动力灾害（共7篇）
动力灾害 篇1
陕西彬长矿业集团有限公司胡家河煤矿位于国家规划的13个大型煤炭基地98个矿区名录的彬长矿区中北部, 根据彬长矿区大佛寺煤矿, 下沟煤矿, 火石咀煤矿, 亭南煤矿, 水帘洞煤矿5对生产矿井, 和在建的将家河矿井、孟村矿井、小庄矿井、文家坡矿井、雅店矿井、杨家坪矿井、高家堡矿井7对矿井, 以及彬长矿区相关的地质资料显示, 彬长矿区自东南到西北煤层埋藏越来越深, 煤质越来越好, 自然灾害越来越多, 开采难度越来越大, 特别是埋藏深度影响, 动力灾害影响开采严重。
1 胡家河煤矿动力灾害显现基本特征
胡家河矿井采区煤层平均厚度23m, 平均倾角3°。主要巷道均布置在煤层的中部, 采用分层综采放顶煤开采, 全部垮落法管理顶板。在矿井建设中, 自见煤后, 在掘进过程中经常伴有煤炮, 随着开采建设延伸, 特别是2012年12月以后, 胡家河煤矿采掘工作面动力显现日益显著, 尤其402103工作面开掘和401101工作面的回采以来, 井下巷道持续发生大能量煤炮, 导致局部巷道破坏严重, 迫使对其进行反复维修及加强支护, 但效果不佳。图1为动力显现强烈时期采掘工作面位置图。表1记录了近半年来对采掘工作面造成显著影响的煤炮事件, 并对动力显现特征进行总结分析。
2 煤矿动力现象类型及冲击地压特征
在煤矿开采中, 由于采掘导致的煤层顶底板垮断与破坏、支架折损、冒顶、煤壁片帮、底鼓等现象, 可归结为一般的矿山压力现象, 是煤岩体在采动条件下围岩应力重新分布而发生的常见矿压显现形式。但对于冲击地压、顶板大面积来压、煤与瓦斯突出、岩爆、矿震等现象, 由于其发生过程的突然, 且具有典型的动力特征, 因此通常情况下, 可统称为矿山动力现象。煤矿动力现象的成因和机理不完全相同, 显现形式也具有较大的差异性。因此, 正确地区分各种动力现象的实质, 对深入研究和制定相应的防治对策, 都有重大的实际意义。
冲击地压是煤矿开采中典型的动力灾害之一, 可定义为:矿山井巷和采场周围煤岩体由于变形能释放而产生的以突然、急剧、猛烈的破坏为特征的动力现象。简单而言, 冲击地压就是煤岩体的突然破坏现象。冲击地压发生前, 一般没有明显的宏观征兆。冲击地压发生时, 煤或 (和) 岩石突然被抛出, 造成支架折损、片帮冒顶、巷道堵塞、人员伤亡, 并伴有巨大的声响和岩体震动。在瓦斯煤层, 发生冲击地压时, 还会伴有大量的瓦斯涌出, 极易诱发次生灾害事故。
3 胡家河矿井煤层冲击倾向性测试
胡家河煤矿4煤试样动态破坏时间, 冲击能量指数、弹性能量指数及单轴抗压强度测定结果见表2。
3.1 动态破坏时间
胡家河煤矿4煤试样的动态破坏时间如表2所示, 4煤上分层试样的动态破坏时间平均值为39.80ms, 4煤下分层试样的动态破坏时间平均值为34.40ms, 均小于50ms, 按照国家标准GB/T25217.2-2010《煤的冲击倾向分类及指数的测定方法》, 可以判断4煤试验的冲击倾向性为Ⅲ类, 即强冲击倾向性。图2是4煤试样的动态破坏时间曲线。
3.2 冲击能量指数
胡家河煤矿4煤试样的冲击能量指数如表2所示, 4煤上分层试样的冲击能量指数平均值为7.73, 4煤下分层试样的冲击能量指数平均值为12.57, 均大于5, 按照国家标准GB/T 25217.2-2010《煤的冲击倾向分类及指数的测定方法》, 可以判断4煤试验的冲击倾向性为Ⅲ类, 即强冲击倾向性。图3是4煤试样的冲击能量指数曲线。
3.3 弹性能量指数
胡家河煤矿4煤试样的弹性能量指数如表2所示, 4煤上分层试样的弹性能量指数平均值为6.49, 大于5, 按照国家标准GB/T25217.2-2010《煤的冲击倾向分类及指数的测定方法》, 可以判断4煤上分层试验的冲击倾向性为Ⅲ类, 即强冲击倾向性。4煤下分层试样的弹性能量指数平均值为4.45, 大于2小于5, 按照国家标准GB/T 25217.2-2010《煤的冲击倾向分类及指数的测定方法》, 可以判断4煤下分层试验的冲击倾向性为Ⅱ类, 即弱冲击倾向性。图4是4煤试样的弹性能量指数曲线。
3.4 单轴抗压强度
胡家河煤矿4煤试样的单轴抗压强度如表2所示, 4煤上分层试样的单轴抗压强度平均值为24.27MPa, 4煤下分层试样的单轴抗压强度平均值为24.35MPa, 均大于14MPa, 按照国家标准GB/T25217.2-2010《煤的冲击倾向分类及指数的测定方法》, 可以判断4煤试验的冲击倾向性为Ⅲ类, 即强冲击倾向性。
4 工程类比
为确定胡家河煤矿动力灾害类型, 现选取在掘进期间多次发生动力现象的冲击地压矿井相关参数、显现特征进行工程类比, 如表3所示。
可见, 与目前国内典型的冲击地压矿井类似, 如甘肃华亭煤矿、义马千秋煤矿、平庄古山煤矿等, 采掘工作面动力显现具有突发性、瞬时震动性及巨大破坏性的特征, 即煤岩弹性应变能的瞬间、积聚释放, 并以顶、底板破坏为主, 两帮破坏为辅。
冲击地压的发生机理是极为复杂的, 不同煤矿的不同工作面冲击地压发生的强度不同, 原因各异。冲击地压的发生是一个复杂而短暂的过程, 但展现在人们面前的是这个过程的最终作用结果, 或者是一种破坏后的现象, 而通过对这一类现象特征进行归类, 将其称为冲击地压。
另外, 根据理论分析及相关统计, 具有强冲击倾向性的全煤层巷道在高水平构造应力作用下, 极易发生以顶、底板破坏为主的动力现象, 尤其在最大水平主应力与巷道夹角比较大时。
5 小结
(1) 通过对胡家河煤矿动力灾害显现特征分析, 认为胡家河煤矿近半年来发生的动力现象符合煤矿冲击地压的一般特征, 认定其为冲击地压灾害。
(2) 根据判定煤层冲击倾向性4个指标的隶属度, 采用模糊综合评判方法, 判定胡家河煤矿4煤为强冲击倾向性。
(3) 通过对胡家河煤矿动力灾害显现特征分析, 并结合工程类比, 认为胡家河煤矿近半年来发生的动力现象符合煤矿冲击地压的一般特征, 认定其为冲击地压灾害。
摘要：动力灾害是影响煤矿安全生产的主要因素之一, 通过分析胡家河矿井显现动压的特征, 并对煤层冲击倾向性进行测试, 结合相关冲击地压矿井的灾害进行对比, 明确胡家河矿井动力灾害对矿井生产的危险程度, 对有效预防煤矿安全生产提供基础信息资料。
关键词：煤矿动力灾害,基本特征,类型,煤层冲击倾向性测试
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铜川焦坪矿区矿井动力灾害浅析 篇2
关键词：动力灾害,冲击矿压,发生机理
0 引言
铜川是我国的重要煤炭生产基地,蕴藏着丰富的煤炭资源,且开采时间较早。但是,随着我国国民经济的迅速发展,对煤炭资源需求量日益增加,使得该矿区地下煤炭资源开采由原来的浅部开采发展到深部开采,其平均开采深度已经超过400 m。这使得煤炭开采深度不断增加,地下深部形成大面积的采空区,从而引起覆岩自重应力的增大和构造应力的增强,导致该区顶板动力灾害多发性。主要有顶板垮落、矿震、冲击矿压等突发现象,甚至会引起地面的突然塌陷,最终导致矿井地质灾害,影响矿区人民的正常生活、工作,破坏矿区地质生态环境等。因此,对铜川矿区矿井动力灾害形成原因的分析、发生机理的研究十分必要,为实现“绿色矿区”目标,进行科学采矿、保护地表环境、提高矿区经济效益,尤其对保持矿区稳定具有十分重要的意义。
1 矿区地质概况
铜川焦坪矿区(北区),现主要以陈家山、下石节、玉华三矿为主采矿区。焦坪区位于陕甘宁盆地东南缘的陕北斜坡上,呈波状起伏、北北东走向、倾向北西表现的单倾斜构造。在此单倾斜构造基础上,有次一级走向北东的宽缓褶皱。区内地层倾角较小,一般为0°～18°,无大的构造发育,断层稀少,水文地质条件简单。地表地形为沟壑形地貌,矿井上覆岩层为砂岩、夹泥岩、黄土等。主采煤层为4-2煤层,煤层厚度一般约10 m,煤层结构复杂,煤层顶板多为砂质泥岩和粉砂岩[1]。
2 焦坪矿区动力灾害发生的基本情况和现状
由于开采深度的增加,根据该区各煤矿生产记录显示,该区近年来冲击矿压频繁发生,成为该区重要灾害。冲击矿压是煤矿开采中典型的动力灾害之一,直接威胁着煤矿的生产、人员及财产安全。
冲击矿压是煤(岩)体力学系统局部失稳时,以突然、急剧、猛烈的形式释放弹性能,导致煤(岩)瞬时破坏,并伴随大量煤(岩)粉的突出,造成矿山井巷和设备破坏及人员伤亡。
2005年5月24日15时,下石节矿215工作区发生大面积来压,影响正常生产。2007年9月21日5时,该矿217工作区回风巷、灌浆巷发生大面积来压,工作面被压毁,巷道变形。仅采掘面下帮部鼓出宽约1.5 m。巷道掘进长度170 m～180 m处,帮部垮落处宽1.5 m～2.0 m,长约30 m。灌浆巷矿压现象较明显,灌浆巷瓦斯涌出量近8%。根据陈家山矿2006年对其421工作区和416工作区的矿压监测数据显示,陈家山矿来压频率有增强趋势。因此对冲击矿压的成因和机理很有必要进行分析、探讨。
3 冲击矿压成因及其机理
3.1 冲击矿压成因
影响冲击矿压发生的因素是多方面的,且具有复杂性。因此,目前考虑其影响因素主要从地质、采矿和人为因素三大方面进行分析。
