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深井突出煤層孤島工作面鉆孔卸壓與應力轉移規(guī)律研究*

2014-04-20 02:05:32岳崇光黃炳香孫開龍
中國煤炭 2014年2期
關鍵詞:煤壁煤體孤島

岳崇光 黃炳香 孫開龍

(1.中國礦業(yè)大學礦業(yè)工程學院深部煤炭資源開采教育部重點實驗室,江蘇省徐州市,221116;2.中天合創(chuàng)能源有限責任公司,內蒙古自治區(qū)鄂爾多斯市,017000)

隨著煤礦開采深度加深,同時受地質條件和人為因素的影響,會出現(xiàn)深井孤島工作面,深井孤島工作面開采時由于應力集中而加劇回采巷道的礦壓顯現(xiàn)程度,并且容易出現(xiàn)沖擊礦壓。薛湖煤礦屬于突出礦井,同時煤層具有沖擊傾向性,工作面采用順層長鉆孔預抽回采區(qū)域煤層瓦斯的區(qū)域防突措施。與常規(guī)孤島工作面相比,深井突出煤層孤島工作面受瓦斯抽采鉆孔布置和瓦斯抽采等因素的影響,采動應力分布規(guī)律有所不同。本文使用鉆孔應力計對孤島工作面支承壓力進行觀測,用Sufer數(shù)據(jù)處理軟件對鉆孔周圍應力進行模擬分析,掌握鉆孔卸壓與應力轉移規(guī)律,為深井突出煤層孤島工作面的安全開采提供理論依據(jù)。

1 工作面概況

1.1 工作面條件

薛湖煤礦二2煤層破壞類型屬于Ⅲ~Ⅳ類煤,相對瓦斯壓力1.12~1.7MPa,煤層單軸抗壓強度為4.52~9.23 MPa,煤層的瓦斯放散初速度為12.957~14.000mL/s,軟分層煤樣的初始釋放瓦斯膨脹能為65.62~84.3334mJ/g,大于弱突出的臨界值42.98mJ/g,屬于有突出危險的礦井。

薛湖煤礦煤層埋深為680~788 m,煤層結構簡單。2103 工作面煤層厚0.8~3.1 m,平均2.68m,平均采高2.68m;煤層傾角0°~18°,平均7°;走向長142m,傾斜長845m,為傾斜長壁開采。工作面東鄰2102 工作面 (已采),西接2104工作面 (已采),南到F121斷層煤柱,北為膠運大巷,為深井突出煤層孤島工作面。

孤島工作面兩巷沿煤層留4 m 窄煤柱沿空掘巷,巷道斷面為三心拱型,斷面尺寸為4800 mm×3400mm。

1.2 鉆孔預抽措施

由于2103工作面采用順層長鉆孔預抽回采區(qū)域煤層瓦斯的區(qū)域防突措施,在2103風巷和機巷掘進期間和工作面切眼完成后,從停采線以北20m處施工本煤層鉆孔,孔口距巷道底板1.2m,孔深不低于80m,孔間距4~6m。2103工作面區(qū)域消突鉆孔分布如圖1,抽采一定時間經區(qū)域驗證有效后,本工作面方可進行回采。

圖1 工作面區(qū)域消突鉆孔分布

2103工作面局部消突鉆孔分布如圖2 所示,工作面回采期間局部可能具有突出危險性,工作面局部消突鉆孔主要用于抽采工作面局部瓦斯,經局部檢驗有效后方可進行采掘工作。在工作面共布置兩排三花眼,由工作面兩幫5 m 處開始施工,下排距煤層底板0.8m,排距0.6m,孔間距1.5m,共約190個,孔深不低于11m,鉆孔與煤壁成85°夾角,順煤層施工,鉆頭直徑為?89mm,成孔直徑為94mm。

圖2 工作面局部消突鉆孔分布

2 超前支承壓力實測方案

在2103機巷超前工作面煤壁150m 處布置超前支承壓力觀測站。根據(jù)工作面長度、應力疊加程度以及鉆孔施工和鉆孔應力計安裝條件,確定在2103工作面測站安裝7個鉆孔應力計,鉆孔應力計布置平面圖見圖3。

采用自制鉆孔應力計對支承壓力進行觀測,該鉆孔應力計是由壓力傳感器和數(shù)字顯示儀組成的分離型鋼鉉振動式測頻數(shù)字儀器,壓力傳感器的鉆孔壓力枕采用充油膨脹的特殊結構,用于煤礦井下煤巖體內相對應力測量。用?42mm 鉆頭形成?45~50mm 的鉆孔,孔深應滿足測量要求,清除孔內碎渣。超前工作面150 m 安裝鉆孔應力計,此后工作面進行回采過程中記錄鉆孔應力計數(shù)值。

圖3 鉆孔應力計布置平面圖

3 孤島工作面的支承壓力

3.1 支承壓力的動態(tài)演變

根據(jù)工作面推進情況安排測量次數(shù),對2103工作面安設的支承壓力測站進行了31d的井下觀測,對觀測的數(shù)據(jù)進行處理,得到測站支承壓力隨工作面推進的動態(tài)變化曲線,見圖4。1#測壓孔(深2m)距工作面煤壁61.6m 時出現(xiàn)第一次峰值9.9 MPa,距工作面煤壁48 m 時壓力逐漸上升,距工作面煤壁32 m 時第二次達到峰值9.7 MPa。2#測壓孔 (深4m)距工作面94.4m 時損壞,其值達到25.4 MPa。3#測壓孔 (深6m)距工作面煤壁48 m 時 達 到 峰 值26 MPa。4#測 壓 孔(深8m)自有記錄起壓力持續(xù)下降未出現(xiàn)峰值。5#測壓孔 (深10m)距工作面煤壁104m 時達到峰值20.8 MPa,距工作面煤壁88m 時出現(xiàn)損壞。6#測壓孔 (深12m)距工作面煤壁101.6m 時達到峰值18.3MPa。7#測壓孔 (深15m)距工作面煤壁68m 時達到峰值17.8 MPa。

