偏应力演化规律和控制围岩的软煤和软顶在强烈的开采条件下巷道

文摘

针对大变形问题的失败和不稳定性及其控制的软煤和软顶巷道在强大的挖掘,实验,理论计算,Flac^{3 d}数值模拟、钻孔窥视和压力观察被用来研究气体的偏应力的偏转特性后挡板和塑性区分布和故障特征的矿业面临考虑屋顶的应变软化特征和煤巷道,然后提出了桁架锚钢索操纵技术。结果显示如下:(1)强烈的对工作面开采影响将转移偏应力峰值区(PDSZ)围岩的气体后挡板。的影响距离PDSZ提前约20米,60米滞后;的PDSZ采空区的巷道位于3 - 5.5 m的范围从煤柱的表面,而煤壁侧的范围主要位于3 - 4.5米的肩膀角落和底部角落固体煤。(2)强烈导致工作面开采的非均匀扩张的围岩塑性区气体后挡板。巷道的两个肩膀角度和煤柱的底部最大的损害范围,和最大损伤位置的侧角煤柱(5米)。角和底部角煤柱的关键点控制的支持。(3)围岩的塑性破坏行之间的气体后挡板总是PDSZ内外轮廓,和岩体PDSZ稳定和不稳定的过渡状态,所以锚索支持的范围应该交叉塑料线失败。(4)理论计算和数值模拟结果与钻井吻合较好偷看结果。基于PDSZ的偏转法和塑性区扩展特征,桁架锚索支护系统与集成的锁定和大规模的支持函数提出了屋顶,双方共同控制,有效地解决问题的软弱围岩巷道严重的矿山变形控制问题实现煤矿安全高效生产面临巨大的挖掘。

1。介绍

矿业的影响是一个主要的困难对巷道周围岩石的稳定性在矿区是一个热门研究课题。大多数道路或室中受开采扰动影响工作面(1]。许多道路取得了在开挖围岩的稳定控制。然而,围岩的大变形,严重的地面起伏,仍然无法控制围岩的变形发生由于采矿扰动。巷道往往严重变形,需要经常维护和修理。因此,巷道维护的问题影响了煤矿的正常生产和经济效益。

专家、学者进行了一些理论和实验研究对围岩的变形和破坏机理和相应的支持的影响下开采时控制技术。基于multiroadway布局在挖掘的工程背景的脸,康et al。2]分析了围岩的变形和应力分布特征的保留巷道和确定围岩的变形主要发生在矿业面临的创建。王等人。3]研究了围岩的变形和破坏机理下的巷道开采的影响,他们认为支承压力有显著的进步对围岩的应力分布的影响。此外,李et al。4]研究了动态压力大跨度采矿巷道破坏特征的基础上,发现一个支持失败的主要原因的综合效应是一个复杂的围岩环境。此外,Zhang et al。5nonisobaric巷道)建立了一个力学模型,讨论了进化机制的压裂开采下巷道的围岩环境。陈等人。6]发现道路的不对称变形大小和方向的变化引起的围岩的应力场采矿造成的压力。他和张(7,8]分析了失败和不稳定机制相邻巷道受开采影响的大规模机械化放顶煤面,提出了使用高预应力桁架锚索的支持技术。据的变形特征在软围岩大变形,Yu和刘9)提供了一组关键技术及其相应的控制原则。此外,他et al。10)提出了设计理论的非线性大变形围岩,设计了一种耦合的方法包括螺栓和金属网的支持,并开发了一种新型的能量吸收锚链,以一个恒定的阻力和大变形。李等人。11]分析了严重变形发生在围岩室在一个大的部分,以及螺栓频繁失败的支持;随后,提出了一种新的高强度螺栓灌浆技术。基于松散和破碎岩体的变形特征及其影响因素,Fangtian et al。12]介绍了一整节螺栓灌浆技术的支持。

