裂隙高度范文

裂隙高度范文（精选7篇）

裂隙高度 第1篇

1 工作面地质概况

16105工作面隶属于山东省武所屯煤矿, 16煤层位于太原组十灰之下, 平均厚度为2.85m。煤层结构简单。直接顶板为十下灰, 底板多为泥岩、砂质泥岩, 局部为粉砂岩或砂岩。工作面走向长度556.3m, 倾斜长度229.8m, 平均采深为330m。工作面采用综合机械化开采, 全部垮落法管理顶板, 工作面水文地质及构造条件简单。

2 覆岩裂隙带发育的数值模拟

2.1 数值模型的建立

本次数值模拟以16105工作面的工况条件为基础, 为方便计算, 对工作面的钻孔柱状图进行了简化, 模拟地层共简化为10层。模型尺寸设计和网格划分情况如下:该模型沿走向长度为400m, 沿倾向长度为200m, 高为120m, 煤层倾角近水平 (0°) , 整个模型划分为29600个网格, 共32718个节点。所建模型图如图1所示。

2.2 数值模型参数的选取

数值模型中选取的岩石力学参数均是按照由上向下的顺序, 其岩石力学参数如表1。受模型尺寸大小、计算容量、运算速度所限, 对模拟岩层简化为均布载荷加载。数模型上边界加载大小为上覆岩层自重应力, 模型上边界埋深为330m, 上覆岩层的平均容重为2.65, 计算得模型上边界所加载荷为8.75MPa。

2.3 数值模拟结果分析

2.3.1 工作面塑性破坏区模拟结果分析

从图2可以看出, 工作面推进200m时覆岩顶板出现不同程度的破坏, 自煤层顶板由下而上, 依次为拉伸破坏区、拉伸裂隙区、剪切破坏区和未破坏区。上覆岩层破坏形态呈现类似“马鞍”型, 在工作面上方和开切眼处, 破坏程度达到最大, 而在采空区上方破坏高度相对较小。在采空区的上覆岩层主要以拉伸和拉剪破坏为主, 再向上以剪切破坏为主。

2.3.2 工作面垂直应力场模拟结果分析

沿工作面走向推进200m时, 沿走向和倾向的垂直应力场如图3所示。由图3可以看出随着工作面的推进, 采空区上方应力由拉应力逐渐转变为压应力, 应力值也逐渐增大, 但增加程度越来越小, 反而在开切眼以及煤壁前方出现应力集中现象, 最大应力值达46.741MPa, 从而形成超前移动的支撑压力。

2.3.3 工作面竖直方向位移模拟分析

由图4可以看出, 采空区岩层内各点的下沉值由下往上逐渐减小, 说明覆岩内由下往上依次分为冒落带、裂隙带、弯曲带。两侧煤柱上方覆岩下沉量较小, 且离工作面越远, 下沉量越小, 最终几乎无下沉量。随着回采的进行和覆岩的移动, 工作面后方破碎的岩石逐渐被压实, 变形逐渐趋于稳定。因此随工作面推进, 当回采趋于稳定后, 工作面前后方的下沉盆地趋于一致。

综合分析塑性破坏区、垂直应力分布以及竖直方向位移场的模拟结果, 得出覆岩导水裂隙带高度为21.2m。

3 覆岩导水裂隙带的现场实测

本文采用井下钻孔双端封堵测漏法对武所屯煤矿16105工作面覆岩顶板破坏高度进行了实测。现场观测共布置3个钻孔, 采前孔仰角取30°, 采后孔分别取35°和30°, 孔深分别为55m、50m、55m。根据观测数据, 得出采前、采后孔不同观测段注水漏失量对比图, 如图5所示。

从图中可以明显看出采前1#孔整个孔段均有大小不一的漏失量, 采后2#孔从孔深15m-18m处有明显漏水, 以33m采后1号孔实测裂隙带上界, 此处至煤层顶界垂高为18.93m采后3#孔在13.5m-28.5m之间均有明显漏水, 因此, 以孔深38.5m为采后2号孔实测裂隙带上界, 可得其至煤层顶界的垂高为18.75m。综合以上数据可得实测16105工作面裂隙带发育高度为18.93m, 与数值模拟结果基本相符。

4 结论

(1) 运用数值模拟软件模拟了16105工作面开采过程中覆岩顶板塑性破坏区、垂直应力分布情况, 确定了导水裂隙带高度为21.2m左右。对现场进行实测, 可以得出覆岩的破坏高度为18.93m, 与数值模拟结果基本相符; (2) 利用数值模拟软件, 可以对类似开采条件下的覆岩导水裂隙带高度进行预测, 模拟结果可用于指导煤矿生产。

摘要：根据武所屯煤矿开采技术条件和岩石力学参数等, 建立数值模型, 运用数值模拟软件FLAC3D对上覆岩层随工作面推进时的塑性区破坏、应力分布情况以及垂直位移场进行了数值模拟, 采用应力判别法确定覆岩导水裂隙带高度, 并利用现场实测对覆岩破坏高度进行了验证, 结果表明:通过数值模拟的方法预测覆岩破坏高度具有较好的准确性和优越性。

关键词：裂隙带高度,塑性破坏区,垂直应力,数值模拟

参考文献

[1]李学良.基于FLAC3D的采动区覆岩破坏高度数值模拟研究[J].煤炭技术, 2012, 31 (10) :83-85.

[2]何国清, 杨伦.矿山开采沉陷学[M].徐州:中国矿业大学, 1991.

