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

        ?

        羊東礦煤巷掘進全錨索支護技術研究

        2024-01-06 14:26:08張秋卯董士超
        煤炭與化工 2023年11期
        關鍵詞:錨索底板錨桿

        張秋卯,董士超

        (冀中能源峰峰集團 羊東礦,河北 邯鄲 056200)

        0 引言

        隨著煤炭資源的不斷開采利用,巷道支護問題成為當前研究的重要方向[1-6]。不少專家學者已經(jīng)做了大量工作,王金華[7]通過對不同因素下巷道圍巖受力與變形特征進行分析,提出了強力錨桿與錨索聯(lián)合支護技術,有效控制了巷道圍巖變形;羅新旗[8]針對大采高、易片幫的問題,基于自然平衡拱理論對支護參數(shù)進行計算,錨桿錨索聯(lián)合支護技術可以緩解片幫問題;宋希賢[9]通過數(shù)值模擬,分析動載荷作用下巷道圍巖動態(tài)損傷破壞發(fā)展過程,卸壓孔與錨桿聯(lián)合支護技術對巷道圍巖穩(wěn)定性起重要作用;全錨索支護作為一種巷道支護技術能夠有效控制巷道圍巖變形,保證巷道的穩(wěn)定性。針對全錨索支護技術,部分學者進行了研究。孫立輝[10]通過分析巷道煤幫強烈大變形規(guī)律,得到全錨索支護技術可以作為控制極軟弱煤巖體巷道變形的支護方法;李金奎[11]提出新型巷道復合頂板全錨索一次支護方案,解決了巷道頂板易離層冒頂問題;紀海玉[12]通過數(shù)值模擬軟件對3 種支護方案進行對比,采用頂板預應力加長錨固錨索,可以明顯改善圍巖深部的應力分布狀態(tài)。本文針對羊東礦8270 掘進工作面巷道支護難的問題,使用全錨索支護技術,并通過數(shù)值模擬試驗對全錨索支護技術下的巷道圍巖穩(wěn)定性進行分析,得到很好的支護效果,并減小支護成本,獲得了經(jīng)濟效益。

        1 概 況

        1.1 工程概況

        羊東礦8270 掘進工作面煤層為二疊系山西組2 號煤(大煤),煤厚5.42~5.68 m,平均厚度5.5 m,煤層穩(wěn)定,其結構復雜,普遍含3 層夾石,頂夾石厚0.05 m,為炭質(zhì)粉砂巖,距頂板0.5~0.6 m。中夾石厚度0.01 m,距頂板2.6~2.8 m,底夾石厚0.15 m,為炭質(zhì)粉砂巖,距底板1.3~1.4 m。

        8270 溜子道摸大煤頂板掘進,直接頂為細粒砂巖,深灰色,植物化石豐富,質(zhì)地較軟,平均厚度5 m,較為穩(wěn)定。老頂為中粒砂巖,以淺灰色石英為主,泥硅質(zhì)膠結,含碳線,平均厚度9 m,極為穩(wěn)定。

        根據(jù)羊東礦8270 工作面圍巖穩(wěn)定性分類情況,大煤煤層老頂單軸抗壓強度68.2 MPa,直接頂單軸抗壓強度37.8 MPa,圍巖巖性分類為Ⅲ類。

        1.2 支護設計

        原設計煤巷頂板支護布置為4 根錨索、6 根錨桿加梯形梁,現(xiàn)將支護形式改為全錨索:錨索排距由1.8 m 加大至2.2 m,間距由1.4 m 變?yōu)?.6 m。錨索由4 根變?yōu)? 根,短錨索對比頂錨桿減少2根,既減少錨索施工時間,又提高了巷道頂板支護強度。

        現(xiàn)在巷道頂板采用全錨索支護。頂錨索為φ21.6 mm 和φ21.8 mm,φ21.6 mm 的錨索長度為7 500 mm,排距2 200 mm,間距1 400 mm,錨索垂直頂板,沿垂直巷道方向使用16 號b 槽鋼,長×寬×厚=3 700 mm×160 mm×8.5 mm,頂錨索配合16 號b 槽鋼一起使用;φ21.8 mm 的錨索長度4 000mm,排距1 100 mm,間距1 100 mm,錨索垂直頂板,沿垂直巷道方向使用梯形梁,長×寬×厚=3 800 mm×80 mm×16 mm;16 號b 槽鋼托盤使用長×寬×厚=140 mm×140 mm×8 mm 的自制托盤使用,梯形梁使用200 mm×200 mm×10 mm 的鋼托盤。

