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B050309_深孔卸压爆破技术改善煤巷支护的试验研究.doc

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B050309_深孔卸压爆破技术改善煤巷支护的试验研究.doc

深孔卸压爆破技术改善煤巷支护的试验研究周金城【峰峰集团公司生产处】摘要针对大采深高流变软岩巷道掘进难以支护的问题,应用深孔卸压爆破技术和深部围岩浅部围岩支架系统应力变形二次耦合支护技术,取得成功。对认识变形机理、完善围岩应力分析理论和指导生产实践具有一定的现实意义。关键词深孔卸压爆破高流变软岩支护试验近年来,随着开采深度的不断加大,采矿工程面临的地质条件越来越复杂。国内外学者针对采矿工程所涉及的领域进行了大量的研究,取得了一些可喜的成果,对指导生产实践发挥了重要作用。但是,由于煤矿岩层赋存千变万化,围岩条件差异很大,对于复杂应力结构高流变围岩的研究仍处于起步阶段。本次试验针对万年矿南翼采区复杂的应力条件和岩层结构,应用深孔卸压爆破技术改善大采深高流变煤巷支护效果,取得成功,对认识变形机理和指导生产实践具有一定现实意义。1问题提出万年矿主要生产水平为二水平,埋深500m,很多巷道遭到了严重破坏,影响了生产的正常进行。从遭到破坏巷道情况看,锚喷支护巷道的破坏表现为顶帮开裂、喷层脱落、锚杆拉断、底臌和局部冒顶架棚支护巷道的破坏表现为支架变形、折断、底臌和局部冒顶等。破坏后巷道不能满足运输、通风等生产需要和人员、设备的安全要求,对安全生产威胁很大,必须经常整修。为从根本上解决这一问题,由河北工程学院和峰峰集团公司合作,选择具有代表性的13278工作面运输机巷作为试验巷道,进行改善支护效果的研究。2试验巷道条件万年矿位于峰峰煤田西北,矿井年生产能力为150万t。矿井采用斜井多水平联合布置的开拓方式和盘区前进、区内后退式开采。地层为单斜构造,断层密布,煤层倾角变化在4~55°之间,大部分为缓倾斜煤层。矿井含煤地层为石炭二迭纪,可采煤层共6层,主采煤层为2煤。试验巷道为13278综采工作面下顺槽,为沿空掘巷。煤层厚度3.0~4.5m,平均厚度3.8m。煤层倾角7~15°。煤层内含夹矸两层,厚0.2m。煤层直接顶为黑灰色粉砂岩,厚3.0m,老顶为灰白色细砂岩,厚14m,伪顶为黑色炭质页岩,厚0.5m直接底为深灰色粉砂岩,厚6.0m,老底为灰白色细砂岩,厚6.3m。3巷道破坏分析掘进初期来压快,变形量大,巷道很快遭到破坏。变形一直在缓慢发展,直到巷道完全被破坏。围岩具有软岩特性,变形呈现蠕变变形三阶段的规律,具有明显的时间效应。采取加大支护强度等手段,不能从根本上解决上述问题。巷道遭到严重破坏,表明围岩不仅处于复杂应力之中,而且其变形具有明显的流变特性。大规模的变形及破坏说明围岩不仅岩块发生高流变变形,而且结构面也发生高流变变形。因此要求支护应能控制这种复杂应力条件下的软岩高流变变形。4模拟试验复杂应力高流变软岩是一种特殊的地质结构,具有非均质、非连续、非线性及复杂的加载条件和边界条件。这使得其稳定性问题通常无法用解析法简单地求解,相比之下,数值法具有较广泛的适用性。它不仅能模仿岩体的复杂力学与结构特性,也可很方便地分析各种边值问题,并对工程进行预测预报。因此,我们选用三维有限差分软件FLAC3D软件进行计算分析。4.1三维有限差分软件FLAC3D软件FLAC3D软件用于土质、岩石和其它材料的三维结构受力特性模拟和塑性流动分析。FLAC3D源于流体力学,模拟塑性破坏和塑性流动采用的是混合离散法,即使模拟系统是静态的,仍采用动态运动方程,这就使得FLAC3D模拟的物理失稳过程不存在数值上的障碍。FLAC3D采用显示拉格朗日算法和混合离散分区技术,能非常准确地模拟材料的塑性破坏和流动,及时调整三维网格中的多面单元来拟合实际结构实体。4.2数值模拟模型建立根据煤层厚度、巷道顶底板厚度、煤岩体成分和性质以及巷道周边地质情况,建立模拟现场数值模型。FLAC3D采用三维立体模型,计算模型垂直巷道走向长度为20m,垂直走向高度为25m,岩层倾角12°。模型材料特性见下表。模型条件是模型底部固定,两侧及上侧为受力边界,其值均为1.2MPa。模型侧面限制水平移动,底部限制垂直移动,模型其余部分为自由面。在深孔爆破实施动力分析中爆破荷载的输入是沿着基角深孔爆破位置向四周方向,为减少边界对入射爆炸波的反射,指定模型四周为自由场边界。