浅谈导水裂隙带高度的预计方法 第2篇

导水裂隙带高度的确定, 对煤矿矿井水患的研究至关重要, 是煤矿研究一切水患的基础。由于受到多种条件的影响和制约, 要做到准确地对导水裂隙带的高度进行预计是相当困难的。经过多年的观测及研究, 釆矿学者和一线采煤工作人员总结出了许多计算导水裂隙带的方法, 这些方法, 是目前采矿学水患研究最突出的理论。

1常用方法介绍

1. 1经验公式法

大量学者以及矿山工程技术人员多年对水体下开釆上覆岩层移动特点的观测过程中总结出来一些计算公式。尽管从理论的角度来讲, 这些公式并不能广泛适用于所有环境, 只是能够在特定的条件下给出一定的解释, 但是在绝大多数实际情况中, 通过这种方法得到的预测结果, 其参考价值还是值得认可的。这些公式现如今在多种工程实践 ( 如对水体下开釆上覆岩层的移动变形进行的预测) 中得到了广泛运用, 这就从一定程度上说明经验公式的计算方法也具有一定的精度, 也有其运用的理论基础。

迄今为止, 由于一直以来缺乏公认的公式, 对于厚煤层综釆放顶煤开采条件下的导水裂隙带高度的预测计算常常分为两步: 首先进行初步估算, 具体依据《建筑物、水体、铁路及主用井巷煤柱留设与压煤采规程》中的经验公式; 其次再根据专家经验进行调整, 也可以依照专家意见进行现场实测确定。

1. 2类比法

在预测导水裂隙带高度时, 类比法是经常会被用到的一种方法。上覆岩层在厚度、倾角、岩性、釆煤方法等方面具有相似的特点, 在运用这种方法时, 往往要结合相似矿井煤层所赋存的条件, 观测并分析上覆岩层的移动特点和规律, 从而预测本煤层上覆岩层的移动情况和破坏规律, 以通过预测的结果进一步确定水体下开釆的安全可行性。

从理论的角度来讲, 如果相邻矿井不仅在煤层埋藏条件和厚度上相似, 而且上覆岩层的赋存也具有相似的特点, 那么使用类比法会得到比较精准的预测结果。然而, 在应用的实际过程中, 要想找到两个或者两个以上相邻矿井, 使其具有相似甚至相同的煤层埋藏条件和上覆岩层赋存条件, 是一件很困难的事情。在这种情况下, 往往都要首先对本矿井与邻矿井在煤层埋藏条件和上覆岩层赋存特点等方面的不同之处进行研究分析, 再结合相关的理论依据, 进一步修正邻矿的观测结果, 最终得出本矿的预测结果。

1. 3数值模拟方法

从20世纪的80年代初期到如今, 在计算机技术迅速普及的大背景下, 一种新的模拟技术数值模拟技术开始初现, 并且也日臻成熟, 到现在为止, 已经广泛地被应用到了多个研究领域。这种方法是以电子计算机为载体, 运用各种信息技术, 通过计算数值和显示图像的方式, 对工程问题、物理问题以及各类自然界的问题进行研究, 达到所需目的。

1) 要寻求效率高、精度准的计算方法, 这正是建立数学模型所必需解决的问题。目前, 在前人不断的努力下, 多种数值模拟方法都被逐渐创立。这些计算方法包括离散化的微分方程、求解方法、建立具体的坐标, 处理边界条件等。在过去, 这些问题经常会被人们回避或者忽略, 而如今对此类问题的研究和重视也越来越多。

2) 由于计算过程得到的大量数据的显示方式只能凭借图像方式得以实现, 因而数值的图像显示工作就变得非常重要。 在髙科技迅速发展的今天, 图像已经被人们做得如同相片一样生动逼真, 甚至还可以动态地显示各种过程, 因此, 高水平的模拟和高质量的图像显示愈来愈受到人们的青睐。

在对导水裂隙带的高度进行数值模拟时, 所应用的方法种类繁多, 常用的有两种: 一种是先观测上覆岩层的岩性, 根据实际观测结果确定相应的参数数值, 然后在相应的应用软件中输入相应的参数, 最终得到预期的计算结果等; 另一种是依据覆岩层在釆煤工作面上的移动规律, 建立相应的数学模型, 然后将数学模型通过计算机语言进行计算分析和图形显示。一般情况下, 前者被运用的较多, 因为后者比较复杂, 要想得到与预期相符的结果和图像, 需要经过很长时间的分析和研究。

在现行的计算分析软件中有多种, 如有限差分程序、离散元程序、有限元程序和边界元程序。而在诸多程序中有限元程序的使用次数最多, 主要原因是, 对于不同的地质构造和性质的岩层, 该程序都可以模拟, 并且大量的计算表明其参考价值较高。

1. 4相似材料模拟法

相似材料模拟是用相似材料或相似结构进行岩体的工程地质物理力学模拟的方法。按照试验的目的, 分为设计模拟和机制模拟。相似材料模拟试验方法主要是应用一定配比的人工材料, 按照相似律及几何相似原理, 制成一定比例尺的模型, 然后对模型施以模拟实际情况的附加荷载或对模型进行开挖, 观察模型的应力、应变、位移和破坏, 据此推定现场岩体的应力、变形和破坏情况。在预测煤矿导水裂隙带的高度时, 也经常应用相似材料模拟实验方法。相似材料模拟试验的目的一是了解覆岩破坏过程, 二是掌握覆岩在不同采高的采动影响下, “两带”发育高度。

1. 5神经网络法

现场实测和研究结果表明, 导水裂隙带高度的形成过程呈非线性的特点, 其系统本身就不断地进行着与外部环境的能量交换、物质交换和信息交换, 具备信息性、协同性、自组织性等特点, 是一个幵放的系统。神经网络是一种信息处理系统, 是在对人脑组织结构及活动机制的认识过程中提出的, 目的是模仿人脑结构及其功能。在解决非线性系统的问题方面, 神经网络法的适用性很强, 通过对现有实测资料的研究以及对问题实质及现状的分析, 此方法的运用, 加大了解决问题的可能性。

1. 6分数维理论 ( 分形几何)

与耗散结构理论、混纯理论相同, 分数维理论也逐渐成为近代非线性科学研究领域的一项重要成果, 近十年来也日益成为一种的热门科学。一些杂乱无章、不规则的原生裂隙系统常常存在于岩体当中, 分数维理论地运用, 能够很好地描述原生裂隙系统以及釆动裂隙系统的几何特征, 经过煤层的开釆之后, 导水裂隙带的最大高度得以确定, 其空间分布形态就会体现出来。而鉴于当前条件的局限, 该理论方法也只能实行于理论研究中, 要想在具体的工程应用当中进行尝试, 相对比较困难。

