精品基于非线性理论水体下采煤方案优化及安全性可研报告书.docx

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精品基于非线性理论水体下采煤方案优化及安全性可研报告书

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基于非线性理论水体下采煤方案优化

及安全性研究报告

1、立项的背景与意义1

1.1立项的背景1

1.2技术目标1

1.3技术内容1

1.4技术方法和路线2

2．地质概况3

2.1地层3

2.1.1新老地层分述3

2.1.2主要含煤地层8

2.2构造12

2.2.1区域地质构造12

2.2.2矿区构造13

3.矿井水文地质概况15

3.1井田边界及其水力性质15

3.2含水层与隔水层16

3.3矿井充水条件21

3.3.1生产矿井充水特征21

3.3.2矿井充水因素分析21

3.4井田及周边地区老窑水分布状况22

3.5矿井充水状况23

4冒落带、导水裂隙带高度计算24

4.1计算理由24

4.2计算公式24

4.3计算结果25

4.3.1覆岩岩性分析25

4.3.2冒落带、裂隙带高度计算26

4.4计算结果分析26

4.4.1保护层厚度的选择26

4.4.2安全性分析27

5.断层防隔水煤柱安全性验算28

5.1验算依据28

5.2验算结果28

6冒落带、导水裂隙带高度数值模拟30

6.1HPUY移动变形预计软件简介30

6.2覆岩内部主要影响半径的确定33

6.3移动变形主矢量计算方法35

6.3.1六个应变分量的求取35

6.3.2变形主矢量的计算方法38

6.3.3主应变的求取39

6.4Drucker-Prager准则的应变表达式40

6.5预计变形量与判断破坏与否的计算程序表达41

6.6回采方案裂隙带高度数值模拟42

6.7数值模拟结果安全性分析47

7固液耦合理论分析安全煤柱的稳定性48

7.1FLAC3D软件简介48

7.1.1FLAC3D的优点49

7.1.2本构模型49

7.1.3计算模式50

7.1.4前后处理功能50

7.1.5主要应用领域51

7.2复杂地质条件建模的理论基础及建模52

7.2.1三次样条插值的基本原理52

7.2.2利用三次样条插值法建立三维数值的步骤53

7.2.3建立模型54

7.2.4模型边界条件56

7.2.5煤岩物理力学参数的选取56

7.3块体固液耦合理论57

7.3.1基本假设57

7.3.2数学模型59

7.3.3流体渗流方程的数值解法60

7.3.4程序设计62

7.4模型的求解过程63

7.5计算结果比较66

7.5.1无渗流作用下煤柱稳定分析66

7.5.2有渗流作用下煤柱稳定分析67

8蓄水池坝安全性分析70

8.1概率积分法预计参数确定70

8.2地表移动和变形预计方案70

8.3预计结果71

8.4坝体采动影响程度分析72

8.4.1下沉对堤坝影响的安全性分析72

8.4.2水平变形对堤坝的影响分析74

9结论76

1、立项的背景与意义

1.1立项的背景

AAAAA公司1970年8月动工兴建，1977年12月简易投产，2005年核定生产能力为60万吨年。

目前，正在进行90万吨年改扩建工作。

矿井开拓方式为斜井开拓，多水平分区式开采，布置14、15两个采区。

14采区为生产采区，布置有14161综放工作面，剩余储量103960万吨，预计2013年2月份回采结束，接替面为14022工作面，目前正在进行扩切眼工作，2013年元月份开始安装支架。

15采区为改扩建区域，布置有1501备采工作面（可采储量89.99万吨），目前正在实施瓦斯抽采。

采煤方法均为走向长壁放顶煤，全部垮落法管理顶板。

根据以上的工作面接替按排，备采工作面1501将在瓦斯抽放达标后回采。

矿井西部、1501工作面上山方向邻接F19正断层，落差0~20m，走向N6°E～N16°E，倾向NW，倾角57°。

邻接F19断层处地表位置有西柏涧村西蓄水池，蓄水量不大，通过测量及地理信息系统计算，蓄水量为8857m3。

F19断层揭露资料较少，因此F19正断层在该区的延展及富水性情况及地表蓄水池对1501工作面正常回采影响需要论证；因1501工作面煤层较厚，为安全合理留设断层防水煤柱，解放更多的煤炭可采资源，对该断层进行固液耦合数值模拟，以验证煤柱的稳定性具有必要性。

