煤层应力

煤层应力（通用7篇）

煤层应力 篇1

0 引言

应力路径对土的工程性质的影响越来越得到人们的重视,自Lamber[1]首先提出应力路径方法以来,人们在实验室利用三轴仪进行了各种应力路径的试验。国内许多研究者也做过砂、粘土等不同应力路径试验[2～4],均表明应力路径对土的强度和变形特性有影响。在这些试验中有的是根据实验室内设计,有些通过工程实际分析得到的土的应力路径来进行试验,对应的实际工程有基坑开挖和回弹土体的应力路径变化[5,6],水库水位降落期、边坡开挖时,建筑物竣工以后土体内的应力的变化,而对煤层开采引起的土体的应力路径的变化研究较少。因缺乏对深部土应力路径的研究,在进行三轴实验获得力学指标时,不能根据实际的应力路径进行实验,数据缺乏一定的可靠性,为进行深部地下工程尤其是矿山工程的建设带来误差,因此根据不同的工程实际的应力路径来进行试验十分必要。

煤层开采随着工作面的推进,开切眼附近的应力变化波及上覆岩层,岩层的冒落、开裂等变形引起上部土体的变形和移动,随着开采长度的增加,在煤柱上部土体和采空区上面的土体的应力路径随之改变[7]。煤层开采土体的应力路径变化研究,涉及的是埋藏较深的土层,根据不同的应力路径来分析土体的变形,有助于研究土体在矿山开采过程中的沉陷变形机理。本文通过有限元的计算,分析煤层开采过程随着工作面的推进,不同的部位土体的应力的变化,为实验室进行深部土应力路径试验提供分析的前提。

1 建模和分析

对于煤层开采而言,不同开采方案对上部土体的应力影响不同,为简化计算本文只研究水平煤层开采沿工作面推进时,其上覆土体应力变化分区规律。使用弹塑性有限元程序计算开采每一步各个节点的应力,岩土体材料的本构模型采用摩尔-库伦模型。

模型建立好后进行节点应力的分析,把应力路径变化大致相同的节点的应力路径归到某一类应力路径,把相同的应力路径变化区域划分为一个单元,然后以单元中某点的应力路径作为代表,进行铅直应力和水平应力的变化分析。

2 代表性区域土体的应力路径分析

2.1 应力路径的变化分区

根据弹塑性有限单元法分析的结果可以将土体应力变化情况大致划分为如图1所示的六个区域,A、B、C、D、E、F六个区域分别代表:A:煤柱上方下部;B:采空区上方下部;C:停采线上方下部;D煤柱上方中上部;E采空区上方中上部;F停采线上方中上部。

2.2 各区域内土的应力路径变化分析

采空区上方土体应力变化如图2所示。在采空区上方,下部分土体的侧向应力σ3基本保持不变,铅直应力σ1在刚开始开挖时保持不变,随着开挖到其正上方,铅直应力σ1开始减小,土体出现拉伸状态,如图2(a)所示;在其上方土体的铅直应力开始不变,随着开挖的进行,侧向应力σ3开始增大,土体出现拉伸变形,如图2(b)所示。

煤柱上方土体应力变化如图3所示。煤柱上方的中下部土体,侧向应力σ3基本保持不变,随着开挖长度的增加,铅直应力σ1呈增大的趋势,如图3(a)所示;而其上方的土体铅直应力σ1保持不变,侧向应力σ3有减小的趋势,所以停采线上方的土体呈不同形式的压缩状态,如图3(b)所示。

停采线上方土体应力变化如图4所示。停采线上方的中下部土体,与煤柱上方土体的应力路径的变化大致相同,在其下部,侧向应力σ3基本保持不变,铅直应力σ1增大,如图4(a)所示;而其上方的土体铅直应力σ1保持不变,侧向应力σ3有减小的趋势,如图4(b)所示,同样土体呈压缩状态。

3 q-p应力路径图分析

由以上分析可知,在煤层的开采过程中,上方土体内部的应力会引起改变,其铅直应力和水平应力随着开采长度变化而变化,其大小取决于初始应力,煤层开采的深度。下面使用广义剪应力q=(σ1-σ3)、平均主应力p=(σ1+2σ3)/3和坐标来表示各个区的应力路径的变化。

为区分不同的区域中上部土体和下部土体的应力路径,在煤层开采线上方中上部土体的铅直应力和水平应力较下部小,相对在K0线的左边,由图可知采空区上方的土体在K0线的下方,两侧煤柱上方的土体在K0线的上方,如图5所示。

在采空区上方的中上部铅直应力σ1开始不变,随着开挖的进行,侧向应力σ3开始增大,平均主应力p=(σ1+2σ3)/3呈现增大,广义剪应力q=(σ1-σ3)减小,甚至会出现σ1<σ3状态,其应力路径的变化区域在图上的B区,呈拉伸状态。

在采空区上方,其下部分土体的侧向应力σ3基本保持不变,铅直应力σ1在刚开始开挖时保持不变,随着开挖到其正上方,铅直应力σ1开始减小,平均主应力p=(σ1+2σ3)/3减小,广义剪应力q=(σ1-σ3)减小,可能会出现σ1<σ3状态,其应力路径的变化区域在图上的E区,呈拉伸状态。

在停采线和煤柱上方土体的中上部,铅直应力σ1保持不变,侧向应力σ3有减小的趋势,平均主应力p=(σ1+2σ3)/3减小,广义剪应力q=(σ1-σ3)增大,其应力路径的变化区域在图上的D区和F区,呈压缩状态。

在停采线和煤柱上方土体的下部,铅直应力σ1基本保持增大,侧向应力σ3保持不变,平均主应力p=(σ1+2σ3)/3增大,广义剪应力q=(σ1-σ3)增大,其应力路径的变化区域在图上的A区和C区,呈压缩状态。

4 结论

本文通过使用弹塑性有限元的分析和应力的分区,得到煤柱上方和停采线上方土体的应力路径变化的区域基本在K0线以上,处于σ1增加或近于不变,同时σ3减小或近于不变的应力下的压缩变形状态;采空区上方土体的应力路径变化的区域则在K0线以下,在某些部位可能位于p轴以下,即可以过渡为铅直应力减小、侧向应力增大(甚至超过铅直应力)的拉伸状态。

由于地质条件的复杂化和煤层开采方案的多样性,土体在不同部位的应力路径变化不同,本文仅对较简单的工程条件下的土体分析出其应力路径大致变化范围,还有待进一步研究。

参考文献

[1]Lamber TW.Stress path method[J].Journal of the Soil Mechanics and Foundations Division,AS CE,1967,93(SM6):309～331.

