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    基于力學特性采場裂隙帶分布規(guī)律研究

    2021-01-07 01:32:52舒龍勇王維華張慧杰郝晉偉凡永鵬
    中國煤炭 2020年12期
    關(guān)鍵詞:純量巖層高位

    崔 聰 舒龍勇 楊 鑫 王維華 張慧杰 郝晉偉 凡永鵬

    (1.云南煤化工集團有限公司,云南省昆明市,650231;2.煤炭科學技術(shù)研究院有限公司,北京市朝陽區(qū),100013)

    目前,國內(nèi)采空區(qū)上覆巖層裂隙帶瓦斯抽采技術(shù)主要有高位抽放巷和高位抽放鉆孔兩種形式[1-2]。高抽巷瓦斯抽采量相對較大,保證了綜采工作面的安全推進,但高抽巷布置成本高、掘進時間長,易造成礦井采掘接續(xù)緊張、生產(chǎn)成本加大,降低了礦井生產(chǎn)效率,制約了礦井經(jīng)濟效益。

    基于此,云南東源鎮(zhèn)雄煤業(yè)長嶺煤礦引進頂板定向長鉆孔替代高抽巷技術(shù),借鑒國內(nèi)其他礦區(qū)高位定向水平長鉆孔項目經(jīng)驗,預期頂板定向長鉆孔技術(shù)能取得相對較好的抽采效果。但抽放鉆孔設計必須結(jié)合煤層地質(zhì)賦存規(guī)律及擾動運移規(guī)律,才能進一步提高采空區(qū)瓦斯抽采效果,杜絕瓦斯超限,保證長嶺煤礦安全運營生產(chǎn),最大限度發(fā)揮長嶺煤礦的開采效率??茖W合理地預測裂隙帶高度成為高位鉆孔高效抽采的關(guān)鍵技術(shù),同時也為建成長嶺煤礦高產(chǎn)高效示范工程奠定基礎。

    目前,確定裂隙帶發(fā)展高度主要有理論計算[3-4]、數(shù)值模擬[5-6]、相似模擬[7]等方法,理論計算具有普適性,由于各個礦井頂板巖性及厚度不同,該方法確定裂隙帶高度精度較低;相似模擬應用相對復雜,相似比對試驗結(jié)果影響較大,且試驗時間較長。因此,采用數(shù)值模擬軟件分析研究預測裂隙帶發(fā)展高度成為炙手可熱的手段。筆者以長嶺煤礦152106工作面為研究對象,采用ABAQUS有限元分析法開展數(shù)值模擬研究,基于上覆巖層力學特性分析裂隙帶分布規(guī)律,并結(jié)合現(xiàn)場實際抽采數(shù)據(jù)進行分析驗證,保證了高位鉆孔施工參數(shù)的精準性與可靠性。

    1 工作面概況

    152106工作面開采長嶺煤礦C5b煤層,煤層平均厚度2.75 m。偽頂主要是炭質(zhì)泥巖、砂質(zhì)泥巖,平均厚度為0.1 m;直接頂主要是粉砂巖,平均厚度為1.2 m;老頂主要是細砂巖,平均厚度在3 m以上;直接底板主要為粘土質(zhì)泥巖,直接底板巖層厚度變化幅度較大,平均厚度在2 m;老底巖性主要是細砂巖,底板遇水有膨脹現(xiàn)象。工作面設計走向長度為1464 m,傾向?qū)挾葹?00 m,采高平均為2.2 m,煤層傾角為近水平,現(xiàn)場測得C5b煤層瓦斯含量11.5 m3/t、瓦斯壓力0.60 MPa,工作面瓦斯涌出量高達27.7 m3/min,瓦斯涌出量主要來源于采空區(qū)瓦斯及鄰近層瓦斯,造成工作面上隅角和回風流瓦斯?jié)舛瘸蕖?/p>

