钻井法凿井气-液-固耦合排渣流场及刀盘吸渣口优化

针对西部地区侏罗系地层煤矿立井钻井法施工中出现的气举反循环洗井排渣与钻进效率低下问题,以陕西可可盖煤矿中央回风立井ϕ4.2 m超前钻井为工程背景,基于CFD-DEM(计算流体力学和离散单元法耦合)研究方法,建立了气-液-固多相耦合排渣数值模型,揭示了排渣管内、井底流场的速度及压力分布规律,并基于自研的气举反循环排渣试验装置,采用PIV(粒子图像测速法)测试技术对流场分布的正确性进行验证;提出了优化刀盘吸渣口评判指标和方法,对吸渣口的数量、长径比、面积比、总面积占比进行优化,得到了超前钻头刀盘吸渣口布置的最佳方式和相关参数;讨论了钻头转速、注气量、风管没入比和泥浆黏度等主要因素对排渣流场的影响。研究结果表明:(1)排渣管内流体的运移以轴向流动为主,且途经注气端时,流速发生跳跃式剧增;井底流体的运移主要以水平流动为主,流体的垂直上返仅存在于吸渣口附近;井底流体的水平流动以切向流动为主,径向流动仅在吸渣口两侧较为明显,且远离吸渣口处,径流速度较小易产生岩屑沉积;(2)当刀盘吸渣口数量为2,长径比为0.4,面积比为1,总面积占比为1.94%时,吸渣口的布置方式最佳,且清渣率较现行吸渣口布置方式提高66%;(3)增大钻头转速可显著增强吸渣口的吸附作用,注气量、风管没入比与井底和排渣管内流体的轴向速度均呈正相关关系,低黏、低密度的泥浆易获取高流速,但携岩能力较差。研究结果可为破解侏罗系地层深大立井钻井法洗井排渣与钻进效率低下技术难题,提供有益的理论参考。

工业广场保护煤柱开采井筒破损致因及防治技术

针对工业广场保护煤柱开采导致井筒破损的问题,以大社煤矿为工程背景,分析工广煤柱开采井筒围岩移动变形特征,揭示井筒破损致因;提出工广内后续工作面开采防治井筒破坏方案,形成相应的施工技术,并成功应用工程实践。研究表明:该矿工广内92606工作面邻近副井,开采引发的井筒竖向附加力是井筒破坏的致因;如不提前采取防治措施,后续92606外工作面开采,将导致副井井筒发生二次破坏;研究提出的不停产单卸压槽防治方案,具有不影响矿井生产、卸压率高、施工简单、成本低等优点。采用壁后注浆、开切卸压槽、架设密集井圈等技术,顺利完成了该矿不停产防治副井井筒破损工程。监测表明,该井筒竖向和环向应力,均小于井壁极限.承载力,处于安全状态,运行良好,达到了预期效果。

