突水预测的采动煤层底板相似模拟方法研究

以淮北朱庄矿Ⅲ616综采工作面为原型建立了相似模型,模拟工作面回采过程中的应力和位移变化。模拟结果表明由切眼向前开挖至45～50 m,老顶岩层初次断裂失稳,底板岩层压张应力差最大,采动造成的底板变形破坏深度在16 m以上,为突水危险地段;与数值模拟方法相拟合,计算采动造成的底板应力变化,选取Drucker-prager屈服条件作为判断岩石是否破坏为突水判据,由煤层底板塑性区分布图反映,当开挖至49 m左右时,底部导升区和上部采动破坏带基本贯通,可能发生突水。据此对工作面进行了布置,并采取了相应防范措施,取得了良好的应用结果。     

突水预测的采动煤层底板相似模拟方法研究

以淮北朱庄矿Ⅲ６１６综采工作面为原型建立了相似模型,模拟工作面回采过程中的应力和位移变化,模拟结果表明：由切眼向前开挖至４５～５０ｍ老顶岩层初次断裂失稳,底板岩层压张应力差最大,采动造成的底板变形破坏深度在１６ｍ以上,为突水危险地段,与数值模拟方法相拟合计算采动造成的底板应力变化。选取Ｄｒｕｃｋｅｒ－ｐｒａｇｅｒ屈服条件作为判断岩石是否破坏为突水判据,由煤层底板塑性区分布图反映,当开挖至４９ｍ左右     

断层构造对煤层底板突水的影响分析

在原岩应力、地质构造、地下水等因素基础上,从应力场和渗流场共同作用的角度出发,研究含底板岩体在内的采场岩体系统的变形与破坏。研究结果表明,随着工作面向前推进,底板岩层的破坏深度和范围逐渐增加,底板岩层中水平应力低于承压水压力的深度也逐步增大。随着开挖接近断层,断层对应力分布情况的影响越来越明显,最终在断层处造成突水。为了预防底板突水的发生,合理留设防水煤岩柱是必要的工程措施。     

基于FlAC（3D）模型的新集一矿岩溶水危险性研究

新集一矿1#煤层为矿区埋深最大的山西组煤层,太原组灰岩含水层是1#煤层开采时威胁最大的含水层。为合理评价1#煤层受太原组灰岩突水的威胁及煤层的可采性,按照煤层底板隔水层厚度、岩性组合及其力学性质,建立了FlAC3D模型。通过该数值模型对1#煤层进行模拟40m、80m、120m三次开挖,并用顶底板岩层的主应力差来反映其所处的变形阶段,分析了顶板来压前后底板的不同应力状态对突水危险性的影响,获得了开采1#煤层的顶板最大悬顶距、底板最大破坏深度等参数,认为开挖长度达到105m时,是最易突水位置,从而为后续详细勘探和工作面设计工作提供了参考。     

基于FLAC3D和DEM数据的缓倾斜煤层开采沉陷分析

宁夏石嘴山矿区位于西部黄河流域,其煤矿采空区沉陷导致地表生态和环境问题频发,对其采煤沉陷分析将对西部黄河流域煤矿区的环境修复有一定的积极作用。为研究缓倾斜煤层采空区围岩应力与位移场演化特征,以宁夏石嘴山矿区为对象,基于FLAC3D数值模拟软件,建立缓斜煤层开采三维数值模型,计算分析采空区围岩应力、塑性区及位移变化规律,并基于两时相DEM叠加统计分析地表位移变化,与数值模拟结果进行相互验证。结果表明:地下开采引起应力重分布,采空区顶板及煤柱出现明显的应力集中现象,最大主应力呈现从煤层顶板向地表递减的变化趋势;越靠近采空区顶部的岩层垂直位移越大,随着远离采空区逐渐减少,开采完成后地表垂直位移最大值约12 m;随着采空区面积的不断增大,采空区四周及角隅处塑性区逐步延伸扩大,且以剪切破坏为主;地面沉陷盆地不对称,2个沉降中心均发生在沉陷盆地中部且偏下山方向,下山方向比上山方向影响范围更大;数值模拟计算的沉降量与两时相DEM叠加统计分析的变化量结果及趋势基本一致,研究成果可为煤炭安全开采提供参考依据,为地表沉降监测提供新方法。      

