管径确定

式中:式中:C-泵吸口CH4浓度取30%;D-瓦斯管内径, m;Q-管内混合瓦斯流量, m3/min;Qc-抽放纯瓦斯流量, m3/min;V-瓦斯在管路中的平均流速, m/s, 一般V=5m/s-12m/s, 设计取10m/s。

3.5.2 壁厚选择

根据芦岭矿实际和使用经验, 选择厚h=6mm钢板卷制管, 故此选择安设一趟8寸6mm厚钢卷管, 总长度780m。

3.5.3 抽放移动泵选型

(1) CH4泵流量计算:

式中:Qp:CH4泵工作流量, Qc=抽放纯瓦斯流量, m3/min, C-泵吸气口瓦斯浓度取3%, η-泵机械效率取70%, Kp-备用系数取1.4, KvCH4压缩系数1.35。

(2) 选型:根据泵站的工作流量Qp和工作压力Hp, 参考CH4泵性能曲线, 芦岭矿现有抽放系统及抽放状况移动泵选择2BE1-420移动泵2台 (备用1台) , 整套电机55kw, 将管径并入地面抽放系统, 当CH4浓度达到30%且比较稳定时抽出地面利用。

4 CH4抽放效果及存在问题

II1048工作面通过CH4综合治理在配风量稳定在800m3/min左右时回风流CH4始终未超过0.45%, 上隅角CH4未超过1%。整个回采期间高位钻孔抽放量为:489960m3, 高位瓦斯抽放巷抽放568020m3, 各塘插管抽放425213m3, 地面钻孔抽放1405507m3, CH4抽采率达67%, 取得了很好效果。存在问题:抽放采用基边密闭性进一步加强, 确保不漏气。继续完善高位钻孔目的后, 使钻孔参数更合理、更科学。

摘要:瓦斯由于保护层开采过程中, 除本层CH4外, 该保护层CH4将向开采空间大量涌出。因此保护层开采过程中的CH4抽放效果将直接决定保护层开采安全及被保护层CH4卸压程度本项目通过淮北芦岭煤矿下保护层工作面开采过程中的瓦斯来源及涌出量研究针对性采取综合抽放措施, 实现安全高效开采。

关键词:保护层,卸压瓦斯,综合抽放

参考文献

[1]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

[2]张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000.

[3]于不凡.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2005.

[4]张东明, 刘见中.煤矿采空区瓦斯流动分布规律分析[M].北京:中国地质灾害与防治学报出版社, 2003.

下保护层开采 篇3

某矿区A12#煤层1115工作面倾斜长长度为210m单位, 走向长度为2486.5m单位, 工作面标高为-752.6m~-631.8m单位。B11#煤层平均厚度经测定为2.61m单位, 煤层内部瓦斯含量在3.2m3/t~5.8m3/t单位范围之内。进一步测定煤层瓦斯含量显示:工作面瓦斯相对涌出量为5.5m3/t单位, 绝对涌出量为8.2m3/t单位。瓦斯放散初速度表现范围在3.7mmHg~6.2mmHg单位范围之内, 同时, 工作面煤层坚固性系数在0.54~0.69范围之内, 上述实测数据反映, 该工作面煤层属于低瓦斯含量煤层。与此同时, C13#煤层平均厚度为4.7m单位, 煤层内部瓦斯含量为2.8MPa单位, 瓦斯放散初速度取值在3.7mmHg~5.2mmHg单位范围之内, 工作面煤层坚固性系数取值在0.54~0.67范围之内。上述实测数据显示, 该工作面煤层属于强突出危险性煤层。与此同时, B11#煤层与C13#煤层相互之间间隔距离在72m~85m范围之内, 判定其属于远距离下保护开采作业。

二数值模型的构建分析

为实现对远距离下保护层开采上覆被保护层卸压效应的研究与分析, 需要借助于FLAC数值模拟软件, 实现对相关指标的模拟作业。在此过程当中, 下保护层在开采过程当中所表现出的围岩结构应力分布特征以及上覆被保护层所对应的膨胀变形规律均需要实现以FLAC为标准的模拟研究。在数值模型的构建过程当中, 需要将整个数值模拟计算区域的范围划分为400m×400m×160m。按照此种方式, 共划分为69 741个节点以及64 000个单元。

在此基础之上, 需要采取分步开挖的方式, 分别针对远距离下保护层工作面在回采至50m状态、100m状态、150m状态以及200m状态下, 被保护层膨胀移动规律以及上覆煤岩体应力分布特征加以系统模拟与计算。

整个计算模式所采用的边界条件为位移边界条件, 底部边界采取的是约束竖向位移条件, 上部边界采取的是自由边界, 左右两侧及前后位置所采取的边界条件为水平位移约束条件。在上述状态下, 展开对数值模型的计算与分析。

三数值模型的计算结果分析

(一) 远距离下保护层回采过程中, 上覆保护层煤岩体应力演变规律

结合计算结果来看, 远距离下保护层B11#煤层工作面在回采至50m状态、100m状态、150m状态以及200m状态的情况下, 上覆保护层围岩应力的分布情况基本可以归纳为以下几个方面:第一:在远距离下保护层工作面推进至50m状态的情况下, 最大应力值在工作面煤壁浅部以及切眼后方附近煤体位置表现为30MPa状态。在此过程当中, 上覆被保护C13#煤层受采动影响程度较小, 未表现出明显的卸压反应。且保护层卸压未能够全部扩展至上覆被保护C13#煤层所在位置当中;第二, 在远距离下保护层工作面推进至100m状态的情况下, 采空区上方一定区域内会形成基本保持对称状态的应力降低区域。且在垂直方位以50°~70°状态向上覆被保护C13#煤层岩体发展。在此过程当中, 上覆被保护C13#煤层受采动影响, 形成了一定的应力集中, 部分区域表现为应力升高和降低;第三, 在远距离下保护层工作面推进至150m~200m状态的情况下, 卸压范围逐渐增大, 卸压高度也持续提高, 上覆被保护C13#煤层所取得的卸压效果极为突出。特别是在采空区逐渐被压实之后, 工作面切眼后方以及工作面煤壁前方最大集中应力基本倾向于稳定状态, 具体数值基本为36.7MPa。在此过程当中, 上覆被保护C13#煤层对应位置处也呈现出明显的应力集中反映, 此状态下数值为24.0MPa单位。

(二) 上覆被保护层位移演变规律

结合计算结果来看, 远距离下保护层B11#煤层工作面在回采至50m状态、100m状态、150m状态以及200m状态的情况下, 上覆被保护层位移位移演化规律主要表现为以下几个方面:第一, 在远距离下保护层工作面推进至50m状态的情况下, 上覆被保护C13#煤层受采动影响下, 膨胀变形量小, 且相对厚度低;第二, 在远距离下保护层工作面推进至100m状态的情况下, 上覆被保护C13#煤层膨胀变形量开始呈现出变动趋势, 此状态下的最大值表现为22.65mm单位, 与之相对应的膨胀变形量为5‰;第三, 在远距离下保护层工作面推进至150m的状态下, 上覆被保护C13#煤层膨胀变形量提高, 与之相对应的最大膨胀变形量为26.93mm单位, 同一状态下的膨胀变形量为6‰;第四, 在远距离下保护层工作面推进至200m的状态下, 后方采空区围岩应力逐渐分布, 是被保护层膨胀变形呈现出两侧高、中间低的形态, 变形倾向于稳定。

