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      一側(cè)臨空巷道掘進(jìn)礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及頂板控制

      2015-04-05 09:46:45徐建斌
      山西煤炭 2015年1期
      關(guān)鍵詞:臨空綜放煤柱

      徐建斌

      (1.太原理工大學(xué),太原 030024;2.大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司,山西 大同 037000)

      一側(cè)臨空巷道掘進(jìn)礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及頂板控制

      徐建斌1,2

      (1.太原理工大學(xué),太原 030024;2.大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司,山西 大同 037000)

      根據(jù)回采工作面周圍支承壓力、采動引起的巖層壓力分布規(guī)律理論,松動圈理論及錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)理論,為礦井第一個一側(cè)臨空巷道在相鄰綜放工作面回采期間快速掘進(jìn)、提供頂板控制依據(jù),選擇合理支護(hù)參數(shù)、優(yōu)化支護(hù)設(shè)計(jì),跟蹤整個施工過程、分析礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,為礦井后期臨空巷道頂板控制奠定堅(jiān)實(shí)基礎(chǔ)。

      臨空巷道;礦壓規(guī)律;頂板控制

      本文所述礦井主要開采石炭系上統(tǒng)太原組5號層煤及二疊系下統(tǒng)山西組4號層煤。目前開采5號煤層,厚度0.46~16.38 m、平均5.64 m,煤層結(jié)構(gòu)較簡單,夾矸層數(shù)3-10層、一般5-6層,夾矸厚度0.10~0.42 m?,F(xiàn)采的8301綜放工作面是第一個放頂煤工作面,它與8300綜放工作面相鄰,其中5300巷與8301綜放工作面相距30 m(凈煤柱間距),是第一條在綜采放頂煤工作面生產(chǎn)期間掘進(jìn)的一側(cè)臨空順槽,總結(jié)5300巷掘進(jìn)期間及掘巷后期頂板壓力顯現(xiàn)規(guī)律,需為礦井后期臨空巷道掘進(jìn)頂板控制提供依據(jù),以選擇最優(yōu)的支護(hù)方案。

      1 工程概況

      1)8301工作面的地質(zhì)概況:8301綜采工作面上覆地表為溝梁地帶,其它均為耕地及林地,蓋山厚度486 m。8301面位于西部盤區(qū)巷南側(cè),同層四周為實(shí)煤區(qū),設(shè)計(jì)兩順槽長度分別為1 943 m、2 073 m,工作面傾向長度208.8 m,煤層平均厚度6.4 m。8301工作面5301巷回采范圍內(nèi)實(shí)際揭露4條斷層,在5301巷采位712 m、782 m、948 m、983 m處遇到落差F7=2.8、F8=2.5、F9=2.3、F10=1.5 m四條斷層;經(jīng)分析F10、F9、F8、F7斷層將延伸到5300巷內(nèi),使其掘進(jìn)帶來困難。巷道回采至5301巷采位205 m和418 m處時煤層煌斑巖侵入嚴(yán)重,預(yù)計(jì)5300巷在相應(yīng)位置時的地質(zhì)構(gòu)造與之基本一致。根據(jù)8301工作面實(shí)際揭露的斷層及煌斑巖侵入情況分析,5300巷掘進(jìn)期間受8301綜采工作面采動影響后,在斷層、煌斑巖侵入?yún)^(qū)附近以及5300巷與8301工作面交匯期間(尤其是綜采周期來壓時)頂板壓力顯現(xiàn)將較明顯。

      2)8301工作面與8300工作面5300巷概況:8301綜放工作面5301巷長2 056 m,開采長度1 030 m,該工作面開采時對5300巷影響長度為1 199 m。

      2 支護(hù)理論依據(jù)及采取措施

      根據(jù)巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律中圍巖壓力受采動影響巷道的圍巖應(yīng)力及變形規(guī)律、錨桿(錨索)支護(hù)理論,計(jì)算綜采工作面與5300巷交匯前錨桿(錨索)支護(hù)間排距。

