亚洲免费av电影一区二区三区,日韩爱爱视频,51精品视频一区二区三区,91视频爱爱,日韩欧美在线播放视频,中文字幕少妇AV,亚洲电影中文字幕,久久久久亚洲av成人网址,久久综合视频网站,国产在线不卡免费播放

        ?

        軟弱煤巖復合頂板巷道破壞機理與支護技術(shù)

        2019-09-27 06:26:52孫健新
        煤礦安全 2019年9期
        關(guān)鍵詞:煤巖巖層錨索

        孫健新

        (山西煤炭職業(yè)技術(shù)學院,山西 太原030031)

        煤系地層多為沉積形成的層狀巖體,因此煤礦巷道頂板通常具有典型的復合頂板特征[1-4],層狀賦存頂板易發(fā)生離層和垮落[5-8],尤其是頂板軟弱時,巷道維護極為困難,冒頂事故常常發(fā)生。為此,許多專家和學者對復合頂板的變形破壞機理和支護技術(shù)做了大量的研究。在支護技術(shù)方面:柏建彪等[9]通過分析極軟煤層復合頂板巷道破壞特點,提出了注漿機全長錨桿支護的支護技術(shù),明顯改善了圍巖的強度;孟慶彬等[10]采用“梁-拱錨固結(jié)構(gòu)”對軟弱破碎復合頂板煤巷進行支護,取得了較好的應用效果;李昂等[11]針對軟弱復合頂板穩(wěn)定性問題,提出了錨索網(wǎng)梁耦合支護技術(shù)優(yōu)化方案;張永安等[12]通過數(shù)值模擬優(yōu)化了復合頂板支護方式。在變形破壞機理方面:李東印等[13]研究了復合頂板巖層所受軸向壓力與頂板變形破壞之間的關(guān)系;賈蓬等[14]通過RFPA模擬軟件研究了復合頂板水平側(cè)壓力與厚跨比對巷道頂板的破壞影響;陳曉祥等[15]認為傾斜復合頂板最大下沉位置在靠近巷道底板一側(cè),并分析了巖層彈性模量、巖層厚度等因素對頂板下沉量的影響。以上研究在一定程度上發(fā)展了軟弱煤巖復合頂板穩(wěn)定性控制技術(shù),但上述僅從1 個或者2 個方面來研究軟弱煤巖復合頂板變形破壞機理及控制技術(shù)仍舊具有一定的局限性,此外由于軟弱煤巖互層的復合頂板的特殊性,工程條件不同時,簡單的通過工程類比來選擇優(yōu)化支護方案并不可取,因此該類巷道變形控制機理仍需深入研究。為此通過現(xiàn)場調(diào)查、實驗室試驗、理論分析和數(shù)值模擬來研究軟弱煤巖復合頂板破壞機理,并結(jié)合破壞機理提出相應支護優(yōu)化技術(shù),為類似巷道支護提供理論和技術(shù)借鑒。

        1 巷道工程概況

        某煤礦可采16#煤均厚8.8 m,煤質(zhì)穩(wěn)定,傾角8°~18°,被炭頁巖分隔成4 層,各分層之間厚薄約0.1~0.9 m,圍巖穩(wěn)定性控制較為困難。目前所開采煤層巷道沿16#煤層底板掘進,偽頂為煤與炭頁巖互層,厚約0.5 m,完整性差;直接頂為易垮落的煤及夾矸,厚度達6.0 m 左右;底板圍巖巖性較好,為5.3 m 細砂巖。16402 綜放工作面回風巷斷面為斜頂矩形,處在該煤層中,巷道采用錨桿+金屬網(wǎng)+W 鋼帶+錨索聯(lián)合支護形式,原支護方案如圖1。

        圖1 原支護方案

        2 回風巷變形破壞特點

        2.1 現(xiàn)場調(diào)查

        1)現(xiàn)場變形破壞特征。16402 工作面回風巷煤層頂板分層較多,煤層較厚,是典型的復合頂板,在原支護形式下,現(xiàn)場發(fā)現(xiàn)頂板出現(xiàn)冒頂,大面積離層,兩幫變形破壞嚴重,部分地區(qū)金屬網(wǎng)被拉破,托盤彎曲變形嚴重,鋼帶斷裂等現(xiàn)象。