[2]孙岳崧,濮家骝,李广信.不同应力路径对砂土应力-应变关系的影响[J].岩土工程学报,1987,9(6):78-87.

[3]邱金营.应力路径对砂土应力应变关系的影响[J].岩土工程学报,1995,17(2):75-82.

[4]常银生,王旭东,宰金珉,徐建龙.粘性土应力路径试验[J].南京工业大学学报,2005,27(5).

[5]CharlesW W.Ng,stress paths in relation to deep excavation[J].Journal of Geotechnical and Geoenvironmental Engineering,1999,125(5):357-363.

[6]吴宏伟,施群.深基坑开挖中的应力路径[J].土木工程学报,2000,132,(6):10.

[7]隋旺华.开采沉陷土体变形工程地质研究[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

煤层应力 篇2

1 煤巷顶煤冒落现象分析及其防治措施

煤巷掘进完成以后, 随着时间的增长, 由于部分地点或地段的地应力过大、顶梁的抗弯刚度较小等原因, 顶梁会发生弯曲变形 (蠕变) 过大的现象, 需要及时维护。由于顶梁上部的煤层受巷道开挖的扰动已处于破碎状态, 若不采取适当措施, 直接移去顶梁、荆笆时, 往往会发生顶煤冒落现象, 轻者影响工程进度, 重者有可能造成事故, 封堵巷道, 影响风流的正常流动。这种情况在巷道的交汇处最为突出 (大断面交岔点) , 严重威胁着巷道维修人员的安全。此外, 冒落形成的穹庐内可以积聚瓦斯, 存在安全隐患, 维修时常采用提前在顶煤内注水的办法, 防止发生顶煤冒落现象。但关于其形成机理尚不清楚。一种说法是, 注水提高了煤层的内聚力[1], 但仅从煤层黏结力提高的角度还不足以解释这一现象, 注水对煤层的黏结力的影响是有限的, 因此, 还需要从更为广泛的角度进行分析, 加深对这一问题的认识。

2 煤层注水防止顶煤冒落机理分析

根据普氏自然平衡拱理论 (图1) , 设在距地表H深开挖一个矩形巷道, 拱上作用有均布重力载荷[2]:

为了揭示煤层注水防止顶煤冒落机理, 由实践经验知, 如果巷道顶部中心部位的煤体单元不发生垮落, 则顶煤一般不会冒落。在巷道中部部位, 取一个边长均为L的立方体单元B作为研究对象。

注水前, 该问题属于平面应变问题, 该单元处于双向 (水平方向) 受拉状态[3], 对于正方形断面的情况, 拉应力的大小约为

式中, σH为水平地应力, σv为垂直地应力。

作为估算, 可认为

则

假如, , 即使H取为50 m, σT也将达到0.84 MPa, 而煤的抗拉强度一般很低, 通常比其抗压强度小2个数量级甚至更多。假如取煤层的内聚力作为其抗拉强度, 根据前面的试验结果, 即使采用注水后的值, 也远远小于这里的拉应力, 因此, 若移去支撑, 很容易发生顶煤冒落现象, 直至形成平衡拱, 甚至形成高高的穹庐。

事实上, 若在移去支架前向顶煤内注水, 情况将发生根本性的变化。根据煤层注水的反固结理论, 注水必然会造成煤层体积的膨胀。由于受到周围煤体的制约, 原来容易发生冒落的煤体内的应力状态由拉应力变为压应力, 单元体B的受力状态变为双向受压, 根据平衡条件, 容易得出, 若不发生垮落, 需满足:

即

L的最大值是2a, 因此,

若

即不会发生冒落。式中, a为巷道半宽;C为注水后煤层的内聚力;p为某一压应力值, 主要取决于注水压力等注水参数与工艺;φ为注水后煤层的内摩擦角;ρc为注水后煤层的密度;g为重力加速度。

假设C≈920 Pa, φ≈20.8°, , g=9.8 m/s2, p=100 000 Pa, 代入式 (5) 得, a≤5.925 m。

通常的煤巷其a值远远小于5 m, 表明即使p值取得再小也能满足顶煤不冒落的条件, 这正是实践中注水能够防止顶煤冒落的主要原因。

计算表明, 与ptanφ相比, C的作用较小。这里ptanφ≈38 000 Pa, 而C≈920 Pa, 前者远大于后者, 即虽然注水后C值有所增大、φ值有所降低, 但主要由于p的作用, 保证了顶煤不冒落。

3 应用及效果

选择在12190工作面进行注水实验, 工作面走向长度680 m, 倾斜宽70 m、煤层倾角13°, 煤层平均厚度8.5 m, 所采煤层为二1煤, 主要呈粉状产出, 生产过程中煤尘较大。由于该矿采用两采一准的作业方式进行生产, 即八点、四点两班生产, 零点班检修。利用零点班进行注水有较充足的时间, 这种注水方式的优点在于一个钻孔能湿润较大区域的煤体, 注水时间长, 湿润均匀, 预注时注水与生产无干扰。

3.1 注水方法

中孔注水在检修班进行, 每采2排巷进行1次, 每次注水时要与前一次注水位置错开;浅孔注水采用边采边注, 注水布置在中孔注水的两孔之间。深孔注水人员配备为2组, 3人一组, 每组注水长度35m, 工作面全部注完。浅孔注水人员配备为2组, 2人一组, 每组注水长度18 m, 只对工作面未开帮的煤壁进行注水。注水时, 2人打眼, 1人注水, 打眼参数如图2和图3所示。