众所周知,塑性变形的发生和发展是由偏应力,从而控制岩体的失败和具有重要的意义对于岩体的塑性破坏的影响(13]。利用塑性力学和莫尔-库仑理论,Ma et al。14)获得了偏应力计算公式的一个圆形巷道围岩以及塑性区半径的公式。基于岩石力学和数值模拟理论,Yu和元15,16]分析了偏应力场和塑性区分布规律过程中巷道的围岩变形与破坏的,针对失效机理和控制巷道围岩的稳定。他和徐(17,18)使用偏应力理论来研究顶板支护的应力分布和地板下的煤柱大截面切割洞。谢et al。19,20.)使用应变软化模型来研究偏应力的演变规律和围岩的塑性区gob-side保留巷道。李等人。21]认为调整围岩中的三维应力场引起的大多数主要偏应力集中在填满身体,导致围岩失败。

一般来说,在上述研究中,深入分析了关于变形之间的关系和一个巷道破坏特征的基础上进行了偏应力。基于背景气体后挡板的鑫源煤矿310101工作面,本文主要描述了一个研究的偏转PDSZ围岩和故障率的塑性区过程中工作面。在此基础上,结合屋顶桁架锚索结构的控制技术和煤端锚索桁架系统,提出了有效地解决了控制围岩的大变形问题的软煤巷道在强大的挖掘。

2。工程背景

2.1。我生产的地质条件

如图1,鑫源煤矿位于东北Shouyang县山西省晋中城中国大约10.0公里Shouyang县的中心。310101工作面,平均深度500米,位于第一个矿区的煤层3鑫源煤矿、山西省,中国。矿业平均高度为4.0米,平均倾角煤层工作面区域4°。极软煤层(f= 0.2),和一个内生裂隙与一个或两层厚0.02 - -0.1米。眼前的屋顶是泥岩,平均厚度3.60米。然而,厚度不稳定,达到10米的地方,而缝地板是灰色砂质泥岩,medium-to-thick分层,在联合开发平均厚度为4.50米。此外,直方图区域煤炭和地层的工作面区域如图2。

向后倾斜的全面采用机械化采矿方法应用于310101工作面;即工作面的宽度是240,工作面长度是1800米,和自行车进步是0.8米。采矿巷道将继续体验的挖掘影响工作面很长一段时间。鑫源煤矿是我汽油,解决工作面瓦斯超限的问题,确保安全生产,特殊气体排水巷道通常是沿着煤层的屋顶设置在一定距离内后挡板,叫做气体后挡板(22]。气体后挡板的310101工作面位于22米的后挡板和保留下一个工作面在310101工作面开采后,导致长期变形和破坏的气体后挡板。气体后挡板部分有一个矩形的宽5米,高3米。挖掘后沿煤层顶板3,水浸出发生在当地的天然气后挡板的屋顶和围岩的完整性很差。屋顶很容易受损,可以通过工程扰动和侧压崩溃。

2.2。严重的软岩巷道地压强烈的挖掘

发生了严重的地面压力沿巷道位于煤层3 workface操作期间,如图3。此外,众多的冒顶事故发生在310201年天然气后挡板和310202年带西翼的后挡板3煤层工作面第一工作面生产过程中。最大的冒顶高度超过10米,街区道路的整个部分,防止通风和行走的能力。崩溃发生在相当大范围内的煤;此外,该地区的扩张没有崩溃是显而易见的,和煤炭的整体位移达到1 - 2米。巷道的原始支持系统遭到严重破坏,如屋顶螺栓的断裂,严重弯曲的托盘,和w频段折叠,而巷道螺栓暂停由于煤的身体的崩溃,导致大量的破碎巷道螺栓的失败。倒塌的部分二次重用的皮带巷道,鑫源煤矿需要补充的开挖巷道的长度380米取代倒塌的部分。气体后挡板的崩溃后,堆积的使用,补充锚索等加固支持已经采取措施来加强该地区和维持其正常功能。

