CN112182841B - 一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法 - Google Patents
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Abstract
本发明一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法,属于井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法技术领域;所要解决的技术问题为:提供一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法的改进;解决上述技术问题采用的技术方案为:包括如下步骤:对矿井开发的原始资料进行搜集:根据获取的矿井资料,将参与计算垮落步距的参数数据进行整理记录;根据参数数据,通过公式计算顶板岩石在岩体断裂条件下的压裂深度;根据计算的顶板岩石的压裂深度计算在水浸润作用下的顶板岩体垮落步距;将计算出的顶板岩石垮落步距与工程设计时的垮落步距进行比较,当计算出的顶板岩石垮落步距小于工程设计时的垮落步距,则评定该岩石顶板为安全的;本发明应用于矿井开采。
Description
技术领域
本发明一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法,属于井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法技术领域。
背景技术
在矿山开采过程中顶板事故一直是安全开采需要解决的问题,造成顶板事故的原因主要是由于坚硬顶板的大面积悬顶造成的突然垮落事件,这种大面积悬顶一旦垮落,会形成局部飓风或矿震,对矿山的机械设备和人员造成极大的危险。
在煤矿开采中,对坚硬顶板的主要处理方式有水力压裂法和爆破放顶法。其中爆破放顶法有工程量和用炸药量大、成本不易控制、安全性差、干扰回采工序、在高瓦斯浓度矿井中容易引起爆炸和污染井下空气等缺点。而水力压裂技术一直作为一种油气井增产措施,已经在国内外得到了广泛应用和认可。
水力压裂是指在钻孔孔壁岩层由于受到孔内部液体压力,岩层发生开裂并且裂纹向周围扩展的过程,通过水力压裂技术对坚硬顶板进行致裂,有效的达到了顶板分层分次垮落的效果,并可以有效的解决矿山老顶初次来压步距大,来压强等问题。但是在水力压裂过程中,坚硬顶板顶板垮落步距为多少才安全也难以被确定。因此,需要提供一种能够有效评估坚硬顶板垮落步距的安全评估方法,保证煤矿的安全顺利开采。
发明内容
本发明为了克服现有技术中存在的不足,所要解决的技术问题为:提供一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法的改进。
为了解决上述技术问题,本发明采用的技术方案为:一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法,包括如下步骤:
步骤一:对矿井开发的原始资料进行搜集:对矿井及矿井顶板岩石的原始技术资料进行搜集,主要包括矿井原始设计图纸、现场勘探、后期改造的技术资料及矿井原始周边环境资料;
步骤二:根据步骤一中获取的矿井资料,将参与计算垮落步距的参数数据进行整理记录,所述参数数据主要包括煤层的走向、倾向、倾角、顶板岩石的主要成分、厚度、重力密度、抗拉强度、饱水后的抗拉强度、饱水后抗拉强度的降低幅度、单轴抗压强度和均质度及矿井开采工程设计的垮落步距;
步骤三:根据步骤二中的参数数据,通过公式计算顶板岩石在岩体断裂条件下的压裂深度H,压裂深度H的计算公式如下:
上式中:h为顶板厚度、r为岩石的重力密度、L为工程设计的垮落步距、m为岩石介质的均质度、σk(0)为顶板岩石压裂深度为0时压裂处的残余抗拉强度、σy为顶板岩石单轴抗压强度;
步骤四:根据步骤三计算的顶板岩石的压裂深度H计算在水浸润作用下的顶板岩体垮落步距L0,所述顶板岩体垮落步距L0的计算公式如下:
上式中:R为岩石饱水后抗拉强度的降低幅度,H为压裂深度;