1. 7实际观测理论分析法

实际观测理论分析法是先通过对水体下煤层实际采时的上覆岩层进行观测, 进而对观测结果进行理论分析, 从而有效确定相对合理的开采方法。在水体下已经进行开采的时候一般采用这类方法, 具体步骤如下: 首先采取最安全的方法对水体下的煤层进行开采, 并对上覆岩层的移动规律和移动特点进行同步分析, 有效地改进和完善开采方法, 进而确定出最合理、 有效的开采方法。在现实中, 有些水体下的岩层结构较为复杂, 釆用一般的预测方法达不到预想的效果, 实际观测理论分析法的使用就尤为重要。

2结语

本文对煤层采动时导水裂隙带高度的计算方法进行了简单的介绍, 水体下矿井开采时, 应选用合适的方法对其导水裂隙带进行计算, 同时多种方法可以协同计算, 防止地表水进入矿井形成水害, 危害矿井安全。

参考文献

[1]赵经彻, 陶廷云, 刘先贵, 等.关于综放开采的岩层运动和矿山压力控制问题[J].岩石力学与工程学报, 1997 (2) :37-44.

[2]刘天泉.我国“三下”采煤技术的现状及发展趋势[J].煤炭科学技术, 1984 (10) :24-28.

裂隙高度 第3篇

20世纪60年代至80年代期间,提出了有效导水裂隙和无效导水裂隙的区分方法,其中煤科院刘天泉院士于80年代初期,根据华北地区煤矿有限的现场实测资料,进行回归统计得出的经验公式在一定程度上满足了当时我国水体下采煤设计的要求。

80年代至今,引入包括现代统计数学、损伤力学、断裂力学等新型学科,同时将计算机技术与现场探测及定性描述分析相结合,极大地促进了导水裂隙带研究向定量化、精确化发展,大大提高了地质基础资料的有效利用率,研究成果的实用性不断增强。

2 导水裂隙带高度主要影响因素分析

根据国家煤炭工业局制定的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》(以下简称“三下”规程)中对导水裂隙带高度的预计以及煤矿工程地质基础理论和煤矿生产实践,当前导高预测主要考虑有以下几个影响因素:煤层厚度、顶板岩层单轴抗压强度、顶板岩层结构类型、工作面斜长、采深、推进速度。

3 导水裂隙带高度测量方法

3.1 室内模拟

3.1.1 经验公式

经验公式法清晰明确,计算简单,满足了我国煤矿水体下采煤设计的要求,但公式属于数学均化的思路,它掩盖了关键层在覆岩破断运动中的控制作用,会使预计的覆岩导水裂隙带高度与实际偏差很大,甚至会导致一些突水事故的发生。

3.1.2 相似模拟

采用相似材料构建上覆岩层的模拟模型,通过模拟在不同覆岩特性、不同开采厚度、断层活化时等情况下的覆岩破坏规律和高度,得到导高数据及其计算方法。

3.1.3 数值模拟

利用数值模拟对开采造成的覆岩破坏规律进行分析,从而判断出导高,填补了由于观测手段、现场实测和物理模型本身缺陷而导致不能获取垮落过程中足够信息的不足,现已逐步成为导高预测的有力工具。

3.2 现场实测

3.2.1 高密度电阻率法

基于岩石的电阻率差异理论,在不同时间内测量相同岩体的电阻率变化,就可以通过判定岩体的形变过程来确定煤层顶板的裂隙带高度。

3.2.2 超声成像法

通过使用超声成像数控测井仪对钻孔进行扫描、摄影、绘制曲线,能够直接判断覆岩破坏和裂隙发育的情况,并以此预测导水裂隙带发育高度。

3.2.3 声波CT层析成像法

此方法是利用传感器收集人工激发声波在被检测介质中传播所得的探测数据,将层析成像的波速切面同地质剖面对比后,可得到导高的探测结果。

3.2.4 钻孔冲洗液观测法

该法以地面钻孔为依托,通过孔中岩芯完整性状况描述及简易水文观测来判定导水裂隙带的高度。

3.2.5 井下钻孔注、压水法

这是由山东科技大学采矿工程研究院最先进行井下实际应用的方法,也称“双管双端封堵测漏技术”。其具体方法是:预先在工作面附近掘进一条专门的观测巷道,之后在此巷道通过仰角倾斜的形式钻1个~3个钻孔。在钻孔中实施分段封堵注水测漏,同时根据漏水量大小对应岩层裂隙发育状况的关系,从而达到对覆岩运动进行一系列动态监测的目的。通过对工作面回采前、后钻孔注水试验流量的比对及水压曲线,继而预测确定采动导水裂隙带的发育高度。

3.2.6 钻孔电视法

这种测井方法是利用电视技术观察钻孔孔壁的地质情况,从而可以判别导高发育情况。

4 结论

(1)目前普遍采用的导高预测经验公式已经不能与高产高效的采煤现状相适应,其预计结果的可信性较差,也不能准确有效地指导煤矿井下水害防范及矿区生态潜水的保护。

(2)影响导水裂隙带发育高度的主要因素包括煤层开采厚度,顶板岩层单轴抗压强度、顶板岩层结构类型,同时开采深度、工作面跨度(斜长)、工作面推进速度等关键指标。

(3)单纯采用经验公式、相似模拟、数值模拟等方法,本身会有很大误差。故必须将现场探测与理论计算相结合,将定量探测与定性分析相对照,建立全面反映导高与采深等一系列因素相关的推导公式,可以有效提升公式计算的正确性。

参考文献

[1]邹海,等.导水裂隙带高度预测途径探讨[J].江苏地质,1997,21:98-102.

[2]栾元重,等.近距煤层开采覆岩导水裂隙带高度观测研究[J].采矿与安全工程学报,2010,27(1):139-142.

[3]刘伟韬,等.覆岩裂缝带发育高度的实测与数值仿真方法研究[J].煤炭工程,2005,11:55-58.

