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采動下淋水軟巖巷道圍巖變形破壞特征

2024-12-15 00:00:00解盤石房嘉睿胡博勝張波張希段思宇
工礦自動化 2024年12期

關鍵詞:軟巖巷道;圍巖變形破壞特征;頂板淋水;支護優化;聯合支護

中圖分類號:TD353 文獻標志碼:A

0引言

煤炭是我國能源體系的基石,長期以來煤炭工業為我國經濟社會發展和國家能源安全穩定供應提供了有力保障[1]。隨著我國煤炭資源開采規模的加大、礦井開采的縱深化,對于復雜地質構造條件下的煤層開采,尤其是頂板含水層影響下的煤層開采,巷道圍巖變形破壞愈加復雜,支護困難[2-5]。在采動影響及淋水浸蝕雙重作用下,軟巖巷道圍巖變形破壞更加嚴重,且淋水使錨固劑失效,造成錨桿及錨索錨固力衰減,承載能力下降,嚴重影響工作面安全生產。因此,研究采動下淋水軟巖巷道圍巖變形破壞特征,從而優化支護方式,實現巷道圍巖變形破壞控制,具有重要的現實意義。

近年來,眾多學者針對頂板含水層影響下巷道圍巖變形機理與控制從多個方面進行了研究[6-11]。趙善坤[12]針對內蒙古巴彥高勒煤礦在重復采動條件下頂板含水層回風巷道頂底板變形顯著的問題,對其變形機理及控制措施進行了研究。姚強嶺等[13-14]分析了泥巖頂板巷道遇水導致承載性能降低、發生冒頂的機理,得出頂板巖層中黏土礦物是頂板遇水泥化和膨脹的根本原因。嚴紅等[15]分析了淋涌水型頂板巷道變形破壞特征,提出了以新型防水錨固劑為核心的“四位一體”控制措施。卞躍威等[16]從細觀角度分析了水?泥化學作用對泥巖頂板軟化和崩解的影響機制。

諸多研究推動了含水層影響下巷道圍巖控制技術的發展,但巷道圍巖變形破壞機制和相應的控制措施需要因地制宜[17-20],目前針對頂板淋水與開采擾動情況下軟巖巷道圍巖變形破壞的相關研究較少,對于軟巖巷道頂板淋水與開采擾動同時影響下巷道圍巖的變形特征與支護優化技術仍需進一步研究。本文以某煤礦103 運輸巷道為工程背景,研究軟巖巷道圍巖變形破壞特征與支護優化技術。

1工程背景

某煤礦103運輸巷道布置于11號煤層北翼,11號煤層平均埋深為268m。103運輸巷道北部20m為105采空區,西部為保護煤柱,東部為北軌道大巷, 南部為設計的103工作面, 103工作面與105工作面之間留設20 m區段煤柱。現場巷道破壞嚴重區域頂板離層破碎程度高,下沉量較大,巷道整體變形較為嚴重,且頂板淋水較強,嚴重影響工作面安全高效生產。巷道位置及破壞情況如圖1所示。

11號煤層厚度為2.6~3.0m,平均厚度為2.74m;煤層堅固性系數為1~3;含夾矸0~3 層。直接頂為砂質泥巖,基本頂為中粒砂巖;直接底為砂質泥巖,基本底為細粒石英砂巖。103 運輸巷道掘進斷面為矩形,寬4.6 m,高3.2m,面積為14.26 m2,鋪底后人行側凈高2.95m。

距11號煤層頂板上方12m 處有1層6.4m厚的石英砂巖含水層,灰白色,石英為主,長石次之,含少量黑色有機礦物,小型交錯層理,具有未填充不規則裂隙。煤層地質柱狀圖如圖2 所示。

103運輸巷道在鄰近工作面開采重復擾動、向斜構造應力作用、頂板含水層及圍巖強度劣化等綜合因素影響下,頂板破碎,易冒落,兩側片幫嚴重,巷道維護難度極大,難以滿足回采工作實際需求。因此,本文采用物理相似模擬實驗、數值模擬實驗相結合的方法,制定合適的支護參數,用于解決現場巷道維護難度大的問題。

2頂板淋水條件下巷道圍巖變形破壞特征

2.1物理相似模擬實驗設計

采用固液耦合相似材料模擬實驗平臺研究頂板淋水條件下巷道圍巖變形破壞特征,平臺內部可鋪裝模型尺寸為1 440mm×200mm×1000mm(長×寬×高)。為模擬含水層,模型鋪設時在含水層中布置5根透明圓管,通過預埋透明管道注水,模擬含水層內水從巖層接觸面滲流進入下巖層,以便觀察淋水條件下巷道的變形破壞特征。

