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曹家灘煤礦膠帶順槽大斷面巷道圍巖控制優(yōu)化

2020-11-23 06:56韓存地許興亮雷亞軍楊建輝丁維波田素川
陜西煤炭 2020年6期
關(guān)鍵詞:煤巷錨索間距

韓存地,許興亮,雷亞軍,楊建輝,丁維波,石 灝,田素川,北 楊

(1.陜西陜煤曹家灘礦業(yè)有限公司,陜西 榆林 719000 ;2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué),江蘇 徐州 221116)

0 引言

隨著采掘裝備與技術(shù)的進(jìn)步,榆神礦區(qū)采掘效率大幅提升,特別是年產(chǎn)千萬(wàn)噸級(jí)煤礦的快速建成,其開(kāi)采技術(shù)已達(dá)到世界領(lǐng)先水平[1-3]。以往依靠經(jīng)驗(yàn)的傳統(tǒng)型支護(hù)方案已不再適應(yīng)當(dāng)前大斷面快速掘進(jìn)煤巷圍巖的支護(hù)[4]。李運(yùn)宏等[5]利用FLAC3D數(shù)值模擬研究了錨桿預(yù)緊力大小以及錨桿數(shù)量布置對(duì)巷道圍巖變形影響。趙云[6]采用理論分析方法分析了巷道不同跨度、不同圍巖支護(hù)強(qiáng)度對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性的影響規(guī)律。李大懷[7]對(duì)大斷面煤巷圍巖變形特征及機(jī)理進(jìn)行了詳細(xì)分析,并提出了針對(duì)性支護(hù)參數(shù)優(yōu)化方案。以上研究成果為大斷面煤巷圍巖控制奠定了很好的基礎(chǔ),文中通過(guò)分析大斷面煤巷圍巖變形特征,利用數(shù)值模擬針對(duì)性地分析不同支護(hù)參數(shù)條件下圍巖應(yīng)力、位移變形規(guī)律,提出頂板錨桿減量提質(zhì)、減密加長(zhǎng)及強(qiáng)幫護(hù)頂?shù)拇髷嗝婷合飮鷰r強(qiáng)化控制技術(shù)。

1 工程背景

1.1 工程概況

122109膠帶順槽位于礦井2-2煤層12盤(pán)區(qū),煤層底板標(biāo)高+957~+972 m,地面標(biāo)高+1 261~+1 300 m。2-2煤層頂板巖性主要為粉砂巖、細(xì)粒砂巖,次為中粒砂巖、泥巖、砂質(zhì)泥巖;底板巖性主要為粉砂巖,次為細(xì)粒砂巖、砂質(zhì)泥巖,局部中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖。煤層結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單,屬于穩(wěn)定型煤層,密度為1.32 t/m3,普氏硬度f(wàn)<3;井田地層總體為走向NE,傾向NW,傾角不足1°的單斜構(gòu)造,局部有寬緩的波狀起伏,無(wú)大的褶曲、斷層和巖漿活動(dòng)。122109工作面膠帶順槽位置關(guān)系,如圖1所示。

圖1 122109工作面膠帶順槽位置關(guān)系

1.2 巷道圍巖變形破壞特征

曹家灘煤礦122109膠帶順槽原支護(hù)方案支護(hù)強(qiáng)度較低,且錨桿布置不合理,施工工序較為繁瑣,已不適應(yīng)大斷面煤巷快速掘進(jìn)所需的要求。在大斷面煤巷中,圍巖變形破壞的程度與自承能力以及主動(dòng)支護(hù)強(qiáng)度息息相關(guān)[8-11]。根據(jù)相鄰工作面122106綜采面機(jī)頭位置煤壁端頭截割面實(shí)測(cè)結(jié)果,顯示回采時(shí)回采幫的塑性區(qū)發(fā)育寬度在1.5 m以上,兩幫變形“不均勻”。由于原支護(hù)方案中巷道回采幫布置的玻璃鋼錨桿及配套托盤(pán)、螺母強(qiáng)度不足,且與煤柱幫布置的螺紋鋼錨桿強(qiáng)度存在一定差異,在回采幫工作面附近(端頭支架前方0~15 m范圍內(nèi))出現(xiàn)了大面積玻璃鋼錨桿退絲、托盤(pán)碎裂的情況,以及產(chǎn)生較大范圍的圍巖破壞、裂隙擴(kuò)展,甚至是片幫。