      2.1 回采工作面周圍支承壓力分布

      煤層開采過程改變原巖應(yīng)力場的平衡狀態(tài),對受采動影響的臨空巷道,它的維護(hù)狀況除了受巷道所處位置的自然因素影響外,主要取決于采動影響。煤層開采后采空區(qū)上部巖層重量將向采空區(qū)周圍重新轉(zhuǎn)移,使采空區(qū)周圍形成新的支承壓力帶。見圖知:在綜采工作面前方形成的支承壓力區(qū),隨工作面的推進(jìn)向前推移。在工作面沿傾斜和仰斜方向上形成的支承壓力,工作面采過一段時間后不再發(fā)生明顯變化,該部分為固定支承壓力。回采工作面推過一定距離后,采空區(qū)上覆巖層活動將趨于穩(wěn)定,采空區(qū)內(nèi)某些地帶冒落矸石逐漸壓實(shí),使上覆冒落巖層在不同程度上重新得到支承,因此在距工作面一定距離的采空區(qū)內(nèi),也可能出現(xiàn)較小的支承壓力。工作面傾斜方向上固定支承壓力影響范圍一般為15~30 m,支承壓力峰值位置距煤壁一般為15~20 m,壓力增高系數(shù)為2~3。采空區(qū)支承壓力增高系數(shù)通常小于1,個別情況下達(dá)到1.3;但由于受斷層影響(開采的8301工作面兩順槽在掘進(jìn)期間受4條斷層影響,預(yù)測斷層直接影響5300巷掘進(jìn)),工作面傾斜方向上固定支承壓力影響范圍預(yù)計(jì)在40~50 m。圖1為采空區(qū)應(yīng)力重新分布圖。

      2.2 采動引起的底板巖層壓力分布

      煤層開采引起回采空間周圍巖層應(yīng)力重新分布,不僅在周圍煤柱上造成應(yīng)力集中,而且還會向底板深處傳遞,使底板巖層的一定范圍內(nèi)重新分布應(yīng)力。根據(jù)最大水平應(yīng)力理論,在圍巖層狀特征較突出的巷道內(nèi),受綜采工作面回采后、應(yīng)力重新分布時,鉛垂應(yīng)力向兩幫轉(zhuǎn)移,水平應(yīng)力向底板轉(zhuǎn)移。鉛垂應(yīng)力的影響主要顯現(xiàn)于兩幫,導(dǎo)致兩幫的破壞;水平應(yīng)力的影響主要顯現(xiàn)于底板巖層,表現(xiàn)為臨空巷道內(nèi)底板的鼓起。圖2為最大水平應(yīng)力原理圖。

      由于8301工作面與5300巷處于同一水平、同一煤層,故按集中載荷、均布載荷、三角形載荷的有關(guān)公式,計(jì)算半無限平面體內(nèi)應(yīng)力,計(jì)算一側(cè)采空煤體作用于煤柱上的支承壓力分布,其應(yīng)力增高系數(shù)為3,見圖3。圖中曲線d、e、f表示在載荷作用下底板巖層不同深處水平截面上鉛直應(yīng)力δz的分布。曲線g、h、i表示底板巖層內(nèi)鉛直應(yīng)力與自重應(yīng)力比值的等值線,等值線外部鉛直應(yīng)力等于自重應(yīng)力γH。底板巖層任一點(diǎn)的應(yīng)力主要取決于上部煤柱的載荷、該點(diǎn)與煤柱的垂直距離以及該點(diǎn)與煤柱邊緣或中心線的水平距離;其規(guī)律為:作用于煤層上的支承壓力的影響深度約為1.5~2.0倍的煤柱寬度。

      由分析知,降低圍巖應(yīng)力、提高圍巖穩(wěn)定性、選擇合理支護(hù)方式是巷道圍巖控制的基本途徑。因此掘進(jìn)巷道臨空掘進(jìn)時,巷道圍巖控制方法可歸結(jié)為巷道布置和巷道保護(hù)支護(hù)兩方面內(nèi)容。5300巷布置于8301工作面東側(cè),距5301巷凈煤柱間距30 m,因受斷層群及放頂煤回采工藝的影響,5300巷仍受較大的相鄰工作面回采壓力。

