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        含軟弱夾層煤巷滑移機理及其控制方法研究

        2023-10-09 05:38:38志,楊
        2023年10期
        關(guān)鍵詞:幫部風巷煤體

        劉 志,楊 鵬

        (1.山西忻州神達能源集團有限公司,山西 忻州 034000;2.忻州神達安全技術(shù)綜合服務有限公司,山西 忻州 034000)

        近年來隨著我國采煤技術(shù)的不斷發(fā)展,針對厚煤層的開采廣泛采用大采高綜采工藝[1-3],而煤巷圍巖穩(wěn)定性控制問題一直是礦山企業(yè)關(guān)注的重點[4-5]。在這方面的研究中,關(guān)丙火等在礦壓規(guī)律研究的基礎(chǔ)上,提出了超大采高工作面頂板災害綜合預警與防治技術(shù)[6];田春陽等研究了深部大采高沿空掘巷窄煤柱合理寬度確定方法,并針對性地提出了錨桿索噴聯(lián)合控制技術(shù)[7];張志忠針對巷道圍巖變形量較大的問題,提出對巷道頂板和兩幫進行了加強支護的圍巖變形控制方法[8]。目前,針對大采高巷道圍巖控制主要集中在頂板防治與巷道加強支護方面,對于含軟弱夾層煤巷圍巖控制研究提及較少。為此,本文針對含軟弱夾層煤巷圍巖這類復雜條件,在研究巷道圍巖變形及應力分布特征的基礎(chǔ)上,闡明幫部煤體滑移機理,并提出了可靠的煤巷圍巖控制方法,以實現(xiàn)工作面安全高效開采。

        1 工作面概況

        某礦85207工作面回采5-2煤層,平均厚6.51 m,傾角1°~3°,中下部普遍含1層泥巖夾矸,厚度0.1 m,工作面采用綜采一次采全高、后退式全部垮落法管理頂板。85207工作面西側(cè)為85205工作面,該工作面長1 735 m、寬315 m.85205工作面東側(cè)為85205主運巷,兩工作面之間留設15~19 m寬度的區(qū)段煤柱,煤巖體綜合柱狀圖如圖1所示。

        圖1 煤巖體綜合柱狀圖

        85207回風巷位于該工作面西側(cè),巷道沿煤層底板掘進,泥巖夾層距巷道底板1.5 m左右,泥巖夾層構(gòu)成了巷道的軟弱夾層,當受潮或遇水時軟化擠出,巷道兩幫表現(xiàn)出明顯的滑移變形,如圖2所示。針對含軟弱夾層巷道變形問題,研究巷道變形特征及其幫部煤體滑移機理,并提出可靠的圍巖控制技術(shù),對保障工作面安全回采及提高煤炭資源采出率至關(guān)重要。

        圖2 含泥巖夾層巷道幫部煤體破壞情況

        2 巷道圍巖變形及應力分布特征

        2.1 監(jiān)測方案

        為研究含泥巖夾層巷道圍巖變形特征及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,在85207回風巷內(nèi)布置測站對巷道表面位移、錨桿受力情況及鉆孔應力變化情況進行了監(jiān)測,巷道內(nèi)共布置1號與2號兩個測站,測站間距為100 m,第一個測站距離切眼100 m,第二個測站距離切眼200 m.回風巷內(nèi)監(jiān)測點布置情況如圖3所示。

        圖3 巷道監(jiān)測布置圖

        2.2 監(jiān)測結(jié)果分析

        1) 巷道圍巖表面位移監(jiān)測結(jié)果。85207回風巷表面位移變化情況如圖4所示。在工作面推至相對于測站-150 m時開始受到工作面回采影響,巷道圍巖變形開始增加,最終巷道垂直方向收斂變形量達156 mm,水平方向收斂變形量達175 mm,說明在工作面回采過程中,85207回風巷整體圍巖變形明顯。

        圖4 85207回風巷表面位移監(jiān)測結(jié)果

        2) 錨桿(索)受力監(jiān)測結(jié)果。85207回風巷錨桿(索)受力情況如圖5所示。隨工作面回采時頂板錨桿及錨索托錨力增加幅度不大,說明巷道頂板支護效果較好;煤柱幫水平錨桿、水平錨索及斜穿錨索受力曲線變化較大,主要是由泥巖夾層滑動所造成。當工作面回采至2號測站位置時(工作面相對于2號測站0 m),煤柱泥巖夾層上部煤體滑移方向改變,上部煤體由向85207回風巷內(nèi)滑移轉(zhuǎn)變?yōu)橄?5205工作面采空區(qū)滑移,導致斜穿錨索托錨力先增加后減小。

