底板破坏

底板破坏（精选七篇）

底板破坏 篇1

为了克服上述问题, 刘家梁煤矿应用了地应变法煤层底板破坏深度测试技术, 即在底板的钻孔中埋设足够的应变传感器, 根据岩石的破裂极限应变值确定底板的破坏深度。该技术在轩岗矿区刘家梁煤矿的应用取得了满意的效果。以该方法获得的参数成功地评价了5124工作面突水危险性, 并在轩岗矿区得到了推广应用。

1 刘家梁煤矿的地质条件

位于宁武煤田中部的轩岗煤电公司刘家梁煤矿属于华北型煤矿, 接受着面积为488.5 km2、水量1 100 m3/h的奥灰露头区的补给。矿区处于区域强径流带上, 灰岩含水层溶洞和裂隙发育, 钻孔裂隙率7%～9%, 岩溶率5%～24%。示踪试验得到岩溶水的实际流速为275～3 205 m/d, 平均流速为91 m/h。放水试验获得的渗透系数为56～561.45 m/d, 导水系数为1 121～49 985 m2/d。水中氚同位素分析显示从主要进水口至OC6-OC11强径流带流入井田的地下水的居留年龄为11～33年, 显示地下水的居留时间甚短, 地下水交替迅速。

所采的太原组5#煤层距离下伏奥陶系灰岩巨厚强含水层为76 m。由于地质构造较为复杂, 奥灰水的导升高度较大, 1983～1986年965 m水平的西大巷在开拓过程中发生过6次严重的突水, 单点涌水量为105～348.55 m3/h, 历经25年的排泄后, 水量衰减甚微, 显示了巨大的天然补给量。距离突水点85 m, 标高最低的5124工作面的水文地质条件成为了安全生产的关键问题。为此, 对该工作面进行了水文地质物探, 并在物探异常区施工了钻孔验证。3个钻孔都一致地揭示底板下约29.5 m的砂岩含水层富水性强, 水质为奥陶系灰岩水, 说明奥灰水在煤层底板隔水层内的导升高度为46.5 m。那么, 煤层底板29.5 m厚的隔水层是否能抵抗奥灰1.5 Mpa的水压, 采矿对底板的破坏深度成为评价工作面安全程度的关键问题。

2 煤层底板破坏深度的应变观测研究

2.1 观测工程概况

为了确保5124工作面开采以前获得破坏深度的数据, 测试工程安排在5116工作面进行。5116工作面与5124工作面地质和开采条件类似, 因此, 从该工作面获得的参数用于5124工作面水文地质条件评价是合理的。

5116工作面与5124工作面工程地质条件和开采条件对照见表1。

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根据采煤理论[2], 煤层底板破坏深度最大的位置发生在矿压最大处, 即工作面下巷, 因此监测下巷处底板破坏深度最具有代表性。监测方法是在工作面下巷施工2个倾向于工作面的钻孔, 在这2个钻孔中分别安装6个应变传感器。其中C1孔和C2孔中各埋设3个传感器。

2个倾向于工作面的钻孔位置见图1, 观测孔及传感器埋设参数见表2。

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为了不使钻孔孔口和传感器导线在开采过程中遭到破坏, 对钻孔进行了专门的保护。传感器于钻孔围岩之间采用混凝土耦合, 使得耦合剂和孔壁围岩的弾模尽可能的接近。传感器为应变传感器, 根据岩石或混凝土的极限应变量判别底板的破坏。

2.2 观测结果

破坏深度的观测始于前方35 m, 结束于工作面后60 m。数据采集频率为1 min, 从观测开始至观测结束共观测了23 d, 获得了85325组数据。

传感器获得的电学量按照如下公式转换为应变量[3]。

刘家梁煤矿5116工作面底板上、中、下测点破坏深度观测曲线分别见图2、图3、图4。曲线显示:埋深9 m和11 m传感器的曲线形态类似, 应变量都超过0.0 085;埋深15 m、17 m和19 m传感器的曲线类似, 应变量都小于0.002。

由图可以看出:

(1) 底板应变由浅到深应变量在逐渐减小, 11 m深测点, 岩层的应变量较大, 最大值达到0.0 085;而13 m深测点岩层的应变量最大值约为0.0 028~0.0 031之间;15 m深处的地层应变量始终小于0.002。

(2) 各测点的应变量在工作面的前方是随开采由小到大变化的。11 m深测点在工作面前方8 m以上时, 应变量小于0.003, 且随采动而变化。13 m深测点的应变在工作面前方时随工作面的推进而增加, 以后的变化很小。15 m深测点的应变量在工作面前方27 m以前, 随工作面推进而增大, 但增大的幅度远小于浅部测点。各测点应变量的变化比较可以看出底板深部受开采的影响较小, 浅部受开采的影响较大。

(3) 最大主应变在观测初期小于0, 随工作面的推进逐渐上升为大于0 (定义拉应变为正) 。11 m的测点, 当工作面推进距离测点水平距离为23 m时, 应变为正, 表明一个方向受拉。13 m的测点, 当工作面推进距离测点27 m时, 应变由负值变为正值, 即某一方向由压性变为张性;15 m测点的应变在工作面前方29 m时, 由负值变为正值。对比3个测点的应变的变化可知, 底板深度越大应变值由负变正的越早, 这说明深部早于浅部受到拉伸的作用。

(4) 13 m测点的应变分别在工作面前方20 m和7 m出现峰值, 15 m测点的应变分别在工作面前方22 m和11 m出现峰值, 两个测点峰值的间距都为13 m, 可能是2次周期来压的结果, 监测认为5116工作面的周期来压步距为13 m。

(5) 按照混凝土破坏应变为0.003计算, 11 m测点的应变量在工作面前6~7 m处即发生破坏。破坏初期岩石的应变量还在增加, 而后期, 应变达到极大值以后便不再变化, 表明岩石在破坏的初期还具有一定的承载能力, 而在破坏的后期岩石破坏严重, 不具备任何承载能力。该曲线表明底板的该测点处于深度破坏范围内。13 m的测定应变值在7 m处达到最大值, 约为0.003, 以后略有下降, 徘徊在0.0 027~0.003之间, 表明该测点处在底板破坏深度的边缘。相比之下, 15 m测点的应变量一直低于0.0 015, 没有发生破坏。

开采的破坏深度除了和开采方法、开采高度、工作面的宽度、顶板岩石结构等因素有关外, 还和底板的岩层结构有关。5116工作面煤层底板的岩性结构是:底板下0~2.2 m为泥岩, 2.2~10.6 m为细砂岩, 10.6~12.4 m为6#煤层。以下为砂质泥岩和细砂岩。C2孔的2#、3#传感器的围岩是6#煤顶板泥岩, 3#传感器的上方为6#煤层围岩, 是6#煤底板, 煤层缓冲了矿压的传递, 使得煤层底板成了破坏区的边界。

这样就可以确定5116工作面的开采对底板的破坏深度为13 m。

3 5124工作面底板破坏情况数值模拟

为了确定在采动过程中在具有导升的情况下煤层底板裂隙是否会进一步从30 m深处的砂岩向上发展到达采动破坏区, 科技人员采用了FLAC3D软件对煤层开采底板破坏深度进行了数值模拟计算。结果是在采动过程中导升裂隙向上方中扩展了5 m。扣除13 m的底板破坏深度, 裂隙带上方有效隔水层厚度由17 m减小至12 m, 表明煤层底板的破坏深度不会和导升裂隙对接。

4 结束语

应变法测试煤层底板破坏深度仅需在煤层底板施工钻孔, 在估算的深度范围内埋设一系列传感器, 然后用混凝土固定传感器和封孔, 再用适当的方法保护孔口和信号电缆不被破坏。根据混凝土的极限应变, 确定钻孔围岩的破坏。通过在采前35 m至采后60 m的观测, 最终确定5116工作面煤层底板的采动破坏深度为13 m。根据这一参数, 结合数值计算, 评价了水文地质条件复杂的5124工作面煤层底板的突水危险性, 认为该工作面在开采过程中30 m厚的底板隔水层遭受13 m的采动破坏和5 m的导升裂隙扩展, 仍然有12 m的有效隔水层。因此, 在开采过程中煤层底板不会出现突水。现在该工作面已经开采完毕, 没有发生底板水害, 证明了应变法测试煤层底板采动破坏深度的准确性。目前这一参数已在开采5#煤层的轩岗矿区各矿得到推广应用, 也为我国煤层底板采矿破坏深度的探测开辟了新途径, 具有推广价值。

参考文献

[1]国家煤矿安全监察局.煤矿防治水规定[M].北京:煤炭工业出版社, 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, 2004.

