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      大斷面矩形煤巷頂板支護(hù)模擬優(yōu)化設(shè)計(jì)

      2015-11-19 01:49:52王欽浩賈發(fā)元薛定亮趙發(fā)亮王元芳
      采礦技術(shù) 2015年2期
      關(guān)鍵詞:煤巷錨索錨桿

      王欽浩,賈發(fā)元,薛定亮,趙發(fā)亮,王元芳

      (霍州煤電呂梁煤電有限公司店坪煤礦, 山西呂梁市 033102)

      0 引言

      巷道圍巖支護(hù)工藝大體上經(jīng)歷了由木支架、金屬支架、錨桿支護(hù)、錨噴支護(hù)、錨梁網(wǎng)組合支護(hù)、錨桿(錨索)與梁網(wǎng)組合支護(hù)、以及錨噴(錨索)+金屬支架+注漿組合支護(hù)形式等眾多技術(shù)措施,逐步形成“綜合治理、聯(lián)合支護(hù)、長期監(jiān)控、因地制宜”的指導(dǎo)原則[1-3]。對于大型現(xiàn)代化礦井而言,大斷面矩形采準(zhǔn)巷道支護(hù)采用錨桿和錨索聯(lián)合支護(hù)才能實(shí)現(xiàn)高效快速掘進(jìn),進(jìn)行矩形大斷面煤巷錨桿支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)理論和技術(shù)研究就顯得非常重要。

      本文依據(jù)店坪煤礦西北翼2采區(qū)8-9號煤層合并區(qū)頂板巖性,提出10種頂板支護(hù)方案并分別建立FLAC3D有限差分彈塑性數(shù)值模型進(jìn)行模擬,比較分析不同支護(hù)方案的應(yīng)力集中和變形破壞特征,并根據(jù)經(jīng)濟(jì)效益優(yōu)先的原則確定大斷面矩形煤巷錨桿、錨索支護(hù)參數(shù),為降低支護(hù)成本并為類似巷道支護(hù)提供技術(shù)參考。

      1 煤巷聯(lián)合支護(hù)有限差分?jǐn)?shù)值模型

      1.1 煤巷圍巖參數(shù)

      +830 m水平含煤層為8號、9號、10號、11號和12號煤,其中8號、9號、10號局部可采或者全區(qū)可采。8號煤層位于太原組中部,上距5號煤37.10~57.32 m,煤層厚度 0.25 ~2.25 m,平均 0.87 m;結(jié)構(gòu)簡單,含夾矸0~2層,全井田屬不穩(wěn)定的局部可采煤層,井田內(nèi)面積可采系數(shù)為55%。井田西北部8號煤與9號煤合并,頂板(老頂)為L1石灰?guī)r,厚度 1.00 ~8.60 m,平均5.43 m,局部發(fā)育泥巖、砂質(zhì)泥巖、細(xì)粉砂巖,合并區(qū)煤層厚度2.3 m。煤巷圍巖物理力學(xué)特征參數(shù)見表1。

      表1 煤巷圍巖物理力學(xué)特征參數(shù)

      1.2 支護(hù)方案的選擇

      全部采用綜合機(jī)械化方式掘進(jìn)和回采,煤巷為矩形斷面,巷道凈寬4.4 m、高度2.5 m,凈斷面11 m2。早期巷道支護(hù)方案:巷道頂板支護(hù)錨桿為Φ20 mm×2.0 m的左螺旋高強(qiáng)度錨桿,間、排距為0.86 m ×0.8 m,錨索(Φ15.24 mm)長度為 8.0 m;間、排距1.4 m ×3.2 m;兩幫采用 Φ14.6 mm ×1.6 m 的普通錨桿,間排距1.0 m ×1.0 m,左(右)上角錨桿向上傾斜75°。根據(jù)巷道應(yīng)力場和變形破壞特征,選擇10種錨桿和錨索聯(lián)合支護(hù)方案,如表2所示,錨桿長度2 m,錨桿0.86×0.8表示錨桿間距×排距,錨索8.0×1.4×3.2表示錨索長度 × 間距 × 排距,單位為m。通過10種頂板支護(hù)方案的支護(hù)效果模擬,分析不同方案的應(yīng)力集中系數(shù)和頂板下沉量,然后依據(jù)經(jīng)濟(jì)可行的原則確定最優(yōu)支護(hù)方案。

