应力场分布规律

应力场分布规律（精选八篇）

应力场分布规律 篇1

在世界上任何物质的空间分布中, 重力是最强大的力源, 重力能使地球上一切物体尽可能的取其最小位能, 然而, 地球上的物质相较处于不同深度, 具有不同尺寸, 则是不同物质处于不同的自重应力状态中, 也正是如此给人类的煤炭工程的开挖带来了不小的难度, 对于煤矿开采稳定性研究中, 对原岩应力分布中的自重应力场的研究则显得尤为重要。

2 各向异性、各项同性条件下的应力分析

重力应力, 也通常被称为自重应力, 指地壳上部各种岩石由于受到地心引力的作用而产生的应力, 即它是由岩体的自重引起的。进而, 由地心引力产生的应力场叫做重力应力场。

1) 各项同性条件下的探讨

一般的, 为方便数值计算和理论分析, 在研究原岩自重应力场时, 一般将一点的上覆岩石看作是均匀的, 连续且各项同性的弹性体, 因而可以引用连续介质力学的研究原理来对重力应力场问题作初步的探讨。

岩体中某点的应力仅由其上覆岩石的重力决定。如图1所示。

对埋藏深度为h的单元体, 竖直方向的应力为:σz=ρgh

其中p为上覆岩层的密度, g为地球的重力加速度。

如图1中的地质单元体因地心引力受到竖直应力σz的作用而随之产生的横向的形变, 然而, 由于相邻地址单元体的约束作用, 使得εx=0, εy=0;相应而产生的水平应力σ现象, 鉴于各项同性的弹性体的相互作用下前提下, 沿x, y方向的水平应力趋于等值;

即有:

τxy=τyz=τxz (1)

σx=σy (2)

又由广义胡克定律得εx=[σx-μ (σy+σz) ]/E=0 (3) εy=[σy-μ (σx+σz) ]/E=0 (4)

将上式 (1) (2) (3) (4) 联立可求得xy方向的水平应力σ, σ为

σx=σy=μσz/ (1-μ) ; (5)

上式中, E为岩石单元体的弹性模量, μ为岩石单元体的泊松比。

为表示直观方便, 将μ/ (1-μ) 定义为侧压系数λ, 其与岩石的岩性密切相关, 将侧压系数带入式 (5) 得:σx=σy=λσz=λρgh;

故, 对于密度不同的多层岩石结构, 如埋深为H, 按上式可推得

undefined

综上所述, 可知各项同性情况下的铅直应力基本上是由所研究的岩石单元体的上浮岩石的重力所致, 铅直应力所导致的水平应变受到其他相邻单元体的约束力而产生水平的应力的自重应力场的形成机制。这正是影响煤矿工程稳定性, 在煤炭开采时所需研究地应力场形成的原因的重要因素之一。然而, 由人类的工程实践经验以及具体的煤矿生产活动中, 岩石及岩体的各项同性性质及其微弱, 反而表现出来强烈的各项异性的特点, 所以在各向异性的情况下研究自重应力场的分布机制及其规律更重要。

2) 各项异性条件下的探讨

对于各向异性的单元体

1.当岩层水平时, 见图3, 竖直应力undefined

由于各项异性的考虑, 重新定义单元体的弹性模量及泊松比, 即水平弹性模量E//、竖直弹性模量E⊥、水平泊松比μ//、竖直方向泊松比μ⊥;

按照广义胡克定律得εx=εy=σx/E//-μ//σy/E//-μ⊥σzσz/E⊥=0 (2)

而且, x, y方向并不存在方向上的异性特征, 因此, σx=σy, 联立 (1) (2) 计算出,

σx=σy=μ⊥/ (1-μ//) *E//σz/E⊥

2.当岩层竖直时, 见图2, 竖直应力

undefined

联立 (3) (4) , 计算得, σx=μ// (1+μ//) E⊥σz/ (1-μ//μ⊥) E//

σy=μ// (1+μ⊥) σz/ (1-μ//μ⊥)

由以上各阶段的分析, 我们知道, 原岩自重应力场的分布特点的研究对于煤矿开采的重要的理论意义和实践工作中的指导意义, 总结如下:

式子σx=σy=λσz表明, 一般情况下, 地质单元体所受的水平应力小于竖直应力, 且无论水平竖直应力皆为压应力, σz只与岩石密度与埋藏深度有关, 由于σx、σy是单元体在竖直应力作用下的变形产物, 所以其还与岩体的弹性性质有关。

摘要：随着人类煤矿开采范围的不断扩大和向深度的不断发展, 传统的经验类比的方法已不能满足工程项目的开挖设计和施工, 只有调查清楚影响工程稳定的主要因素, 并通过定性定量的数值分析与科学的实验研究, 才能放大工程项目的经济效益和社会效益, 然而在诸多影响因素中, 地应力状态是最重要, 最根本的因素之一。在原岩竖直应力分布中, 自重应力场的研究则显得尤为重要。

区域矿产分布及成矿规律研究 篇2

【关键词】区域矿产分布；成矿规律；矿体形成条件

一、前言

了解不同矿体的成矿规律是掌握不同矿体正确利用方法的前提条件，因此在对矿体进行开采之前，一定要把其成矿的规律给弄清楚，避免在矿体开采过程中对矿体造成损害。本文通过对铁矿、钨矿、金矿等不同矿体的研究，阐述出其相关的成矿规律。

二、成矿规律研究的定义

所谓的成矿规律是指在矿床形成的过程中所涉及的时间、物质以及其分布空间的相关特性的总体研究。在传统观念上的成矿规律的研究的主要内容为矿体在空间分布上的特点以及相关矿体在不同区域的成礦条件的研究。在进行成矿规律研究的过程中，要充分的利用先进技术，从而提高相关研究的效率。

三、对不同矿体的成矿规律的研究

1、铁矿

铁矿所处的地理位置多为于两个地质板块交接的地方，由于地质长期受到地质活动的影响，在地层当中就会存有许多的沉积岩，譬如由于一定的地质反应而形成的碳酸盐或者是在长久的地质变化中沉积形成的碎屑岩等。在不同的岩层中，所蕴含的铁、铜等金属元素的含量也有所不同，因此在进行铁矿产的分布往往受地质条件的影响。在铁矿的建立过程中要对成矿物质的来源有着明确的认识，在我国不同地区的铁矿的成矿物质也有一定差异。就我国北方某铁矿为例，它的成矿物质主要来自在一定条件下发生变质的层火山岩、火山质沉积岩等。通过对其磁铁石英岩和含矿围岩的比较，可以发现它们的磁铁矿晶胞系数以及密度基本相同，在围岩中所含的固液体成分的含量以及Ni、Cu、Co等微量元素的含量都比磁铁石英岩要多。由于此矿是因为沉积岩的变质而形成的，通过对这种类型铁矿特点的分析，可以得知它的主要成矿物质就是源自在海底火山喷发过程中所形成的相关岩石，由于在海底火山喷发过程中岩浆的分布可能存有一定的不均匀性，因此在不同地段铁矿的成矿物质可能存有一定的差异。