3.2 注水参数

钻孔直径42 mm;中孔注水钻孔角度向上60°, 孔深8 m;浅孔注水钻孔水平, 孔深2 m, 间距为6m;注水压力4 MPa, 用低压自动封孔器进行封孔。注水时间为0.5~1.5 h, 当煤壁发现“汗珠”和孔内向外溢水时, 应停止注水, 转入下一个孔注水, 减少注水漏水量。

3.3 注水系统

将地面水池的水经注水管路直接引至工作面 (图4) , 进行静压注水。

3.4 注水效果

未进行注水时, 工作面煤壁因受采动影响, 煤体松软, 开采时, 煤壁卸压带区域次生裂隙发育, 煤体松散度大, 经常发生冒顶事故。注水后煤体能得到充分湿润, 增强煤体整体黏结性, 开帮时顶板易控制, 提高了安全性。

2004年以来, 通过外出参观学习, 煤层注水在恒泰煤业公司采掘修工作面得到了推广和应用。形成了“不注不采, 不注不掘, 不注不修”的“三不施工法”, 解决了工作面和巷道顶煤冒落的问题, 实施注水以来工作面未发生过因顶煤冒落的顶板事故。

4 结语

应用分析表明, 注水在煤层内产生的压力是防止顶煤发生冒落的主要原因。注水起到了木工中楔子的作用。生产中, 为防止注水中增大作用到支架上的压力, 采用低压注水 (如注水压力不大于6MPa) 。但应注意到, 随着时间增长, 注入顶煤内的水分在重力及空气等因素作用下会不断挥发和流失, 煤层又会恢复其近乎散体的状态, 对支架产生较大作用力。为解决该问题, 需对煤层重复注水, 或者改进支架设计方法, 改善支护条件, 提高支护强度。

摘要：介绍了煤层注水在煤巷掘进和维修安全方面的应用, 认为煤层注水在煤层内产生的压应力是防止顶煤发生冒落的主要原因, 进一步阐述了煤层注水防止巷道顶煤冒落的机理, 为保证巷道掘进和维修的安全提供了技术依据。

关键词：煤层注水,顶煤冒落,机理分析

参考文献

[1]李广信.高等土力学[M].北京:清华大学出版社, 2004.

[2]李通林.矿山岩石力学[M].重庆:重庆大学出版社, 1991.

煤层应力 篇3

关键词：煤层顶板巷道,底鼓,高应力,底板窥视,预埋鸟笼锚索,注浆

0 引言

巷道是整个矿井的血管,关系着整个矿井的运行是否正常通畅。安全、有效的巷道支护技术是建设高产高效矿井的必备条件。影响巷道稳定的因素很多,有自然因素,如巷道掘进时有大量的地质构造影响;有生产条件因素,如动压影响的巷道支护问题;还有就是工程人员技术素质,如巷道支护设计不合理导致的巷道破坏。所有这些因素,随着开采深度、强度的不断加大,更加凸显。这就需要采矿工程技术人员,不断研究开创新的技术去解决难题[1,2,3,4,5]。

巷道底鼓问题一直是困扰煤矿科技人员的难题,随着采深的加大,地应力以及采动应力显现更加明显,巷道的帮顶支护技术随着材料、机具、工艺的创新已经得到有效解决,矿山压力的显现只能在支护比较薄弱、或者说没有支护体的底板进行显现。这就造成很多巷道帮顶基本无变形,而底鼓十分严重。目前治理底鼓问题主要手段是在底板施工U型钢反拱,施工速度慢,效果很不好。

针对义煤集团耿村煤矿冲击矿压巷道底鼓治理情况,对高应力环境下巷道底鼓治理技术进行补充,为类似条件巷道底鼓治理提供借鉴[6,7,8]。

1 围岩工程环境

1.1 巷道地质条件

常村煤矿生产地区集中在21区下山盘区,主采2-3煤层,埋深650 m左右,附近地质力学参数测试结果显示最大水平主应力约18 MPa,属于高应力区域。常村煤矿煤层埋深大,地应力高,为冲击地压矿井,井下巷道支护情况复杂。矿井开拓巷道一般布置在煤层顶板中,围岩主要为泥岩,强度低、遇风、水容易风化破碎,巷道维护难度大。井下永久性巷道一般采用锚网索+36U型钢棚复合支护方式。上述支护方式下,支护成本非常高,效果不理想,矿压显现明显,煤岩体变形严重。巷道掘进后2年巷道断面整体收缩严重,以底板变形为主,最大达到2.0 m左右。变形造成36U型钢棚严重失稳破坏,该类巷道一年要起底2~3次,浪费大量的人力和财力,严重影响矿井生产,需要研究巷道底鼓加固技术,尽快改善井下巷道支护现状,并降低工人劳动强度,减小支护密度,节约支护成本,为同类条件下巷道的修护提供参考和理论依据[9,10]。

根据矿方提供的地质资料,2-3煤厚度3.2~11.9 m,平均厚6.0 m,煤层厚度变化较大,煤层倾角为8°~13°,一般为11.5°,煤层上半部以半亮型块状硬质煤为主,煤质较好,下半部以半暗型煤为主,夹矸多,煤质差,煤层中夹矸增多,煤层结构复杂,全煤含矸3~8层,单层厚0.05~0.18 m。2-3煤层直接底为煤矸互叠层或炭质泥岩,遇水易膨胀,基本底泥岩砂岩互层。

1.2 地应力和煤体强度

地应力测试方面,巷道以水平应力场为主,最大水平应力约18 MPa,2-3号煤体强度平均12.63MPa,钻孔浅部强度值明显低于深部强度,钻孔浅部煤体受扰动影响较大,煤体破坏较严重,深部煤体相对较完整。2-3号煤层底板主要为泥岩,测站处煤体和泥岩强度测试结果如图1所示,泥岩强度分布较均匀,集中在30~50 MPa,平均强度40.57 MPa。

