999精品在线视频,手机成人午夜在线视频,久久不卡国产精品无码,中日无码在线观看,成人av手机在线观看,日韩精品亚洲一区中文字幕,亚洲av无码人妻,四虎国产在线观看 ?

復雜條件沿空掘巷煤柱留設方式研究

2022-07-14 01:52:32孫殿宇
煤礦現代化 2022年4期
關鍵詞:變形

孫殿宇

(晉能控股煤業集團潞安煤炭事業部,山西 長治 047500)

0 引 言

隨著煤礦機械化智能化程度的不斷提高和井下設備的持續升級,我國大部分煤礦開采強度不斷提升,受煤層賦存不穩定、地質構造發育影響的礦井與日俱增。同發東周窯礦地質條件復雜,且采煤工作面之間普遍留設寬煤柱,在強動壓及高靜壓應力環境下,出現回采巷道片幫、底鼓嚴重,巷道掘進效率低、返修成本大,嚴重制約了工作面的安全高效回采,并且留設寬煤柱造成煤炭資源利用不充分[1-2]。因此,高強度開采條件下的強礦壓治理與小煤柱沿空掘巷成為目前礦井亟待解決的技術難題。

1 工程概況

1.1 礦井概況

同發東周窯井田位于山西省左云縣,井田面積101 km2,礦井生產能力1 000 萬t/a,礦井服務年限為65 a。可采煤層有山4、5、8-1、8-2 號,煤質以長焰煤為主。井田地質構造復雜,水文類型為中等。目前主要開采煤層為山4 號層、C5 號層。

礦井原工作面之間均留設30 m 寬煤柱,新布置8103 工作面計劃留設小煤柱,進行沿空掘巷,通過優化煤柱寬度,降低回采巷道所處的應力環境,減小巷道變形。

1.2 工作面復雜地質條件特征

8103 工作面位于山西組4 號一盤區,北部為山4 號層一盤區3 條采區巷道,西部為山4 號層一盤區8102 工作面采空區,南部及東部均為實煤區。

工作面采掘過程中將受17 條斷層影響,對工作面生產以及巷道的維護狀況影響較大;且該區域煌斑巖侵入煤層,煌斑巖厚度不穩定;工作面煤層厚度為4.12~10.3 m,厚度變化較大,且含有多層夾矸,夾矸賦存不穩定;相鄰工作面留設多個硐室,對煤柱寬度留設造成影響。因此,工作總體條件復雜。

2 沿空掘巷煤柱寬度研究

2.1 采空區側向支承壓力分布理論分析

結合東周窯礦8103 工作面現場情況,以彈塑性力學為理論基礎,推導得出工作面側向支承應力分布規律,為工作面小煤柱沿空掘巷的合理煤柱寬度留設提供理論基礎[3]。

對于近水平煤層,支承壓力峰值到邊界距離為

式中:M為煤層開采厚度,m;β為側壓系數;φ0為內摩擦角,可取值28°;C0為煤層界面中的黏聚力,可取值2 MPa;Px為采空區對煤柱的支護阻力,可取值0。

式中:β為側壓系數;σ為最大σH水平主應力,MPa;σv為垂直應力,MPa,取11.9 MPa。

參考東周窯礦相關地質資料,綜合考慮各項影響因素,令β1=1.5,β2=0.9,σy=11.9 MPa(原巖垂直應力),可計算不同側壓系數下煤厚分別為4 、5 、6、7、8 m 時的應力降低區范圍,如圖1 所示。

圖1 不同采厚側向支承應力降低區范圍

由圖1 可知,當側壓系數β=1.5,工作面開采厚度為4 、5 、6 、7 、8 m 時的應力降低區范圍分別為5.35、6.69、8.03、9.36、10.70 m;當側壓系數β=0.9,開采厚度為4、5、6、7、8 m 時的應力降低區范圍分別為3.21、4.01、4.82、5.62、6.42 m。隨著工作面煤層開采厚度的增大,工作面側向壓力峰值向實體煤內部移動。8103 工作面煤層開采厚度平均為6.63 m,應力降低區范圍為5.32~8.87 m。

