本文選題：綜放開采　切入點：頂煤　出處：《中國礦業(yè)大學(xué)(北京)》2017年博士論文　論文類型：學(xué)位論文

【摘要】：過去20年,綜放開采在堅硬、高瓦斯、特厚、大傾角和急傾斜等復(fù)雜厚煤層回收中均實現(xiàn)成功應(yīng)用,因其“高產(chǎn)、高效”優(yōu)勢,該方法逐漸成為我國厚煤層開采的主要技術(shù)選擇。長期以來,綜放開采設(shè)計廣泛采用煤層硬度系數(shù)不大于3,埋藏深度不小于200m,采放比不小于1/3的經(jīng)驗性原則,沒有系統(tǒng)的方法對頂煤冒放性進行定量評價,導(dǎo)致綜放工作面采出率較普通綜采面低。本文采用室內(nèi)試驗、理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測等多種研究方法,首先對室內(nèi)簡單應(yīng)力路徑下煤樣破壞機理進行了系統(tǒng)分析,在實驗結(jié)論的基礎(chǔ)上借助彈塑性力學(xué)理論對綜放開采復(fù)雜應(yīng)力路徑條件下頂煤破壞機理、頂煤冒放性預(yù)測方法、頂煤破壞主導(dǎo)因素、頂煤冒放性控制方法、頂煤冒落塊度分布和回收率預(yù)測方法進行了詳盡的探究,取得了如下主要結(jié)論和創(chuàng)新性成果:(1)室內(nèi)簡單應(yīng)力路徑條件下煤體力學(xué)特性和破壞機理①裂隙影響下煤體表現(xiàn)出明顯的各向異性力學(xué)行為特征;煤體彈性模量隨著裂隙密度的增大呈負指數(shù)形式減小;煤體抗壓強度隨著裂隙角度度的增加先減小后增大,隨著裂隙長度和密度的增大呈負指數(shù)形式降低;煤體破壞后裂隙發(fā)育程度受初始裂隙產(chǎn)狀的明顯影響。②完整煤體力學(xué)行為受到材料參數(shù)和應(yīng)力路徑的明顯影響:巴西劈裂實驗中,煤體表現(xiàn)為單裂紋劈裂破壞;單軸抗壓實驗中,軟弱煤體表現(xiàn)為剪切破壞,硬煤則表現(xiàn)為劈裂破壞;常規(guī)三軸實驗中煤體表現(xiàn)為單主裂隙剪切破壞,三軸卸圍壓實驗中煤體破壞后則表現(xiàn)為多裂紋剪切破壞。③后屈服階段煤體表現(xiàn)出應(yīng)變硬化/軟化和剪張行為,軟化模量隨著圍壓的增大而減小;體積膨脹變形受圍壓的強烈約束,剪張行為隨著圍壓的卸載逐漸增強且受卸載速率的影響,隨著塑性變形程度的升高,剪張行為逐漸消失。④煤體變形破壞過程中伴隨聲發(fā)射等細觀力學(xué)行為,彈性階段無聲發(fā)射現(xiàn)象,屈服后聲發(fā)射信號迅速增多,峰值附近聲發(fā)射信號最為活躍,峰后階段聲發(fā)射信號逐漸減少。聲發(fā)射信號增長速度隨著圍壓的卸載而升高,由于圍壓卸荷效應(yīng),聲發(fā)射信號極度活躍期由峰前階段后移至峰后階段。⑤構(gòu)建了非均質(zhì)煤體宏-細觀本構(gòu)模型和裂隙煤體各向異性損傷模型,采用材料參數(shù)隨機分布(Weibull)方法和隨機離散網(wǎng)格(DFN)技術(shù)表征煤體中宏-細觀缺陷,將本構(gòu)和損傷模型嵌入FLAC3D數(shù)值計算軟件進行數(shù)值模擬,模擬結(jié)果可準(zhǔn)確反應(yīng)簡單應(yīng)力路徑下煤體宏-細觀力學(xué)行為。(2)復(fù)雜應(yīng)力路徑條件下綜放采場頂煤破壞機理①構(gòu)建了煤壁前方頂煤應(yīng)力路徑預(yù)測模型,頂煤應(yīng)力路徑受初始地應(yīng)力、峰值系數(shù)、煤體強度參數(shù)及開挖卸荷效應(yīng)的影響;煤壁前方頂煤應(yīng)力路徑為:覆巖載荷傳遞作用下的垂直應(yīng)力加載和開挖卸荷作用下的水平應(yīng)力卸載過程。②定義了頂煤破壞危險性系數(shù),破壞危險性系數(shù)小于0,頂煤處于彈性狀態(tài),等于0,處于極限平衡狀態(tài),大于0進入破壞狀態(tài);采動影響起始點至垂直應(yīng)力峰值點,頂煤破壞危險性系數(shù)逐漸增大,在峰值點達到極限平衡狀態(tài),之后隨著垂直應(yīng)力加載和水平應(yīng)力卸載,頂煤破壞。③得到控頂范圍內(nèi)頂煤應(yīng)力路徑:垂直應(yīng)力為頂板斷裂巖塊的自重載荷,水平應(yīng)力在頂煤懸臂作用下轉(zhuǎn)變?yōu)槔瓚?yīng)力,即水平應(yīng)力在煤壁附近降低至0水平,在控頂區(qū)上方進入反向加載過程;采動影響下,頂煤主應(yīng)力軸發(fā)生旋轉(zhuǎn)。④得到煤壁后方頂煤中破壞危險性系數(shù)分布形態(tài):上位頂煤下位頂煤 中位頂煤,即上位頂煤冒放性最好,下位頂煤次之,中位頂煤最差;煤體強度、頂板載荷和支架阻力均對該階段頂煤破壞危險性造成影響;采用能量守恒和動載荷方法得到支架阻力確定方法,增加支架剛度可有效促進頂煤破壞。