      1.3 彈塑性有限差分模型[4-6]

      計(jì)算模型沿x方向長度為180 m(主要表示在充分采動(dòng)條件下),沿y方向?yàn)?00 m,沿z軸方向高度為26.3 m。8/9煤層合并區(qū)煤底部離模型底邊界平均距離為8 m,8/9煤合并區(qū)煤層厚度為2.3 m,8/9煤層合并區(qū)煤層頂部離模型頂部距離為18 m,平均傾角為2°,模型上方按至地表的巖體的自重加垂直方向荷載。模型的4個(gè)側(cè)面采用法向位移約束,頂面為應(yīng)力邊界條件、位移自由,底邊界施加水平及垂直位移約束。根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)巖層分布情況,模型由7層不同的巖層構(gòu)成,劃分網(wǎng)格時(shí)盡可能在煤層開采范圍內(nèi)使網(wǎng)格尺寸足夠小,并且形狀規(guī)則,不出現(xiàn)畸形單元。模型中的單元類型全部為8節(jié)點(diǎn)六面體單元,單元數(shù)為60560個(gè),節(jié)點(diǎn)數(shù)為66000個(gè),數(shù)值計(jì)算模型如圖1所示。

      圖1 FLCA3D數(shù)值計(jì)算模型

      表2 8-9號煤層合并區(qū)域頂板支護(hù)方案

      2 模擬結(jié)果分析及方案優(yōu)化

      2.1 模擬結(jié)果

      通過數(shù)值模擬結(jié)果,結(jié)合煤、頂和底板抗拉和抗剪強(qiáng)度,巷道煤壁前方應(yīng)力分為卸壓區(qū)、應(yīng)力集中區(qū)和原始應(yīng)力區(qū)。卸壓區(qū)和應(yīng)力集中區(qū)煤層和頂板進(jìn)入塑性斷裂區(qū)。巷道圍巖應(yīng)力集中區(qū)在巷道頂板及兩幫的幫角處,不同支護(hù)方案的巷道應(yīng)力分布見圖2、頂板下沉量見圖3。

      2.2 支護(hù)方案優(yōu)選

      支護(hù)方案依據(jù)錨桿布設(shè)密度可以分為4類,第1類為礦山早期采用的支護(hù)方案,錨桿間、排距為0.86 m ×0.8 m;第 2 類方案的錨桿間、排距為 1.0 m×1.0 m,第3類方案的錨桿間、排距為1.5 m×1.5 m,第4類方案的錨桿間、排距為2.0 m ×2.0 m。從10種支護(hù)方案模擬結(jié)果(見表3)可以看出,錨桿布置越密、頂板下沉量降低幅度越大;錨索間距和排距對應(yīng)力集中系數(shù)和頂板下沉量影響不是很明顯,錨索長度對應(yīng)力集中系數(shù)和頂板下沉量較錨索布置密度效果明顯(如方案2,5,6)。選擇頂板支護(hù)方案時(shí)可以適當(dāng)降低錨桿間、排距,縮短錨索長度、間、排距。

      表3 8-9號煤合并區(qū)支護(hù)模擬結(jié)果

      從經(jīng)濟(jì)的角度分析,錨桿間、排距采用2.0 m×2.0 m最優(yōu),錨索長度×間距×排距為6 m×2.2 m×4.8 m最為經(jīng)濟(jì)。根據(jù)10不同支護(hù)方案模擬結(jié)果,錨桿間、排距采用 1.0 m ×1.0 m、1.5 m ×1.5 m和2.0 m ×2.0 m,錨索長度、間、排距采用6 m ×2.2 m×4.8 m,分段試驗(yàn),監(jiān)測頂板壓力和下沉量。由于礦井8-9煤層合并區(qū)頂板穩(wěn)定性較好(灰?guī)r,平均厚度5.43 m),經(jīng)井下考察,采用支護(hù)方案8能夠有效控制頂板下沉量,頂板壓力顯現(xiàn)符合礦井頂板管理要求,8-9煤層合并區(qū)煤巷大矩形斷面支護(hù)參數(shù)確定錨桿間、排距為1.5 m ×1.5 m,錨索長6 m、間、排距為 2.2 m ×4.8 m。