煤层开采底板破坏数值模拟对比研究 篇2

如果在煤层采动过程中, 采动底板破坏导致有效隔水层厚度降低, 不能够承受底板水压力, 或者沟通了导水裂隙, 就会引起底板突水。如果采动影响范围内存在断层等地质构造, 突水就更容易发生, 这就要求在下组煤开采前对采动底板突水危险性进行评价。由于断层等构造对采动应力及采动破坏有着明显的影响, 因而需要分完整岩层和有断层岩层对采动煤层进行数值模拟, 掌握2种情况下采动应力变化和底板破坏情况, 进而为突水危险性评价提供重要数据支撑。

FLAC3D是一种基于显式有限差分法的数值计算方法, 具有强大的前后处理能力, 非常适合模拟地质材料的破坏过程[2]。为了研究煤层开采对底板隔水层的影响和破坏, 及其对底板突水危险性的影响, 根据某煤矿下组煤首采区首采工作面的地质、水文地质条件及开采条件建立FLAC3D数值模型, 模拟研究在底板承压水压力作用下, 煤层底板的采动破坏情况。由于大部分突水都与断层有关, 因此分完整岩层和有断层岩层进行模拟对比分析, 可以模拟出采动影响范围内应力变化情况, 以及底板采动破坏带范围, 为正确布设底板和断层加固钻孔以及留设防水煤柱指明了方向。

1 模型的建立与参数选取

以华北某煤矿下组煤首采区1160采区为地质背景, 模拟承压水作用下下组煤开采对底板隔水层的影响。区域地势呈东北高、西南低, 地势较为平坦, 煤层埋深551.95~709.22 m, 煤层底板存在十三灰和奥灰2个含水层。根据对相关地质资料的综合分析, 将下组煤首采区顶底板岩层按岩性和完整性划分为泥岩、灰岩、砂岩、煤层、破碎带5种类型。

理论上讲, 模型越大, 边界效应的影响越小。但考虑到计算机的运行速度及时间等限制条件, 计算模型只对研究区域的影响范围进行合理划分, 使之对模拟结果影响较小即可。为方便建模与对比分析, 将煤层底板岩层整合, 按照完整岩层和有断层岩层建立工程地质模型。

经过综合分析, 根据下组煤工程地质情况分别建立模型: (1) 完整岩层模型。将模型自上而下划分为14个岩层单元, 模型长×宽×高为260 m×180m×140 m。其中Z方向长140 m, 煤层底板到模型下边界距离为79 m, 煤层顶板到模型上边界距离为59 m, 煤层厚2 m。Y方向长180 m, 其中煤层开采宽度60 m, 前后两侧各留60 m煤柱;沿煤层开挖走向Y方向长260 m, 拟开挖140 m, 左右两侧各留60m煤柱;煤层底板到十三灰顶板厚度25 m, 十三灰底板到奥灰顶板厚度24 m。由于煤层倾角较小, 取近似煤层水平。 (2) 有断层岩层模型。与完整岩层模型大小相同, 长×宽×高也为260 m×180 m×140m。断层两盘各有14个岩层, 断层带宽度5 m, 断层两盘落差10 m, 断层上盘与完整岩层模型结构相同, 下盘煤层底板到模型下边界距离89 m;开采上盘煤层, 煤层开采宽度60 m, 前后两侧各留60 m煤柱;上盘沿煤层走向煤层长160 m, 左侧留60 m煤柱。

模型模拟上边界距地表500 m, 模型上边界加载岩体自重载荷, 煤层覆岩平均容重取25 k N/m3, 计算载荷约12.5 MPa。根据计算模型的实际赋存条件, 将计算模型边界条件设为:顶板考虑上覆岩层重力作用, 为研究方便, 载荷分布形式简化为均布载荷, 模型顶部边界条件为应力边界条件, 载荷约12.5 MPa;模型底部边界采用全约束边界条件, 前后、左右边界采用X、Y方向固定, Z方向自由的边界条件。

模型采用Mohr—Coulumb屈服准则, 沿走向模拟开挖, 根据该煤矿底板实际, 对十三灰含水层和奥灰含水层分别赋予4.5, 5.5 MPa孔隙水压力, 并进行模拟计算。根据工程地质模型和边界条件, 最终建立的FLAC3D数值模型如图1所示, 其中完整岩层模型有65 520个单元, 71 497个节点;有断层岩层模型有66 780个单元, 72 846个节点。

在漫长的地质历史演化过程中, 岩体在复杂的环境中, 经历了多种地质应力作用, 内部发育了大小不一、规模不等的微观和宏观裂隙。由于岩体的各向异性和地质构造的复杂性, 所取岩样的室内地质力学实验所取得的数据不能直接用于数值计算的参数, 必须进行必要的修正。断层则用强度较低、可塑性强的岩石代替[3,4]。结合损伤力学理论[5,6]及相邻矿区下组煤底板采动变形实测与数值模拟资料, 最终确定研究区岩体实际物理力学参数 (表1) 。

通过建立数值模型并进行数值运算, 得到底板水压力作用下采动煤层底板破坏规律, 分别取工作面推进过程中的底板竖向应力分布图和塑性区发展变化图进行分析研究, 确定工作面采动破坏深度和易突水区域。

2 完整岩层数值模拟结果分析

完整岩层模型采用分步开挖, 开挖宽度60 m (Y=60~120 m) , 共开挖140 m, 从X=60 m开始开挖, 共开采7步, 每步开挖20 m。通过模拟运算对采动围岩变化进行分析。为研究开采煤层的应力分布规律, 在底板中部沿开采工作面走向布置一条测线, 共布置32个测点, 在开切眼和终采线附近适当加密, 结合应力云图, 最终得出开采140 m时的竖向应力分布 (图2) 。

由图2可以发现, 底板应力可划分为3个区域:远离采空区的恢复段、近采空区的压缩段和采空区的膨胀段。应力恢复区大致位于采空区前后30 m以外的区域, 工作面开挖过程中产生的竖向应力在此区域的影响逐渐减小, 竖向应力集中系数趋向于1.0, 竖向应力逐渐恢复到原岩应力状态。近采空区压缩段的竖向应力逐渐增大, 大致在采空区外5~30 m范围内, 此区域内底板竖向应力随着距采空区越来越近而迅速增大, 在距采空区5 m时达到最大, 应力集中系数达2.8。在距采空区0~5 m范围内, 煤层在矿山压力作用下已处于屈服破坏状态, 不能够将有效应力传递到底板岩层, 附近底板竖向应力急剧减小;采空区范围内, 顶板冒落的矸石没有和上部岩层形成直接顶, 不能将矿山压力有效传递到底板岩层, 因此采空区底板岩层处于低应力状态。采空区及采空区附近5 m左右范围内底板岩层处于泄压状态, 一般容易产生底鼓膨胀, 从而是底板易突水的区域。

通过对图3工作面推进不同长度时塑性区分布情况可以得出, 工作面推进20 m时, 底板破坏深度为4 m, 塑性区主要类型为剪切屈服, 出现在采空区两端的支撑煤壁处, 采空区中部的煤层底板出现局部拉张屈服;工作面推进60 m时, 底板破坏深度为10 m, 出现在开切眼与终采线附近。底板中拉张屈服区继续发育, 剪切屈服区在开切眼和终采线的斜下方明显发育, 矿山压力对底板破坏深度加大, 底板破坏发育深度达到泥岩层内;随着工作面的继续推进, 底板塑性区范围进一步扩大, 但最大破坏深度并没有增加, 而是一直保持在10 m左右, 且基本上都是出现在开切眼和每步开挖的终采线附近。

应力的急剧变化, 会使煤层顶底板遭受破坏而形成采动破坏带, 在矿山压力与底板承压含水层水压力的共同作用下, 会进一步加剧底板的破坏, 尤其是在开切眼和终采线附近, 这都加大了底板突水的危险性。塑性破坏区的发展变化会对底板的力学性能产生重要影响, 使得底板隔水层厚度减小, 通过应力传播也会导致十三灰和奥灰原始导升带裂隙的扩大, 降低底板隔水层的隔水作用。