根據相似理論,確定模型幾何相似比1∶15,依據模型與原型各種參數之間的相似關系,不同巖性巖層選取不同相似材料配比(表1),采用河砂、煤灰作為骨料,石膏、碳酸鈣作為黏結材料。隔水層選取以石蠟、凡士林為膠結劑,河砂、碳酸鈣為骨料,液壓油為調節劑的固流耦合相似材料[21-22]。以8~20目的云母粉作為分層材料,按照確定的相似材料配比鋪設模型,如圖3 所示。由礦井地質資料可知,11號煤層實際埋深約為268 m,因模型尺寸有限,模擬的上覆巖層高度僅為9.75 m,其余258.25m 未模擬的部分需采用油缸加載方式模擬,也可通過油缸加載模擬工作面開采擾動對巷道圍巖穩定性的影響。

巷道掘進結束后,采用錨網、錨桿、錨索及方形托盤對巷道頂板及兩幫進行支護,頂錨桿間排距為56.7mm×56.7mm;幫錨桿間排距為80mm×53.3mm,距頂板30mm, 每排6 根, 2排共12根; 錨索每排2 根,間排距為106.7mm×113.3mm,布置在2排錨桿中間,支護方案如圖4所示。巷道支護儀器布置如圖5所示。

煤層開采過程中破壞了原巖應力場的平衡狀態,引起應力重新分布,對于受采動影響的巷道,其維護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,因此,實驗通過施加載荷的方式模擬工作面開采擾動對巷道穩定性的影響。采用持續逐級加載方式模擬工作面回采過程中頂板周期性破斷對巷道產生的動載作用。物理相似模擬實驗模型加載至原巖應力時模型頂部的垂直應力為

實驗加載方案為從0開始逐級增加,當模型垂直壓力加載至0.2 MPa 時達到原巖應力,周期來壓的應力集中系數對應的垂直載荷見表2。

2.2巷道圍巖變形破壞特征

實驗期間每次加載結束后穩壓0.5 h,觀察記錄巷道表面及圍巖變形情況。加壓過程中,頂板受動載作用,表面破碎松散,且頂板上方出現離層裂隙并向上擴展。經過多次加載后,巷道頂板發生了不同程度的變形破壞,兩幫及底板無明顯破壞發生。最后一次加壓并穩壓0.5 h 后,頂板離層裂隙最大高度達6.7 cm,離層裂隙長度由下向上依次為23.2,14.9,9.8 cm。此時巷道支護未失效,頂板下沉量較小,為0.2 cm,如圖6 所示。

為了研究頂板含水層對圍巖變形破壞的影響,在模型頂部加載結束后,從模型頂部含水層位置預留的注水管中注水并靜置24 h。24 h 后,頂板錨桿錨索支護失效,直接頂出現大范圍冒頂, 注水后巷道最終破壞形態如圖7 所示。從水滲流的路徑和范圍可看出,水沿著錨索孔向巷道頂板滲流,直接頂遇水泥化,冒落范圍再次擴大,巷道頂板最終的冒落高度為16.1 cm,離層高度為17.9 cm。

在頂板無淋水條件下,巷道受開采擾動,支護能有效發揮作用,控制巷道圍巖變形,防止巷道失穩。在頂板淋水條件下,由于錨索長度貫穿隔水層,在頂板無橫向與縱向裂隙的情況下,錨索孔成為主要導水通道,導致含水層水滲流加劇,直接頂泥巖遇水泥化,導致頂板支護失效。

3采動影響下巷道圍巖穩定性及水體滲流機制

3.1數值模擬實驗設計

以103運輸巷道為工程背景,根據現場煤巖力學參數,采用3DEC 軟件進行不同支護參數下的數值模擬。采用3DEC內置的庫倫滑移模型,模型的塊體為彈性,即模型的塊體不會發生破壞,巖石的強度和變形能力完全由塊體之間的接觸面控制。

裂隙的判據基于接觸失效理論,具體而言,當塊體間的法向位移≥0.04 m 時,即可認定塊體之間產生了裂隙。模型尺寸為300 m×150 m×150 m(長×厚×高,即X×Y×Z)。巖石物理力學參數見表3。

