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        復合頂板沿空巷道煤柱寬度優(yōu)化及圍巖控制技術(shù)研究

        2022-11-24 00:59:04畢天富李治國鄭仰發(fā)
        煤炭工程 2022年11期
        關(guān)鍵詞:圍巖變形

        任 碩,畢天富,李治國,鄭仰發(fā)

        (1.中煤科工開采研究院有限公司,北京 100013;2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部,北京 100013;3.中國礦業(yè)大學 礦業(yè)工程學院,江蘇 徐州 221116;4.山西沁新煤業(yè)有限公司,山西 長治 046502)

        巷道在掘進期間和回采擾動后均會引起應(yīng)力環(huán)境的變化,復合頂板巷道由于各層頂板力學性質(zhì)參數(shù)差異和層間結(jié)構(gòu)面的存在,在垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力作用下相鄰巖層間更容易產(chǎn)生相對剪切、滑動,進而出現(xiàn)各巖層間的離層現(xiàn)象,在巷道圍巖控制方面難度更大[1-8]。

        對于復合頂板巷道圍巖穩(wěn)定性及煤柱尺寸優(yōu)化的研究,郭鵬飛等為在堅硬軟弱復合頂板切頂卸壓沿空留巷時取得較好預裂爆破效果,通過現(xiàn)場試驗和分析,采用合理的雙向聚能張拉爆破技術(shù),對巷道頂煤強度較小、直接頂較軟弱、基本頂堅硬的復合頂板進行了有效的預裂爆破[9];張俊文等針對首山一礦11061工作面運輸平巷厚泥巖復合頂板強度低、無穩(wěn)定承載結(jié)構(gòu)、頂板下沉量大的問題,通過監(jiān)測巷道圍巖破壞及離層發(fā)育,統(tǒng)計巷道破壞具體形式,分析得出復雜應(yīng)力條件下厚泥巖復合頂板巷道破壞的力學機制,提出“預應(yīng)力錨桿+錨索承載結(jié)構(gòu),配合原生裂隙區(qū)域注漿加固”的改進支護方案,有效地控制了厚泥巖復合頂板變形與破壞[10];張廣超通過有限差分軟件分析了工作面回采期間巷道圍巖應(yīng)力與位移演化特征和不同煤柱寬度之間的關(guān)系[11];楊科以煤柱寬度為關(guān)鍵參數(shù),探究了其與煤柱應(yīng)力和圍巖變形之間的關(guān)系[12];張永安通過數(shù)值模擬優(yōu)化了復合頂板支護方式[13];徐佑林等建立了現(xiàn)場數(shù)值模型,從塑性區(qū)發(fā)育范圍的角度研究了巷道采動壓力影響[14];李成海等研究得出巷道在不同層位,其合理區(qū)段煤柱寬度也不盡相同[15]。但是,針對復合頂板巷道回采擾動下煤柱尺寸及對于圍巖穩(wěn)定性的研究相對較少。以沁源礦區(qū)新源煤礦2203軌道平巷作為工程實例,通過礦壓監(jiān)測、理論分析與數(shù)值模擬等綜合技術(shù)手段,對受回采擾動的復合頂板巷道煤柱尺寸進行了優(yōu)化,并提出針對性的支護方案,實現(xiàn)了巷道服務(wù)期內(nèi)的安全可靠。

        1 工程概況

        沁源礦區(qū)埋深較大的新源煤礦2203軌道平巷以北為2201和2202工作面,區(qū)段煤柱寬度待定,礦區(qū)普遍采用25m煤柱;2203軌道平巷南為2203回采工作面;西為礦界,與沁新煤礦相鄰;東為新源煤礦正南開拓巷道。工作面平面布置如圖1所示。為緩解礦井接續(xù)緊張的問題,在2202工作面回采同時掘進2203軌道平巷,因此該平巷不可避免的將分別承受上工作面(2202工作面)和本工作面(2203工作面)兩次回采動壓影響。新源煤礦2#煤為稀缺型主焦煤,為更大程度的節(jié)約稀缺優(yōu)質(zhì)資源,對區(qū)段煤柱尺寸進行優(yōu)化尤為必要。

