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多重應力下小煤柱巷道礦壓分析及治理研究

2022-02-10 14:33:48何少帥
山西煤炭 2022年4期
關鍵詞:圍巖

何少帥

(中煤大同能源有限責任公司 塔山煤礦,山西 大同 037000)

我國煤礦開采方式主要為井工開采,井下需開掘大量巷道做為運輸通道和安全出口。隨著開采強度和深度的不斷增加,傳統的礦山壓力理論視直接頂為剛體[1],當直接頂強度較低,尤其是開采放頂煤時,礦壓理論分析結果與實際顯現規律有較大誤差[2-4]。近年來,隨著對放頂煤開采巷道支護技術和綜放工作面礦壓規律研究的深入[5-8],人們逐漸認識到放頂煤工作面圍巖應力顯現的一般規律。目前,國內小煤柱巷道支護技術、沿空留巷技術也已經取得豐富的實踐經驗[9]。同時,隨著綜放工作面機械裝備水平的提高,對巷道的斷面尺寸提出了更高的要求。井下巷道大斷面支護技術,尤其是超過10 m跨度的大斷面支護技術得到成功應用[10]。本文以中煤塔山煤礦3-5#煤層30515綜放工作面為工程研究背景,運用數值模擬和現場綜合監測的方法,探究適用于小煤柱巷道的綜合礦壓管控措施,以期為3-5#煤層小煤柱巷道圍巖控制提供參考。

1 工作面概況

30515工作面對應地面為山坡和溝谷地段,煤層埋藏深度為405.28~459.38 m,平均埋藏深度為435.22 m。3-5#煤層與2#煤層的間距為4.41~4.85 m,平均4.64 m。30515膠帶順槽上覆為2#煤層10215工作面采空區,同層位鄰實煤區。30515回風順槽上覆為2#煤層10201工作面采空區,同層位鄰近30501工作面采空區,區段煤柱寬10 m,距離上部10201工作面和10215工作面區段煤柱水平距離28.75 m。30515回風順槽受臨近采空區殘余支承壓力和上部工作面煤柱集中支承壓力的雙重影響。3-5#煤層厚14.58~18.87 m,平均厚度為15.96 m。30515工作面傾角為1°~5°,平均為3°;煤層普氏系數為3.0~4.0,煤層較硬;直接頂為褐色鋁土質泥巖,厚度4.41~4.85 m,平均4.64 m,致密,硬度小,易碎;直接頂上為2#煤層,已采空,采高平均3.0 m。2#煤層以上為0.95~2.50 m的灰褐色高嶺質泥巖,上部有0.33~0.65 m的薄煤,再上為粉砂巖,厚度18~28 m,對礦壓起到關鍵作用;底板為褐色粉砂巖,厚度為1.00~3.45 m,平均2.23 m,致密。具體的空間位置分布,如圖1所示。

2 巷道穩定性數值模擬分析

采用UDEC模擬計算了30515工作面巷道上部2#煤層10201和10215工作面及同煤層30501工作面回采后圍巖應力變化及分布特征,根據相應的工作面地質條件建立UDEC計算模型,模型尺寸為520 000 mm×100 000 mm。

圖1 30515工作面空間關系示意圖

2.1 數值模擬方案

1)10201工作面同10215工作面間凈煤柱寬度為30 m。10201工作面于2008年8月開采,2009年10月回采完畢;10215工作面于2012年7月開采,2013年4月回采完畢。兩工作面已經經歷較長時間的穩定期,主要分析2#煤層兩工作面回采結束后,區段煤柱的應力情況。

2)在30515工作面回采前,2#煤層已經處于相對穩定狀態,但是由于受到30501工作面的回采影響,開采高度大,破壞了原有平衡,使得上部采空區圍巖再次活動,為此分析30501工作面回采后,本煤層側向支承壓力的分布狀況。