四结束语

本文借助于FLAC数值模拟软件, 针对某煤矿矿区远距离下保护层开采状态下, 上覆被保护层应力分布状态以及膨胀变形规律加以了详细分析与阐述。数值模拟结果证实:在远距离下保护层回采作业之后, 整个被保护层能够实现充分的卸压处理。同时, 通过卸压应力可反算得出具体的卸压保护角角度。在此基础之上, 结合对被保护层最大膨胀变形量以及膨胀变形率的综合分析可以判定:膨胀变形能够为被保护层瓦斯抽采作业的开展营造良好且有利的条件。

摘要:从实践工作经验的角度上来说, 针对保护层进行开采的最主要目的在于确保被保护煤层能够得到充分的卸压, 因此在消除煤与瓦斯突出问题的过程当中有着至关重要的作用与意义。本文首先研究分析了远距离下保护层开采作业的基本情况, 进而提出了基于FLAC模型的数值模型的构建作业, 在此基础之上, 通过对数值模型计算结果的分析, 总结了整个远距离下保护层开采上覆被保护层的卸压效应。

关键词:远距离下保护层开采,被保护层,卸压效应

参考文献

[1]石必明, 俞启香, 周世宁.保护层开采远距离煤岩破裂变形数值模拟[J].中国矿业大学学报.2004 (03)

[2]涂敏, 缪协兴, 黄乃斌.远程下保护层开采被保护煤层变形规律研究[J].采矿与安全工程学报.2006 (03)

下保护层开采 篇4

1 工程原型

淮南潘一矿是年产300万t的煤与瓦斯突出矿井。矿井主采煤层为13-1煤层,煤层厚度5.57~6.25 m,平均厚度6.0 m,平均倾角9°,煤层赋存稳定,原始瓦斯含量为12~22 m3/t,-620 m水平实测瓦斯压力高达5.6 MPa,突出危险性严重。11-2煤层位于13-1煤层下方,两煤层之间法线距离61.55~72.87 m,平均66.70 m,相对层间距达35 m。11-2煤层厚度1.5~2.4 m,平均厚度1.9 m,为稳定的中厚煤层,原始瓦斯含量为4.0~7.5 m3/t,无突出危险性,可作为13煤层的下保护层。

2 数值模型建立

利用FLAC3D软件进行建模,模型共分14层,长300 m、宽300 m、高120 m。11-2煤层工作面开采高度为2 m,走向开采长度为140 m、宽度为100 m,沿工作面走向左右两侧各留80 m煤柱,倾向两侧各留100 m煤柱。模型上边界采用应力边界,施加15 MPa的垂直应力,前后左右和底边均是位移约束为0的固定边界,如图1所示。煤系岩体是塑性较强的弹塑性材料,选用Mohr-Coulomb准则。主要煤岩层的物理力学参数见表1。

3 上覆煤岩体采动效应数值模拟分析

为考察保护层开采后上覆煤岩体的采动效应,分别在距11-2煤层顶板4、18、45、69 m(13-1煤层中线)处,沿工作面开采方向布置4条观测线,即观测线1~4。记录4条观测线垂直、水平方向上的应力和位移变化,分析上覆煤岩体的采动效应。

3.1 上覆煤岩体应力分布特征

11-2煤层开采140 m后,上覆煤岩体的应力分布曲线如图2所示。

从图2可以看出,下保护层的开采将破坏上覆煤岩体的原岩应力场,引起应力重新分布,使得上覆煤岩体产生不同程度的卸压,同时在工作面前方一定范围内产生了应力集中。上覆煤岩体卸压程度、应力集中程度和卸压范围均与层间距有关,层间距越大,卸压程度和应力集中程度越小,最大应力集中位置越倾向于采空区,相应的卸压范围也越小。

观测线4的变化趋势可反映被保护层的应力分布规律。工作面前方50 m之外范围,垂直应力和水平应力基本保持为原岩应力,瓦斯流动仍处于原始渗流状态。在工作面前方50 m到工作面后方5 m之间的范围内,垂直应力和水平应力逐渐增大,直至最大值,应力集中系数达1.32、1.31。此范围内的煤岩体受压应力作用而产生弹性压缩变形,若卸除压应力则煤岩体逐渐恢复原形,因此该范围称为弹性区,弹性区内的瓦斯流动处于减透减流状态。在工作面后方5 m之后的范围,垂直应力和水平应力超过了岩体的强度极限,上覆煤岩体出现大的塑性变形,产生非弹性位移,因此该范围称为塑性区。在工作面后方5~40 m,13-1煤层的垂直应力和水平应力急剧减小,最小值仅为7.89、7.12 MPa;在工作面后方40 m之后,因垮落岩层的支撑作用,垂直应力和水平应力均有所恢复,但仍保持一定的卸压程度。综上所述,从应力分布角度,将被保护层划分为原岩应力区(工作面前方50 m之外范围)、弹性区(工作面前方50 m到工作面后方5 m之间的范围)和塑性区(工作面后方5 m之后范围),最大的应力集中发生在弹性区与塑性区的交界面上[10]。

3.2 上覆煤岩体位移变化规律

3.2.1 上覆煤岩体垂直位移变化

11-2煤层开采140 m后,上覆煤岩体的位移变化曲线如图3所示。

由图3(a)可知,4条观测线的最大垂直位移分别为1.13、0.99、0.87、0.79 m,这说明距保护层越远,上覆煤岩体的垂直位移越小。下保护层开采后,上覆煤岩体缺少煤体的支撑作用,发生弯曲下沉,但不同岩层的下沉速度不同,导致在不同岩层间产生离层空间,被保护层煤体产生膨胀变形,生成大量的顺层张裂隙,煤体透气性大大增加,被保护层瓦斯流动处于增透增流状态。此时,若有穿层钻孔穿过卸压煤体,在抽采负压和原始瓦斯压力的共同作用下,大量瓦斯将沿顺层张裂隙向钻孔位置产生径向流动,瓦斯压力和瓦斯含量降低,进而消除卸压区域的突出危险性[11,12]。

3.2.2 上覆煤岩体水平位移变化

图3(b)中,横坐标为模型的长度,纵坐标为上覆煤岩体的水平位移值,大于0表明煤层移动方向与开采方向一致,反之与开采方向相反。4条观测线的最大水平位移量分别为39.48、32.90、26.82、19.16 mm,这说明上覆煤岩体的水平位移量与层间距有关,层间距越大,水平位移量相对越小。保护层开采140 m后,上覆煤岩体的水平位移明显出现2个正负相反的区域:从切眼后方一定距离到采空区中部,上覆煤岩体的水平移动为正;从采空区中部到工作面前方一定距离,水平移动为负;采空区正上方水平位移基本为0[13]。这是因为下保护层开采后,工作面上覆煤岩体水平应力释放,受水平拉伸和自身重力作用的影响,向采空区一侧产生水平位移,在工作面后方5~10 m位置水平位移达到最大值,被保护层13-1煤层的水平位移最大值达19.16 mm,随后受后方煤岩体的阻碍作用,位移越来越小,在采空区中部位置位移降为0。切眼上覆煤岩体亦如此。由此可以归纳上覆煤岩体的水平移动规律:对于某一点,其先向采空区方向移动,后又转向工作面推进方向移动,最后基本恢复到原状。