    2 模型建立

    根據(jù)開采參數(shù)和上覆巖層特點建立了三維數(shù)值模型,煤層傾角按水平0°模擬,沿煤層走向方向開采,工作面長度1400 m,開采方式為一次采全高,開采高度為2.2 m,由于長嶺煤礦采用定向鉆機施工高位水平長鉆孔,根據(jù)鉆孔施工長度,模型按走向總長度550 m、傾向長度200 m設計,為降低邊界效應,模型邊界應取至工作面采動角影響范圍以外,工作面兩邊各取20 m的邊界。工作面推進方向開切眼距模型邊界為20 m,工作面推進550 m,根據(jù)煤層開采上覆巖層特點,當工作面推進距離和工作面長度相當時,裂隙帶發(fā)育高度最大,故本研究采用工作面推進550 m來分析上覆巖層的運動規(guī)律,數(shù)值模型如圖1所示,模擬巖層總厚度為340 m,其中所研究的巖層厚度為90 m,考慮煤層與頂?shù)装遄冃蔚膮f(xié)調(diào)性,幾何模型包括一部分頂?shù)装?,頂板巖層厚度為50 m,底板巖層厚度為40 m,模型頂部施加等效均布載荷,網(wǎng)格劃分采用sweep方式,劃分后網(wǎng)格如圖2所示。

    圖1 數(shù)值模擬計算模型

    圖2 網(wǎng)格劃分

    3 邊界條件及本構(gòu)關(guān)系

    模型應力邊界條件如圖3所示,x為地層走向方向,y為地層傾向方向,z為鉛垂方向,在構(gòu)建模型時,模型從上至下將各地層的物理力學參數(shù)輸入,在z方向頂面加垂直方向的應力6.75 MPa,模型水平方向位移邊界條件設置為零,具體處理如下:水平與豎直邊界取x=0,y=0,z≠0(x,y代表水平方向位移,z代表垂直方向位移);底部邊界取x=y=z=0,為全約束邊界。

    圖3 模型應力邊界條件

    目前,大多數(shù)學者都是基于常規(guī)三軸的基礎上對煤巖受強度變形及破壞特征開展研究。然而,單軸及常規(guī)三軸試驗的研究不能真實反映地下煤巖所受應力狀態(tài),實際工程中的煤巖體都是處于真三軸應力條件下的,真三軸試驗能夠更準確地模擬煤巖的實際受力狀態(tài),并且可以實現(xiàn)更雜的應力路徑[8]。因此筆者采用Drucker-Prager破壞準則(簡稱D-P準則),D-P強度準則應力空間分布如圖4所示,其考慮了中間應力對巖體強度特性的影響,其表達式如下:

    (1)

    式中:α、k——試驗參數(shù);

    I1——第一應力不變量;

    J2——應力偏張量第二不變量;

    φ——內(nèi)摩擦角。

    (2)

    公式中參數(shù)α、k與粘聚力和內(nèi)摩擦角有關(guān)。

    圖4 π平面D-P準則分布示意圖

    4 模擬結(jié)果與裂隙帶高度分析

    隨著152106工作面不斷回采,煤體開采卸壓導致頂板上覆巖層破壞,進而在工作面附近形成采動壓力場,采空區(qū)上覆巖層垂直方向上會形成冒落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶,采空區(qū)上覆巖層三帶的數(shù)值模擬主要研究沿工作面傾向?qū)敯鍘r層應力、應變的變化,通過頂板巖層力學特性的變化規(guī)律得到冒落帶、裂隙帶的分布范圍。

    工作面回采后,原巖應力發(fā)生改變,上覆巖層偽頂隨著工作面推進不斷垮落,導致頂板上部巖層向下發(fā)生彎曲變形,產(chǎn)生位移,根據(jù)“O”形圈理論[9-10],采空區(qū)中部切面巖體下沉量最大,數(shù)值模擬計算后得到的采空區(qū)中部上覆巖層下沉量結(jié)果云圖見圖5。結(jié)果表明:切面中部頂板上覆巖層下沉相對明顯,頂板沉量由中間位置向運輸巷、回風巷兩側(cè)逐漸減小,呈現(xiàn)出采空區(qū)“O”形圈特征;“O”形圈中間部位的巖體破裂程度嚴重,其下沉量達到2.09 m,而“O”形圈邊界部位下沉量均在1.22 m以下。

