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        復(fù)采動壓擾動下巷道交岔點圍巖力學(xué)響應(yīng)及控制分析

        2016-12-21 06:16:56
        關(guān)鍵詞:圍巖變形

        李 鵬

        (山西能源學(xué)院,山西 晉中 030600)

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        復(fù)采動壓擾動下巷道交岔點圍巖力學(xué)響應(yīng)及控制分析

        李 鵬

        (山西能源學(xué)院,山西 晉中 030600)

        對舊采區(qū)進行復(fù)采時工作面會多次穿越空巷。過空巷時回采巷道與空巷會形成多個交岔點。交岔點附近回采巷道變形大、交岔點處頂板冒落、兩幫破碎是復(fù)采回采巷道穩(wěn)定性的主要問題。圣華煤業(yè)現(xiàn)場統(tǒng)計觀測表明,在超前支承壓力作用下交岔點附近巷道變形嚴重、空巷冒落次數(shù)增加,圍巖破碎。建立了交岔點圍巖應(yīng)力分布的力學(xué)模型,分析了交岔點處圍巖應(yīng)力分布情況,結(jié)合現(xiàn)場實測和相似模擬等綜合手段給出了交岔點處煤柱壓碎區(qū)的范圍。分析了交岔點處圍巖變形與破壞規(guī)律,提出了交岔點跨度的計算方法?,F(xiàn)場實測表明設(shè)計支護強度能夠保證巷道支護安全。

        復(fù)采;交岔點;應(yīng)力分布;過空巷

        優(yōu)質(zhì)煤炭資源進行復(fù)采能創(chuàng)造較好的經(jīng)濟效益。對舊式不規(guī)范刀柱式、巷柱式開采遺留資源進行復(fù)采時,由于舊采區(qū)煤體已經(jīng)歷過一次回采,煤體中可能存在多條空巷,空巷與回采巷道存在多個交岔點,交岔點維護較差時可能會使整條巷道處于較差維護狀態(tài)[1]。統(tǒng)計表明:掘進頭冒頂和巷道交岔點冒頂是兩類最易發(fā)生的巷道頂板事故[2]。因此,保證巷道交岔點處于較好的維護狀態(tài)是復(fù)采時回采巷道支護的關(guān)鍵[3]。

        復(fù)采工作面回采巷道與舊采空巷交岔點支護困難,主要有以下幾點原因:交岔點處巷道頂板懸露面積較大,頂板維護困難;空巷靠近采場一側(cè)的煤體中存在較大的超前支承壓力[4],而這部分煤體隨著回采成為煤柱、穩(wěn)定性降低,導(dǎo)致回采巷道維護困難;舊采空巷長期舊置,經(jīng)歷風(fēng)化,交岔點處圍巖強度下降、裂隙發(fā)育、頂板破碎。此外,當(dāng)回采面靠近交岔點時回采面端頭附近頂板懸露面積增大、煤體以三角煤柱形式存在,煤柱容易失穩(wěn)、頂板容易冒落,嚴重時可能引起整個工作面礦壓顯現(xiàn)產(chǎn)生較大的變化,發(fā)生基本頂超前斷裂[3,5]。晉煤集團圣華煤業(yè)3101復(fù)采工作面回采巷道掘進揭露空巷15條,其中沿底板的空巷11條,沿頂板的空巷4條?;夭上锏篱_挖后巷道頂板、兩幫破碎,在空巷附近發(fā)生局部冒頂。

        因此,應(yīng)當(dāng)對復(fù)采時回采巷道與空巷交岔點處圍巖變形破壞規(guī)律進行研究,分析其內(nèi)在的變形破壞機理,探究回采巷道圍巖穩(wěn)定性及控制技術(shù),為現(xiàn)場實踐提供理論上的依據(jù)和技術(shù)上的支撐。

        1 工程概況

        1.1 回采巷道概況及交岔形式

        晉煤集團圣華煤業(yè)3101復(fù)采工作面回采3號煤,煤層厚度6.65m,煤層埋深220m。采用綜放采煤法對巷柱式、刀柱式舊采區(qū)進行復(fù)采,采高2.2m,工作面長度84m,工作面推進長度480m。煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

        表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)