結合103 運輸巷道頂板水壓實測情況,確定頂板含水層相關參數:密度為1 000 kg/m3,水壓為0.2 MPa,滲透系數為0.001 5,裂隙開度為30×10?4 m,體積模量為3 MPa。巷道斷面尺寸為4.6 m×3.2 m, 錨桿(索)采用cable 單元表示,分別采用以下4 種支護參數進行數值模擬實驗: ① 錨桿間排距為0.85 m×0.85 m,直徑為0.02 m,長2 m;錨索間排距為1.6 m×1.7 m,直徑為0.021 6 m,長9 m。② 錨桿間排距為0.85 m×0.85 m,直徑為0.02 m,長2 m;錨索間排距為1.6 m×1.7 m,直徑為0.021 6 m,長10 m。③ 錨桿間排距為0.85 m×0.85 m,直徑為0.02 m,長2m;錨索間排距為1.6 m×1.7 m,2根,直徑為0.021 6 m,長12.2 m。④ 長錨索間排距為1.2 m×1.7 mm, 4 根, 直徑為0.021 6 m,長12.2 m;短錨索間排距為0.85 m×1.7 m,6 根,直徑為0.216 m,長4.2 m。下文統一以錨索長度代指上述4 種支護參數。在巷道距模型邊界75 m處對不同支護參數模型在不同推進度下進行統一切片處理,在切片處巷道頂板布置3個測點,分別位于鄰工作面側、巷道中部、實體煤側,測點位置如圖8所示。對模型X, Y 方向進行位移約束,底部限制Z 方向位移,上部施加等效載荷。

3.2采動影響下巷道圍巖變形破壞特征

3.2.1采動下巷道圍巖裂隙發育特征

為了探究采動影響下巷道圍巖變形破壞特征,提取巷道在無支護、不同推進度下兩幫裂隙數量,提取范圍如圖9 所示,提取結果如圖10所示。

由圖10可看出,隨著工作面的推進,巷道受相鄰工作面采動影響,兩幫裂隙數量不斷增長,在工作面推進距離超過巷道切片位置后(距開切眼75m),巷道鄰工作面側幫部裂隙數量明顯大于實體煤側,且差異程度隨工作面推進持續增加。當巷道推進至90m 時, 巷道鄰工作面側幫部裂隙數量為56條,而實體煤側裂隙數量為48條,鄰工作面側裂隙數量為實體煤側的116%;當巷道推進至150m時,巷道鄰工作面側幫部裂隙數量達70條,實體煤側裂隙數量為56條,鄰工作面側裂隙數量為實體煤側的125%。

3.2.2采動下巷道圍巖運移特征

無支護時巷道不同位置的位移如圖11 所示。隨著工作面的推進,巷道受采動影響,頂板位移逐漸增大,且頂板鄰工作面側位移>巷道中部位移>實體煤側位移,當工作面推進至75m 后,這一現象更為明顯;推進至150m 時,巷道頂板鄰工作面側位移達1.22m,為巷道中部頂板位移的107%,實體煤側頂板位移的118%。

綜合巷道圍巖裂隙發育與運移特征可看出,在工作面推進過程中,巷道鄰工作面側幫部裂隙發育范圍和數量明顯大于實體煤側幫部,且巷道頂板最大位移處始終出現在靠近鄰工作面側,巷道圍巖變形破壞具有明顯的非對稱性。

3.3不同支護參數下巷道圍巖變形破壞機制

3.3.1巷道圍巖裂隙發育特征

巷道受到開采擾動的影響,圍巖出現明顯的裂隙發育,不同支護參數下巷道圍巖裂隙發育特征如圖12所示,巷道圍巖裂隙發育深度見表4。對比無支護情況,巷道有支護時裂隙發育范圍與最大深度明顯降低。

1)錨索長度為9m 時,與無支護情況相比,頂板最大深度由3.97m 減小到2.57m,減小了35%;巷道鄰工作面側幫部裂隙最大深度由2.83m 減小到1.40m,減小了39%;巷道實體煤側裂隙最大深度由2.32 m 減小到1.42m,減小了38.7%。

2) 錨索長度為10 m 時,比錨索長度為9 m 時圍巖裂隙發育深度略微減小。頂板最大深度由2.57 m減小至2.46 m,減小了4.3%,巷道兩幫裂隙發育深度與范圍基本無變化。

3) 錨索長度為12.2 m 時,巷道頂板裂隙發育深度比錨索長度為10 m 時明顯增加。頂板裂隙發育最大深度由2.46 m 增大至3.12m,增加了29.7%。

4) 使用9.2 m 長錨索+4.2 m 短錨索時,對比前3 種支護參數,兩幫裂隙發育深度與范圍無明顯變化,但頂板裂隙發育范圍與深度卻明顯減小。對比錨索長度為10 m 時, 頂板裂隙發育最大深度由2.46 m 減小至2.21 m,減小了10.1%。

3.3.2巷道圍巖運移特征

不同支護參數下巷道圍巖位移特征如圖13所示,巷道圍巖最大位移見表5。

1)錨索長度為9m時,有支護與無支護情況相比, 頂板和兩幫位移極大減小, 頂板下沉量由1.22m減小至0.42 m,減小了65.6%;巷道鄰工作面側幫部最大位移由0.44 m 減小至0.08 m, 減小了81.8%;巷道實體煤側幫部最大位移由0.38m減小至1.42m,減小了84.2%,說明支護可有效控制巷道圍巖運移,減小巷道變形破壞。