步骤五:将上述步骤四计算出的顶板岩石垮落步距L0与工程设计时的垮落步距L进行比较,从而判断出矿井坚硬顶板岩石的安全性,当计算出的顶板岩石垮落步距L0小于工程设计时的垮落步距L,则评定该岩石顶板为安全的,对下一步矿井开采进行指导。
所述步骤三中的σk(0)通过岩体的残余抗拉强度函数σk(H)在压裂深度H=0时获取,所述岩体的残余抗拉强度函数σk(H)的计算公式如下:
上式中:h为顶板厚度、r为岩石的重力密度、L为工程设计的垮落步距、σy为顶板岩石单轴抗压强度。
所述步骤四中顶板岩体垮落步距L0根据水浸润作用时的岩体断裂条件方程计算,所述岩体断裂条件方程的计算步骤如下:
步骤4.1:对煤矿中不同的岩样进行饱水前后的抗拉试验,得出岩体抗拉强度的变化及岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R;
步骤4.2:将岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R结合压裂深度H的方程,得出水浸润环境中岩体断裂条件方程,所述水浸润环境中岩体断裂条件方程的计算公式如下:
步骤4.3:根据水浸润环境中岩体断裂条件方程,得出顶板岩体的垮落步距L0为:
上式中:h为顶板厚度、r为岩石的重力密度、m为岩石介质的均质度、σk(0)为顶板岩石压裂深度为0时压裂处的残余抗拉强度、σy为顶板岩石单轴抗压强度、H为压裂深度、R为岩石饱水后抗拉强度的降低幅度。
所述步骤4.1中的岩体饱水后的抗拉强度的降低幅值R具体通过如下步骤获取:
步骤4.1.1:采集煤矿中不同的岩样进行饱水前后的抗拉试验;
步骤4.1.2:将岩样处于天然干燥状态及岩样处于饱水饱和状态两种状态下的岩样分别进行抗拉强度试验,并将两种状态下不同岩样的抗拉强度进行数值分析计算,得到饱水后岩样的降低幅度;
步骤4.1.3:将不同岩样的降低幅度取均值得到岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R。
本发明相对于现有技术具备的有益效果为:本发明提供的岩石顶板垮落步距的安全评估方法,在已知注水压力、顶板岩石力学性质的情况下,结合断裂力学,可以通过计算得到岩体理想垮落步距,通过将计算的理想垮落步距和工程设计时的垮落步距数值进行比较,评定处顶板岩石的安全性,从而确定该煤矿开采过程中的坚硬顶板是否安全,进而提出改善措施,保证煤矿顺利开采和矿井开采的下一步指导,提高了煤矿开采的安全性及效率。
附图说明
下面结合附图对本发明做进一步说明:
图1为本发明实施例的下层岩体压裂面的侧视结构示意图;
图2为本发明实施例的压裂面形态结构示意图;
图3为本发明的参与抗拉强度函数示意图。
具体实施方式
如图1至图3所示,本发明一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法,包括如下步骤:
步骤一:对矿井开发的原始资料进行搜集:对矿井及矿井顶板岩石的原始技术资料进行搜集,主要包括矿井原始设计图纸、现场勘探、后期改造的技术资料及矿井原始周边环境资料;
步骤二:根据步骤一中获取的矿井资料,将参与计算垮落步距的参数数据进行整理记录,所述参数数据主要包括煤层的走向、倾向、倾角、顶板岩石的主要成分、厚度、重力密度、抗拉强度、饱水后的抗拉强度、饱水后抗拉强度的降低幅度、单轴抗压强度和均质度及矿井开采工程设计的垮落步距;
步骤三:根据步骤二中的参数数据,通过公式计算顶板岩石在岩体断裂条件下的压裂深度H,压裂深度H的计算公式如下:
上式中:h为顶板厚度、r为岩石的重力密度、L为工程设计的垮落步距、m为岩石介质的均质度、σk(0)为顶板岩石压裂深度为0时压裂处的残余抗拉强度、σy为顶板岩石单轴抗压强度;
步骤四:根据步骤三计算的顶板岩石的压裂深度H计算在水浸润作用下的顶板岩体垮落步距L0,所述顶板岩体垮落步距L0的计算公式如下:
上式中:R为岩石饱水后抗拉强度的降低幅度,H为压裂深度;
步骤五:将上述步骤四计算出的顶板岩石垮落步距L0与工程设计时的垮落步距L进行比较,从而判断出矿井坚硬顶板岩石的安全性,当计算出的顶板岩石垮落步距L0小于工程设计时的垮落步距L,则评定该岩石顶板为安全的,对下一步矿井开采进行指导。
所述步骤三中的σk(0)通过岩体的残余抗拉强度函数σk(H)在压裂深度H=0时获取,所述岩体的残余抗拉强度函数σk(H)的计算公式如下:
上式中:h为顶板厚度、r为岩石的重力密度、L为工程设计的垮落步距、σy为顶板岩石单轴抗压强度。
所述步骤四中顶板岩体垮落步距L0根据水浸润作用时的岩体断裂条件方程计算,所述岩体断裂条件方程的计算步骤如下:
步骤4.1:对煤矿中不同的岩样进行饱水前后的抗拉试验,得出岩体抗拉强度的变化及岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R;
步骤4.2:将岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R结合压裂深度H的方程,得出水浸润环境中岩体断裂条件方程,所述水浸润环境中岩体断裂条件方程的计算公式如下:
步骤4.3:根据水浸润环境中岩体断裂条件方程,得出顶板岩体的垮落步距L0为:
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所述步骤4.1中的岩体饱水后的抗拉强度的降低幅值R具体通过如下步骤获取:
步骤4.1.1:采集煤矿中不同的岩样进行饱水前后的抗拉试验;
步骤4.1.2:将岩样处于天然干燥状态及岩样处于饱水饱和状态两种状态下的岩样分别进行抗拉强度试验,并将两种状态下不同岩样的抗拉强度进行数值分析计算,得到饱水后岩样的降低幅度;
步骤4.1.3:将不同岩样的降低幅度取均值得到岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R。
本发明提供的一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法,主要通过对下层岩体在钻孔注水压裂过程中坚硬顶板的各项参数与断裂力学性质间的关系的判断,设厚度为h的下层岩体在已形成具有如图1所示的工程设计时的垮落步距为L的压裂结构条件下,在下覆煤层回采过程中能够在压裂面处自然垮落,且悬顶长度不大于L的力学条件的判断,从而实现了对垮落步距的安全性的评估。
(1)注水压裂下岩体断裂条件方程的计算:
煤矿顶板岩石断裂主要是拉伸断裂,为了解决在钻孔注水压裂过程中的压裂面几何结构与断裂力学性质问题,当钻孔岩石的介质材料各向同性;当岩石压裂面垂直于钻孔路径,且形成以孔为中心点的如图2所示的圆形面时;根据岩体力学结论,在岩体没有任何压裂损伤条件下,具有双侧支撑的顶板岩石承受外力垂直作用σy时,岩石断裂的最大拉应力为:
上式中:r为岩石的重力密度,L为工程设计时的垮落步距,h为顶板厚度。
当顶板岩石经过初次垮落后,变成单侧支撑形式时,岩石断裂的最大拉应力与垮落步距及垂直重力间的关系变为:
当产生的拉应力大于岩石的抗拉强度时,岩体会发生断裂。利用岩体的几何参数L、h和重力参数r、σy可以求出数值它是L处的拉应力值,若其等于岩石的抗拉强度,此时L成为岩体断裂的临界值。因此,在岩体断裂步距的判定时,可以将拉应力σL替换成岩石的极限抗拉强度σk。此时称式(2)为岩体断裂条件方程,可记为:
h2.σk(H)-3(r+σy)rL2=0 (3)。
对于顶板厚度为h的岩体,经压裂形成半径为H(H<h)的压裂面,称H为压裂深度,此时,岩体在外部垂直重力作用后,拉应力会集中在压裂面上,并使得岩体断裂的最大抗拉强度降低,称为残余抗拉强度。
用σk(H)表示岩体压裂深度H时压裂处的残余抗拉强度,由式(3)可得:
h2.σk(H)-3(r+σy)L2=0 (4)。
图3为岩石残余抗拉强度与压裂深度h的函数关系图,其中σk(0)是岩石原始抗拉强度即顶板岩石压裂深度为0时压裂处的残余抗拉强度,m为岩石介质的均质度。由图3可知,岩石的残余抗拉强度是压裂深度的H函数,随着H的增大,抗拉强度将呈非线性的减小(事实上,岩石的抗拒断裂性质的能力应该是一个定值,所谓抗拉强度减小,是因为外力作用被集中而导致的等效效应),直到H=h时,抗拉强度为零,岩石的抗拉强度与压裂深度表现出明显的负相关性。
同时因为岩石细微观结构具有非均质性,岩石内部材料微元体力学性质的分布服从Weibull统计分布规律,Weibull概率密度为:
概率密度是岩石微元损伤率的一种度量,微元破坏的积累导致了损伤程度连续增大,由Weibull概率密度函数,可以建立岩石材料的损伤演化函数模型为:
上式(5)、(6)中F为细观单元体的力学性质参数(可以是强度、压裂深度、弹性模量等参数),F0为与细观单元力学性质的平均值有关的参数。
将岩石原始抗拉强度与压裂深度的关系与岩石材料的损伤演化模型相结合,可以得到岩石残余抗拉强度函数的非线性模型:
根据公式(7),可以得到注水压裂下层岩体断裂条件方程:
通常在工程应用中,方程(8)中的几何参数L和h是确定的,岩体重力参数单轴抗压强度σy和r也是可以确定的,通过实验获得岩体的残余抗拉强度函数后,可以利用方程(8)计算出压裂几何参数H的估计值,使之确保岩体的断落步距。由式(8)可求出压裂几何参数H为:
(2)具有水浸润作用时的岩体断裂条件方程:
岩体通常是由多种矿物成分组成的多孔非连续介质,在水的浸润下会使岩石的强度发生软化。并且水的浸润时间越长,其强度降低越大,但是,不同岩体所含矿物成分不同,因而遇水软化的形态也不同。
岩石强度的软化与其含水率具有密切关系,含水率越高,强度越低;浸水时间越长,含水率也会越高。对煤矿中不同的岩样进行饱水前后的抗拉试验,得出岩体抗拉强度的变化,记R为岩体饱水后抗拉强度的降低幅度,与岩体断裂方程结合,得到具有水浸润作用时的岩体断裂条件方程。
本发明实施例以某个煤矿的具体数值为例通过计算得到垮落步距的安全性评估。首先需要收集矿井区域的顶板岩石,根据顶板岩石的种类和大致分布情况,得到其重力密度、抗拉强度、饱水后的抗拉强度、单轴抗压强度和均质度,再根据顶板的厚度和工程原本设计的垮落步距,就可以计算出在水压致裂条件下,设计的垮落步距是否安全从而对其进行安全评估及后续煤矿开采的指导。
(1)利用岩体断裂条件方程计算压裂深度H
以某煤矿矿井的各项具体数值为例,经查阅相关资料知该煤层大致走向为东西,倾向南,倾角平均为3°,煤层里高外低,为下山开采。工作面顶板为细粒砂岩,主要成分为石英石,均厚约为15m,工程设计的垮落步距为5m。如下表1所示为煤层顶板底板的情况。
表1
顶板的抗拉强度为12MPa,岩石的均质度m为6,重力密度r为25KN/m3,顶板厚度h为12m,σy单轴抗压强度为20MPa,岩石原始抗拉强度σk(0)为12MPa,工程设计的垮落步距L为5m。将各数值代入公式(10)的岩体断裂条件方程中进行计算。
上式中:H为压裂深度,h为顶板厚度,r为岩石重力密度,σy为顶板岩石单轴抗压强度,σk(0)为顶板岩石原始抗拉强度,L为工程设计的垮落步,m为均质度;将上述数值带入公式(10)计算得压裂深度H为0.24。
(2)利用压裂几何参数H计算在水浸润作用时的岩体垮落步距;
岩体通常是由多种矿物成分组成的多孔非连续介质,在水的浸润下会使岩石的强度发生软化。不同岩体所含矿物成分不同,因而遇水软化后抗拉强度的变化也有所不同。
大量的实验表明,岩石强度的软化与岩体种类具有密切关系,为了获取煤矿岩石遇水作用对抗拉强度的影响,对该煤矿不同的岩样进行饱水前后的抗拉试验,具体实验数据如表2所示。
备注:(-1)为岩样处于天然干燥状态,(-2)为岩样处于饱水饱和状态
表2
岩石抗拉强度遇水作用抗拉强度明显降低,且软化后仍具有一定抗拉强度;需要指出的是,由于岩石样品多为沉积岩,层理构造明显,饱水后抗拉强度试验中,岩石多伴随或主要呈现层状破坏.可以根据岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R结合H给出水浸润环境中岩体断裂条件方程。
水浸润环境中岩体断裂条件方程如公式(11)所示:
由方程(8)可以计算出水浸润环境下,岩体的垮落步距为:
该煤矿岩层注水后的抗拉强度平均降低幅度R为0.89,代入(12)式计算得到L0为4.656m<5m,该煤矿L0<L(这里的L是工程设计值),说明该煤矿采煤过程中岩体悬顶长度不大于L,坚硬顶板可能造成危害的几率很低,评定该岩石顶板的安全性较高,可以继续下一步煤矿开采工作。
关于本发明具体结构需要说明的是,本发明采用的各部件模块相互之间的连接关系是确定的、可实现的,除实施例中特殊说明的以外,其特定的连接关系可以带来相应的技术效果,并基于不依赖相应软件程序执行的前提下,解决本发明提出的技术问题,本发明中出现的部件、模块、具体元器件的型号、连接方式除具体说明的以外,均属于本领域技术人员在申请日前可以获取到的已公开专利、已公开的期刊论文、或公知常识等现有技术,无需赘述,使得本案提供的技术方案是清楚、完整、可实现的,并能根据该技术手段重现或获得相应的实体产品。