        對揭露的空巷分析可知,舊采空巷寬度一般為2~3m,高度2.5m左右,原支護以木支護為主,有的巷道甚至不支護;部分頂板空巷頂板垮落;底板空巷上方只見垮落的頂煤,部分空巷可見直接頂未垮落。

        空巷和回采巷道交岔形式大體可分為2種。一種是單條空巷與回采巷道相交,如圖1(a)所示;一種是多條空巷與回采巷道相交,如圖1(b),1(c)所示。其中多條空巷與回采巷道相交又可分為2種:一種多條空巷與回采巷道相交于一點,如圖1(b)所示;一種是多條空巷分別與空巷相交,空巷之間交岔點在工作面內(nèi)部,如圖1(c)所示。此外,工作面前方也可能存在多條空巷,其交岔形式基本可按上述3種形式進行分類。3101復(fù)采工作面主要以圖1(a)形式為主。

        1.2 交岔點破壞情況

        現(xiàn)場統(tǒng)計觀測表明,當(dāng)工作面推進到空巷附近時,空巷在超前支承壓力的影響下容易發(fā)生變形或冒頂。隨著三角煤柱被回采,其尺寸變小,在支承壓力的作用下,煤柱最終失穩(wěn)。

        圖1 空巷與回采巷道相交形式

        對工作面前方尺寸為4m×4m左右的幾條空巷內(nèi)煤柱片幫厚度大于0.2m、冒頂高度大于0.2m的次數(shù)進行了統(tǒng)計,如圖2所示。

        圖2 煤柱兩側(cè)片幫、冒頂統(tǒng)計

        可以看出,在與工作面距離較大時,空巷基本不發(fā)生大的片幫、冒頂;當(dāng)工作面與空巷距離減小后,空巷側(cè)煤體開始發(fā)生片幫、頂板開始發(fā)生冒頂,隨著工作面接近空巷,空巷側(cè)的片幫、冒頂次數(shù)逐漸增大。

        由于空巷處于超前采動影響范圍之內(nèi),加之空巷內(nèi)冒落煤巖塊、失效支護木材很難進行清理,且舊采空巷風(fēng)化嚴重,難以進行有效地支護,所以現(xiàn)場一般不進行支護,僅在回采時由采場提前打鋼釬過空巷。分析可知,空巷的變形、破壞要受到整個工作面覆巖運移的影響,其較大的懸頂面積及較大的應(yīng)力集中加劇了空巷及交岔點處圍巖的破壞。因此,復(fù)采過空巷工作面回采巷道的維護較一般采場回采巷道更加困難。當(dāng)工作面前方存在多條空巷時,整條回采巷道都要考慮交岔點的維護,巷道維護困難。

        此外,空巷尺寸較大時,煤柱失穩(wěn)會導(dǎo)致端頭附近回采空間尺寸大大增加,頂板懸露面積較大,容易造成端頭冒落,支架控制回采空間頂板的難度大大增加。

        如圖1(b)中,當(dāng)兩條空巷與回采巷道交于一點時,交岔點處頂板懸露面積較一條空巷與回采巷道相交的情況有所增加,工作面前方煤柱形式也發(fā)生了變化,如果交岔點處巷道支護不合理不僅會影響回采巷道的維護,且隨著煤柱應(yīng)力集中的作用,有時可能會惡化回采工作面頂板的支承條件,進而引發(fā)回采工作面頂板的局部甚至大面積事故。

        2 過空巷交岔點的應(yīng)力分布和圍巖破壞規(guī)律

        2.1 交岔點處煤柱受力特征分析

        彈性狀態(tài)下,圓形巷道三角區(qū)內(nèi)垂直應(yīng)力σt的近似解應(yīng)力集中系數(shù)K可用下式表示[6-7]:

        (1)

        (2)

        式中,σ1,σ2分別為原巖的垂直與水平應(yīng)力,MPa;α為兩條巷道的交角,(°);ρ,θ為某點應(yīng)力的極坐標;γ1為交岔點巷道中心至塑性變形圈邊界的距離(半徑),m;λ為側(cè)壓系數(shù),λ=σ2/σ1。