        2.2 室內(nèi)試驗

        1)圍巖強度測試。取頂板炭頁巖、底板細砂巖、16#煤分別在CMT 5305 試驗機上做單軸壓縮試驗,試驗顯示上述3 種巖體單軸抗壓強度分別為25.64、29.20、3.46 MPa,從試驗可以看出煤的承載性能非常差,細砂巖強度較好,大部分炭頁巖具有較好的承載能力,但部分炭頁巖抗壓強度較低,有的甚至比煤的承載能力還差。

        圖2 不同時期頂板破壞示意圖

        2)頂板炭頁巖成分分析。通過X 射線衍射儀對頂板夾矸炭頁巖中礦物成分進行了分析,測試結(jié)果為炭頁巖成分以高嶺石為主,并含有伊利石、菱鐵礦和綠泥石等。其中高嶺石吸水性強,遇水后發(fā)生泥化現(xiàn)象,能弱化巷道頂板的穩(wěn)定性,伊利石在水中易發(fā)生混濁現(xiàn)象,吸水后變成糊狀,是引起變形甚至冒頂?shù)闹饕蛩刂唬瑫r,菱鐵礦的脆性和硬度較高,對風化作用十分敏感,經(jīng)過風化作用,強度進一步降低。

        3 巷道變形及破壞機理

        3.1 破壞原因分析

        1)高應力導致的圍巖流變。垂直應力水平高,利用水壓致裂法測得16402 工作面最大水平主應力為σmax=21.0 MPa,中間主應力σV=13.16 MPa,最小主應力σmin=9.0 MPa,在長期高應力作用下,圍巖表現(xiàn)出明顯的流變特性,通過對圍巖變形位移監(jiān)測,在開掘20~60 d 巷道頂板最大變形由159 mm 增加至240 mm,同時圍巖內(nèi)部破碎區(qū)域和裂隙發(fā)育區(qū)也不斷擴大。

        2)地質(zhì)條件差。頂板淺部圍巖破碎,節(jié)理裂隙發(fā)育,在高應力作用下極易發(fā)生離層。此外,頂板和幫部為煤體,圍巖抗壓強度低,受力極易破碎,夾矸巖層強度變化大,夾矸巖層強度低時,降低了圍巖的整體強度,巷道圍巖不穩(wěn)定。

        3)水的影響。由于頂板在施工過程中長期存在淋水現(xiàn)象,頂板夾矸吸水,同時風化作用弱化了頂板強度,在高應力作用下頂板出現(xiàn)下沉和離層。

        4)圍巖結(jié)構(gòu)不合理。由于軟弱煤巖復合頂板存在不穩(wěn)定、巖層巖性軟弱、結(jié)構(gòu)面多發(fā)等特點,故而此類頂板易形成應力集中,發(fā)生離層破壞現(xiàn)象。16402 回風巷巷道為斜頂矩形,頂板肩角處易形成應力集中導致支護結(jié)構(gòu)體破壞。

        3.2 破壞力學機理

        根據(jù)材料力學,將上部巖梁簡化為組合巖梁分析,巷道軸向取單位長度,對于受水平荷載p0的巖層,其最大撓度wmax可表示為[16]:

        服裝PDM系統(tǒng)使用功能模塊化設計的思路,可以很好的適應多種運作模式,提升PDM系統(tǒng)產(chǎn)品化程度。企業(yè)在實施應用過程中無需重組運營架構(gòu),甚至無需改變產(chǎn)品開發(fā)人員的工作習慣,選用適合企業(yè)運營架構(gòu)需求的PDM模塊進場實施即可。模塊化設計的PDM系統(tǒng)結(jié)構(gòu),使其在各類服裝企業(yè)尤其是中小型服裝企業(yè)的適用性得到進一步提升

        式中:E 為巖層彈性模量;q0為巖層所受垂直荷載;l 為巷道跨距;I 為巖層慣性矩。

        若q0、p0保持不變,通常I、l 也不變,則最大撓度僅與巖層彈性模量相關(guān),巖層軟弱時,彈性模量小,因此其最大撓度也最大,軟弱夾層的存在致使各巖層撓度不同,頂板產(chǎn)生離層和破壞。