2.2 采空區側向支承壓力分布數值模擬

根據J27 鉆孔的柱狀圖,采用FLAC3D數值模擬軟件,按照東周窯礦的物理力學參數建立如圖2 的數值模擬模型。根據鉆孔柱狀圖的信息,本次模型的巖層共分為12 層。模型范圍設置為500 m×200 m(X×Z),左右兩側對x 方向位移進行約束,前后對y 方向位移進行約束,下部對z 方向位移進行約束,上部施加載荷模擬上覆巖層容重。沿8102 工作面煤層頂板右側設1 條監測線,用以測定側向支承壓力。

圖2 8102 工作面數值計算模型

根據東周窯礦物理力學參數結果,模擬中的物理力學參數見表1:

表1 物理力學參數匯總表

首先對8102 工作面進行回采,待工作面穩定后記錄采空區右側的側向支承壓力數值。工作面回采穩定后的垂直應力云圖如圖3 所示。

圖3 垂直應力分布云圖

由圖3 可知,數值模型計算平衡后,在采空區兩側出現應力集中現象,最靠近采空區邊緣處出現一定范圍的應力降低區。因此,將巷道布置在應力降低區范圍內將會有效改善巷道的應力環境。8102 工作面采空區穩定后側向支承應力分布圖如圖4 所示。

圖4 采空區穩定后側向支承應力分布圖

由圖4 可以得出,山西組4 號煤層原巖應力為11.9 MPa,8102 工作面采空區穩定后所產生的應力降低區范圍為8 m,應力峰值出現在距離采空區邊緣14 m 處,應力峰值大小為21.0 MPa,應力集中系數為1.76。

2.3 合理煤柱留設寬度的確定

基于以上分析,小煤柱留設寬度應在5.32~8 m之間。需在該煤柱留設區間內找出最佳煤柱留設寬度。以下基于上述模型進一步進行計算,研究留設6、7 、8m 不同寬度煤柱條件下巷道變形情況,從而得到最佳方案。模擬方案示意圖如圖5 所示。

圖5 不同煤柱留設寬度模擬方案示意圖

留設6 、7 、8 m 煤柱時的巷道變形及圍巖應力分布見表2 和表3。由表可知,留設6 m 煤柱時巷道變形量及圍巖應力峰值明顯降低。普遍較留設7 m及8 m 煤柱時減小了一個數量級。

表2 巷道變形量對比表

表3 巷道圍巖應力對比表

基于上述分析,針對同發東周窯礦5103 巷的地質條件下,考慮到支護條件、煤柱的隔絕性能以及巷道的應力環境和變形量,5103 巷區段煤柱的合理留設寬度應為6 m。

3 支護效果觀測及分析

3.1 小煤柱側內部裂隙發育狀況分析

根據之前所述,小煤柱巷道整體處于采空區邊緣的塑性煤體中,從而使應力狀態得到有效降低[4-5]。因此,為明確煤柱中的裂隙發育情況,通過鉆孔窺視的方法對新掘5103 小煤柱巷道進行窺視,以觀察本次5103 巷小煤柱的完整程度。分別在正巷的50、100 、200 、250 、300 、350 m 處進行觀測。窺視結果如圖6 所示。

圖6 鉆孔窺視煤體裂隙圖

窺視結果可得,在1.5 m 范圍內小煤柱巷道受到掘進影響裂隙發育程度較高,破碎程度較大;在1.5~2.5 m 范圍內煤體仍存在一定裂隙但有明顯改善;在2.5~4.5 m 范圍內煤體較為完整,但局部也存在一定的破碎情況;在4.5~5 m 范圍內再次出現煤體破碎情況。考慮到避免與采空區打通,因此推測直至6 m 煤體均為比較破碎狀態。隨后對窺視孔進行了注漿封孔,避免出現氣體導通現象。

3.2 回采期間巷道支護效果觀測分析

在5103 風巷內布置共2 個測站(測站A、B),觀測目的為對比斷層影響區及正常沿空掘巷階段的巷道變形情況。經觀測,5103 小煤柱巷道在掘進期間的初步穩定期約為13 d,且由于處于應力降低區范圍內,巷道的整體變形量不大,錨桿索支護可以有效發揮作用,巷道整體處于穩定狀態。因此主要分析回采期間巷道變形。

回采期間的巷道變形觀測在保留掘進期間的測站基礎上,設置一位于工作面切眼前方300 m 的C測站,以觀測工作面回采初期的巷道變形情況。C 測站同樣有3 個測點,分別表示為C1、C2、C3,距切眼距離分別為56、60、65 m。共觀測20 d。C1、C2、C3測點巷道兩幫、巷道頂底板移近量監測結果如圖7所示。