        根據(jù)式(2),利用Mathematica軟件可以得到圖3所示應(yīng)力集中系數(shù)等值線圖。

        圖3 支承壓力作用下應(yīng)力等值線

        可以看出,交岔點處煤體破壞主要是由于三角區(qū)域應(yīng)力集中程度過高而造成。煤柱被壓碎導(dǎo)致其對頂板的支撐作用下降,頂板懸露面積加大。

        此外,由于三角區(qū)域受到采動超前支承壓力作用時,其垂直應(yīng)力σ1增大,煤柱中應(yīng)力集中系數(shù)增大,三角區(qū)域破壞范圍也會隨之增大,交岔點處頂板懸露面積加大,交岔點破壞更加嚴重。據(jù)此可得考慮垂直應(yīng)力受采動影響的三角區(qū)域應(yīng)力表達式:

        (3)

        式中,n為支承壓力集中系數(shù),n=1.5~5,一般取2。分析式(3)可以看出,在超前支承壓力作用下,三角區(qū)域內(nèi)垂直應(yīng)力大大增加,煤柱變形破壞范圍也大大增加。

        1301復(fù)采工作面推進過程中對其前方煤體中超前支承壓力進行監(jiān)測,結(jié)合工作面靠近煤柱時對煤柱破壞情況的現(xiàn)場觀測和統(tǒng)計,得到如下結(jié)論:在工作面靠近煤柱時(50m左右),交岔點附近壓碎區(qū)3~5m,應(yīng)力接近為零,認為不承擔(dān)上覆載荷;應(yīng)力降低區(qū)2~2.5m,屬于塑性變形;應(yīng)力升高區(qū)10~13m,屬于彈性變形。

        2.2 交岔點處圍巖變形破壞規(guī)律

        復(fù)采工作面過空巷在交岔點處圍巖變形破壞主要有3個方面:一是交岔點處頂板破壞,二是交岔點處煤柱破壞,三是由于交岔點的存在引起工作面頂板破壞,造成支架支護困難[8-9]。

        造成煤柱變形破壞主要有以下幾個因素:一是煤柱自身的形態(tài)導(dǎo)致應(yīng)力集中系數(shù)大;二是超前支承壓力及采動影響;三是支護方式不合理。其中,煤柱變形破壞是導(dǎo)致巷道頂板和工作面頂板破壞嚴重的最根本原因。

        由于煤柱呈三角形態(tài),其銳角區(qū)域破壞范圍較實體煤煤體更大。當(dāng)煤柱尺寸較小時容易造成破壞區(qū)貫通,導(dǎo)致煤柱失穩(wěn)。煤柱的破壞會引起工作面空頂距的變大,加之工作面維護空間本身較大,工作面頂板維護難度大大增加。頂板過早被破壞,煤柱的支承性能較差可能會導(dǎo)致端頭支護、移架更加困難。

        此外,地應(yīng)力大小、圍巖強度、交岔角度、巷道斷面尺寸以及巷道交岔形式和巷道圍巖支護方式均會影響交岔點處圍巖的變形破壞。

        2.3 交岔點處頂板破壞范圍分析

        頂板破壞“等效寬度”可按去除壓碎區(qū)后頂板懸露寬度進行計算,如圖4所示[6]??砂词?4),(5)計算:

        圖4 等效跨度計算示意

        (4)

        (5)

        圖4中,θ為巷道交岔角度,(°);a1和a2分別為兩條巷道的寬度,m;c1和c2為交岔點影響范圍外兩條巷道巷幫的破壞深度,m;Δr和ΔR分別為鈍角區(qū)和銳角區(qū)的最大破壞深度,m;Lmin和Lmax為最小和最大頂板跨度,m。

        以停采線前方35m處寬度為a2=4m、與巷道夾角θ=82°空巷為例,代入式(4),式(5)可得:

        Lmin=6.25m,Lmax=14.07m

        其中,巷道寬度a1=4m,Δr=0.5m,ΔR=2m。

        2.4 交岔點對工作面頂板的影響

        從圖3可以看出,當(dāng)工作面鄰近交岔點時,煤體中應(yīng)力集中較普通采場嚴重,煤柱三角區(qū)域破壞嚴重,極易造成空頂;加之端頭處空頂面積本身較大,端頭作業(yè)時間較長,端頭支架移架困難,端頭頂板控制困難。