        兩幫采用錨桿配合梯形梁封幫,幫錨桿采用直徑20 mm、長度2 400 mm 的等強錨桿,配長×寬×厚=200 mm×200 mm×10 mm 的鋼托盤,孔徑為23 mm(±1 mm)。選用K2335 樹脂錨固劑1卷,Z2335 樹脂錨固劑2 卷。間距900 mm,排距900 mm,幫錨桿垂直煤壁打設(底角幫錨桿角度偏差≤15°)。梯形梁長×寬=2 800 mm×80 mm。施工過程中,梯形梁長可根據(jù)煤層傾角變化情況做適當調(diào)整。頂板完整時使用鋼筋網(wǎng)裱褙頂板,頂板破碎或過斷層時使用雙抗塑料網(wǎng)配合鋼筋網(wǎng)裱褙頂板。兩幫煤壁堅硬時鋪雙抗塑料網(wǎng),煤壁松軟片幫時使用雙抗塑料網(wǎng)配合鋼筋網(wǎng)裱褙兩幫。鋼筋網(wǎng)采用φ4 mm 鋼筋焊接而成,規(guī)格為1 700 mm×1 000 mm,網(wǎng)孔規(guī)格為100 mm×100 mm,搭接長度為100 mm,搭接處每間隔300 mm 用12 號鐵絲綁扎一道。巷道支護如圖1 所示。

        圖1 巷道支護示意Fig.1 Roadway support diagram

        2 數(shù)值模擬

        2.1 模型建立及測點布置

        根據(jù)羊東礦8270 工作面實際地質(zhì)資料,通過UDEC 建立模型,進行巷道支護,并對巷道開挖求解計算。模型尺寸為長×寬=50 m×50 m,巷道開挖尺寸為長×寬=4 m×3 m,在模型兩側設置水平約束,在模型的底部設置垂直邊界,在模型上表面施加上覆巖層應力,模型頂部垂直應力為18.14 MPa,選取摩爾庫倫本構模型,頂?shù)装寮吧细膊糠謳r層選取的巖層力學參數(shù)均按照羊東礦實際測量數(shù)據(jù),模型物理力學參數(shù)見表1,模型網(wǎng)格如圖2 所示,巷道支護如圖3 所示。

        表1 模型各層物理力學參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of each layer of the model

        圖2 數(shù)值模擬模型網(wǎng)格圖Fig.2 Grid diagram of numerical simulation model

        圖3 數(shù)值模擬巷道支護示意Fig.3 Numerical simulation roadway support diagram

        為研究支護后圍巖穩(wěn)定性,對巷道頂板下沉、兩幫變形情況進行分析,并通過布置測點實時監(jiān)測各參量變化值,測點布置如圖4 所示,黑色測點為頂板垂直位移測點,左側灰色測點為左幫水平位移測點,右側灰色測點為右?guī)退轿灰茰y點。

        圖4 巷道圍巖測點布置示意Fig.4 Measurement point layout of roadway surrounding rock

        2.2 結果分析

        巷道開挖并進行支護后的應力、位移云圖如圖5 所示。由于巷道的開挖,上覆巖層對巷道上方頂板產(chǎn)生壓力,頂板卸壓,出現(xiàn)部分卸壓區(qū),同時巷道底板產(chǎn)生破碎卸壓,如圖5(a)所示。巷道垂直應力云圖近似沿巷道中心左右對稱,巷道左右兩側的煤幫在距巷道邊緣一定距離處產(chǎn)生應力集中區(qū),應力峰值為31.6 MPa。

        圖5 巷道圍巖應力、位移云圖Fig.5 Stress and displacement nephogram of roadway surrounding rock

        由圖5(b)可知,垂直方向上頂?shù)装寰霈F(xiàn)不同程度的變形。其中距巷道越近的頂板位移越大,覆巖位置距巷道越遠,其位移越小,位移量為負值,即出現(xiàn)向下的位移。底板產(chǎn)生底鼓,距巷道越近的底鼓量越大,底板位置距巷道越遠,其位移越小,位移量為正值,即出現(xiàn)向上的位移。由云圖可知底鼓量整體小于頂板下沉量。由圖5(c)可知,水平方向上,左右兩幫均產(chǎn)生朝向巷道內(nèi)側的變形,且左右兩幫水平位移量相差不大。為精確得出巷道圍巖變形值,將各測點位移量進行統(tǒng)計,如圖6 所示。

        圖6 圍巖變形曲線Fig.6 Deformation curve of surrounding rock

        由圖6(a)可知,頂板下沉曲線呈開口向下的拋物線分布,且分布較均勻,巷道頂板中部下沉量最大,達到53.52 mm,下沉最小值發(fā)生在巷道頂板左右兩側邊緣,分別為21.5 mm、22.7 mm。由圖6(b)可知,左幫移進量曲線呈開口向下的拋物線分布,且分布不均勻,左幫中部位移量較大,左幫移近量最大為36.96 mm,左幫位移量最小值發(fā)生在巷道底板左側邊緣,最小值為7.8 mm。由圖6(c)可知,兩幫移進量曲線呈開口向下的拋物線分布,且分布不均勻,右?guī)椭胁课灰屏枯^大,右?guī)鸵平孔畲鬄?8.75 mm,右?guī)臀灰屏孔钚≈蛋l(fā)生在巷道底板右側邊緣,最小值為5.4 mm。由圖6(d)可知,右?guī)鸵七M量曲線呈開口向下的拋物線分布,且拋物線中部較平緩,兩幫中部位移量較大,兩幫移近量最大為74.9 mm,兩幫位移量最小值發(fā)生在巷道底板,最小值為13 mm。由以上分析可知,在此支護方式下,各位移曲線近似呈拋物線分布,均呈現(xiàn)中間高,兩邊低的特征,頂板下沉極值與兩幫移近量較小,此支護方式能有效控制圍巖變形,維持巷道的穩(wěn)定。