基于地层压力的特点首先开采面临的西区鑫源煤矿,我们可以看到,围岩的变形和破坏的采矿巷道在生产过程中非常重要的工作。支持系统已经在一些地方受损,如螺栓断裂和锚索的w频段的扭曲。采矿巷道也在不断翻新来维持其正常的功能。然而,310101年后挡板位于工作面在东部翼,恶性塌顶和严重的屋顶发生沉降。巷道冒顶的高度是7 - 8米,屋顶塌陷长度超过15米,巷道的顶板沉降大于0.5米,横截面的收敛速度是42%。面对一个严重的东部煤巷道冒顶和屋顶塌陷,挖掘影响很小,很难保证围岩的稳定性,避免在生产过程中多次翻修的工作面。显然,传统的综合控制技术措施无法解决这个问题。结合PDSZ偏转法和气体的失败率的塑性区后挡板310101工作面在开采过程中,综合控制技术,它采用一个屋顶桁架锚索结构和煤端锚索桁架系统提出了解决控制大变形问题的软煤巷道的围岩,实现安全高效生产煤矿开采条件下严重。

3所示。巷道围岩破坏和塑料领域

3.1。巷道的围岩损伤范围

开挖后的气体后挡板,塑料浅围岩变形和破坏的环境在上覆地层的压力下,巷道围岩挤压到,最后形成自然平衡拱在一定深度,如图4。的范围和应力巷道围岩破坏区是重要的基础支持。因此,弹塑性理论是用来确定围岩破坏的范围和压力。根据自然平衡拱理论,岩体在自然平衡拱是稳定的,和平衡拱内的区域是围岩破坏区。巷道的围岩的破坏范围是由方程(1)∼(2)

深度的煤巷道煤层损害C如下:

的公式,K挤压应力集中系数在巷道,根据双方的峰值应力的数值模拟;取K= 2.3;γ是表土容重,25 kN /米³;H巷道埋深的,500;和B特点是挖掘。影响程度的无量纲参数是1.4的影响下多个矿业;f_y煤层硬度系数0.9;h巷道高度,3 m;和φ煤层摩擦角,28°。它可以计算出C= 1.83;即气体后挡板的一侧的损伤深度为1.83米。

破坏顶板岩层的深度b如下:

的公式,一个是半圆柱距离巷道,2.25米;α煤层倾角,3°;k_y是岩石被锚定的稳定系数;泥岩顶板一般为0.5;和f_n是固定岩石硬度系数4.3。它可以计算出b= 2米;也就是说,屋顶故障气体后挡板是2米的深度。

3.2。塑性区宽度巷道煤一边

巷道开挖后,双方的道路不断受损时围岩的应力平衡分布,直到边界的弹性应力区,如图5。根据理论的极限平衡区宽度x₀煤炭隧道的巷道塑性区可以通过以下公式:

在哪里x₀极限平衡区宽度;h巷道的高度,3 m;k是应力集中系数的峰值压力,2.3;γ是上覆岩层的平均体积密度层巷道,25 kN / m³;H是巷道埋深500米;λ面积的侧压力系数;P是支持身体的抵抗煤炭支持;双方的道路是由螺栓、带0.243 MPa;在煤层和内摩擦角接口是27°:

计算后,x₀= 4.78 m。

4所示。数值模拟

4.1。偏应力和建立数值模拟的重要性

目前,巷道地压理论主要集中在围岩稳定的影响,这是由重力引起的压力和支承压力。然而,理论研究和工程实践18)表明,失败和围岩的变形并不是特定角色的结果垂直或水平的压力,但多个压力共同作用的结果。根据岩土塑性力学(13),任何一点的应力状态的围岩巷道可以分解成球形和偏应力的总和。

任何一点的应力状态的围岩巷道可以通过多种形式来表达,和一个特殊的特征在所有的描述,即三个主要压力σ_我(我= 1,2,3)安排在垂直双,发现: 在哪里σ₁−P显示主偏应力,这是记录σ′。这是一个重要来源的围岩的变形和破坏。在这项研究中,σ′用作索引分析围岩的稳定性,和它的值可以通过以下方程:

解决工作面瓦斯超限的问题,气体后挡板装备在310101工作面瓦斯抽放,也作为一个空气返回下一个工作面,这表明气体后挡板将受到严重的影响矿业在310101工作面处理。此外,巷道的围岩是柔软的,它将创建一个强在巷道的围岩变形和破坏。为了更好地研究大变形的基本原因和气体的冒顶后挡板下严重的矿山,FLAC^{3 d}数值软件模拟和分析的偏应力的演变规律的围岩在310101工作面气体后挡板。仿真对象鑫源煤矿310101工作面,和模型大小是350×200×90,如图6。Mohr-Coulomb模型中每个层采用模型和应变软化模型(23,24)采用软煤和软顶。应变软化特征的软煤和软屋顶是不一样的在每一个矿区,为了开展数值计算准确,需要做具体的实验获得的应变软化特征参数软煤和软屋顶和开展数值计算验证。应变软化的特征参数的软煤和软屋顶是嵌入在鱼的声明,在FLAC计算^{3 d}。模型的横向边界沿水平方向是固定的。地板的边界模型的沿垂直方向是固定的。此外,法向应力应用模型的顶部。岩石的平均容重是25 kN / m³。

为了验证应变软化模型的合理性,一个标准的圆柱数值试样高度为100毫米,直径50毫米在FLAC成立^{3 d}。一个恒定的速度应用于样品的顶部,和标准试样的应力-应变曲线屋顶煤和泥岩的模拟和实验室测试如图7。结果表明,曲线在实验室测试和模拟吻合较好,验证应变软化模型的合理性。煤炭身体的凝聚力和摩擦角的参数和顶板泥岩塑性应变决心通过实验室测试(表1)。

4.2。分析PDSZ偏转的气体后挡板

巷道的围岩的性质恶化的压力下采矿扰动在处理气体的310101工作面因为双方后挡板是柔软和保留煤柱的承载能力的屋顶是有限的。随着工作面不断的进步,一个周期断裂和屈服在采场上方的顶板岩层主要形成的。断裂主要屋顶触摸采空区煤矸石的下降并逐渐开始稳定的承载作用下煤矸石,而巷道的围岩的压力将达到一个新的静力平衡的共同作用下矿柱支撑力量和采矿扰动的压力25- - - - - -27]。气体的浅层围岩后挡板进行扩张和变形在开挖卸载。浅层围岩的偏应力低和发展在岩层深处。偏应力的偏转,直到稳定,而岩体削弱了采矿扰动。

为了更好地理解的偏转法PDSZ 310101工作面推进的,在这项研究中,围岩的偏应力演化规律的气体后挡板在采矿过程中从两个方面进行了分析。①当工作面推进距离不同,比较分析偏应力的围岩在同一位置进行气体后挡板。②比较偏应力的围岩也进行了在不同气体后挡板的位置当工作面推进一定距离。偏应力场的演化特征与工作面是获得全面的发展。

4.2.1。准备云图的偏应力分布相同的横截面(y= 80)在气在不同的工作面推进位置的后挡板

从图8,面对前进方向,PDSZ围岩的气体后挡板与工作面促进会偏转。的偏转PDSZ围岩的气体后挡板发生在整个开采过程。在工作面进步60 m,偏应力的分布在巷道的围岩不显著改变。PDSZ在巷道中心的地板上。偏应力领域有一个对称环形分布,偏应力值低1.5 - 2米的区域内巷道的表面附近,而高偏应力分布区形成一定范围内的道路,这表明巷道的围岩略被开采的工作面,和道路仍始终处于稳定状态。当工作面推进60 - 140 m,高偏应力的分布在巷道的围岩变化,和屋顶的偏应力高的脖子两边的肩膀,转换从一个环形应力区一个u型的高偏应力区。的偏转程度的PDSZ巷道周围岩石采煤工作面推进距离的增加,而峰值的偏转程度偏区煤柱墙不再变化在100 - 140米采矿过程;此外,PDSZ逐渐出现在一侧的固体煤和峰值应力区分布范围继续转移与工作面发展垂直向下。当矿业面临达到140时,非对称“三明治”的偏应力峰值区形成两岸的巷道和峰值应力区域的变化往往是稳定的。偏应力的峰值区巷道位于采空区侧的3 - 5.5米的范围内煤柱的表面有大量分布,而煤壁侧的范围主要位于3 - 4.5米的肩膀和底部角落固体煤,和肩角分布范围大于底部的角落。 As the working face continues to advance, the distribution form of the peak in the deviatoric stress zone of the surrounding rock on both sides of the roadway no longer changes significantly. Only a strip of an increased deviatoric stress zone is formed on the upper part of the coal pillar, which obliquely runs the entire width. That is, the deviatoric stress field of the surrounding rock of the gas tailgate basically reaches a state of stability when the advancement distance of the working face is 140 m because the outer side of the coal pillar is under unidirectional or bidirectional compression, and the mechanical property of the coal pillar is poor. Under roof subsidence, a plastic failure easily occurs, shifting the high deviatoric stress of the coal pillar side to the solid coal side and allowing the deviatoric stress of the surrounding rock of the roadway to reach a new static level under the combined action of the support force of the coal pillar and the disturbance stress of the mining.