1.2技术目标

根据实测资料，利用非线性理论，分析研究不同回采方案上覆岩层裂隙带的发育范围，进行回采方案优化，在资源回收最大化的前提下，提出能够满足生产需要的解决方案

1.3技术内容

①利用非线性理论，分析研究水体下采煤的安全性，为水体下采煤提供理论上的支承；

②提供上覆岩层裂隙发育范围的图纸；

③在划定的范围内，设计各回采方案并进行优化，并提各方案的施工图纸；

提供《基于非线性理论水体下采煤方案优化及安全性研究》报告。

1.4技术方法和路线

①利用非线性理论，根据实测资料，研究上覆岩层主要影响半径的分布形态；

②利用上覆岩层内主要影响半径的分布形态，研究覆岩内裂隙带的发范围；

③利用数字标高投影法、临界变形值法划定煤层回采时的保护范围；

在划定的范围内，设计各回采方案并进行优化，最终达到安全回采的目的。

2．地质概况

2.1地层

2.1.1新老地层分述

因基岩在区内没有出露，仅据矿井和钻孔揭露资料情况，本区发育地层有：

古生界奥陶系中统马家沟组（O2m），石炭系上统本溪组（C2b）、太原组（C2t），二叠系下统山西组（P1sh）、下石盒子组（P1x），上统上石盒子组（P2s）、石千峰组（P2sh），新生界新近系、第四系（N+Q）。

现由老到新分述如下：

（一）、奥陶系中统马家沟组（O2m）

在区外北部奥陶系中统马家沟组（O2m）有大面积出露，区内无出露，有12个孔揭露，揭露最大厚度110.76m（10-2孔）。

其岩性以浅灰色厚层状灰岩为主，细晶质结构、块状构造，局部为白云质灰岩。

上部夹少许角砾状灰岩，呈浅灰～深灰色，角砾间充填有浅灰色铝土质泥岩及深灰色泥岩透镜体，具黄铁矿晶体及结核，发育有溶洞和裂隙，裂隙多被次生方解石脉充填。

本组产主要动物化石：

Actinoceras珠角石

Armtnoceras门角石

（二）、石炭系（C）

（1）上统本溪组（C2b）

由奥陶系石灰岩顶到一煤底，地层厚度为1.55～19.49m，平均厚度为12.05m。

区内有15个孔见及，岩性以浅灰色铝土质泥岩为主，具鲕粒结构，含黄铁矿结核及晶体。

局部为深灰色泥岩，产植物化石碎片；中部偶尔发育一层薄灰岩（L0）或薄煤层一0煤；中下部为灰白色细～中粗粒砂岩和铝土质泥岩。

与下伏奥陶系中统马家沟组呈平行不整合接触。

（2）上统太原组（C2t）

从一煤层底到L9灰岩顶，如L9灰岩不发育，则以二1煤层下的一层厚砂岩为界。

该组地层厚95.28～125.00m，平均厚度为110.18m。

岩性主要由灰～深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、砂岩、石灰岩和煤层交互组成，为一典型的海陆交互相沉积。