圖4 支承壓力與超前煤壁距離的關系

3.2 支承壓力的分布規(guī)律

將測站內各測點測得的支承壓力用Surfer數(shù)據(jù)分析軟件進行處理,得2103工作面支承壓力的分布如圖5所示。

圖5 孤島工作面支承壓力分布

本煤層原巖應力值為15.7MPa。由圖5可知,2103工作面超前支承壓力影響范圍為超前工作面煤壁約120 m。工作面煤壁前方42 m 為破裂區(qū),垂直方向上應力低于原巖應力;工作面煤壁前方42~70 m 處為塑性區(qū)。工作面煤壁前方70~120m為彈性應力增高區(qū);超前工作面煤壁120m以上為原巖應力區(qū)。工作面煤壁前方70m 處為超前支承壓力峰值處,峰值壓力為17.8 MPa,應力集中系數(shù)為1.134。未受超前支承壓力影響的側向支承壓力峰值為22.3 MPa,超前和側向支承壓力疊加峰值為26 MPa,應力集中系數(shù)為1.656。

2103工作面超前支承壓力分布與常規(guī)孤島工作面支承壓力分布差別較大:支承壓力影響范圍較大,破裂區(qū)、塑性區(qū)及彈性應力升高區(qū)均較大;支承壓力峰值相對較小,應力集中程度較??;整體表現(xiàn)為大而緩和的特征。

2103工作面超前支承壓力分布特征受以下兩方面的影響:

(1)2103工作面給定的超前支承載荷較大,從而引起煤體整體影響范圍相對較大,即破裂區(qū)、塑性區(qū)及彈性應力升高區(qū)范圍均增大。

(2)密集布置的瓦斯抽采鉆孔對超前支承壓力分布具有重要影響,鉆孔卸壓半徑大,使支承壓力向煤層深部轉移;此外瓦斯抽采也降低了瓦斯壓力,整體改變了煤體的物理力學性質。

4 鉆孔卸壓及應力轉移規(guī)律

將至工作面煤壁距離分別為115.2m、104m、94.4m、88m、68m、48m、38m 的側向支承壓力進行整理,得出側向支承壓力的分布如圖6所示。

圖6 側向支承壓力分布

圖6顯示,側向支承壓力影響范圍為距巷幫15m以內區(qū)域,距巷幫15 m 以外為原巖應力區(qū),原巖應力為15.7 MPa。在剛進入超前支承壓力影響范圍即超前工作面煤壁距離120 m 時,距巷幫小于3m 為應力降低區(qū),3~4 m 為塑性區(qū),4 m處為側向支承壓力峰值,峰值壓力為22.3 MPa,應力集中系數(shù)為1.420;在距離巷道煤壁10 m 處存在第二峰值,正好驗證了 “破裂圈-完整圈-破裂圈-完整圈”理論,即在距離巷道煤壁8 m 左右存在一個應力降低的破裂圈。隨著工作面的推進,側向支承壓力受超前支承壓力的影響,支承壓力峰值最大為26 MPa,應力集中系數(shù)為1.656,且向煤體深部轉移,破碎區(qū)和塑性區(qū)范圍也隨之擴大。超前煤壁距離94.4m 時,側向支承壓力峰值在至巷幫4.3m 處。從超前煤壁90m 時側向支承壓力明顯開始向煤體深部轉移。超前煤壁距離88m時,側向支承壓力峰值轉移至距巷幫6m 處。側向支承壓力在超前工作面煤壁115.2 m 時已經出現(xiàn)峰值壓力升高現(xiàn)象,說明超前支承壓力影響范圍超過115.2m。

隨工作面推進,側向支承壓力受超前支承壓力的影響,使得采動應力疊加,煤體原有的極限承載平衡被打破,煤體部分彈性區(qū)變成塑性區(qū),形成新的力學平衡。極限承載的動態(tài)平衡過程是引起側向支承壓力峰值緩慢向煤體深部轉移的根本原因。

鉆孔對煤體具有卸壓作用。對于同一煤層,鉆孔直徑越大,鉆孔間距越小,卸壓范圍和影響程度越大。根據(jù)2103工作面超前支承壓力的實測結果,該工作面和巷道布置的密集、大直徑瓦斯抽采鉆孔已經對整個工作面煤體起到了明顯的卸壓作用,使煤體的彈性能降低、塑性能增加、強度降低,煤體整體表現(xiàn)出 “變軟”的特性,引起煤體應力集中程度降低,影響范圍增大,使支承壓力分布更加大而平緩。

5 結論

(1)深井突出煤層孤島工作面采取順層鉆孔預抽回采區(qū)域煤層瓦斯區(qū)域防突措施,控制瓦斯含量的同時使得工作面支承壓力影響范圍較大,破裂區(qū)、塑性區(qū)及彈性應力升高區(qū)寬度均較大;支承壓力峰值相對較小,應力集中程度較??;整體表現(xiàn)為大而緩和的特征。

(2)密集、大直徑瓦斯抽采鉆孔工作面煤體起到了明顯的卸壓作用,使煤體的彈性能降低、塑性能增加、強度降低,煤體整體表現(xiàn)出 “變軟”的特性,引起煤體應力集中程度降低,影響范圍增大,采動應力集中程度降低,能最大限度地對煤層卸壓。

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