      2.3 錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)方案

      根據(jù)中國礦業(yè)大學(xué)董方庭教授的圍巖松動圈理論與錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)理論,對5300巷內(nèi)選擇支護(hù)參數(shù)。

      1)在5300巷與8301回采工作面未交匯前的支護(hù)。a.支護(hù)材料:錨桿22 mm×2 200 mm左旋無縱筋高強(qiáng)度螺紋鋼,屈服強(qiáng)度大于500 MPa,抗拉強(qiáng)度大于630 MPa,配合WD250-3的W鋼帶使用。錨索17.8 mm×9 300 mm低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,強(qiáng)度級別1 860 MPa。頂板使用6號冷拔鋼筋網(wǎng);幫部使用8號菱形鉛絲網(wǎng)。b.支護(hù)間排距:錨桿間排距800 mm×800 mm,錨索間排距1.6 m×1.6 m。

      2)在5300巷與8301回采工作面、且相鄰綜采工作面周期來壓后的掘進(jìn)巷道支護(hù)。a.支護(hù)材料:錨桿22 mm×2 200 mm左旋無縱筋高強(qiáng)度螺紋鋼,屈服強(qiáng)度大于500 MPa,抗拉強(qiáng)度大于630 MPa,配合WD250-3的W鋼帶使用。錨索17.8 mm×9 300 mm低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,強(qiáng)度級別1 860 MPa。頂板使用6號冷拔鋼筋網(wǎng);幫部使用8號菱形鉛絲網(wǎng)。b.支護(hù)間排距:錨桿間排距900 mm×900 mm,錨索間排距1.6 m×2.7 m。

      3 掘進(jìn)巷道與綜采工作面交匯時的情況

      8301工作面采至采位553.6 m,5300巷掘進(jìn)至里程1 473 m時匯交。交匯時的地質(zhì)資料顯示,在該段區(qū)域內(nèi)無斷層或其他地質(zhì)構(gòu)造影響。此時,8301工作面開采進(jìn)度為6 m/d,該段區(qū)域內(nèi)放煤高度7 m,經(jīng)礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)分析,8301綜放工作面周期來壓步距15 m。5300巷掘進(jìn)速度7 m/d,嚴(yán)格按照規(guī)定要求進(jìn)行支護(hù)。5300巷與8301工作面交匯時剖面圖,見圖4。在5300巷內(nèi)1 860 m、1 760 m、1 660 m、1 560 m、1 480 m、1 360 m布置頂板離層檢測儀,并按規(guī)定時間采集數(shù)據(jù),如表1所示。

      4 理論值與實(shí)際觀察的情況

      5300巷與8301工作面匯交時,由于掘進(jìn)、回采速度均較快,而5號三盤區(qū)煤層開采時周期來壓步距相對小,在匯交前后一周內(nèi)頂板壓力顯現(xiàn)較明顯,按離層儀度數(shù)分析知,頂板下沉量達(dá)26 mm。當(dāng)綜采工作面與掘進(jìn)工作面交匯時,掘進(jìn)巷道受掘進(jìn)及綜采的影響,在綜采面往前推進(jìn)過程中,頂板變化較明顯,且在綜采面周期來壓時對掘進(jìn)巷道影響較嚴(yán)重,需在掘進(jìn)面與回采面交匯開始的第一次綜采面周期來壓期間,加強(qiáng)頂板監(jiān)測、并及時處理隱患。由于在采空區(qū)頂板壓力峰值小于1、且采空區(qū)已冒落的頂板變形基本趨于穩(wěn)定,對掘進(jìn)巷道頂板控制影響顯現(xiàn)不明顯,巷道掘進(jìn)后1個月內(nèi)未發(fā)生明顯的錨桿錨索托盤變形、頂板未產(chǎn)生裂縫等癥狀,表明所選的支護(hù)參數(shù)能夠滿足實(shí)際生產(chǎn)要求。