3 有断层岩层数值模拟分析

有断层岩层模型采用分步开挖, 开挖宽度60 m (Y=60~120 m) , 共开挖90 m, 从X=60 m开始开挖, 共开采6步, 前3步每步开挖20 m, 后3步每步开挖10 m, 至底板破坏带沟通断层。通过模拟运算, 对采动底板塑性区变化进行分析。

一般来说, 断层是一个不连续面, 断层破碎带内通常是由大量断层泥、断层角砾岩和揉皱破坏的煤体等物质组成, 内聚力和摩擦力都很小, 承载能力很差, 从而形成构造带弱面。采掘工作面向前推进过程中, 工作面前方应力会受到断层的阻碍。因应力是靠变形传递的, 断层的存在造成变形的不连续, 应力也随之不连续, 采动后的应力影响范围被弱面所干扰, 致使应力梯度加大, 造成应力向断层一端集中, 在模型边界断层上盘尖点处附近有明显的应力集中现象, 以压应力破坏为主 (图4) 。

煤层开采过程中, 开切眼和终采线处应力变化与完整岩层开采有相似的规律, 煤层刚开始推进, 开切眼和终采线处附近应力迅速增大, 当煤层推进60m以后, 两点附近最大应力增加很小, 仅范围有所扩大。

随着采空区距断层距离越来越近, 靠近断层的煤壁岩层应力增量很大, 更容易使岩层遭到破坏, 进而使采空区与断层沟通, 形成底板突水通道。

摩尔—库仑屈服准则认为, 材料进入屈服状态就进入破坏状态, 发生破坏就会产生裂隙。含水层中承压水对断层破碎带有一定弱化、冲刷腐蚀的作用, 这加剧了断层面的破坏范围和破坏速度。由于煤层开采造成采空区下方和断层面“活化”, 在工作面前下方会产生导水裂隙带, 这时底板一旦有承压水存在, 就会沿着断层活化带导通底板采空区底板裂隙涌入工作面, 发生底板突水事故。

由图5断层模型煤层推进过程中塑性区的发展可以发现, 随着工作面向断层方向推进, 底板塑性区向下扩展, 在距断层较远时, 与完整岩层模型有相似的规律, 当距断层较近时, 在高应力作用下, 前方煤壁和底板破坏程度也越来越大, 最终沟通断层, 形成导水通道。

通过对有断层和无断层影响的煤层采动模拟结果进行比较分析, 可以得出断层对底板破坏深度的影响非常明显, 在有断层的条件下, 终采线附近最大应力值远大于完整岩层的最大应力值。在这种条件下, 煤层底板破坏更加剧烈, 尤其是在工作面接近断层时, 无断层时底板破坏深度在10 m左右, 在断层带附近破坏深度超过16 m。因而为了预防底板突水的发生, 在采掘前必须采取必要的超前探水措施, 查明断层的含水性, 对于具有较大突水危险的断层, 合理留设防水煤岩柱是必要的工程措施。

由于断层的构造形式是多种多样的, 断层内部的岩石结构也千差万别, 对底板突水的影响也不同[7]。因而对于各种各样的断层形式, 在实际工程中必须区别对待, 以满足工程安全的需要。

4 结论

(1) 顶底板完整煤层开采时, 底板应力可划分为远离采空区的恢复段、近采空区的压缩段和采空区的膨胀段3个区域。膨胀段一般是底板易突水的区域。

(2) 断层对底板破坏深度的影响非常明显, 在有断层的条件下, 终采线附近最大应力值远大于完整岩层的最大应力值, 煤层底板破坏更加剧烈。

(3) 受断层影响, 采动煤层底板破坏深度更大, 并易沟通断层, 在生产中需留设足够的防水煤柱或对破坏带进行注浆加固处理, 防止发生突水事故。

参考文献

[1]晏玉书.我国煤矿软岩巷道围岩控制技术现状及发展趋势[C]//何满潮.中国煤矿软岩巷道支护理论与实践.徐州:中国矿业大学出版社, 1996.

[2]彭文斌.FLAC3D实用教程[M].北京:机械工业出版社, 2007.

[3]李启彤.活断层及其工程评价[M].北京:机械工业出版社, 1991.

[4]柴建峰.河北平原活断层评价及区域构造应力场分析[D].石家庄:河北理工学院, 2003.

[5]杨友卿.岩石强度的损伤力学分析[J].岩石力学与工程学报, 1999, 18 (1) :23-27.

[6]卢国胜.损伤力学用于岩体强度的分析[J].中国矿业, 2005, 14 (10) :77-79.

袁店一矿10煤底板破坏特征分析 篇3

由于持续大规模开采煤炭资源, 随着开采深度的增加, 在煤层底板必然受到更加严重的奥陶系灰岩水与太原组灰岩水的威胁, 底板隔水层性质以及底板下水压值是底板水害发生控制的关键因素。目前, 煤层底板突水预测方法一般采用模糊数学法[1,2,3]、风险评估及突变理论[4,5]、FLAC3D数值模拟[6,7,8]等方法。使用FLAC3D数值模拟方法可以在可以较准确的反映出煤层底板开挖后岩土体整体的流动以及塑性变化情况, 在评价煤层底板开挖后底板应力变化情况以及底板塑性破坏范围的问题上具有很大的优越性。

1 工程实例

1.1 采区地质概况

袁店一矿102采区位于工业广场西南侧, 其西边界是F4断层, 同时与106采区相邻;东以F2断层为界, 与101采区相邻;在山西组的中部, 距离太原组一灰顶界面36.1~50.5m是10煤层。102采区为一走向北北西, 倾向北东的单斜构造, 地层倾角较平缓, 一般为9°~13°。1灰到4灰含水层是10煤层开挖需考虑含水层, 单位涌水量的范围是0.00687~0.1475 L/s.m, 按照规程, 其富水性是弱富水性~中等富性。渗透系数在0.03767到0.5913 m/d之间, 该含水层属弱透水含水层。说明102采区太原组上部灰岩现有的岩溶裂隙不发育, 连通性差。

1.2 底板破坏理论计算

(1) 煤层屈服区长度的计算。根据袁店一矿102采区煤层、岩石力学测试资料, 可知:袁店一矿102采区10煤层平均埋深H=598m, 平均采高M=3.1m, 通过对主采煤层顶底板岩石力学性质试验成果的分析, 同时考虑到岩体的尺寸效应, 覆盖于煤层上部的岩层的平均容重γ=27k N/m3, 煤的内摩擦角的加权平均值φ1=42°, 煤层底板岩层以粉砂岩、细砂岩为主, 以岩石力学实验为主结合工程实践经验综合考虑底板岩层内摩擦角φ=37°。可以求出破坏深度计算需要的弹塑性力学参数K1、F。

计算得K1=5.1, F=5.6。

通过现场实际测量或者计算得到煤层屈服区长度La。煤层屈服区长度La根据A.H.威尔逊提出的计算公式:

计算得La=6.6m。

(2) 底板最大破坏深度的塑性解。极限支承压力条件下破坏区的最大深度计算公式可以由塑性滑移时岩土层极限承载力的综合计算公式 (A.S.魏西克) 算得煤层底板岩体最大破坏深度Hm:

可求出hm=13.6m。

1.3 底板破坏数值模拟分析

(1) 模型建立。根据煤层开采具体情况建立三维坐标模型, 坐标原点为倾斜煤层下山煤层底板基点, Xo Y平面位于底板地面, 煤层的走向为X轴方向, Y轴正方向为倾斜水平投影方向, 垂直向上为Z轴正方向建立三维地质坐标系统。按岩性以及岩层完整性, 根据钻孔资料, 以及结合工作面的具体开采情况, 将研究区内岩层被划分为泥岩、灰岩、粗砂岩、沙质泥岩、10煤等19个工程地质岩组。工程地质模型及边界条件见图1。模型范围主要是沿X轴正向250m (包含测试孔在内) , 沿Y轴正向200m, 沿Z轴正向175m的地块, 整个三维模型共划分28350个单元, 31304个节点。煤层倾角10°, 采厚4m。在满足模型实际条件要求下, 设定模型的前后以及左右两侧面都是实体岩体, 同时也可以简化为位移边界条件, 设定在Y方向为开挖后变形运动方向, 而X方向是固定铰支座满足刚性要求;下部底面边界简化为位移边界条件, X轴方向为固定铰支座视为无位移变化行为, 同样设定Y轴为开挖后变形方向;上部边界条件是按照施加在岩层上面的等效荷载施加, 约为5.8MPa。