一般含7～9层灰岩（即L1～L9）。

其中L8、L2灰岩全区发育，层位稳定，为井田内主要标志层。

与下伏本溪组呈整合接触。

本组产植物化石：

Taeniopterissp.带羊齿属

Pecopterissp.栉羊齿属

Callipterissp.美羊齿属

Annulariasp.轮叶属

Calamitessp.芦木属

产动物化石：

Sinocrinussp.中国海百合属

Dictyoclostustaiyuanfuensis太原府网格长身贝属

Dictyoclostussp.网格长身贝属

Pentamerussp.五房贝属

Pseudoschwagerinasp.假希瓦格筳属

Triticitessp.麦粒筳属

Sphenophyllumsp.楔叶属

Brachythyrinasp.准腕孔贝属

Linopterisneuropteroides.麦网羊齿

（三）、二叠系（P）

（1）二叠系下统山西组（P1sh）

由L9灰岩顶或二1煤层下的一层厚砂岩底至砂锅窑砂岩（Ss）底，厚89.43～115.47m，平均厚97.63m，由砂岩、泥岩、砂质泥岩和煤层组成。

含煤6层（二0、二1、二2、二3、二4、二6），二1煤层为全区主要可采煤层。

与下伏太原组呈整合接触。

本组产植物化石：

Sphenopterissp.楔羊齿属

Pecopterissp.栉羊齿属

Neuropterissp.脉羊齿属

Calamitessp.芦木属

Lepidodendronsp.鳞木属

Tingiacarbonica（Scheuk）Halle石炭齿叶

Tingia—分层数；

分层数为1，累计采厚为7m，按最危险情况计算，西柏涧村西蓄水池底部无粘性土，按坚硬覆岩计算，保护层厚度为49m。

4.4.2安全性分析

留设防水安全煤岩柱的目的是，不允许导水裂隙带波及水体。

其垂高（Hsh）应大于或等于导水裂隙带的最大高度（Hli）加上保护层厚度（Hb），即：

Hsh≥Hli+Hb

根据1501采掘工程平面图及12-3钻孔柱状图，Hsh=360m；覆岩按坚硬岩层计算，裂隙带高度Hli=89.4m；保护层厚度为Hb=49m。

360＞89.4+49，所以，按回采7m厚，西柏涧村西蓄水池不影响1501工作面的安全回采。

5.断层防隔水煤柱安全性验算

5.1验算依据

矿井西部、1501工作面上山方向邻接F19正断层，落差0~20m，走向N6°E～N16°E，倾向NW，倾角57°。

邻接F19断层处地表位置有西柏涧村西蓄水池，蓄水量不大，通过测量及地理信息系统计算，蓄水量为13286m3。

F19为正断层，一般情况下正层为导水断层。

本章的目的是要验证，蓄水池的水通过断层导入煤层层位时，所留设的煤柱的安全检查性。

根据《煤矿防治水规定》含水或导水断层防隔水煤（岩）柱的留设（图5-1）可参照下列经验公式计算：

5-1

式中L—煤柱留设的宽度，m；

K—安全系数，一般取2-5，在计算中取4；

M—煤层厚度或采高，m；

p—水头压力，MPa；

Kp—煤的抗拉强度，MPa。

图5-1含水或导水断层防隔水煤柱留设图

5.2验算结果

根据矿方提供的资料，二1煤的抗拉强度为0.8Mpa，回采厚度M=7m，水头压力P=0.9Mpa，安全系数K取3。

上述参数公式5-1。

在设计方案时，所留设的防水煤柱为21m，大于20m。

所以，从防水煤柱的角度来说，按照所留设的煤柱尽寸是安全的。

6冒落带、导水裂隙带高度数值模拟

在《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中规定冒落带、裂隙带高度的计算必须采用分层回采工艺。

这种规定严重滞后于采矿工业实践，鉴于这种况《煤矿防治水规定》（2009版）又规定，放顶煤覆岩的裂隙带发育范围可以采用数值模拟法预计（第七十六条、一百零六条、一百零七条）。