2)錨索長度為10m時,與錨索長度為9m時相比,巷道圍巖位移有所減小,但減小程度有限,頂板最大下沉量減小了9.5%,底板與兩幫的位移幾乎不變。

3)使用12.2m錨索時,巷道圍巖最大位移比前2種支護方案明顯增大,與錨索長度為10 m 時相比,頂板下沉量由0.38m 增大至0.57m,增大了50%,兩幫與底板最大位移幾乎不變。

4)使用9.2m長錨索+4.2 m 短錨索時,對比前3 種支護參數,圍巖最大位移明顯降低。對比錨索長度為10m時,頂板下沉量由0.38 m 減小至0.09 m,減小了76%;巷道鄰工作面側幫部最大位移由0.08 m減小至0.05 m,減小了37.5%;巷道實體煤側幫部最大位移由0.06 m 減小至0.04 m,減小了33.3%。

3.4不同支護參數下巷道頂板水體滲流特征

不同支護參數下水體滲流特征如圖14所示。103運輸巷道無支護時頂板巖層中水體擴散范圍大,水壓梯度明顯,巷道圍巖附近孔隙水壓可達4MPa;當錨索長度為9 m 時,巷道圍巖附近孔隙水壓力達2.1 MPa,對比無支護時降低了47.5%;當錨索長度為10m 時,巷道圍巖附近孔隙水壓力達1.9 MPa,對比錨索長度10m時降低了9.5%;當錨索長度為12.2m時,巷道圍巖附近孔隙水壓力達3.3MPa,對比錨索長度10m 時增加了73.6%。

與無支護情況相比,103運輸巷道支護后頂板附近水壓明顯減小,擴散范圍同樣明顯減小。錨索長度從9m增加至10m時,水壓有所減小,擴散范圍不變;錨索長度從10m增加至12.2m時,巷道頂板水壓明顯增大,擴散范圍也增大。使用9.2 m 長錨索+4.2m短錨索時,對比其他3種支護參數,擴散范圍與水壓均有所減小,對比巷道附近圍巖水壓最小的10m錨索,孔隙水壓力由1.9 MPa減小為1.4MPa,減小了26%。

隨著錨索長度的增加,巷道圍巖水壓擴散范圍與水壓最大值均有所減小,原因是增加錨索長度使巷道圍巖變形破壞程度減小,但減小程度有限。而當錨索長度達12.2m時,巷道圍巖水壓擴散范圍與水壓最大值顯著增加,這是因為12.2m錨索貫穿至含水層,形成了新的導水通道,導致滲流加劇,圍巖物理力學性質顯著弱化,支護強度下降。

4現場支護效果

現場對103巷道淋水段采用9.2m 長錨索+4.2m短錨索聯合支護后布置位移測點,監測巷道圍巖30d的變形情況,結果如圖15所示。應用結果表明,巷道頂板破碎變形、頂板淋水現象明顯改善,兩幫變形量與底板鼓起量減小,支護效果良好。

巷道支護效果對比分析如圖16所示。監測結果表明:在工作面回采期間,103運輸巷道圍巖變形量保持穩定,相較于巷道原支護方案,頂板下沉量由400mm 減小至90mm,減少了77.5%;兩幫位移由200mm 減小至70mm,減少了65%;底板鼓起量由170mm 減小至40 mm,減少了76.5%。通過現場實測,充分證明了采用9.2 m 長錨索+4.2m短錨索聯合支護能夠有效控制巷道圍巖變形。

5結論

1)在采動影響下,軟巖巷道圍巖破壞具有非對稱性。具體表現:巷道頂板裂隙發育范圍與最大位移均出現在鄰工作面側,且巷道鄰工作面側幫部最大裂隙發育范圍與深度、最大位移明顯大于實體煤側幫部。

2)錨索長度由9m增加到10m,巷道破壞范圍有所減小,但減小程度較低;當錨索長度達12.2 m時,巷道破壞范圍大于錨索長度為9m與10m時,最主要原因為12.2m 錨索貫通至頂板含水層,形成新的導水通道,導致水體滲流加劇,巷道圍巖進一步軟化。采用9.2m長錨索+4.2 m 短錨索時,相較前3 種支護參數,巷道圍巖破壞范圍減小,水體滲流情況明顯改善。

3)9.2m長錨索+4.2m短錨索聯合支護現場應用結構表明,頂板下沉量、兩幫變形量、底板鼓起量比采用原支護參數時分別減小77.5%, 65%,76.5%,說明優化支護方案有效提高了巷道圍巖抵抗變形破壞的能力。

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