(2) 岩体力学参数。模拟结果的可靠性直接受到模型计算参数的选择的影响。以实验测试的岩石物理力学指标为基础, 结合Mohr-Columb屈服准则, 以及工程实践经验确定合理、有效的岩体物理力学参数。

(3) 数值模拟结果分析。由图2可以看出, 两个应力增高区出现在工作面煤壁后方及开切眼处, 在推进步距100m时, 距开切眼前方约6m以及停采线后方约6m处出现最大值, 且最大垂直应力值分别约为21.5MPa和23.8MPa。

在煤层开采的过程中, 在底板岩层内部一定区域内, 原始应力平衡状态打破, 应力重新进行分布直到达到平衡状态, 在采空区附近与煤壁区域内, 底板岩层在开采过程中由于临空面形成而产生卸荷回弹, 一定区域内的应力高度集中且在开挖的初始阶段变化极为强烈, 尤其在靠近煤壁的地方, 应力急剧变化, 初始阶段就有可能产生破坏区域, 产生连续破坏带, 底板已经形成的破坏带会由于矿山压力与下伏灰岩中承压水的共同作用可能会进一步破坏, 从而可能使10煤与下伏灰岩导通, 增加其水力联系, 使突水的危险性加大。

由图3所显示, 开挖过程中在停采线处和开切眼处是应力高度集中且极有可能产生脆性破坏的区域, 所以停采线及开切眼处最小垂直应力值是评估地层阻水能力的关键数据。在10煤层底板下9m处即泥岩4层面, 最小的垂直应力值约为2.2MPa, 基本不具有阻水的能力了, 在10煤层下15m中即砂岩层面, 最小的垂直应力值约为5.2MPa, 阻水能力提升。在1灰顶面, 最小的垂直应力值约为12MPa。1灰是主要含水层, 通过将煤层下不同层位垂直应力值与含水层水压值进行比较可以为矿井水害防治提供指导意见。

(4) 底板采动破坏演化特征。图4是可以看出, 在工作面的推进过程中岩层产生了不可逆形变, 采空区两端的支撑煤壁处的塑性区逐渐变为剪切屈服, 屈服极限值为能承受水压力最小值, 在煤层底板中部的采空区, 由于底板破坏深度在矿山压力的作用下不断加大, 会出现了局部拉张屈服变形。工作面下方也会受到矿山压力影响, 随着矿山压力的不断增大, 底板发生底鼓的范围也会随着不断扩大。在步距100m的时候, 塑性区破坏深度约为14m左右, 此时达到最大值, 这与与理论计算结果基本相符。

通过分析工作面煤层底板岩性组合特征以及塑性区的分布律可以看出, 剪应力高度集中的部位主要位于停采线的斜上方和斜下方和开切眼处及其附近, 在这些部位会产生剪切屈服区。在煤层附近, 由于煤层本身矿物成分较差的物理力学性质, 即使不是最大的剪应力区, 在工作面前后, 仍然出现了一定范围的剪切屈服区。因为塑性破坏区的发展变化, 会导致底板的力学性质产生重要变化, 在下伏灰岩承压水威胁10煤开采的情况下, 塑性区会随着工作面推进的过程进一步扩大发展下去, 底板隔水层中的导水裂隙会随着形成的拉张屈服带和剪切裂隙带的发展而逐渐连通, 底板隔水层的隔水作用自然会被降低, 底板的破坏范围也逐渐扩大, 导致底板的突水事故的概率从而大大增大。因此, 准确地分析计算矿压以及底板的破坏深度, 对于防治底板突水提出切实有用的建议是至关重要的。

3 结论

(1) 根据所建立的完整底板岩层组合的工程地质模型, 通过数值模拟的方法对煤层底板应力变化及塑性区发展研究得出, 在10煤底板下9m内破坏仍然较严重, 泥岩4基本发生塑性破坏, 阻水能力很差。但随深度增加, 阻水能力逐渐增强。 (2) 通过理论分析并结合袁店一矿实际情况可以得出:10煤层底板在采动情况下最大破坏深度约为13.6m。数值模拟结果表明, 采动情况下10煤层底板最大破坏深度约为14m。理论研究计算与数值模拟结果的结合, 对该矿区的生产和底板水防治具有重要指导意义。

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底板破坏 篇4

1 相似材料模拟实验方法

1.1 模拟实验地质条件

模拟实验工作面为顾北煤矿1232(3)工作面,开采13-1煤层,煤层平均倾角5°,普氏系数在0.9~1.6;煤层结构较简单,局部夹1~2层矸石,夹矸为泥岩,煤层平均厚度3.5 m,属稳定型煤层。1232(3)工作面直接顶以粉细砂岩为主,厚度6.4 m,老顶为中细砂岩,厚度在10~13 m;直接底为厚度3.6 m的泥岩,老底为3.25 m厚的细砂岩。

工作面走向长1 610 m,倾斜长240 m,可采最大深度603.1 m,采用后退式走向长壁一次采全高综合机械化采煤法回采。正常回采期间采高为13-1煤厚度。模拟的原型为1232(3)工作面中部沿走向方向的地质剖面。

1.2 相似材料模拟实验原理

相似材料模拟实验以相似理论为基础,要求模型与原型各物理量之间组成的相似准则不变[4,5]。对于由岩层自重形成的原岩应力场,要求模型与原型的牛顿准则不变,即模型与原型必须满足几何相似、物理相似、时间相似和边界条件相似。模型要用和原型力学性质相似的材料,按照一定的几何比例模拟岩层、煤层,在满足边界条件相似的初始条件下进行开采,可在相应时间内产生相似的矿山压力现象。

选用以河砂为骨料,石灰、石膏为胶结料的脆性材料作为相似材料,进行大量不同配比的试块强度测试后,选定合适的配比制作岩层的相似材料,分层材料选用云母粉。模型各岩层参数选取时,以岩石单向抗压强度为主要相似物理量,同时要求其他各物理量近似相似。

模拟实验的主要相似常数:几何相似常数CL=100,容重相似常数Cγ=1.6,应力相似常数Cσ=CLCγ=160,动力相似常数CF=CL3Cγ=1.6×106,时间相似常数Ct=CL1/2=10。

根据相似常数可以计算出模型各岩层的物理和力学参数,结果见表1。

1.3 模型制作和观测研究

在平面模型架上进行模拟实验,模型外形尺寸为300 cm×30 cm×140 cm。模型沿水平方向分层铺设,分层捣实后,在分层间撒上云母粉模拟层面,当岩层厚度大时每层分次铺设,撒上云母粉模拟层理面,每一分层中按节理方向和节理密度设置裂隙,模拟裂隙及节理情况。在模型铺设时,在模型内部布置应力传感器及位移监测装置。最后在模型的前后面用有机玻璃板作挡板,使模型为近似的平面应变模型。模型模拟地层厚近603.1 m,实际铺设厚度仅140 m,其中底板70 m,顶板66.5 m,煤层模拟厚度3.5 m。模型上方直到地表为模拟的上覆岩层,采用杠杆加载系统,配置15个杠杆,通过配压块将杠杆挂钩上的铅块重量压于模型顶面,以表示上覆岩层的自重应力对模型上部边界岩层的作用。

模拟煤层在开采过程中的压力和位移变化,由计算机控制的YZ-22转换箱和YJD-27静动态电阻应变仪数控自动巡回监测系统采集信息,并以素描和拍照的方法作为辅助手段,研究煤层开采时底板岩层移动变形规律和裂隙发展演化特征。

2 相似模拟实验结果分析

2.1 煤层开采时底板岩层应力分布规律

当工作面自开切眼向前推进时,破坏了原岩应力场的平衡状态,引起应力再分布。开始时老顶处于完整状态,因此在老顶岩层尚未破断以前,老顶将被煤体所支撑,此时可视老顶岩层为固支梁,其与采空区前后支撑体形成一完整的结构体系,承受上覆岩层的载荷,并把这种载荷向四周传递,形成支承压力。随着回采工作面的推进,上覆岩层形成的结构经历稳定—失稳—再稳定的周期性过程,以及采空区为岩体的移动提供了自由空间,促使回采工作面周围的垂直应力分布再次发生改变,在工作面前方形成了超前支承压力,并随工作面推进而不断推移,在采空区后方垮落矸石逐渐进入压实状态,支承压力逐渐恢复到原岩应力状态,由于支承压力的作用,对采场形成采动影响。