以往的概率积分法只用于预计地表的移动变形，河南理工大学以概率分法为理论基础自主开发了采动影响下覆岩内部破坏判别软件—HPUY软件。

6.1HPUY移动变形预计软件简介

利用计算机计算模拟覆岩内移动变形是一项新技术应用，已成为预计评价采动损害程度的重要方法之一，建立能够与地质采矿条件相适应的计算模型是其关键技术。

目前应用较多的方法为：

建立在直角坐标系上的半无限叠加预计模型；建立在极坐标上的普适叠加预计模型。

第一种方法在计算中需要将不规则的开采区通过修正，归一为矩形计算块段，计算准备工作量大，计算繁琐且误差较大。

普适模型则能够适应各种地质采矿条件，完成不同形状单元的计算，能够取得较好的模拟效果。

对于以上情况，河南理工大学开发研制了移动变形破坏程度预计的综合评价软件HPUY。

HPUY预计评价系统包括以影响函数为基础的概率积分方法；以几何积分理论为基础由二维积分变换法引入岩性及下沉时间影响参数（半力学，半经验方法）；有限元计算方法。

对于具体的情况根据需要，选择计算方法或通过综合评判方法评价。

同时对于影响函数预计采用了极坐标闭合积分模型，实现了适应采矿地质条件变化大的要求（可以将开采区域按采矿地质条件变化随意划分，类似于有限元模拟计算方法）。

这一研究成果已经在许多矿区的预计与影响评价中应用，实践证明了它的可靠性。

计算机模型采用极坐标闭合回路积分通用模型。

其基本的计算模型如下：

6-1

式中x,y,z—计算点的坐标；

—时间影响参数；

m—计算块段数目；

l—计算开采任意条块的拐点数；

qk—使用计算的直角坐标系中x轴与通过计算点p（x,y）和拐点k连线间的夹角，其中ql+1=q1；

fj1，fj2—运算函数；

Rk—极坐标半径，。

6-2

式中xk，yk—计算开采块段拐点k的坐标，其中xl+1=x1；yl+1=y1；

上述公式是将开采块段分扇形进行极坐标积分的方法，如图6-1所示。

在图中夹角为qk+1～qk的扇形开采区对地表点P（x,y）的影响函数，依几何积分理论表示为

6-3

式中—某一标高覆岩内主要影响半径，是埋深z的函数；

Wmax—地表充分下沉盆地的最大下沉值；

点p的下沉值为

6-4

6-1极坐标闭合回路积分示意

对式6-4作极坐标变换得

6-5

对应图6-1中整个区域开采，点p产生的下沉量为

6-6

当计算多个开采块段对点p影响时，由式6-6得p点的动态下沉量为

6-7

式中Ci—第i块段开采的下沉时间系数。

根据Sulstowicz“下沉盆地体积的增长与开挖空区未压实的体积成正比”的假设，设开始开采时刻t→0；预计起始时间距开采的时间间隔t=ti；达地表稳定时t→∞，则预计至地表下沉稳定时间内地表的动态下沉系数

6-8

式中ti—第i块段从开采至计算的时间，a；

c—采深、岩性系数。

根据相关资料，c值的界定值为：

当采深较浅，覆岩松散较时c=2.5～3.0；采深较浅覆较硬时c=2.0～2.5；采深较大，覆岩较软时c=1.5～2.0；采深较大覆岩较硬时c=1.0～1.5，见图6-2。

在重复采动条件下c值一般小于1。

6-2采深、岩性系数c划分示意图

HPUY地表变形预计软件采用的是极坐标系统，可以将预计单元按主要地质、采矿影响因素进行划分，如开采深度、煤层倾角、厚度、开采区域形状，地表地形变化、松散覆盖层厚度、基岩厚度、开采顺序、方向、时间等因素划分。

每个单元的这些影响因素基本一致，保证预计模拟的精度。

HPUY预计模型分析系统结构如图6-3所示。

6.2覆岩内部主要影响半径的确定

r（z）随z变化，在地表z=0，r（z）具有最大值r（z=0）=r0；在采空区上方，z=H，r（z）具有最小值r（z=H），r（z）为z的单调函数。

地表和顶板的值是函数必须满足的两个边界条件。

地表主要影响半径r是开采深度H和表征上覆岩层力学性质的主要影响角正切tanβ的函数。

因此，岩体内部主要影响半径r（z）可写为

（6-9）

由式（6-9）可知，分子（H-z）是z的线性函数，若tanβ（z）为常数，则r（z）也为z的线性函数，即岩体内部的主要影响半径r（z）在岩体内部随呈线性变化。

一般情况下，对于某一特定开采，可以认为对应于采深的整个岩层的综合岩性是稳定的，故处于地表的主要影响范围角正争可以取一定值tanβ。

在整个厚为的岩层内，其各个组分的岩性总是复杂多变的，对应于岩层厚度（H-z）的岩性总是随z变化，故岩层内部的主要影响角正切tanβ（z）始终是变化的，并为厚度与采深的相对比值H（H-z）及岩石力学性质的函数，其函数形式为