2 不同支護(hù)參數(shù)下圍巖數(shù)值模擬

2.1 不同錨桿長(zhǎng)度對(duì)比分析

模擬結(jié)果:以122109工作面膠帶順槽為研究對(duì)象,巷道頂板布置6根錨桿,間距1 200 mm,排距1 000 mm,幫部布置4根錨桿,間距1 000 mm,排距1 000 mm。根據(jù)錨桿長(zhǎng)度不同,設(shè)置錨桿長(zhǎng)度分別為2.2 m、2.4 m、2.6 m這3個(gè)方案。巷道圍巖x軸方向水平應(yīng)力分布如圖2所示;巷道圍巖位移特征如圖3所示。模擬結(jié)果如下:

圖3 不同錨桿長(zhǎng)度時(shí)圍巖位移分布特征

結(jié)果分析:由圖2可知,通過(guò)增大錨桿長(zhǎng)度,可以有效增大巷道圍巖錨固區(qū)域,形成厚度更大的疊加壓應(yīng)力區(qū)域,從而提高巷道圍巖錨固區(qū)域內(nèi)巖石力學(xué)參數(shù),更好發(fā)揮圍巖自承載能力。當(dāng)錨桿長(zhǎng)度從2.2 m增大到2.6 m時(shí),巷道頂板最大變形量由200 mm降低到80 mm,x軸方向最大水平應(yīng)力從6 MPa降低到4 MPa。因此,在122109外回風(fēng)順槽頂板客觀地質(zhì)條件下,適當(dāng)增大錨桿長(zhǎng)度有利于控制巷道圍巖變形,有利于降低圍巖應(yīng)力集中程度,控制巷道淺部圍巖破碎區(qū)向深部擴(kuò)展。

圖2 不同錨桿長(zhǎng)度時(shí)圍巖x軸方向應(yīng)力云圖

2.2 不同錨桿間距對(duì)比分析

模擬方案:模擬共設(shè)置3個(gè)方案。①方案一。頂板布置7根錨桿,間距1 000 mm。②方案二。頂

板布置6根錨桿,間距1 200 mm。③方案三。頂板布置5根錨桿,間距1 500 mm。幫部錨桿均布置4根,間距1 000 mm,幫頂部錨桿排距皆為1 000 mm。巷道圍巖x軸方向水平應(yīng)力分布如圖4所示;巷道圍巖位移特征如圖5所示。

結(jié)果分析:錨桿間距過(guò)大,相鄰錨桿之間不易形成壓應(yīng)力疊加區(qū)域,模擬結(jié)果表明,當(dāng)頂板錨桿間距從1 000 mm提高到1 500 mm時(shí),巷道頂板x軸方向最大水平應(yīng)力由3 MPa增大到6 MPa,巷道頂板最大變形量由140 mm增大到320 mm。但從圖4、圖5可以看出,錨桿間距由1 000 mm增大到1 200 mm時(shí),巷道圍巖應(yīng)力分布特征、位移大小相差不大;而當(dāng)錨桿間距由1 200 mm增大到1 500 mm時(shí),巷道圍巖水平應(yīng)力及位移的最大值都增長(zhǎng)較多。

圖4 不同錨桿間距時(shí)圍巖x軸方向應(yīng)力云圖

圖5 不同錨桿間距時(shí)圍巖位移分布特征

3 巷道圍巖支護(hù)參數(shù)優(yōu)化

在保證安全的前提下,建立以高強(qiáng)度、高預(yù)應(yīng)力和高系統(tǒng)剛度為技術(shù)核心并適應(yīng)于煤巷快速掘進(jìn)的大間排距高性能錨桿支護(hù)體系。

3.1 煤柱幫支護(hù):螺紋鋼錨桿+鋼筋網(wǎng)

煤柱幫支護(hù)采用螺紋鋼錨桿+鋼筋網(wǎng)的形式,巷道支護(hù)斷面圖如圖6所示。錨桿采用規(guī)格為φ20 mm×2 000 mm的BHRB335號(hào)左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為1 000 mm×1 000 mm,每排4根錨桿,最上部錨桿距頂板300 mm,帶15°上仰角施工,其余錨桿垂直巖面施工,錨桿孔深1 950 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹(shù)脂藥卷錨固,預(yù)緊力要求不小于120 N·m,錨固力不小于10 t。錨桿托盤(pán)選用規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm蝶形鐵托盤(pán)。鋼筋網(wǎng)規(guī)格為3 600 mm×1 100 mm的電弧焊鋼筋網(wǎng),鋼筋直徑為4 mm,網(wǎng)格尺寸100 mm×100 mm,幫網(wǎng)頂部彎曲100 mm,與頂網(wǎng)搭接寬度100 mm,幫網(wǎng)與幫網(wǎng)搭接寬度100 mm。

圖6 巷道支護(hù)斷面

3.2 回采幫支護(hù):玻璃鋼錨桿+塑鋼網(wǎng)