1)地质方面因素。主要包括围岩体的构造形态、构造应力、构造介质等,这些因素对煤矿灾害起着控制作用[2],其中构造形态主要指上覆岩体的地质结构、构造。在地质构造带中存在一部分地壳运动遗留下来的残余应力,这些残余应力形成构造应力场。在煤矿中常有断层、褶皱和局部异常(如底板凸起、顶板下陷、煤层分岔、变薄或变厚等现象)等构造带。冲击矿压常常发生在构造应力集中的区域。根据以往的经验,向、背斜构造的轴部,特别是向斜轴心部,此处构造应力表现为挤压应力,促使向斜轴部积聚了大量弹性能量,大量实地资料表明,一般向斜轴心区域要比背斜轴心区域发生冲击矿压的危险性高。
构造介质指围岩体(顶、底板)及煤的物理力学性质。岩性坚硬的顶板通常不易发生冒落,使岩体的能量大量聚积。苏联阿维尔申教授认为,煤层内的弹性能由弹性能UV、形变能UT和顶板弯曲弹性能UW三部分组成,即:
由此可得:顶板初垮落时:
周期垮落时:
从式(2),式(3)中可看出,UW与岩层悬伸长度L的5次方成正比,即L值越大,积聚的能量也越多,所以厚度大的坚硬岩层顶板发生冲击矿压的可能性很大[3]。
因此,一般认为顶板比较坚硬且具有一定厚度、较大岩体发生冲击矿压的可能性较大。同时,煤体的冲击倾向性、强度、脆性也决定了冲击矿压发生的可能性。我国已发生冲击矿压比较严重的矿井,其煤层顶板都十分坚硬,如表1所示[4]。
2)采矿方面因素。由于采煤破坏地下原岩内部应力场平衡,所以采矿因素对冲击矿压有着强烈的扰动作用。采矿方面的因素有开采深度、采煤方法、顶板管理方法、掘进速度和煤柱留取等。
开采深度增加,岩体中的自重应力随之增加,煤岩体内聚积的弹性能也随之增加。根据国内外统计分析表明,开采深度越大,冲击矿压发生的可能性也越大。
不同的开采方法会导致煤岩体内的应力重新分布,使应力集中区域向采掘面迁移,易发生冲击矿压。
采取合理的顶板管理方法,能在一定程度上释放岩体内的应力和弹性能,从而缓解冲击矿压。
科学的采掘速度使每次的采空面积能够不增加冲击矿压的发生,使岩体内的应力逐步释放,降低岩体内部的高应力集中,提高工作面安全性。
煤柱留取的大小、形状和密度。孤岛形和半岛形煤柱可能受几个方向集中应力的迭加作用,因而在煤柱附近最容易发生冲击矿压。
人为因素即矿井管理、设计及防护措施。
3.2 冲击矿压的机理
目前关于冲击矿压机理的解释理论有:强度理论、刚度理论、能量理论、冲击倾向理论、失稳理论、突变理论、分形理论、断裂力学理论、其他的混沌动力学、非线性科学、人工神经网络等理论。但实际中主要是能量理论、强度理论和冲击倾向性理论。
1)强度理论。发生冲击矿压的条件是矿山岩体的压力大于煤岩体系统所承受的最大强度。其机理是认为坚硬的顶底板将煤体夹在中间,阻碍了煤体与岩体交接处的变形,因此,当超过所承受的强度时,就会发生冲击矿压。
2)能量理论。该理论认为,当矿山岩体与围岩系统的力学平衡状态破坏后,系统所释放的能量只有部分被消耗掉,即释放的能量大于岩体破坏时所消耗的能量就会发生冲击地压。
3)冲击倾向性理论。矿山煤岩体冲击倾向度与实验所确定的冲击倾向度比较,当煤体的冲击倾向度大于实验所确定的极限值时,就发生冲击矿压。实验测定主要指标有:弹性变形指数、有效冲击能指数、极限刚度比、破坏速度指数等。
上述三种理论提出了发生冲击矿压的三个准则:强度准则、能量准则和冲击倾向度准则。强度准则是煤体破坏准则,能量准则和冲击倾向度准则是突然破坏准则。三个准则同时成立才是产生冲击地压的充分和必要条件[3]。
结合以上三个准则,冲击矿压的机理实质是煤岩体内部能量聚积的过程(表现为煤岩体变形),当能量积聚达到并超过临界状态,即发生能量释放的过程(表现为煤岩体爆裂),如图1所示。
当一次冲击矿压发生后,覆岩的内部应力达到新的平衡状态,随着采掘的不断推进,岩体内部应力平衡状态又一次遭到破坏,为了寻求新的平衡,能量再一次积聚直至释放达到再一次的平衡。因此,这个过程是一个循环的过程。
4 监测预报与防治措施
4.1 冲击矿压的预测
冲击矿压预报的方法有:电磁辐射法、地音法、综合指法、计算机模拟、铁屑法、微震法、煤层围岩压力—变形观测法、综合预测方法等。
目前,铜川焦坪矿区下石节矿已经采用了煤层围岩压力—变形观测法数字系统,对冲击矿压进行实时监测。由于此系统的井下观测传感线为伸张钢丝,所以设在工作巷道内的系统观测点由于受到工作人员、煤车以及其他人为因素等外界因素干扰较多,井上监测室的预报实时性、可靠性较低,对冲击矿压做的实时性和可靠性的监测预报受到影响。
笔者认为应该再采取其他的方法对冲击矿压进行辅助监测,提高冲击矿压预报的可靠性和实时性。为此,建议采用铁屑法和计算机模拟两种方法进行辅助监测。
铁屑法是通过在煤层中打直径为42 mm～50 mm的钻孔,根据排出的煤粉量及其变化规律和有关动力效应,鉴别冲击危险的一种方法。其理论基础是钻出煤粉量与煤体应力状态具有定量的关系,单位长度的排粉率增大或超标定值时,表示应力集中程度增加和冲击危险性提高。铁屑法较简单易行,成本低,并结合数字监测系统监测的高危险区,进行钻孔测定排粉率,对危险区的冲击矿压等级进行确定。
随着计算机的迅速发展,越来越多的数值模拟软件出现,并用于对岩体应力进行分析,从而使未知的岩体内部问题得以明析和简化。数值模拟法,采用FLAC,UDEC,ANSYS等分析软件对冲击矿压区内的应力分布状态和应力值大小分析模拟,确定冲击矿压危险的大区域及程度,为监测指明方向,同时也为开采时冲击矿压的防治打下基础。
4.2 冲击矿压的防治措施
4.2.1 冲击矿压弱化减冲理论
1)对危险区域,采取以松散煤岩体为主的治理技术,降低煤岩体的强度和冲击倾向性,使得冲击危险性降低;2)对煤岩体的强度进行弱化后,使得应力高峰区向岩体深部转移,并降低应力集中程度;3)采取减冲解危措施后,使发生冲击矿压的强度降低。其过程是边生产、边监测、边治理,即“生产※监测※能量聚积※卸压爆破※能量释放※生产※再监测……”。使得煤岩体中所积聚的弹性应变能达不到最小冲击能,从而防治冲击矿压的发生。
4.2.2 冲击矿压的强度弱化控制机理[5]
冲击矿压的强度弱化控制机理是依据煤样、顶板岩样的强度及厚度与其冲击倾向性的相互关系而提出的,即通过卸压爆破弱化煤岩结构的强度,降低其储能能力,使其所积聚的弹性能永远达不到最小冲击能,从而消除或减弱冲击矿压发生的强度。
4.2.3 冲击矿压的防治措施
1)技术方面。主要采取注水卸压、钻孔卸压、爆破卸压(包括松动爆)、顶板注水或强制放顶等减缓应力集中程度的措施,规定时间、地点、相应的工艺参数以及检查实施效果的方法。
2)管理方面。合理布置巷道,务必保持巷道畅通。开采有冲击矿压危险煤层,应使用锚网、锚索支护方式等。加强井下作业人员对冲击矿压知识的学习,如前兆、来压过程、躲避常识等。
5 结语
由于冲击矿压影响因素的多样性及其发生条件的复杂性,决定了冲击矿压的突发性、不可预知性。因此,对冲击矿压发生的原因和机理应首先弄清楚,结合弱化减冲理论思想,实现综合防治,才能取得良好的效果。
参考文献
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动力灾害 篇3
随着计算机技术、空间技术与地理信息系统理论及技术的发展, 借助GIS技术实现矿井煤与瓦斯灾害隐患的识别, 通过模糊综合评判的方法实现灾害的预警与决策, 可为矿井生产和管理提供先进的手段[1,2,3,4,5]。
1 系统的总体结构
基于GIS的矿井煤与瓦斯灾害预警系统, 是以先进的计算机技术、GIS技术以及与信息化相适应的现代企业管理制度为基础, 将煤矿测量空间信息、采掘工程信息、瓦斯地质信息、通风系统及日常管理信息、生产与环境实时状态参数等, 集成在数字化的数字平面图上, 以可视化的方式对采掘生产活动进行实时监测[1]。针对监测数据, 采用模糊综合评判方法, 对监测结果进行动态分析诊断, 通过人—机互动实现煤与瓦斯灾害预警功能系统的总体结构如图1所示。
煤与瓦斯动力灾害预警系统由GIS监测系统、预警系统和决策建议系统三部分组成。其中, GIS监测系统可实现对矿井的环境监测和生产监测。环境监测针对矿井下工作面的作业条件, 如有毒有害气体、风速、温度等;生产监测针对生产环节的各种参数和重要设备的运行状态参数。预警系统基于GIS监测系统的数据, 通过设置权重, 采用模糊综合评判方法对矿井生产安全情况进行预测。当预测结果处于非正常状态时, 发出预警信号, 同时调用决策建议系统, 针对预测结果提出相应的专家解决处理方案及方法, 从而实现对现场生产管理的支持。
2 基于GIS的监测系统
GIS (GeographicInformationSystem, 地理信息系统) 是以地理空间数据库为基础, 在计算机软硬件的支持下对空间相关数据进行采集管理操作分析、模拟和显示, 并采用地理模型分析方法, 适时提供多种空间和动态的地理信息, 为地理研究和地理决策服务而建立起来的计算机技术系统[2]。
GIS技术具有采集、管理、分析和输出多种空间性和动态性的地貌空间信息的能力, 可进行区域空间分析, 多要素综合分析和动态预测, 为地貌研究和决策服务。因此, 将GIS技术引入到煤矿安全信息化管理工作中, 与监测系统相结合, 进行煤与瓦斯灾害预测, 实现区域预测的定量化、科学化、动态监控, 这对瓦斯灾害预测的多目标多维方向的发展有巨大的推进作用。笔者构建的基于GIS的监测系统, 主要由矿井监测系统、矿井通风管理系统和瓦斯地质系统构成。
2.1 矿井采掘工程系统