2、钒钛磁铁矿

钒钛磁铁矿一般产生于相关岩浆的晚期阶段，它的工业价值在目前的市场行情下还是很高的。钒钛磁铁矿的成矿规律和铁矿的成矿规律有一定的相似性，它们的成矿原因都和火山爆发时所产生的基性岩浆有一定的关系。钒钛磁铁矿在一般情况下直接从基性岩中产生。在我国钒钛磁铁矿的分布区域多为地质的断裂构造带附近，其形成的时代都比较久远，就譬如位于北京地区的上庄钒钛磁铁矿所受控制的断裂构造带就是以赤城到古北口区域为主要构成的断裂带。钒钛磁铁矿中所蕴含的矿石的数量，以及矿体形成的规模和相关结晶的分异程度以及辉长岩的面积有着密切的关系。

3、钨矿

钨矿是我国主要矿产之一，我国钨矿的含量在世界上排列第一，因此研究钨矿的成矿规律以及其分布特点是十分必要的。就目前我国已经勘测出来的钨矿点来说，其主要分布于区内出露的岩体与赋矿层位的接触带外侧，通过对矿床所在区域的地质条件进行分析与研究发现在钨矿形成地中相关岩浆岩中的成矿元素远远大于地壳中成矿元素的含量，这对钨矿的形成创造了一定的条件。在钨矿形成的相关岩层中，一般状况下钨元素的富集程度很高，富集的数量是一般岩层的几倍，更有个别优质的钨矿岩层，其钨元素的富集数量达到了数十倍。通过对钨矿的分析可以发现，钨矿形成和岩体的情况有着极为密切的联系，钨矿的形成时间和岩层的形成时间基本能够实现同步。

不同地区的钨矿的成矿模式存有一定差异，一般情况下，地质条件以及岩体条件的不同都会对钨矿的成矿模式产生一定的影响。因此要想准确的把握其成矿模式就必须对相关区域的地质情况进行深入的了解，尤其是对岩体岩层的发展的了解。以我国某钨矿为例，由于所分析的钨矿的成矿来源主要是岩体和围岩的接触部分，在成矿过程中所受到的制约因素比较多，譬如受花岗岩体状况的影响、早古生代碳酸盐岩地的影响等。它所产生的时期大约是燕山中晚期，和所处岩层的形成时间基本一致。通过对其空间分布的研究可以发现控制钨矿空间分布的主要因素就是基底构造。

4、金矿

就目前已经发现的金矿的状况来看，绝大多数的金矿所形成的时间大概是早、中侏罗纪时期，在这个时期中酸性岩浆通过侵入作用而形成一定的热液活动，从而促进了金矿的形成。金矿在空间的分布上有一定规律，由于其成因的特殊性，所以金矿大多分布在中花岗岩中被酸性岩浆浸入的地方。金矿的成矿规律和相关岩浆的演化过程有着密切关联。在金矿中数量最多的金属矿物就是黄铁矿，有些金矿中也会存有少量的闪锌矿、黄铜矿等。黄铁矿的形成过程就是金的形成过程，在黄铁矿形成的初期，其颗粒一般比较大，金的含量也相对的较低，在黄铁矿形成的后期，它的颗粒较前期明显变细，并且以块状的形态存在，是金产生的主要载体。其它金属矿的含量一般都和金的含量成正比，虽然在含金纯度上有一定的差异，但是大体上还是有相似之处的。他形—半自形粒状结构以及破碎结构是构成矿石结构的基本内容，不同的矿石在不同区段的构造也有一定的差异，最常见的就是浸染状构造、团块状构造、角砾状构造等。金矿的形成过程和黄铁矿围岩的状况有着极为密切的关系，在金矿围岩周围黄铁矿围岩多呈浸染状分布其周围。

四、结束语

通过上文的论述，我们可以发现虽然不同矿体的成矿规律在细节上有所差异，但是其基本的主体上还是有着一定的相通性。譬如各类矿体的形成大都与岩层有关系，矿体的年限也和相关岩层的形成年限基本呈正相关的趋势等。因此在进行成矿规律的研究中，要善于把不同矿体进行比较和分析，从而加强对成矿规律的理解。

参考文献

[1]朱裕生，梅燕雄.成矿模式研究的几个问题[J].地球学报，2010，2：182-189.

[2] 韩吟文，马振东.地球化学.地质出版社，2013，181-296.

[3] 王和胜. 辽宁早前寒武纪金、铜、铅、锌（银）矿床的变质成矿系列研究[J].前寒武纪研究进展，2012，21（3）：10—20.

[4] 王义文. 辽西地区金矿成矿条件、矿床类型及找矿方向[J].贵金属地质，2013，4（2）：97-108.

[5] 徐锡华，卢铁贵，魏富有，黄乃昌；冀东地区金属矿产成矿规律初探[J]；地质找矿论丛；1993年04期

[6] 秦大河.记忆中的刘东生院士[A]；纪念刘东生院士[C]；2009年

锚索应力分布规律研究及应用 篇3

矿用锚索施工简单, 适用性强, 是矿山井巷工程优选的加强支护方式之一。施工实践也证明, 预应力岩石锚索是一种有效的支护手段, 在围岩较差或受采动影响大的煤巷、大硐室、大断面巷道、开切眼、交叉点及构造带等需要加大支护长度和提高支护效果的地方, 采用预应力锚索是一条有效的措施。巷道上覆各煤岩层的运动、变形, 因各层面岩性不同而造成层面间的相对位移, 并直接作用于锚索, 在非连续层面附近的锚索中产生剪、拉或压应力;同时, 锚索又反作用于非连续面, 阻止这种非连续层面的相对错动;当2层面错动力大于锚索极限抗剪强度时, 锚索将受剪断折。而小孔径锚索用于煤层巷道加强支护效益显著。

1锚索锚固段的应力分布分析

预应力锚索根据结构可分为锚固段和自由段2部分。当锚固段远离岩体表面时, 会使现场的测试难度增加, 所以讨论内部锚固型锚固段应力分布的不多。通过开尔文问题的位移解, 可知内部锚固型锚固段所受拉力的应力分布规律, 同时, 来分析预应力锚索锚固段的受力特征及影响其锚固力的因素, 并提出合理方法来优化锚固结构设计。

1.1在内部锚固型锚固段方面的应力分布弹性解

锚索锚固段离岩体表面比较远, 受力分析上可被认为位于无限体中, 且不受表面边界的影响。另外, 假设岩体与黏结材料是性质相近的弹性材料。在无限体内, 点O受到来自集中力p作用 (图1) , 称其为开尔文问题[4]。

开尔文问题沿z方向的位移为

undefined

式中, μ为岩体的泊松比;G 为岩体的剪切模量;undefined。

由荷载—位移互等定理, m点集中力p产生的O点的位移等于在O点集中力p产生的m点的位移。同时, 让锚固体与z轴相互重合, 有x=y=0, 所以, 在锚固段任意一点z处, 有集中力p产生的锚固外端点O的位移为μz=p (1+μ) / (2πEz) 。

假设锚固段自锚固外端点O开始是半无限长, 且锚固段与岩体的变形都处于弹性状态, 而锚固段在沿z轴方向对岩体产生的剪应力是τ (z) , 那么τ (z) 所引起的锚固外端O点的位移就应等于锚固段总的伸长量。即

undefined

式中, a为锚固体半径;E为岩体弹性模量;A为锚固体截面积;Ea锚固体弹性模量。

根据标准型的韦伯方程[5], 可获得在锚固段中沿锚固体的剪应力分布为

undefined

式中, t=E/[2 (1+μ) a2Ea]。

故锚固段轴力分布函数 N=pexp (-tz2/2) 。

1.2对于拉力分散锚固型锚固段的受力分析

根据分析能够看出, 锚固段在弹性状态下所受的剪应力主要集中在锚固端, 然而剪应力有较大的峰值, 对于整个锚固段, 其受力不均且利用率极低。随着科学技术的发展, 锚固结构出现了较大的转变, 由先前单一集中拉力型的结构发展到拉力分散型、压缩集中/分散型、拉压混合型锚索等较多锚固结构。拉力分散型锚索的锚固结构及剪应力分布如图2、图3所示。