为了探索采动影响下应力在底板岩层中的传递规律,在煤层底板不同深度(5,15,25,35,45 m深度处)分别布置了5条应力测线。经过分析所测数据,得出底板不同深度岩层的应力随工作面开采的变化情况,如图1所示。

从图1可看出:(1)工作面正常推进过程中,在工作面前方60 m处,煤层底板的应力就开始发生变化,底板岩层处于加载状态,随着工作面向前推进,底板应力呈明显增加的趋势,在30 m左右,应力急剧增加,在10 m处出现应力峰值,此后,应力又急剧降低。在工作面后方10 m左右,采空区底板岩体内的应力低于原岩应力,说明底板破坏导致了应力降低。此后随着顶板周期性的垮落,在工作面后方大约30 m范围采空区底板内应力又逐步回升,但应力始终小于原岩应力,底板岩层仍然处于卸载状态,到工作面推过80 m后,应力基本趋于稳定,这是由于垮落的矸石重新被压实,对顶板已经起到了支承作用的缘故。总的来看,煤层底板应力升降变化最敏感的地段在回采工作面前后方30~-30 m内。(2)距离煤层底板不同深度处应力集中与卸载程度不同,愈靠近煤层底板岩层内应力集中与卸载程度愈大,愈远离煤层底板岩层内应力集中与卸载程度愈小。在工作面前方,距煤层底板5 m和15 m处底板岩层的应力集中程度高,最大应力分别为33.3 MPa和27.1 MPa左右;在工作面后方采空区5 m和15 m处底板岩层的卸载程度最大,均远低于原岩应力。25 m和35 m处底板岩层的应力集中程度较小,最高分别为19.3 MPa和17.4 MPa左右,在工作面后方其卸载程度也较小,岩层中的应力接近原岩应力。45 m处底板岩层中的应力变化比较平缓,说明距离煤层底板45 m以下的岩层受采动影响较小。(3)在采空区距煤层底板不同深度应力波动的幅度与频度不同,5 m和15 m处底板应力波动的幅度与频度远比25,35,45 m处剧烈,其主要原因是顶板周期性的垮落以及垮落矸石的非线性压缩变形所致。

由此可见,应力集中和卸压程度随深度的增加而降低,当深度小于15 m时,在工作面前方垂直应力增加较快,在工作面后方垂直应力衰减较快,底板岩层受采动影响显著;当深度大于15 m时,不管是在工作面前方垂直应力增加,还是在工作面后方垂直应力衰减,均随着深度增加而减弱,底板岩层受采动影响开始减小。

2.2 煤层开采时底板岩层移动规律

煤层开采后底板矿山压力显现的另一个主要特征是造成岩体移动与变形。图2给出了测点随工作面开采位移的变化规律。

从图2可看出,在工作面前方底板岩层受到压缩,在垂直方向上底板移动变形表现为下沉,在工作面后方,由于采空区范围内底板应力的卸载,使底板岩层出现底鼓,特别是在回采工作面后方10 m左右,底鼓变得比较剧烈。距煤层底板越近,其压缩和底鼓变化的程度也较大,工作面推进到该点以前,其压缩位移变化较小,当工作面超过该点时,其膨胀位移逐步增大,一般要经过几个周期性升降,这与顶底板周期性的破断有关。从本试验可看出:距煤层底板5 m处的底板位移变化量较大,最大压缩位移在工作面前方5 m处,最大压缩量为4.1 mm;最大底鼓量出现在距工作面大约10 m处的采空区,最大底鼓量约为13.5 mm;在工作面80 m以后的采空区,由于垮落矸石的充填,使采空区逐渐被压实,所以不同深度底板岩层的变形移动逐渐趋于稳定并最终基本达到恢复。

对比图1和图2可以看出,底板岩层位移变化规律与应力相似,一直处于动态变化过程中,且呈周期性的升降。在走向方向最活跃的是工作面前后方30~-30 m,沿深度最活跃的是0~15 m的范围。

2.3 底板岩层破坏特征

底板岩层在切眼前方采空区下鼓起和在后方煤体下压缩,这种差异采动变形效应势必使底板岩层在煤体边缘受上升和下降弯曲产生的拉应力和升、降错动产生的剪应力的双重作用,当这种双重复合力学作用超过岩体强度极限时,将导致破坏的发生,显示出底板岩层破坏裂隙产生的拉剪复合力学机理[6]。模拟试验过程中观察到,当回采工作面推进到34 m时,即第1次老顶来压时,在切眼后方出现台阶状向采空区底板深部断续扩展的裂隙,深度达7.5 m,且在工作面附近底板中也出现台阶状断续扩展的裂隙,其扩展深度7.2 m左右,裂隙分布见图3。

试验还表明,随着回采工作面继续推进,底板岩层中的破坏裂隙将进一步产生和发展,回采工作面推进长度为120 m时的底板裂隙分布情况见图4。工作面向后方约10 m处的采空区底板岩层内出现新的断续台阶状裂隙,裂隙深11.5 m,而原来产生的断续裂隙在远离工作面处采空区底板中部分闭合;而后方切眼煤壁附近底板岩层中的裂隙,在原有破坏的基础上,沿水平及垂直方向继续发展,并形成与采空区贯通的倾斜裂隙,裂隙深度达12 m。

3 底板岩层破坏深度的理论分析

煤层开采引起的底板破坏,其范围与开采范围及采空区周围的支承压力分布有关。根据底板岩体应力的分布状态,取沿煤层倾斜方向的剖面作为计算剖面[6],根据Saint Venant原理,对沿煤层倾斜方向剖面的支承压力进行静力等效力系代替,同时结合莫尔—库仑破坏准则,求得回采工作面正常开采阶段底板岩体最大破坏深度h:

式中:n为最大应力集中系数;H为开采深度,m;σc为岩层单向抗压强度,MPa;γ为岩体重力密度,MN/m3;φ是岩层内摩擦角,(°)。

顾北煤矿1232(3)工作面最大开采深度为603.1 m,底板岩体单向抗压强度17.01 MPa,内摩擦角17°,重力密度为0.026 MN/m3,经计算底板破坏深度为11.4 m。

根据公式(1)—(2)绘制h与n,H,σc,φ的关系曲线,如图5所示。

1)岩层内摩擦角φ和岩层单向抗压强度σc。图5(a)和(b)分别给出了岩层内摩擦角φ、岩层单向抗压强度σc与底板岩层破坏深度的关系。显然,随着底板岩层的内摩擦角和岩层的单向抗压强度的增大,回采工作面在开采过程中因采动引起的底板破坏深度均减小。说明通过改造煤层底板,使得底板不同深度处岩层的物理力学性质得到不同程度的改善,可以很好地限制破坏向底板方向的发展。

2)最大应力集中系数n和开采深度H。图5(c)和(d)分别给出了最大应力集中系数n、开采深度H与底板岩层破坏深度的关系。显然,随着最大应力集中系数n和开采深度H的增大,回采工作面在开采过程中因采动引起的底板岩层破坏深度均增大。

随着浅部煤炭资源的逐渐减少和枯竭,进入深部开采是必然趋势;而且对于地质条件确定的回采工作面,其开采深度也是确定的,因此,试图通过控制开采深度来限制破坏向底板方向的发展是不可能的。

最大应力集中系数n的大小,取决于上覆岩层悬露岩块跨度的动态变化、回采工作面围岩的变形及破坏,以及工艺参数等条件,因此,可以通过顶板注水、强制放顶,以及减小回采工作面长度等方法降低n值,从而限制破坏向底板方向的发展。

4 结语

1)开采过程中,煤层底板的应力、位移一直处于动态变化,一般要经历周期性升降,应力升高区从工作面前方60 m左右开始,而底鼓区从工作面煤壁延伸到后方(采空区)80 m左右。应力和位移变化剧烈区在工作面前方30 m到工作面后方30 m,最大应力峰值点在工作面前方5 m左右,最大底鼓在工作面后方10 m左右。