基于地面定向钻孔注浆的煤矿立井钻井法井壁渗漏水治理技术

煤矿钻井井壁为单层结构,在深厚表土层段其渗漏水将严重威胁矿井安全生产,建井阶段井壁接茬部位若存在施工缺陷,则会导致地下水腐蚀锈穿接茬部位金属及焊缝,造成井壁渗漏水,若不及时治理,易引发突水溃砂而酿成淹井事故。为探寻一种行之有效的治理技术,以许疃煤矿副井井筒井壁渗漏水治理为工程背景,开展了煤矿钻井井壁渗漏水治理技术研究。首先,结合矿井水文地质特征等信息分析了钻井法单层井壁渗漏水致因,发现许疃煤矿副井井壁接茬处发生渗漏水的主要原因是地下水中的HCO_(3)^(-)、Cl^(-)共同作用腐蚀锈穿井壁接茬部位后,含水层之间越流补给的高压地下水通过孔隙连通性良好的壁后碎石充填层流入井筒内;然后,对比分析了许疃煤矿副井井筒井壁渗漏水治理采用壁后注浆和地面钻孔注浆的可行性与安全性,发现在流砂层中对采用钻井法施工的钢筋混凝土单层井壁进行壁后注浆,安全风险较大,影响井筒正常提升,且存在再次发生渗漏水的风险,而采用地面定向钻孔注浆技术的注浆量大,壁后充填层碎石间孔隙可被水泥浆充分填充,改善井筒防渗和承载能力,且施工人员全程在地面操作,安全性好,不影响井筒正常提升;最后,提出了针对深厚表土层煤矿钻井井壁渗漏水治理的地面定向钻孔注浆技术并进行工程示范,2个钻孔共注入130.9 m^(3)水泥浆,完全充填了94.00~131.40 m层段壁后充填层碎石间孔隙,顺利封堵了井下94 m处出水点,经现场长期观测,该段井壁未再渗漏水。研究结果表明,针对深厚表土层段煤矿钻井井壁渗漏水治理,采用地面定向钻孔注浆技术的治理效果良好,安全性高。研究成果可为深厚表土层煤矿钻井井壁渗漏水治理提供一定的参考。

煤矿复杂地层TBM掘进巷道新型装配式支护结构工程实践

TBM(Tunnel Boring Machine)全断面掘进机已在煤矿深井巷道掘进工程中成功应用,取得了显著的社会经济效益。但仍存在影响其进一步推广应用的技术瓶颈。针对当前支护结构与支护技术难以同时满足支护效率、支护强度和施工成本方面的要求,TBM难以充分发挥其速度优势的技术瓶颈,研究团队研发了新型钢管片型装配式支护结构。开展了新型装配式支护结构大比尺模型试验,获得新型支护结构在受载条件下变形破坏规律,根据试验结果优化新型支护结构型式。基于新型钢管片支护下TBM掘进巷道数值模拟评估新型支护结构可靠性。最后开展工业性试验,现场验证新型钢管片式支护结构用于煤矿TBM掘进巷道的可行性。试验结果表明,巷道围岩最大拉应变为803×10-6,钢管片支护结构变形量小于1 mm。新型支护结构安装速度快,可在90 min内掘进1.5 m并完成一环管片的安装工作,显著提高了TBM掘进巷道的支护强度和TBM掘进作业线的地层适应性。为未来进一步提高煤矿巷道掘进速度、保障煤矿采掘接替提供技术参考。

白垩侏罗系地层钻井法凿井钻井液黏度突变致因分析

在西部地区可可盖煤矿钻井法凿井过程中,穿越白垩侏罗系地层时遇到钻井液黏度突然增大的问题,严重影响了钻进速度。为此,通过实验方法探究了钻井液黏度突变的原因。实验中添加了三聚磷酸钠、羧甲基纤维素钠等外加剂以及不同层位的岩粉,并观察了钻井液黏度的变化。对比实验分析发现,三聚磷酸钠降低了钻井液黏度,而羧甲基纤维素钠增加了其黏度。添加293、391m层位的砂岩岩粉对于钻井液黏度几乎没有影响,漏斗黏度始终保持在27s左右;然而,在添加276、402m层位泥岩岩粉后,可以使钻井液黏度增大。通过XPS半定量分析相应样品以及采用XRF半定量分析和SEM电镜分析相应的钻井液发现:白垩侏罗系泥岩含有较高浓度镁元素,在该地层进行钻井法凿井时会导致Mg^(2+)浓度上升;随着Mg^(2+)浓度增加,高浓度Mg^(2+)促使蒙脱石层间阳离子与之交换并进入其空间结构中,从而引起蒙脱石絮凝程度提高并导致整体钻井液黏性增大。