根据图2可了解到, 若拉力分散锚固型的各锚固段长充足时, 那么其各段剪应力分布的叠加等于锚固段的剪应力分布, 可知公式

undefined

式中, pi为第i段锚固力;zoi为第i段锚固外端点与O点的距离。

当自由段摩擦阻力较小时, 单根多循环张拉能使得各钢绞线受力均匀, 这时拉力分散型各锚固段受力pi基本相等, 假设各锚固段等距, 则上式可简化为

undefined

式中, z0为锚固分段间距;k为分散锚固段段数。

通过分析可知, 拉力集中锚固型最大剪应力是拉力分散锚固型最大剪应力的k倍。由图3b、图3c知, 由于拉力分散锚固型锚固段的剪应力分布比较均匀、最大剪应力相对较小, 锚固段可得到充分利用, 所以更为合理。

2预应力锚索设计分析

近年来, 随着对锚杆支护理论研究的不断深入, 极大地推进了锚杆支护技术在巷道支护中的应用, 但在应用中还存在着局限性[6]。而采用锚索加强支护, 能够将锚杆形成的次生承载结构与深部围岩连接, 增强次生承载结构稳定性;同时, 对锚索施加比较大的预紧力, 从而加大不连续面间的抗剪力, 以此来增大围岩的整体强度。

2.1锚索长度的选择和安设时间确定

用悬吊理论进行支护设计, 煤巷锚索支护的主要作用是:将下部不稳定岩层悬吊在上部稳定岩层中, 通常认为锚索越长, 支护效果越好。很多时候, 在设计巷道支护参数时, 为了找到稳定的坚硬岩层, 把锚索长度设计到大于15 m。经过在双鸭山矿业集团试验测试, 煤巷锚索支护的主要作用为:通过锚固段与锚索托板之间的作用对巷道上方不稳定岩层起到预防性挤压加固, 而悬吊只是次要作用, 最好不让锚索起悬吊作用。因此, 认为应以挤压加固理论来设计锚索。安装锚索时, 应熟练掌握其规律, 不需要一定将锚索锚固在巷道上覆顶板坚硬稳定的岩层中, 其长度一般为6～7 m。双鸭山矿业集团目前使用的是Ø15.24 mm钢绞线锚索, 这种锚索的延伸率仅为3.5%, 因此它不适用于很大变形的情况。在掘进工作面, 过早安设锚索会因巷道围岩的大变形而导致钢锚索被拉断, 安设锚索太迟又会导致锚杆锚固段与锚索锚固段之间的岩层离合。实践表明, 在围岩表面与锚杆锚固段之间的岩层发生急剧变形时期, 不应安设锚索;围岩表面与锚杆锚固段之间岩层由急剧变形向缓慢变形过渡时, 是锚索安设的最好时间段。

2.2锚索施工后的紧固方法

根据技术要求, 锚索安设之后应该及时给予100 kN的预紧力, 在距离掘进面20 m时再进行二次紧固, 使预紧力达到150 kN, 从而减少顶板变形。然而在现场施工时, 经常出现不进行二次紧固以及用非专业工具安设锚索等问题, 预紧力达不到设计要求, 起不到支护作用。为此, 需加强锚索施工的质量检查, 随时抽查已安设锚索的二次紧固质量, 监督施工人员执行技术要求情况, 将锚索的紧固值控制在规定范围之内。

3预应力锚索应用分析

(1) 巷道概况。

新安煤矿采深在600 m以上, 其西区6#右四采区回风巷沿底掘进, 采用机掘方式, 巷道净高3.0 m, 净宽4.0 m。煤层平均厚度2.9 m, 平均单轴抗压强度10.3 MPa。直接顶为细砂岩、砂质泥岩、泥岩, 厚0.70～2.81 m。基本顶为砂质泥岩, 厚13.2～20.6 m。直接底为砂质泥岩或泥岩, 厚4.40～6.94 m。基本底为中细粒砂岩, 厚12.0～14.3 m。

(2) 支护方案。

根据地质资料, 通过理论计算及现场实际经验, 确定西区6#右四采区回风巷支护方案:顶锚杆采用Ø20 mm螺纹钢锚杆, 长2.4 m, 排距900 mm, 每排4根锚杆。帮锚杆采用Ø20 mm螺纹钢锚杆, 长2 m, 排距900 mm, 每排每帮3根锚杆。锚索选用Ø15.24 mm高强度低松弛钢绞线, 长6.3 m, 排距3～5 m, 理论破断力为260 kN。顶帮均铺网, 采用由Ø14 mm钢筋焊接而成的托梁。

(3) 支护效果。

新安煤矿在采用以上支护后, 掘进期间整条巷道未进行维修, 只在个别顶板破碎地方进行了加固。目前该采区通过回采已经经受了采动影响的考验, 巷道顶板下沉量及两帮移近量都很小, 取得了非常好的效果。

4结语

通过对锚索应力分布规律的研究, 利用开尔文问题的位移解, 可以知道内部锚固型锚固段所受拉力作用的相关应力分布规律, 与此同时来分析预应力锚索锚固段的受力特征及影响其锚固力的因素, 并提出合理的方法来优化锚固结构设计。预应力锚固技术中的预应力锚索改善了岩体不利的受力状态, 调动岩体的自身强度和提高岩体的自稳能力, 从而可大大减轻支护结构的自身质量、节省工程材料、缩短工期, 已经得到了广泛的应用。实践证明, 合理的锚索设计、锚索施工工艺的改进及监督手段的加强, 有效地控制了井下巷道的变形, 降低了巷道修护成本, 减少了巷道的返修率, 经济效益良好。

参考文献

[1]熊智彪, 王启云, 陈振富, 等.深基坑桩锚支护结构土层预应力锚索工作性能测试分析[J].安全与环境学报, 2008, 8 (4) :101-104.

[2]邱法维, 钱稼茹, 陈志鹏.结构抗震试验方法[M].北京:科学出版社, 2000.

[3]尤春安, 战玉宝.预应力锚索锚固段的应力分布规律及分析[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (6) :925-928.

[4]刘伟平, 扶名福, 罗小艳.预应力锚索的非局部摩擦分析[J].煤田地质与勘探, 2009 (3) :41-44.

[5]朱焕春, 荣冠, 肖明等.张拉荷载下全长粘结锚杆工作机理试验研究[J].岩石力学与工程学报, 2002, 21 (3) :379-384.