矿井采掘工程系统是矿井生产的空间支持系统, 其主要采掘作业场所是回采工作面和掘进工作面。随着采掘工作面向前方煤层的延伸, 整个井下采掘系统不断扩展。采掘工作面是井下瓦斯涌出的主要发源地, 占整个矿井瓦斯涌出的80%以上。在采用GIS数字化后的采掘平面图上对采煤工作面和掘进工作面的适时位置进行活化处理, 根据其推进度实时更新, 系统将根据其更新的适时位置线对推进前方影响区域内瓦斯情况进行分析、评价和预测、预警。
2.2 矿井通风管理系统
针对通风系统通常由进风口、出风口, 进、回风巷, 通风设施 (包括主要通风机、局部通风机及风门、风窗、测风站等风流控制装置) 等组成, 将各部分的监控信息与GIS相结合, 建立矿井通风管理系统, 可以有效管理通风图形和各种属性数据, 并对系统及数据进行统计、分析, 科学评判通风网络各段巷道的相关情况, 作出迅速判断和可视化显示。灾害发生后, 可以迅速提供灾害地点的通风路线及全矿井的通风设施、预测灾害可能波及的范围, 可利用的救灾设施等。具体的实施方法如下:
根据矿井对通风日常工作 (包括通风、防火、防尘、防瓦斯突出、安检、设备管理等) 的要求, 利用GIS软件, 将通风系统图、防尘路线图及安全监测图等数字化, 调用数据库程序进行通风阻力测定数据处理、通风机性能测定数据处理、风网解算、安全监测数据处理等。通风管理系统的结构组成见图2。
2.3 瓦斯地质系统
瓦斯地质信息的主要功能是把矿井勘探和生产期间揭露的、具有控制煤与瓦斯灾害作用的地质因素及其信息的采集管理处理成图等任务通过相应的GIS应用系统及各种平面突出危险性区划、剖面展示和钻孔柱状、瓦斯地质参数特征点标志编绘和处理的图形制作系统有机结合起来, 进行集成开发, 创建出基于矿井煤与瓦斯突出预测的瓦斯地质信息采集系统, 见图3。
影响瓦斯赋存的地质条件主要有含煤岩系的沉积环境、岩性组合特征、煤层顶底板岩性及其隔气、透气性能、煤的变质程度、区域地质构造、水文地质条件、岩浆作用和埋藏深度等。对于不同区域、不同煤田或不同块段, 影响瓦斯赋存的地质条件存在着差异, 起主导作用的因素也有区别。控制煤与瓦斯突出的地质因素主要有:矿井中小型地质构造、煤层厚度及其变化、煤体结构等几方面[6]。
3 模糊综合预警系统
煤与瓦斯动力灾害的影响因素很多, 构成了一个多目标、多准则、多因素、多层次的复杂系统, 是由人—机—环境构成的动态、复杂系统。从基于GIS的矿井采掘工程系统、通风系统、瓦斯地质系统等三个方面出发, 根据实地调查研究分析, 形成如图4所示的煤与瓦斯动力灾害模糊综合预警系统。
模糊综合评价的基本原理是把评价对象的多种因素, 按属性分类;然后, 对每一类因素进行初级综合评价;最后, 对初级评价的结果, 进行高级的综合评价[5,7]。其具体评价过程如下:
1) 建立因素集。按照GIS监控系统的组成建立因素集U, 确定因素集, 按其不同属性分成若干互不相交的因素子集U={U1, U2, …, Un}、评价集V={v1, v2, …, vm}。这些因素可分成下列不同层次的集合, 如文中第1层评价指标有3个, 瓦斯地质系统下的第2层指标有7个。
2) 建立评价集。对每个Uk (k=1, 2, …, n) 进行初级综合评价。根据Uk={uk1, uk2, …, ukn}中各因素的作用大小, 赋予相应的权数Ak;对Uk中的每个因素ukn按照评价集V的等级评定出ukt对vj的隶属度rkij (i=1, 2, …, n;j=1, 2, …, m) , 由此组成单因素评价矩阵Rk。则Uk的一级综合评价为BK=AkRk= (bk1, bk2, …, bkm) , k=1, 2, …, n。
3) 确定评价指标的权重, 对U进行高级综合评价。将U中的n个因素子集Uk (k=1, 2, …, n) 看成是U上的n个单因素, 按各因素Uk对灾害影响的重要程度分配权重A, A= (ak1, ak2, …, akn) , 通常对实际问题选定指标后, 根据专家和现场工程技术人员打分, 采用层次分析法确定各指标的权重值;由各Uk的评价结果Bk (k=1, 2, …, n) , 得出总的评价矩阵:
4) 确定隶属度及隶属函数。采用模糊控制理论常用的隶属函数确定方法, 依据概率分布规律, 预先构造各因素隶属度模糊子集。经检验后进一步修改, 确定接近真实情况隶属于V的程度, 最终得到评价结果针对不同的评价结果作出相应的预警管理人员实施相应的应对措施。
在实际应用中, 各个子系统之间影响因素的权重不同, 预测结果也不尽相同。针对某一矿区的具体情况, 应根据专家意见设定影响因素的权重进行预测, 结果将更接近于事实。限于篇幅, 在此仅说明模糊预测系统的整体结构。
4 结语
1) 将GIS技术引入到煤矿安全信息化管理工作中, 与监测系统相结合, 构建了矿井采掘工程系统、通风管理系统、瓦斯地质系统三位一体的煤与瓦斯灾害预测, 对煤矿区安全生产管理有促进作用。
2) 在GIS监测系统的基础上, 采用模糊综合评价的方法, 建立煤与瓦斯灾害模糊综合预警系统, 解决了多目标、多因素、多层次的复杂预警问题, 可实现矿井生产中的动态预测预警
摘要：将地理信息系统 (GIS) 引入到矿井煤与瓦斯动力灾害防治中, 借助GIS技术实现矿井煤与瓦斯灾害隐患的识别, 通过模糊综合评判的方法实现灾害的预警与决策, 为矿井生产和管理提供先进的手段。对GIS技术在矿井瓦斯动力灾害预测上的应用进行了研讨, 该系统为煤与瓦斯灾害的预测预报提供一种决策支持方法。
关键词：瓦斯灾害,GIS,模糊综合评价,预警
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[5]孟伟东, 王延斌, 倪小明.基于GIS的煤与瓦斯突出综合模糊预测系统[J].采矿技术, 2008, 8 (5) :79-81.
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动力灾害 篇4
目前十矿主要采掘工作面埋深均在800m以上, 采面最大埋深1039m, 矿井面临着“高瓦斯、高应力、高突出、高地温, 供风难、运输难、抽采难、采掘难、支护难”等“四高六难”的制约。从“九五”科技攻关开始, 不断探索瓦斯综合治理技术, 逐步形成了适合矿安全井发展的煤岩瓦斯动力灾害综合治理技术。
1 改进钻具, 实施煤层钻孔工程
打钻是防突的基础和前提。随着矿井开采向深部延伸, 瓦斯压力和含量增加, 原有的瓦斯抽采装备已不能适应瓦斯治理的需要, 根据矿井开采条件和煤层赋存变化规律, 引进先进瓦斯治理装备, 依靠自身技术改进研制, 不断提高钻进能力, 实施煤层钻孔工程。
(1) 液压钻车、乳化液钻机, 分别用于本煤层钻孔和工作面卸压钻孔的施工, 大大降低了劳动强度, 缩短了钻孔施工时间, 提高了生产效率。本煤层钻孔由原来的40~60m提高到80~120m, 平均深度102m, 孔径提高到Φ120mm, 并实施带压水泥封孔;工作面卸压钻孔深度由15m提高到24~30m以上。
(2) 改进钻杆结构, 采用来复线钻杆, 三枝钻杆, 螺旋钻杆等, 增加排渣和疏通系统, 提高了钻深, 使工作面机、风两巷交叉打透, 消除工作面瓦斯抽放空白带, 有效释放煤层中的瓦斯, 降低了瓦斯压力。
2 瓦斯分源抽放
十矿煤层透气性差 (0.0013~0.0019) , 属极难抽煤层, 抽放效果不明显, 因此探索了不同的瓦斯抽放方法, 主要包括顶 (底) 板抽放巷、高位 (尾) 巷和高位钻孔等, 有效解决采掘过程中的瓦斯突出问题。
2.1 顶 (底) 板抽放巷
顶 (底) 板抽放巷沿工作面走向布置在煤层顶 (底) 板, 在其两帮每间隔25m各布置一个钻场, 向机、风巷和工作面进行瓦斯预抽, 降低巷道掘进和回采期间的突出危险性。
2.2 高位水平钻孔
工作面风巷每隔50m设钻场, 沿走向倾斜向上施工近水平钻孔至煤层顶板进行封孔抽放, 每个钻场设计钻孔8~10个, 终孔位置落在工作面裂隙带和冒落带, 随着回采的推进, 钻孔有序搭接, 实现连续不断抽放, 抽放瓦斯纯量达6~9m3/min。
2.3 高位回风 (尾) 巷
在己15-16-24110和戊9-10-21190工作面使用此项技术, 高位 (尾) 巷与工作面风巷内错5m, 工作面回采期间顶板垮落后, 高位回风巷尾位于冒落带内, 通过此巷将冒落带内高浓度瓦斯排出进入到采区瓦斯专用回风巷。通过高位回风尾巷与风巷间的联络川进行风量和回风瓦斯浓度调节, 使风量控制在400 m3/min以上, 瓦斯浓度控制在2.5%以下, 则高位回风尾巷可排放10 m3/min左右的瓦斯涌出量。
2.4 卸压区抽放
利用工作面前方10~20m受采动影响, 煤体破坏后的透气性大幅提高的条件, 进行卸压带的瓦斯抽放, 抽放浓度10%~20%, 抽放瓦斯纯量达2~3 m3/min。
以突出危险工作面己15-24110为例阐述分源抽放情况, 风巷3趟抽放管道和3台抽放泵分别抽采瓦斯, 机巷与底抽巷另外布置2趟抽放管道。
(1) 本煤层预抽, 机巷本煤层钻孔施工时间2006年2月至8月, 共施工钻孔139个, 孔深60~90m, 并网钻孔115个左右, 采用Φ200mm抽放管。混合流量8.4 m3/min, 抽放浓度6.5%, 纯量0.55 m3/min。
偏Y巷本煤层钻孔施工时间为2006年4月至9月, 共施工抽放钻孔423个, 孔深55~60m, 并网钻孔最多时330个, 采用Φ200mm抽放管。风巷本煤层钻孔施工时间为2007年12月, 共施工抽放钻孔380个, 孔深80~108m, 采用Φ200mm抽放管, 与工作面浅孔共用一趟Φ200mm抽放管。