锚固条件下煤系地层裂隙岩体蠕变力学特性研究

为探究煤系地层裂隙岩体锚固状态下的蠕变特性,开展不同裂隙倾角(15°、30°、45°、60°、90°)下裂隙加锚试件、裂隙无锚试件、完整试件的单轴蠕变试验。试验结果表明:相同应力加载等级时,裂隙无锚试件的瞬时应变量大于完整试件的瞬时应变量,而裂隙加锚试件与完整试件的瞬时应变量之差随着裂隙倾角的增加逐渐减小;随着应力加载等级的增加,各岩石试件的稳态蠕变量也逐级增大;含裂隙试件的稳态蠕变速率随着裂隙倾角增大呈先下降再上升的趋势,但裂隙加锚试件的稳态蠕变速率小于相同应力等级下裂隙无锚试件的稳态蠕变速率;在裂隙倾角较低时,裂隙无锚试件和裂隙加锚试件的裂纹贯通发展规律差异较大;基于CVISC蠕变模型进行参数反演,得出Maxwell和Kelvin相关系数随应力加载等级的变化趋势;采用应力-应变等时曲线法和非稳定流变判别法研究裂隙试件的长期强度变化规律。该研究结果为煤矿巷道长期稳定性分析及锚杆支护方案提供了试验依据。

深部开采地表移动延续时间预测模型及其参数分析

基于改进Knothe时间模型,根据地表移动延续时间定义,建立能够综合考虑采高、平均采深、松散层厚度、基岩层厚度和开采速度等因素的深部开采地表移动延续时间理论预测模型,并根据概率积分法给出了模型参数确定方法。采用24个深部工作面开采地表移动延续时间监测数据对预测模型的合理性和精确性进行验证。结果表明:地表移动延续时间模型预测结果与24个工作面监测结果基本吻合,两者平均绝对误差仅38 d,均方根误差仅为47 d,平均绝对误差百分比仅为9%,远小于现有3种经验模型的预测误差,验证了地表移动延续时间预测模型的精确性;地表移动延续时间受采高、平均采深、松散层厚度、基岩层厚度和开采速度的影响,随采高的增加而非线性增加,随平均采深、松散层厚度、基岩层厚度的增加而线性增加,但随开采速度的增加而非线性减小。该研究可为深部开采地表移动变形稳定性评估和科学制定开采计划提供理论指导。

富水砂层宾汉浆液柱形渗透扩散模型及其试验研究

【目的】富水砂层灾害防控是困扰隧道、深大基坑等安全施工的重大难题,常通过袖阀管向地层内渗透注浆来提高强富水弱胶结砂质地层抗渗性和承载力,其注浆结石体近似为圆柱形。【方法】为探究砂层渗透注浆柱形扩散机理,首先构建考虑迂曲效应的宾汉浆液在砂层内渗透注浆的辐射管道流柱形扩散模型,然后研制一套砂层渗透注浆柱形扩散模型试验装置,开展不同颗粒级配被注砂土、不同注浆压力和不同水灰比水泥基浆液条件下的砂层渗透注浆试验,探究浆液扩散规律,最后结合试验结果验证理论合理性。【结果和结论】结果表明:当被注砂土粒径较小且黏性土含量较高时,注浆压力对扩散半径影响较小,浆液水灰比是影响注浆扩散形态的主控因素:此时若浆液水灰比较大,则渗滤效应不显著,注浆扩散半径较大且不容易发生串浆,但砂土颗粒之间的黏结强度沿径向逐渐降低;此时若浆液水灰比较小,则渗滤效应显著,浆液扩散较短距离后孔隙空间即被完全淤堵,土层交界面会成为浆液优势扩散面,出现串浆现象。当被注砂土粒径较大且黏性土含量较低时,低压稀浆与高压浓浆条件均可使浆液在砂土内充分扩散,但砂土孔隙分布的随机性、空间差异性和颗粒型浆液扩散的迂曲效应、渗滤效应会导致注浆结石体形状不是规则的圆柱体。浆液压力在扩散方向上衰减速度先快后慢,注浆扩散半径理论计算值比试验值大6.10%~10.97%,起始注浆压力理论计算值与试验值的相对误差为–0.48%~18.62%。研究成果可为砂层渗透注浆参数设计提供理论支撑与指导。