[4]陈荣华,等.综放面覆岩导水裂隙带高度的确定[J].采矿与安全工程学报,2006,3(2).

[5]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[S].北京:煤炭工业出版社,2000.

[6]煤炭科学研究院北京开采研究所.煤矿地表移动与覆岩破坏规律及其应用[M].北京:煤炭工业出版社,1981.

裂隙高度 第4篇

1导水裂隙带发育高度影响因素

导水裂隙带发育高度的影响因素如下:

(1)采高,该指标反映了地下开挖垂向高度大小对开挖后顶板岩体应力重分布、变形和破裂范围的影响[2]。

(2)硬岩岩性比例系数。

(3)工作面斜长,属开采空间尺寸对导水高度影响的指标[2]。

(4)采深。

(5)推进速度。

2 SVM分类的基本原理

对于分类指标的非线性数据,SVM的核心就是引入核函数的概念

相应的决策函数为

本文选用SVM中常用的径向积RBF核函数进行计算:

3导水裂隙带发育高度预测方法分析

3.1样本采集

本文收集了24组导水裂隙带发育高度样本,如表1,前面18组作为模型的训练样本,后面6组作为测试样本。

3.2样本数据预处理

应用WEKA对这五个指标进行归一化处理,为了方便,我们记采高为A1、硬岩岩性比例系数为A2、斜长为A3、采深为A4、推进速度为A5、发育高度结果为C,高表示为3、中表示为2、低表示为1。然后对归一化的原始数据进行离散化处理,离散化处理后,去掉数据中的重复记录,然后通过粗糙集进行属性约简,发现5个属性都是不可缺少的。

3.3模型预测

为了便于预测,假设8组待测样本类别属性皆为3(即发育高度为高)。

RBF核函数最优参数:-c=21.1121,-g=0.4353。

通过MATLAB程序编写相应的SVM算法,核函数默认为RBF核函数,预测结果为:2,2,2,3,2,2。

3.4结果分析

由预测结果可知,预测准确率为5/6,如表2所示,总体来说SVM分类器预测较准确。

4结论

(1)本文通过支持向量分类机,对影响导水裂隙带发育高度的五个因素进行了训练和分类,由16组数据验证了五个指标对导水裂隙带发育高度的影响。

(2)利用WEKA、MATLAB等软件,结合粗糙集理论,对8组待测样本进行了基于LIBSVM的训练和预测,预测结果准确率为5/6。

(3)建立了导水裂隙带发育高度的支持向量机多分类模型,通过计算证明其预测结果在一定程度上优于理论公式法和经验公式法,大大提高了预测的准确度。可见利用SVM对导水裂隙带发育高度进行分类是可行的。

参考文献

[1]吴广竹,徐智敏.基于BP神经网络的导水裂隙带高度预测研究[J].能源技术与管理,2008,01:90-92.

裂隙高度 第5篇

1 工作面地质概况

16105 工作面隶属于山东省武所屯煤矿,16 煤层位于太原组十灰之下,其平均厚度0. 85 m。煤层结构简单,仅在4 个见煤点有1 层炭质泥岩夹石。直接顶板为十下灰,泥岩伪顶呈树叉状分布于井田南部,底板多为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩或砂岩。工作面走向长556. 3 m,倾斜长229. 8 m,平均采深330 m。工作面采用综合机械化开采,全部垮落法控制顶板。工作面水文地质及构造条件简单。

2 覆岩裂隙带发育高度的数值模拟

2. 1 数值模型的建立

本次数值模拟以16105 工作面的工况条件为依据,为方便计算,对工作面的钻孔柱状图进行了简化,模拟地层共简化为12 层。模型沿走向长度400 m,沿倾向长度200 m,高度120 m,煤层倾角近水平( 0°) 。整个模型划分为29 600 个网格,共32 718 个节点。所建模型如图1 所示。

2. 2 数值模型参数的选取

数值模型中岩层按照由上向下的顺序布置,所选取的岩石物理力学参数见表1。受模型尺寸大小、计算容量、运算速度所限,将模拟岩层简化为均布载荷加载。数值模型的上边界采用与相似材料模拟实验相类似的简化方法,模型上边界加载大小为上覆岩层自重应力,模型上边界埋深为330 m,上覆岩层的平均重力密度为2. 65×104N / m3,计算得模型上边界所加载荷为8. 75 MPa。

2. 3 数值模拟结果分析

2. 3. 1 工作面塑性破坏区模拟结果分析

从图2 可以看出,16105 工作面推进200 m时覆岩顶板出现了不同程度的破坏,自煤层顶板由下而上,依次为拉伸破坏区、拉伸裂隙区、剪切破坏区和未破坏区。上覆岩层破坏形态呈现类似“马鞍”形,在工作面上方和开切眼处,破坏程度达到最大,而在采空区上方破坏高度相对较小。在采空区的上覆岩层主要以拉伸和拉剪破坏为主,再向上以剪切破坏为主。

2. 3. 2 工作面垂直应力场模拟结果分析

工作面沿走向推进200 m时,其走向和倾向的垂直应力场如图3 所示,可以看出,随着工作面的推进,采空区上方应力由拉应力逐渐转变为压应力,应力值也逐渐增大,但增加幅度越来越小,反而在开切眼及煤壁前方出现应力集中现象,最大应力值达46. 741 MPa,从而形成超前移动的支撑压力。

2. 3. 3 工作面竖直方向位移模拟分析

由图4 可以看出,采空区岩层内各点的下沉值由下往上逐渐减小,说明覆岩内由下往上依次分为垮落带、裂隙带、弯曲下沉带。两侧煤柱上方覆岩下沉量较小,且离工作面越远,下沉量越小,最终几乎无下沉量。随着回采的进行和覆岩的移动,工作面后方破碎的岩石逐渐被压实,变形逐渐趋于稳定。因此随工作面推进,当回采趋于稳定后,工作面前后方的下沉盆地趋于一致。