3)30515工作面掘進過程中,圍巖再次擾動,圍巖的應力場發生變化,分析30515兩條順槽掘進時,本煤層支承壓力的變化狀況。

2.2 數值模擬結果分析

2.2.110201和10215工作面開采后圍巖應力分布

由于2#煤層和3-5#煤層間距僅為4.64 m,層間距較小,上部2#煤層回采后,圍巖應力狀態發生變化,對下部3-5#煤層的巷道布置和工作面回采造成了較大的影響。雖然2#煤層回采結束距今已有很長的時間,圍巖已經處于相對穩定狀態,但煤柱上的集中應力仍會對下部煤層的開采產生影響。為此,分析了10201和10215兩個工作面回采后煤柱的集中應力對下部3-5#煤層應力分布的影響。圖2為上部10201和10215工作面回采后3-5#煤層支承壓力分布狀況。由圖可以看出,當上部2#煤層10201和10215工作面回采后,2#煤層煤柱集中應力向下部傳遞,3-5#煤層中出現了應力增高區,并向煤層兩側擴散;3-5#煤層體內支承壓力峰值為33.49 MPa,應力集中系數為3.1,峰值位于上部煤柱正下方;當3-5#煤層距離上部區段煤柱的中央水平距離為24.5 m左右時,應力衰減為原巖應力,數值為10.875 MPa。

圖2 10201和10215工作面回采后3-5#煤層應力分布

2.2.230501工作面開采后圍巖應力分布

30501工作面回采后,3-5#煤層應力分布情況如圖3所示。由圖可知,3-5#煤層30501工作面回采后,改變了原有應力平衡,在距離采空區邊緣約9.8 m處,煤體中的側向支承壓力達到最大值29.86 MPa,應力集中系數為2.7。同時,30501工作面回采后,在工作面側向應力影響下,靠近煤壁側約8.6 m范圍內的煤體出現了一定程度的屈服破壞,將巷道布置在此范圍時可能會導致煤體較為破碎。

圖3 30501回采后3-5#煤層應力分布

2.2.330515回風順槽和膠帶順槽掘進后圍巖應力分布

30515膠帶順槽和回風順槽掘進后,3-5#煤層應力分布情況如圖4所示。30515回風順槽和膠帶順槽掘進時,會對30501工作面回采后形成的應力場再一次產生擾動。由圖4可以看出,30515回風順槽掘進時,在距離巷道左幫2.3 m處的應力達到33.66 MPa,應力集中系數為3.1;而距離巷道右幫2.8 m處的應力達到29.40 MPa,應力集中系數為2.7。30515膠帶順槽掘進時,在距離巷道左幫1.2 m處的應力達到20.85 MPa,應力集中系數為1.9;而距離巷道右幫1.5 m處的應力達到19.33 MPa,應力集中系數為1.7。

圖4 30515回風順槽和膠帶順槽掘進后圍巖應力分布

2.2.4數值模擬結論

1)從數值模擬結果可知,30515膠帶順槽處于上覆2#煤層采空區下方,距離上覆2#煤層區段煤柱101.25 m,且四鄰為實煤,巷道位于低應力區域,但巷道開掘活動使巷道側向受力增加。

2)同時可知,30515回風順槽處于2#煤層采空區下方,但受上覆區段煤柱和同層區段煤柱應力的影響,巷道位于高應力區。隨著巷道的開掘,圍巖應力大幅增加,局部形成集中應力。

3 巷道現場礦壓監測及分析

3.1 30515膠帶順槽現場礦壓監測及分析

30515膠帶順槽現場掘進過程中,未發生過煤炮。巷道從掘進到回采結束,圍巖變形量控制在10 mm,煤體完整,未發生可見破壞現象。從現場來看,沒有高應力區礦壓顯現,沒有出現數值模擬高應力區的情況。巷道四鄰為實煤,不會受到采空區側向壓力的影響,巷道應力趨于原巖應力。

3.2 30515回風順槽現場礦壓監測及分析

30515回風順槽現場掘進過程中,煤炮頻繁,錨桿斷裂頻繁,礦壓顯現劇烈。30515工作面回采期間,巷道變形嚴重,本研究重點對30515回風順槽小煤柱巷道從掘進和回采期間的礦壓顯現規律進行研究。

3.2.1巷道掘進期間煤炮監測及分析

30515回風順槽掘進至190 m時開始發生小煤炮,掘進至300 m時開始發生中煤炮,并且小煤炮頻繁。巷道掘進從190 m處開始至2 100 m處結束,煤炮一直伴隨。經統計,中煤炮平均發生頻次為1次/2 m進尺,發生頻繁時1次/1 m進尺。煤炮發生有如下特點:

1)煤炮發生位置主要在距掘進工作面5 m范圍內,大多數發生在掘進機機組割煤對圍巖擾動期間;

2)巷道內距離掘進工作面5 m范圍外也有煤炮發生,但是數量很少;