(2) 工作面浅孔抽, 钻孔直径89mm, 每1.5m1个, 孔深24m, 每循环允许推进距离为4m。采面浅孔抽放利用风巷Φ200mm抽放管进行抽放, 采面架间安设为Φ150mm脉吸管, 通过1寸软管连接到各个封孔器。抽放混合流量19.5m3/min, 抽放浓度23%, 纯量4.5m3/min。
(3) 底板巷抽放, 底抽巷穿层钻孔施工时间为2005年6月至2007年6月, 巷施工钻孔710个, 采用Φ200mm抽放管, 其中向机巷位置打钻336个, 其余为向工作面和切眼方向所打钻孔。抽放混合流量19 m3/min, 抽放浓度20%, 纯量3.8m3/min。
(4) 偏Y巷辅助抽放, 抽放混合流量75m3/min, 抽放浓度2%, 纯量1.5 m3/min。
(5) 上隅角抽放, 抽放混合流量110 m3/min, 抽放浓度2%, 纯量2.2 m3/min。
通过以上瓦斯治理措施后, 该工作面瓦斯抽放纯量达12.55m3/min, 瓦斯抽采率为42.8%。通过以上瓦斯治理措施安全推进760m, 消除了瓦斯与突出威胁, 2009年10月安全回采结束。
3 水力压裂增透
十矿煤层透气性差, 很难抽出较多的瓦斯。水力压裂是将大量含支撑剂的高压液体注入煤层, 迫使煤层破裂, 产生裂隙后, 支撑剂停留在缝隙内, 阻止它们的重新闭合, 从而提高煤层的透气性系数, 注入的液体排出后, 即可进行抽放。同时通过水力压裂改变煤岩体本身的结构及物理力学性能, 以减弱其积蓄和释放的能力, 并减缓其破坏时的能量释放速率, 具有防冲击地压作用。通过一年多的压裂后钻孔抽放瓦斯纯量提高20倍以上, 衰减周期延长11倍以上, 煤体含水率提高2倍以上, 抽放影响范围由1.5m增加到20m以上。
4 防冲卸压技术
(1) 工作面震动爆破, 爆破钻孔深度为16.5m, 孔径为89mm, 爆破钻孔间距10m (上下出口各留10m不打孔) , 每孔装药12卷 (330g/卷) 水胶炸药, 孔与孔之间串联;每循环保留不少于10.5m (3.5倍采高) 的超前距。
(2) 风巷松动爆破, 每10~15m布置一个钻孔, 深度30~50m并保证钻孔至少穿顶板10m以上, 使药卷装在顶板以上, 每孔装药量30卷, 卸压区域超前切眼保持在100m左右。
(3) 煤体注水, 在风巷设置专用分支注水管路, 利用因浓度低甩掉的本煤层抽放钻孔进行注水, 注水管安设压力和流量表, 只有当流量显示为零时方可停止注水。在采面利用浅抽放残孔进行浅孔注水, 注水标准为邻近钻孔出水。
(4) 引进电磁辐射监测及预测预报手段, 检验冲击地压防治措施的效果与应力分布情况, 实现了对动力地质灾害的预警预报。
深孔松动爆破技术实施成功后, 已在中平能化集团和河南省有冲击地压和岩爆矿井的采煤工作面推广应用。
5 加强管理, 实施防突安全评价
对突出危险采掘工作面进行安全评价, 按照施工进度, 每措施循环进行1次防突安全评价, 工作面每周一次防突安全评价。
(1) 评价程序。总工程师任评价组长, 由防突科组织相关单位参加, 对现执行措施的有效性、措施执行情况、施工过程中的异常现象、施工人员对措施的掌握情况进行综合评价。
(2) 评价方法。在十矿防突管理台帐的基础上, 井下检查和管理程序检查相结合, 通过现场询问, 评价职工对措施的掌握情况和施工单位对措施执行的主动性、落实措施的坚决性进行评价。
(3) 评价内容。包括措施有效性、措施执行情况、人员素质和现场管理。
(4) 评价结果。综合评价每一个采、掘工作面, 给出评价等级, 即放心、基本可控、不放心三个等级。按照评价的对应结果, 及时采取针对性措施。评价结果及时通知到相关领导和单位, 对于评价不放心的工作面在瓦斯治理工作室召开专题会议, 分析原因, 进一步查找不足, 从管理、执行上采取针对性措施, 完善管理手段, 真正做到措施及时、落实坚决、心中有数、管理有效, 为防范重大事故制订对策提供参考依据。
6 结束语
(1) 防治煤与瓦斯突出和冲击地压, 通过现场技术措施的不断尝试和调整, 是安全开采所必须的。防冲与防突的瓦斯抽排、卸压抽排、松动爆破和煤层注水等技术措施具有相辅相承的作用。
(2) 采深大于800m处的地应力, 易发生冲击地压与煤与瓦斯突出复合型灾害, 区域瓦斯治理措施是安全生产的根本途径。
(3) 已采用的瓦斯治理成套技术, 今后需结合现场实际不断完善与改进, 实施区域瓦斯预抽, 不断提高瓦斯抽采水平, 建成瓦斯综合治理示范化矿井。
摘要：为解决综采工作面煤与瓦斯突出的难题, 十矿采取瓦斯综合治理技术, 重点包括钻孔工程、分源抽放、压裂增透、卸压防冲、防突评价等现场实施表明, 杜绝了煤岩瓦斯动力灾害, 提高了矿井生产的安全系数, 实现了安全生产。
动力灾害 篇5
平顶山东部矿区的八矿、十矿、十二矿, 目前的最大开采深度达到1 000 m。由于深部岩体构造和应力环境的复杂性, 引起煤岩的力学行为和物理相态发生变化, 致使开采中以煤与瓦斯突出、冲击地压等为代表的一系列矿井动力灾害与浅部工程灾害相比较, 强度加剧、频度增高, 对深部煤炭的安全高效开采造成了巨大威胁[5,6,7]。因此, 需要对矿井动力灾害的机理、预测、解危方法等进行深入、统一的研究[8,9,10]。
1平顶山东部矿区煤样冲击倾向性等级测试
分别测试了平煤八矿、十矿、十二矿煤 (岩) 样的力学性质、冲击倾向性指标, 确定了冲击倾向性等级。实验结果如表1～2所示。
综合考虑以上指标, 确定平煤八矿、十矿、十二矿的煤样均具有弱冲击倾向。
2深部开采采场围岩结构变形破坏规律研究
采用相似材料模拟试验, 对深部开采采场围岩结构变形破坏规律进行了研究, 为揭示深井动力灾害统一发生机理奠定了基础。
2.1相似材料模拟试验
2.1.1 十矿戊9-10-20180工作面
选择十矿戊9-10-20180工作面外段戊9与戊10煤层合层区为试验地点, 研究底板和覆岩破裂移动规律及采场上覆岩层的“三带”特征, 覆岩裂隙和离层开采过程的时空演化规律及分布特征, 以及随工作面推进工作面上覆岩层、采空区上覆岩层的应力分布特征。十矿戊9-10-20180工作面采动应力试验曲线见图1。
工作面自开切眼推进21 m后, 直接顶初次垮落, 垮落岩层距离煤层顶板高度为3 m;推进到35 m时, 工作面初次来压, 老顶初次垮落, 垮落岩层距离煤层顶板高度为9.2 m;随着工作面继续推进, 周期性垮落步距为12～16 m。顶板垮落后形成垮落带、断裂带, 垮落带的高度一般为9.2 m左右, 断裂带高度约为82 m。在充分开采后, 开切眼一侧岩层滑移角为57°, 工作面一侧的岩层滑移角为55°。在工作面开采过程中, 底板超前支承压力影响在工作面前方约40 m, 压力峰值位于工作面前方约6.6 m;顶板超前支承压力影响在工作面前方约31 m, 压力峰值位于工作面前方约5.2 m。采动过程对于煤层上覆岩层支承压力的影响, 随着远离煤层逐渐减小。
2.1.2 十二矿己15-31010工作面
以十二矿己15-31010工作面为试验地点, 研究保护层开采及被保护层开采过程中采动应力变化规律。设计2个模型:走向平面模型、倾向平面模型。走向模型、倾向模型己15-31010推进过程中各测点应力变化曲线见图2～3。
己15-31010工作面沿走向推进过程中存在2处危险区域, 区域Ⅰ的左、右边界分别至己14-31010工作面切眼前6 m、己14-31010工作面切眼后40 m, 该区域最大应力集中系数达4.1;区域Ⅱ的左、右边界分别至己14-31010工作面终采线后6 m、己14-31010工作面前方60 m, 该区域最大应力集中系数为3.2。己15-31010工作面推进至己14-31010工作面采空区下方时和推过己14-31010工作面终采线 24 m 时, 工作面上覆岩层出现瞬时大面积整体失稳, 释放出大量的能量, 从而导致突出或冲击。己15-31010工作面进风巷位于己14-31010工作面开采所引起的侧向应力影响范围的边缘处, 基本不受己14-31010工作面的采动影响, 但不排除掘进过程中有煤与瓦斯突出或冲击地压危险。当己15-31010工作面开采时由于二次采动应力叠加, 在两工作面进风巷间的煤岩柱内形成高应力区, 最大应力集中系数为3.5, 应力峰值位于己15-31010工作面进风巷右帮10 m左右位置, 此时发生突出或冲击的可能性较大。己15-31010工作面回风巷位于保护层工作面的卸压保护范围内, 巷道掘进过程中发生动力灾害的可能极小。
2.1.3 八矿戊9-10-12160孤岛工作面
以八矿戊9-10-12160孤岛工作面为试验地点, 研究孤岛工作面形成及开采过程中采动应力分布规律, 并结合工作面地质和开采技术条件进行动力灾害危险性分析。八矿戊9-10-12160孤岛工作面开采完毕后各测点应力变化曲线见图4。
戊9-10-12160孤岛工作面上下两巷均位于应力增高区边缘, 巷道掘进后在区段煤柱内形成应力集中, 发生矿井动力灾害的可能性极大。戊9-10-12160孤岛工作面开采完毕后, 在上覆主关键层未垮落前, 孤岛工作面覆岩垮落线与两侧工作面覆岩垮落线将两区段保护煤柱上方岩层分割成2个类似“倒三角形”的完整区域。因此, 上下区段煤柱处于高应力集中状态, 最大应力集中系数达3.5, 区段煤柱处于临界状态。而主关键层断裂后上覆岩层大面积运动带来巨大能量, 从而将导致区段煤柱发生冲击破坏。