由于C 測站位于工作面初采階段,因此可以通過該測站初步判斷8103 工作面的初次來壓情況。曲線中顯示,巷道兩幫的最終變形量為354、189 、163 mm,平均約為235 mm;巷道頂底板的最終變形量為102 、99 、85 mm,平均約為95 mm。從變形情況來看,C 測站顯示的工作面超前支承壓力影響范圍約為60 m。支承壓力較小、巷道圍巖變形得到有效控制,表明煤柱留設寬度合理,保證了工作面正常掘進和回采。

圖7 C 測站巷道移近量變化曲線

4 結 論

1)基于彈塑性理論建立了復雜條件下沿空巷道力學分析模型。計算得出8103 工作面應力降低區理論范圍為5.32~8.87 m,采用Flac3D對不同側壓系數條件下留設4~8 m 寬度煤柱時進行數值模擬計算,得出應力峰值出現在距離采空區邊緣14 m 的位置,應力峰值大小為21.0 MPa,應力集中系數為1.76。綜合考慮煤柱隔絕性、承載性以及巷道的應力環境初步確定留設6 m 煤柱。

2)在5103 巷進行了現場工業性試驗,通過巷道礦壓觀測表明,回采期間巷道兩幫最大移近量355 mm,頂底板最大移近量135 mm,巷道圍巖變形得到有效控制,保證了工作面正常掘進和回采。

猜你喜歡
變形
變形記
談詩的變形
中華詩詞(2020年1期)2020-09-21 09:24:52
柯西不等式的變形及應用
“變形記”教你變形
不會變形的云
“我”的變形計
會變形的折紙
童話世界(2018年14期)2018-05-29 00:48:08
變形巧算
例談拼圖與整式變形
會變形的餅
主站蜘蛛池模板: 国产欧美性爱网| 免费在线a视频| 亚洲精品无码抽插日韩| 人妻出轨无码中文一区二区| 国产成人夜色91| 制服无码网站| 亚洲欧洲日本在线| 亚洲人成网18禁| 亚洲天堂777| 手机永久AV在线播放| 亚洲精品无码在线播放网站| 亚洲人成电影在线播放| 自拍偷拍一区| 成人福利在线视频| 国产成人综合网| 91丝袜乱伦| 亚洲精品麻豆| 五月天久久婷婷| 欧美色香蕉| 亚洲天堂网在线观看视频| 69av免费视频| 99精品视频在线观看免费播放| 国模在线视频一区二区三区| 欧美午夜视频| 97久久人人超碰国产精品| 四虎国产成人免费观看| 国产精品亚洲欧美日韩久久| 午夜免费视频网站| 国产成人亚洲欧美激情| 3D动漫精品啪啪一区二区下载| 波多野吉衣一区二区三区av| 福利国产在线| 激情乱人伦| 综合人妻久久一区二区精品| 亚洲色欲色欲www在线观看| 99激情网| 激情成人综合网| a亚洲视频| 在线观看亚洲成人| 国产成人综合久久| 青草91视频免费观看| 婷婷六月色| 欧美视频在线不卡| 狠狠色成人综合首页| 欧美自拍另类欧美综合图区| 日韩精品少妇无码受不了| 视频二区亚洲精品| 欧美性猛交xxxx乱大交极品| 99视频有精品视频免费观看| 少妇人妻无码首页| 丁香综合在线| 高清无码一本到东京热| 成人午夜视频网站| 亚洲va欧美va国产综合下载| 中文字幕在线日韩91| 国产一级无码不卡视频| 亚洲无码91视频| 波多野结衣AV无码久久一区| 婷婷六月激情综合一区| 国产视频入口| 亚洲日本中文字幕乱码中文| 91网站国产| 色国产视频| 最新加勒比隔壁人妻| 免费一级毛片完整版在线看| 亚洲黄色视频在线观看一区| 欧美啪啪网| 欧洲欧美人成免费全部视频| 亚洲第一精品福利| 女人18毛片久久| 亚洲精品成人福利在线电影| 91av国产在线| 亚洲嫩模喷白浆| 一级毛片中文字幕| 91欧美在线| 亚洲欧美成人在线视频| 首页亚洲国产丝袜长腿综合| 国产乱子伦视频三区| 国产精品无码AⅤ在线观看播放| 国产真实乱了在线播放| 亚洲国产精品VA在线看黑人| 国产视频久久久久|