      2.3 成本分析

      按照方案8的支護(hù)參數(shù),錨桿每排3根共6 m,按照煤巷平均長度1500 m計(jì)算,煤巷所需錨桿3000根、長度6000 m;錨索每排6 m、313根,總長度1875 m。若采用早期支護(hù)參數(shù),錨桿間、排距0.86 m×0.8 m,煤巷所需錨桿9375根、長度18750 m;錨索參數(shù)8 m ×1.4 m ×3.2 m,需錨索938根、長度3750 m。從支護(hù)材料節(jié)省角度分析,方案8比方案1錨桿節(jié)省6375根、12750 m,錨索節(jié)省625根、1875 m。按照錨桿每套150元,錨索每套600元,1500 m煤巷頂板支護(hù)累計(jì)節(jié)省133.1萬元,由于減少作業(yè)工程量可以大幅提高掘進(jìn)速度,平均日進(jìn)尺達(dá)8~10 m;全礦全年8-9煤層合并區(qū)域煤巷掘進(jìn)任務(wù)12000 m,累計(jì)節(jié)省支護(hù)材料1065萬元。

      由于支護(hù)是一個(gè)系統(tǒng)工程,其最佳形式應(yīng)當(dāng)遵循“新奧法”的設(shè)計(jì)原則。在實(shí)施支護(hù)時(shí)應(yīng)針對頂板巖性變化、加強(qiáng)礦壓方面的觀測,對支護(hù)方案適時(shí)調(diào)整,使該區(qū)域頂板管理滿足要求,實(shí)現(xiàn)安全和效益兼顧。

      圖2 不同支護(hù)方案巷道斷面垂向應(yīng)力

      圖3 不同支護(hù)方案垂向位移

      3 結(jié)論

      (1)根據(jù)店坪煤礦西北區(qū)8-9號煤層合并區(qū)頂板、煤層抗拉、抗剪強(qiáng)度,結(jié)合該礦早期頂板支護(hù)參數(shù),選擇10種支護(hù)方案并用三維有限差分?jǐn)?shù)值模擬軟件FLAC3D分別對8-9號煤層合并區(qū)大斷面矩形煤巷掘進(jìn)10種支護(hù)方案建立模型進(jìn)行模擬,分析不同方案應(yīng)力集中系數(shù)和頂板下沉量。

      (2)通過對不同支護(hù)方案模擬結(jié)果的分析,錨桿間、排距變化對頂板下沉量影響明顯,錨索長度、間、排距對煤壁前方和圍巖應(yīng)力集中和頂板下沉量改善不大,從而確定錨索長度,間、排距為6 m×2.2 m×4.8 m。根據(jù)錨桿間、排距分段試驗(yàn)頂板壓力和下沉量監(jiān)測結(jié)果,確定錨桿間、排距為1.5 m×1.5 m。

      (3)由于該礦8-9號煤層合并區(qū)域煤層頂、底板條件較好,根據(jù)模擬和現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果,采用優(yōu)化后頂板支護(hù)參數(shù),按照年掘進(jìn)1500 m計(jì)算,節(jié)省錨桿938根、錨索625根,材料費(fèi)節(jié)省133.1萬元,日掘進(jìn)進(jìn)尺達(dá)8~10 m;礦井全年節(jié)省頂板支護(hù)材料成本1065萬元,經(jīng)濟(jì)效益顯著。

      [1]張 農(nóng),高明仕.煤巷高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)技術(shù)與應(yīng)用[J].中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào),2004,33(5):524-527.

      [2]康紅普,王金華,等.煤巷錨桿支護(hù)理論與成套技術(shù)[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2007.

      [3]馬念杰,吳聯(lián)君,劉洪艷,等.煤巷錨桿支護(hù)關(guān)鍵技術(shù)及發(fā)展趨勢探討[J].煤炭學(xué)報(bào),2006,31(5):76-77.

      [4]魏敬喜,華心祝,李迎富.復(fù)雜條件煤巷掘進(jìn)頂板控制數(shù)值模擬及應(yīng)用[J].安徽理工大學(xué)學(xué)報(bào),2010,30(3):77-79.

      [5]高海亮,田建勝,高 松.大斷面矩形煤巷錨桿支護(hù)參數(shù)數(shù)值模擬研究[J].煤炭技術(shù),2009(1):122-124.

      [6]張永杰,郝云新,柏建彪,等.大斷面煤巷頂板穩(wěn)定機(jī)理分析與控制技術(shù)[J].煤礦安全,2011,1:51-53.

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