2)距煤层底板深度不同,其位移与应力变化的频度与幅度不同。愈靠近煤层底板应力和位移变化愈大,而愈远离煤层底板应力和位移活动相对稳定。距煤层底板0~15 m内,位移和应力变化最剧烈。

3)底板岩层的破裂深度主要取决于工作面开采后暴露的采空区范围。在工作面后方10 m左右,裂隙扩展深度大约为11.5 m,在切眼附近裂隙扩展深度大约为12 m,当采空区后方逐渐被垮落的矸石充填压实时,在煤层底板中部分裂隙闭合。

4)底板岩层在切眼煤壁前方鼓起和在后方压缩,以及在工作面前方压缩和在后方鼓起,这种差异采动变形效应是底板岩层破坏裂隙产生拉剪复合破坏的力学机制。

5)分析了影响底板破坏的因素,提出了防治底板破坏的措施等。

摘要：采用相似材料模拟试验方法,重点研究了煤层底板的应力和变形随工作面开采的变化规律,得出煤层底板应力与变形具有采动差异效应和这种采动差异效应是底板岩层破坏裂隙产生拉剪复合破坏的力学机制的结论;采用理论分析方法,对采动影响条件下煤层底板破坏程度进行了分析,得出煤层底板破坏深度与岩层内摩擦角φ、岩层单向抗压强度σc、最大应力集中系数n和开采深度H之间的关系,在此基础上,提出了降低底板岩层破坏的措施。研究结果可为煤矿的安全开采和矿井水防治提供科学依据。

关键词：煤层底板,采动差异效应,拉剪复合破坏,破坏深度

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底板破坏 篇5

1 采煤工作面底板“下三带”原理

一般采煤工作面底板也像采动覆岩一样存在着“三带”,即底板采动破坏带、完整岩层带、承压水导升带。底板采动破坏带是指由于采动矿压的影响,底板岩层连续性遭到破坏,导水性能发生明显改变的层带,该带的厚度就是“底板采动破坏深度”(h1 );完整岩层带是指底板岩层保持采前的完整状态且其阻水性能不受影响的部分(厚度为h2 );承压水导升带是指含水层中的承压水沿隔水层底部裂隙导升的上限与含水层顶面之间含水部分的岩体(厚度为h3 )。

沿煤层走向做一剖面,则采煤工作面底板“下三带”分布如图1所示。图1中,煤层至底板含水层之间的底板总厚度为H=h1+h2+h3,L为采空区采顶距。

2 底板突水的力学机制分析

从底板完整岩层带中任意取一厚度为dy的单元体,以图1中O点为原点,以完整岩层带上表面横向和垂向分别作为横、纵坐标轴,建立如图2所示坐标系,σx和σy分别为单元体横向和垂向的应力,τ为单元体两侧围岩的摩擦阻力。

根据岩石力学理论,当底板完整岩层带保持完整、不被破坏时,单元体在垂向的力学平衡条件为Fy=0,即

(σy+dσy)L-σyL-2τdy=0 (1)

根据Mohr-Coulomb准则[10]可知:

τ=C+σxtan φ (2)

式中,C为底板岩石的内聚力,MPa;φ为底板岩石的内摩擦角,(°)。

由Mohr-Coulomb准则[10]可知岩体破坏的极限平衡条件为:

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令λ=(1+sin φ)/(1-sin φ)

则 σx=σy/λ+(1/λ-1)Ccot φ (4)

将式(2)和(4)代入(1)式并整理得:

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解此微分方程可得:

σy=Ae2tan φ/λLy-Ccot φ (6)

此微分方程的初始条件为:当y=0时,σy=γh1,γ为底板岩石的平均容重。将初始条件代入式(6)可得A=Ccot φ+γh1,则

σy=(Ccot φ+γh1)e2tan φ/λLy-Ccot φ (7)

当y=h2=H-h1-h3时,σy=P-γ(H-h3),代入式(7)可得正常底板隔水带破坏的临界水压力为:

P=(Ccot φ+γh1)e2tan φ/λL(H-h1-h3)-Ccot φ+

γ(H-h3) (8)

式(8)可以作为承压水上采煤是否安全的判别标准。当采煤工作面底板实际承压水压力P实>P时,底板隔水层就会产生破坏,进而有可能发生底板突水;当P实≤P,则底板隔水层不会破坏,也不会发生底板突水。

3 工程实例

河南省新郑煤电有限责任公司赵家寨煤矿11206工作面主采山西组二1煤层,平均煤厚4.2 m,工作面走向长2 100 m,倾斜长170 m,煤层倾角3°～16°,水文地质勘探类型为第三类第一亚类第二型,即以底板溶蚀裂隙充水为主的水文地质条件中等偏复杂的岩溶充水矿床,煤层底板直接充水水源为L7-8灰岩。通过钻孔获得相关岩性参数如下:C=0.5 MPa,φ=10°,L=6 m,H=20 m,h1=19 m,h3=0.1 m,γ=22 kN/m3,P实=0.59 MPa。其中,h1由赵家寨矿区底板采动经验公式求得;h3为新郑煤田经验取值;P实为底板隔水层实际承受的水压力。

将各参数值代入式(8)中,经过计算得底板隔水层临界水压为

P>1.01 MPa>P实=0.59 MPa

根据上述突水判断依据可知,此时底板隔水带能够承受的水压大于实际水压,所以底板一般不会发生突水。但由于完整岩层带平均厚度h2=H-h1-h3=0.9 m,底板完整岩层带在不均匀处可能遭到完全破坏,底板出现大量涌水甚至突水,所以需要在工作面底板实际厚度小于平均厚度的部位进行底板加固。这与矿方制定的11206工作面底板注浆改造设计及安全技术措施相吻合。

4 结论

(1)根据“下三带”理论和岩石力学原理,推导出底板隔水层破坏的临界水压力公式:P=(Ccot φ+γh1)e2tan φ/λL(H-h1-h3)-Ccot φ+γ(H-h3),并提出了底板突水的判断依据,即:当采煤工作面底板实际承压水压力P实>P时,底板隔水层就会产生破坏,进而有可能发生底板突水;当P实≤P,则底板隔水层不会破坏,也不会发生底板突水。

(2)以赵家寨矿11206工作面为例,应用本文提出的突水判断依据可知:底板一般不会发生突水,但由于完整岩层带平均厚度较小,可能在厚度不均匀处遭到完全破坏,所以需在工作面底板实际厚度小于平均厚度部位进行底板加固。

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底板破坏 篇6

朝川矿一井位于河南汝州, 开采二叠系山西组二1煤层。属于水文地质条件极复杂矿井, 自上世纪70年代建设开采以来, 曾多次发生回采工作面底板承压水突水事故[1]。由于煤层开采引起的矿山压力作用, 必定造成底板岩层遭到扰动破坏而产生大量的裂隙, 其破坏影响的厚度即为“底板破坏深度”。在底板扰动破坏深度范围之内, 岩层其连续性和隔水性受到破坏, 当裂隙与深部的承压水导升带沟通时, 则必然发生底板突水事故。矿井长期以来未取得煤层底板扰动破坏深度数据, 多借鉴采用“统计公式法”[2]计算得出, 是否与朝川矿区实情相符尚难确定, 影响矿井防治水工作的有效开展。为获取煤层工作面开采后实际底板扰动破坏深度数据, 尽量保证技术参数的准确性, 选择在二1-21090回采工作面进行了底板扰动破坏深度实际探查工作。

1 回采工作面特征

二1-21090回采工作面位于一井二水平暗主、副斜井以东, 北部为未采动区, 南部为采空区。工作面走向长752 m, 倾斜宽180 m, 煤层平均厚度3.8 m, 倾向337°~359°, 平均倾角18°左右。井下风巷标高-178.820~-232.563 m, 机巷标高-192.810~-260.258 m, 最大采深480 m左右。二1-21090工作面为综采放顶煤工作面。2010年10月底, 二1-21090已回采至断层以西约12 m的位置, 平均每月回采进尺约25 m。根据机风巷和泄水巷揭露资料证实, 该工作面中部有一条落差8 m左右的倾向正断层。