淮南矿区地应力条件及其对煤层顶底板稳定性的影响

通过现场地应力测量和理论分析以及数值模拟计算,研究了淮南矿区地应力分布规律,探讨了圆形硐室围岩应力分布和不同侧压下回采工作面顶板稳定性分布。研究结果表明:淮南矿区原岩应力主要表现为自重应力场,除局部构造应力集中外,不存在高构造应力;区内侧压力系数λ值一般为0.49~1.49,平均为0.92,并且与测点距地表深度有一定的趋向性,表现为在浅部λ值较大,变化范围也大,而在深部λ值渐小,变化范围也缩小;回采工作面顶底板稳定性与侧压系数λ的大小密切相关,且随侧压系数λ的增大,顶板垂直位移减小,顶板岩层易于形成结构平衡而保持稳定,但底板垂直位移量增大,且易于形成底鼓破坏。这些认识为研究区煤层顶底板岩层支护控制提供了科学依据。      

开滦矿区地应力场特征及其研究意义

地应力是影响矿井突水的重要因素之一,是存在于地壳中的重要能量场条件。采用现场应力解除法对开滦矿区多个矿井进行了地应力测试,分析了研究区现今地应力分布规律,在此基础上,建立了煤层底板突水危险性与岩石力学性质及地应力之间的相关关系和模型,对范各庄矿12煤层底板和东欢坨矿12-2煤层底板突水危险性进行了评价。研究结果表明,本区地壳浅部现代地应力作用较强,整体处于近东西向挤压应力场中,在挤压应力作用下,煤岩层应力状态主要表现为水平主应力大于垂直主应力,原岩应力主要由构造应力和自重应力场构成。煤层底板突水危险性受岩石力学条件和地应力所控制,当岩石破裂压力大于水压（Pf〉Pw）,则不产生突水;若岩石破裂压力小于水压时,则有可能突水。当承压水的水压（Pw）小于最小水平主应力（σhmin）时,不会产生突水。只有当承压水的水压（Pw）大于最小水平主应力（σhmin）时,存在突水危险性。范各庄矿12煤层底板和东欢坨矿12-2煤层底板破裂压力（Pf）和最小主应力（σhmin）均大于其底板岩体承受的水压（Pw）,本区在无构造破坏卸压条件下是不会发生底板突水的。     

拉张盆地不同埋深复合地层中隧道围岩变形破坏数值模拟研究

不同埋深的软硬岩层叠置复合地层变形破坏形式复杂而使得软岩大变形和硬岩岩爆位置相关关系不够明确。在拉张盆地中自重应力为主,侧压系数一般较小且多数在1.0以内。本文以在水平和铅垂叠置复合地层中TBM开挖圆形断面隧道为例,采用有限差分程序FLAC3D对拉张盆地中不同埋深、不同叠置型式复合地层中TBM开挖后的三维弹塑性位移变形、主应力和塑性破坏分布变化特征展开数值模拟研究。模拟结果表明,围岩变形主要发生在软岩层地层中,埋深超过800 m后沿隧道轴向软岩大变形藕节状分段开始显现;随埋深增加,硬岩稳定性变差,顶拱位移增加尤其明显;随埋深增加,软岩和硬岩地层之间主应力差异变小,硬岩中储能明显;埋深越大塑性区分布范围越大;埋深较小时岩层以拉张破坏为主,埋深较大时以剪切破坏为主,两种状态的转换埋深(临界深度)约为800 m。由此对拉张盆地中深埋界限值给予了理论验证。     

煤层开采后覆岩稳定性物理模型及数值模拟

选取鄂尔多斯盆地某典型的煤矿区,通过FLAC~(3D)数值模拟、相似材料模拟以及理论计算,对煤层开挖后上覆岩层稳定性进行模拟研究,预测多种采动下地层动力学发生失稳及周围岩体应力重分布的规律及影响范围。研究结果表明,FLAC~(3D)能够较好地模拟煤层开挖给上覆岩层带来的影响;煤层开挖后,采空区上方竖向位移呈现中间大,两边小的趋势;采空区的影响范围略大于开采范围。     

煤炭开采对煤层底板变形破坏及渗透性的影响

煤层底板变形破坏除受地质因素控制外,还受开采因素影响。通过试验和理论分析,系统研究了煤炭开采对回采工作面底板应力、应变和破坏及渗透性的影响。研究结果表明,不同岩性岩石的渗透性在全应力-应变过程中为应变的函数,在微裂隙闭合和弹性变形阶段,岩石的原生孔隙和裂隙容易被压密,岩石的渗透率随应力的增加由大变小明显,当应力增大至极限强度时岩石试件破坏形成贯穿裂隙,岩石的渗透率迅速增大至最大,不同岩性岩石存在一定差异性;随着回采工作面推进,煤层底板岩层在横向上划分为原岩应力区、超前压力压缩区、采动矿压直接破坏区和底板岩体应力恢复区4个区。煤层底板岩体的渗透性随着煤炭开采底板岩体变形破坏而呈规律性变化。      