为了更加直观地观测随工作面推进垂直位移的变化,在采空区中央由下向上依次布置了1 ~ 6 号测点,各测点的位移下沉量变化见图5。从图5 中可以看出,1 号测点最大下沉量为0. 235 m,6 号测点最大下沉量为0. 035 m。1 ~ 6 号测点的位移下沉量依次递减,且随着工作面的推进,下沉量逐渐减小,下沉趋势逐渐趋于一致,最后伴随着岩层被压实,变形趋于稳定。

综合分析以上塑性破坏区、工作面垂直应力分布,以及垂直位移场的模拟结果,可以得出覆岩导水裂隙带高度为21. 2 m。

3 覆岩导水裂隙带高度的预计与现场实测

3. 1 覆岩导水裂隙带高度预计

根据16105 工作面围岩条件及岩石强度,选取中硬条件下裂隙带高度的计算公式:

式中: HLi为裂隙带高度,m; M为累计采高,m。

取M = 0. 85 m,代入式( 1) 计算得HLi= 11. 5 ~22. 7 m。

3. 2 覆岩导水裂隙带高度实测

采用井下钻孔双端封堵测漏法,对武所屯煤矿16105 工作面覆岩顶板破坏高度进行了实测。现场观测共布置3 个钻孔,采前孔仰角取30°,采后孔分别取35°和30°,孔深分别为55、50、55 m。根据观测数据,得到采前、采后孔不同观测段注水漏失量对比图,如图6 所示。

从图6 中可以明显看出,采前1#孔整个孔段均有大小不一的漏失量,采后2#孔从孔深15 ~ 18 m处有明显漏水,以孔深33 m为采后1#孔实测裂隙带上界,此处至煤层顶界垂高为18. 93 m,采后3#孔在13. 5 ~ 28. 5 m范围均有明显漏水,因此,以孔深38. 5m为采后2#孔实测裂隙带上界,可得其至煤层顶界的垂高为18. 75 m。综合以上数据,实测16105 工作面裂隙带发育高度为18. 93 m,与数值模拟结果基本相符。

4 结论

1) 运用FLAC3D数值模拟软件模拟了16105 工作面开采过程中覆岩顶板塑性破坏区垂直应力分布,以及竖直方向的位移下沉情况,从而确定了导水裂隙带高度为21. 2 m左右。结合经验公式和现场实测,可以得出覆岩的破坏高度为18. 93 m,与数值模拟结果基本相符。

2) 利用数值模拟软件,可以对类似开采条件下的覆岩导水裂隙带高度进行预测,模拟结果可用于指导煤矿生产。

参考文献

[1]李学良.基于FLAC3D的采动区覆岩破坏高度数值模拟研究[J].煤炭技术,2012,31(10):83-85.

[2]何国清,杨伦.矿山开采沉陷学[M].徐州:中国矿业大学出版社,1991:35-239.

[3]刘增辉.利用数值模拟方法确定导水裂隙带发育高度[J].矿业安全与环保,2006,33(5):16-19.

[4]安泰龙,王连国,浦海,等.浅埋煤层导水裂隙带发育规律的数值模拟研究[J].矿业研究与开发,2010,30(1):33-36.

[5]马亚杰,武强,章之燕,等.煤层开采顶板导水裂隙带高度预测研究[J].煤炭科学技术,2008,36(5):59-62.

[6]刘伟韬,武强,李献忠,等.覆岩裂缝带发育高度的实测与数值仿真方法研究[J].煤炭工程,2005(11):55-57.

[7]李文生,李文,尹尚先.综采一次采全高顶板导水裂缝带发育高度研究[J].煤炭科学技术,2012,40(6):104-107.

裂隙高度 第6篇

1工程概况和地质条件

本工程项目生产规模8.0Mt/a,采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法。主采煤层为4煤层,厚度10.1m~13.6m,平均厚度11.5m,结构简单,一般含两层夹矸,赋存较为稳定。工作面煤层无明显的伪顶存在,直接顶为深灰色厚层状泥岩,中间夹粉细砂岩薄层,厚度0.45m~1.9m,一般1.0m左右,老顶下部为浅灰色粉砂岩,中夹灰白色细砂岩,上部为钙质胶结粗砂岩,厚度1.15m~5.70m,平均3.47m。

2数值模拟计算参数

数值模拟结果是否更为接近实际,取决于参数选取的准确性,本次模拟根据地质资料和实验室岩石力学实验结果,煤层及主要岩层物理力学参数,见表1。

3综放开采导水裂隙带高度计算

3.1数值模拟计算

3.1.1数值计算方案

(1)建立数值计算模型,然后生成初始应力场,通过计算得到大佛寺煤矿工作面斜长模型的初始应力场,模型各单元初始应力均达到10-5数量级为初始应力平衡,则地层充分稳定,达到原始开挖条件。

(2)推进工作面,按回采工艺(煤层厚度12m,沿顶板推进,采高4m)开采,工作面宽度为180m,模拟工作面推进长度480m,前180m推进间距10m;180m后工作面推进间距15m,共分38个步骤模拟整个推进过程。

3.1.2计算结果分析

随着工作面推进过程的变化,顶板陆续出现不同程度的位移和应力变化。煤层顶板由下而上,依次出现四个分区,分别为拉伸破坏区、拉伸裂隙区、剪切破坏区和未破坏区域。拉伸破坏区指的是在受到双向拉应力作用下,岩层被拉断并出现垮落的区域。拉伸裂隙区是由于拉应力超过了岩体的抗拉强度,在受拉方向产生拉伸裂隙,这些裂隙宽度和发育情况不同,对岩体破坏程度也不同。拉伸破坏区和拉伸裂隙区主要分布在采空区上方岩层的拉应力区内,据此判断,工作面顶板首先受到剪切破坏,并使顶板裂隙得到发育,进一步发展为拉伸破坏,最终发生断裂和垮落,故直接顶的垮落为拉伸破坏所致。通过对顶板岩层破坏场的分析,可以发现工作面开采后顶板岩层破坏后的区域、采空区前后煤壁上方、采空区上方塑性区分布与垮落带、裂缝带的发育范围基本是相对应的。