        此外,當(dāng)空巷寬度較大、煤柱力學(xué)參數(shù)較小且工作面前方存在如圖1(b),1(c)的空巷時,三角煤柱破壞區(qū)容易貫通,造成失穩(wěn)。失穩(wěn)導(dǎo)致煤柱對頂板支撐性能大大降低,頂板可能發(fā)生區(qū)域性周期來壓,或由于煤柱失穩(wěn)而導(dǎo)致頂板在超前工作面較遠處破斷,造成工作面來壓強度增加,甚至導(dǎo)致壓架。

        3 過斜交空巷復(fù)采面相似模擬

        以晉煤集團圣華煤業(yè)3號煤殘煤復(fù)采為原型,應(yīng)用相似材料模擬試驗手段,對復(fù)采工作面過空巷圍巖變形破壞情況進行研究。

        根據(jù)相似原理[10-11],將所研究的區(qū)域按照相似理論進行設(shè)計,按相似比例制作模型,其中,幾何相似比為1∶30,容重相似比1∶1.76,應(yīng)力相似比1∶52.8。按照實際生產(chǎn)情況模擬開采,近而得出過斜交空巷時煤柱及空巷破壞變形情況。

        從圖5(b)可以看出,當(dāng)工作面回采靠近與工作面呈30°角的空巷時,在工作面距離空巷較遠時三角煤柱便發(fā)生塑性破壞:開挖時發(fā)現(xiàn)煤柱松軟,極易發(fā)生大塊度的掉落、節(jié)理裂隙發(fā)育較多,三角煤柱附近空巷頂板彎曲下沉嚴重,空巷左側(cè)煤體片幫嚴重。對模型中煤柱三角區(qū)域壓碎區(qū)域進行測量,并折算到現(xiàn)場尺寸,結(jié)果表明:壓碎區(qū)為5m左右,能夠和現(xiàn)場實測較好地吻合。

        如圖5(c)所示,繼續(xù)回采,三角煤柱失穩(wěn)。可以看出煤柱失穩(wěn)后工作面前方大范圍的空頂,端頭附近空巷頂板冒落嚴重、空巷左側(cè)片幫深度大,片幫嚴重??障锏拿奥鋾?dǎo)致端頭附近支架無法接頂,支架移架困難。此外,端頭作為采煤機進刀、轉(zhuǎn)運作業(yè)場所,如果發(fā)生上述破壞,會大大降低工作面的安全性。

        圖5 相似模擬試驗情況

        4 復(fù)采回采巷道支護技術(shù)

        從前述研究可以看出,空巷與回采巷道交岔點處三角煤柱的穩(wěn)定性會引起巷道頂板變形過大,甚至發(fā)生頂板事故??障锱c回采巷道交岔點附近5~7.5m為煤體壓碎區(qū)、塑性區(qū),據(jù)此對交岔點處巷道加強支護,提高煤柱強度,進而減小端頭附近頂板懸露面積。支護方案如下:

        (1)采用架棚的方式進行支護,平常段棚距800mm,鋼棚選用φ16mm-3-80mm-2400mm的鋼筋梯梁,架棚前鋪設(shè)金屬網(wǎng)。

        (2)巷道頂板及兩幫平整的區(qū)域加設(shè)φ22mm-M24mm-2400mm的錨桿、φ17.8mm-6300mm的錨索。

        (3)由于巷道部分區(qū)域圍巖破碎,難以采取錨桿支護技術(shù)。因此,在巷道片幫、冒頂?shù)膮^(qū)域棚距500mm,在金屬網(wǎng)上方、外側(cè)加木板接頂、背幫。

        (4)在靠近交岔點附近8m左右,棚距300mm,在金屬網(wǎng)上方、外側(cè)加木板接頂、背幫,巷道中心加設(shè)300mm排距的工字鋼支護,如圖6所示。

        圖6 交岔點附近巷道支護

        圣華煤業(yè)3101復(fù)采工作面回采巷道采用了架棚、金屬網(wǎng)、接頂背幫加強支護,取得了較好的效果。在巷道使用過程中巷道最大變形80mm。交岔點處煤柱及頂板破壞得到較好控制,沒有出現(xiàn)頂板冒落事故。巷道得到有效控制。