3.2.3 被保护层膨胀变形

11-2煤层开采140 m时,记录被保护层13-1煤层的膨胀变形量,如图4所示。从图4中可以看到,被保护层的膨胀变形特征整体呈“M”状:在工作面前方50 m之外,被保护层保持原始状态,膨胀变形量基本为0;在工作面前方50 m到工作面后方5 m范围内,受应力集中影响,煤体产生压缩变形,最大压缩变形量为21.7 mm,压缩变形率达3.62‰;在工作面后方5 m之后,因上覆煤岩体的急剧卸压作用,被保护层煤体迅速膨胀变形,在工作面后方40 m左右膨胀变形达到最大值,为118.5 mm,膨胀变形率达19.75‰;在采空区中部,因垮落岩层的向上支撑作用,被保护层煤体的膨胀变形量有所减小,但仍保持在较大值。

被保护层卸压的基本特征是地应力降低和煤层膨胀变形。从上述分析可知,在工作面后方5~40 m,被保护层的垂直、水平应力持续降低,膨胀变形量持续增大,瓦斯流动处于急剧增透增流状态;而在工作面后方40 m之后,被保护层的应力和膨胀变形量均趋于稳定,瓦斯流动处于平稳增透增流状态。因此,把被保护层卸压区域分为2部分:工作面后方5~40 m为非充分卸压区,工作面后方40 m之后的范围为充分卸压区,而这2个区域之和正好为前节所述的塑性区。同时,可计算得出被保护层的卸压角为59°。

3.3 被保护层 “四区”划分

通过分析上覆煤岩体的采动效应,可以将被保护层划分为4部分,如图5所示。从应力分布角度,将被保护层划分为原岩应力区、弹性区和塑性区,即工作面前方50 m之外范围为原岩应力区,工作面前方50 m到工作面后方5 m之间的范围为弹性区,工作面后方5 m之后为塑性区。从位移变化角度,又将塑性区划分为非充分卸压区和充分卸压区,工作面后方5~40 m为非充分卸压区,工作面后方40 m之后的范围为充分卸压区。

从瓦斯流动角度来讲,原岩应力区对应瓦斯的原始渗流区,弹性区对应瓦斯的减透减流区,非充分卸压区对应瓦斯的急剧增透增流区,充分卸压区对应瓦斯的平稳增透增流区。

3.4 卸压范围扩界可行性分析

保护层开采实践表明,如果被保护煤层充分卸压,其渗透率将增大数十倍甚至数百倍[14]。通过上述采动效应分析,不难发现,在非充分卸压区煤体有一定的膨胀变形,获得了一定的卸压效果,透气性也有所增加,但其卸压增透效果远低于充分卸压区的煤体。同时,该区域受水平应力释放和地应力作用的共同影响,上覆煤岩体产生剪切变形且剪应变梯度较大,因此产生大量的贯通性竖向裂隙,瓦斯可沿竖向裂隙产生单向流动,此区域的瓦斯流动处于急剧增透增流状态。为消除非充分卸压区内煤体的突出危险性,实现卸压范围的扩界,需采用比充分卸压区抽采钻孔间距更小的密集穿层钻孔对其进行较长时间的强化瓦斯抽采,可有效降低煤层瓦斯含量,消除非充分卸压区的突出危险性,扩大被保护层的卸压保护范围,进而实现保护层与被保护层的等长、等宽布置。

4 扩界工程实例及卸压效果考察

4.1 扩界工程实例

潘一矿2352(1)工作面为首采保护层工作面,其长1 640 m、宽190 m。2322(3)工作面作为被保护层工作面,位于2352(1)工作面上方67 m处,其长1 680 m、宽160 m。保护层2352(1)工作面开采后,采用底板岩巷网格式上向穿层钻孔对被保护层卸压瓦斯进行抽采。在底板岩巷内,由2322(3)工作面安全煤柱向西依次布置51个钻场。在充分卸压区内共布置39个钻场,钻场之间相距40 m,在煤层倾向上每个钻场内布置4个抽采钻孔,其终孔间距40 m;在未充分卸压区内共布置12个钻场,钻场之间相隔10 m,每个钻场内沿煤层倾向布置16个抽采钻孔,其终孔间距10 m。钻孔终孔穿过13-1煤层顶板0.5 m。

4.2 卸压效果考察

经过2352(1)工作面开采及卸压瓦斯长时间的抽采后,对2322(3)工作面的残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、透气性系数、膨胀变形量及瓦斯抽采效果分别进行了考察[15]。

1) 残余瓦斯压力:

在工作面走向上的非充分卸压区域布置一测压钻孔,测得2322(3)工作面的原始瓦斯压力为4.4 MPa,保护层工作面开采并经过一段时间的卸压瓦斯抽采后,钻孔测定的残余瓦斯压力降为0.6 MPa,表明非充分卸压区的瓦斯抽采工作达到了扩界的目的。

2) 残余瓦斯含量:

间接法计算得2322(3)工作面的原始瓦斯含量和残余瓦斯含量分别为11.5、3.65 m3/t,残余瓦斯含量低于《防治煤与瓦斯突出规定》要求的临界值8 m3/t。

3) 透气性系数:

2322(3)工作面的煤层透气性系数由原始的0.011 35 m2/(MPa2·d)增加至32.687 m2/(MPa2·d),增加了2 880倍。

4) 膨胀变形量:

利用基点法测定13-1煤层的最大压缩变形量为20.2 mm,压缩变形率为3.37‰,最大膨胀变形量达157.8 mm,膨胀变形率为26.3‰。

5) 瓦斯突出指标:

实测钻孔瓦斯涌出初速度最大值为3.7 L/min,钻屑量最大值为5.5 kg/m,均低于《防治煤与瓦斯突出规定》所要求的临界值。回采期间未出现任何动力现象,进一步验证了2322(3)工作面无煤与突出危险性。

5 结论

1) 从应力分布角度,将被保护层划分为原岩应力区、弹性区和塑性区;从位移变化角度,又将塑性区划分为非充分卸压区和充分卸压区。从瓦斯流动角度来讲,原岩应力区对应瓦斯的原始渗流区,弹性区对应瓦斯的减透减流区,非充分卸压区对应瓦斯的急剧增透增流区,充分卸压区对应瓦斯的平稳增透增流区。

2) 上覆煤岩体的水平移动规律:对于某一点,其先向采空区方向移动,后又转向工作面推进方向移动,最后基本恢复到原状。在非充分卸压区,瓦斯可沿竖向裂隙产生单向流动,并处于急剧增透增流状态,可实施卸压范围扩界工程。