DT-CWT-LMS自适应降噪模型构建及其在隧道监测工程中的应用

针对隧道工程监测现场应用布里渊光时域反射仪(BOTDR)系统存在的问题,提出基于双树复小波变换(DT-CWT)和改进的LMS算法的组合降噪模型,用于对BOTDR分布式光纤监测信号进行降噪处理。首先,基于双树复小波变换算法分解原始信号;然后,使用样本熵作为目标函数自动选择最优小波分解层数的模型,并基于优化双曲余弦函数改进LMS算法的收敛速度和收敛性;最后,为验证所提出算法的有效性,进行BOTDR温度信号降噪试验。试验结果表明:1)DT-CWT-LMS算法的降噪效果明显优于传统的小波阈值降噪方法,在6个温度梯度上的平均SNR值比WDD、EMT、EMD分别高出43.98%、17.5%、8.4%,平均RMSE值分别降低33.18%、17.14%、9.23%,平均SE值分别降低29.04%、21.17%、20.67%。为验证所提算法在工程现场的有效性,依托北京地铁隧道监测项目,使用DT-CWT-LMS算法对光纤监测信号进行降噪研究,降噪后信号的样本熵平均降低幅为64.03%;2)和常规WDD、EMT、EMD 3种方法相比,DT-CWT-LMS算法在3条光纤上的表现均优于其他3种算法,在1号、2号、3号光纤上的SNR指标比其他3种算法的平均值分别高出22%、38%、27%,说明该算法可作为隧道工程光纤监测信号的一种有效降噪方法。

温压耦合作用下锚固界面变形失效机理

深部地层高地温、高地应力环境使巷道围岩树脂锚固支护结构稳定性降低,围岩变形有效控制问题亟待解决。因此,研究温度与压力耦合作用下锚杆杆体-树脂锚固剂界面变形破坏机理十分必要。首先,根据两淮矿区深部支护工程现状并结合室内不同温度环境下拉拔试验结果,发现高地温环境下树脂锚固体变形破坏加剧;进一步分析锚固体受拉拔荷载作用轴向、径向破坏模式,将第一锚固界面破坏分为弹性围岩-剪切-滑移型、未贯穿-剪胀滑移破坏及贯穿-剪胀滑移破坏等3种模式。其次,基于弹塑力学分析受围岩应力作用锚固界面不同破坏类型的界面受力状态,考虑高温环境下树脂锚固剂层力学强度弱化,建立温度-围岩应力耦合作用的第一界面失效破坏力学计算模型;分析围岩应力、环境温度及弹性模量比等因素变化对第一界面锚固性能影响的规律,发现第一界面极限轴向荷载随温度升高而降低,围岩处于裂隙发育或裂隙贯穿状态时,围岩应力对第一锚固界面剪切破坏影响程度较未产生裂隙时大幅度增高。最后,结合室内拉拔试验数据对比验证所推导计算方程式的合理性。研究可为深部巷道围岩稳定性控制及锚固支护参数设计提供理论依据。

厚松散层薄基岩煤层开采地表沉降速度及其影响因素研究

为研究厚松散层薄基岩煤层开采引起的地表沉降速度变化规律,以淮南矿区某矿110801首采工作面为工程背景,采用有限差分软件FLAC3D分别对不同开采速度、采高、采宽、松散层厚度和基岩层厚度条件下煤层开采地表沉降速度进行模拟研究,分析地表沉降速度变化规律及各影响参数对地表沉降速度的敏感性大小。结果表明:地表沉降速度随开采速度、采高、采宽的增大而增大,但随基岩层厚度、松散层厚度的增大而减小;地表最大沉降速度随开采速度、采高、采宽的增大而线性增大,随松散层厚度的增大而线性减小,与基岩层厚度呈幂函数减小关系;各影响因素对地表最大沉降速度的敏感性从大到小依次为采宽、基岩层厚度、松散层厚度、开采速度、采高。