    圖5 頂板巖層應變分布示意圖

    頂板巖層下沉高度可根據(jù)下列公式得到裂隙帶高度,進而確定高位鉆孔的終孔點豎直高度參數(shù)。

    (3)

    式中:M——煤層采高,m;

    k——碎脹系數(shù),取1.2;

    α——煤層傾角,(°);

    ω——垮落過程中頂板下沉量,m。

    152106工作面煤層采高為2.2 m,煤層傾角為近水平,由模擬得出頂板下沉量的范圍為-1.22~-2.09 m。由頂板位移量可得裂隙帶高度H的范圍為17.1~21.45 m。因此,頂板巖層應變分析結(jié)果表明高位鉆孔終孔點設計在煤層豎直向上17.1~21.45 m處。

    由于受到采動應力的影響,偽頂和直接頂垮落后,采空區(qū)內(nèi)部破碎的煤巖塊松散堆積,處于冒落帶區(qū)域的巖層離層破壞嚴重,對上部巖體應力不再有承受作用,冒落帶煤巖碎塊堆積穩(wěn)定后受壓力拱作用,導致水平應力處于壓應力狀態(tài);原始地應力打破平衡后,由于自身重力及上覆巖層載荷作用,頂板裂隙帶巖體發(fā)生塑性破壞,該區(qū)域巖層裂隙較為發(fā)育,但是仍保持著連續(xù)性并具備相當?shù)某袎耗芰?,由于巖體彎曲作用,該層位巖體主要受到的水平應力為拉應力;裂縫帶上方直至上邊界,由于關(guān)鍵層的存在,本身與采空區(qū)距離較遠,巖體破壞仍然處于彈性階段,該層位巖體主要受到的水平應力為壓應力。因此,根據(jù)上覆巖層的水平應力變化規(guī)律,可以推斷工作面上覆巖層裂隙帶高度。

    頂板巖層應力分布圖如圖6所示。數(shù)值模擬結(jié)果表明:在高度位于煤層上方17 m處,巖層水平應力表現(xiàn)為壓應力,變化范圍為0~2.82 MPa;在高度位于17~23.5 m內(nèi),巖層水平應力表現(xiàn)為拉應力,變化范圍為0~4.25 MPa;在高度位于煤層上方23.5 m以上,巖層受到的水平應力表現(xiàn)為壓應力,變化范圍為0~8.62 MPa。根據(jù)上覆巖層的水平應力有壓應力—拉應力—壓應力的變化特征,可以得到裂隙帶高度范圍為17~23.5 m。因此,頂板巖層應力分析結(jié)果表明:高位鉆孔終孔點設計在煤層豎直向上17~23.5 m處。

    圖6 頂板巖層應力分布示意圖

    5 現(xiàn)場試驗分析

    在距152106工作面切眼570 m處施工首個高位鉆孔鉆場,鉆場尺寸為10 m×5 m×5 m。使用ZDY6000LD(B)型煤礦用履帶式全液壓坑道鉆機。1號~3號高位鉆孔孔間距均為0.5 m,鉆孔設計高度分別為17、18、22 m,鉆孔距離回風巷寬度對應為15、25、35 m,進而確定高位鉆孔施工層位,鉆孔施工長度為550 m,鉆孔孔徑120 mm。具體施工如圖7所示。

    圖7 高位鉆孔層位布置示意圖

    2號高位鉆孔施工完畢后出現(xiàn)了塌孔現(xiàn)象,抽采鉆孔平均濃度為30.67%,抽采純量較低。1號與3號高位鉆孔瓦斯抽采數(shù)據(jù)如圖8~圖11所示,1號高位鉆孔抽采鉆孔平均瓦斯?jié)舛葹?7.43%,抽采鉆孔平均瓦斯純量為3.28 m3/min,鉆孔進入采空區(qū)長度為27 m時,抽采瓦斯純量、混合量及瓦斯?jié)舛扔忻黠@提升。隨著工作面不斷推進,1號鉆孔瓦斯?jié)舛然境示€性遞減,衰減規(guī)律滿足方程y=-0.9x+54.43。1號鉆孔瓦斯純量在進入采空區(qū)27~60 m期間,瓦斯純量基本恒定不變,平均值高達4.32 m3/min。