保护层开采效果考察及应用 篇5

煤与瓦斯突出矿井占我国矿井总数的44%左右,国有重点煤矿中该比例高达72%,煤与瓦斯突出已成为威胁我国煤矿安全生产的主要矿井灾害。随着煤炭开采深度的日益增加,突出的危险性势必增大,严重地制约煤炭的安全高效生产[1,2,3,4,5,6]。长期理论研究和突出危险煤层的开采实践证明,开采保护层是防治煤与瓦斯突出最有效、最简单的区域性防突措施之一。该方法可以避免长期与突出危险煤层处于短兵相接的状态,提高了防治煤与瓦斯突出措施的安全性和可靠性,是开采煤层群所特有的一种防治煤与瓦斯突出措施[7,8,9,10,11,12]。

1 保护层开采可行性分析

平煤股份十二矿主采己组煤层,主要包括己15和己16-17煤层。己15煤层为突出煤层,厚0.8~5.5m,平均厚3.4 m,下距己16-17煤层5~11 m,平均7.3m;己16-17煤层为突出煤层,厚0.83~2.90 m,平均厚1.53 m。根据保护层开采技术条件,十二矿具备开采己15煤层保护己16-17煤层的技术条件。

2 保护层开采效果考察方案

2.1 保护层工作面概况

十二矿己16-17-17180采面位于二水平己七采区西翼中部,北邻己15-17200采空区,南邻己15-17160、己16-17-17160采空区,西邻十矿井田边界线,东邻己七二期4条下山,上部为己15-17180工作面2006年4月至2007年11月回采完成,己16-17-17180开采区域已受保护层充分卸压。己16-17煤层赋存条件整体较好,平均煤厚1.6 m,己16-17煤层之间存在一层厚0.2~1.5 m的夹矸,煤层倾角16°~40°,平均28°,顶板为深灰色砂质泥岩,厚度2.5~7.0 m,底板为灰色砂质泥岩夹细砂岩条带,顶部为黑色炭质泥岩,厚度5.58 m,煤层原始瓦斯压力为1.27 MPa,原始瓦斯含量8.31 m3/t。

2.2 被保护层工作面区域消突效果考察方法

根据《防治煤与瓦斯突出规定》第五十一条,开采保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、顶底板位移量及其他经试验(应符合本规定第四十二条要求的程序)证实有效的指标和方法,也可以结合煤层的透气性系数变化率等辅助指标。

同时,根据《河南省强化煤矿安全生产暂行规定》第三条“残余瓦斯压力及含量降到0.6 MPa和6m3/t以下后,方可进入煤层进行采掘作业”规定,十二矿煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值为:残余瓦斯压力≤0.6 MPa,残余瓦斯含量≤6m3/t。

2.3 被保护层保护效果及保护范围考察与验证

保护层走向和倾向保护范围考察方法因煤层赋存情况,保护层与被保护层相对位置关系和被保护层卸压瓦斯抽采方法等不同需采取针对性考察技术方案[5,6]。该方案适用于倾斜和缓倾斜煤层的被保护层底板岩巷网格式上向穿层钻孔卸压瓦斯抽采方法的保护范围考察方案。考察方案如图1所示,通过底板瓦斯抽采巷和底板岩石下山布置二组考察钻孔,通过测定被保护层原始瓦斯压力和残余瓦斯压力来确定走向和倾向保护边界。

走向保护范围考察钻孔布置如图2所示,将考察钻孔布置在开切眼或终采线附近的预计保护边界线两侧。1号钻孔布置在保护层工作面预计走向保护范围外15 m,2号钻孔布置在保护层工作面预计走向保护范围处,3号钻孔布置在保护层工作面预计走向保护范围内15 m,通过3个不同位置保护层的原始瓦斯压力和残余瓦斯压力对比可以得出走向保护范围的边界线。

倾向保护范围考察钻孔布置如图3所示,将考察钻孔布置在走向保护范围内倾斜下方预计保护边界线两侧。4号钻孔布置在保护层工作面预计倾向保护范围外15 m,5号钻孔布置在保护层工作面预计倾向保护范围处,6号钻孔布置在保护层工作面预计倾向保护范围内15 m。通过3个不同位置保护层的原始瓦斯压力和残余瓦斯压力对比,可以得出倾向保护范围的边界线。

3 保护层开采效果考察分析

3.1 被保护层工作面煤层瓦斯参数测定

己16-17-17180工作面回风巷测含量钻孔设计从己16-17-17160进风巷切眼向外75 m处、375 m处和675 m处进行,开孔高度距己16-17煤层底板1.0~1.2m,角度沿己16-17煤层倾向方向施工。己16-17-17180进风巷测含量钻孔设计从己15-17200回风巷切眼向外140 m处、340 m处、640 m处进行,开孔高度距己15煤层底板1.0~1.2 m,穿过己15煤层进入己16-17煤层。每300 m一组钻孔,第1组每个孔取2个煤样。测试结果见表1。

注:表中以巷道中心为准,水平角顺时针为“+”,逆时针为“-”。

根据瓦斯参数实测结果,己16-17-17180工作面残余瓦斯含量最大5.42 m3/t,残余瓦斯压力最大0.34MPa,测定孔施工期间钻孔无喷孔、顶钻或其他动力现象。己16-17-17180工作面残余瓦斯含量与残余瓦斯压力均符合《防治煤与瓦斯突出规定》和《河南省强化煤矿安全生产暂行规定》要求,工作面保护层效果达标。

3.2 保护范围的考察

保护层工作面沿倾斜方向的保护范围按卸压角划定,卸压角δ与煤层倾角α有关[13,14,15](图4)。

参照上述标准,己16-17-17180进风巷、切眼、回风巷与己15-17180进风巷、切眼、回风巷均为内错布置,己15-17180采面进风巷有效保护范围边界位于己15-17180采面进风巷内错1.6 m处,己16-17-17180进风巷与己15-17180进风巷水平距离内错37 m,保护边界超出内错位置35.4 m,己15-17180采面回风巷有效保护范围边界位于己15-17180回风巷内错2.5 m处,己16-17-17180回风巷与己15-17180回风巷水平距离内错4 m,保护边界超出内错位置1.5 m(图5)。

对停采的保护层工作面,停采时间超过3个月、且卸压比较充分,该保护层工作面的始采线、终止线和煤柱留设对被保护层沿走向的保护范围可按卸压角56°~60°划定,如图6、图7所示。

己16-17-17180采面始采线、终止线有效保护范围位于己15-17180采面切眼、终采线内错4.7 m处,己16-17-17180切眼与己15-17180切眼水平距离内错18 m,保护边界超出内错位置13.3 m,己16-17-17180工作面终采线与己15-17180工作面停采线水平距离内错9 m,保护边界超出内错位置4.3 m。

3.3 工作面保护层效果的确定

己16-17-17180工作面倾斜方向、沿走向方向和层间的保护范围符合《保护层开采技术规范》保护范围确定的要求,有效保护范围覆盖整个工作面。己16-17-17180工作面在保护层开采后,实测残余瓦斯含量3.21~5.42 m3/t,残余瓦斯压力最大0.34MPa,符合《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》的第二十七条与《河南省强化煤矿安全生产暂行规定》文件第3条的规定。