应力场分布规律 篇4

随着矿井开采深度的增加,煤(岩)瓦斯动力现象呈现出新的特点,有些动力现象不能用传统的煤与瓦斯突出、冲击地压机理进行合理解释。究其根本原因,主要是采掘应力场由浅部到深部发生变化,煤岩体在高地应力、高瓦斯压力、高温等环境下其力学特征有别于浅部煤岩体,围岩应力场更加复杂,围岩出现大变形和强流变特性,深部煤岩体由脆性向延性转化、动力响应具有突变性[1]。采掘工作面应力场时空演化规律是认识突出机理及研究预测技术的基础,因此迫切需要研究在不同煤岩物理特性、赋存条件下的工作面应力场分布规律,为进一步研究工作面防治煤与瓦斯突出技术奠定基础。

1高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律理论分析

岩石的蠕变曲线如图1所示,图1中3条蠕变曲线是在不同应力下得到的,其中σA>σB>σC。蠕变试验表明,当岩石在某一较小的恒定荷载持续作用下,其变形量虽然随时间增加有所增加,但蠕变变形的速率则随时间增加而减小,最后变形趋于一个稳定的极限值,这种蠕变为稳定蠕变。当荷载较大时,如图1中abcd曲线所示,蠕变不能稳定于某一极限值,而是无限增长直到破坏,这是典型的不稳定蠕变。煤岩既可发生稳定的蠕变也可发生不稳定蠕变,这取决于岩石所受应力的大小,当超过其长期强度,稳定蠕变向不稳定蠕变发展,否则按稳定蠕变发展。

高应力条件下软岩体应力、应变力学特性表明,深部矿井采掘工作面在高地应力作用下的松软煤层,并未达到峰值强度,但由于煤层的蠕变性质,若应力超过屈服极限,即使载荷不再增加,变形也会随时间增加而增加,直接进入峰值强度后的变形阶段,出现应变软化,该现象称为静疲劳现象,这种情况工作面前方的应力分布没有明显的峰值区域,如韩城矿务局桑树坪矿、淮南新庄孜矿,其煤层坚固性系数为0.1～0.2,顶底板比较坚硬、完整,其工作面正常情况下预测指标从3 m开始随钻孔深度增加并未增加,表现出工作面前方应力峰值不太明显。高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律见图2。

2高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律现场测试

2.1 现场监测原理

根据国内研究情况,对掘进工作面前方应力场的测试还没有较成熟的技术手段。采用KSE-Ⅲ型钢弦测力仪(见图3),通过施工钻孔将应力计埋于工作面前方,监测工作面前方某一固定位置的相对应力随工作面掘进的变化,反演工作面前方的应力分布规律。

在采掘工作面前方煤体内钻孔布置KSE-Ⅲ型钻孔应力计压力枕,并用油泵通过钢弦注入液压油使探头张开与煤岩耦合,其煤体应力变化可转变为压力枕内液体压力,经过导压管再传递到压力—频率转换器,将压力变成相应钢弦振动频率信号,通过数据记录装置收集,采用专用软件将采集的频率信号转换成应力值。该系统测得的应力值不是应力绝对值,而是应力值的相对变化值。

2.2试验区域概况

平煤集团八矿己15-13330采面位于己三扩大采区东翼下部,西起采区上山,东至9勘探线200 m处,南邻正在回采的己15-13310采面,北部尚未开发。该采面标高-460～-570 m,地面标高+74～+76 m,埋深为534～615 m。煤层厚度为2.2～3.5 m,平均厚度3.1 m,煤层走向W53°N,倾向N25°E,倾角一般为10°～18°,煤的坚固性系数为0.15～0.50。煤层直接顶为砂质泥岩,厚约7.0 m,老顶为浅灰色中粒砂岩;直接底为5～8 m厚的砂质泥岩。己15-13330机巷沿己15煤层顶板掘进,采用锚网索联合支护,巷道断面4 300 mm×3 000 mm。工作面周围地质资料表明,该区域地质构造相对简单,矿方推算该工作面瓦斯压力为1.5～2.0 MPa,瓦斯含量20～22 m3/t。根据突出危险性区域划分,标高-450 m以下为突出危险区域,己15-13330机巷标高为-556 m,因此该工作面区域属于突出危险区域。

2.3测试结果及分析

二号钻场沿掘进方向的应力发展演化监测曲线如图4所示。从二号钻场测试数据可知:在应力计远离掘进迎头时(8～13 m),监测数据仅有微小波动;随着工作面的不断推进,掘进工作面前方3～8 m呈现应力相对高值,之后监测数值逐渐降低(2号应力计距离工作面7.5 m时被破坏)。距巷帮垂距 6 m(1号应力计)时,受掘进活动影响程度相对较弱,在掘进工作面正前方3～8 m为应力增高区域,应力集中系数约1.3,无明显的应力峰值。试验工作面顶板较坚硬且比较完整,掘进工作面的松软煤层在高应力作用下煤体屈服直接进入蠕变状态,使工作面附近应力增高区不明显,符合工作面前方的应力分布没有明显峰值的力学机制。

3高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律数值模拟

使用基于离散单元法(Distinct Element Method)的三维数值模拟程序3DEC数值模拟软件,以平煤集团八矿13330机巷为基础条件,建立高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律数值模拟模型。根据巷道周边的岩层赋存结构情况,建立对应的数值计算模型,如图5所示,岩层力学参数如表1所示。

在模型上部加载17 MPa垂直应力,巷道围岩应力分布平衡之后,数值模拟计算掘进工作面前方应力的分布情况见图6,巷道前方应力增高区域为工作面前方3～8 m,应力集中系数为1.05～1.10,无明显的应力峰值。

4高地应力高瓦斯压力特软煤层掘进工作面突出预测

新庄孜矿为淮南矿区地质条件最为复杂的矿井,瓦斯灾害严重。该井田内中小型波状褶皱与斜切断层均较发育,次一级的附生断层亦很发育,且大多数发育在褶曲的翼部和核部,含煤岩系被切割成断块状,造成多处地垒或地堑;矿井开采深度约830 m,构造应力较高,最大主应力与重力的比值σ1 ∶γH=19.50 ∶15.36=1.27 ∶1;水平面上岩体应力与重力场引起的水平应力比值σx ∶(u/(1-u))γH =15.36 ∶5.12=3 ∶1。煤层在高地应力、高瓦斯压力作用下处于蠕变松弛状态,煤岩体较破碎,巷道变形严重;工作面特别松软煤层在高应力、高瓦斯压力作用下煤体屈服,直接进入蠕变状态使工作面附近应力增高区不明显,工作面突出预测指标较小,当工作面煤层赋存发生变化或遇地质构造时,围岩应力场发生突变,易引起煤与瓦斯突出。

试验区位于56采区,垂深529～613 m,煤厚0.7～4.0(3.2) m,煤层松软,软分层发育且厚度较大(软分层f=0.1～0.2,厚度H=200～800 mm),倾角29°～32°。工作面采用炮掘,巷道断面积9.0 m2,工作面靠近F5及其次生断层,煤岩层产状变化较大,顶板为厚2～7 m砂质泥岩,底板为厚2～4 m泥岩。B4煤瓦斯压力p=3.4 MPa,瓦斯含量W=11.1 m3/t,ΔP=4～11, f=0.10～0.34,掘进巷道变形量大,底鼓严重[2]。

采用钻屑法S、K1指标在试验区进行了67次循环考察,工作面正常及异常(出现突出预兆)指标平均值统计分布规律见图7—8,工作面异常时Smax、K1max分别为4.0～6.6 kg/m、0.30～0.33 mL/(g·min1/2)。

由图7可知,工作面预测正常和异常情况K1值差异性明显,异常指标在5～7 m处存在明显峰值,当预测K1>0.3 mL/(g·min1/2)时,打钻过程中出现明显吸钻现象,工作面有突出危险。

