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        孤島工作面巷道底鼓機理及控制技術研究

        2018-05-31 03:34:16朱正東
        山西焦煤科技 2018年2期
        關鍵詞:圍巖深度變形

        朱正東

        (霍州煤電集團,山西 呂梁 033100)

        隨著我國煤炭開采向深部發(fā)展,巷道圍巖應力狀況進一步惡化,圍巖破壞情況也日益嚴重。受各種因素影響,巷道圍巖破壞形式多樣,而當?shù)装鍨檐浫鯉r層或受高應力時,圍巖尤其是底板變形將會更加劇烈顯著。巷道底鼔是一個極其復雜的物理、力學過程,與巷道圍巖性質(zhì)、應力狀態(tài)及維護方式密切相關。采動影響下的巷道底鼓尤為常見和突出,約占巷道頂?shù)装逦灰屏康?2/3~3/4,嚴重制約著礦井的高產(chǎn)高效。

        國內(nèi)學者在底鼓機理及防治技術方面取得了大量的理論成果并積累了實踐經(jīng)驗,為巷道底鼓防治提供了重要的指導和參考。侯朝炯[1]通過加固底板和巷道幫角控制底鼓,采用合理的一次支護和二次支護來實現(xiàn)巷道的長期穩(wěn)定。孫利輝[2]等人通過巷道原支護和底鼓治理方案相似模擬試驗,提出了巷道底板錨索束+底板深淺注漿的治理方案。楊軍[3]等人根據(jù)錨桿控制巷道底鼓力學分析模型,從有效切斷底板塑性滑移線和有效分解力的作用兩方面,對底角錨桿控制底鼓的作用機理進行力學分析,研究特性錨桿解決巷道底鼓問題。

        但是,不同地質(zhì)條件下不同巷道底鼓的產(chǎn)生都有其區(qū)別于其它底鼓的明顯特征。筆者通過對龐龐塔礦底鼓區(qū)域巷道圍巖巖性分析,采用Flac3D軟件對現(xiàn)有支護條件及各控制方案分別進行模擬分析,并通過現(xiàn)場試驗分析驗證。

        1 巷道圍巖強度分析

        采用WQCZ-56型圍巖強度測試裝置,對龐龐塔礦易發(fā)生底鼓區(qū)域的巷道內(nèi)選取兩點進行測試,在窺視鉆孔內(nèi)對巷道頂板10 m范圍煤巖層的強度進行了測試;巷道內(nèi)選取5點,采集底板巖樣進行點載荷試驗。數(shù)據(jù)處理后,見圖1,圖2,表1.

        圖1 第1測點頂板10 m范圍煤巖體強度分布圖

        由圖1,2可知,煤體強度平均值為15.21 MPa.

        圖2 第2測點頂板10 m范圍煤巖體強度分布圖

        試樣編號試樣規(guī)格/cm點載荷強度/MPa110×8×634.428×8×539.1639×6×628.51412×10×523.36511×8×736.32

        3.2~4.0 m為泥巖,巖層強度平均值為40.21 MPa.4.0~5.8 m為砂質(zhì)泥巖,巖層強度平均值為56.22 MPa. 5.8~10 m為砂質(zhì)泥巖,中間有粉砂巖及細砂巖夾層,巖層強度平均值為65.20 MPa. 由表1可知,底板強度平均值為32.35 MPa.

        2 巷道底鼓機理分析

        2.1 試驗工作面基本情況

        試驗工作面位于礦井的一采區(qū),工作面全長1 292 m,寬160 m左右,為南北向布置,為5#煤采區(qū),煤層厚度為5.5~6.3 m,屬復雜結構煤層,煤層產(chǎn)狀為:走向SN,傾向EW,傾角平均為19°. 109、105、103和101工作面都已回采完畢,兩側都將為采空區(qū),即為孤島工作面,見圖3.