3.4 己15煤层对己16-17煤层保护效果评价

2012年1月经河南理工大学对十二矿井田范围内己16-17煤层进行鉴定,实测最大煤层瓦斯含量8.31 m3/t,实测最大煤层瓦斯压力1 MPa,计算最大煤层瓦斯压力1.27 MPa,己16-17煤层为突出煤层。为了评价己15煤层对己16-17煤层的卸压保护效果,对3个保护层工作面残余瓦斯压力和残余瓦斯含量进行测定,残余瓦斯压力最大为0.34 MPa,残余瓦斯含量最大为5.417 6 m3/t,己15煤层开采后,对己16-17煤层瓦斯含量和压力得到较好释放,起到了卸压保护作用,对保护层有效保护区域内,瓦斯得到释放,可以认定为无突出危险区域。

4 结论

(1)己15煤层作为保护层开采,对于降低己16-17煤层原始瓦斯压力、降低原始瓦斯含量、增强煤层透气性系数具有非常有效的作用。在保护范围内,一般可使己16-17煤层原始瓦斯压力降低到0.34 MPa以下,可使其原始瓦斯含量降低到5.42 m3/t以下,充分说明经过上保护层的开采后,被保护层的煤与瓦斯突出危险性得到了消除,为实现被保护层安全、高效开采提供了可靠技术支撑。

(2)己16-17-17180工作面倾斜方向卸压角δ3=77°,δ4=70°,沿走向方向卸压角δ1=56°,保护范围符合《保护层开采技术规范》中对保护范围的确定。可应用于指导己16-17-17180工作面被保护范围的划定,同时适用于矿井范围内己16-17煤层工作面。

下保护层开采 篇6

随着煤矿开采深度的增加,地应力、瓦斯压力和温度不断的升高,在地应力、瓦斯压力和温度耦合作用下煤与瓦斯突出危险性增高,影响煤矿安全高效生产。开采保护层能够使被保护层原岩应力降低、弹性潜能释放,被保护层及围岩产生膨胀变形、裂隙发育、透气性系数提高,使被保护层及围岩的吸附瓦斯解吸、并为瓦斯的流动提供裂隙通道,为瓦斯形成“解吸—扩散—渗流”运动提供条件,即保护层开采具有“卸压增透增流”效应[1,2,3,4,5,6]。因此,开采保护层是解决煤与瓦斯突出的重要区域防突措施之一。

保护层开采过程中卸压煤岩体的透气性主要取决于被保护层的膨胀变形量。国内外学者对卸压煤岩体膨胀变形特征进行了大量的研究,涂敏等[3,7]利用相似模拟实验,对被保护层变形进行了分区研究,得出被保护层产生膨胀变形使其透气性增大的规律。张书金等[8]基于相似材料模拟实验分析了煤层群双重保护层开采煤层膨胀变形规律,得出双重保护层开采后被保护层在倾向方向上膨胀变形曲线呈“M”型分布。马占国等[9]根据物理模拟实验,研究了下保护层工作面推进过程中,采动覆岩结构运动规律及被保护煤层的应力和膨胀变形规律。石必明等[10,11]利用数值模拟分析了保护层开采过程中,被保护层垂直方向变形特征、水平方向变形特征和被保护层煤体应力和变形特征以及保护层与被保护层之间的间距对保护效果的影响。刘三均等[12]运用实验室相似材料模拟试验,分析了远距离下保护层开采上覆煤岩裂隙动态演化规律,多角度地对保护层开采效果进行了系统评价。Valliappan S[13]和Dziurzynski W[14]运用数值模拟的方法,对保护层开采引起的覆岩卸压变形进行了分析与研究。

上述研究主要针对保护层开采过程中被保护层卸压膨胀变形特征及其对保护效果的重要影响进行研究,且对于膨胀变形特征分析多是通过在被保护层的顶、底板的法线方向上布置一定量的测点,并计算保护层开采前后被保护层沿法线方向上的两个测点之间的距离变化来反应被保护层的膨胀变形特征。这种从“两个定点”距离变化角度分析膨胀变形的方法只考虑保护层开采过程中被保护层在法线方向上的变形特征,计算结果不能反应被保护层的横向变形,因此,不能全面、准确的反应煤岩体的膨胀变形特征。事实上,在保护层开采过程中被保护层煤岩体在倾向和法线方向上均发生了拉伸蠕变。因此,论文基于被保护层膨胀变形特点,提出了“四个定点围域面积”分析法,通过分析保护层开采前后被保护层面积变化表征膨胀变形特征。在工程实践和相似材料实验模拟中,在被保护层上用四个不变的测点确定一个四边形围域面积,通过分析“四个定点围域面积”在保护层开采前后的变化量分析被保护层的膨胀变形规律。研究结果较沿法线方向上的两个测点之间的距离变化分析法更加合理、切合实际。

1 膨胀变形“两个定点”距离变化分析法

目前,被保护层膨胀变形通常采用“两个定点”距离变化来分析,通过分析保护层开采前后被保护层在法线方向上两个定点距离的变化来表征卸压煤岩体的膨胀变形[15,16,17,18,19]。

在工程实践中,一般在保护层工作面顺槽或底抽巷内施工穿透被保护层顶底板的测量钻孔,在被保护层的顶底板中各安装一个位移测点,测定被保护层的膨胀变形,如图1所示。通过记录的数据绘制被保护层顶、底板法向位移随时间、工作面位置的变化曲线,确定被保护层的膨胀变形特征。

在相似材料模拟实验中,在被保护层顶底板上布置等距离的测点,随着保护层的开采利用位移计或通过摄影利用软件处理技术测量被保护层顶、底板上的测点在法线方向上移动变形,同一垂线上一对测点随着工作面推进在法线方向上的前后位移变化差值即为被保护煤层的膨胀变形量[9],如图2所示。

2 膨胀变形“四个定点围域面积”分析方法

2.1 被保护层膨胀变形“四个定点围域面积”测量方案与理论计算

2.1.1 工程实践中“四个定点围域面积”测量方案设计与计算

1)工程实践中“四个定点围域面积”测量方案设计

通过在保护层工作面顺槽或底抽巷内向被保护层顶底板中布置两组“两个定点”测线,这样能够在被保护层中确定四个定点,分析保护层开采前后“四个定点围域面积”的变化量,实现“四个定点围域面积”测量(图3)。

2)工程实践中“四个定点围域面积”计算方法

通过测量钻孔的布置位置及其在被保护层中的布置长度,分析得到“四个定点围域面积”在膨胀变形前沿倾向方向的边长l1、l2以及四个定点的坐标,将各点坐标值带入“计算不规则多变形面积”软件V2.0.4,得到被保护层膨胀变形前“四点围域面积”s,如图4所示。由于保护层开采前后被保护层膨胀变形率较小,可近似地认为“四个定点围域”为规则四边形。通过左侧1#测孔的顶底板测量变形锤的位移得到左侧测线中煤层顶部的位移量m1和煤层底部的位移量m2;同理,可测定2#测孔上下两点的位移量m3和m4。由于工程实践中被保护层膨胀变形量较小,近似认为膨胀变形后围域面积的上下边界分别为上部两个定点和下部两个定点之间的连线。以围域面积内的左下角测点为坐标原点,通过计算得到膨胀变形后四个定点的坐标值。根据不规则多边形面积软件计算得到被保护层膨胀变形后的围域面积s'。根据“四个定点围域面积”的前后变化值得到被保护层膨胀变形率为:

2.1.2 相似材料模拟实验中“四个定点围域面积”测量方案设计与计算

1)相似材料模拟实验中“四个定点围域面积”测量方案设计

基于相似材料实验模型的可视化特征,为了便于监测保护层开采过程中被保护层的膨胀变形,在被保护层上选择合理的尺度布置位移监测点,监测点处粘贴非编码标志点。选取四个定点围域为研究对象,使围域面积为正四边形,利用XJTUDP软件中工具测点距离及测点坐标的功能,测量出被保护层在膨胀变形前后编码点在煤层倾向和法线方向上的位移量及四个定点的坐标,如图5所示。在被保护层膨胀变形前,在被保护层上随机选取四个定点分别为A1、A2、A3和A4,假定变形后四个点分别为A'1、A'2、A'3和A'4(图6)。

在实验室相似材料模拟过程中,还可以运用细钢钉在被保护层及围岩中按照规则的四边形布置不同尺度的“四个定点”,记录“四个定点围域面积”在保护层开采过程中的变化情况,进而分析被保护层的膨胀变形率。由于保护层开采过程中被保护层的膨胀变形率较小,为了简化计算过程,在被保护层膨胀变形计算过程中,将“四个定点围域面积”计算模型视为四边形,将四边形中每两个测点之间的边长应用游标卡尺直接读取,通过计算分析被保护层膨胀变形前后“四个定点围域面积”的差值得出被保护层膨胀变形率。

2)相似材料模拟实验中“四个定点围域面积”计算方法

受采动影响,被保护层膨胀变形后四个定点围域为不规则四边形,随着保护层的开采,将“四个定点围域面积”用数码相机拍照,通过对图像进行分割、边界提取及跟踪,得到图像的边界及边界的每个像素点的坐标值pixl[i]·x、pixl[i]·y(i表示第i个像素点,i=0,…,N-1)。根据目标边界跟踪习惯算法,设以目标的左下方元素为目标起始点,如图7所示。以Freeman链码的方式表示边界目标相邻点位置的矢量关系,将边界曲线上相邻两像素点之间可能的八个连接方向定义为0、1、2、3、4、5、6、7八个方向符,分别表示0°、45°、90°、135°、180°、225°、270°、315°八个方向。根据Freeman链码的矢量关系标注原则对每个像素点进行前后两次矢量标注,即分别定义为前一像素点与本像素点的位置关系和本像素点与下一像素点的位置关系。经过对前后矢量标注进行对应相加和VC程序计算可以最终得到变形后四边形A'1A'2A'3A'4面积:

式中,N1表示为B[i]为1的个数,B[i]表示Freeman链码的矢量关系标注原则,其中:

通过被保护层膨胀变形前后的面积差值得到被保护层膨胀变形率为:

式中:n2为膨胀变形率;S为膨胀变形前被保护层四个定点围域面积,即尚未进行开采的四边形面积其值为固定值,S'为膨胀变形后四个定点围域面积。

2.2“四个定点围域面积”的合理尺度分析

由于被保护层厚度不同,为了精确计算被保护层膨胀变形率,在工程应用和相似材料模拟实验中应选取合理的“四个定点围域面积”尺度。为此,初步建议以被保护层厚度的1倍、1/2倍、1/4倍、1/8倍等不同尺度的“四个定点围域面积”为基本单元分析被保护层的膨胀变形率,如图8所示。

在工程实践中,需要应用开采保护层进行防突和增透的煤层通常都是厚煤层(煤层厚度为3.5~7.99 m)或特厚煤层(煤层厚度≥8 m)。为了便于“四个定点围域面积”的选取,提高相应的计算精度,将厚煤层按着煤层厚度的1倍、1/2倍或1/4倍几何尺度进行单元划分计算;将特厚煤层按着煤层厚度的1/2倍、1/4倍或1/8倍几何尺度进行单元划分计算。以煤层厚度的1/2倍为几何尺度进行单元格划分,可将煤层厚度1倍尺度围域内的“四个定点围域面积”划分为4个面积单元格;同理,以煤层厚度的1/4倍尺度划分,可得到16个面积单元格;以1/8倍尺度划分,可得到64个面积单元格。煤层厚度1倍尺度围域内划分的面积单元格越多,计算精度越高。

3 两种方法计算精度对比分析

以沙曲矿多煤层开采相似材料模拟实验模型为研究平台,如图9所示。沙曲矿区共含三层可采煤层,从上之下依次为2煤、3+4煤和5煤。由于3煤和4煤之间只有一层很薄的一层泥岩,将两层煤合成为一层煤进行开采。其中,2煤平均厚度为1.07 m,埋深平均425.25 m;3+4煤平均厚度为4.02 m,埋深平均441.30m;5煤平均厚度为5 m,埋深平均449.40 m。试验应用平面模型模拟煤层的走向,相似材料实验台的长、宽和高分别为3 000 mm、300 mm和2 000 mm,模型的几何相似比为1/100,在实验中工作面每次推进3 cm,每次推进间隔为1 h。实验采用下行开采的方式,由于2煤较薄在相似模拟实验中不作为开采煤层,所以实验首先选择3+4煤进行开采。

为了对比分析“两种方法”确定的膨胀变形的精度,在3+4煤层采场覆岩裂隙带内布置测区。在距3+4煤上部45 m,离开切眼50 m的位置处选择一四边形区域进行测点布置。运用细钢钉在该区域,按照该区域厚度的1倍、1/2倍和1/4倍等尺度布置“四个定点围域”(1/8倍尺度单元格测量工程量太大,故没有布置)。分别记录不同尺度的“四个定点围域面积”在保护层开采过程中的变化情况,如图10所示。其中,ABCD围域为1倍区域厚度的“四个定点围域”,AEFG、EBNF、FHCI和OFID围域为1/2倍区域厚度的“四个定点围域”,共计4个,AJKL和MNLO围域为1/4倍区域厚度的“四个定点围域”,共计16个。对于1/4倍区域厚度的“四个定点围域”,在实验中对16个小的四边形边长进行逐一测量所需要的时间较长,所以选取左上角四边形AJKL和右下角四边形MNCO两个区域为代表进行测量,并求得平均膨胀变形率值作为整个区域在下部煤层工作面推进过程中的膨胀变形率。

为了消除边界效应,在3+4煤层的始采线和停采线处分别选择留取宽度为40 cm的保护煤柱。为了有序的测量四边形各边的长度,按着逆时针的方向将四边形中每两个测点之间的边长应用游标卡尺直接读取,部分四边形边长见表1。通过多边形计算软件求出上覆岩层选定区域膨胀变形前后“四个定点围域面积”,并带入式(1)得出膨胀变形率。