大直径竖井钻机压气反循环洗井效率模型试验研究

针对我国西部侏罗系地层钻井法凿井钻进与洗井效率低下问题,以西部可可盖煤矿中央回风立井钻井法凿井为研究背景,基于自主研发的压气反循环洗井试验装置,开展压气反循环洗井的相似模型试验研究,并采用正交试验和极差分析相结合的方法,探究钻头转速、风压和风管埋入系数等因素对压气反循环洗井效率的影响规律,最后提出了高效洗井的参数组合。研究结果表明:①通过正交试验和极差分析结果,得出洗井效率主要影响因素的敏感性排序为:钻头转速>风压>风管埋入系数;②基于模型试验结果,提出了洗井效率的评判指标清屑率和携岩率,二者均随钻头转速、风压的增大呈先大幅增长后小幅降低的趋势,且与风管埋入系数呈正相关关系;③洗井液排量与钻头转速呈负相关关系,钻屑排量随着钻头转速、风压的增大均呈现先增长后降低的趋势;④基于模型试验结果,提出了高效洗井参数:钻头转速为8.6 r/min;风压为1.44 MPa;风管埋入系数为0.837。研究结果可为提高西部侏罗系地层钻进与洗井效率低下问题提供有益参考。

厚松散层薄基岩地层井筒偏斜综合治理技术

针对厚松散层薄基岩地层井筒偏斜综合治理技术难题,以山东巨野矿区郭屯煤矿偏斜井筒地面注浆治理工程为背景,基于井筒松散层段偏斜与竖向压缩变形共存且向非对称开采工作面方向偏斜的全新破损特征,揭示郭屯煤矿井筒偏斜与竖向压缩变形机理,分析认为该2种特征分别是煤层非对称开采引发的底含非均匀疏水固结沉降叠加作用下地层水平倾覆推力和竖向附加力所致。本着确保安全、不停产治理的原则,制定了在役偏斜井筒不停产地面注浆综合治理方案,研发了系列井筒偏斜综合治理技术:(1)保护在役井筒“泄压-预警”双控地面高压注浆技术;(2)厚松散层单孔多层段注浆新型套管与施工工艺;(3)厚松散层地面注浆参数工程化确定方法;(4)在役井筒不停产运营下深孔高压注浆治理预警技术。综合监测结果表明:郭屯煤矿主、副、风3个偏斜井筒治理工程注浆过程中严格按照厚松散层薄基岩条件下偏斜井筒不停产综合治理技术进行实施,完成注浆孔钻探工程量31 026.8 m,注浆量达到35 536.66 m3,实现了矿井不停产注浆治理;治理后井筒向北向西不再继续偏移,主井井筒注浆期井口处向北和向西偏斜量分别减小12 mm和18 mm,副井井筒井口处向北和向西分别减小13 mm和41 mm,注浆结束1 a内井筒整体偏斜量仍继续减小并有回正趋势,且井筒周边下沉速率减缓,确保了井筒运营安全。研究成果在郭屯煤矿厚松散层薄基岩地层偏斜井筒地面高压注浆治理工程得到了成功应用,为今后在类似工程中应用提供参考依据和工程经验。

加临时浮力塞双塞自平衡下管法参数计算方法及工程应用

在煤矿瓦斯抽排井钻孔施工过程中需要下入超重特大套管,而套管总质量一般远超施工钻机提拉最大量程,研发合适的下管工艺对确保套管成功下放至关重要。为此,基于浮力定律推导了加临时浮力塞双塞自平衡下管法下管过程中各参数的理论计算公式,介绍了采用该方法下放超重特大套管的流程,并在顾北煤矿瓦斯抽采系统改扩建钻孔施工中进行工程示范,按照理论计算公式获得的下管过程中的各项设计参数进行施工,实现了超重特大套管的安全下放,研究结果可为超重特大套管浮力法下管的参数设计提供一定参考。