由图8可知,工作面预测正常和异常情况S值差异明显,异常情况S指标为2.0～6.0 kg/m,且在7～9 m处有明显的峰值;正常情况S指标为1.0～3.0 kg/m,指标虽变化幅度较小,但能反映工作面突出危险性。

新庄孜矿B4煤层高地应力高瓦斯压力特软煤层掘进工作面突出预测敏感指标及临界值:S0=4.0 kg/m,K10=0.30 mL/(g·min1/2)。矿井已推广B4煤层敏感指标临界值,安全掘进2 000余m,预测不突出准确率100%。

5结语

掘进工作面前方应力分布一般多为弹塑性单峰分布,前方应力场分布可划分为应力降低区、应力增高区、原岩应力区。但深部开采煤岩体在高应力等因素长期作用下进入流变状态,工作面前方应力状态分布可能十分复杂,松软煤层在高应力作用下煤体屈服直接进入蠕变状态,使工作面前方应力增高区无明显的应力峰值显现,发动突出的能级中心为远离工作面煤壁的高能级煤岩体,工作面前方煤体预测钻孔深度范围为峰后非线性变形阶段,传统的钻孔预测指标对工作面突出预测有一定的局限性,需进一步探索新指标评价其突出危险性。

参考文献

[1]谢和平,彭苏萍,何满潮.深部开采基础理论与工程实践[M].北京:科学出版社2,005.

应力场分布规律 篇5

许多专家和学者从理论、相似模拟、数值模拟和现场等方面对矩形巷道进行了研究[6,7,8];当巷道开挖后矩形巷道4个拐角处于受压状态, 极易产生应力集中现象, 如果巷道侧压系数大于1时, 底板角首先出现应力集中, 然后顶板也出现压应力并产生贯通裂缝, 随着载荷的增加, 底板鼓起破坏严重。研究表明, 矩形巷道围岩变形破坏与断面尺寸、围岩岩性及受力状态等诸多因素密切相关。因此对矩形巷道围岩破坏规律的研究, 有利于采取合理的支护形式, 更好地维护矩形巷道围岩稳定性。

以孟村煤矿401101工作面胶带运输巷为研究背景, 采用理论和数值模拟相结合的方法对巷道围岩的破坏进行了分析和深入讨论, 为支护方案选取提供理论依据。

1 工程概况

1.1 矿井及工作面简介

孟村井田位于彬长矿区中西部, 井田东西长10.5 km, 南北宽6.5 km, 地质储量1 017.49 Mt, 可采储量601.00 Mt。矿井设计生产能力600万t/a。主要可采煤层为4号煤层。

其中401101工作面作为首采面, 设计长度180m, 走向长度2 267 m, 采高14 m (采3.5 m, 放10.5m, 采放比1∶3) , 煤层厚度22~26 m, 平均厚24 m, 煤层倾角3°~5°, 平均倾角4°, 胶带运输巷为全煤巷, 沿煤层中部布置, 预留顶煤9~10 m。伪顶为0.15 m厚的炭质泥岩, 直接顶板为9.95 m厚的细粒砂岩;伪底为0.2 m厚的炭质泥岩, 直接底为4.18 m厚的铝质泥岩。胶带运输巷断面采用矩形, 其断面大小为5.5 m×3.5 m。

1.2 地应力测定

根据应力解除法测定孟村矿围岩最大水平应力平均值为31.46 MPa, 最大垂直应力平均值为17.36MPa, 最大水平主应力σH方位角集中在145°~171°, 与工作面巷道轴向夹角为65°~81°。

孟村矿最大水平主应力σH与最小水平主应力σh的比值介于1.43~1.62, 最大水平主应力σH的大小为垂直主应力σV的1.66~2.10倍, 应力场特征为σH>σh>σV, 孟村矿地应力场以水平应力为主, 垂直主应力为最小主应力, 侧压系数为1.38~1.69。

2 巷道围岩破坏基本规律

开挖巷道破坏了围岩的原始应力平衡状态, 巷道围岩由三向受力状态变为不稳定的两向受力状态, 引起岩体内部应力的重新分布[9], 当巷道周边围岩的应力超过其岩体强度时, 围岩即出现变形破坏。其主要破坏形式有以下几个方面[7]:顶板拉裂破坏、两帮拉裂破坏、底板拉裂破坏、顶板剪切破坏、两帮剪切破坏、底板剪切破坏和复合破坏。

矩形断面巷道围岩理论模型[3,4,5,10,11,12]如图1所示。矩形断面巷道应力求解涉及到平面孔口问题, 如果把已知矩形区域保角映射为一单位圆的函数z=ω (ζ) , 那么问题就归结为寻找应力函数φ (ζ) 和ψ (ζ) 。由相关文献可知, 单向压缩状态下的巷道周边及围岩内任一点的应力可以由 (1) 和 (2) 式求得:

对于图1所示的双向应力状态, 分别取α=0°, 90°的应力叠加。

3 数值模拟

此次模拟采用FLAC3D有限差分程序软件对401101工作面胶带运输巷的围岩破坏规律进行模拟分析。

3.1 模型建立

根据孟村矿胶带运输巷的煤层综合柱状图和工作面巷道布置图以及围岩的力学参数, 建立此次模拟巷道的模型, 模型长×宽×高=40 m×28 m×40m, 巷道布置在模型中心, 巷道长×宽=5.5 m×3.5m。数值模拟计算的初始应力场采用现场实测数据, 其岩体力学参数见表1。

3.2 模拟结果分析

巷道4个隅角处出现应力集中现象, 最深达到1.5 m, 其值达到28.15 MPa, 在高应力的作用下巷道的顶底角处将发生破坏。距巷道帮部1.5~4.0m处以及距巷道顶底板2.5~4.5 m出现高应力增高区, 其值分别为28, 44 MPa, 尤其是顶底板处的水平应力远大于煤体的抗压强度, 在其作用下煤体将产生破裂现象。

巷道顶底板的应力集中区随着与巷道两帮及顶底板距离的增加而逐渐降低。说明浅部围岩裂隙发育程度总体上大于深部围岩。

从图2中可以看出, 距巷道表面2.5~4.5 m处的应力明显大于帮部的应力, 进而说明顶底板的煤体发育程度将会比两侧偏高, 与此同时顶底板的破坏范围远大于巷道两帮的破坏范围, 表现出深部巷道围岩分区破裂的特征。

巷道周边的顶底板和两帮均出现了拉应力, 竖直方向拉应力为3.8 MPa, 水平方向拉应力大小为6.2 MPa, 其垂直应力和水平应力均远大于煤体的自身抗拉强度1.01 MPa。说明帮部围岩在巷道开挖后即开始发生变形破坏, 垂直应力及水平应力分布如图2所示。

随着与巷道距离的增加, 巷道围岩受力状态由拉应力逐渐转变为压应力, 最后趋于稳定。巷道顶底板均产生了塑性区, 巷帮塑性区范围最深为1.5m, 而顶底板塑性区范围最大达到3 m, 其中塑性区破坏类型均存在拉伸和剪切破坏, 但是拉伸破坏只是集中在巷道周边的中心位置, 而剪切破坏影响范围远比拉伸破坏范围广, 以剪切破坏为主。巷道四周中心的位移明显大于其他部位的位移, 同时顶底板的位移大于两帮的位移。塑性区分布及巷道周边位移矢量如图3所示。

4 结论

(1) 巷道的4个隅角出现明显的应力集中现象, 巷道开挖后应当立即对其进行主动支护, 以增强其整体的完整性, 防止破坏程度继续加大。

(2) 巷道顶底板的破坏范围远大于帮部的破坏范围。巷道开挖后应及时采用锚杆、锚索进行支护, 提高预紧力, 从而提高围岩的整体强度, 同时应适当增加顶板锚杆的长度。

(3) 巷道的破坏主要以剪切破坏为主, 在实际支护中应当从防止剪切破坏为主, 提高围岩的抗剪强度。

由以上分析可知, 巷道在掘进面揭露煤体时, 浅部的煤体极易发生剥离现象, 浅部应力集中将使得原生裂隙进一步扩展、贯通, 给巷道支护带来一定的困难。

参考文献

[1]宋宏伟, 刘刚.井巷工程[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

[2]孙广义, 陈刚, 于蒲喜.深部开采巷道断面优化设计与应用研究[J].煤炭工程, 2008 (9) :57-60.