6-10

为与岩层力学性质有关的指数，称为主要影响半径指数。

当n=1，tanβ（z）=tanβ，主要影响半径在岩体内部呈线性变化；当n＞1，tanβ（z）>tanβ，离地表往下越接近采空区，则tanβ（z）越大，开采主要影响范围的边界在岩体内呈向上鼓起的曲线；当n＜1，tanβ（z）

图6-4覆岩内部移动变形范围

（a）n＞1；（b）n＜1

将式（6-10）代入（6-9），可得岩体内部的主要影响半径表达为:

6-11

岩体内部点的下沉表达式是岩层内部移动最基本的方程式。

以此为基础，可导出岩层内部点的三个互相正交的轴线上的位移和变形，其中岩体内部的主要影响半径是决定下沉盆地形态的基本参数。

6.3移动变形主矢量计算方法

6.3.1六个应变分量的求取

在覆岩研究区域内任意一点，割取一个微小的平行六面体，它的六面垂直于坐标轴。

根据剪应变互等定理，在六个面上存在六个独立的应变分量：

εx、εy、εz、γxy、γxz、γyz。

（1）概率积分法求取εx、εy应变分量

按照概率积分法εx、εy应变分量的计算公式如：

6-12

6-13

式中wmax—地表充分下沉盆地的最大下沉值；

m—计算块段数目；

l—计算开采任意条块的拐点数；

bi—第i开采段水平移动系数。

r（z）—岩体内主要影响半径；

Rk—拐点处极轴长；

qk—拐点处极坐标的夹角；

；

s—极坐标半径与岩体内主要影响半径的比值；

c—采深、岩性系数；

ti—第i块段开采时间；

（2）概率积分法与数值分析联合应用求取εz、γxy、γxz、γyz应变分量

在以往的教材和参考文献中，按照概率积分法只能精确给出下沉、X方向和Y方向的水平移动和变形等计算公式，而不能精确给出εz、γxy、γxz、γyz的数学计算公式，在这里运用四个变形量的物理含意，按照差商方法求取四个变形分量。

εz变形量的求取

按照εz的物理意义，可写成如下计算公式：

6-14

按照概率积分法，可以求取岩体内任意一点的下沉值，因此，上式变为具有边界条件的常微分方程。

解常微分方程通常有：

Euler方法、Runge-Kutta方法、线性多步法、差分法等。

考虑具体的问题，采用差分方法。

差分方法有前差商、后差商和中心差商三种方法。

采用中心差商方法，并考虑在开采损害学中规定拉正压负的原则，（6-14）式可写成下式：

6-15

式中—图6-5中1点的下沉值；

—图6-5中2点的下沉值；

、εmid、εmax，进而求出I1、J2；采取岩样，试验求得岩石的内摩擦角φ、粘结力c、弹性模量E、泊松比μ，就可以求得式（6-24）中的α和K，从而求得岩体内计算点的应力差△f值，若△f值小于零，岩体内预计点不被破坏；若△f值大于零，岩体内预计点受采动影响破坏。

6.5预计变形量与判断破坏与否的计算程序表达

一般来说研究区域内预计点越多，研究对象的变形状态越清楚，因此利用上述方法确定一定区域内的变形状态，计算工作量之大非人力所能为，必须借助计算机这一工具，运用某一高级语言，把上述的数学语言转化为计算程序。

上述问题具有计算复杂性、不同问题又具有一定的相似性等特点，本文利用C++高级语言开发这一计算程序。

C++语言是目前使用最为广泛的一种面向对象的程序设计语言，它是从C语言发展演变而来的，其主要特点表现在两个方面，一是全面兼容C语言，二是支持面向对象的方法。

面向对象的方法使程序能够比较直接地反应问题的本来面目，软件开发人员能够利用人类认识事物所采用的一般思维方法来进行软件开发，并且可以大大提高程序的可重用性，使得软件的开发和维护都更为方便。