弱胶结砂岩钻井法凿井破岩类材料试验研究

为了满足侏罗系弱胶结砂岩钻井法凿井破岩相似模型试验类材料的配制需求,基于其物理力学特性及破岩工况,以抗压强度、抗剪强度、抗拉强度、软化系数和干密度等为主要参数,提出类材料相似条件,选择配制原材料,根据试样正交试验结果,分析不同配比类材料的物理力学特性及其影响因素,获得满足破岩相似材料模型要求的类材料最优配比。研究结果表明,水泥石膏比是影响弱胶结砂岩相似材料强度和软化系数的主要影响因素,且两者均与水泥石膏比呈正相关,饱水后的类材料具有显著的软化特征;胶砂比在1∶1至2∶1范围内,类材料水化产物氢氧化钙与二水硫酸钙含量显著增加,富集处易造成裂隙发育,从而降低材料强度;基于正交试验结果,优选的胶砂比为2∶1,水泥石膏比为6∶4,即m砂∶m水泥∶m石膏∶m水∶m减水剂=1∶1.2∶0.8∶0.6∶0.02,其物理力学特性基本满足类材料相似条件要求,可作为弱胶结砂岩破岩相似模型试验的类材料。研究结果可为侏罗系弱胶结地层钻井法破岩提供前期条件和类材料配比提供参考。

西部钻井法“一钻成井”新型高强复合井壁力学特性

针对西部地区富水弱胶结地层中深、大钻井井筒“一钻成井”支护难题,提出采用高强钢板-混凝土复合井壁新型结构。首先,以内蒙古鄂尔多斯市陶忽图煤矿北风井为工程原型,基于相似理论推导了复合井壁结构模型试验相似指标,通过正交模型试验,研究了不同井壁厚度、混凝土强度等级和钢板型号情况下高强钢板-混凝土复合井壁的力学特性。其次,采用数值模拟方法,计算分析了高强钢板-混凝土复合井壁极限承载力的影响因素及其变化规律。然后,根据模型试验与数值计算结果,构建了高强钢板-混凝土复合井壁承载力和混凝土抗压强度提高系数计算公式,并给出了各影响因素的取值范围,同时提供了该种井壁结构的工程应用设计优化方法。最后,分析了复合井壁结构中锚卡的力学作用效应。研究结果表明,在复合井壁结构中,由于高强钢板屈服强度高,可更好地对中间混凝土产生复合约束作用,混凝土抗压强度提高系数可达2.3~2.6,井壁承载力显著提高。在相同条件下,与Q345钢板相比,高强钢板(Q460~Q620)-混凝土复合井壁的极限承载力可提高7.14%~19.46%,井壁厚度可减薄8.18%~19.52%,且增大内层钢板厚度更有助于提高井壁极限承载力。复合井壁结构中锚卡约束着内钢板,使其达到屈服应力后不会过早发生屈曲失稳,同时对中间混凝土提供约束作用,保证其处于三向受压状态,2者起到很好的复合作用,有利于井壁结构整体受力。