      5 支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)

      根據(jù)理論計(jì)算、現(xiàn)場實(shí)際施工情況、頂板離層儀監(jiān)測分析,在掘進(jìn)巷道與綜采匯交前由于掘進(jìn)巷道不受掘進(jìn)期間圍巖應(yīng)力變化的影響,后期受相鄰工作面采動影響、本工作面采動圍巖變形較嚴(yán)重,控制臨空巷道頂板主要控制采動時頂板變形量,而在采動后期留煤柱掘進(jìn)巷道時,由于采空區(qū)殘余支承壓力峰值較小,且該值基本不再發(fā)生變化,采用的錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)已經(jīng)能夠滿足安全生產(chǎn)要求。而在5300巷里程940 m、1 000 m、1 095 m、1 260 m、1 310 m處均遇到斷層,頂板較破碎,在掘進(jìn)過斷層頂板破碎帶內(nèi)均布置錨索鋼梁桁架在原有支護(hù)基礎(chǔ)上加強(qiáng)支護(hù),桁架間距1.8 m。

      6 實(shí)測巷道內(nèi)的礦壓顯現(xiàn)

      目前8301綜放工作面已開采完,8300綜放工作面已回采500 m。當(dāng)前觀測頂?shù)装逡平?、頂板下沉量、兩幫移近量?shù)據(jù)顯示,8300綜放工作面回采期間,距工作面20~45 m范圍內(nèi)巷道時有底鼓情況,底鼓量達(dá)500 mm,頂板下沉量達(dá)46 mm,兩幫未出現(xiàn)明顯變形和移近。

      參考文獻(xiàn):

      [1]徐永圻.煤礦開采學(xué)[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2008.

      [2]何滿潮,袁和生.中國煤礦錨桿支護(hù)理論與實(shí)踐[M].北京:科學(xué)出版社,2004.

      [3]何滿潮,孫曉明.中國煤礦軟巖巷道工程支護(hù)設(shè)計(jì)與施工指南[M].北京:科學(xué)出版社,2004.

      [4]何滿潮,袁和生.中國煤礦錨桿支護(hù)理論與實(shí)踐[M].北京:科學(xué)出版社,2004.

      [5]東兆星,吳士良.井巷工程[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2009.

      [6]錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2003.

      [7]郭金明.復(fù)雜地質(zhì)條件下錨網(wǎng)索支護(hù)技術(shù)的應(yīng)用[J].煤炭工程,2008(10):1-4.

      [8]武月江.淺談如何加強(qiáng)頂板的安全管理[J].山西焦煤科技,2007(8):13-14.

      [9]李勝國,梁欣.軟巖巷道冒頂事故的原因與防治[J].中州煤炭,2008(5):89-90.

      [10]鐘訓(xùn)紅,王振江,張學(xué)亮,等.煤礦巷道頂板事故原因分析及防治措施[J].江西煤炭科技,2007(3):43-44.

      Strata Behavior and Roof Control in Roadways along Gob

      XU Jianbin1,2

      (1.Taiyuan University of Technology,Taiyuan 030024,China; 2.Datong Coal Mine Group,Datong 037000,China)

      According to the distribution rules of abutment pressure around working face and strata pressure caused by mining,as well as broken zone and bolt-anchor supporting theory,the study provides evidences for rapid driving and roof control of the first roadway along gob in the adjacent fully-mechanized mining face.Reasonable supporting parameters and an optimized design are selected.By following the whole construction process and analyzing the strata behavior,the study is also a firm basis for the late roof control in the roadways along gob.

      roadway along gob;strata behavior;roof control

      TD326

      A

      1672-5050(2015)01-0027-04

      10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.01.010

      (編輯:劉新光)

      2014-09-16

      徐建斌(1966-),男,河北張家口人,在讀工程碩士研究生,從事煤礦管理及技術(shù)工作。

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