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        過斷層地質構造帶煤巷支護優(yōu)化

        2021-02-27 08:46:24單忠豪李兆龍
        山西建筑 2021年5期
        關鍵詞:錨桿圍巖優(yōu)化

        單忠豪 李兆龍 劉 哲

        (中國礦業(yè)大學(北京)力學與建筑工程學院,北京 100083)

        1 工程概況

        汾西礦業(yè)集團高陽煤礦所采的三采區(qū)地質構造復雜,多見斷層。斷層構造不僅對巷道支護造成了較大的困難,而且降低了巷道的掘進效率、影響了企業(yè)的經濟效益。本文以高陽煤礦三采區(qū)某回采巷道過斷層帶為研究背景,對過斷層地質構造帶煤巷支護方案進行了優(yōu)化設計。

        該回采巷道埋深約400 m,開采太原組9-10-11號煤,煤層總厚度平均約為7.22 m。煤層總體為一單斜構造區(qū),產狀為走向北東,傾向南東,傾角最大13°,最小2°,平均5°。開采煤層直接頂為3.63 m左右的砂巖,老頂為6.16 m左右的灰?guī)r,直接底為2.60 m左右的灰黑色砂泥巖,老底為2.69 m左右的灰色細粒砂巖。煤層頂底板巖性特征如表1所示。

        表1 煤層頂底板情況表

        高陽煤礦三采區(qū)地質構造復雜,陷落柱發(fā)育,多見斷層。該回采巷道在掘進期間揭露一條落差為H=3 m,傾向45°的正斷層,巷道由斷層上盤向斷層下盤穿越,根據煤層柱狀圖和頂底板巖性可知,此段巷道兩幫和頂板多為泥巖。地質剖面圖如圖1所示。

        2 巷道支護現(xiàn)狀

        2.1 原支護參數

        巷道在過斷層區(qū)間采用三心拱斷面,巷道寬5 100 mm,拱高1 900 mm,墻高1 500 mm,巷道高度為3 400 mm,斷面面積約15 m2。

        頂板采用φ20×2 200 mm的螺紋鋼錨桿,“七·七”放射型布置,錨桿間距為900 mm,排距1 000 mm,巷道兩幫分別采用φ20×2 200 mm的螺紋鋼錨桿及φ16×1 800 mm的金屬圓鋼錨桿進行支護,“二·二”矩形布置,錨桿間距為900 mm,排距1 000 mm,頂、幫每根錨桿均配套使用一塊長×寬×厚=400 mm×300 mm×3 mm的鋼帶托塊;頂板錨索采用φ17.8×6 300 mm的鋼絞線,間距2 000 mm,排距2 000 mm,“三·三”矩形布置,每根錨索使用一塊長×寬×厚=300 mm×300 mm×14 mm的錨索托板及90 mm×90 mm×10 mm的墊片;頂、幫均鋪設φ6×2 000 mm×1 000 mm的鋼筋網。巷道施工完畢后,噴漿50 mm厚,噴漿緊跟工作面。支護布置如圖2所示。

        2.2 支護現(xiàn)狀及理論分析

        高陽煤礦過斷層段巷道屬較大斷面泥巖層巷道,圍巖兩幫與頂板多為泥巖,圍巖較為穩(wěn)定;支護成本高、效率低,支護過多將降低圍巖的自承能力并影響工程進展。

        現(xiàn)場調查發(fā)現(xiàn),在現(xiàn)有支護中,巷道過斷層段支護較為密集,頂板錨桿、錨索數量較多且間距、排距較小,從現(xiàn)場情況來看,圍巖中泥巖居多,巖性較為穩(wěn)定,現(xiàn)有支護布置方式過于保守。支護過多不僅增加了鉆孔數量,影響巷道掘進效率,而且也會對完整性較好的圍巖造成破壞,降低圍巖的自承能力。分析認為,原有的支護布置過于密集,對圍巖造成了一定程度的破壞,而且會增加支護成本,影響工程進度。所以應在嚴格按照規(guī)范保證巷道安全穩(wěn)定的前提下,合理經濟地實現(xiàn)支護最優(yōu)化。