回采幫支護(hù)采用玻璃鋼錨桿+塑鋼網(wǎng)的形式。錨桿采用規(guī)格為φ22 mm×2 400 mm的GQN60型高強(qiáng)抗扭玻璃鋼錨桿及配套托盤(pán)螺母,間排距為1 000 mm×1 000 mm,每排4根錨桿,最上部錨桿距頂板300 mm,垂直巖面施工,錨桿孔深2 300 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹(shù)脂藥卷錨固,預(yù)緊力要求不小于50 N·m,錨固力不小于10 t。網(wǎng)片選用塑鋼網(wǎng),規(guī)格為3 600 mm×5 000 mm,走向鋪網(wǎng),幫網(wǎng)與頂網(wǎng)搭接寬度100 mm,幫網(wǎng)與幫網(wǎng)搭接寬度為100 mm。幫部塑鋼網(wǎng)內(nèi)不含鋼絲,網(wǎng)孔規(guī)格為50 mm×50 mm。

3.3 頂板支護(hù):錨桿+錨索+鋼筋網(wǎng)

頂板支護(hù)采用錨桿+錨索+鋼筋網(wǎng)的形式。

錨桿支護(hù):頂板錨桿采用規(guī)格為φ22 mm×2 600 mm的BHRB335號(hào)左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為1 200 mm×1 000 mm,每排6根錨桿,最外側(cè)錨桿距幫部250 mm,帶15°外扎角施工,中間4根錨桿垂直頂板施工,錨桿孔深2 550 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹(shù)脂藥卷錨固,預(yù)緊力要求不小于200 N·m,錨固力不小于10 t。錨桿托盤(pán)選用規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm的拱型高強(qiáng)度托盤(pán)。鋼筋網(wǎng)規(guī)格為6 500 mm×1 100 mm的電弧焊鋼筋網(wǎng),鋼筋直徑為4 mm,網(wǎng)格尺寸100 mm×100 mm,搭接寬度為100 mm。

錨索支護(hù):頂板每排布置2根錨索,采用規(guī)格為φ17.8 mm×6 250 mm的鋼絞線,錨索孔深6 000 mm。錨索間排距為2 400 mm×3 000 mm,均垂直巖面施工。每根錨索采用2只MSK2380型樹(shù)脂藥卷,錨索預(yù)緊力14 t,錨固力不小于24 t。錨索托盤(pán)的規(guī)格為250 mm×250 mm×20 mm的高強(qiáng)度拱形可調(diào)心托板。

3.4 圍巖支護(hù)效果監(jiān)測(cè)

為檢驗(yàn)新支護(hù)的安全可靠性,在122109膠帶順槽快速掘進(jìn)段以及正常掘進(jìn)段采用“十字”布點(diǎn)法布置位移監(jiān)測(cè)站,如圖7為原支護(hù)方案與優(yōu)化方案下巷道圍巖表面位移變化曲線。由圖7可知,在掘進(jìn)初期,巷道圍巖應(yīng)力得到釋放,圍巖變形呈逐漸增長(zhǎng)的趨勢(shì),隨著后續(xù)觀測(cè)時(shí)間不斷增加,巷道圍巖位移變化趨于穩(wěn)定?,F(xiàn)優(yōu)化方案與原支護(hù)方案相比,圍巖位移變化量均有所減小,說(shuō)明頂板錨桿減量提質(zhì)、減密加長(zhǎng)及強(qiáng)幫護(hù)頂大斷面煤巷圍巖支護(hù)方案能夠保證巷道的安全。

圖7 巷道圍巖表面位移變化曲線

4 結(jié)論

(1)巷道變形破壞呈兩幫“不均勻”?;夭蓭凸ぷ髅娓浇a(chǎn)生較大范圍的圍巖破壞、裂隙擴(kuò)展,甚至是片幫,塑性區(qū)發(fā)育寬度在1.5 m以上。

(2)由數(shù)值模擬結(jié)果可知,通過(guò)增大錨桿長(zhǎng)度,巷道頂板變形量和最大水平應(yīng)力明顯減??;若錨桿間距過(guò)大,巷道圍巖位移變化量和最大水平應(yīng)力均較大,故需根據(jù)具體情況選擇合適的錨桿間距。

(3)通過(guò)增加錨桿長(zhǎng)度、直徑、自身強(qiáng)度以及配套的托盤(pán)、螺母強(qiáng)度,增加樹(shù)脂藥卷錨固長(zhǎng)度,在保證安全的前提下,選擇合適的錨桿間排距,提出頂板錨桿減量提質(zhì)、減密加長(zhǎng)及強(qiáng)幫護(hù)頂大斷面煤巷圍巖支護(hù)方案,并通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)驗(yàn)證了方案的可行性。

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