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厚煤层开采防治冲击地压的数值模拟研究
李超,李宝玉,陈淼
(中国矿业大学,江苏 徐州 221008)
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摘要:本文分析了冲击地压产生的机理,采用理论研究的方法,叙述了深部厚煤层支承压
力对冲击地压的影响;应用岩石破裂过程分析软件,对放顶煤开采和分层开采两种不同的采煤方法进行了模拟计算对比研究,验证了采场超前支承压力的分布规律,得出深部厚煤层开采过程中,在冲击地压控制方面,放顶煤开采优于分层开采。
关键词:冲击地压;卸压;支撑压力;放顶煤开采 中图分类号:TD32 文献标识码:A
Study on Numerical Simulation of Rockbust Prewention and
Controlin High Coal Seam
Li Chao,Li Bao-yu,Chen Miao
(China University of Mine and Technology,Xuzhou 221008 China)
Abstract:the article analyses the mechanism of rockburst,and uses the method of fundmental
research,narrated the deep support pressure on the seam of rock-burst; Application of rock failure process analysis software, the top coal caving mining and stratified coal mining two different methods of the simulated calculation comparison research, and verifies the stope abutment pressure distribution regularity, deep thick coal bed mining process, in rock, the top coal caving mining control than the layering exploitation.
Key words:Rockburst;Stress released;Abutment pressure;Top coal caving mining
随着开采规模的不断扩大,浅部资源日益减少,我国矿山都相继进入深部资源开采状态。目前,我国煤矿开采深度以每年8~12 m的速度递增,东部矿井正以每年100~250 m的速度发展,可以预计,在未来20年我国很多煤矿开采深度将达 1.0~1.5 km。随着开采深度的增加,采矿工程面临的问题更加复杂,由此产生的工程灾害事故更严重,而冲击地压更是如此。
1 冲击地压产生的机理
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国家“十五”科技攻关重点项目(2005ba813b07)资助
作者简介:李超(1984-),男,山西省长治市人,硕士研究生,E-mail:lichao314@cumt.edu.cn
对冲击地压成因和机理的解释主要有强度理论、能量理论、冲击倾向理论和失稳理论[1]。
(1)强度理论。该理论认为,坚硬的顶底板将煤体夹紧,阻碍了深部煤体自身的变形,使煤体更加压实,承受了更高的压力,积蓄了较多的弹性能,一旦高应力突然加大或系统阻力突然减小,矿山压力大于煤体——围岩力学系统的综合强度时,煤体可产生突然破坏和运动,抛向已采空间,形成冲击地压。
(2)能量理论。该理论认为,当矿体与围岩系统的力学平衡状态破坏后所释放的能量大于其破坏所消耗能量时,就会发生冲击地压。
(3)冲击倾向理论。该理论是基于大量试验或实测提出一些指标,并对这些指标规定极限值,认为冲击地压发生的条件是当介质实际的冲击倾向度大于规定的极限值时,这些指标主要有弹性能指数、冲击能量指数等,如表1.1。
表1.1 冲击地压危险指标
冲击危险性 弹性能指数 冲击能量指数
无冲击危险 弱冲击危险 强冲击危险 WET?2 KE?1.5 2?WET?5 1.5?KE?5 WET?5 KE?5 2 支撑压力对冲击地压的影响
根据采场矿压理论,煤层采出后,在围岩应力重新分布的范围内,作用在煤层,岩层和岩石上的垂直压力称为支承压力,支承压力的分布规律对冲击矿压的防治有理论意义和应用价值。
目前对支承压力分布规律的研究,一般都基于极限平衡理论。由于采掘活动的影响,在工作面或巷道前方煤岩体内形成了采动应力集中区,在采空区或巷道后方形成了卸压区,煤岩体系统已经成为损伤体,随着采掘的推进,支承压力区随之移动,其支承压力区上方的压力逐渐增加,煤体承载能力降低,支承压力峰值区前移。当支承压力超过其极限强度,煤体便进入塑性软化、流动变形状态,受力状态如图1.1所示。
[3]
[2]
A-完全塑性区 B-粘弹性状态区 C-完全弹性区
图2.1 煤层边缘区受力状态示意图
为了对支撑压力分布规律的影响因素进行分析,采用双变量讨论法,即其它条件不变,分别记录随着工作面推进距离的变化,在不同的弹性模量、顶煤厚度及原岩应力的条件下,工作面前方支承压力的变化情况,影响因素如图1.2-1.4所示: 3025支撑压力MPa[4]
20151050010203040超前工作面距离mE=0.5GPaE=1GPa5060 图2.2 弹性模量对支承压力的影响
3530支撑压力MPa2520151050010203040超前工作距离m5MPa10MPa50607015MPa 图2.3 原岩应力对支承压力的影响
3530支撑压力MPa2520151050010203040超前工作距离m3m6m9m506070 图2.4 顶煤厚度对支承压力的影响
由图2.2可知,当其它条件一定时,随着煤层弹性模量从0.5GPa增加到1GPa,工作面前方支承压力分布范围由50m减小至40m,支承压力峰值由24MPa增大到28MPa,峰值出现的位置由超前煤壁24m处转移至超前煤壁40m处。
由图2.3可知,当其它条件一定时,随着原岩应力的增加,即采深的增加,工作面前方支承压力范围变化不大,都大约为50m左右。支承压力峰值变化明显,当原岩应力为5MPa时,支承压力峰值约为20MPa;当原岩应力为10MPa时,支承压力峰值约为25MPa当原岩应力为15MPa时,支承压力峰值约为30MPa。支承压力峰值位置随着原岩应力的增加出现向煤壁前方转移的趋势。
由图2.4可知,当其它条件一定时,随着顶煤厚度的增加,工作面前方支承压力分布范围增大,当顶煤厚度为3m时,支承压力分布范围约为40m;当顶煤厚度为时6m,支承压力分布范围约为50m;当顶煤厚度为9m时,支承压力分布范围约为60m。支承压力峰值变化不大,都约为28MPa左右,峰值出现的位置也有随着顶煤厚度的增加向煤壁前方转移的趋势。
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