随着工作面的推进,当工作面推进到93 cm时,上覆岩层保护区域出现离层裂隙,如图11所示。此时区域内“四个定点”围成的四边形面积有一定的膨胀变形;当工作面推进到96 cm时,上覆岩层保护区域内的裂隙达到充分发育,如图12所示。区域内“四个定点”围成的四边形面积膨胀变形进一步加大;当工作面推进到105 cm时,上覆岩层保护区域处于重新压实区,此时离层裂隙发生重新压实,区域内“四个定点”围成的四边形面积膨胀变形减小。实验过程很好的再现了3+4煤层开采过程中,上覆岩层在采动应力影响下经历的裂隙初次发育、裂隙充分发育和裂隙重新压实的过程。

通过对四边形各边长测量、计算,分别得到工作面在推进93、96、105 cm时,工作面上覆岩层保护区域内1倍区域厚度、1/2倍区域厚度和1/4倍区域厚度的“四个定点”围域面积,见表2。

通过膨胀变形率计算公式,求得1倍区域厚度的“四个定点围域面积”在裂隙发育阶段(工作面分别推进93 cm)、裂隙充分发育阶段(96 cm)和裂隙重新压实阶段(105 cm)的膨胀变形率分别为49.4‰、174.5‰和11.2‰;同理,求得1/2倍围域厚度的“四个定点围域面积”在不同阶段的膨胀变形率分别为51.3‰、195.5‰和20.5‰;1/4倍围域厚度的“四个定点围域面积”在不同阶段的膨胀变形率为91.7‰、196.9‰和20.6‰。其中,通过传统的“两个定点”距离变化分析法求得的在不同阶段膨胀变形率分别为42.9‰、166.2‰和8.1‰。

“两种方法”膨胀变形率测试精度对比如图13所示,由图可知:选定的膨胀变形研究区域在3+4煤层工作面推进过程中,分别经历了裂隙发育阶段、裂隙充分发育阶段和裂隙重新压实阶段。由于受采动应力的影响,研究区域在保护层工作面前方和正上方时,研究区域的膨胀变形率的发展趋势为从裂隙发育阶段到裂隙充分发育阶段逐步增加,到裂隙充分发育阶段达到最大值;随着保护层开采后应力降低,上覆岩层得到重新压实,裂隙得到重新压实;当裂隙从充分发育阶段到重新压实阶段,研究区域的膨胀变形率逐渐降低。通过“两种方法”比较得知,使用“四个定点围域面积”分析法测得的上覆岩层保护区域内的膨胀变形率较“两个定点”垂直距离变化分析法更加精确。其中,选定区域内划分的面积单元格越多,计算精度越高。

对于上保护层开采,被保护层膨胀变形率较下保护层开采小,应用“四个定点围域面积”分析法较“两个定点”距离分析法测试效果更加真实。但是,在上保护层开采工程实践中,在下伏被保护层布置“四个定点”较困难,所以对于上保护层开采,应当主要分析下伏被保护层的应力变化来表征渗透特性的变化。

4 结论

1)被保护层膨胀变形特征是保护效果考察的主要指标之一,论文首次提出了“四个定点围域面积”分析膨胀变形的方法,通过面积膨胀变化分析被保护层膨胀变形特征,综合考虑被保护层在倾向方向和法线方向上的变形影响,分析结果更准确、更切合实际。

2)设计了工程实践中应用“四个定点围域面积”分析被保护层膨胀变形的考察方案和面积计算方法;提出了实验室条件下,基于Freeman链码矢量分析法,确定被保护层变形后不规则“四个定点围域面积”的理论计算方法,以及应用游标卡尺直接量取四边形的边长来计算面积变化的方法。

3)探讨了“四个定点围域面积”的合理尺度,以煤层厚度1倍、1/2倍、1/4倍、1/8倍尺度建立“四个定点围域面积”。初步建议被保护层为厚煤层的,按其厚度1倍、1/2倍或1/4倍尺度进行面积单元划分;被保护层为特厚煤层的,按其厚度1/2倍、1/4倍、1/8倍尺度进行面积单元划分。

下保护层开采 篇7

根据乌兰煤矿保护层开采的实际情况,应用FLAC3D软件对下保护层( 7#、8#煤层) 开采进行数值模拟研究,利用History命令对测点Z方向的位移进行记录,得出下保护层开采后上覆被保护层( 2#、 3#煤层) 顶底板位移量,从而计算出煤层的最大膨胀变形量大于煤层厚度3‰的临界点,初步确定保护效果,划定保护范围,为现场保护层效果考察设计工作提供理论依据[1]。

1试验区概况

Ⅱ020703工作面所采煤层为乌兰井田7#煤层, 其结构简单,沉积较稳定; 煤层厚度一般为1. 6 ~ 2. 0 m,平均厚1. 9 m; 煤层倾角一般为22° ~ 26°,平均倾角23°; 宏观煤( 岩) 类型为光亮型,硬度较大。 该工作面下伏的8#煤层结构复杂,沉积较稳定,煤层厚2. 3 ~ 4. 0 m,平均厚3. 2 m。

7#煤层直接顶板为平均0. 9 m厚的灰黑色灰岩,坚硬; 直接底为平均4. 0 m厚的深灰色粉砂岩, 胶结、致密,岩层较破碎。8#煤层直接顶板为平均4. 4 m厚的灰白色粉砂岩,胶结、致密,层理清晰,含黄铁矿结核; 直接底为平均12. 05 m厚的灰白色粉砂岩,胶结、致密,层理清晰。7#煤层距8#煤层平均距离为4. 4 m。

2煤层卸压效果考察数值模拟

2. 1数值计算模型

由于研究的是煤矿下保护层开采时,被保护层顶底板沿Z方向的位移变化情况,因此可采用在FLAC3D解决问题时常用的单元类型brick建立模型[2,3,4]。根据矿井地质勘探资料提供的地质柱状图,建立乌兰煤矿三维数值计算模型,FLAC3D三维模型应用Generate命令生成,尺寸为400 m × 800 m × 349 m。 其中沿煤层倾斜方向水平投影长度为400 m,即X = 400 m,7#煤层开挖工作面( Ⅱ020703工作面) 长度为200 m,模型两边分别留设100 m宽的煤柱,消除开挖时模型的边界效应; 8#煤层开挖工作面( Ⅱ020803工作面) 长度为200 m,工作面风巷外错Ⅱ020703工作面风巷45 m布置。沿煤层走向长度为800 m,即Y = 800 m,模型两边留设100 m宽的煤柱,消除开挖时的边界效应,Ⅱ020703工作面推进长度为600 m,Ⅱ020803工作面切眼内错Ⅱ020703工作面切眼10 m,沿煤层走向推进长度为580 m。 模型Z方向的高度按需要研究范围内的地层总高度进行计算,取349 m; 模型上覆岩层应力采用4 MPa压应力模拟。工作面推进方向沿Y轴正方向,采用Mohr - Coulomb本构模型,Brick单元模拟煤岩层,采空部分采用零单元模拟,设置应变模式为大应变变形模式。模型前后及侧面为滚支,限制模型的水平移动; 模型底部为固支,限制水平和垂直位移; 顶部为自由边界。整个模型由243 200个单元组成,包括262 035个节点。三维数值计算模型如图1所示。