1.3 底板窥视情况

巷道两帮和顶板注浆和锚索耦合支护完毕后,底板属于薄弱区域,之前采用下底反拱进行治理,效果不好且施工速度慢,材料成本高,劳动强度大。根据底板情况,打底板钻孔,对底板进行窥视。同时通过预打底板窥视孔进行选择合适的底板打孔钻机。从窥视结果分析来看,主要破坏带集中在0~4.0m,2 m范围内全部破坏,如果打底板锚杆或者下底反拱支护作用难以发挥,由于离层、节理裂隙已发育至围岩深5.0 m深处,根据窥视情况,决定采用底板预埋鸟笼锚索结合锚索孔注浆加固底板[11],底板岩层结构窥视如图2所示。

2 底板加固方案及工艺

2.1 底鼓加固方案

底板整体底鼓明显,考虑底板已经拉底多次,且直接底板为煤,采空区基本稳定。根据底板岩层的结构及强度,以及巷道所处的地应力环境来确定底鼓治理,采用预埋底板鸟笼锚索注浆的加固方案对底板进行加固[12]。

(4)鸟笼锚索预埋7 d后进行注浆,注浆材料主要以水泥浆、水泥水玻璃双液浆。注浆压力控制在1~2 MPa,根据现场情况进行调整。孔内下射浆管,射浆管长度3.5 m,孔口联结6分孔口管与注浆泵高压管相连,全长一次注浆。

(5)锚索配套托板为300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托板及配套锁具,托板要求高度大于60 mm,承载能力大于550 k N。钢筋托梁采用16mm螺纹钢焊接而成,托梁宽210 mm、长5 900 mm。钢筋托梁加工如图3所示。

锚索初次张拉达到250 k N,预应力损失完成后不低于200 k N。底板鸟笼锚索加工制作及安装注浆工艺如图4所示。

2.2 施工工艺

按照设计要求打孔→将鸟笼锚索预埋到孔底→倒入预制混凝土→用6.0 m射箭管将混凝土捣实→插入3.5 m白塑料射浆管→连接射浆管和孔口管,将孔口管用木楔面纱固定于孔口→7 d后连接注浆系统和孔口管注浆→注浆1 d后进行底板开槽加钢筋托梁和锚索托板进行锚索张拉预紧。

3 底板加固效果评价

在底板锚索安装测力计以及设立底板底鼓量的测站,进行底板锚索受力观测和底鼓量的监测。通过60 d的观测,底板锚索在10 d左右的时间基本受力稳定,约255 k N,底板锚索受力如图5所示。底鼓量在7 d左右达到最大值(约110 mm),底鼓量观测曲线如图6所示,加固效果好,较传统的下底反拱加固方式经济有效[13]。

4 结论

(1)底板锚索是治理底鼓最经济有效的方法之一。但受底板打孔钻机的制约,底板锚索的架设这种加固方法一直难以推广。底板锚索的锚固也是亟待解决的问题,如果不采用混凝土锚固和鸟笼锚索,而是向帮顶围岩架设普通小孔径树脂锚索,这将节约大量的施工时间。

(2)底板采用注浆孔预埋鸟笼锚索的加固方案,在等待锚索锚固端凝固的时间段进行底板破碎围岩注浆,使底板岩层恢复完整性,能够为后来锚索的张拉受力以及锚索预应力的传递扩散打好基础。

煤层应力 篇4

1 输气管道周围地质及开采情况概述

本次研究活动以XX煤矿周围的基本地质条件为基础, 并按照XX煤矿的开采过程为实验变量变化依据, 分别设置了开采初期、开采中期和开采后期三个开采情况阶段。从水平位置来看XX煤矿在输气管道以西350m的位置, 输气管道经过了该煤矿4号和7号两个煤层, 这两个煤层的厚度为6.5m, 平均开采深度为32m, 共有六个作业面, 其中最远的距离输气管线245m, 最近的距离输气管线92m。煤层顶部以灰色泥岩为主夹杂粉砂岩, 底部为灰黑色碳质泥岩[1]。

2 数值模型的构建

借助GPS定位系统对经过煤层的输气管线和接近煤层的六个开采作业面进行精确定位, 并借助FLAC3.0软件对这些数据进行建模分析, 建成x轴长700m, y轴长10m, z轴长235m的700m*235m*10m的狭长模型, 为保证对应力的准确感应和测量在模型内部设置了3085个网格状单元, 每个单元都具有独立感应并记录应力变化的能力。根据XX煤矿4号和7号煤层顶层岩石柔软性质实际, 借助FLAC3.0软件将模型基层设置为一种弹性材料, 当载荷达到一定程度后就会发生形变、碎裂等现象, 破化规则选择莫尔-库伦准则。在模型原作中主要采取单项检测方法, 即每一次测试只在煤矿六个工作面选择一个工作运行, 在上以工作面对输气管道的影响趋于稳定后再开始下一工作面的运行[2]。

3 开采过程中地表应力的分布

3.1 深层地表的拉应力区变化规律

在深层地表 (0.6m以下) 区域的拉应力探测活动中发现, 煤炭开采工作面的水平拓展对输气管道拉应力区的影响不大, 在第一个工作面开始工作时拉应力区极小, 随着后继的2.3.4工作平面开展开采施工, 拉应力去开始向两侧拓展, 当5.6工作面开始开采工作时, 拉应力区开始相互连接, 拉应力区的影响范围扩大, 但是对管道的拉应力并没有实质性上升始终保持在0-0.1MPa。但是开采工作面向下的拓展对输气管道拉应力的影响较大, 当深度较深的第五、第六工作面开始施工时, 部分拉应力去的拉应力由0-0.1MPa级别提升到0.1MPa-1MPa级别[3]。