        4 現(xiàn)場試驗與效果分析

        4.1 優(yōu)化技術(shù)方案確定

        根據(jù)以上巷道變形破壞機理的分析,對于軟弱煤巖復合頂板巷道變形破壞可以從以下3 個方面來進行控制。

        4.1.1 改善圍巖環(huán)境

        由式(1)可知,減小巖層最大撓度可通過減小巖層所受垂直載荷q0和巷道跨度l 來完成,但由于巷道要滿足運輸行人等要求,巷道下部區(qū)域無法進行更改,因此可以通過改變頂板部分斷面形狀來間接減小巖層所受垂直載荷q0和巷道跨度l。

        4.1.2 控制淋水

        首先合理布置疏水鉆孔,以減小煤巖復合頂板中水的含量,從而降低水對頂板巖體的弱化作用;其次,根據(jù)柱狀圖和鉆孔窺視圖像,錨索長度宜控制在7.3 m 內(nèi),以防止錨索鉆孔導通上部含水砂巖,增加頂板的含水量。

        4.1.3 優(yōu)化支護參數(shù)

        選擇錨桿支護參數(shù)和最佳匹配的錨桿錨索預緊力,從而保證巷道圍巖穩(wěn)定,礦井正常安全生產(chǎn)。通過上述分析,結(jié)合現(xiàn)場經(jīng)驗以及數(shù)值模擬確定了16402 回風巷支護方案如下。

        1)巷道斷面。由力學分析可知,拱形巷道頂板受力良好,可以大大減小底層頂板巖梁所受拉應力,同時,拱形巷道在直接頂下部的巖體相當于間接減小了巷道跨度,提供了一定的向上的支撐力,因此16402 回風巷斷面設為直墻拱形,同時保證巷道通風、運輸、行人和安全生產(chǎn)的需要。

        2)錨桿間距和排距。通過經(jīng)濟分析支護的材料和施工費用以及數(shù)值模擬計算與分析,同時為提高巷道掘進速度,將錨桿間排距均定為800 mm。

        3)預緊力。通過數(shù)值模擬軟件分析對比錨桿與錨索不同預緊力下圍巖位移場和應力場的分布特征,同時考慮現(xiàn)場施工條件,確定頂錨桿預緊力為37.5 kN、幫錨桿為28.49 kN、錨索為120 kN。

        4)錨桿錨索長度根據(jù)松動圈深度和經(jīng)驗計算公式確定。

        5)錨桿錨索規(guī)格。頂板選取φ20 mm×2 400 mm高強左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,配套使用半球形墊圈和減摩墊圈,快速安裝的高強螺帽;幫部φ18 mm×2 000 mm 左旋螺紋鋼錨桿;錨索為φ21.6 mm×7 300 mm,每隔2 排錨桿打1 排錨索,間排距為1 600 mm×1 600 mm。支護參數(shù)如圖3。

        圖3 支護示意圖

        6)加強支護。對頂板部分區(qū)域采取高強預應力錨索加強支護,加強支護錨索規(guī)格同5),錨索預緊力不少于120 kN,同時對加強支護錨索受力進行監(jiān)測,保證錨索預應力的有效施加。

        4.2 技術(shù)方案數(shù)值模擬

        為確定回風巷支護方案的可行性,利用FLAC3D軟件,不考慮采動影響,根據(jù)現(xiàn)場實際分別對提出的支護方案與原方案進行了數(shù)值模擬,模型大小為50 m×50 m×10 m,巖性參數(shù)見表1,得到了2 個方案的計算結(jié)果如圖4。由圖4 可以看出,相比于原支護新支護方案頂板垂直位移由302 mm 降低至74 mm,幫部最大位移量由190 mm 降至66 mm,降幅十分明顯。

        4.3 現(xiàn)場應用效果檢測

        為了檢測新支護方案的運用效果,在試驗巷道上選取3 處監(jiān)測點進行圍巖表面位移監(jiān)測,同時通過鉆孔窺視圍巖內(nèi)部情況。

        現(xiàn)場變形監(jiān)測如圖5。由圖5 可知,巷道在掘后0~10 d,頂?shù)装遄冃屋^為劇烈,約為4~10 mm/d,隨后頂?shù)装暹\動趨于穩(wěn)定,最大移近量為84 mm,兩幫變形與頂?shù)装遄冃我?guī)律相同,最大移近量達61 mm,后期的收斂速率均小于1 mm/d,其變形量均能保證礦井的有效安全生產(chǎn)。