        3 支護方案優(yōu)化設計

        該回采巷道服務年限為1年~2年,通過圍巖力學參數實驗和鉆孔窺視實驗,確定高陽煤礦三采區(qū)的圍巖力學參數、過斷層巷道頂部及幫部圍巖巖性及其破碎情況,并以此為依據進行理論計算與方案設計。

        3.1 支護參數理論計算

        本研究采用錨桿、錨索聯(lián)合支護方式,利用加固拱理論和懸吊理論對巷道錨桿、錨索支護參數進行了理論計算,具體計算過程如下。

        3.1.1頂錨桿參數計算

        頂錨桿長度L通過式(1)確定:

        L=N(1.1+B/10)

        (1)

        其中,N為圍巖穩(wěn)定性系數,此處按Ⅴ類圍巖情況取1.2;B為巷道跨度,取5.1 m。

        頂錨桿長度L:L=1.93 m。

        3.1.2頂錨索參數計算

        根據錨索懸吊理論,錨索長度Ld由式(2)確定:

        Ld≥La+Lb+Lc

        (2)

        其中,La為錨索外露長度,取0.3 m;Lb為錨索的有效長度,取3.0 m;Lc為錨索的錨固長度,取2.4 m。

        錨索長度Ld:Ld≥5.7 m。

        錨桿間排距Sa由式(3)確定:

        Sa≤n[σa]/(k×h×B×γ)

        (3)

        其中,n為每排錨索數;[σa]為單根錨索極限破斷力,取355 kN;k為安全系數,取1.2;h為錨桿所懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度,取3.0 m;B為巷道跨度,取5.1 m;γ為上覆巖層平均容重,取23 kN/m3。

        每排布置兩根錨索時,得:Sa≤1.68 m;

        每排布置三根錨索時,得:Sa≤2.52 m。

        3.1.3幫錨桿參數計算

        幫錨桿長度H由兩幫的最大片幫深度確定:

        H=Mtanβ

        (4)

        其中,M為巷道高度,取3.2 m;β為剪切滑移面與煤壁的夾角,取27.5°。

        幫錨桿長度H:H=1.67 m。

        當取頂錨桿及幫錨桿長度均為2.2 m時,錨桿直徑d≥L/110=20.0 mm;錨桿間排距a≤0.5L=1.1 m。

        綜上所述,通過理論計算得到巷道頂錨桿設計長度應不小于1.93 m,幫錨桿長度應不小于1.67 m,當取頂錨桿與幫錨桿長度均為2.2 m時,錨桿間排距應不大于1.1 m,直徑不小于20.0 mm;頂板錨索長度應不小于5.7 m,在巷道寬度為5.1 m條件下,錨索每排兩根布置時,排距應不大于1.68 m;錨索每排三根布置時,排距應不大于2.52 m。

        3.2 支護方案設計

        根據上述支護參數理論計算結果,本文優(yōu)化支護方案如下:

        拱形頂板采用φ20×2 200 mm的螺紋鋼錨桿,“六·六”放射型布置,錨桿間距為1 100 mm,排距為1 000 mm;兩幫均采用φ20×2 200 mm的螺紋鋼錨桿支護“二·二”布置,間距900 mm,排距1 000 mm,頂、幫每根錨桿均配套使用一塊長×寬×厚=300 mm×400 mm×3 mm的鋼帶托塊;頂板錨索采用φ17.8×6 300 mm的鋼絞線,間距2 000 mm,排距1 000 mm,“二·一·二”三花布置,每根錨索配套使用一塊長×寬×厚=300 mm×300 mm×14 mm的錨索托板及90 mm×90 mm×10 mm的墊片;頂、幫均要求鋪設φ6×2 000 mm×1 000 mm的鋼筋網。巷道施工完畢后,噴漿50 mm厚,噴漿緊跟工作面。優(yōu)化方案支護布置如圖3所示。