        圖5 回風巷錨桿(索)受力監(jiān)測結(jié)果

        3) 鉆孔應力計監(jiān)測結(jié)果。85207回風巷煤柱幫鉆孔應力計監(jiān)測結(jié)果如圖6所示。當工作面相對于測站-50~0 m時,85207回風巷煤柱幫開始受到工作面超前支承壓力的影響,鉆孔應力開始增加。當工作面回采超過測站300 m時,鉆孔應力趨于穩(wěn)定。所有的鉆孔應力計數(shù)值全部增加,且增加的幅度較小,最大的增幅為1.4 MPa,可以看出煤柱幫塑性區(qū)范圍小于2 m.

        圖6 85207回風巷煤柱幫鉆孔應力計數(shù)據(jù)變化值曲線

        綜合分析,隨回采工作面推進,巷道圍巖表現(xiàn)為緩慢-快速-平穩(wěn)波動變形特征,最大水平位移可達175 mm;煤柱幫斜穿錨索受力表現(xiàn)為先增加后減小變化特征,峰值點出現(xiàn)在工作面推至2號監(jiān)測位置,約為63.5 MPa,同時該位置對應的工作面巷道煤柱幫泥巖夾層上部煤體滑移方向改變,由向巷道內(nèi)滑移轉(zhuǎn)變?yōu)橄虿煽諈^(qū)方向滑移;受軟弱夾層的影響,煤柱幫2 m范圍內(nèi)將發(fā)生失穩(wěn),需引起足夠重視。

        3 工作面巷道幫部煤體滑移機理分析

        根據(jù)前述現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果,工作面回風巷含泥巖夾層幫部煤體滑移特征可分為以下三個階段。

        1) 巷道掘進階段。巷道掘進時幫部煤體滑移特征如圖7所示。在本階段相鄰工作面尚未回采,此時回風巷圍巖變形主要表現(xiàn)為頂板下沉量整體較小,煤柱幫(副幫)與巷道生產(chǎn)幫(正幫)泥巖夾層上部煤體向巷道內(nèi)部滑動。

        圖7 巷道掘進階段幫部煤體滑移示意

        2) 相鄰工作面回采影響階段。相鄰工作面回采時幫部煤體滑移特征如圖8所示。當相鄰工作面回采至觀測位置,回風巷煤柱幫(副幫)泥巖夾層上部煤體改變滑動方向,開始向相鄰工作面采空區(qū)方向滑移,表現(xiàn)為前述煤柱幫(副幫)斜穿錨索托錨力由增加改變?yōu)闇p少,當相鄰工作面回采超過巷道觀測位置300 m,回風巷煤柱幫(副幫)煤體滑移基本達到穩(wěn)定。

        3) 本工作面回采影響階段。本工作面回采時幫部煤體滑移特征如圖9所示。本工作面回采時,巷道觀測位置受本工作面超前壓力影響,工作面超前觀測點150 m時,巷道煤柱幫(副幫)泥巖夾層上部煤體滑移方向再次改變,煤體向巷道內(nèi)滑移。

        圖9 本工作面回采影響階段幫部煤體滑移特征

        通過上述分析,幫部煤體滑移原因有兩方面:①直接頂壓縮伸長變形帶動區(qū)段煤柱整體向相鄰工作面采空區(qū)滑移,造成回采巷煤柱幫上部煤體滑移;②幫部泥巖夾層上下部煤體高度不一致,導致上下煤體呈現(xiàn)出相對錯動滑移趨勢。工作面回風巷煤柱幫煤體滑移量受上部直接頂水平變形影響,回風巷煤柱幫上部煤體滑移量等于上部直接頂水平變形量。通過減少工作面回風巷煤柱幫(副幫)上部直接頂水平變形量,即可減少回風巷煤柱幫(副幫)煤體滑移量。對此,提出對相鄰工作面主運巷上部直接頂及基本頂斷頂,通過降低上部巖層重量減少直接頂水平變形量。