二1-21090回采工作面煤层底板隔水层岩性由粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成, 平均厚度9.52 m, 抗拉强度15~29 kg/cm2。因其厚度变化大, 岩石力学性质差而不能成为良好的隔水层。主要充水因素是底板灰岩岩溶承压水。其中直接充水含水层为石炭系太原组灰岩岩溶裂隙承压含水层, 本含水层分为下部灰岩段和上部灰岩段。下部灰岩段由L1~L2两层深灰色生物碎屑泥晶石灰岩、砂质泥岩和薄煤层组成, 平均厚9.35 m。上部灰岩段由1~5层灰岩组成, 总厚度1.73~27.00 m, 平均厚度12.32 m。单位涌水量0.000 192~27.6 L/s·m, 渗透系数0.001 59~18.7 m/d, 由于灰岩厚度小, 含水空间不大, 其中L8为一8煤的直接顶板, 赋存稳定, 岩性以燧石灰岩为主, 平均厚度7.0 m, 富水性较好。间接充水含水层是距二1煤层底板约50 m左右的寒武系灰岩、白云质灰岩岩溶裂隙承压含水层。该含水层厚度大, 厚250 m, 岩溶裂隙发育, 并有随深度增加岩溶发育减弱趋势。据勘探、补勘抽水试验资料, 该含水层渗透系数0.137~14.4 m/d, 单位涌水量0.041 4~23.98 L/s·m, 属强含水层, 由于矿区断层构造发育而与太原组灰岩含水层联通, 地下水通过构造裂隙侧向或顶托补给太原组灰岩, 是二1煤层开采的主要充水来源[3]。石炭系灰岩水位标高-230 m, 工作面下部局部带压, 回采前已施工了底板注浆加固工程, 经物探检验和技术论证可以安全回采。

2 探查方案布置

2.1 探查位置确定

为不影响工作面的正常回采, 同时也要保证探查工作的可靠性、稳定性, 探查位置确定在二水平-250 m标高东翼泄水巷中进行。该泄水巷位于二1-21090回采工作面下部石炭系灰岩层位中, 距煤层底板12~15 m左右, 和风巷方向基本一致。泄水巷顶板标高在-246.8~-247.6 m, 巷高3 m, 为避开断层的影响, 具体位置确定在断层以西20~120 m范围内。

2.2 探查方案布置

超声波在岩体中的传播速度与岩体的岩性、结构面特征、受力状态、裂隙程度具有密切相关性, 即岩体致密性越好, 声波的传播速度越快, 岩体裂隙越多, 声波传播的速度越慢。依据所监测的超声波波速数据资料, 通过其变化规律可以分析判断出煤层底板的采动破坏深度。因此, 底板扰动破坏深度监测利用探查钻孔和超声波探查仪进行。

超声波探测钻孔设计按预计底板破坏深度20 m左右计算, 终孔至煤层底板以下30 m左右。设计钻孔7个, 均为向下的斜孔, 倾角45°左右, 钻孔方位角0, 钻孔直径63 mm, 孔深30 m。位置分别为对应二1-21090回采工作面断层以西20 m、30 m、40 m、50 m、60 m、70 m、80 m处的泄水巷北帮, 如图1所示。其中2号、4号、6号钻孔分段取芯, 取岩芯位置为钻孔深度的5 m、15 m、20 m、25 m处, 每段岩芯长50 cm。为防止钻孔出水, 先在钻孔孔口处安装直径75 mm的孔口套管, 套管长度5 m, 套管按探放水钻孔要求, 用水泥浆进行固管并试压, 试压压力0.4 MPa, 试压合格后钻孔方进行正常施工钻进。

3 扰动破坏深度探查分析

3.1 探查孔施工与监测

根据工作面推进位置和速度, 2010年11月15日开始施工探查钻孔。因井下施工1号、2号、4号、7号监测孔时发生孔内坍塌事故, 只对3号、5号、6号监测孔进行监测。3号孔从12月2日开始监测, 5号、6号孔从12月8日开始监测, 一直监测到12月12日。其中3号孔超声波监测数据如表1所示。

3.2 破坏深度及变化规律

监测期间工作面回采位置位于3号孔与4号孔之间, 3号孔已处于采空区中, 恰好是进行监测的时段。随着回采的继续, 各监测孔煤层底板采动破坏深度不断发生变化, 到监测结束工作面向前推进了10 m, 3号、5号和6号孔的超声波波速监测数据基本可以进行比较完整地综合分析, 获取各监测孔的煤层底板扰动破坏深度。通过对比分析其变化规律, 得到该工作面比较准确的扰动破坏深度数据。

3.2.1 破坏深度

根据钻孔超声波监测结果, 分析确定的3号、5号和6号孔的底板扰动破坏深度值如表2所示。

3.2.2 破坏深度变化规律

根据表2有关数据, 分别绘制出3号、5号和6号孔底板扰动破坏深度随时间的变化曲线, 如图2~4所示。

由图2可知:监测过程中3号监测孔已处于采空区内部, 底板岩体应力发生了重新分布, 扰动破坏深度变化主要集中在煤层底板以下19.23~23.36 m之间, 表明随着回采的继续采空区内顶板发生垮落, 顶板岩体覆盖于底板岩体之上, 使得底板岩体内部应力逐渐趋于稳定, 扰动破坏深度最终稳定于23.36 m。

由图3可知:5号监测孔底板扰动破坏深度基本保持在22.46 m处, 表明随着工作面的推进, 5号孔受到的扰动效应的影响较为稳定, 裂隙主要集中在22.46 m以上。

由图4可知:6号监测孔随着工作面回采位置的靠近, 扰动破坏深度不断发生变化, 表明6号孔底板岩体内部应力不断变化, 原始裂隙不断增大, 新的裂隙不断产生, 最后随着回采的继续, 监测孔下部岩体应力重新分布逐渐趋于稳定, 最终采动破坏深度稳定在20.40 m处。

将3个监测孔的扰动破坏深度进行对比可知, 厚煤层综采放顶煤回采工作面在采长180 m左右时, 底板扰动破坏深度在20.40~23.36 m之间, 最大扰动破坏深度为23.36 m。

4 结论

通过回采工作面开采过程中对煤层底板扰动破坏深度的实际测定, 最大扰动破坏深度23.36 m可作为今后回采工作面底板承压水防治的技术参数, 为矿井防治水工作和安全生产提供了技术保障。该技术参数不仅填补了本地区这方面工作的空白, 也可为朝川矿区其他矿井煤层开采条件类似的工作面时所借鉴。今后矿井应结合不同开采深度和工作面采长继续进行底板扰动破坏深度的探查, 获取更多的实测技术数据, 支撑矿井防治水安全技术基础工作。

参考文献

[1]王新军, 翟加文, 潘国营.朝川矿水文地质特点与防治水对策[J].煤矿安全, 2006 (5) :53-55

[2]国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2000

底板破坏 篇7

某矿下组煤开采处于带(水)压开采状态,底板水害防治成为矿区面临的重要技术问题,底板水防治的技术难度极大。为此,对该矿4602综采工作面采动底板变形的动态特征进行数值建模分析,获得了下组煤开采底板采动矿压显现规律及底板采动破坏范围的第一手资料。通过对工作面进行采动底板变形实测,与模拟结果进行了对比、分析。在此基础上,对四采区16上煤带压开采的安全性进行了系统评价。

1 工程地质概况

某矿4602综采工作面位于矿井-273 m水平四采区,走向长1 039～1 207 m,倾斜长92～187 m,面积210 286 m2,地面标高+41.89～+42.84 m。工作面构造整体呈单斜形态,地层走向NE—SW,倾向SE,总体趋势西北部高、东南部低,煤层起伏变化不大,煤层倾角6°～11°,平均倾角7°,褶曲宽缓。该工作面地质条件复杂,掘进过程中共揭露15条断层,其中落差大于1.0 m的断层8条,NE50°～80°方向上逆断层发育。