        圖3 工作面四鄰關系圖

        2.2 數(shù)值模擬分析

        根據(jù)實際地質(zhì)條件,建立對應的FLAC3D數(shù)值模型,模型中巖、煤層傾斜20°,109工作面長度170 m,105工作面長度170 m,1071巷與109工作面的煤柱尺寸30 m,1072巷和105工作面的煤柱尺寸25 m,兩側分別留65 m、60 m的邊界,模型中巖、煤層傾斜總長度為700 m. 模型尺寸為658 m×200 m×270 m,劃分為275 680個單元,286 243個節(jié)點。分別對巷道在掘進和回采期間應力變化情況進行分析。

        1) 巷道掘進期間應力分析及變形情況。

        結合礦井實際情況,模擬時先開挖臨近工作面,再開挖巷道,模擬結果見圖4.巷道開挖前后圍巖垂直應力分布曲線圖見圖5.

        圖4 巷道開挖后頂?shù)装搴蛢蓭鸵平吭茍D

        圖5 巷道開挖前后圍巖垂直應力分布曲線圖

        從圖4可知:巷道頂板下沉量峰值集中在頂板右側,最大位移量達到158 mm,巷道底鼓量峰值集中在底板的左側,最大鼓出量達到296 mm,底鼓量最大;煤柱側幫巷道水平位移的峰值集中在巷幫的中部,煤柱側幫最大移出量達到133 mm,工作面?zhèn)葞拖锏浪轿灰频姆逯导性谙飵偷闹胁?,工作面?zhèn)葞妥畲笠瞥隽窟_到46 mm,煤柱側幫的移出量最大。

        臨近工作面開挖后,再開挖巷道,煤柱側幫的垂直應力35 MPa,應力集中系數(shù)2.09;107工作面?zhèn)葞偷拇怪睉?5 MPa,應力峰值位置距離巷道幫部4.0 m,應力集中系數(shù)2.09.

        煤柱側的應力集中程度與工作面?zhèn)鹊膽谐潭认嗖畈淮?,在較高的垂直應力影響下,巷道側幫會發(fā)生較大的變形,因此,需要通過打錨索加強支護。

        2) 巷道回采期間應力分析及變形情況。

        巷道掘進完成后,對工作面進行回采,回采長度50 m,分別分析超前支承壓力分布情況、巷道側向支承壓力分布情況、超前影響范圍內(nèi)巷道的頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟浚ㄟ^以上分析,判斷支護強度能否滿足控制圍巖變形的需要。垂直應力分布云圖見圖6.

        圖6 垂直應力分布云圖

        回采后,工作面前方100 m范圍內(nèi)的超前支承壓力見圖7,在超前工作面前方13 m處,超前支承壓力最大,為49 MPa,此處原始垂直應力為16 MPa,應力集中系數(shù)為3,超前影響范圍約為25 m.

        圖7 超前支承壓力分布特征曲線圖

        工作面開挖后,回采面前方5 m處巷道側向支承壓力分布情況見圖8,圍巖垂直應力分布見圖9.距巷道煤柱幫50 m處,側向支承壓力峰值60 MPa,距煤柱幫10 m處,側向支承壓力峰值55 MPa. 側向支承壓力遠大于超前支承壓力。煤柱中部支承壓力值在45 MPa以上,煤柱所受的應力值較大,比巷道掘進期間所受側向壓力高,一定要保證支護施工質(zhì)量,保證煤柱的完整性,防止回采擾動導致幫部產(chǎn)生大面積破壞。

        圖8 距離工作面5 m 處垂直應力分布圖

        圖9 5 m處巷道圍巖垂直應力分布圖

        超前100 m范圍內(nèi),1071巷的底鼓量分布特征見圖10,按照底鼓量增速大小可分為4個階段:在超前40 m處底鼓量開始出現(xiàn)變化,增加量很??;在超前40~20 m內(nèi)底板底鼓量增加幅度有所增加;在超前20~7 m內(nèi)底板底鼓量增加速度最快;在7~0 m內(nèi)增加速度放緩。在回采工作面處巷道底鼓量為425 mm.

        圖10 巷道距107回采工作面不同距離下底鼓量曲線圖

        3 回采巷道底鼓泄壓治理技術

        經(jīng)過對巷道受力及變形的觀測和理論分析,得出該區(qū)域巷道底鼓屬于典型的擠壓流動性底鼓,其底鼓的主要因素是二次動壓造成的。根據(jù)龐龐塔煤礦埋藏深、應力高、底鼓量大、需求的補償空間較大和 3種應變控制方案的適用條件,推薦采用底板開挖卸壓槽釋放壓力方式來維護巷道。

        3.1 卸壓槽槽寬

        巷道寬5.0 m,高3.5 m,因此槽寬H不宜過大也不能太小。H過大,底板經(jīng)破碎動作的震動后松散,承受側壓能力降低,影響穩(wěn)定性和巷道的安全使用;H過小,則卸壓效果不理想。根據(jù)應力控制理論,卸壓槽寬度一般情況為 50~60 cm,考慮龐龐塔煤礦底板巖層強度較低,卸壓槽寬度需要適當增加,在工程實踐中取H為0.6 m.