3)對圍巖不擾動時,煤炮數量減少,工作面停掘3 d后,工作面很少發生煤炮。

根據圖4數值模擬分析可知,煤炮發生的主要原因是由于30515回風順槽掘進工作面處于高應力區。分析煤炮發生頻次及能量情況,采取大直徑鉆孔對掘進工作面應力進行鉆探,根據煤體破碎情況和鉆探的難易程度初步判斷掘進工作面應力分布情況。經鉆探發現,距掘進工作面0~8 m范圍內的煤體破碎,酥軟;距掘進工作面8~25 m范圍內易卡鉆,煤炮頻繁,煤體應力大;距掘進工作面超過25 m時,煤體完整性好,可以正常鉆進。由此可見,30515回風順槽掘進工作面在同層采空區和上覆煤柱復雜應力作用下,形成距離掘進工作面0~8 m范圍的煤體破碎區,作為應力釋放的“自由面”,8~25 m范圍形成高應力區,25 m以外產生相對低應力區結構。且隨著工作面向前掘進,破碎區、高應力區和相對低應力區不斷演化。同時,機組割煤對圍巖擾動,使得原30501端頭不穩定的頂板再次破斷垮落,形成煤炮。由此,探明了煤體破碎及煤炮發生的規律。

3.2.2工作面回采期間巷道應力監測及分析

在30515工作面回采過程中,為掌握工作面礦壓及巷道圍巖應力情況,采用KSE-II鋼弦測力系統進行應力監測,監測系統安裝在30515回風順槽內,監測區域為工作面回采側煤體測區。30515回風順槽現場距離切眼200 m處開始安裝鉆孔應力計,共安裝5個,間距5 m,距底板1.5 m,孔深分別為4 m(1#)、6 m(2#)、8 m(3#)、10 m(4#)和12 m(5#),初始應力值設置為2±1 MPa。通過回采側煤體鉆孔應力監測分析可知,整體上煤體相對應力隨工作面回采呈先增大后降低的變化趨勢。由應力變化情況可知,30515工作面回采過程中超前采動應力的影響范圍為工作面前方54~68 m,應力峰值為26.0~38.2 MPa,尤其是工作面周期來壓期間,超前工作面25 m范圍內壓力最大,煤體破碎。如圖5所示。經工作面現場觀察,圍巖松動圈平均為2.5 m。

圖5 30515工作面回風順槽3#鉆孔應力變化曲線

3.2.3工作面回采期間高清鉆孔成像監測及分析

為探測30515回風順槽幫部和頂部煤的破壞范圍,采用超高清彩色鉆孔電視進行了現場探測。30515工作面回風巷臨近30501采空區,屬于特厚煤層小煤柱沿空掘巷。因此,考慮到探測鉆孔開口部約0.6 m深度的幫部煤體比較破碎,現場探測時,彩色鉆孔電視的起始位置為距鉆孔口部0.6 m處,即圖6的起始點對應的鉆孔深度為0.6 m。如鉆孔窺視圖圖6所示,從左向右鉆孔深度范圍依次為0~1.1 m、1.1~2.2 m和2.2~3.3 m。圍巖破碎段距離30515工作面切眼1 060 m處,煤柱幫。

圖6 不同鉆孔深度窺視圖

30515工作面回風順槽距切眼1 060 m處的煤體破壞深度為2.65 m,加上起始點距孔口0.6 m,則鉆孔破壞深度為3.25 m,該處圍巖破碎最為嚴重。根據30515回風順槽現場礦壓顯現和工作面地質構造分析推斷,在鉆孔暢通可以推送超高清鉆孔鏡頭的情況下,當工作面來壓且30515工作面回風順槽壓力顯現強烈時,煤柱幫部煤體破壞深度大于3.25 m,說明回風巷煤層變形破壞較大,巷道圍巖較破碎,該成果為巷道幫部錨索加強支護提供了依據。

3.2.4工作面回采期間圍巖觀測成果分析

通過對30515工作面過F4斷層(工作面最大斷層,落差4.1 m)期間,30515回風順槽超前50 m范圍圍巖進行觀測,掌握了巷道頂幫最大變化情況,結果如表1和表2所示。

表1 兩幫變化情況一覽表

表2 巷高變化情況一覽表

經現場觀測,30515回風順槽過F4斷層(正斷層,走向104°,傾角70°,落差4.1 m)期間,礦壓強烈,頂幫變形量大,距離工作面2 m位置處,兩幫最大變形量為1.35 m(煤柱幫變形0.65 m,回采幫變形0.7 m);距離工作面30 m位置處,巷道高度最大變化為0.99 m(頂板下沉0.28 m,底鼓0.71 m)。