数值模拟过程分为①自重应力场下的平衡②分布开挖及基角深孔爆破对围岩的应力变形的影响③首次U型钢支架支护的支护效果模拟。FLAC3D模型材料和节理力学特性弹性模量GPa泊松比粘结强度(MPa)内摩擦系数容重kN/m3抗拉强度(MPa)粉砂岩0.13e040.120.071.0622.41.5煤0.06e040.150.011.112.32.2页岩0.08e040.150.021.323.12.4细砂岩0.08e040.120.031.1224.57.2节理--0.00150.24--4.3数值模拟试验结果分析4.3.1常规支护后围岩位移分析巷道围岩位移分析表明,围岩变形包括原岩应力状态下的变形、巷道开挖期间的变形及巷道支护后到趋于稳定前的这个期间的变形。其变形原因是由于开挖巷道破坏了掘巷前的原岩应力状态,巷道围岩出现应力集中。当集中应力超过围岩强度时,围岩就会发生塑性变形破坏。在形成塑性变形破坏过程中引起了围岩向巷道空间位移,这种位移在不同的阶段都有所表现。4.3.2常规支护后围岩应力分析模拟试验表明,常规支护后巷道两个基角处于应力集中区,其应力是巷道周边最小应力的5倍。但巷道基角仅仅是巷道表面围岩应力集中区,并不是围岩应力最高集中区,应力最高集中区在巷道周围浅部围岩内,其应力是基角处应力的4倍。应力高度集中是导致围岩变形破坏的主要原因。4.3.3围岩应力重新分布的结果深孔爆破松动围岩后,围岩最高应力区向巷道深部转移,爆破松动圈围岩松动范围为巷道半径的3~4倍,爆破松动圈以外为最高应力区,其应力是爆破松动圈内应力的6倍,产生的高应力由爆破松动圈以外深部岩层承担,爆破松动圈以内应力仅为最大应力的六分之一,由支架支护体和浅部围岩共同承担。卸压爆破后巷道围岩应力分布示意图4.3.4数值模拟试验研究结论①13278工作面运输巷围岩在自重、开掘及支护后到趋于稳定前的这个期间变形量很大,开挖巷道对围岩变形影响最大。②13278运输巷围岩流变特性明显,在常规支护后到巷道趋于稳定前的这个期间,其流变变形量大约为最大变形量的80%。③开挖巷道破坏了其原岩应力状态,巷道周围浅部围岩出现应力集中,集中应力超过围岩强度,在塑性破坏形成过程中引起围岩向巷道空间位移。巷道周围浅部围岩出现应力集中是13278运输巷围岩产生高流变变形的原因。④在自重应力条件下,13278运输巷底板及基角处围岩处在应力集中区,但不是应力最高集中区,该处围岩应力大小为应力最高集中区的四分之一。⑤13278运输巷采用基角深孔爆破卸压目的和作用是解除巷道附近围岩应力集中,使应力向深部转移。爆破卸压后,使巷道浅部围岩处于应力最低区,同时最大限度地减少巷道底角应力集中,保证了巷道支护的稳定性。5巷道基角深孔爆破卸压机理既然巷道围岩内应力高度集中是造成巷道破坏的主要原因,则使围岩内高应力得到释放、转移和使应力重新分布是防止巷道破坏的有效手段。采用巷道的基角内药壶爆破卸压技术,可以使深部围岩内积聚的弹性变形能以变形破裂的形式释放,从而导致围岩深部的应力重新分布,重新形成破碎区、塑性区和弹性区,并使应力集中的弹性区转移到围岩更深处,两帮及底板浅部围岩处于应力降低区。即卸压爆破后在巷道周围表层一定范围内形成低应力卸压圈,而在围岩深部形成了应力集中的自承载圈,集中应力主要由该自承载圈的岩体承担。由此使围岩自支撑力得到充分发挥,并为卸压岩体的稳定性提供保障。同时,由于该自承载圈的岩体处于围岩深部,基本处于三向应力状态,稳定性大大提高。这样,导致围岩破坏的可能性就会大大降低,卸压后的巷道围岩采取常规支护技术就能保持长期稳定。由支架和卸压圈围岩双重保持内部自承载圈的稳定,自承载圈、卸压圈和支护形成一体化系统,相辅相成,互为依存,三者共同作用,提高了巷道稳定性。巷道基角深孔爆破是在底板深部的松动爆破,目的是调整围岩应力,在底板岩层中形成两层自撑结构,即上自撑岩环体和下自撑岩拱体,从而有效地控制底臌量,消除巷道附近围岩应力集中。6基角深孔卸压爆破参数设计围岩卸压程度关键在于选择合适的深孔爆破参数,主要包括卸压孔深度、角度、装药量、卸压孔间距、距前头距离和卸压实施时间等。根据数值分析和模拟试验结果,卸压孔位置定在巷道两基角,高度距底板0.2m,距工作面迎头距离1.0m,与巷道中心线对称布置,与水平线呈向下倾斜45°,长度取为4.0m。卸压孔间距设计与装药量有关,通过试验优化取为1.0m。每个孔的装药量为0.15kg。为防止深部爆破引起两帮、底板出现裂隙,炮泥充填长度不少于1.5m。