        2203軌道平巷煤層頂板到地面垂直厚度512~609m,平均560m。沿2#煤層底板掘進,走向長度為1872.5m(平距),服務(wù)年限4a。2#煤層厚度為1.7~2.1m,平均為1.9m,普氏系數(shù)f為1,頂?shù)装寰C合柱狀如圖2所示,2#煤層以上的泥巖、細粒砂巖、粉砂巖、泥巖,體現(xiàn)出了典型的復合特性。巷道最大水平主應(yīng)力:8.43MPa,方向為N19.3°E;最小水平主應(yīng)力和垂直主應(yīng)力分別為:4.87MPa、13.08MPa。

        圖1 2203工作面平面布置

        圖2 頂?shù)装寰C合柱狀

        2 煤柱寬度理論計算

        根據(jù)新源煤礦具體情況,使用極限平衡理論,計算出合理的最小護巷煤柱寬度B[16-18]:

        B=x1+x2+x3

        (1)

        式中,x1為煤柱的塑性區(qū)寬度,m;x2為錨桿支護深度,2.3m;x3為安全系數(shù);x3=(0.15~0.35)(x1+x2)。

        根據(jù)新源煤礦2203軌道平巷圍巖地質(zhì)力學參數(shù)及物理力學特性,2202運輸平巷高m為2.7m,下幫支護阻力P0約為0.2MPa,巖層平均容重γ為2500kg/m3,巷道埋深H為560m,泊松比取0.3,煤體內(nèi)摩擦角(φ0)為30°,煤體粘聚力C0=0.8MPa,由于2202工作面正在回采對煤柱影響較大,應(yīng)力集中系數(shù)k取2.5,最終可得2203軌道平巷最小煤柱寬度為6.07~7.12m。

        3 煤柱寬度優(yōu)化數(shù)值模擬

        3.1 數(shù)值計算模型

        采用有限差分法模擬復合頂板巷道不同煤柱寬度受動壓影響下的應(yīng)力分布特征和變形規(guī)律。以新源煤礦2202、2203工作面實際工程地質(zhì)狀況為基礎(chǔ)進行建模,坐標系采用直角坐標系。三維模型的邊界條件為:四周與底部法向約束,上部施加14MPa的法向應(yīng)力。煤巖層力學參數(shù)的選取均以現(xiàn)場取樣后實驗室測試結(jié)果為根據(jù)。

        模擬方案設(shè)計:以復合頂板作為基礎(chǔ)條件下,分別模擬煤柱寬度取5m、8m、10m、12m、14m、15m和25m時,2203區(qū)段煤柱受力狀態(tài)及巷道變形特征。模擬流程:①完全回采2202工作面并待其對區(qū)段煤柱影響結(jié)束;②回采2203工作面。

        3.2 巷道圍巖應(yīng)力分布特征

        3.2.1 上工作面回采滯后影響

        通過對2202工作面回采的過程模擬,得到了不同煤柱寬度下復合頂板巷道頂板支承應(yīng)力平面分布情況。2202回采動壓影響下支承壓力分布曲線如圖3所示。

        圖3 不同煤柱寬度首次動壓穩(wěn)定支承壓力分布對比曲線

        由曲線分布可知,留設(shè)煤柱寬度為5m時,受2202工作面回采動壓影響穩(wěn)定后,煤柱范圍的內(nèi)支承壓力峰值為28.75MPa,支承壓力峰值在2203回采工作面?zhèn)?。區(qū)段煤柱寬度為8m、10m時,2202工作面采動范圍支承壓力最大值分別為36.13MPa、35.42MPa,煤柱應(yīng)力增加,但應(yīng)力峰值位于煤柱中間位置。煤柱留設(shè)寬度增加至12m、14m、15m和25m時峰值壓力逐漸降低,峰值均出現(xiàn)在煤柱內(nèi)部靠近2202回采工作面一側(cè)。整體而言煤柱寬度由8m增加到25m,2202工作面采動范圍內(nèi)支承壓力峰值呈逐漸減低趨勢,最大降幅15%。

        區(qū)段煤柱5m時,采動影響產(chǎn)生的支承應(yīng)力峰值出現(xiàn)在2203軌道平巷實體煤側(cè)幫,達到30.05MPa,對巷道巷圍巖控制產(chǎn)生較大不利影響。采用8m、10m、12m、14m、15m、25m煤柱時,2203工作面?zhèn)戎С袎毫Ψ逯捣謩e為:25.11MPa、24.04MPa、20.11MPa、18.21MPa、18.16MPa、16.57MPa。煤柱尺寸由5m增大至25m,煤柱內(nèi)支承壓力曲線呈現(xiàn)由單拋物線型逐步向馬鞍型轉(zhuǎn)變的特征。煤柱增加至12m時,煤柱內(nèi)應(yīng)力曲線開始出現(xiàn)顯著下降盆地,這說明煤柱內(nèi)彈性核心區(qū)仍然存在,承載能力仍未充分發(fā)揮[19]。