[3]廖向阳, 谭小华, 李青锋.厚煤层矩形巷道应力分布及支护对策研究[J].矿业工程研究, 2011, 26 (1) :1-6.

[4]侯华强, 王连国, 陆银龙, 等.矩形巷道围岩应力分布及其破坏机理研究[J].地下空间与工程学报, 2011, 7 (增刊2) :1625-1629.

[5]施高萍, 祝江鸿, 李宝海, 等.矩形巷道孔边应力的弹性分析[J].岩土力学, 2014, 35 (9) :2587-2593.

[6]李小军, 袁瑞甫, 赵兴东.矩形巷道围岩破坏规律的数值模拟[J].矿业工程, 2008, 6 (2) :18-20.

[7]于远祥.矩形巷道围岩变形破坏机理及在王村矿的应用研究[D].西安:西安科技大学, 2013.

[8]蔡光华, 陆海军, 陈宝银, 等.矩形和直墙拱断面围岩巷道破坏的数值模拟研究[J].武汉工业学院学报, 2011, 30 (1) :74-78.

[9]邹喜正.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

[10]袁林, 高召宁, 孟祥瑞.基于复变函数的矩形巷道应力集中系数黏弹性分析[J].煤矿安全, 2013, 44 (2) :196-199.

[11]赵凯, 刘长武, 张国良.用弹性力学的复变函数法求解矩形硐室周边应力[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (3) :361-365.

应力场分布规律 篇6

以某矿2301回采工作面为研究背景, 通过相似模拟、数值模拟的方法对工作面前方支承应力的应力峰值大小和应力峰值与工作面煤壁的距离做了详细的研究, 并系统分析了支承应力的变化规律[1,2,3,4]。为该工作面顶板管理、围岩控制, 以及工作面回采前后岩层移动、地面沉陷的理论研究提供了依据[5,6,7,8,9]。

1 工作面前方支承应力峰值变化规律

回采工作面前方超前支承应力的变化不仅与许多地质因素有关, 而且随着工作面的进展是动态变化的。为了研究工作面前方支承应力的变化规律, 以某矿2301回采工作面为研究对象, 通过相似模拟和Sufer数值模拟软件分析了工作面不同推进距时支承应力的变化规律。模拟得到的工作面前方支承应力变化规律如图1所示。

下面从3个方面分析图1的变化规律。

(1) 从能量的角度分析。在开采工作面影响和围岩的动荷载作用下, 围岩失去原有的平衡, 发生变形和位移, 并形成扰动。围岩的扰动又会引起相邻质点的扰动。这样的连锁反应, 必然要将煤壁前方支承应力从大到小、从近到远传递, 从图1中发现在一个类似于“应力波”形式的峰值应力, 这种传递表现出由近及远、由小变大再变小的规律。这种能量有4种表现形式:产生 (小) 、积聚 (大) 、传递 (由近及远、由大到小) 、释放 (小) 。

(2) 从充分采动和非充分采动的角度来看, 采空区的大小是影响地层和地表移动发展过程的主要因素之一。同样, 从围岩的应力分布特征与采空区面积大小的研究表明, 在非充分的采动条件下, 地表沉降值随着采空区增加而增加, 且工作面前方支承压力也有增大的趋势。通常采空区的长度和宽度均达到和超过1.2~1.4倍平均采深时, 地表会受到充分的采动影响。达到充分采动影响后, 虽然采空区的面积继续扩大, 地面沉降值却不再继续增加了。

(3) 从垮落拱角度分析。开采影响范围内各影响带的划分如图2所示。

从图2可以看出, 当垮落带的高度达到最大值时, 对应的是充分采动状态。随着工作面继续推进, 回采面积继续扩大, 垮落带也不断前移, 但地表沉降值将不再增加。习惯上把这种达到充分采动时的开采情况称为临界开采。工作面支承应力三维力学特征模拟的不同推进距离时垂直应力三维立体云图如图3所示。

从图3可以看到, 在工作面两端, 出现应力集中, 且应力集中系数是2 (原岩应力12.79MPa) 。前方支承应力和侧向支承应力都符合采矿的一般规律。

2 结论

回采工作面前方超前应力的变化不仅与许多地质因素有关, 而且随着工作面的进展是动态变化的。

(1) 在工作面前方有一个类似于“应力波”形式的峰值应力, 由近到远、由小变大再变小的变化, 这种能量存在于产生、积累、转移、释放4个阶段。

(2) 在非充分的采动条件下, 地表沉降值随着采空区面积的变化而变化, 且工作面前方支承压力峰值也有增大的趋势, 当达到充分采动的情况下, 即使采空区面积再增大, 在工作面前方应力的增量呈减少趋势。

(3) 当垮落带高度达到最大值时, 对应于工作面充分采动的状态, 之后, 随着工作面回采面积的继续扩大, 地表相应的影响范围也随之扩大, 但地面沉降值没有再继续增加。达到充分采动时的开采情况称为临界开采。

参考文献

[1]涂心彦, 柏建彪, 王襄禹.超前采动支承应力分布规律及影响因素[J].能源技术与管理, 2008 (2) :4-7.

[2]严红, 何富连, 韩红强, 等.等面弱结构双支护在高支承应力煤巷中的应用[J].煤炭技术, 2010 (10) :63-65.

[3]韩红强, 何富连.极高支承应力煤巷锚索桁架控制机理与实践[J].金属矿山, 2012 (5) :32-34.

[4]牛宏伟, 朱原平, 韩红光.放顶煤工作面顺槽超前支承应力测试与分析[J].煤, 1994 (1) :16-17.

[5]雷波, 秦勇, 吴财芳, 等.水力压裂裂缝对煤层回采工作面应力的影响[J].煤矿安全, 2012 (12) :12-14.

[6]张淼丰, 王军, 伍永平.大倾角煤层巷道支护方式设计与应用[J].西安科技学院学报, 2000 (2) :97-100.

[7]李庶林.试论深井硬岩矿山岩爆巷道支护[J].中国矿业, 2000 (1) :61-65.

[8]沈运才.近距离采空区下松散煤层巷道支护技术研究[D].徐州:中国矿业大学, 2008.