3.2.5現場礦壓監測與分析

1)30515膠帶順槽掘進和回采期間無礦壓顯現,無數值模擬高應力區礦壓顯現。

2)30515回風順槽掘進和回采期間礦壓顯現強烈,驗證了模擬高應力區礦壓顯現情況。同時,掌握了掘進期間煤炮發生規律,得到了工作面回采期間圍巖平均松動圈為2.50 m,最大破碎深度為3.25 m,以及圍巖最大移近量。

4 小煤柱巷道礦壓治理策略及效果

4.1 掘進期間煤炮預警

對30515回風順槽掘進期間可能發生的煤炮大小及現象進行預警,將煤炮等級分為小、中、大3個能量級。小煤炮:響聲小,沒有震動感,工作面支護不受影響,沒有明顯的頂幫掉渣現象;中煤炮:響聲較大,有輕微震動感,工作面支護基本不受影響,工器具不發生位移,頂板掉渣明顯但不影響人員視線,煤體有破碎跡象;大煤炮:響聲大,有較強震動感,煤體破碎,并伴有下列情況之一:頂板掉渣時,在工作面附近20 m范圍內,人員之間3 m之內看不清的,未支護的頂板掉頂超過0.5 m小于1 m的,頂幫錨桿、錨索支護有損壞的,工器具發生明顯位移的,機組出現明顯震動的。現場施工1個循環出現2次中煤炮時,必須停止掘進,施工卸壓孔;現場出現1次大煤炮時,必須停止掘進,采取綜合解圍措施。

4.2 大直徑鉆孔卸壓解危

30515回風順槽掘進期間施工卸壓孔,鉆機扭矩3 200 N·m,鉆孔直徑133 mm,水壓1.2 MPa。卸壓孔布置在30515回風順槽工作面,位于工作面中部,呈五花眼布置,孔間距0.8 m,設計孔深20~40 m。施工卸壓孔期間,經常出現鉆孔卡鉆、小煤炮和中煤炮,鉆孔施工成功率60%。施工卸壓孔后,掘進施工期間依然發生煤炮,但中煤炮數量減少。

4.3 優化巷道錨網索支護方案

30515回風順槽錨桿預緊力矩提高到400 N·m,錨索預緊力提高到200 kN,大斷面巷道區域采用10.3 m錨索加強支護,幫部根據鉆孔窺視,圍巖破壞深度最大3.25 m,采取4.3 m錨索加強支護,頂板和兩幫支護充分發揮了錨索的支護性能。

4.4 綜合優化超前支護方案

小煤柱巷道重點是端頭支架和超前支護的管理。30515回風順槽端頭從支架采高、初撐力、前后溜上竄下滑控制、端頭底板平直度、超前移架多方面保障支架行走平直,支撐有力。端頭三角區加強單體支護,為回風端頭創造良好條件。30515回風順槽超前支護距離達到150 m,采用無反復支撐支架,較單體支護提高支護強度,降低回收單體作業風險。

4.5 特殊區域重點超前管理

小煤柱巷道與鄰近采空區巷道硐室間煤柱寬度變小,最小煤柱2.5 m,煤柱承載壓力能力減弱。小煤柱巷道在掘進過同層硐室期間,對硐室前后5 m范圍內頂幫加密錨索支護,對硐室側煤幫采用噴射混凝土堆砌工藝,形成厚1 m的混凝土墻體。

4.6 “堆柱”應用取得成效

“堆柱”即采用特制鐵鞋,將三根DW45-350/110型單體成組支護在1個直徑約1 m,面積約0.8 m2圓形鐵鞋上,鐵鞋上加工好柱窩,以提高單位面積單體支護強度。由1根單體支護頂板時,工作面來壓經常出現單體彎曲情況,采用上述支護方法后,對礦壓顯示強烈區域進行支護,單體彎曲數量降低80%,起到了比較好的支護效果。

5 結論

中煤塔山煤礦3-5#煤層30515工作面10 m寬度小煤柱巷道應力較大,因煤層厚,礦井資源有限。在盡可能提高采區回采率的情況下,掌握工作面掘進和回采礦壓規律后,經過采取綜合礦壓治理策略,巷道變形量在可控范圍,巷道支護穩定可靠,工作面端頭頂板維護可靠,實現了工作面安全掘進和回采。

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