TBM掘进煤矿巷道装配式支护结构足尺试验

随着全断面掘进机(TBM)在煤矿深井岩巷掘进中的推广应用,不良地层已成为影响TBM掘进煤矿深井岩巷施工安全性和掘进效率的主要因素。为解决TBM在煤矿不良地层中巷道围岩支护困难的问题,提出了TBM掘进煤矿巷道装配式支护结构,并加工制作了装配式支护结构足尺模型,使用煤矿井巷支护结构大型试验平台,开展不同侧压系数下的支护结构足尺加载试验;通过拉杆式位移计监测支护结构关键节点位移,采用应变片监测支护结构足尺模型应变分布演化规律,同时搭建足尺模型变形摄影测量监测系统,监测获得足尺模型变形数据;开展侧压系数为λ=1.0和1.5两种加载条件下的装配式支护结构足尺模型均载和非均载试验;试验研究装配式巷道支护结构的变形破坏形态、承载力和应变分布特征,厘定支护结构承载能力的影响因素,揭示支护结构失稳破坏机理;开展支护结构数值试验,获得足尺模型试验中难以监测的轴力、弯矩等参数。结果表明:支护结构在管片接头和跨中首先出现局部失稳,进而导致结构整体失稳;侧压系数λ=1.0和1.5时,支护结构极限承载力分别为3 972.2和2 763.2 kN;随侧压系数提高,支护结构承载力呈指数型下降,结构变形破坏也更为明显;足尺模型试验中支护结构极限承载力略小于数值试验,足尺模型试验和数值试验结果一致性较好;均载试验中,支护结构接头处轴力较大,接头和管片跨中处弯矩较大,弯矩均为正值,而非均载试验中,支护结构轴力略有降低,弯矩值正负皆有,且弯矩值高于均载试验值。

应用型高校建筑机电类专业实践教学面临的困境与对策

在应用型高校对建筑机电类专业人才的培养中,实践教学占举足轻重的地位,直接关系着建筑机电类专业人才的培养质量和学校的发展前景。本文通过对应用型高校建筑机电类专业的专业特点和人才培养质量进行分析,指出了当前应用型高校在建筑机电类专业实践教学中面临的困境,通过对一些应用型高校建筑机电类人才培养模式的分析和社会对建筑机电类人才满意度的调查,指出了当前应用型高校在培养建筑机电类专业人才中存在的不足,结合应用型高校制定的建筑机电类专业人才培养目标,探索出应用型高校在培养建筑机电类专业人才过程中解决以上问题的对策与方法,并在应用实践中证明了方法的有效性。

基于改进Knothe时间模型的地表最大沉降速度预测

在传统Knothe时间模型假设基础上提出新的假设,构建改进Knothe时间模型,通过理论分析表明,改进后的时间模型符合地表点沉降和沉降速度变化规律;基于改进Knothe时间模型推导了地表最大沉降速度计算表达式,并给出模型参数确定方法。采用20个矿区开采引起的地表最大沉降速度监测值与理论预测值进行对比,结果表明,20个矿区的地表最大沉降速度理论预测值与监测值吻合程度高,两者相对标准偏差仅为2.1%,验证了模型的精确性和可靠性。地表最大沉降速度受煤层采高、开采速度、松散层厚度和基岩层厚度等参数影响,研究表明,地表最大沉降速度随煤层采高和开采速度的增加而线性增加,随松散层厚度、基岩层厚度的增加而非线性减小,且其对基岩层厚度变化的敏感性比松散层厚度变化大。

改进Knothe地表动态沉降预测模型及其参数分析

针对传统Knothe时间模型描述地表动态沉降过程中的不足,在Knothe时间模型基础上考虑了上覆地层非线性力学特征,建立改进Knothe时间模型,理论分析表明改进后时间模型符合地表单点沉降、沉降速度和沉降加速度变化规律;结合现场实测数据和双介质法,给出改进Knothe时间模型参数计算表达式。采用兴隆庄煤矿4326工作面、三道沟煤矿35101工作面和阳泉二矿8403综采工作面开采地表沉降监测数据,对传统Knothe时间模型和改进Knothe时间模型精度进行对比分析。结果表明:改进时间模型能够更真实地反映地表随开采时间的动态变化过程,预测值和实测值的平均相对标准偏差仅为3.22%,远低于Knothe时间模型的15.72%,验证了改进时间模型的精确性和可靠性;地表动态沉降过程受煤层回采速度v、松散层厚度Hs、基岩层厚度Hj、松散层充分采动角φs和基岩充分采动角φj影响,且影响敏感度依次为:Hj,v,Hs,φj,φs。研究可为煤层开采地表动态沉陷预测提供一定的借鉴和参考。