2 数值模拟研究

2.1 工程地质模型建立

根据煤层开采情况,选取在三维坐标系统中,以煤层底板基点为坐标原点,底板底面为XOY平面,倾斜水平投影方向为Y轴正方向,煤层走向为X轴方向,垂直向上为Z轴正方向。结合工作面的开采实际,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、粉细砂互层、16上煤、泥岩、粉砂岩、中砂岩、细砂岩7个工程地质岩组。沿倾斜方向采动底板主要影响因素的工程地质模型及边界条件见图1。模型空间范围取包含测试孔在内的300 m×260 m的地块,高取100 m,煤厚取1.2 m,煤层顶板取43 m,底板取57 m。模型前后、左右两侧面均为实体岩体,简化为位移边界条件,在Y方向可以运动,X方向为固定铰支座;下部底面边界简化为位移边界条件,在Y方向可以运动,X方向为固定铰支座;上部边界条件按上覆岩层等效荷载施加,约为5.5 MPa。在数值模拟过程中,采用Mohr-Coulomb塑性本构模型和Mohr-Coulomb破坏准则,对煤层底板采动破坏特征进行计算,各岩层物理力学参数见表1。

2.2 数值计算模型建立

为了更好地与实测研究相结合,模拟出不同岩组的三维形态及煤层底板的破坏深度,根据研究区的地质测绘成果和各煤层资料,在FLAC3D软件平台下,通过fish语言对研究区单元体层位进行识别,构建地质体几何模型,见图2。模型共划分出65 520个单元,71 145个节点。

2.3 数值模拟结果分析

2.3.1 垂直应力特征分析

由图3可以看出,在开切眼处及工作面煤壁后方出现两个应力增高区,开切眼处的煤壁中出现应力增高区是由于在开采过程中其释放煤体中储存的应变能的速率较缓慢,造成应变能积累;而停采线处煤壁在开采过程中,由于工作面的不断推进,煤体来不及释放应变能,同样造成应变能的积累,从而出现了应力集中现象。应力最大值出现在距开切眼前方约10 m和停采线后方约10 m处,且最大垂直应力值分别约为19 MPa和20 MPa。

随着煤层的开采,底板岩层内部应力平衡状态被打破,应力进行了重新分布,处于煤壁与采空区附近区域内的底板岩层应力不但集中,而且变化极强烈,特别在邻近煤壁的地方,由于应力的急剧变化,极易遭受破坏而形成破坏带,在矿山压力与下伏灰岩中承压水的共同作用下,会进一步加剧底板的破坏,有可能导通16上煤与下伏灰岩之间的水力联系,加大突水的危险性。

通过对比分析煤层底板下不同深度开切眼及停采线处垂直应力云图(见图4)最大值可以看出,随着距煤层底板深度的增加,垂直应力值也相应增加,最大垂直应力值在开切眼处和停采线处大致相等。煤层底板0 m处垂直应力值最大,约为13.3 MPa;距煤层底板深度6 m时垂直应力最大值减为10.3 MPa;此后,随着距煤层底板深度的增大,垂直应力最大值减小幅度逐渐变小。

(b)底板下6 m

2.3.2 剪应力特征分析

由图5可见,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,主要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。此外,随着工作面的推进,顶板垮落并与底板接触,剪应力的分布发生了明显变化,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集中,且最大剪应力值分别约为4.2 MPa和4.0 MPa。煤层底板中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发育,形成导水通道。

2.3.3 底板破坏特征分析

从图6可以看出,随着工作面的推进,塑性区为剪切屈服,出现在采空区两端的支撑煤壁处,采空区中部的煤层底板出现局部拉张屈服,并随着矿山压力对底板破坏深度加大,底板破坏发育深度进一步加大。在工作面下方底板发生底鼓,且范围也不断扩大,随着工作面推进距离的增加,逐渐变为两头高、中间低的“马鞍”形。伴随工作面的不断推进,底板塑性区发育深度不断增加。同时,在煤壁前方和工作面后方约30 m内采动裂隙发育较充分,底板裂隙带在此处发育最大。

(b)倾向切片

结合工作面煤层底板岩性组合特征,将塑性区的分布和剪应力的发展规律对应起来分析可以看出,剪切屈服区出现在开切眼和停采线的斜上方和斜下方的原因是这些部位是剪应力集中的部位,虽然煤层附近不是最大的剪应力区,但由于煤层的物理力学性质较差,仍然在工作面前后出现了一定范围的剪切屈服区。塑性破坏区的发展变化会对底板的力学性能产生重要影响,进一步发展下去形成的剪切裂隙带和拉张屈服带,使在底板隔水层中的导水裂隙发育,并会降低底板隔水层的隔水作用,尤其是16上煤开采受到下伏灰岩承压水的突水威胁,随着工作面的推进,塑性区进一步扩大,底板中的破坏范围也逐渐扩大,极有可能诱发底板的突水事故。因此,能够准确地分析计算矿压对底板的破坏深度是防治底板突水的一个重要手段。

3 数值模拟与实测对比分析

为进一步验证数值模拟研究的正确性,在工作面轨道巷中设置2个测孔,分别为测试1#孔和测试2#孔,二者相距约110 m。本次测试钻孔终孔位置在16上煤下方,垂深18.0 m左右,终孔层位为18煤底板下的泥质岩。测试1#孔的4个应变探头分别设置于钻孔9.0,21.5,33.0,51.0 m等孔深部位,对应于16上煤下方的垂深分别为3.5,6.8,10.1,15.1 m;测试2#孔的应变探头分别埋设于孔深13.0,25.1,35.0,51.0 m位置,对应于16上煤下方的垂深分别为4.8,8.4,11.3,16.0 m,分别为粉砂岩、铝质泥岩、灰黑色粉砂岩及泥岩。

1#测孔测点2(底板下垂深10.1 m位置)工作面推进过程探头应变变化曲线,见图7。工作面推进至距该测点约80 m位置(水平距离),探头测试的应变开始出现变化,但直至推进到距测点约46 m位置,6个通道的应变均呈同步变化,且变化幅度始终较小。但从回采迎头距该测点46 m开始,探头6个通道的应变变化出现明显分异,其中有4个通道应变仍呈小幅变化,而2、6两个通道的应变变化出现明显分异,直至工作面推过测点位置,这两个通道应变变化的分异现象才逐渐消失,并重新回归于同步小幅变化。从图7显示的情况看,如果忽略2、6通道的分异现象,2号探头测点的最大应变增量显现于工作面推进至距探头前方5.0 m左右位置。

结合1#和2#测孔的测试结果,2个测孔最浅部测点探头(3.5 m和4.8 m)损毁,可以判断对应位置岩层已产生强烈破坏,出现了明显的错动位移,岩层表现为整体破坏。而对于底板下垂深6.8 m(1#测孔)和8.4 m(2#测孔)由于测点的探头部分信号通道失灵的原因,可以判断探头位置的岩层处于屈服变形极限或初始破坏状态,出现较大幅度的塑性变形,但未发生整体破坏。底板下垂深10.1 m和11.3 m位置的探头工作状态正常,围岩弹性变形明显,表明该位置围岩未发生破坏。

综合分析认为,4602综采工作面底板的采动破坏深度不超过10 m,与数值模拟结果基本一致。

4 结论

1)根据煤层顶、底板岩层组合及其结构性质特点,建立了反映完整底板岩层组合的工程地质模型,通过数值模拟方法对煤层开采过程中煤层底板应力、塑性区研究得出,煤层底板下0～4 m内岩体破坏较为严重,不具有阻水能力;煤层底板下4～10 m内岩体虽然发生了局部破坏,但其破坏程度相对较弱,具备一定的阻水能力。

2)煤层开采的结果必然引起应力的重新分布,根据现场煤层底板钻孔内不同深度传感器应变测试值随工作面推进的变化情况,确定出煤层底板破坏深度为8～10 m。

3)通过数值模拟和现场实测综合对比分析得出,煤层底板破坏深度为10 m。研究结果对该矿其他采区的生产和底板水防治具有重要指导意义。

摘要：根据某矿综采工作面煤层顶、底板岩层组合及结构性质特点,建立了反映完整底板岩层组合的工程地质模型,通过FLAC3D软件数值模拟分析了煤层开采过程中底板应力及破坏特征,结果表明:煤层底板下0～4 m内岩体破坏较为严重,不具有阻水能力;煤层底板下4～10 m内岩体虽然发生了局部破坏,但其破坏程度相对较弱,具备一定的阻水能力。结合现场煤层底板钻孔内不同深度传感器应变测试值随工作面推进的变化情况,确定出煤层底板破坏深度为8～10 m。综合对比分析得出煤层底板破坏深度为10 m。

关键词：底板突水,数值模拟,综采工作面,底板破坏深度

参考文献

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