3.2 浅层地表的拉应力区变化规律

煤层开采工作对 (0.6m以上) 浅层地表的影响较为复杂, 当第一个工作面开始工作的时候, 浅层地表开始出现拉应力和压应力的交替区, 当第二、三、四工作面开采工作开始时, 浅层地表的拉应力和压应力交替区数量开始增加, 而且这些拉应力和压应力的交替去表现出较强的移动性, 在管道周围的区域不断的游走, 当第五和第六工作面开始工作的时候, 浅层地表拉应力和压应力交替区的应力开始增强, 同时拉应力和压应力交替区的海拔位置也开始上升, 在第六工作面工作不久拉应力和压应力交替区上升到地表[4]。

4 结果与分析

在所有的测试活动结束以后, 根据FLAC3.0软件的管道强度预设, 对输气管道的损坏程度进行了检测, 检测发现, 距离原点坐标270m处的输气管道正处于拉应力区, 这一区域的虚拟地层表面存在40条裂缝信息。但是模型的屈服强度是为了保证试验结果而设置的, 现实生活中管道钢的屈服拉力在270-400MPa, 而煤层开采活动产生的局部应力只有0.1-1MPa, 模型中的这些裂缝并不存在对输气管道的现实威胁。

根据试验结果本文认为急倾斜煤层开采时, 在地表浅部以上至地面出现了断续拉应力区。不同开采水平下, 拉应力区与压应力区在地表交替出现, 拉应力区的位置处在动态变化中;开采浅部时地表拉应力值较小, 而开采到一定深度时, 局部最大应力值有较大幅度地增加。

调查中发现的40处裂缝皆位于拉应力区的范围内, 表明通过拉应力区的分布范围可以预测开采过程中裂缝的发育范围。拉应力区的出现较好地解释了地表裂缝的出现;拉应力区位置的动态变化, 合理地解释了新裂缝的不断产生, 开采过程中原来的拉应力区变为压应力区可以合理地解释原有裂缝在不断闭合。

从现有分析结果来看, 地下煤层的开采活动行程的拉应力区并未对输气管道造成实质性的影响, 但是从暑期管道的安全角度来看, 对煤层开采的应力区分布的探究, 为输气管道的布设提供了参考依据。

摘要：我国是一个煤炭资源丰富的国家, 在社会经济发展的需求推动下我国煤炭开采行业迅猛发展, 有力推动社会经济发展的同时也形成了大量的采空区, 给输气管道的建设与运营造成了极大的影响。为保证输气管道建设和运行的质量和安全, 输气管道在煤炭采空区的应力分布规律研究已经成为输气管道领域研究的主要问题之一。本文立足于输气管道的建设和运营实际, 借助实地测量法。计算机模拟法等对输气管道在沉陷区的应力分析规律进行了简要的分析。

关键词：输气管道,急倾斜煤层,应力分布规律

参考文献

[1]李永明.水体下急倾斜煤层充填开采覆岩稳定性及合理防水煤柱研究[D].中国矿业大学, 2012.

[2]朱海苍.孔隙水压作用下急倾斜煤层围岩运动规律研究[D].西安科技大学, 2008.

[3]贺林.乌鲁木齐矿区急倾斜煤层开采地表移动变形规律研究[D].西安科技大学, 2008.

煤层应力 篇5

该试验巷道为:东荣二矿南二上十七号煤层二面下料道。南二上采区十六、十七煤层层间距2～6m, 层间距较近, 由于简化系统有、利生产的需要, 在布置巷道时选择将十七煤二面下料道与十六层二面下料道水平位置重叠布置, 十六层一面皮带道与十六层二面下料道留设有二十米保安煤柱, 可见, 十七层二面下料道正处在此煤柱的高应力区内。

该巷所属十七号煤层, 赋存稳定, 厚度3.65m, 倾角较小, 地质构造简单。巷道埋深330m左右, 沿煤层顶板掘进, 矩形断面, 3.0m×3.0m, 掘进长度760m。巷道地质概况见表1。

2 支护方式的选择

由于十七层为南二上采区主采层, 十七层二面也是全公司重点面之一, 维护要求高, 我们将传统支护方式和锚杆支护方式进行了对比。

由于该巷道处于高应力区, 顶板和煤体的完整性均已受到一定的影响, 层理裂隙的发育、延伸, 使岩层和煤体变得破碎, 整体强度降低, 掘巷后, 原岩应力重新分布, 巷道围岩处于应力集中状态, 岩体将更为破碎, 巷道支护将更为困难。

传统的工字钢棚子支护为被动支护, 支护初撑力很小, 不能主动加固围岩, 随着顶板破坏深度的延伸, 其支护载荷越来越大, 棚子将被压跨, 不能有效控制顶板, 支护效果差, 支护成本高;别外, 工字钢棚子辅助运输量大、工人劳动强度大, 巷道掘进速度慢, 维护困难, 用工多, 支护成本高。

锚杆支护是主支支护、及时支护, 且支护强度高, 通过加固围岩, 使围岩由单纯的载荷变为支护体, 利用锚杆的约束作用和围岩的残余强度, 形成一种能够适应围岩变形并能有效控制围岩变形的可缩性支护体, 对于受采动压力影响的巷道, 锚杆支护有着棚式支护不可比拟的优点。另外, 锚杆支护的机械化程度高, 施工速度快, 辅助运输量小, 维护成本低。