(1)回采10m,回采范围相对较小,回采工作面上方的顶煤随采随垮,垮落高度4m左右,工作面周围岩体应力释放使得开切眼上方形成了小范围的应力卸载区,高应力区出现在工作面前方的煤壁,其中回采工作面前方煤壁出现压剪破坏。垂向力场的分布基本上以采空区中心呈轴对称分布,工作面前端5m左右的煤壁处支承压力达到最大值9.8MPa,向前出现应力降低区,在工作面前端10m~15m处垂直应力趋于稳定,垂直应力值在8.5MPa左右。

(2)工作面回采80m时,开采扰动影响趋于稳定,顶板零应力区域进一步扩大,老顶岩层进一步开始破坏,覆岩塑性破坏区发育高度达到75.5m,见图1,煤壁最大支承应力为13MPa左右,出现在工作面前方6m处,煤壁前方50m左右范围内支承应力趋于平衡,其值大小在9.9MPa左右,并在工作面覆岩前方出现拉剪破坏区。

工作面回采90m、100m、120m时和回采80m时应力场分布基本一致,应力值增加较小。煤壁前方应力集中区分区特点明显,沿着工作面推进方向分为三个区:分别为减压区、增压区和稳压区。在工作面推进过程中,三个应力分区的范围随推进过程不断变化,当工作面推进20m时,减压区和增压区影响范围约为15m,工作面推进至40m时,减压区和增压区影响范围约为40m,工作面推进至60m时,减压区和增压区影响范围约为50m,当工作面继续推进,应力区域的范围基本稳定在50m左右。

(3)工作面回采180m时,顶板的塑性破坏区深度达到160m,工作面回采300m时,顶板的塑性破坏区深度达到200m,工作面回采480m时,塑性破坏区的范围增大,顶板的塑性破坏区深度达到210m,高度没有增加,表明塑性破坏区发育高度已经基本稳定,最大导水裂隙带高度为210m。详见图2。

(4)根据数值模拟过程分析,导水裂隙带为采空区上方相互贯通的拉应力塑性区,导水裂隙带发育的最大高度为覆岩塑性区发育的最高点。此外,根据工作面推进过程与覆岩塑性变形演变关系,在达到充分采动前,导水裂隙带发育高度与推进距离基本呈线性关系,推进300m后,不再继续向上发展,曲线趋于平缓,见图3。

3.1.3导水裂隙带数值模拟计算结果

通过综放采场覆岩采动影响下应力场和破坏场的分析,以及岩层垮落、移动形态,根据综放采场采空区上部覆岩层塑性区发育情况,确定本矿井综放采场导水裂隙带的发育高度为210m左右,裂高采厚比为17.50。

3.2工程实测导水裂隙带发育高度

为了探查导水裂隙带实际发育高度,建设单位又分别采取钻液漏失量观测法和钻孔彩色电视窥视法对导水裂隙带发育高度进行了工程实测。通过实测,导水裂隙带发育高度181.08m~205.44m,裂高采厚比15.09~17.12,平均16.02。

3.3数值模拟与工程实测对比分析

在与现场开采实际充分相似情况下,数值模拟计算出裂高采厚比为17.50,工程实测裂高采厚比15.09~17.12,平均16.02。两种方法结果吻合度较高,说明数值模拟参数取值正确,数值计算方案具有借鉴意义。

4结论

(1)通过数值模拟计算,证明综放开采较传统分层开采导水裂隙带发育高度有较大变化。

(2)综合数值模拟和工程实测,本区综放开采导水裂隙带裂高采厚比一般为15.09~17.5,平均16.76,这一结论可为相似条件下导水裂隙带发育高度预计提供参考。

摘要：为了探求综放开采条件下导水裂隙带发育高度与采厚的关系,采用数值模拟方法对综放开采导水裂隙带发育高度进行了模拟计算,通过与工程实测数据的对比分析,获得本区综放开采导水裂隙带裂高采厚比平均值为16.76,综放开采产生的导水裂隙带发育高度比分层开采的大,为相似区域内、相同条件下导水裂隙带发育高度预计提供了参考。

关键词：综放开采,导水裂隙带,数值模拟

参考文献

[1]许海涛,等.综放工作面导水裂隙带发育高度预计[J].煤炭技术,2015,06:10-13.

[2]戴露,等.综放开采条件下导水裂隙带发育规律探测[J].煤矿安全,2009,3:90-92.

[3]余学义,等.机械化开采条件下导水裂隙带发育高度研究[J].煤炭工程,2015,9:86-89.

裂隙高度 第7篇

目前, 一分层工作面已经回采结束。根据矿井地质及采矿条件分析, 二分层开采煤层距UDT富含水层的岩柱高度及隔水层厚度变化较大, 为了在保证矿井安全开采的前提下提高资源采出率, 必须进行二分层综采条件下覆岩导水裂隙带高度探测。此前已经使用井下仰孔注水漏失量法进行了一分层1112工作面开采覆岩导水裂隙带探测, 鉴于第一分层开采后覆岩遭受破坏、井下观测难度较大, 选择从地表钻孔进行二分层首采工作面开采覆岩导水裂隙带高度探测。

1 地质及开采条件

1.1 工作面位置及标高

1204工作面位于井田南翼采区下山北侧, 为Ⅵ煤二分层首采工作面。西部到井田场地保护煤柱, 北至LDT隔水层10 m等厚线, 南部为胶带下山保护煤柱。1204工作面与1104工作面为向外错距布置, 除轨道巷及切眼等部分巷道处于一分层1104面采空区以西、以南外, 其余均位于1104面采空区下方, 一、二分层工作面间距为2.8~8.6 m, 平均为4.5 m。工作面走向长667~677 m, 平均长672 m (至终采线) ;倾斜长 (净垛) 137.80~138.46 m, 平均长138.30 m;工作面倾角10.9°~11.9°, 平均倾角11.6°;工作面两极标高-320.0~-275.0 m, 地面为一分层回采后塌陷区。