最后应说明的是:以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案,而非对其限制;尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明,本领域的普通技术人员应当理解:其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改,或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换;而这些修改或者替换,并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围。
Claims (4)
1.一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法,其特征在于:包括如下步骤:
步骤一:对矿井开发的原始资料进行搜集:对矿井及矿井顶板岩石的原始技术资料进行搜集,主要包括矿井原始设计图纸、现场勘探、后期改造的技术资料及矿井原始周边环境资料;
步骤二:根据步骤一中获取的矿井资料,将参与计算垮落步距的参数数据进行整理记录,所述参数数据主要包括煤层的走向、倾向、倾角、顶板岩石的主要成分、厚度、重力密度、抗拉强度、饱水后的抗拉强度、饱水后抗拉强度的降低幅度、单轴抗压强度和均质度及矿井开采工程设计的垮落步距;
步骤三:根据步骤二中的参数数据,通过公式计算顶板岩石在岩体断裂条件下的压裂深度H,压裂深度H的计算公式如下:
上式中:h为顶板厚度、r为岩石的重力密度、L为工程设计的垮落步距、m为岩石介质的均质度、σk(0)为顶板岩石压裂深度为0时压裂处的残余抗拉强度、σy为顶板岩石单轴抗压强度;
步骤四:根据步骤三计算的顶板岩石的压裂深度H计算在水浸润作用下的顶板岩体垮落步距L0,所述顶板岩体垮落步距L0的计算公式如下:
上式中:R为岩石饱水后抗拉强度的降低幅度,H为压裂深度;
步骤五:将上述步骤四计算出的顶板岩石垮落步距L0与工程设计时的垮落步距L进行比较,从而判断出矿井坚硬顶板岩石的安全性,当计算出的顶板岩石垮落步距L0小于工程设计时的垮落步距L,则评定该岩石顶板为安全的,对下一步矿井开采进行指导。
3.根据权利要求2所述一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法,其特征在于:所述步骤四中顶板岩体垮落步距L0根据水浸润作用时的岩体断裂条件方程计算,所述岩体断裂条件方程的计算步骤如下:
步骤4.1:对煤矿中不同的岩样进行饱水前后的抗拉试验,得出岩体抗拉强度的变化及岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R;
步骤4.2:将岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R结合压裂深度H的方程,得出水浸润环境中岩体断裂条件方程,所述水浸润环境中岩体断裂条件方程的计算公式如下:
步骤4.3:根据水浸润环境中岩体断裂条件方程,得出顶板岩体的垮落步距L0为:
上式中:h为顶板厚度、r为岩石的重力密度、m为岩石介质的均质度、σk(0)为顶板岩石压裂深度为0时压裂处的残余抗拉强度、σy为顶板岩石单轴抗压强度、H为压裂深度、R为岩石饱水后抗拉强度的降低幅度。
4.根据权利要求3所述一种井下岩石顶板垮落步距的安全评估方法,其特征在于:所述步骤4.1中的岩体饱水后的抗拉强度的降低幅值R具体通过如下步骤获取:
步骤4.1.1:采集煤矿中不同的岩样进行饱水前后的抗拉试验;
步骤4.1.2:将岩样处于天然干燥状态及岩样处于饱水饱和状态两种状态下的岩样分别进行抗拉强度试验,并将两种状态下不同岩样的抗拉强度进行数值分析计算,得到饱水后岩样的降低幅度;
步骤4.1.3:将不同岩样的降低幅度取均值得到岩石饱水后抗拉强度的降低幅度R。
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