        3.2 卸壓槽槽深

        槽深直接影響著卸壓效果,也是影響巷道底板穩(wěn)定性的關鍵參數(shù)。若槽深L過淺,開掘的卸壓槽將起不到消除應力的作用,因此本次設計開槽深度分別為0.5 m、1.0 m、1.5 m、2.0 m,對其進行數(shù)值計算。模擬計算結果見圖11.

        圖11 底板卸壓巷道圍巖垂直位移云圖

        從圖11可以看出,開設卸壓槽后,巷道底板巖體向卸壓槽內(nèi)擠壓,導致卸壓槽有閉合趨勢。開槽深度的加大,使支承壓力峰值向巷道圍巖深部轉(zhuǎn)移,使巷道處于應力降低區(qū);另外,沿卸壓槽方向的巷道變形量減少,而垂直卸壓槽方向的巷道變形量增大。原因是此時垂直卸壓槽方向的巷道變形除了因圍巖破裂在該方向產(chǎn)生的變形外,還有因卸壓槽受壓后逐漸閉合而產(chǎn)生的變形。

        圖12 巷道支護斷面及卸壓示意圖

        4 工程試驗

        試驗工作巷道斷面為矩形,巷凈寬5.0 m,高3.5 m,凈斷面17.5 m2,采用錨網(wǎng)索支護,巷道支護斷面及卸壓示意圖見圖12. 結合數(shù)值模擬分析,進行開槽卸壓試驗,在巷道內(nèi)選取3個試驗段,每段間隔20 m,每段巷道試驗長度30 m,開槽寬度為0.6 m,開槽深度分別為0.5 m、1.0 m、1.5 m. 對巷道底鼓變形情況進行觀測,時間為6個月。不同試驗段巷道最大底鼓量觀測數(shù)據(jù)結果見圖13. 由圖13可以看出:

        圖13 巷道底鼓量和兩幫位移量曲線圖

        1) 不采取開槽卸壓技術時,巷道最大底鼓量453 mm,卸壓槽深度0.5 m、1.0 m、1.5 m對應的最大底鼓量分別為 342 mm、250 mm、189 mm,即采取開槽卸壓技術后,巷道底鼓能夠得到有效控制,且隨著卸壓槽深度增加,最大底鼓量逐漸減小,但開槽深度的增加也會增加施工的難度,因此,深度不宜過大。

        2) 卸壓槽深度 0.5 m、1.0 m、1.5 m對應的兩幫位移量分別為183 mm、150 mm、173 mm,即隨著卸壓槽深度增加,兩幫位移量變化不大,規(guī)律不明顯。

        5 結 論

        1) 巷道底鼓變形受多方面因素影響,應綜合分析巷道圍巖特性及巷道所處的采動環(huán)境,選用合理的治理技術。

        2) 開槽卸壓技術可以有效控制孤島工作面應力集中區(qū)巷道底鼓變形。采用開槽深度分別為0.5 m、1.0 m、1.5 m對應的最大底鼓量分別為 342 mm、250 mm、189 mm,可將底鼓變形量降低到50%左右。

        3) 隨開槽深度的增大,底板應力集中區(qū)向圍巖深部移動,巷道底鼓量逐漸減小,但也要考慮到開槽深度對施工的影響,深度越大施工難度越大。

        參 考 文 獻

        [1] 侯朝炯.深部巷道圍巖控制的關鍵技術研究[J].中國礦業(yè)大學學報,2017,46(5):970-978.

        [2] 孫利輝. 深部軟巖巷道底鼓機理與治理試驗研究[J].采礦與安全工程學報,2017,34(2):235-242.

        [3] 楊 軍,石海洋,齊 干.巷道底角錨桿控制底鼓機理及選型試驗[J].采礦與安全工程學報,2016,33(4):643-648.

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