        從礦壓分布的均勻性考慮,2203軌道平巷選取8~10m煤柱時,支承壓力分布具有優(yōu)勢,并可充分發(fā)揮煤柱的承載能力。

        3.2.2 本工作面超前采動影響

        2203工作面回采一定距離后,不同煤柱寬度煤層頂板支承應(yīng)力三維分布如圖4所示。

        圖4 不同寬度煤層頂板支承應(yīng)力三維分布

        分析以上2203軌道平巷經(jīng)受本工作面超前動壓影響結(jié)果,可知:留設(shè)5m煤柱的超前支承壓力最大值(38.5MPa)出現(xiàn)在2203軌道平巷實體煤幫緊鄰回采工作面處,且實體煤側(cè)幫壓力始終大于煤柱幫;留設(shè)8m煤柱的超前支承壓力最大值雖然較5m時只是略有降低,但位置上有很大變化超前壓力已經(jīng)發(fā)生轉(zhuǎn)移,出現(xiàn)在煤柱內(nèi)側(cè)靠近2202工作面采空區(qū)。10m、12m、14m、15m、25m煤柱超前支承壓力也呈現(xiàn)類似8m煤柱的規(guī)律特征,且應(yīng)力峰值進一步降低[20]。

        3.3 巷道圍巖變形破壞特征

        同樣采用數(shù)據(jù)模擬的方法,模擬不同寬度煤柱經(jīng)受二次采動影響后,獲得巷道變形及煤柱應(yīng)力集中情況,見表1。

        表1 不同寬度煤柱留巷巷道變形統(tǒng)計

        2203軌道平巷留設(shè)5m煤柱時,本工作面回采時對復合頂板巷道影響最大,回采產(chǎn)生的超前高應(yīng)力集中系數(shù)達到3.32,使得巷道產(chǎn)生較大變形,尤以兩幫移近最為明顯達到1071mm,頂板下沉量也較大超過780mm,斷面整體回縮率達到45%,僅通過加強超前支護難以保證巷道安全回采。

        模擬結(jié)果顯示8m煤柱時,采動對復合頂板巷道影響明顯降低,煤柱增加后回采產(chǎn)生的超前高應(yīng)力轉(zhuǎn)移至殘留煤柱側(cè),與5m煤柱情況比較顯然這種應(yīng)力分布狀態(tài)對于復合頂板巷道圍巖控制更有利,模擬結(jié)果顯示巷道變形量的顯著降低(最大降低比例40%)也證實了這個結(jié)論;從煤柱應(yīng)力狀態(tài)來看,上工作面動壓影響后8m煤柱仍有彈性核心區(qū),本工作面回采超前動壓影響下8m煤柱完全屈服,據(jù)此分析通過加強回采面超前支護等手段使用8m煤柱理論上能夠保障安全生產(chǎn)。

        對于煤柱14m、15m、25m的模擬結(jié)果顯示,本工作面回采影響下礦壓分布規(guī)律又出現(xiàn)新的變化,支承壓力曲線呈現(xiàn)由拋物線型向雙峰值馬鞍型轉(zhuǎn)變的特征。隨著煤柱尺寸由5m增加至15m,其穩(wěn)定性進一步增大,復合頂板巷道所受采動影響隨之降低,巷道圍巖控制更加容易,煤柱尺寸達到10m以后,繼續(xù)增加煤柱寬度對降低巷道變形效果不明顯。

        通過理論計算并結(jié)合模擬研究結(jié)果進行分析,初步判斷:在新源煤礦開展稀缺2#煤層8m煤柱留巷開采試驗是可行的。

        4 工業(yè)性實驗

        4.1 支護方案

        2203軌道平巷斷面尺寸:掘進寬4.5m,高2.6m,掘進斷面積為11.7m2??紤]復合頂板巷道受回采擾動后巖層間會發(fā)生相對剪切、滑動的特點,應(yīng)使用更高主動支護力及更大支護面積阻止巖層間相對滑動。因此頂板采用,長度2.4m,22#左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,配合W鋼護板及鋼筋托梁進行支護。錨桿有效預緊力要求超過60kN。頂板錨索為直徑22mm,長度5300mm,采用每排錨桿中間打設(shè)兩根頂錨索的布置方式,要求錨索張拉至可提供250kN以上預緊力。

