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大埋深沿空掘巷非對(duì)稱支護(hù)技術(shù)的數(shù)值模擬研究

2024-05-13 09:37:20杜樂(lè)樂(lè)
煤炭與化工 2024年3期
關(guān)鍵詞:運(yùn)料煤柱錨索

杜樂(lè)樂(lè)

(冀中能源股份有限公司 邢東礦,河北 邢臺(tái) 054000)

0 引 言

沿空掘巷是提高煤炭資源回收率的重要途徑。近年來(lái),隨著開采方法不斷完善和機(jī)械裝備水平提高,大型綜采逐漸成為現(xiàn)代化礦井先進(jìn)生產(chǎn)力的代表。大型綜采必然帶來(lái)沿空掘巷斷面尺寸擴(kuò)大化、采動(dòng)影響程度劇烈化和礦山壓力顯現(xiàn)嚴(yán)重化。

同時(shí),隨著開采向深部延伸,沿空巷道變形非對(duì)稱性也愈加明顯。傳統(tǒng)煤巷礦壓理論與控制技術(shù)難以形成對(duì)綜采沿空煤巷新的不對(duì)稱破壞形式——頂煤“離層錯(cuò)動(dòng)”的科學(xué)解釋和安全控制,亟待進(jìn)行理論創(chuàng)新和技術(shù)改進(jìn)?,F(xiàn)有沿空巷道圍巖控制理論有新奧法理論、圍巖松動(dòng)圈理論、圍巖強(qiáng)度強(qiáng)化理論、高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力支護(hù)理論和圍巖支護(hù)可靠度理論等,這些理論的形成為巷道圍巖支護(hù)體系形成和支護(hù)技術(shù)革新奠定了基礎(chǔ)[1-5]。何富連針對(duì)沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性控制問(wèn)題,提出了頂板錨索桁架不對(duì)稱調(diào)控理論,主張頂板錨索支護(hù)體系整體向煤柱側(cè)偏移,形成對(duì)煤柱側(cè)頂板的強(qiáng)化控制;殷帥峰等在不對(duì)稱調(diào)控理論的基礎(chǔ)上,提出了沿空掘巷“雙錨索桁架”不對(duì)稱控制理論,即主張不僅頂板錨索體系需要向煤柱側(cè)整體偏移,沿空巷道煤柱幫亦應(yīng)加強(qiáng)穩(wěn)定性控制,增加短錨索桁架煤壁支護(hù)體系[7-8]。

本文對(duì)邢東礦11216 運(yùn)料巷支護(hù)方案進(jìn)行數(shù)值模擬。通過(guò)模擬不同頂幫錨索的布置方式下應(yīng)力分布特征、圍巖變形特征來(lái)研究各參數(shù)與支護(hù)作用效果的關(guān)系,并確定研究條件下的合理支護(hù)參數(shù)。

1 支護(hù)方案數(shù)值模擬分析

邢東礦11216 工作面所采煤層為2 號(hào)煤層,工作面標(biāo)高-800—-970 m,地面標(biāo)高為+53.8—+59.3 m。煤層平均厚度3.9 m,采用綜合機(jī)械化充填開采。11216 運(yùn)料巷臨近2227 工作面采空區(qū)。

在考慮實(shí)際工程條件及簡(jiǎn)化計(jì)算的基礎(chǔ)上,對(duì)11216 運(yùn)料巷應(yīng)用FLAC3D 數(shù)值模擬軟件建立計(jì)算模型;選用Mohr-Coulomb 模型,模型尺寸為:長(zhǎng)×寬×高=50 m×20 m×40 m;對(duì)模型巷道圍巖施加支護(hù),使用cable 單元模擬錨桿(索),并賦予結(jié)構(gòu)單元相應(yīng)的強(qiáng)度參數(shù)及預(yù)緊力;限制水平移動(dòng),底部固定。

根據(jù)確定的模擬方案的關(guān)鍵因素,得出表1 的模擬優(yōu)化方案。優(yōu)化后共有6 種方案。方案一為頂錨索2-2-2 布置,煤柱幫、實(shí)體煤幫各1 趟幫錨索;方案二為頂錨索2-2-2 布置,煤柱幫1 趟幫錨索,實(shí)體煤幫2 趟幫錨索;方案三為頂錨索2-2-2 布置,煤柱幫、實(shí)體煤幫各2 趟幫錨索;方案四為頂錨索3-3-3 布置,煤柱幫、實(shí)體煤幫各1趟幫錨索;方案五為頂錨索3-3-3 布置,煤柱幫1趟幫錨索,實(shí)體煤幫2 趟幫錨索;方案六為頂錨索3-3-3 布置,煤柱幫、實(shí)體煤幫各2 趟幫錨索。