    1號高位鉆孔瓦斯抽采濃度與抽采純量隨著周期來壓與否呈現(xiàn)峰值與谷值交替變化,首次抽采峰值在27 m處,抽采鉆孔濃度高達60%,純量高達4.72 m3/min;第2次抽采峰值在57 m處,抽采瓦斯?jié)舛葹?8%,純量為4.92 m3/min;第3次抽采峰值在86 m處,抽采瓦斯?jié)舛葹?9.2%,純量為3.96 m3/min。通過抽采數(shù)據(jù)判斷152106工作面周期來壓破斷距均為30 m左右,與長嶺煤礦實際周期來壓破斷矩長度相符,高位鉆孔抽采具有一定的規(guī)律性。

    3號高位抽采鉆孔平均瓦斯?jié)舛葹?2.42%,抽采鉆孔平均瓦斯純量為2.42 m3/min,鉆孔進入采空區(qū)長度為14 m時,抽采瓦斯純量及瓦斯?jié)舛扔忻黠@提升。隨著工作面不斷推進,3號鉆孔瓦斯?jié)舛然境示€性遞減,衰減規(guī)律滿足方程y=-1.70x+50.65。3號鉆孔瓦斯純量在進入采空區(qū)27~42 m期間,瓦斯純量基本恒定不變,平均值高達3.61 m3/min,4號鉆孔監(jiān)測數(shù)據(jù)較少,抽采數(shù)據(jù)周期性變化尚不明顯,需進一步進行抽采數(shù)據(jù)跟蹤。

    圖8 1號高位鉆孔瓦斯?jié)舛?/p>

    自1號~3號高位鉆孔同時抽采后,高位鉆孔總純量約為6.33 m3/min,濃度高達29.78%,混合量為21.33 m3/min。根據(jù)目前高位鉆孔層位布置,有效緩解了工作面瓦斯超限,回風巷上隅角瓦斯?jié)舛冗_到0.9%,降低了25%,后續(xù)將根據(jù)目前高位鉆孔抽采效果繼續(xù)增加3個鉆孔,以期徹底解決上隅角超限問題。

    圖9 1號高位鉆孔瓦斯純量

    圖10 3號高位鉆孔瓦斯?jié)舛?/p>

    圖11 3號高位鉆孔瓦斯純量

    6 結(jié)論

    (1)通過數(shù)值模擬手段得到長嶺煤礦152106工作面上覆巖層下沉量以及巖層應力分布規(guī)律,結(jié)果表明:頂板上覆巖層下沉量由中部位置向運輸巷、回風巷兩側(cè)位置逐漸減小,呈現(xiàn)出采空區(qū)“O”形圈分布特征;受工作面采動應力的影響,上覆巖層“三帶”的水平應力有壓應力-拉應力-壓應力的變化規(guī)律。

    (2)通過采空區(qū)上覆巖層下沉量分析,結(jié)合裂隙帶分布公式,可得152106工作面裂隙帶范圍為17.1~21.45 m;通過分析采動應力對“三帶”水平應力分布的影響,可得152106工作面裂隙帶分布范圍為17~23.5m,兩者分析具有較好的一致性,驗證力學特性分析采空區(qū)裂隙帶高度的可行性。

    (3)經(jīng)過裂隙帶層位確定高位鉆孔抽放參數(shù),鉆孔抽采濃度與流量較大,上隅角瓦斯?jié)舛冉档?5%,有效解決了工作面及回風巷上隅角瓦斯?jié)舛瘸揠y題,通過現(xiàn)場試驗分析驗證了數(shù)值模擬采空區(qū)裂隙帶高度的精準性,基于力學分析采空區(qū)裂隙帶高度方法可在其他礦井得以推廣使用。

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