3深井动力灾害多因素耦合灾变统一失稳理论
3.1深井动力灾害多因素耦合统一灾变机理
动力灾害从孕育到发生的过程是一个十分复杂的力学过程, 在这个过程中会受到多种因素的影响, 这些因素的影响不是单一的, 而是相互作用的耦合关系。深井动力灾害的影响因素主要包括:地应力、开采深度、深部岩体特性、煤层瓦斯、开采技术、组织管理等因素, 而岩层的结构及变化、煤层厚度及变化、断层、褶皱等, 也是动力灾害的重要影响因素。
冲击地压、煤与瓦斯突出两者的孕育过程是相似的, 即采掘活动破坏了煤层及其围岩原有的应力平衡, 应力重新分布, 煤层在瓦斯和应力的耦合作用下发生变形, 当煤层应力超过其弹性极限时, 开始形成大量裂纹和裂隙;达到峰值强度时, 变形局部化现象显著, 出现了变形集中区;变形集中区内煤层表现出应变软化性质。冲击地压、煤与瓦斯突出的孕育过程就是变形集中区或应变软化区形成的过程。
冲击地压、煤与瓦斯突出的能量来源和发生过程有较大的区别。冲击地压是煤层变形系统在整体受压失稳状态下发生的, 而煤与瓦斯突出是煤层变形系统未达到临界稳定状态下, 在应变软化区进行采掘活动, 造成围压与孔隙瓦斯压力抵消后剩余的拉性有效应力超过煤体的抗拉强度, 发生拉伸失稳破坏现象。冲击地压的主要能量来源是煤岩系统在变形过程中的弹性势能, 冲击地压发生时剩余能量转化为地震能。煤与瓦斯突出的能量主要来自于孔隙瓦斯压力势能以及在煤变形和突出发生过程中转化为瓦斯压力势能的煤岩弹性势能, 最后的剩余能量则转化为瓦斯喷出时的动能[11,12,13,14,15,16,17]。
根据变分原理, 总势能Π取极值时, 一阶变分为0。若存在极小值, 则二阶变分不大于0, 此时系统平衡是非稳定状态的, 如遇扰动将发生失稳。所以含瓦斯煤层发生失稳破坏过程的必要和充分条件, 即平衡状态处于非稳定状态的条件为
δΠ=0, δ2Π≤0 (1)
式 (1) 中前面一个公式为变形系统处于平衡状态的条件, 后面一个公式才是平衡状态的非稳定性条件。若使式 (1) 中的后式成立, 则必须要求系统中存在已演化到塑性软化状态的区域, 可将煤层分为弹性区域和塑性软化区域, 并将两部分区域的应变势能分开描述, 则有:
undefined
式中:Ve, Vp分别表示煤岩弹性区域和塑性软化区域的体积;[De], [Dp]分别表示弹性刚度矩阵和塑性软化刚度矩阵。
演化过程中所释放的能量总和必须大于所消耗的能量R, 即:
U+A+E-R>0 (3)
对于含瓦斯煤体, 由于孔隙中存在瓦斯压力, 所以其应变是受有效应力支配的, 即:
{σ′ij}={σij-αpδij}=[D]{ε} (4)
同时煤层的力学性质受瓦斯的作用和影响而发生变化, 因而[De]、[Dp]、泊松比μ和峰值强度σc均是瓦斯压力p的函数, 可以写为
随着煤体中孔隙瓦斯压力的增大, 弹性区和应变软化塑性变形区刚度均减小, 但应变软化塑性变形区减小幅度更大, 不利于动力灾害的发生。随着孔隙瓦斯压力的增大, 煤体的峰值强度降低, 煤体变形容易提前向应变软化塑性变形方向发展, 易于发生动力灾害, 但峰值强度的减小使煤体贮存的弹性势能降低, 所造成的灾害也较轻。
3.2深井动力灾害多因素耦合统一数学模型
基本假设:
1) 煤层瓦斯含量由游离瓦斯量和吸附瓦斯量组成, 遵守朗格缪尔公式undefined。式中:C为总瓦斯含量;n为孔隙率;ρ为瓦斯密度;p为孔隙压力;a, b为吸附常数。
2) 瓦斯在煤层中的渗流规律在微段压力梯度上符合达西定律Δqi=KijΔp, j, 在整个区段qi=Kijp, j。式中:qi为渗流速度;Kij=K (Θ, p) , 为渗透系数;K=a0exp (a1Θ′+a2p2+a3Θ′p) 。
3) 瓦斯被视为理想气体, 渗流按等温处理, 则气体状态方程为undefined。式中:R为气体常数;T为热力学温度。
4) 煤岩体弹性变形阶段本构关系为σij=λeδij+2μεij。式中:λ, μ为拉梅常数;e为体积变形。
5) 煤岩体被单相的瓦斯气体所饱和。
6) 固体骨架的有效应力遵循修正的太沙基公式σij=σ′ij+αpδij。式中α=α (Θ, p) =b1-b2Θ+b3p-b4Θp, 为有效应力系数。
7) 饱和孔隙裂隙介质的体积变形由煤岩体骨架的变形和孔隙、裂隙的变形两部分组成, αb= (1-n) αs+nαp, 假设 (1-n) αs<
高瓦斯煤层发生动力灾害的多因素耦合数学模型包括以下方程:
①瓦斯渗流方程
undefined
②可变形多孔介质的运动方程
(λ+μ) uj, ji+μui, jj+Fi+ (αp) , i=0 (7)
③煤体瓦斯系统失稳判别准则
δΠ=0, δ2Π≤0, U+A+E-R>0
④定解条件:瓦斯渗流场和煤体变形场的边界条件、瓦斯渗流场和煤岩体变形场的初始条件。
渗透系数Ki受围岩应力及孔隙压力的影响, 即Ki=K (Θ, p) 。undefined集中反映了固体骨架因有效应力的改变而导致孔隙率发生变化, 最终使瓦斯压力改变, 从而影响到煤体的瓦斯含量与瓦斯运动。考虑了瓦斯压力对骨架变形的影响, (αp) , i反映了煤体变形与孔隙压力变化的相互关系。瓦斯含量是瓦斯压力的函数, 而瓦斯压力又必须通过瓦斯渗流方程获得。
4结语
动力灾害 篇6
针对腾晖煤业2-202掘进工作面不同的动力现象作为主研究对象, 目前正在准备的2-202工作面是上区段已采空201工作面, 受老空应力、开采集中应力、瓦斯等因素影响, 掘进期间煤炮频繁, 打钻时顶钻、夹钻严重, 并且常有钻孔喷孔现象, 且切巷形成期间多次对顶板进行锚索、锚杆及锚网梁加固效果依然不好, 对井下安全生产构成了严重威胁。因此, 对于大采深、高瓦斯矿井发生的动力现象, 根据煤岩条件判定, 钻屑验证瓦斯参数等开采技术条件, 结合先进的围岩监测技术、物理监测技术分析动力现象的发生原因和能量来源, 掌握动力现象的基本属性, 是预测和防治煤矿动力灾害的基本方法。
1 工作面概况
1.1
2-202工作面布置在2-201工作面西侧, 煤层厚度6.12m~4.95m, 平均厚度5.5m, 倾角平均2°, 可采储量66.6万吨, 地面标高+815m~+724m, 工作面煤层标高+310m~+323m, 盖山厚度约为+490~+399m。2-202工作面设计顺槽长度630m, 切巷长度145m。采用走向长壁放顶煤采煤法, 顶板管理采用垮落法。2-202工作面基本情况见表1。
1.2
2-202工作面采煤方法采用走向长壁采煤法, 顶板管理采用垮落法, 工艺采用综采放顶煤。综采设备采用一部MG250/630-QWD型双滚筒采煤机, 支架采用87架ZF6000/17.5/28型放顶煤液压支架, 工作溜子采用SGZ764/800型二部。采煤高度为2.5m, 放顶煤高度为2.5m~3.3m, 采放平均比为1:1.16。
1.3
煤层自燃倾向性与煤尘爆炸性, 2010年12月10日由山西煤炭工业局综合测试中心对腾晖煤业2号煤层进行鉴定, 鉴定结果自燃倾向性等级为Ⅱ类, 属于自燃煤层, 煤尘具有爆炸性。
1.4 矿井瓦斯含量分布情况
2010年11月, 腾晖煤业委托山西省煤炭工业综合测试中心对矿井2#、10#煤层达到60万t/a产量下瓦斯涌出量预测, 2011年1月21日, 山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发【2011】145号文《关于霍州煤电集团河津腾晖煤业有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测的批复》对矿井瓦斯涌出量进行批复。报告中对2#煤层的瓦斯含量分布规律进行了研究, 得出了2#煤层瓦斯含量与埋深的关系, 并绘制了2#煤层瓦斯含量分布预测图, 见图1-1。
2 矿井动力灾害的其他预测预报方法
目前, 对矿井动力灾害监测预报的方法很多, 这方面的研究取得了较大的进展。目前的研究主要包括以下几个方面。
2.1 开采条件判定法
矿井动力灾害是在地壳中进行采矿工程作业引起的, 是发生在采矿过程中的动力现象。一般认为, 矿井动力灾害的发生与两个关键因素有关:一是自然因素 (矿井动力灾害发生的内因) , 即取决于煤层开采区域的地质条件、断裂构造的分布、煤岩应力状态和煤岩层中变形能的积聚程度, 或者说是地应力场的分布情况;二是开采因素 (矿井动力灾害发生的外因) , 即由于采矿工程的行为引起的地壳原始应力场的变化, 破坏了地壳一定范围内应力场的平衡状态。矿井动力灾害的发生是自然应力场与矿区开采时形成的采动应力场二者叠加的结果。利用在不同地质条件、不同开采条件下的煤层开采时发生矿井动力灾害的显现规律, 并对以往发生矿井动力灾害的认识做出规律性的总结, 可进行本矿 (或相似条件的其他矿井) 的矿井动力灾害危险性的评价与判定。
2.2 钻屑法
为了及时客观地评价采掘地点的冲击危险程度, 必须适时确定支承压力峰值大小和位置。峰值愈大, 距煤壁距离愈近, 冲击危险程度就愈大。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。钻屑法是通过在煤层中钻小直径钻孔 (直径42mm~50 mm) , 根据钻孔在不同深度排出的煤粉量及其变化规律以及有关动力现象判断冲击危险的一种方法。