表1 模擬方案Table 1 Simulation scheme

圖1 為6 種不同支護(hù)方案下的預(yù)應(yīng)力場(chǎng)分布。從圖中可以看出,當(dāng)以方案五和方案六布置頂、幫錨索時(shí),能形成以0.05 MPa 為有效壓應(yīng)力邊界的預(yù)應(yīng)力場(chǎng),壓應(yīng)力疊加區(qū)域明顯,且能夠覆蓋整個(gè)頂板區(qū)域,而其他方案中頂板預(yù)應(yīng)力場(chǎng)均未能與巷幫預(yù)應(yīng)力場(chǎng)形成有效連接;當(dāng)以方案三、四布置頂、幫錨索時(shí),頂板與巷幫預(yù)應(yīng)力場(chǎng)形成連接的程度要優(yōu)于方案一、二,但煤巖體的壓應(yīng)力均衡程度以及應(yīng)力擴(kuò)散效果要弱于后兩種方案;比較方案五和方案六,隨著幫錨索根數(shù)增加,預(yù)應(yīng)力場(chǎng)應(yīng)力值相應(yīng)增大,但以方案五布置時(shí)足以形成有效壓應(yīng)力場(chǎng),增加幫錨索對(duì)壓力值提升不大,且對(duì)壓應(yīng)力范圍擴(kuò)大不明顯,考慮支護(hù)成本及錨桿預(yù)應(yīng)力場(chǎng)擴(kuò)散效果,方案五為11216 運(yùn)料巷支護(hù)最優(yōu)方案。

圖1 預(yù)應(yīng)力場(chǎng)分布Fig.1 Distribution of prestress field

2 非對(duì)稱支護(hù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)施方案

在11216 工作面選取了距切眼100 m 范圍的運(yùn)料巷開展現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)。結(jié)合11216 運(yùn)料巷外段圍巖形變觀測(cè)數(shù)據(jù),頂錨索向偏心距取200 mm。具體支護(hù)參數(shù)如圖2 所示。

圖2 11216 運(yùn)料巷非對(duì)稱支護(hù)方案Fig.2 Asymmetric support scheme of No.11216 transport roadway

(1) 頂板支護(hù)。采用φ22 mm×2 400 mm 熱軋細(xì)牙等強(qiáng)螺紋鋼式錨桿,錨桿間排距800 mm×800 mm;頂板采用φ21.8 mm×8 500 mm19 股鋼絞線錨索,間排距1 400 mm×1 600 mm。煤柱幫側(cè)頂錨索距巷幫650 mm,實(shí)體煤幫側(cè)頂錨索距巷幫1 050 mm。

(2) 巷幫支護(hù)。采用φ20 mm×2 100 mm 熱軋細(xì)牙等強(qiáng)螺紋鋼式錨桿,錨桿間排距800 mm×800 mm;煤柱幫側(cè)距頂板1 350 mm 打設(shè)1 排φ15.24 mm×4 500 mm 七股鋼絞線錨索;實(shí)體煤幫側(cè)距頂板1 100 mm、2 200 mm 打設(shè)2 排φ15.24 mm×4 500 mm 七股鋼絞線錨索,間距1 600 mm,三花眼式布置。

3 現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)

3.1 巷道表面位移觀測(cè)

布置一個(gè)頂?shù)装寮皟蓭鸵七M(jìn)量監(jiān)測(cè)站。同時(shí)采用十字布點(diǎn)法安設(shè)表面位移觀測(cè)斷面,如圖3 所示。采用激光測(cè)距儀測(cè)量各點(diǎn)距離。

圖3 巷道表面位移觀測(cè)斷面布置Fig.3 Section layout of roadway surface displacement observation

3.2 表面位移觀測(cè)結(jié)果及分析

如圖4 所示,沿空巷道掘進(jìn)后,巷道表面位移曲線快速上升,在巷道掘進(jìn)70 d 后趨于平緩;巷道頂幫采取了錨網(wǎng)支護(hù),形變得到一定程度的控制,大量應(yīng)力在底板釋放,因此底鼓最為嚴(yán)重,達(dá)到了460 mm;煤柱幫的形變量略大于實(shí)體煤幫,基本穩(wěn)定在230~240 mm;頂板下沉量穩(wěn)定在40~50 mm。

圖4 位移監(jiān)測(cè)曲線Fig.4 Displacement monitoring curve

總的來(lái)說(shuō),優(yōu)化后的支護(hù)系統(tǒng)在有效控制整體形變的同時(shí),實(shí)現(xiàn)了對(duì)非對(duì)稱性形變的控制,能較好的滿足安全高效生產(chǎn)的要求。

4 結(jié) 論

(1) 通過(guò)數(shù)值模擬,確定11216 運(yùn)輸巷的支護(hù)方案參數(shù)可優(yōu)化為頂錨索呈“3-3-3”排布、實(shí)體煤幫錨索為雙排排布、煤柱幫錨索為單排排布。

(2) 優(yōu)化后的支護(hù)系統(tǒng)在有效控制整體形變的同時(shí),實(shí)現(xiàn)了對(duì)非對(duì)稱性形變的控制,能較好的滿足安全高效生產(chǎn)的要求。

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