孤岛工作面底板破坏深度微震测试与模拟分析

针对孤岛工作面煤层开采底板损伤问题,以河北葛泉煤矿11913孤岛工作面为研究对象,采用微震方法分析其底板破坏深度;并通过数值模拟对首采、跳采及孤岛3种工作面回采过程中围岩采动应力与底板破坏的规律进行了对比分析。微震测试结果显示11913工作面回采过程中微震事件主要发生在下巷,识别出工作面最大破坏深度20~25 m;基于COMSOL的11912首采、11914跳采及11913孤岛3个工作面数值模拟结果显示,11912首采与11914跳采条件下煤柱地应力集中状态变化不大,最大破坏深度小于11.56 m,仅发育至工作面底板的注浆改造层内部;而11913孤岛回采条件下,受到重复采动影响,工作面两侧煤柱应力集中状态骤增,最大破坏深度剧增至23 m,已发育至煤层底板的本溪组灰岩含水层。研究结果对于华北型煤田下组煤层开采底板破坏规律分析与不同类型工作面回采条件下底板水害防治有一定的参考价值。      

Analytical Model of Stress Field and Failure Depth in Multilayered Rock Masses of Mining Floor Based on the Transfer Matrix Method

Accurate calculation of stress distribution and failure depth of coal seam floor is the key to the floor water inrush risk evaluation. In consideration of the fact that the floor rock masses are multilayered distribution due to deposition, this paper presents a mathematical model for calculating stress field and failure zones in the floor strata caused by coal mining. By the application of the Fourier transform, the transfer matrix describing the relationship between the abutment pressure of stope and the stresses in arbitrary depth of multilayered rock masses is derived in the transformed domain. Then, the actual solution in the physical domain can be obtained by the inversion of Fourier transform through a MATLAB program. Finally, numerical examples are presents to verify the model and study the influence of the layered rock mass properties on the stress distribution and failure depth of mining floor.     

沿空留巷采煤对底板扰动破坏深度影响

以韩城矿区桑树坪煤矿下组煤3105工作面开采实际情况为背景,采用现场声波测试和数值模拟方法,对沿空留巷开采条件下煤层底板扰动破坏规律进行了研究。声波测试成果表明工作面底板扰动破坏深度为13.2~14.6 m,数值模拟成果显示工作面底板破坏深度为13.0~14.5 m,两种方法结果较为一致。通过与正常开采条件下底板破坏深度进行对比,结果表明,采用无煤柱式的沿空留巷开采技术不会对底板破坏深度造成较大影响。研究成果为国内底板带压工作面采用沿空留巷技术开采过程中底板扰动破坏规律的确定提供依据。      

大采深工作面煤层底板采动破坏深度测试

针对邢东矿大采深的情况,利用现场底板注水试验对2121工作面底板采动破坏深度进行了测试研究,依据单位注水量的动态变化以及注水孔与采线之间的距离关系,确定了底板破坏深度。试验结果表明:该工作面底板破坏深度为32.5~35m,比300m采深以内的工作面实测深度(9.15~12.0m)增加2倍以上,说明随着开采深度的增加,煤层底板采动破坏深度呈明显增大的趋势,因此,在水压和破坏深度二者同时增加的条件下,2121工作面深部煤层开采的突水危险性远远大于浅部煤层。测试结果为邢东矿大采深工作面的防治水方案的制订提供了科学依据。      

基于煤层巷道开挖卸荷效应的底板冲击孕育过程研究

采用相似模拟和数值模拟研究了河南义马煤田跃进矿采掘影响下巷道底板的应力及变形规律,揭示底板冲击矿压发生前的孕育过程。研究表明,巷道底板冲击受煤层埋深、顶板条件、巷道施工布置方式等多因素影响。在巨厚坚硬上覆砾岩影响下,工作面开采增加了相邻工作面的应力水平。在厚煤层中巷道沿顶板布置留底煤,巷道开挖后,一定范围的煤层底板中的水平应力升高,垂直应力降低,增加了煤层失稳破坏的可能性。巷道开挖卸荷过程中,底板由于没有支护,垂直位移增加,底板的塑性区范围大于两帮,并产生了明显的拉伸破坏,容易使底板成为冲击破坏突破口。      