        表1 巖層力學參數(shù)選取

        圖4 2 個方案數(shù)值模擬位移云圖

        通過圍巖內(nèi)部裂隙觀測錄像可知:巷道頂板1 m 范圍內(nèi)裂隙發(fā)育程度高,存在破碎;1~3 m 范圍內(nèi)局部零星分布橫縱裂隙;3 m 范圍外圍巖完整性較好。因此巷道穩(wěn)定性較原支護好。

        圖5 現(xiàn)場變形監(jiān)測

        5 結(jié) 論

        1)16402 回風巷由于煤巖體強度相差較大,為典型的軟弱煤巖復合頂板巷道,相互之間的變形不協(xié)調(diào),易于離層而產(chǎn)生較大的變形壓力,導致錨桿、錨索承受較大的變形而破斷,甚至釀成頂板事故的發(fā)生。

        2)通過鉆孔測試、巖石力學試驗和巖石成分分析可知軟弱煤巖復合頂板頂板破碎區(qū)較為發(fā)育,煤體巖石力學性能差,巖層含有遇水易膨脹,弱化圍巖的成分。

        3)根據(jù)現(xiàn)場實際和理論分析,將原巷道形狀改為拱形,同時對支護參數(shù)進行優(yōu)化,結(jié)合現(xiàn)場經(jīng)驗確定了16402 回風巷支護方案。

        4)現(xiàn)場實踐表明,采用了優(yōu)化后的支護方案有效地控制了16402 回風巷的變形破壞,保證了礦井的高效生產(chǎn)。

        猜你喜歡
        煤巖巖層錨索
        煤巖顯微組分分選研究進展
        高應力巖層巷道鉆孔爆破卸壓技術(shù)
        趙莊煤業(yè)13102巷圍巖補強支護技術(shù)研究與應用
        煤(2021年10期)2021-10-11 07:06:12
        地球故事之復理石巖層
        煤礦深部高地壓巷道錨索支護技術(shù)對策研究
        不同錨索參數(shù)對預應力場影響的數(shù)值模擬研究
        半煤巖巷金屬支架錨桿聯(lián)合支護在白源礦應用
        綜掘機在大坡度半煤巖巷中的應用
        基于測井響應評價煤巖結(jié)構(gòu)特征
        中國煤層氣(2015年4期)2015-08-22 03:28:01
        三噴兩錨一注漿+U型鋼聯(lián)合支護在松軟巖層中的應用
        河南科技(2014年22期)2014-02-27 14:18:11
        亚洲第一女优在线观看| 亚洲免费网站观看视频| 好屌草这里只有精品| 久久精品日韩av无码| 亚洲天堂无码AV一二三四区| 亚洲人妻精品一区二区三区| 在线免费观看亚洲毛片| 亚洲第一页综合av免费在线观看 | 日本精品人妻一区二区| 91久久精品色伊人6882| 国产精品久久久久9999吃药| 国产福利姬喷水福利在线观看| 99riav精品国产| h视频在线观看视频在线| 精品国产一区二区三区三| 欧美日韩国产精品自在自线| 99re热这里只有精品最新| 亚洲第一区二区快射影院| 国产精品亚洲在线播放| 国产的自拍av免费的在线观看| 九一免费一区二区三区偷拍视频| 欧美日韩一区二区三区在线观看视频| 午夜成人精品福利网站在线观看| 免费观看又污又黄的网站| 免费 无码 国产精品| 日韩精品极品免费在线视频| 人妻少妇精品中文字幕专区| 夜鲁很鲁在线视频| 亚洲熟妇网| 久久无人码人妻一区二区三区| 喷水白浆视频在线观看| 樱桃视频影院在线播放| 伴郎粗大的内捧猛烈进出视频观看| 久久福利青草精品资源| 男女搞黄在线观看视频| 午夜一区二区三区观看| 亚洲av永久无码精品网站在线观看 | 天天做天天添av国产亚洲| 又粗又硬又黄又爽的免费视频| 人妻av一区二区三区av免费| 日本精品一区二区在线看|