        5 結(jié) 論

        (1)現(xiàn)場統(tǒng)計觀測及力學(xué)分析表明,復(fù)采工作面靠近空巷時,受超前支承壓力、交岔點煤柱形態(tài)、應(yīng)力集中影響,空巷變形加大、冒頂增大、煤壁片幫、壓碎甚至失穩(wěn)。

        (2)通過力學(xué)計算、現(xiàn)場實測和相似模擬,對支承應(yīng)力影響下圓形巷道三角區(qū)內(nèi)垂直應(yīng)力σt及應(yīng)力集中系數(shù)K進行了改進,得到了工作面前方支承壓力作用下三角區(qū)內(nèi)應(yīng)力等值線圖,并據(jù)此確定了交岔點區(qū)域加強支護的范圍。

        (3)采用架棚+金屬網(wǎng)+接頂木剁(兩幫為背幫板)的支護方式對交岔點巷道加強支護?,F(xiàn)場實踐表明,支護效果良好。

        [1]徐 軍,神文龍,李思超,等.殘留煤柱沿空掘巷圍巖應(yīng)力場及位移場分布[J].煤礦安全,2015,46(12):38-41.

        [2]高 魯.大斷面交叉(岔)巷道圍巖穩(wěn)定性研究[D].太原:太原理工大學(xué),2010.

        [3]劉 暢,弓培林,王 開,等.復(fù)采工作面過空巷頂板穩(wěn)定性[J].煤炭學(xué)報,2015,40(2):314-322.

        [4]錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2003.

        [5]郭富利.綜放工作面空巷圍巖控制穩(wěn)定性研究[D].太原:太原理工大學(xué),2003.

        [6]平壽康,劉 明.交岔點圍巖穩(wěn)定性分析-巷道頂板事故機理研究[J].礦山壓力與頂板管理,1990(1):33-39.

        [7]蔣軍軍,李曉璐,歐陽振華,等.特厚煤層綜放采場支承壓力分布的數(shù)值模擬[J].煤礦安全,2016,47(1):208-211.

        [8]孫元田,李桂臣,蔡勝海,等.基于統(tǒng)一強度理論煤柱尺寸研究及應(yīng)用[J].煤礦安全,2016,47(1):196-199.

        [9]趙慶民,李秀山,常慶糧,等.鄰空綜放工作面煤柱內(nèi)預(yù)置卸壓巷動壓治理技術(shù)[J].煤礦安全,2015,46(12):77-80.

        [10]崔廣心.相似理論與模擬實驗[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,1990.

        [11]林韻梅.實驗巖石力學(xué)模擬研究[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,1984.

        [責(zé)任編輯:姜鵬飛]

        Surrounding Rock Mechanical Response and Control of Roadway Intersection under Repeated Mining Dynamic Pressure

        LI Peng

        (Shanxi Institute of Energy,Jinzhong 030600,China)

        The working face would crossed abandoned roadway many times during repeated mining of old mining area,then many intersections between mining roadway and abandoned roadway would be formed during passed abandoned roadway.The main problems of repeated mining roadway stability around intersection were large deformation,roof collapse in intersection,two sides broken.The filed statistics of Shenghua coal mine confirmed the following characters would appeared in roadway around intersection under abutment pressure,which included deformation largely,roof collapse in abandoned roadway increased and surrounding rock broken,then the mechanical model of surrounding rock stress distribution on intersection was built,and stress distribution was analyzed,the coal pillar broken scope around intersection was put forward under filed test and similarly simulation,and surrounding deformation and broken law of intersection were analyzed ,then the calculation method of intersection span was put forward,the filed test confirmed that the supporting strength could ensured roadway supporting safety.

        repeated mining;intersection;stress distribution;passed abandoned roadway

        2016-04-28

        10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.06.014

        國家科技支撐計劃項目(2012BAB13B04);山西省自然科學(xué)基金(2015011083)

        李 鵬(1984-),男,山西大同人,講師,主要從事礦山壓力與巖層控制、巖石力學(xué)、復(fù)采方面的研究。

        李 鵬.復(fù)采動壓擾動下巷道交岔點圍巖力學(xué)響應(yīng)及控制分析[J].煤礦開采,2016,21(6):49-53.

        TD323

        A

        1006-6225(2016)06-0049-05

        巷口支護理論與技術(shù)

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