利用C++语言开发的程序结构图如图6-6。

6.6回采方案裂隙带高度数值模拟

按照上述原理，模拟剖面上的εx，εz，εy，γyz，γxz，γyx，εmin，εmid，εmax及D—P准则判断上覆岩层裂隙带图，如图6-7～6-15。

岩石力学参数采用泥岩的力学参数见表6-1。

表6-1覆岩力学参数一览表

岩石名称

粘结力（Mpa）

摩擦角

泊松比

弹性模量（Mpa）

体积模量（Mpa）

岩石名称

粘结力（Mpa）

摩擦角

泊松比

弹性模量（Mpa）

体积模量（Mpa）

泥岩

4

22

0.21

2312

7934

中粒砂岩

21

34

0.15

4231

10430

炭质泥岩

4.2

21

0.22

2235

7900

细粒砂岩

25

41

0.11

4562

11000

图6-7εz变形曲线图

图6-8εy变形曲线图

图6-9εx变形曲线图

图6-10εyz变形曲线图

图6-11εxy变形曲线图

图6-12εxz变形曲线图

图6-13εmin变形曲线图

图6-14εmid变形曲线图

图6-15εmax变形曲线图

图6-16D-P准则判断上覆岩层裂隙带高度图

由6个变形主量、泥岩的力学参数，计算出的应力差数据文件，由于数据过于庞大，在这里不便给出。

应力差小于零的点为未破坏点；应力差等于零的点为临界点；应力差大于零的点为破坏点。

利用应力差数据文件生成图6-16，其中，蓝色线条圈定的区域为裂隙发育区。

通过应力差数据文件和图6-16可以定出在上覆岩层中，裂隙带发育的最大高程为：

138m。

6.7数值模拟结果安全性分析

按照《“三下”开采规程》规定，裂隙带顶部必须有保护层，按照最危险情况（表4-5），采厚为7m，保护层厚度为49m。

裂隙带发育最大高程为138m，地面标高为208m。

208m＞49m+138m，所以按照放顶煤回采产生的导水裂隙带，对地面西柏涧村西蓄水池无影响。

7固液耦合理论分析安全煤柱的稳定性

矿井西部、1501工作面上山方向邻接F19正断层，落差0~20m，走向N6°E～N16°E，倾向NW，倾角57°。

邻接F19断层处地表位置有西柏涧村西蓄水池，蓄水量不大，通过测量及地理信息系统计算，蓄水量为8857m3。

F19为正断层，一般情况下正层为导水断层。

本章的目的是要通过非线固液耦合数值模拟，西柏涧村西蓄水池的水是否对1501工作面回采产生安全影响。

7.1FLAC3D软件简介

FLAC3D（ThreeDimensionalFastLagrangianAnalysisofContinua）是美国ItascaConsultingGouplnc开发的三维快速拉格朗日分析程序，是二维的有限差分程序FLAC2D的扩展，能够进行土质、岩石和其它材料的三维结构受力特性模拟和塑性流动分析。

该程序能较好地模拟地质材料在达到强度极限或屈服极限时发生的破坏或塑性流动的力学行为，特别适用于分析渐进破坏和失稳以及模拟大变形。

FLAC3D调整三维网格中的多面体单元来拟合实际的结构。

单元材料可采用线性或非线性本构模型，在外力作用下，当材料发生屈服流动后，网格能够相应发生变形和移动（大变形模式）。

FLAC3D采用的显式拉格朗日算法和混合-离散分区技术，能够非常准确的模拟材料的塑性破坏和流动。

由于无须形成刚度矩阵，因此，基于较小内存空间就能够求解大范围的三维问题。

FLAC3D采用ANSIC++语言编写的。

它包含10种弹塑性材料本构模型，有静力、动力、蠕变、渗流、温度五种计算模式，各种模式间可以互相藕合，可以模拟多种结构形式，如岩体、土体或其他材料实体，梁、锚元、桩、壳以及人工结构如支护、