        3 經(jīng)濟效益分析

        原方案采用錨索+錨桿布置,錨索間排距1.4 m,每排4 根,頂錨桿間距800 mm,排距900 mm,每排6 根,按巷道長度450 m 計算,巷道使用錨索7 500 m、費用122 700 元。16 號b 槽鋼925 m、費用98 568 元。2335 樹脂錨固劑13 000 支,費用14 040 元。托盤1 000 塊,費用10 200 元,鎖具1 000 套,費用15 500 元。高強錨桿3 000 根,費用90 600 元。頂錨桿托盤3 000 個,費用42 060元。梯形梁500 套,費用47 272 元。450 m 巷道成本費用44.094 萬元,平均每米巷道錨索支護成本980 元。

        新方案采用全錨索布置,長錨索排距2.2 m,間距1.6 m,每排3 根,短錨索排距1.1 m,間距1.3 m。每米巷道使用錨索25 m、16 號b 槽鋼1.7 m、2335 樹脂錨固劑20 支,鎖具5 個,梯形梁3.5 m,托盤5 個。每米巷道錨索支護成本835 元。

        使用全錨索支護每米巷道節(jié)省成本145 元,按每月煤巷掘進300 m 計算,全年可節(jié)省成本52.2萬元。

        4 結論

        (1)通過數(shù)值模擬軟件UDEC 對巷道支護后的圍巖變形進行分析,得到頂板及兩幫最大變形值均出現(xiàn)在測線中部位置,巷道頂板最大下沉值為53.52 mm,兩幫移近量最大為74.9 mm,頂板下沉極值與兩幫移近量較小,支護效果較好。

        (2)全錨索支護較錨索+錨桿支護每米可節(jié)省成本145 元,年節(jié)省成本52.2 萬元,節(jié)約了支護成本,提高了煤礦經(jīng)濟效益。

        猜你喜歡
        錨索底板錨桿
        噴淋裝置在錨桿鋼剪切生產(chǎn)中的應用
        山東冶金(2022年1期)2022-04-19 13:40:52
        趙莊煤業(yè)13102巷圍巖補強支護技術研究與應用
        煤(2021年10期)2021-10-11 07:06:12
        錨桿鋼筋質(zhì)量提升生產(chǎn)實踐
        山東冶金(2019年1期)2019-03-30 01:34:56
        煤礦深部高地壓巷道錨索支護技術對策研究
        不同錨索參數(shù)對預應力場影響的數(shù)值模擬研究
        軟土地基上超長底板節(jié)制閘沉降及應力分析
        復合盾構在縱向錨桿區(qū)的掘進分析及實踐
        底板巷一巷兩用的回采工作面防火實踐
        底板隔水層破壞的力學模型及破壞判據(jù)
        高邊坡錨桿支護的運用
        河南科技(2014年24期)2014-02-27 14:19:30
        久久久AV无码精品免费| 五月天国产成人av免费观看| 欧洲女人性开放免费网站| 青青青爽国产在线视频| 国产精品无套粉嫩白浆在线| 可以直接在线看国产在线片网址 | 国产一级做a爱视频在线| 青青草视频在线观看入口| 亚洲一区av在线观看| 久久精品久久久久观看99水蜜桃 | 又黄又爽的成人免费视频 | 久久精品国语对白黄色| 国产亚洲精品熟女国产成人| 国精品无码一区二区三区在线蜜臀| 欧美亚洲高清日韩成人| 加勒比特在线视频播放| 国精产品一区一区三区有限在线 | 孕妇特级毛片ww无码内射| 99热精品成人免费观看| 久久国产精品一区二区| 丰满人妻猛进入中文字幕| 日韩人妻无码精品久久| a在线免费| 黄片亚洲精品在线观看| 一区二区三区中文字幕p站| 老师脱了内裤让我进去| 97久久综合区小说区图片专区| 蜜臀av一区二区三区| 日本少妇高潮喷水xxxxxxx| 亚洲自偷自偷偷色无码中文| 在线观看极品裸体淫片av| 中文字幕乱码在线人妻| 国产裸拍裸体视频在线观看| 国产精品亚洲专区在线播放| 国产精品亚洲一区二区三区久久| 欲求不満の人妻松下纱荣子| 每天更新的免费av片在线观看| 国产美女精品AⅤ在线老女人| 久久精品久99精品免费| 国产精品乱码一区二区三区| 亚洲电影一区二区三区|