2. 2回采过程模拟

初始模型计算平衡后,即开始进行7#煤层 Ⅱ020703工作面和8#煤层Ⅱ020803工作面开挖模拟研究。煤层开挖前,应恰当分析和研究应监测区域的范围大小和监测因素,并合理布置监测点和测线,以期得到所需要的结果[5,6,7]。根据本次模拟实验所研究的内容,以及所需要监测的因素,在模型中布置测点,见图2 ~ 3。

如图2 ~3所示,沿被保护层2#、3#煤层倾向布置A、B、C、D共4条测线,每隔5 m设定1组测点,记录保护层开采时被保护层顶底板测点Z方向上的位移变化量; 沿被保护层2#、3#煤层走向布置E、F、G、H共4条测线,每隔10 m设定1组测点,记录保护层开采时被保护层顶底板测点Z方向上的位移变化量。

2. 3模拟结果分析

当下保护层开挖后,其上覆岩层、下伏岩层均有向工作面开挖方向运动的趋势,且位于已开挖下保护层附近区域的煤岩层产生的运动趋势尤为明显。 被保护层将有明显的向下保护层采空区内运动的趋势,这将是被保护层产生卸压释放的明显表现。根据《防治煤与瓦斯突出规定》中第四十条的规定[8], 通过对乌兰煤矿保护煤层开采进行数值模拟研究,利用History命令对测点Z方向的位移进行记录,得出保护层开采后被保护层顶底板位移量,从而计算出煤层的最大膨胀变形量大于煤层厚度3‰的临界点。

2. 3. 1沿倾斜方向的被保护范围

2#煤层倾斜方向煤层最大膨胀变形量大于煤层厚度3‰的上部临界点为2#煤层上部测点( 125,400, 265. 753 8 ) 、( 125,400,261. 756 ) 处,顶板变形量为0. 787 4 m,对应底板变形量为0. 799 8 m,2#煤层厚度为3. 68 m,膨胀变形量为3. 4‰。2#煤层倾斜方向下部临界点为2#煤层下部测点( 230,400,221. 183 9) 、 ( 230,400,217. 186 1) 处,顶板变形量为0. 934 4 m,对应底板变形量为0. 945 7 m,2#煤层厚度为3. 68 m,膨胀变形量为3. 1‰。2#煤层倾斜方向顶底板测点位移曲线如图4所示。

3#煤层倾斜方向煤层最大膨胀变形量大于煤层厚度3‰的上部临界点为3#煤层上部测点( 100, 400,242. 134 4) 、( 100,400,232. 270 3) 处,顶板变形量为0. 822 6 m,对应底板变形量为0. 859 8 m,3#煤层厚度为9. 08 m,膨胀变形量为4. 1‰。3#煤层倾斜方向下部临界点为3#煤层下部测点( 270,400, 169. 973 7) 、( 270,400,160. 109 5 ) 处,顶板变形量为0. 725 3 m,对应底板变形量为0. 757 8 m,3#煤层厚度为9. 08 m,膨胀变形量为3. 6‰。3#煤层倾斜方向顶底板测点位移曲线如图5所示。

保护层开采沿倾斜方向的被保护范围,按倾斜方向卸压角划定。按本区域数值模拟计算出的3#煤层卸压角: 工作面上部倾斜卸压角为80°,工作面下部倾斜卸压角为77°; 按本区域数值模拟计算出的2#煤层卸压角: 工作面上部倾斜卸压角为78°; 工作面下部倾斜卸压角为57°。被保护层2#煤层相对于保护层Ⅱ020803工作面回风巷水平内错70 m,运输巷水平内错25 m。被保护层3#煤层相对于保护层 Ⅱ020803工作面回风巷水平内错45 m,运输巷水平外错15 m。倾斜方向保护范围如图6所示。

2. 3. 2沿走向方向的被保护范围

2#煤层走向方向煤层最大膨胀变形量大于煤层厚度3‰ 的靠近切眼处的临界点为2#煤层测点( 155,210,233. 918 1) 、( 155,210,229. 920 3) 处,顶板变形量为0. 657 9 m,对应底板变形量为0. 670 7 m, 2#煤层厚度为3. 68 m,膨胀变形量为3. 5‰。2#煤层走向方向靠近终采线处临界点为2#煤层测点( 155, 590,233. 918 1) 、( 155,590,229. 920 3) 处,顶板变形量为0. 693 7 m,对应底板变形量为0. 705 2 m,2#煤层厚度为3. 68 m,膨胀变形量为3. 1‰。2#煤层走向方向测点位移曲线如图7所示。

3#煤层走向方向煤层最大膨胀变形量大于煤层厚度3‰ 的靠近切眼处的临界点为3#煤层测点( 155,160,199. 686 9) 、( 155,160,189. 822 8) 处,顶板变形量为0. 557 2 m,对应底板变形量为0. 592 m, 3#煤层厚度为9. 08 m,膨胀变形量为3. 8‰。3#煤层走向方向靠近终采线处临界点为3#煤层测点( 155, 640,199. 686 9) 、( 155,640,189. 822 8) 处,顶板变形量为0. 572 m,对应底板变形量为0. 603 8 m,3#煤层厚度为9. 08 m,膨胀变形量为3. 5‰。3#煤层走向方向测点位移曲线如图8所示。

保护层开采沿走向的被保护范围,按走向卸压角划定。按本区域数值模拟计算出的2#煤层卸压角: 在Ⅱ020803工作面切眼及终采线位置走向卸压角约为52°; 按本区域数值模拟计算出的3#煤层卸压角: 在Ⅱ020803工作面切眼及终采线位置走向卸压角约为61°。经计算被保护层2#煤层在始采线和终采线相对于保护层Ⅱ020803工作面位置均内错100 m,被保护层3#煤层在始采线和终采线相对于保护层 Ⅱ 020803工作面位置均内错50 m,如图9所示。

3结论

根据乌兰煤矿煤层群开采的特点,在理论研究成果的指导下,选择强突出危险区域,应用FLAC3D软件建立数值模型,对乌兰煤矿下保护层7#煤层 Ⅱ020703工作面和8#煤层Ⅱ020803工作面进行双重保护层开采数值模拟研究,结论如下:

1) 数值模拟方法划定保护层保护范围的步骤可总结为: 1结合矿井开采技术条件,建立数值模拟模型; 2根据《防治煤与瓦斯突出规定》中第四十条的规定,通过对保护煤层开采进行数值模拟研究,利用History命令对被保护层Z方向的位移进行记录,得出保护层开采后被保护层顶底板位移量,从而计算出煤层的最大膨胀变形量大于煤层厚度3‰的临界点; 3确定保护层沿走向和倾向的卸压保护角,划定保护范围。

2) 双重保护层开采可以增大被保护层的膨胀变形量,改善被保护层卸压效果,有效扩大了保护垂距和保护范围,从而使被保护层得到充分保护。

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