应力场分布规律 篇7

为了提高巷道掘进速度、降低掘进费用、减少矸石排放, 目前煤矿一般都将回采巷道和准备巷道布置在煤层中, 其维护状况除取决于影响单一巷道维护的诸因素外, 还取决于工作面的采动影响, 即煤层开采过程中引起的岩层运动和应力重新分布[1,2]。因此, 要想减轻或避免支承应力的危害和影响, 改善巷道维护状况, 必须了解掌握采动支承应力的变化规律[3,4]。

采动支承应力特别是超前支承应力其变化规律不但与工作面埋深、基本顶厚度以及直接顶厚度和硬度等因素有关, 而且还随着工作面的推进呈动态变化[5~8], 尤其在工作面充分采动影响前后, 其变化规律更是截然不同。因此, 本文利用离散元数值模拟软件UDEC模拟在采动过程中各因素对超前支承应力的影响, 并系统分析了工作面充分采动前后超前支承应力的分布和变化规律, 为指导采准巷道布置以及科学支护设计提供了可靠的依据。

1 数值计算模型及方案

1.1 数值计算模型

图1为沿工作面推进方向建立的数值计算模型。图1中煤层上方为一层直接顶和一层较为坚硬的基本顶岩层, 其余为上覆软弱岩层。模型上边界q为上覆岩层施加的重力, 此处可以视为均布载荷。模型底边界垂直方向固定, 左右边界水平方向固定。

图1中, ∑h1为数值计算模型中所取上覆岩层的厚度, h2、h3、h4及h5分别为基本顶、直接顶、煤层以及直接底厚度, ∑h6为所取的老底厚度。L1为工作面推进距离, L2为工作面前方支承应力峰值距煤壁距离, L3为支承应力影响范围, pmax为支承应力峰值。

由于超前支承应力常以峰值大小、分布形式和影响范围来表现其特征, 因而, 可以通过不同的推进距L1、基本顶厚度h2、直接顶厚度h3、以及直接顶硬度等因素分析L2、L3及pmax来描述超前支承应力的变化规律。限于篇幅, 本文主要通过分析支承应力集中系数的变化规律来描述超前支承应力在充分采动前后的变化规律。模型中各岩层属性如表1所示。

1.2 模拟方案及参数

为了全面了解超前支承应力的变化规律, 并根据其主要影响因素, 设计了以下几种方案。

方案1:工作面推进距对支承应力分布的影响。设计参数:煤层厚度即采高3 m, 直接顶厚度4 m, 基本顶厚度10 m, 直接顶为中硬岩层, 整个模型尺寸 (长×高) 400×112 (m2) , 工作面埋深500 m (原岩应力12.5 MPa) 。

方案2:埋深对超前支承应力分布的影响。在方案1其它条件不变的情况下, 分析埋深为300、500、700及900 m时超前支承应力集中系数的变化规律。

方案3:基本顶厚度对超前支承应力分布的影响。在方案1模型的基础上, 分析基本顶厚度为0、5、10、15及20 m时超前支承应力集中系数的变化规律。

方案4:直接顶厚度和硬度对超前支承应力分布的影响。分析直接顶厚度为1、2、3、4及5 m时, 以及直接顶为硬顶、中硬顶和软顶时超前支承应力集中系数的变化规律。

2 模拟结果

2.1 推进距对超前支承应力分布的影响

支承应力集中系数与工作面推进距离的关系如图2所示。由图2可知:当工作面推进距离由30 m增加到60 m时, 支承应力集中系数由1.69升高到2.68, 而当推进距离由60 m增大到200 m时, 支承应力集中系数基本上都维持在2.6~2.8之间。由此可知, 工作面充分采动后 (推进距>60 m) , 支承应力峰值逐步趋于稳定;而工作面未充分采动时 (推进距<60 m) , 支承应力峰值随推进距的增大而升高。

2.2 埋深对超前支承应力分布的影响

工作面分别推进至30和200 m时, 不同埋深对超前支承应力集中系数的影响如图3所示。从图3中可以看出, 工作面推进30 m时, 随着埋深的增加支承应力集中系数逐渐增大, 但当工作面推进至200 m时, 随着埋深的增加支承应力集中系数呈递减趋势。由此可知, 在未受工作面充分采动影响时, 支承应力峰值随埋深增加而升高的趋势比较明显;但当工作面推进距离进一步增大, 充分采动影响后, 支承应力峰值随埋深增加而升高的趋势将有所减缓。

2.3 基本顶厚度对超前支承应力的影响

支承应力集中系数与基本顶厚度关系如图4所示。从图4中可以看出, 基本顶的存在对支承应力的峰值大小影响比较明显, 工作面推进至200 m时, 无基本顶情况下的应力集中系数为1.75左右, 而存在基本顶时的应力集中系数最大能达到3.1左右;集中系数还随基本顶厚度的增加而升高, 当基本顶厚度由5 m增加到20 m时, 工作面推进距离为30 m和200 m的集中系数分别增加了0.13和0.67, 这也说明, 充分采动后, 支承应力峰值随基本顶厚度增加而升高的趋势要强于充分采动前。

2.4 直接顶厚度和硬度对超前支承应力分布的影响

直接顶厚度与支承应力集中系数的关系如图5所示, 由图5可知, 随着直接顶厚度的增加, 支承应力集中系数逐渐降低, 工作面推进至30 m时, 支承应力集中系数的最大值为2.04, 最小值为1.75, 而当工作面推进至200 m时, 支承应力集中系数的最大值达到了3.72, 最小值为2.58。从而说明, 工作面充分采动后, 因直接顶厚度而引起的支承应力峰值差将更为明显。

直接顶硬度对支承应力集中系数的影响如图6所示。工作面推进30 m时, 直接顶无论软硬, 其超前支承应力集中系数差别都不大。但当工作面推进至200 m时, 支承应力集中系数受直接顶硬度的影响却较为显著, 硬顶与软顶时的差别达到0.8左右。由此可知, 未充分采动时, 直接顶的硬度对超前支承应力峰值的影响不明显, 充分采动后, 前者对后者的影响逐步明显起来, 并且随着直接顶硬度的减弱, 支承应力集中系数逐渐减小。

另外, 从图7中可以看出, 随着直接顶硬度的升高, 支承应力峰值逐渐靠近工作面。工作面推进30 m时, 软顶和硬顶的峰值距工作面距离为13.9 m和7.5 m左右, 工作面推进至200 m时, 分别为13.4 m和6.7 m左右, 虽然推进距离的增加能使峰值位置有所靠近工作面, 但差别不明显, 说明充分采动前后应力峰值距工作面距离变化不大。

3 主要结论

通过对工作面充分采动以后超前支承应力变化规律的数值模拟, 可得出以下结论:

(1) 随着工作面的推进, 超前支承应力不断变化。未充分采动时, 支承应力峰值随推进距的增大而升高, 充分采动后, 支承应力峰值逐步趋于稳定。

(2) 未充分采动时, 随着埋深的增加超前支承应力集中系数逐渐增大, 支承应力峰值随埋深增加而升高的趋势比较显著。但充分采动后, 随着埋深的增加支承应力集中系数呈递减趋势, 支承应力峰值随埋深增加而升高的趋势将有所减缓。

(3) 超前支承应力集中系数随基本顶厚度的增加而升高, 当基本顶厚度由5 m增加到20 m时, 充分采动前后, 集中系数分别增加了0.13和0.67, 这也说明, 充分采动后, 支承应力峰值随基本顶厚度增加而升高的趋势更加明显;超前支承应力集中系数随直接顶厚度的增加而降低, 而且这种变化趋势也随着工作面充分采动后变得更为显著。

(4) 未充分采动时, 直接顶的硬度对超前支承应力峰值的影响不明显, 充分采动后, 前者对后者的影响变得十分显著, 并且随着直接顶硬度的减弱, 支承应力集中系数逐渐减小。

(5) 随着直接顶硬度的减弱, 超前支承应力峰值位置逐渐远离工作面, 其影响范围也沿着工作面推进方向逐渐前移。

参考文献

[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813.