采用长壁综采垮落控制顶板开采方法, 分层开采厚度为3 m。1204工作面已于2012年3月10日开始回采, 2012年10月6日回采结束。

1.2 煤层及顶底板

煤层为黑色, 半暗型煤, 块状, 局部较松软, 裂隙发育。厚38.00~40.52 m, 平均厚39.14 m。该面上方一分层1104面平均采厚2.98 m, 留顶煤厚度0~11.0 m, 平均厚5.3 m, 已垮落。

顶板为厚层灰白色中—粗粒长石砂岩, 局部含砾, 部分长石已高岭土化, 岩石硬度大, 厚119.4 m。Ⅵ煤与厚砂岩之间常夹有深灰色砂质泥岩或细砂岩, 平均厚0.5 m, 该岩石不稳定, 局部缺失。一分层1104面回采结束后, 顶板部分岩石已冒落。底板为深灰色砂质泥岩或细砂岩, 致密块状, 厚1.5 m左右。

该面地质构造较复杂, 根据地震勘探资料, 该面中部至切眼附近存在F10斜交正断层:NE6°、倾向NW84°、倾角75°、H=0~15.0 m, 在煤层中表现为裂隙破碎带。终采线以外, 胶带巷存在2条张裂带, 轨道巷存在一张裂带, 对工作面回采无影响。

1.3 观测工作面水文情况

该面水文地质类型为中等偏复杂, 自上而下含水层主要为UDT组砂层含水层、Ⅵ煤顶板砂岩及Ⅵ煤裂隙含水层。其中, 影响该面回采的水文地质因素主要为Ⅵ煤裂隙水、煤层顶部砂岩裂隙水。 (1) UDT组砂层承压含水层:本组地层平均厚101.0 m。岩性以灰白色中—粗砂及含砾粗砂为主, 夹薄层砂质泥岩、炭质泥岩。该含水层受季节性降水影响较大, 赋水丰富, 是矿井涌水的最终补给水源。 (2) Ⅵ煤顶板砂岩裂隙含水层:该层岩石为灰白色中—粗粒长石砂岩及含砾粗砂岩, 平均厚度119.4 m, 岩石遇水易风化, 是Ⅵ煤开采期间垮落层位, 赋水性弱—中等。一分层回采结束后, 冒落带范围内水已经疏放。 (3) Ⅵ煤裂隙水:该煤层厚度大, 高角度张裂隙发育, 常充填砂泥质。一分层回采结束后, 其水位已降至1104工作面开采水平。

回采过程中工作面出现淋水和采空区出水现象, 该面最大涌水量为600 m3/h左右。

2 现场探测

2.1 探测技术选择

地面钻孔钻液漏失量观测法是覆岩破坏规律探查最常规、最成熟的方法。该方法是以地面钻孔为依托, 通过施工过程岩心完整性状况、钻液漏失情况、钻孔水位变化以及钻进过程中的各种异常情况 (如掉钻、卡钻、吸风、瓦斯涌出等) 来判定煤层顶板覆岩导水裂隙带发育高度[1,2]。

根据矿井已经制订的二分层开采计划, 二分层综采覆岩“两带”观测宜布置在1204工作面上方地表。鉴于矿方经济等原因, 工作面暂时只布置一个观测孔D1, 在此基础上配合相似材料模拟和数值计算分析进行对比完善, 为在富水体下厚煤层分层安全经济开采高度和开采方法优化提供依据。

2.2 钻孔布置及参数选择

探测钻孔布置的原则:根据中华人民共和国煤炭行业标准《导水裂隙带高度的钻孔冲洗液漏失量观测方法》 (MT/T 865—2000) 中的钻孔布置原则, 结合矿井实际地质条件、开采进度等实际情况进行布孔[3,4]。

(1) 位置:布置在覆岩充分采动范围, 从1204工作面终采线起沿走向方向约248 m, 沿倾斜方向约47 m, 且位于上下两分层对应的采空区范围。受采后地表塌陷及地表建筑物等因素影响, 钻孔位置在符合上述要求的条件下进行了一些细微调整。实际钻孔布置平面如图1所示。

(2) 孔径:从地表至LDT隔水层以下20 m范围为套管封水段, 此段钻孔孔径取245 mm, 封闭套管外径取194 mm;进入观测段 (从LDT隔水层以下20m至终孔位置) 孔径取133 mm。

2.3 探测过程

钻孔于2013年1月9日开孔, 顶板埋深320 m, 从地表至孔深162.5 m富水承压段采取了堵漏措施, 从孔深162.05 m处开始清水钻进, 对钻孔冲洗液漏失量和钻孔水位进行观测并记录。其中钻孔施工至175.00~179.09 m孔段时冲洗液严重消耗, 孔口不返水, 通过分析认为属于大孔隙地层所致, 采取了临时封堵措施, 堵漏后钻孔漏失量正常, 继续清水钻进, 至220.2 m深度时无法继续钻进, 终止钻孔。

2.4 钻孔封堵

依据钻孔设计, 从地表至LDT隔水层以下20 m范围为套管封水段, 此段钻孔孔径245 mm, 施工中采用外径194 mm套管下至孔深154.35 m, 套管外环状间隙用P.O42.5R水泥, 以水灰比为0.7∶1的水泥浆固管, 采用泵入法施工, 固井程序遵照相关规范要求进行, 水泥固井质量可靠。

当钻孔远离导水裂隙带最大高度层位, 可能出现构造裂隙、孔隙发育岩层导致钻孔漏失量增加, 无法继续钻进。在这种情况下, 通过分析采用堵漏方式, 使得钻孔能够继续正常钻进, 同时保证其以下层位岩层漏失量的准确观测。钻孔钻进至175 m时, 钻孔出现大漏失现象, 其层位位于Ⅳ煤层底板岩层位置, 此处岩心为胶结松散、岩层孔隙较大、手捏即碎的中粒砂砾岩, 该段砂砾岩心浸水后立即成为砾石、砂混合散体。估计其漏失量大于50 m3/h, 水位大于90 m (测绳只有90 m, 故未测其准确水位) 。初步分析此处漏失原因为:大孔砂砾岩层储水能力较大;Ⅳ煤底板附近疑似有构造发育, 从而引起漏失现象。此段采用石膏、水泥砂浆堵漏。