通过对比, 我们采用了锚杆支护方案。

3 锚杆支护技术

3.1 锚杆的形式。

3.1.1锚杆杆体。我国已经能够轧制无纵筋左旋螺纹钢锚杆, 并采用优质钢材或经频调质, 达到高强度或超高强度级别, 如Ф22mm的杆体极限载荷可以达到342k N, 比以前采用的普通杆体强度提高了3～4倍, 适合于高应力区巷道的支护;螺纹钢杆体表面具有凹凸纹理, 不需作任何处理即能保证锚杆与锚固剂之间较大的粘结力, 采用高强度螺纹钢锚杆支护, 围岩强度、刚度能够得到显著提高, 有效地控制巷道围岩的变形, 因而在服务时间较长的巷道应采用螺纹钢锚杆支护;另外, 为了减少锚杆支护密度, 提高掘进速度, 高强度螺纹钢锚杆也应是自选对象。A3圆钢锚杆的屈服载荷、破断载荷与螺纹钢锚杆的1/2～1/3, 因而在围岩相对稳定的巷道煤帮可采用A3圆钢锚杆。根据上述分析, 顶板采用高强度螺纹钢锚杆, 两帮采用A圆钢锚杆支护。3.1.2锚固方式。大量实践经验表明, 在目前已有的锚固方式中, 树脂锚固式锚杆具有锚固力大、稳定可靠、安装方便、使用范围广等多种优点, 在煤巷中, 是一各比较理想的锚固方式。因此, 我们采用树脂锚固。按照锚固长度的不同可分为全长锚固、加长锚固和端锚三种。全长锚固:锚固剂、钻孔壁、锚杆三者之间全长粘结, 围岩产生的变形较小, 锚杆能提供较大的支护阻力, 因而锚固体强度、刚度较大;锚杆锚固力大、可靠性高, 即使局部锚固失效, 也不会影响到整根锚杆的锚固力;另外, 锚杆受力状态好, 锚杆中部受力大, 两端受力小, 锚杆尾部螺纹及钢筋梯子梁、锚杆附件不易破坏, 但全长锚固时树脂药卷量大, 费用高, 且施工较难。端锚:锚杆尾端受力大, 锚杆尾部螺纹及锚杆附件等易破坏, 局部锚固失效导致整根锚杆失效, 因而锚固力不易保证。但树脂或水泥药卷用量少、费用低, 在围岩完整性较好、锚固力能得到保证、围岩变形不大的巷道可以采用闻风而端部锚固方式。加长锚固:加长锚固介于以上两者之间, 但锚固力显著高于端锚, 树脂药卷费用与端锚相比, 增加不大, 在围岩变形较大、完整性相对较差的巷道锚杆支护时可以使用加长锚固。

根据上述分析, 顶板及两帮均采用树脂加长锚固。

3.2 锚杆支护技术参数。

通过采用数值计算和工程类比, 确定支护方案如下:3.2.1顶板支护。采用Ф20L2400mm的高强度螺纹钢锚杆, 每排4根, 并配有Ф14mm圆钢焊接的钢筋梯子梁, 铺设金属网, 锚杆间距为800mm, 排距为1000mm。树脂加长锚固, 每根锚杆采用1支K2330和1支CK2360型锚固剂锚固, 锚固长度1200mm, 锚固力应达到100kN, 两顶角锚杆应保证20°的外偏角。为加强顶板支护, 在巷道顶板正中布置1排锚索, 间距为3m, 锚索长为7.3m, 每根锚索采用1支K2360和2支Z2360型锚固剂锚固。3.2.2两帮支护。采用Ф20L2000mm的A3圆钢锚索, 每排每帮3根, 间距为1000mm, 配有Ф14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁, 铺设金属网;树脂锚固, 每根锚杆采用1支CK2360型锚固剂锚固, 锚固长度800mm, 锚固力达到60kN。

4 矿压监测

4.1 监测内容及测站布置。

为保证支护施工的安全性和设计的合理性, 要对锚杆支护作矿压监测, 包括顶板离层、锚杆受力巷道表面位移以及锚杆预紧力和锚固力。施工时, 在工作面巷道顶板正中每隔30m安设1个双基点顶板离层指示仪, 以观测顶板锚固工内和锚固区外顶板离层情况;在巷道掘进20m时, 用1排CN-200型测力锚杆代替普通锚杆, 通过电阻应变仪来测量其受力情况, 并在该断面两侧安设两个表面位移测站。

4.2 矿压监测指标。

根据工程实践、计算机数值模拟分析, 确定了如下指标:

A——锚固区内顶板离层值, 20mm;

B———锚固区外顶板离层值, 30mm;

C———两帮相对移近量, 100mm。

如在掘进影响期间, 上述观测内容超过指标值, 锚杆支护参数要作相应调整。一是锚固区内顶板离层值大于20mm, 每排顶锚杆增加1根;二是顶煤锚固区外离层值大于30mm, 锚杆排距减小100mm;三是两帮相对移近量大于100mm, 锚杆排距减小100mm。

4.3 观测要求。

顶板离层指示仪要求每班观测1次;锚杆预紧力和锚杆锚固力每2天抽检1次, 每次不少于5根;锚杆受力和表面位移, 在测站设置2个星期内每天观测1次, 2～4个星期每周观测2～3次, 然后1周观测1次, 变形稳定后 (顶底板、两帮相对移近速度小于0.5mm/d为变形稳定) 1个月观测1次。

5 施工核技术要点

5.1 锚杆间排距误差不超过50mm;

5.2 锚杆外露长度应大于20mm、小于50mm;

5.3 钻孔深度应保持在2300mm±30mm (顶) 和1900mm 30mm (帮) ;

5.4锚杆的预紧力:顶锚杆150kN, 帮锚杆:100kN;

5.5 锚索预紧力:8t～10t;

5.6 巷道超高300mm, 两帮各补打1根帮锚杆;巷道超宽300mm, 顶板补打1根顶锚杆。

5.7 要经常观测巷道顶帮变化情况, 发现问题

及时采取措施, 锚索要紧跟工作面及时打设并张拉, 确保施工安全。

6 实施效果

煤层应力 篇6

1 矿井和工作面概况

磨心坡煤矿属于煤与瓦斯突出矿井, 地质构造复杂, 瓦斯、矿尘、煤层自然灾害严重。该矿井的通风方式为混合式, 采取“平硐+斜井”的综合开拓方式, 主要运输大巷布置在煤系地层底板的茅口灰岩中, 每隔350 m布置了一个石门。