[2]柏建彪, 侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报, 2006, 35 (2) :145-148.

[3]姜福兴.采场覆岩空间结构观点及其应用研究[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (1) :30-33.

[4]浦海, 缪协兴.综放采场覆岩冒落与围岩支承压力动态分布规律的数值模拟[J].岩石力学与工程学报, 2004, 23 (7) :1122-1126.

[5]茅献彪, 缪协兴, 钱鸣高.采动覆岩中关键层的破断规律研究[J].中国矿业大学学报, 1998, 27 (1) :39-42.

[6]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, 2003.

[7]靳钟铭, 魏锦平, 靳文学.放顶煤采场前支承压力分布特征[J].太原理工大学学报, 2001, 32 (3) :216-218.

应力场分布规律 篇8

1.1 原型条件

以顾桥煤矿1116 (1) 工作面为试验原型条件, 工作面标高-691.117m~-550.20m。工作面长度217.6m, 走向长度2672.5m。煤层倾角3°~10°, 平均5°。煤层埋藏较稳定, 结构复杂, 厚度为1.0~3.4m, 平均厚度为2.6m, 模拟时采高取3.4m, 实行走向长壁全部垮落法开采。

根据现场钻孔资料及相似实验的基本要求, 被模拟岩层总数为34层, 总厚度130.4米, 包括117米的顶板、3.4米的煤层和10米的底板。被模拟岩层的物理力学参数由实验室测试得到。

1.2 相似参数确定

安徽理工大学的相似试验装置长3米, 宽0.3米, 高1.3米, 结合原型的基本尺寸, 确定相似实验的几何相似比Cl=1/100。岩层的平均容重是相似材料的1.6倍, 故容重相似比Cγ=1/1.6。根据相似理论, 此次试验的应力相似比Cσ=Cl×Cγ=1/160。时间相似比设为几何相似比的1/12, 现场的一天可通过试验的2个小时表示。

1.3 相似材料的选择

本次相似模拟试验的相似材料如下:河砂为骨料、石灰和熟石膏为胶结材料, 分层材料为云母粉, 其中河砂的粒度为0.15～0.5mm。

1.4 模型制作工艺

相似模型的制作过程如下: (1) 根据各分层材料属性及用量准备相似材料; (2) 将相似材料加水拌匀; (3) 将相似材料按分层厚度及上下顺序逐次铺设于模板中。分层之间的节理及裂隙由云母粉模拟。模型放置三天, 并干燥十天。模型顶板施加均布荷载以模拟上覆岩层的重力。模型两次采用标准槽钢限制其水平位移, 使相似模型成为标准的平面应变模型。槽钢与模型面之间事先设置塑料纸并涂抹黄油以减少其间的相对摩擦。相似模型全景如图1所示。

2 煤岩体内应力分布规律分析

2.1 切眼附近支承压力

相似试验的第一步既是开切眼过程的模拟, “开切眼”后, 前方的煤体逐步“开采”。模拟每进行一步, 模型内的传感器均传递出不同压力及位移数据。图2显示了切眼后方煤体内支承压力随工作面开采的变化规律。

由图2可知, 自开切眼伊始, 其后方煤体内支承压力不断随着工作面的开采而上升, 前方17米处的煤体开挖后, 支承压力第一达到最值;当远离切眼22米时, 模型中煤层上方的两个岩层同时全部跨落, 测点处的支承压力有所降低;当工作面继续推进时, 支承压力又开始逐步增大, 直到工作面开采至距切眼32米处时, 支承压力的第二个峰值来临, 应力集中系数高达1.91;当工作面开采至34米处时, 煤上方的稳定岩层跨落, 预示着老顶的来压, 此时支承压力开始降低。纵观整个开采过程, 切眼后方煤体内的压力始终大于原岩应力。

2.2 工作面前方支承压力特点

图3显示, 工作面推进70米厚, 超前支承压力开始明显显现在前方煤体内, 但是显现效应并不大, 压力增长速度也不高。

当工作面推进至距测点45m时, 煤体内的支承压力开始明显增大, 41.7Mpa的峰值出现在煤壁前方10米处, 应力集中系数达2.63。

当工作面推进到距测点45m时, 煤体内的压力增长梯度开始显著增大, 压力增长梯度达到5.6%~14%。最大压力值出现在煤壁前方10m处, 最大压力值为41.7MPa, 为2.63倍的初始应力值。

工作面由远及近逐渐向测点推进时, 测点位置的压力不断下降, 而且越靠近测点支承压力下降速度越快, 工作面正好位于测点下方时, 支承压力几乎为零。工作面推过测点后, 支承压力开始回升, 此后的压力不能成为支承压力, 因为其数值较原岩应力有所下降。当工作面推过测点40米后, 原先的测点完全位于采空区内, 其压力恢复至原始应力的0.8倍左右。工作面推过测点100米后, 采空区内原测点的压力恢复至原始应力的0.995～0.999倍, 此后压力值几乎不再变化, 表明冒落矸石已被重新压实, 上覆岩层活动减弱。

相似模拟验证了在采煤工作面前后范围内存在着四个分区, 即:

(1) 原岩应力区, 此区位于回采工作面前方70m之外, 煤岩体内压力与原岩应力非常接近, 应力集中系数为1, 即K=1。

(2) 应力升高区, 此区位于回采工作面前方3~70m处, K>1。

(3) 应力降低区, 此区位于回采工作面前方3m到工作面后方采空区100m处, K<1。

(4) 应力不变区, 位于采空区后100m之外, 应力恢复到几乎为原岩应力值, K≈1。

2.3 停采线附近支承压力分布特征

由图4能看出:停采线位置设置的测点内支承压力变化规律和工作面前方支承压力分布规律几乎相同:工作面接近测点70m后, 支承压力开始增长;30米后, 煤体内的压力增长速度加快;10米后, 支承压力达到最值39.1MPa, 应力集中系数为2.47;当工作面推到测点时, 支承压力几乎为零。

3 结论

本文结合1116 (1) 工作面综合柱状图及相应的岩石力学实际测试参数, 建立平面相似实验模型, 对工作面开采过程进行了动态模拟, 初步预测了11-2煤开采对13-1煤的解放效果。

摘要：安徽矿区某矿的1116 (1) 工作面主采11-2煤, 标高-691.117m～-550.20m, 具有典型的复合结构顶板。开采11-2煤能够消除上方法距70米的13-1煤的突出危险性。建立平面相似材料模拟试验, 通过模拟实际开采的动态过程, 结合顶板的跨落规律, 得到了煤岩体内应力分布规律。

关键词：复合顶板,相似实验,“三带”高度

参考文献

[1]陈科, 柏建彪, 胡忠超, 朱琪等.超前支承压力对下山的影响分析及合理停采线位置确定.〔J〕煤矿开采, 2010 (1)

[2]李冲.极松散“三软”煤层采场顶板控制技术研究:[硕士学位论文].安徽:安徽理工大学, 2007

[3]周鹏举.受上覆煤层开采影响工作面及巷道矿压特征研究:[硕士学位论文].安徽:安徽理工大学, 2010