        4 巷道幫部煤體滑移控制方法

        通過提前對相鄰工作面回采巷道上部斷頂,相鄰工作面回采后,建立直接頂垂直方向受力分析圖,如圖10所示。應力重新分布并在直接頂上部形成垂直壓力,直接頂在采空區(qū)邊緣形成破碎區(qū)、塑性區(qū)及彈性區(qū)三部分。

        圖10 相鄰工作面回采后直接頂受力圖

        直接頂彈性應力增高區(qū)部分受力模型為彈性力學平面應變問題范疇,求解彈性應力增高區(qū)范圍內(nèi)直接頂水平方向應變計算式為:

        (1)

        式中:E1為直接頂?shù)膹椥阅A?μ1為直接頂泊松比;σx為直接頂承受的水平應力;σy為直接頂承受的垂直應力。

        水平應力σx與垂直應力σy的關(guān)系為:

        σx=εσy

        (2)

        (3)

        式中:ε為三軸應力系數(shù)或側(cè)壓系數(shù);φ1為直接頂摩擦角,(°).

        根據(jù)圖10所示力學模型,得出σy(x)函數(shù)表達式與坐標x的關(guān)系為:

        (4)

        在彈性應力增高區(qū)范圍內(nèi),(0~x)范圍內(nèi)按照均布載荷計算,均布載荷計算式為:

        (5)

        將x=0時,σy(0)計算式為:

        σy(0)=γH

        (6)

        式中:γ為上覆巖層平均重力密度,kN/m3;H為直接頂埋深,m;K為直接頂承受的垂直應力集中系數(shù);x為X軸上某點距離原點的水平距離,m.

        將式(2)~式(6)帶入式(1),可得直接頂水平方向應變計算式:

        (7)

        直接頂水平方向變形量計算式為:

        lx=xεx

        (8)

        式中:lx為直接頂水平方向變形量,m.

        將式(7)帶入式(8),可得:

        (9)

        超前支承壓力影響區(qū)范圍包括塑性區(qū)寬度x1與彈性應力增高區(qū)寬度x2,兩者關(guān)系為:

        (10)

        式中:H為直接頂埋深,m.

        設區(qū)段煤柱寬度為B,對應的回風巷煤柱幫上部直接頂水平變形量為:

        (11)

        將式(11)帶入式(9)可得回風巷煤柱幫上部直接頂水平變形量計算式為:

        (12)

        該礦直接頂粉砂巖u1=0.25,γ=25 kN/m3,直接頂高度h=4.8 m,直接頂彈性模量E=36 GPa,直接頂埋深H=248 m,應力集中系數(shù)K=5.采取斷頂措施后x2=1.0 m,將區(qū)段煤柱寬度分別取值15 m、17 m、19 m,將上述參數(shù)帶入式(12),可得到回風巷煤柱幫上部直接頂水平變形量分別為:16.2 mm、15.4 mm、14.9 mm.可以看出,結(jié)合現(xiàn)場實際的煤柱留設尺寸,計算得到的回采巷道煤柱幫朝向相鄰工作面采空區(qū)的滑移量整體較小,滿足工作面安全生產(chǎn)要求。

        綜合分析表明,對相鄰工作面主運巷上部直接頂及基本頂斷頂,通過降低上部巖層重量減少直接頂水平變形量是可行的,可以有效控制含軟弱夾層煤壁變形發(fā)展。

        5 結(jié) 語

        1) 隨回采工作面推進,巷道圍巖表現(xiàn)為緩慢-快速-平穩(wěn)波動變形特征,煤柱幫斜穿錨索受力表現(xiàn)為先增加后減小的變化特征,工作面巷道煤柱幫泥巖夾層上部煤體滑移方向也會隨之發(fā)生轉(zhuǎn)變,煤柱幫2 m范圍內(nèi)有發(fā)生失穩(wěn)風險,需引起足夠重視。

        2) 幫部煤體滑移主要由直接頂壓縮伸長變形帶動區(qū)段煤柱整體向相鄰工作面采空區(qū)滑移,受軟弱夾層影響,使上下煤體呈現(xiàn)出相對錯動滑移特征。

        3) 研究提出對相鄰工作面主運巷上部直接頂及基本頂斷頂,減少回風巷煤柱幫煤體滑移量圍巖控制方法,可實現(xiàn)軟弱夾層巷道煤壁變形有效控制。

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