2.3 地球物理监测方法
采用地球物理方法可以记录采矿作业引起的振动现象, 以此评价、预测区域震动特性与危险性。岩体以往层析成像将提供微震传感器布置区内岩石物理性质的信息。如煤层开采引起覆岩破坏的层析成像研究中, 用电磁波层析技术对腾晖煤矿煤层开采后的覆岩破坏进行了探测, 分析了吸收系数, 介电常数和导电率的关系, 并根据地质资料进行了综合解释, 所得结果较准确的重现了地下结构的形态、裂隙带的位置和开采后的变化过程。该方法早期工作注重于主动成像, 尤其在地质技术方面, 进一步发展在于连续成像 (sequential imaging) 和对事件区域及速度结构确定方面的模拟反演技术的应用。
2.4 围岩动态监测预报
围岩动态法是预测矿井动力灾害的辅助手段之一, 即通过监测顶板的运动状态、支承压力显著作用范围及峰值位置来预测矿井动力灾害。在一般情况下, 发生矿井动力灾害的煤层都具有厚而坚硬的顶板, 顶板运动是诱发矿井动力灾害的主要因素之一。以监测顶底板移近量为主, 在本层工作面上下顺槽各布置3条测线, 设置3~5台动态仪, 随着工作面的推进连续监测, 以便全面监测顶底板岩层运动的各个阶段。顶底板移近量的大小及其变化反映了顶底板的运动状态, 都有可能成为预测矿井动力灾害的依据。在厚层高强度砂岩顶板的情况下, 监测围岩变形和周期性断裂规律, 对预测矿井动力灾害有重要意义。顶板的急速下沉或突然断裂, 都会引起震动, 可能诱发矿井动力灾害。
3 矿井动力灾害的综合治理技术
充分地研究矿井动力灾害发生的机理, 运用科学的预测预报方法, 对矿井动力灾害进行有效的防治是完全可能的。防治技术的研究可归纳为整体防治和局部防治两个方面。
3.1 整体防治
合理的开采技术。合理的开拓布置、开采方法对避免形成高应力集中和能量大量积聚, 防止矿井动力灾害的发生极为重要。我国陶庄矿水采区开采方案的选择与试验是这方面较为典型的实例。该矿采区地质构造复杂, 冲击危险大, 针对不同地质条件采取不同的采场布置形式 (如水采常规布置方式、避峰跳采布置方式和多区段联合开采方式) , 有效地控制了矿井动力灾害的发生。同时, 对长壁采煤的矿井动力灾害预测与防治的研究也不断成熟, 如通过岩石力学研究降低长壁工作面的冲击危险, 在长壁面采用试验钻孔和AE监测结合的方法以确定应变能释放密度和应力降低的速度, 对煤层矿井动力灾害危险进行预测。
开采保护层。在进行多煤层的井下开采时, 每一层煤的开采工作都相互影响, 因此, 在设计阶段就要规定煤层群的协调开采, 先开采没有冲击危险的煤层, 解放有冲击危险的煤层, 达到降低矿井动力灾害潜在危险性的目的。
煤层预注水方法。冲击煤层物理力学特性变化的试验和提高煤的湿度试验, 是研究煤层高压注水工艺的基础。波兰上西里西亚矿井中的回采工作面主要采用两种煤层注水工艺, 短孔注水法和长孔注水法。目前该项技术日趋完善, 欧美国家已将其广泛用于降尘、矿井动力灾害防治和瓦斯突出。
厚层坚硬顶板处理。厚层坚硬顶板易引起矿井动力灾害, 一是回采工作面上方厚层坚硬老顶的大面积悬顶和冒落, 会引起煤层和顶板内的应力高度集中。二是工作面和上下平巷附近直接岩石的悬露, 会引起不规则垮落和周期性增压, 给工作面顶板管理和巷道维护造成困难。目前较为有效的处理方法是顶板注水软化、爆破断顶。
3.2 局部防治
卸压爆破。卸压爆破是对具有矿井动力灾害危险的局部区域, 用爆破方法减缓其应力集中程度的一种解危措施。世界上几乎所有国家在开采有冲击危险的煤层时, 都把卸压爆破作为主要的解危措施之一。
诱发爆破。诱发爆破是在监测到有矿井动力灾害危险的情况, 利用较多药量进行爆破, 人为诱发矿井动力灾害, 从而避免更大损害。
钻孔卸压。采用大直径钻孔减缓冲击危险, 此法基于钻孔冲击。利用钻孔周围形成的破碎区的贯通作用, 使煤层破裂卸压。
矿井动力灾害危险区域的特别支护研究。矿井动力灾害往往在支护的薄弱地方发生, 比如底板强烈鼓起等, 因此加强薄弱地带的支护可以降低矿井动力灾害发生的概率。
4 研究内容和技术方案
4.1 主要研究内容
(1) 腾晖煤矿深部采区孕育煤岩动力灾害的地质与构造环境分析;
(2) 腾晖煤矿深部采区主要煤层、顶底板岩层物理力学性质及冲击倾向性测试;
(3) 腾晖煤矿深部采区瓦斯基本参数测试;
(4) 腾晖煤矿开采扰动应力场、顶板变形移动、瓦斯运移规律数值模拟试验;
(5) 腾晖煤矿深部煤岩动力现象活动规律与开采扰动、顶板活动、瓦斯涌出耦合关系研究, 辨识动力源及其危害程度。
(6) 腾晖煤矿深部动力灾害的预警机制及相关敏感指标的确定;
(7) 腾晖煤矿深部采区动力灾害防治及关键技术确定。
4.2 研究目标及关键研究问题
研究目标
(1) 掌握腾晖矿地质动力与构造环境, 分析孕育动力灾害的地质环境因素;
(2) 掌握二号煤层煤、岩物理力学性质及冲击倾向性, 掌握瓦斯介质对煤体力学性质的影响;
(3) 建立微震信号非线性分析模型, 结合开采技术条件、矿压活动规律和其他预测指标, 确定微震活动与采场围岩及瓦斯活动状态对应关系;
(4) 明确2-228或2-602工作面掘进及回采过程中动力现象的危险源 (冲击、突出或者两者复合) , 结合常规预测方法 (钻屑法) 及矿压观测结果, 确定矿井动力灾害的预警指标;
(5) 制定掘进工作面防治动力灾害的具体措施 (包括现在生产工作面的详细防治方案及未开拓区域的长期治理方法) 。
技术关键
(1) 煤岩物理力学性质、围岩应力场 (原岩应力+开采集中应力) 、地质环境与矿井动力现象的相关性;
(2) 微震活动与开采扰动引起的围岩活动规律对应关系及动力现象危险源辨识;
(3) 微震防突预警指标体系的建立。
4.3 项目实施方案
本项目主要的研究方法如下:
(1) 现场地质力学调查:包括采掘工作面地质条件、煤层赋存条件、构造情况, 顶底板岩性、煤岩完整程度、煤岩物理力学性质、冲击倾向性指标、区域及局部构造应力影响等。
(2) 理论分析:基于非线性理论对微震信号进行分析, 结合矿压理论、瓦斯渗流理论等建立基于微震技术的深井动力灾害预测理论模型。
(3) 数值分析:使用FLAC3D软件对开采扰动应力场、围岩裂隙场及瓦斯运移场进行分析, 掌握开采过程中应力场、裂隙场及瓦斯的活动规律及其对动力灾害的影响。
(4) 现场试验:在现场进行微震监测台网优化, 微震数据采集、矿压活动规律监测、瓦斯涌出规律测试等, 掌握现场实际开采扰动引起的微震活动规律;确定动力灾害的各预测指标和综合分析指标。
5 结语
(1) 腾晖煤矿开采深度到500m, 进入深部开采后, 高地应力、高瓦斯压力、高瓦斯含量以及煤岩非均质性和应力集中等复杂问题交织, 开采条件恶化。在深部高地应力环境下, 使得煤层具有弱冲击倾向性, 冲击地压现象开始显现, 并且在局部煤层赋存复杂条件下有潜在突出危险, 应重视煤矿动力灾害的防治。
(2) 腾晖井田大部分处于地下水的径流区, 径流区是次生生物气生成的最佳场所, 且腾晖2#煤层多为肥煤, 属于低煤阶煤。大量的次生生物气在径流区生成。同时, 由于腾晖2#煤层顶、底板都有相对较厚的泥岩和粘土组成的相对稳定的隔水层, 不利于煤层瓦斯逸散, 使得瓦斯在煤层中大量聚集, 加之, 腾晖矿煤层埋藏深度最大超过650m, 从而形成了现今腾晖井田瓦斯含量较高的状况。井田内总体构造为一走向北东, 倾向东南的单斜构造, 地层倾角一般为10°左右, 地应力以岩体自重应力为主, 开采深度是造成高地应力的主要因素。
(3) 利用台网设计的最优理论, 根据腾晖采掘具体情况在腾晖矿二采区和六采区布置十一个微震监测探头, “包裹”了监测区域, 使得定位震源更准确, 根据监测和震源位置分布集中情况, 表明应力大的区域震动较多, 了解到在腾晖矿深部工作面之间留设20m-30m的煤柱及煤柱周围震动较多, 煤柱不够稳定, 建议探索无煤柱掘巷方式布置工作面;工作面前方50m范围内平巷压力显现严重, 注意加强支护。
(4) 腾晖矿2#煤层经测定具有中等冲击倾向性, 顶板无冲击倾向性。需要说明的是:井田内煤岩层赋存不够稳定, 节理裂隙发育, 煤岩力学特性变化较大, 实验测定数据仅反映了采样地点附近区域煤岩性质, 在未开拓区域如遇煤质或岩层发生显著变化时, 应重新采样进行冲击倾向测定。对于无冲击倾向岩层, 在岩层厚度变大区或地质构造带开采时仍要留意冲击地压的影响, 并采用局部预测措施进行校验。
(5) 根据测定结果分析腾晖煤矿2#煤层某些区域具有弱冲击危险性特别是深部区域以及构造附近;煤与瓦斯突出性指标根据测定的瓦斯参数分析除了有些煤的破坏类型达到了突出规定的临界值外其余的指标均未达到临界值。应力集中, 从分析可知228工作面动力危险源主要为冲击地压危险, 冲击地压危险程度为弱冲击危险。
(6) 腾晖矿冲击地压类型主要为应力集中型冲击地压, 在深部开采垂直应力大, 开采保留的煤柱引起应力集中, 加之断层较多和褶曲附近的应力集中也较大, 在高应力条件下发生动力灾害的门限值降低, 存在潜在的动力灾害。
(7) 提出了“合理规划采掘布置方式, 积极探索保护层开采、加强局部防冲措施、强化重点部位防冲措施, 实施防冲防突一体化”的综合防治和管理体系。其中区域措施包括开采保护层、预抽煤层瓦斯、煤层注水, 局部措施包括煤层注水、卸压爆破等。
(8) 腾晖矿深部开采垂直应力大, 断层、陷落柱较多加强在掘进时超前钻进探索和预测, 发现危险及时采取相应措施治理。