矿井开采K2、K4、K5、K6、K8、K9煤层, K9为保护层开采。矿井现主采水平为-220~-115 m, -330 m水平处于巷探阶段。全矿共布置了5个采煤工作面, 分别集中于矿井的南、北采区。

北7403-7402掘进工作面的煤层厚度为0.49~0.53 m, 平均厚度为0.50 m, 赋存稳定, 层状构造, 硬度为2.5, 本区可采, 煤层可采指数为1.00, 煤厚变异系数为9.5%, 属稳定煤层。煤岩类型为半亮型煤, 煤种为焦煤。

2 工作面瓦斯来源分析

2.1 掘进过程中落煤所产生的瓦斯

在工作面掘进的过程中, 由于矿压和煤体粉碎的作用, 导致原先煤体中处于吸附状态的瓦斯迅速解吸变为游离状态的瓦斯, 使工作面的瓦斯浓度和瓦斯绝对涌出量增加。落煤时产生的瓦斯量主要取决于落煤、煤层瓦斯与煤炭运至地表时残存的瓦斯含量差。

2.2 工作面围岩裂隙及邻近层瓦斯涌入

K4煤层进入原始应力区掘进时, 工作面周围煤体围岩的压力将重新分布。工作面前方的压力将增大, 裂隙增多, 导致新暴露煤壁中的瓦斯迅速涌入工作面, 造成工作面瓦斯涌出量增加, 浓度增大。但巷道两侧煤壁中的瓦斯压力会随着工作面的前进和煤壁暴露时间的延长而减弱, 巷道和煤体内的瓦斯逐渐趋于平衡, 瓦斯涌出量逐渐稳定。

另外, 掘进工作面落煤后, 顶、底板围岩和邻近层的瓦斯将沿着裂隙涌入工作面和回风流中, 进而造成工作面和回风流中的瓦斯浓度增大。但随着顶、底板暴露时间的延长, 瓦斯的涌出量也会逐渐趋于平衡。总之, 煤壁瓦斯涌出强度取决于煤层瓦斯的含量、瓦斯压力、煤层的透气性、空间条件和煤壁的暴露时间。

3 瓦斯综合治理技术

3.1 增大工作面风量, 排出瓦斯

由于该掘进工作面煤层距北K5、K6煤层较近, 且该工作面地质情况较复杂, 顶板裂隙发育, 瓦斯压力大, 工作面掘进初期的瓦斯浓度高达0.5%~0.7%.综合以上因素, 决定更换工作面局部的通风机, 采用型号为FBD№5.6/2×15的对旋式局部通风机, 并采用直径为800 mm的风筒供风。更换后, 风量由原先的164 m3/min提升至285 m3/min, 工作面及其回风的瓦斯浓度降至0.4%, 保证了工作面的正常作业。

3.2 抽放煤层瓦斯

由掘进工作面瓦斯来源分析可以得出, 大部分的瓦斯来源于工作面本身以及周围煤壁、围岩裂隙, 因此, 治理这部分瓦斯是掘进工作面瓦斯治理的关键。根据巷道煤壁和围岩的“松动圈”理论, 掘进巷道形成后, 其“松动圈”厚度会根据围岩性质和掘进施工工艺不同而改变, 进而形成的卸压区范围也不同。通过在工作面后方巷帮和本层布置钻场进行抽放, 起到隔断和减少巷道卸压区的瓦斯向巷道中涌入的作用, 从而降低巷道回风流中的瓦斯浓度。

3.2.1 穿层钻孔布置

在工作面巷道底板边间每隔5 m布置穿层抽放钻场, 每个钻场布置5个钻孔, 钻孔的控制范围为巷道轮廓线上方20 m、下方10 m。

3.2.2 顺层钻孔布置

在北7403-7402运输巷掘进工作面前方煤体布置顺层抽采钻孔, 设计走向上投影距离为60 m的条带预抽抽放长孔, 钻孔控制范围为巷道轮廓线上方20 m、下方10 m, 每一轮循环掘进留足抽采长孔20 m的超前距。根据矿通风技术人员的考察, 终孔的间距为5.4 m。

3.2.3 钻孔封孔工艺

钻孔施工完毕后, 立即采用聚氨酯AB胶和抽放白胶管封孔, 穿层钻孔封孔深度不得低于8 m, 每个钻场设置1个测流点;顺层钻孔封孔深度不得低于8 m, 每个单孔设置1个测流点。钻孔封堵严密后, 连接抽放管道抽放。

3.3 超前预测

3.3.1 预测钻孔布置

因工作面在原始应力区掘进, 为了保证工作面作业安全, 在作业前必须采用钻屑指标预测方法对工作面进行超前预测, 即在工作面走向上布置3个直径为42 mm、孔深为10 m的钻孔。钻孔应根据现场实际, 尽量布置在软分层中, 控制在巷道轮廓线上方3 m、下方2 m处。

3.3.2 工作面验证

采用ZQS-14/1.0/18型手持式气动钻机施工预测钻孔, 钻孔从2 m处开始, 每钻进1 m测定1次钻屑量, 每隔2 m测定1次钻屑解析指标K1值, 根据每个钻孔沿孔长的最大钻屑量 (Smax) 和钻屑解析指标K1预测工作面的突出危险性, 当实测指标Smax≥6 kg/m或K1≥0.5 m L (g·min1/2) 时, 工作面存在突出危险, 采取工作面排放钻孔施工;当实测指标小于临界值时, 工作面无突出危险, 可进行掘进施工, 每一轮循环施工保留2 m的安全超前距, 遇地质构造复杂地段, 每一轮循环保留5 m的安全超前距。