        通過數(shù)值模擬復合頂板動壓巷道幫部的變形特征,得出加強幫部支護并提高護表面積對于控制巷道變形同樣較為重要。幫部使用錨桿配合W鋼護板支護,間距950mm,排距900mm;使用長度4300mm幫錨索加強幫部支護,幫錨索排距1800mm間距1600mm。

        4.2 新源煤礦2203軌道平巷礦壓監(jiān)測

        4.2.1 巷道掘進期間

        根據(jù)實測數(shù)據(jù),繪制2203軌道平巷表面位移變化曲線如圖5所示,由圖5可知:

        1)巷道掘進期間變形量與巷道掘進距離與時間成正相關(guān)關(guān)系,在距離掘進工作面0~45m范圍內(nèi),變形速度較快,兩幫平均變量為7.2mm/d,頂?shù)装迤骄平考s5.9mm/d,掘進工作面繼續(xù)掘進45m以后巷道變形趨于穩(wěn)定。

        2)巷道掘進影響穩(wěn)定后,頂?shù)装遄畲笠平考s為35mm,兩幫的最大移近量不超過40mm,其中左幫移近量相對更大。

        3)通過分析巷道表面位移觀測曲線可以看出,2203軌道平巷掘進期間整體變形量小,說明采用8m煤柱后設(shè)計支護方案強度可靠,實現(xiàn)了初期對頂板以及兩幫圍巖變形的有效控制。

        圖5 2203軌道平巷掘進期間表面位移變化曲線

        4.2.2 巷道回采期間

        一次采動后巷道變形曲線如圖6所示,從圖6中可以看出,巷道受2202工作面采動影響后,超前100m左右開始發(fā)生變形,進入采空區(qū)后變形速度急速增加,巷道變形在進入采空區(qū)150m左右開始穩(wěn)定,穩(wěn)定后巷道總體變形量,兩幫移近不超過600mm,頂?shù)装逡平怀^400mm巷道情況良好,達到了預期支護效果。2203軌道平巷受本工作面回采影響后,工作面超前段兩幫凈寬不低于3.5m,巷道高度不低于2m,完全滿足生產(chǎn)要求。

        圖6 一次采動后巷道變形曲線

        5 結(jié) 論

        1)數(shù)值模擬表明復合頂板沿空巷道,隨煤柱尺寸增大,煤柱內(nèi)支承應(yīng)力峰值呈現(xiàn)先增加后降低的特點,分布曲線由單峰向雙峰馬鞍型轉(zhuǎn)變;煤柱尺寸增加,本工作面回采影響下巷道變形呈減小趨勢,尺寸超過10m后變形減小量已不明顯,且煤柱內(nèi)塑性區(qū)寬度不再變化;煤柱尺寸為8m時,上工作面回采擾動后煤柱仍有彈性核心區(qū),本工作面回采超前動壓使得煤柱完全屈服但在支護加固后可以保證回采安全性,實現(xiàn)區(qū)段煤柱承載能力的充分利用。

        2)復合頂板動壓巷道由于頂板巖層容易發(fā)生錯動、離層,特別在承受多次動壓擾動后,頂板更容易首先發(fā)生變形不協(xié)調(diào)破壞,煤柱尺寸選取應(yīng)充分考慮其特殊性,巷道支護設(shè)計應(yīng)更注重頂板圍巖的控制,盡可能增加頂板支護的護表面積和主動支護力;多次動壓巷道由于上工作面?zhèn)认蛑С袎毫Φ挠绊懴锏缼筒孔冃屋^大的規(guī)律在復合頂板條件下仍然表現(xiàn)明顯,為有效控制復合頂板動壓巷道巷道圍巖變形,加強巷道幫部支護也同樣重要。

        3)工程示范表明新源煤礦2203軌道平巷采用8m護巷煤柱,經(jīng)二次采動影響后,圍巖控制效果良好,存在一定變形,但完全滿足使用要求;煤柱尺寸由25m煤縮小為8m,極大提高了煤炭資源采出率,可為類似開采情況下煤柱寬度選擇提供參考。

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