        優(yōu)化支護方案不僅節(jié)約了支護成本、提高了巷道掘進效率,而且采用頂錨桿“六·六”放射型布置與頂錨索“二·一·二”三花布置,使得布置形式更為合理。施加預應力之后,錨桿與錨索之間的有效壓應力區(qū)可相互連接、重疊,實現(xiàn)預應力的均勻擴散,產生聯(lián)合支護效果,控制錨固區(qū)圍巖的離層、滑動、裂隙張開、新裂紋產生等擴容變形與破壞,較大限度地保持圍巖的完整性,減小錨固區(qū)圍巖強度的降低,以充分發(fā)揮其自承能力,保證巷道的安全穩(wěn)定。

        4 數值模擬計算

        4.1 建立模型

        本研究運用FLAC3D軟件對原支護方案和優(yōu)化支護方案分別進行了數值模擬,分析對比了兩種方案下的巷道變形,為優(yōu)化支護方案的實施應用提供充分的理論依據,以確保優(yōu)化支護方案的可行性,保證生產工作的安全性。

        根據高陽煤礦巷道工作面巖層綜合柱狀圖和已有的巖層力學性質等資料,所選取巖層力學、物理參數如表2所示。

        表2 巖層力學、物理參數

        考慮煤巖體中的層理、節(jié)理和裂隙對其參數的影響,在計算中對煤和巖石的強度參數分別考慮0.7和0.8的裂隙影響系數。

        計算模型寬度取30 m、高度取30 m、進深均取10 m。網格按巖層分區(qū)劃分,并且為不均勻劃分。坐標原點取在巷道中心位置,z軸取重力方向,x軸取巷道寬度方向,y軸指向進深。采用位移邊界條件,模型的上表面施加均勻的垂直壓應力,模型四側面限制節(jié)點水平位移,模型下表面固定。采用程序內嵌的結構單元模擬各種支護構件。模型劃分見圖4。

        4.2 數值計算結果

        巷道圍巖變形大小可以體現(xiàn)巷道穩(wěn)定性,本研究主要對優(yōu)化支護前后的巷道圍巖垂直位移、水平位移及塑性屈服區(qū)進行對比分析。

        4.2.1巷道圍巖垂直位移對比分析

        圖5為巷道圍巖垂直位移對比圖。由圖5可知,原支護方案最大頂板下沉量為10.93 mm,底鼓量為7.42 mm;優(yōu)化支護方案最大頂板下沉量為11.80 mm,底鼓量為6.83 mm。所以,優(yōu)化方案與原支護方案相比,在減去支護材料的條件下,頂板下沉量有少許增加,但依然能夠保證圍巖處在安全穩(wěn)定狀態(tài),由此,驗證了優(yōu)化支護方案對頂板支護的可行性。

        4.2.2巷道圍巖水平位移對比分析

        圖6為巷道圍巖水平位移對比圖。由圖6可知,原支護方案兩幫移近量12.47 mm,優(yōu)化支護方案兩幫移近量12.40 mm。所以,兩種方案均可有效控制幫部圍巖變形。

        4.2.3巷道圍巖塑性屈服區(qū)對比分析

        圖7為巷道圍巖塑性屈服區(qū)對比圖。由圍巖塑性屈服區(qū)域計算結果可知,巷道圍巖主要以壓剪破壞為主,且優(yōu)化支護方案和原支護方案,對于控制圍巖塑性區(qū)范圍和巷道兩幫塑性屈服都有著較好的作用,由此可以看出優(yōu)化支護方案在減少支護的情況下,對圍巖塑性區(qū)控制仍有著較好效果,可保證圍巖的安全穩(wěn)定性。

        5 結語

        高陽煤礦回采巷道在掘進過斷層期間,頂板和兩幫多為泥巖,圍巖巖性較為穩(wěn)定。原支護方案中,頂板錨桿、錨索數量較多、間排距較小,支護方案過于保守。本文通過理論計算,在保證巷道安全穩(wěn)定的前提下,設計了更為經濟合理的支護方案。數值模擬結果顯示,在減少支護成本的條件下,巷道圍巖的垂直位移、水平位移與原支護方案相比變化很小,均在安全范圍內,優(yōu)化支護方案對于控制圍巖塑性屈服區(qū)范圍和巷道兩幫塑性屈服有著較好的效果。因此,認為優(yōu)化支護方案與原支護方案相比,在降低支護成本、提高支護掘進速度的同時,可保證巷道在掘進過程中的安全穩(wěn)定性。

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