新集矿区地应力场特征研究

矿井动力现象如巷道变形破坏、煤和瓦斯突出及煤层底板突水等都与地应力密切相关。应用水压致裂法对新集矿区的原地应力进行了测量,确定原地系统深部围岩的应力状态,即原地应力的量值和方向,研究获得了矿区地应力的赋存规律和基本特征。测量结果分析表明:新集矿区地应力场以水平应力为主导,属于构造应力场类型;垂直主应力和最大、最小水平主应力均随埋深的增加呈近似线性增加;最大水平主应力与最小水平主应力的比值范围是1.01~1.29,反映新集矿区受构造作用较恒定;测压系数的范围是0.98~1.3,随深度变化不明显;新集矿区受到F10断层东西向的拉张应力,最大水平主应力方向为近EW向。最后探讨了原地系统不同构造部位地应力方向差异的原因,初步分析认为,是受到阜凤推覆体的影响。      

Research on Correlation Between Abutment Pressure and Gas Drainage Flow of Coal Seam

In this paper, based on the field test of No.S3012 working face of Shan Mushu Coal Mine in Sichuan Coal Group, monitoring the abutment pressure and gas drainage flow during the mining process, studying the change law of the abutment pressure and gas drainage flow of the coal seam, and using the numerical simulation method research on the evolution of abutment pressure and displacement of coal seam during the mining process. The results shown that: with the advance of coal mining face, the abutment pressure of coal seam can be divided into stress decreasing area, stress increasing area and original stress area, and the stress state of coal seam and the pore, crack structure and permeability of coal body are obviously changed. With the advance of the mining face, the abutment pressure in front and back of the coal mining face is the moving abutment pressure, and the coal mining face to be in the pressure relief area, the front abutment pressure peak value deep into the coal body 5–10 m, the influence scope reaches the front coal mining face to 90–100 m, this area is the stress increasing area. And the evolution law of the roof displacement of goaf is similar to the elliptical with the axial ratio changes, when the ratio is close to 1, the roof subsidence affected area is similar to the shape of “O”.     

Measurement of the Strong Pressure Appearance Laws with Hard Roof and Full Mechanized Mining Extra Thick Coal Seam

To master the laws of strong strata behavior of Tashan coal mine under Carboniferous coal mining process, the laws of strong strata behavior in 8107 working face was measured and analyzed. It was shown that the average initial weighting step of 8107 working face was 59.4 m. The average periodic weighting step of main roof was 16.2 m. The maximum working resistance during periodic weighting was 14,711.1 kN. The maximum working resistance during non-periodic weighting was 11,339.9 kN. The average dynamic load factor K during periodic weighting was 1.31. The stress of coal column on the side of the goaf could be divided into four zones (stress stabilization zone, stress slow-increasing zone, significant—increasing stress zone, stress reduction zone) along the strike of 8107 working face. There was a peak of lateral support pressure along the trend of 8107 working face. And the peak position was biased to the side of return airway roadway. With the increase of the distance from the down-side of return airway, the pressure peak of the inner coal body along the strike of 8107 the working face increased and the peak position decreased from the coal wall. The peak stress of coal column tended to be close to the up-side of return airway. And the distance from the down-side of return airway for the peak of inner coal was larger than that for the peak of coal pillar. The peak position of abutment pressure of hard roof was in the range of 10–25 m in front of 8107 working face under full mechanized mining extra thickness coal seam conditions. The relative stress concentration coefficient of k was 1.3–6.5. The range of 10–25 m from the front of the working face to coal wall was stress reduction zone. And the influence range of abutment pressure was about 80 m. It was of great significance to the control and practice of the surrounding rock of the stope for the mining of the hard extra-thick coal seam.     

带压开采煤层底板破坏深度理论分析及数值模拟——以陕西澄合矿区董家河煤矿5号煤层为例

随着煤矿开采深度的不断增加,带压开采已经成为深部矿井普遍应用的一种采煤方法,而带压水上采煤的关键问题之一是确定采动引起的底板破坏深度。针对董家河煤矿5号煤层开采引起的底板采动破坏深度开展相关研究,以该矿的507综采工作面开采为工程背景,采用理论分析和数值模拟相结合的办法,动态再现了整个底板岩层渐进破坏过程,并得出底板岩层的最大破坏深度为10~11 m,该结果与现场实测结果一致;同时给出了该矿底板岩层破坏深度与工作面斜长和埋深关系的经验公式。该结论为董家河煤矿带压开采工作面煤层底板突水预测与防治提供了科学依据。