通过多种方法的成功应用实现了是矿井顶板围岩安全开采, 并且也为矿井其他采区及集团公司类似条件的矿井提供有益借鉴技术和方法, 取得了较好的社会和经济效益。
摘要：根据腾晖煤业大采高工作面掘进回采过程中巷道片帮、顶板离层有响动、支护强度加大等特殊情况, 矿井开展了多种动力灾害监测预测预报工作的实施。因造成腾晖煤业矿井动力现象的危险源有多重因素, 我们通过采用条件判定、钻屑验证、物理监测及围岩监测监控等办法, 对腾晖煤业2-202工作面掘进、回采期间煤岩物理力学特征、开采技术条件等进行测定和详细分析, 并以此制定相应的预测和防治方法, 通过多种方法的成功应用实现了是矿井顶板围岩安全开采, 并且也为矿井其他采区及集团公司类似条件的矿井提供有益借鉴技术和方法, 取得了较好的社会和经济效益。
关键词：动力灾害,预测预报,成功应用
参考文献
[1]张宏伟.辽宁工程技术大学.矿井动力灾害地质动力基础, 2010.8
[2]王海燕, 王兵建.矿井动力灾害学.煤炭工业出版社, 2010-10-01
[3]姜耀东.煤炭深部开采中的动力灾害机理与防治基础研究.中国矿业大学, 2010-01
动力灾害 篇7
已有的有关级联失效网络问题的研究的承载体多是虚拟网络[3,4], 如疾病传播、物流保障等, 涉及生命线系统实体网络的研究很少见。以往关于生命线系统相关失效问题的研究, 大多只探讨的是网络中两个或多于两个节点或边同时失效的模式, 而关于动态级联失效问题的研究相对较少。
Zio.E等研究的是相互作用的生命线系统级联失效问题[5], 他们为相互作用的生命线系统设计单元概率参数和容忍系数, 通过这些参数来反映这种相互作用关系。莱斯大学的Leonard等学者研究了生命线工程的级联失效问题, 他们是从网络拓扑结构角度进行的[6]。Albert及Cohen等对网络抗毁性的量化研究取得了一定的成果[7]。但这些研究结果也只是基于网络拓扑结构的特征在设定容忍系数的基础上得到的, 没有考虑生命线系统这类实体网络节点流量的动力学行为, 仍然都是静态模型, 忽略了时间因素, 不能全面体现生命线网络特征。
针对上述分析的生命线系统级联失效研究中的问题, 本文基于灾害蔓延动力学的思想[8,9,10], 综合考虑生命线实体网络资源分配的特征, 建立生命线网络级联失效模型并进行失效模拟, 研究生命线系统节点级联失效的动态传播问题, 探讨生命线网络节点关联度对灾害传播的影响, 控制灾害在级联失效机制作用下被放大的现象。
1 节点关联度模型
生命线系统是一个内部关联性十分强的网络系统, 网络结构和节点连接方式在很大程度上决定了其资源传输、承载能力等。因此, 进行生命线系统级联失效研究的前提基础就是要确定网络结构, 并判断某个节点属性的变化所造成的与其结构或功能相关的其他节点的连锁反应。
1.1 节点关联因子
节点间的连接强度、失效在网络结构上的传播范围和路径均受到节点之间微观态联系方式的影响。本研究根据组织结构中组织要素的连接形式, 将生命线系统的节点关联关系划分为以下五种:
(1) 直接从属:两个节点间直接相连, 下游节点对上游节点;
(2) 直接控制:两个节点间直接相连, 上游节点对下游节点;
(3) 间接从属:两个节点间间接相连, 下游节点对上游节点;
(4) 间接控制:两个节点间间接相连, 上游节点对下游点;
(5) 并列关系:包括处在并列支路上的高级别上并列, 以及同级别上的并列。
本文拟利用相邻模糊标度方法确定权重分配, 量化每种联系形式下的节点连接强度, 进而确定节点的连接方式在何种程度上影响系统的级联失效过程。
相邻模糊标度法的优点在于, 它可以利用经验知识量化目标的相对重要程度, 建立重要度有序二元比较矩阵, 结合模糊语气算子与模糊标度, 确定指标的相对重要性的模糊标度值[11]。
设X={x1, x2, x3, x4}为节点所有可能连接形式取值构成的集合, X中所有可能的连接方式按重要性进行排序, 排列顺序为:x1>x2>…>xn, 且符合排序一致性原则。根据连接方式排序重要性的顺序得到关于连接强度的节点连接方式的两两元素进行对比的矩阵。
矩阵中βij是按照连接方式的重要性进行排序, 排在第i位和第j位的二元比较模糊标度值。具体算法方法的过程为:首先根据目标集合X={x1, x2, x3, x4}中元素的相对重要性, 对各元素重要性进行二元比较, 得到元素重要性定性排序E, 按排序一致性检验规则对优越性排序标度矩阵作一致性检验, 在满足排序一致性条件下, 根据重要度进行排序, 对xi和xj连接强度的重要性做二元比较, 根据经验知识给出xi对xj的重要性模糊语气算子, 根据表1查出相应的模糊标度值即为βi, i+1, 然后用式 (1) 计算出其他元素的模糊标度值:
由上述关于节点连接方式重要程度的二元比较矩阵β, 按式 (2) 计算节点关联因子模糊向量m= (m1, m2, …, mn) , 其中mi表示连接方式为xi的相对节点关联因子, 计算公式为:
1.2 网络关联性
生命线管网因其地理空间分布的相关性而对自然灾害或人为灾害造成的扰动特别敏感。关键节点的破坏会严重影响网络整体性能并造成经济损失。暂不考虑大范围崩溃, 仅供水管网的某个微小破坏就会导致相当大的社会经济损失。本文利用网络的特征参数来衡量网络的关联性、网络单元与单元间关联的紧密程度、节点间的亲疏关系和失效在网络中的蔓延程度, 这些特征参数包括:网络聚集特性[12]、网络的mixing特性[13]、rich-club特性[12]等。
(1) 聚集特征
聚集特征是刻画节点与邻居节点之间紧密程度的网络特征参数, 利用聚集系数来衡量网络关联性[12]。网络中某节点相邻节点的连接数目与最大的节点连接数目的比值称为该节点的聚集系数。对所有的节点的聚集系数取均值即为整个网络的聚集系数。
(1) 局部聚集系数C (k)
式中, 〈mnn (k) 〉为度为k的节点的邻居节点间连接数的平均值。
(2) 平均聚集系数
度分布P (k) 的含义为网络中节点度值为k的数目与网络总节点数目的比值, 即可以表示网络中任一节点度值为k的概率, 网络最基本的拓扑特性可以用度分布来表示。平均聚集系数公式为:
(2) 网络的mixing特性
Newman指出, 网络的mixing特性[13]可以用来揭示网络节点与节点之间的相关性, 节点连接趋势可以分为两种, 一种是高度节点趋于和度数大的节点连接, 另一种为高度节点趋于和度数小的节点连接。生命线网络中的资源是不均匀分配的, 资源分配相对集中的区域的特征表现为工业化程度高或者人口密度大, 这样的地区网络中节点的连接趋势表现为第一种, 度数高的节点比较容易和度数高的节点连接。在生命线网络中, 如果高度数节点相互直接连接, 某一个高度数节点的失效, 将扩大其他节点级联失效的规模, 网络的mixing系数为:
其中, L为网络中所有边的个数, k1、k2是第i条连线两端的节点度数。
(3) rich-club特性
Zhou在研究中发现, 高度节点间的连接概率仍然很高, 他把这种存在于互联网、在自治层的拓扑结构中的现象称为rich-club现象, 并引入了“rich-club coefficient[12]”这一参数来量化描述这种现象。人口密度大或工业化程度高的地区不仅具有较大的资源需求而且其流向也复杂多变, 因此资源分配也会相对集中, 该区域网络中的分支也会更多, 这将会提高网络中高度节点个数和之间的连接概率, 通常用参数Ci来描述这一性质:
其中, U的含义是:节点度为k的邻居节点之间连接数的平均值。
由于节点处于网络系统中, 关联因子只反应了节点连接形式对系统功能的影响。从整体角度来看, 网络整体关联度影响着网络各节点间连接强度, 网络中相同的节点接连方式, 节点关联度会随着网络整体关联度的变大而变大, 所以节点关联度的大小是节点的连接形式和网络关联度共同作用的结果。采用主观判断法, 对网络关联度和网络中节点的连接方式进行权重分配, 考虑到两个指标的相关性, 得到生命线系统节点关联度:
通过对节点连接形式和网络关联度的分析, 考虑多维关联影响, 建立式 (7) 所示的生命线系统节点关联度模型。此外, 为进一步确定生命线网络级联失效的规模, 探讨灾害在网络上的动态传播问题, 并考虑到失效的传播效率受节点关联度的直接影响, 后续所建立的级联失效模型还将考虑灾害在网络系统中蔓延的时间参数的影响。
2 生命线系统级联失效模型
网络系统某处的轻微扰动最终导致网络中多数节点崩溃甚至造成整个网络的瘫痪, 这是因为网络系统内部的关联性是很强的, 由于节点间的连接作用造成其他节点的连锁反应, 而出现故障, 最终导致整个网络的崩溃。这样严重的事件称为级联行为, 也称为级联失效或相继故障[14]。
生命线管网系统可被抽象为一个连通图G= (V, E) , 用i∈V={1, 2, …, n}为系统节点的集合, 各个节点之间的相互作用关系用e (i, j) ∈V×V来表示[15]。xi表示节点的状态, 当xi=0时, 说明该节点的状态为正常运行, 如果该节点处于失效状态, 则xi偏离零。