2.5 钻孔漏失量观测

D1钻孔钻液单位时间漏失量随深度变化、单位时间单位进尺漏失量随深度变化及钻孔孔内水位随钻孔深度变化分别如图2—图4所示。

D1钻孔钻探中的现象及钻孔液漏失特征如下:

(1) 在孔深162.05~173.13 m段, 冲洗液单位时间漏失量在0.037~0.187 L/s之间变化, 单位时间单位进尺漏失量在0.047~0.117 L/ (s·m) 范围变化, 钻孔水位保持较慢变深趋势, 由16.23 m缓慢增长为30.92 m;钻孔施工在孔深169.30~171.00m段和175.00~179.09 m段缺心。

(2) 钻孔施工至173.13~179.09 m孔段时冲洗液严重消耗, 孔口不返水, 堵漏后继续钻进。其中, 在173.13~174.49 m段, 冲洗液单位时间漏失量突增至3.64 L/s, 单位时间单位进尺漏失量突增至2.68 L/ (s·m) , 钻孔水位突然下降, 由30.92 m突降至大于90 m (测绳短未测及) ;在孔深174.49~175.94 m段, 冲洗液单位时间漏失量出现波动, 降至0.311 L/s, 单位时间单位进尺漏失量降至0.328 L/ (s·m) ;在孔深175.94~179.09 m段钻孔水位由21.53 m突降至大于90 m (测绳短未测及) 。该孔段距离Ⅵ煤顶板146.87 m处, 其层位位于Ⅳ煤层底板岩层位置, 此处岩心为胶结松散、岩层孔隙较大、手捏即碎的中粒砂砾岩, 该段砂砾岩心浸水后立即成为砾石、砂混合散体。推测该处异常为大孔砂砾岩层储水能力较大形成;Ⅳ煤底板附近疑似有构造发育, 从而引起漏失现象。在孔深179.09~209.49 m范围, 冲洗液单位时间漏失量在0.061~0.224 L/s之间变化, 单位时间单位进尺漏失量在0.010~0.249 L/ (s·m) 范围变化;随着钻进施工, 水位随孔深的增加而缓慢下降, 在23.27~45.90 m范围变化。此段漏失量不大且变化较为稳定, 孔内水位也无明显波动。

(3) 在施工至209.49 m处冲洗液单位时间漏失量增至16.8 L/s, 单位时间单位进尺漏失量突增至56 L/ (s·m) , 且水位下降速度开始明显变大;且在孔深211.04~215.04 m段, 水位从39.17 m突降至120.13 m以下, 水位下降80.96 m, 水位开始突降表明顶板导水裂隙连通性增加明显;随着钻孔继续往下施工, 漏失量随之急剧增大, 在钻孔钻进至孔深215.04 m时冲洗液完全漏失, 井口不返水, 漏失量约18.33 L/s, 单位时间单位进尺漏失量为5.30L/ (s·m) ;顶漏钻进至222.35 m出现吸风现象, 且随时间延长, 该现象越明显, 孔内无水位。

由此判断, 1204综采工作面导水裂隙带最大高度位于孔深209.49 m位置, 该深度距离Ⅵ煤顶板110.51 m, 裂采比为36.84, 是累计采厚的18.42倍。

3 探测结果分析

3.1 准确性分析

二分层1204工作面开采冒裂带观测只进行了一个孔, 因此其结果带有一定的随机性, 但是通过岩层破坏机制及1204、1203 (正在回采) 工作面顶板砂岩岩性与工作面涌水量分析, 可以确定二分层1204工作面D1探测孔的结果。

(1) 从矿井开采各工作面开采涌水量分析, 一分层开采中, 除了1103工作面的最大涌水量达到300 m3/h、1101工作面前期为300~700 m3/h, 其余工作面最大涌水量均小于200 m3/h。

(2) 1101工作面位于浅部构造带影响范围, 1103工作面位于浅部构造带边缘, 这可能是导致这2个工作面开采涌水量远大于其他工作面涌水量的主要原因。

(3) 一分层1104工作面开采最大涌水量仅160m3/h, 而1204工作面开采的最大涌水量达到600m3/h, 大部分涌水量持续在400 m3/h左右。这说明1204工作面开采导水裂隙带导通了Ⅵ煤砂岩顶板, 波及到Ⅵ煤砂岩顶板以上部分裂隙含水层。

(4) 1203工作面开采涌水量一般在500~600m3/h, 同样说明了上述判断的可能性。

3.2 对比分析

1204工作面开采后最大导水裂隙带高度为110.51 m, 裂采比达36.84, 其结果远大于坚硬覆岩经验公式一计算值 , 即Hli=83.48 m;经验公式二计算值 , 即Hli=74.12 m, 说明孟巴矿井Ⅵ煤砂岩顶板岩性对导水裂隙带高度影响很大, 分析原因可能是Ⅵ煤砂岩顶板为巨厚粗砂岩、分层性差, 第一分层开采后该岩层尚没有完全断裂破坏, 二分层重复开采使得该岩层贯穿破坏, 重复开采覆岩破坏效应明显。

4 结语

采用钻孔冲洗液漏失量观测法能对导水裂隙带高度进行有效探测。在现场探测结果的基础上, 通过分析工作面顶板岩性及工作面涌水量变化情况, 确定了1204工作面导水裂隙带最大高度为110.51m, 裂采比达36.84, 裂高累计采厚比为18.42。该结果为今后进一步合理留设防水煤岩柱高度提供了技术参考, 对孟巴矿强含水层水体下Ⅵ煤二分层开采具有重要的指导意义。

参考文献

[1]康永华, 王济忠, 孔凡铭, 等.覆岩破坏的钻孔观测方法[J].煤炭科学技术, 2002, 30 (12) :26-28.

[2]任奋华, 蔡美峰, 来兴平.采空区覆岩破坏高度监测分析[J].北京科技大学学报, 2004, 26 (2) :115-117.

[3]余学义.孟加拉国巴拉普库利亚煤矿特厚煤层分层开采覆岩导水裂隙带高度观测研究报告[R].西安:西安科技大学, 2012.