⑤根據(jù)頂煤應(yīng)力路徑將頂煤劃分為:原巖應(yīng)力區(qū)、彈性加載區(qū)、后繼屈服區(qū)和反向加載區(qū)。彈性加載區(qū),頂煤破壞危險性系數(shù)逐漸增大,但始終處于極限承載能力范圍內(nèi),后繼屈服區(qū)頂煤發(fā)生壓剪式破壞,反向加載區(qū)頂煤破壞形式由壓剪轉(zhuǎn)變?yōu)槔羯踔晾炱茐男问健Ｃ罕谇胺巾斆豪鄯e的壓剪損傷有效促進煤壁后方頂煤拉剪和拉伸破壞形式的出現(xiàn)。(3)綜放開采頂煤冒放性指標(biāo)的構(gòu)建和確定方法①煤體累積塑性應(yīng)變同裂隙發(fā)育程度呈正比,累積塑性應(yīng)變在煤體變形破壞過程中單調(diào)遞增,根據(jù)累積塑性應(yīng)變值可直接判斷煤體所處的變形破壞狀態(tài),采用累積塑性應(yīng)變作為表征頂煤破壞程度的冒放性指標(biāo)。②推導(dǎo)出復(fù)雜應(yīng)力路徑條件下頂煤累積塑性應(yīng)變確定公式:式中:σ3lowoer、σ3upper分別為初始屈服點和煤壁上方頂煤最小主應(yīng)力;σ1lower、σlupper為對應(yīng)位置的頂煤最大主應(yīng)力;Ec/t1和Ec/t1分別為單軸抗壓/抗拉條件下頂煤彈性模量和塑性模量;Ψ為煤體剪脹角;η為頂煤最大/最小主應(yīng)力變化梯度比例系數(shù)。頂煤累積塑性應(yīng)變受應(yīng)力路徑的影響,其值隨著主應(yīng)力變化量(Aσ1和△σ3)的增加和最大、最小主應(yīng)力變化梯度比值(dσ1/dσ3)的減小而增大。③煤體變形破壞過程中超聲波傳播速度呈單調(diào)遞減特征,將頂煤中累計塑性應(yīng)變同超聲波速相聯(lián)系,構(gòu)建了超聲波速預(yù)測模型,實現(xiàn)了頂煤冒放性指標(biāo)的工程可測性;將預(yù)測模型嵌入FLAC3D軟件,對室內(nèi)試驗進行模擬,模擬結(jié)果可正確反應(yīng)煤體變形過程中超聲波速變化特征。(4)基于煤層裂隙分布特征實測結(jié)果,采用煤體宏-細觀本構(gòu)模型、各向異性損傷模型和超聲波速預(yù)測模型,對頂煤冒放性指標(biāo)影響因素進行了數(shù)值分析。①煤層裂隙間距服從負指數(shù)分布,跡長服從對數(shù)正態(tài)分布,傾角服從負指數(shù)分布,傾向服從正態(tài)分布;為反映煤壁前方壓剪損傷對頂煤抗拉強度的影響,對宏-細觀本構(gòu)模型進行修正,實現(xiàn)了抗拉強度同剪切塑性應(yīng)變負指數(shù)關(guān)系的模擬。②在FLAC3D中構(gòu)建了不同裂隙產(chǎn)狀的數(shù)值模型,結(jié)合建立的裂隙煤體各向異性損傷模型,實現(xiàn)了隨機分布裂隙對頂煤冒放性指標(biāo)影響的數(shù)值模擬;實際回采中支架的升柱與降柱工序?qū)е轮Ъ茏枇檠h(huán)載荷,借助Fish語言實現(xiàn)支架循環(huán)阻力對頂煤冒放性指標(biāo)影響的模擬。③通過建立46組數(shù)值模型,得到15種因素對頂煤冒放性的影響:水平地應(yīng)力大小和工作面推進方向?qū)ν暾斆好胺判缘挠绊懖幻黠@,其余影響因素均對頂煤冒放性產(chǎn)生明顯影響;裂隙的存在導(dǎo)致頂煤冒放性分布的空間變異性;支架循環(huán)阻力對頂煤冒放性的影響主要作用于控頂范圍內(nèi)。(5)獲得頂煤冒放性控制原理和基于采動裂隙分布的頂煤冒落塊度預(yù)測方法。①煤體變形破壞過程中剪張效應(yīng)對圍壓變化的高敏感性及煤體抗壓強度隨著圍壓增加而迅速增大的變化趨勢表明:限制煤體體積變形可有效控制煤體破壞�；谠撜J識提出采用局部約束解除法為頂煤體積剪脹變形提供自由空間從而改善冒放性,冒放性改善效果隨著爆破鉆孔間距的減小和鉆孔長度的增加而增強。②基于采動裂隙分布特征得到頂煤冒落塊度和回收率預(yù)測方法。頂煤被切割塊體的體積隨著裂隙密度和長度的增加迅速降低,回收率升高,裂隙傾角對頂煤冒落塊度和回收率的影響大于裂隙傾向的影響。由于采動裂隙分布的隨機性,頂煤被切割塊度沿工作面傾斜方向的分布表現(xiàn)出空間變異性,即使頂煤冒放性良好,在工作面局部仍存在頂煤以大塊度冒落并影響放煤工序的可能性。
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【學(xué)位授予單位】：中國礦業(yè)大學(xué)(北京)
【學(xué)位級別】：博士
【學(xué)位授予年份】：2017
【分類號】：TD823.97

【參考文獻】

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