系统中某一节点遭到破坏, 所有与其连接的节点均会受到影响, 原始扰动xi、节点的连接强度M、节点度f (Oi) 等因素决定着节点受影响的程度, 用上文节点关联度量化节点对 (i, j) 的连接强度Mij对节点间的相互作用强度。系统节点失效与否除受外部扰动强度影响外, 还受到生命线网络本身自修复与自组织的作用, 这里用6) xi=-xi/τ表示网络的自修复功能, 其中τ表示修复时间参数。当扰动作用于网络中的某个节点时, 由于节点的自修复功能和故障蔓延机制, 结果会有以下两种:
(1) 由于网络中节点的自修复功能使xi逐渐趋于零, 免除故障影响;
(2) 由于网络中的故障蔓延机制, 大部分节点出现级联失效的现象, xi逐渐趋于非零。
可以用下式表示[16]系统动力学的时间演化过程:
其中, Mij为节点i、j的关联强度值, tij为节点i、j之间的延迟时间因子。生命线网络中边的传输效率会因为与其连接的节点的流量不满足设计容量而降低, 网络中节点的级联失效响应时间则用管线的长度和扰动发生后网络中资源传输效率的比来表示。
由上述分析的生命线网络中各节点级联失效的发生原理, 利用级联失效节点数来反应生命线网络级联失效的规模, 假设网路总节点失效个数为i, 而这些节点失效是由于节点xi的初始故障造成的, 那么定义生命线系统级联失效规模为[17]:
以上可以定量分析灾害蔓延时间和其他网络特征参数, 例如网络的功能参数、网络的结构稳定性参数、网络的拓扑性质相关性参数等。已有的级联失效模型研究更多的关注于网络拓扑结构, 而上述生命线网络级联失效模型的优点在于综合了网络中资源分配的具体特征和时间因素, 能够动态分析级联失效问题。
3 实证分析
3.1 某供水系统概况[18]
A城市地处丘陵地区, 以河流为水源统一给水, 取水口设置在该河流上游1km左右处, 高位水池建造在离该市区较近的一个山头, 管网供水系统中设有对置水塔。在正常供水状态下, 供水高峰时, 总供水量为770.5L/s, 其中二泵站供水量为152.9L/s, 出水水压为167.71m, 高位水池供水量为617.6L/s, 出水水压为153.75m, 供水管网中所有节点的自由水压设计允许的最低值为20m.由该市供水系统简化的网络包括33个节点和49条管段, 如图径等物理属性均为已知。1所示。其中节点高程、流量等水力属性, 管材、管长、管
3.2 节点关联度
节点间的连接强度、节点的失效状态在网络结构上的传播路径均受到节点之间微观态联系的影响, 本文中生命线系统节点接连关系形式作以下四类划分: (A) 间接从属和间接控制关系、 (B) 处在高级别上的并列关系、 (C) 直接从属和直接控制关系、 (D) 处于同级别上的并列关系。
应用简单的二元比较法对节点接连形式的重要性作判断, 可以得到节点连接关系相对重要性的比较矩阵E, 其具体的计算原则为:如果A比B优越, 排序标度eAB=1, C比A优越, 排序标度eAC的值为0, 依据此原则得到二元比较矩阵中上三角元素的标度值, 上三角元素的标度值和下三角元素的标度值的和为1, 这样既可得到节点连接关系的优越性排序矩阵, 按照排序一致性检验规则作一致性检验, 一致性符合要求。
将所得的满足排序一致性原则的矩阵E各行元素标度值相加, 所得的和数按照自大到小的顺序进行排列, 求出在满足排序一致性条件下的目标集关于优越性的排序。排序结果为: (C) > (A) > (B) > (D) 。对上述的排序结果作二元比较, 其中C直接从属与直接控制关系“明显重要”于A间接从属与间接控制关系、A间接从属与间接控制关系“略重要”于B在高级别上并列关系、B在高级别上并列关系“略重要”于D在同级别上并列关系, 查表1得相对应的模糊标度值为βCA=0.7、βAB=0.55、βBD=0.55, 为避免元素反复比较造成叛断上的混乱, 可以由式 (1) 确定二元比较矩阵其他元素位置上的值, 经计算查表可得矩阵β, 矩阵β是关于节点连接方式重要性排序比较矩阵。
节点关联因子可以利用式 (2) 计算得到ma=0.48、mb=0.42、mc=0.729、md=0.366。由式 (4) 、式 (5) 、式 (6) 计算得出网络平均聚集系数=0.1591、网络的mixing系数=0.2381、Rich-Club系数=0.3006。综合考虑节点关联因子和网络关联性得到生命线系统棍节点关联度矩阵Mij (33×33) :
3.3 级联失效的响应时间
以管段6发生故障时的管网流量为例进行分析, 利用Epanet软件的水流分析功能计算管网流量, 即网络中资源的传输效率。由前文可知级联失效的响应时间可以由节点间的连接距离和故障发生后管段流量的比来确定, 进而可以得出灾害蔓延的响应时间矩阵Tij (33×33)
3.4 几点假设
本文在供水网络模拟仿真的研究过程中提出了以下五点假设:
(1) 假设某节点失去功能触发级联失效, 即造成和失效节点直接连接的管段相继失效, 供水网络负载 (水压) 会由于失效节点的移除进行重新分配。供水网络中造成节点失效有以下三个原因。一节点水压超过设计承载力, 管段压强过高而爆管;二上游节点水压由于某些节点破坏之后水压进行重新分配而低于下游节点水压;第三, 由于连接管段严重破坏, 导致某些关联的下游节点水压低于初始设计的最低水压, 功能丧失, 导致该供水节点失效。
(2) 管网中的节点和管段只考虑运行或失效两种状态, 其他中间的模糊失效状态没有考虑。
(3) 节点自由水压在设计水压最低值与最高承载力之间时节点处于正常运行的状态。
(4) 节点失效会造成与该节点关联的边的失效。
(4) 不再产生新的失效节点是级联失效的结束条件。
3.5 模型仿真与分析
根据式 (8) , 针对上述供水网络, 利用Matlab中的simulink工具箱模拟单个节点级联失效过程。以管段6发生如渗漏或堵塞的故障为例分析, 管网水力将重新分配, 与管段6直接连接的节点31的水压及流量会因受其影响而发生变化。根据式 (8) 定义的节点状态属性, 设节点31的属性值大于零, 对模型进行模拟, 模拟结果为节点2的属性值x2随时间变化最终稳定于一个非零常数, 图2 (a) 为模型的模拟结果, 即为节点2的状态属性值x2随时间的变化曲线。节点2的水压会受到节点31失效的影响而下降, 重新分配后的水压因为不能满足供给需求或者水压值低于最低设计值而失效。图2 (b) 反应的节点12的属性值受节点31失效影响的程度, 节点12的属性值x12最终会趋向于零, 说明在管网水压重分配后, 节点12没有失效, 管网水利重分配后的水压仍能满足最低水压设计值。
管网内节点的失效过程是管网水力多次重分配的过程, 所有最终失效的节点也不是同时发生失效的, 所以图2反映的是节点2和节点12随时间变化的过程和最终状态的结果。
利用上述模型研究供水网络级联失效规模受供水网络中节点关联度Mij的影响程度。以往级联失效模型统一地把节点关联度设为Mij=0.5, 节点关联度在不同节点连接形式下是相同的, 此条件下记为网络a;本文所建模型节点关联度在不同节点连接形式下是不同的, 利用节点关联度矩阵Mij模拟网络节点级联失效的过程, 设此时的网络为网络b.将管线长度与故障发生后资源在网络中传播效率的比定为网络延迟时间因子Tij, 网络中的节点失效情况如图3所示。
为提高仿真过程的计算速度, 本文引入响应时间参数t作为仿真过程的条件参数之一, 其反映的是网络中节点级联失效传播速度的相对快慢, 无实际时间意义, 且利用该参数还可以获得节点相继失效的顺序。
节点的状态属性会随着时间的变化呈现以下两种趋势: (1) 节点i的功能最后会趋于稳定, 且属性值xi会趋向于零; (2) 网络中大部分节点的功能最终不能稳定, 导致了灾害在网络上的蔓延, 这是由于网络中灾害蔓延机制占了主导地位。图3反映了节点在网络a和网络b设定的两种关联度情况下节点的失效状况, 图3的结果表明a网络节点失效规模和网络级联失效的速度都低于b网络, 网络a级联失效规模相对不大, 且趋于稳定, 部分节点水压仍高于最低水压设计值, 节点处于低压供水状态。网络b中节点间的强关联度造成了管网中更多节点的崩溃, 扩大了供水网络级联失效的规模, 处于严重破坏状态。因此, 系统级联失效的规模会因为节点间的强关联度而被放大, 尤其是当网络中的关键节点属于直接从属与直接控制等高度关联的连接关系时, 级联失效的规模将进一步放大。这表明生命线网络中节点关联度是造成灾害在网络中蔓延的重要原因。
4 结论
在复杂网络灾害蔓延动力学理论基础上, 结合生命线系统的网络结构特征, 本文建立了生命线实体网络级联失效模型。将这些生命线系统视为复杂网络, 并考虑其共性特征:灾害传播机制、网络结构、节点连接形式、失效响应时间等, 从生命线网络中个单元的连接形式出发, 建立节点关联度模型, 研究生命线网络节点级联失效的规模受网络结构特征和网络节点连接方式的影响情况。实验结果表明, 不同节点连接形式下, 网络级联失效规模明显不同, 表明节点关联度是造成生命线系统灾害蔓延的重要原因, 模拟结果符合实际生命线系统的特征, 表明本文建立的模型模拟生命线系统级联失效的过程是有效的。
摘要：基于复杂网络上灾害蔓延动力学理论, 在考虑了生命线网络结构特征的基础之上, 建立生命线网络级联失效模型。利用相邻模糊标度法进行权重分配, 计算各种节点连接方式的关联度。从生命线网络中各节点的关联度入手, 考察生命线网络级联失效规模受网络结构特征和各节点连接方式的影响情况。实验结果表明, 不同节点连接形式下, 网络级联失效规模明显不同, 说明节点关联度是造成生命线系统灾害蔓延的重要原因。