使用爆破材料种类与前头掘进相同,爆破与前头爆破同时进行。7支护设计利用深孔卸压爆破技术重新调整围岩应力分布,在岩体内形成两层自撑结构即上自撑岩环体和下自撑岩拱体,从而提高巷道稳定性,有效控制巷道变形,起到支护巷道围岩作用。巷道使用U25型可缩性钢支架支护。支架规格宽高为4.03.0m,形状为半园拱形。支架间距为500mm。在煤壁与支架间铺挂网目为100100mm的菱形双抗塑料编织网,并在网与支架间用直径80mm圆木背顶帮,目的是增加支架整体性和使之具有一定的柔性。为尽量减少放炮对围岩的破坏,采用预留光爆层的光面爆破技术掘进破岩。8矿压观测8.1支架受力观测8.1.1观测点布置支架受力观测的目的是为了进一步了解围岩表面受力情况,并为今后设计优化提供依据。支架受力观测采用液压枕对U型钢支架作承载量测。巷道内每50m设一观测站,测力点布置在巷道两侧分别距底板200mm和1000mm即拱基线处、巷道顶部正中和距顶部中点1500mm的巷道两肩部,共7个点。8.1.2观测数据分析支架自巷道开挖后3~5天开始受力,巷道开挖后25~33天巷道基本达到稳定,以后支架受力增加很缓慢,到50天达到稳定。支架受力最大为3.5MPa,最小为1.2MPa,平均1.9MPa,均小于围岩抗压强度煤的单轴抗压强度为25~45MPa,直接顶抗压强度为23~48MPa,平均41MPa。这表明巷道表面煤岩层处于弹性变形,围岩能够发挥良好的自撑能力。巷道开挖后30天支架受力约为常规支护的12.5~10常规支护时支架受力28~13MPa,平均20.5MPa。8.2围岩位移和表面收敛观测8.2.1测点站布置观测仪器用Dd一6型多点位移计。巷道内每50m设1个观测站,每个测站布置三个观测点,观测点分别布置在距底板800mm的巷道两侧和巷道顶部正中。每个测点分别用来观测巷道表面收敛值以及距巷道表面800mm、1500mm、2200mm、3000mm、4000mm和5000mm处围岩变形值。8.2.2巷道表面收敛分析巷道开挖后30天顶、帮变形量最大38mm,最小16mm,巷道基本稳定。巷道开挖后50天巷道达到稳定。从巷道整体观测看,变形量很小,巷道没有受到破坏,说明支护设计是成功的。8.2.3多点位移计观测数据分析巷道围岩的总位移量随着巷道开挖后时间的延续而增大。巷道开挖初期位移速度快,以后位移速度逐渐变慢,并逐渐趋近于零。一般地,开挖后30天巷道基本达到稳定,巷道开挖后50天停止位移。巷道开挖后50天,巷道表层0~800mm范围内围岩位移量为2~lmm,距表面800~1500mm范围内围岩位移量为2~lmm,距表面1500~2200mm范围内围岩位移量为3~lmm,距表面2200~3000mm范围内围岩位移量为4~2mm,距表面3000~4000mm范围内围岩位移量为8~3mm,距表面40005000mm范围内围岩位移量为12~4mm。从观测数据分析,巷道表层0~2200mm范围内围岩位移量小,表明此段围岩处于应力降低区,围岩处于弹性变形阶段距表面2200~3000mm范围内围岩位移量较大,表明此段围岩处于应力增高区,围岩可能处于塑性变形阶段距表面3000~5000mm范围内围岩位移量更大,表明此段围岩处于卸压带上的破碎区,围岩发生了破裂。9技术经济效益分析在常规支护下巷道需2~3个月维护一次、4~6个月彻底维修一次,从掘进开始边掘进边维修,一直延续到回采工作结束。采用巷道基角深孔卸压爆破技术后,支护效果明显改善,维修减少了,实现了一次成巷,掘进期间不用维修在回采期间的局部地段底臌采用卧底方法即可解决。仅维修费用一项每m巷道可节约1130元。支护总成本较常规支护降低25%,经济效益显著。巷道实现了一次成巷,减少了巷道维修时间,提高了掘进速度,缓解了采、掘衔接矛盾,为实现高产高效创造了条件,综合效益显著。巷道维修过程不安全因素很多,管理复杂,安全容易出问题。巷道掘进实现一次成巷后就为安全创造了良好条件。10存在的问题与今后方向由于钻眼工具限制,在煤层底板岩层中钻倾角45°、深4.0m的炮眼有一定的困难。下一步需研究减小卸压炮眼深度、密集度和数量以及在煤层或顶板中卸压爆破方法。作者简介周金城男,1967年生,河北矿业学院毕业。现在峰峰集团公司生产处工作,高级工程师。邮政编码056201收稿日期20050510责任编辑张少波

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