3.4 前探钻孔

3.4.1 前探钻孔的作用机理

前探钻孔的主要作用是降低巷道前方煤体的地应力和瓦斯压力。前探孔会排出大量的钻屑, 附近煤体会向孔内自由空间产生弹塑性变形, 从而降低了巷道前方煤体的地应力, 导致应力集中区向煤体深部移动。地应力与瓦斯压力间存在正相关关系, 随着游离瓦斯的释放和吸附瓦斯的解析补充, 瓦斯压力也会因前探孔施工而降低。实质上, 因前探孔的作用, 会产生一个瓦斯缓冲带, 这直接降低了巷道前方煤体的瓦斯压力梯度。瓦斯压力梯度的计算方法为:煤体内部原始瓦斯压力和巷道自由面瓦斯压力之差除以安全屏障的宽度。突然揭露未经抽放的原始煤体时, 因缺少缓冲带, 煤体的应力状态会突然改变, 瓦斯压力梯度将突然增大, 易引发突出事故。

在瓦斯地质条件不佳的情况下, 连续施工的前探孔可在巷道前方形成一道动态的、可移动的安全屏障, 这道安全屏障成为了巷道掘进最后和最直接的防突安全屏障。

3.4.2 前探钻孔布置

根据矿井的实际情况, 该矿的前探钻孔采用ZF-100型风动钻机施工, 钻孔直径为85 mm, 压风排粉, 孔深在巷道掘进方向的水平投影距为13 m, 控制在巷道轮廓线上方7 m、下方3 m处, 每一轮循环掘进施工保留前探钻孔5 m的超前距。

4 结论

针对-220 m北3-2K4煤层掘进工作面瓦斯浓度大的情况, 通过采用更换大功率局部通风机增大工作面风量的方法, 从通风系统上有效保证了工作面的安全作业;通过建立-220 m北3-2K4煤层运输巷抽采系统, 解决了工作面邻近层和本层的瓦斯涌出问题, 从而保证了工作面的安全掘进。

采用前探钻孔, 是工作面掘进在原始应力区必不可少的重要安全措施之一, 前探钻孔的应用不仅探明了钻探前方的地质和瓦斯情况, 还能形成卸压带, 进而形成有效的安全屏障。

参考文献

[1]徐力.新集一矿高瓦斯掘进工作面瓦斯综合防治技术及应用[J].科技创新导报, 2013 (12) .

[2]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

煤层应力 篇7

根据岩石蠕变曲线 (图1) 可知三条蠕变曲线。根据蠕变试验结果可知, 如果一个较小的恒定荷载持续地对岩石产生作用, 那么随着时间的增长, 岩石的变形量也会有所增加。然而随着时间的增加, 蠕变变形的速率也会逐渐减小, 最后到达一个稳定的极限值, 也就是稳定蠕变。如果具有较大的荷载, 那么蠕变就会无限增长, 产生典型的不稳定蠕变。应力大小决定了煤岩是发生不稳定蠕变还是发生稳定蠕变。如果应力没有超过长期强度, 那么煤岩就按照稳定蠕变发展, 否则就向不稳定蠕变发展。

根据应变力学特征, 在高地应力作用下, 深部矿井采掘工作面的松软煤层还没有达到峰值强度, 但是随着时间的增加变形仍然会不断增加, 直接进入变形阶段, 这一现象又被称为静疲劳现象, 也就是煤岩会出现应变软化。此时工作面前方的应力分布尚未出现峰值区域。例如某煤矿的煤层坚固性系数在0.1-0.2 之间, 具有比较完整和坚硬的顶底板, 从预测指标3m开始, 钻孔深度增加的过程中工作面前方没有出现明显的应力峰值。

2 现场测试高地应力特软煤层掘进工作面应力场的分布规律

2.1 现场检测原理

由于当前我国尚未有比较成熟的技术手段来对掘进工作面前方的应力场进行有效的测试, 本文采用了KSE-Ⅲ型钢弦测力仪。在工作面前方埋设应力计对工作面前方固定位置的相对应力变化进行检测, 从而对工作面前方的应力分布规律进行反演。将KSE-Ⅲ型钻孔应力计压力枕布置在采掘工作面前方煤体内钻孔中, 并且注入液压油, 促使探头和煤岩耦合, 这样就可以用压力枕内的液体压力来表示煤体应力的变化, 并将其转变成为钢弦振动的频率信号, 再使用专业软件就可以将其转换为应力值。但是此时测得的应力值是相对变化值而不是绝对值。具体情况见图2。

2.2 选择试验区域

选择某高地应力特软煤层掘进工作面, 作为试验区域。该采面的地面标高是+74-+76m, 标高是-460--570m, 煤层厚度是2.2-3.5m, 埋深是534-615m, 煤层走向是W53°N, 平均厚度是3.1m, 倾角为10°~ 18°, 该采面煤岩的坚固系数是0.15-0.50。该采面煤层的直接顶是厚度约7.0m的砂质泥岩, 使用煤层顶板掘进把锚网索联合支护, 该采边的巷道断面是4300mm×3000mm。该区域就比较简单的地质结构, 瓦斯含量约为20-22m3/t, 瓦斯压力约为1.5-2.0MPa, 并且属于突出危险区。

2.3 分析测试结果

图3 为沿掘进方向转场的应力发展演化监测曲线。应力计与掘进迎头的距离为8 到13m时, 监测数据的波动比较微小。当工作面推进到3-8m时, 又一直出现了相对高值, 接着又逐渐降低。应力计与巷帮垂距相距6m时, 受影响的范围较小。应力增高区域为掘进工作面正前方的38m, 此时无明显盈利峰值, 应力集中系数为1.3。由于试验工作面顶板具有较好的完整程度和较高的硬度, 因此直接进入了蠕变状态, 没有出现明显的应力增高区。

3 模拟高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律数值

通过离散单元法 ( Distinct Element Method) 的三维数值模拟程序3DEC数值模拟软件来对高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律数值进行模拟, 并建立相应的模型。将17MPa垂直应力加载模型的上部, 并且使巷道围岩的应力进行平衡分布, 然后模拟掘进工作面前方应力的分布情况, 具体情况见图4。工作面前方3-8m为巷道前方应力增高区域, 没有出现明显的应力峰值, 应力集中系数为1.05-1.10。

4 结语