4.2.2。的偏应力分布云图围岩在不同气体后挡板的位置当工作面在特定的位置

考虑偏应力分布云图的围岩在不同气体后挡板的位置当工作面在某个位置(y= 40、80和160),偏应力领域的典型特征在不同演化阶段,如图9。当工作面进展在40米,如图9(一个),偏应力的分布在不改变巷道的围岩,只有煤柱的偏应力水平扩展对采空区的方向与距离的增加滞后矿业;然而,偏应力分布形式的煤柱先进采矿仍然几乎不变。这表明22米柱承载力有一定的屋顶在初始阶段工作面开采,同时有效地削弱了推进影响工作面开采的天然气后挡板。当进展,海拔80米,如图9 (b)的PDSZ围岩在气后挡板分布显示了明显的进步,而偏转的趋势停在工作面前20米,和偏应力分布保持不变随着推进距离继续增加,这表明围岩的扰动程度在气后挡板逐渐削弱了矿业的工作面,倾向于保持初始开挖的稳定性。类似的影响先进开采工作面,PDSZ显示一个明显的偏转现象背后的工作面。偏差的程度和范围的分布PDSZ与滞后矿业距离的增加,增加的浓度偏应力逐渐出现在肩膀的煤柱气体后挡板,应力集中程度的增加和工作面之间的距离。如图9 (c)偏的分布形式在巷道的围岩应力场变化显著的影响下滞后矿业开采后的压力。高应力区外侧肩角的道路仍在继续,直到它与高应力区在采空区端。分布的范围PDSZ围岩的气体后挡板显著增加和转移滞后矿业距离的增加,虽然没有重大改变的PDSZ工作面采空区侧。只有PDSZ固体煤端转移的增加滞后挖掘。当滞后矿业在60米,是一个不对称的“三明治”的偏应力峰值区形成两边的道路。这表明煤柱的承载能力的屋顶是有限的和煤柱的偏应力到达工作面开采后轴承极限状态。随着距离的增加滞后矿业,分布形式的PDSZ不再变化。只有高偏应力区在煤柱的肩膀脖子滞后矿业距离的增加,这表明围岩的偏应力领域达到一个稳定状态在60米的滞后矿业的脸。

从上面的分析,我们可以看到以下。(1)考虑相同的横截面(的偏应力分布云图y= 80)气体在不同的工作面推进位置的后挡板,围岩的PDSZ气后挡板旋转顺时针与工作面推进距离的增加,挠度的偏应力峰值区两边的道路往往是稳定的,当工作面推进距离是140米。其中,PDSZ的采空区侧巷道位于3 - 5.5米的范围内表面的煤柱,分布,而煤壁侧的范围主要位于3 - 4.5米的肩膀和底部角落固体煤、和分布范围的肩角大于底部的角落。(2)考虑偏应力分布云图的围岩在不同气体后挡板的位置当矿业的脸在某个位置(y= 40米、80米和160米),强烈影响开采的工作面,巷道的围岩的PDSZ显示一个明显的进步和滞后分布;此外,偏转的趋势PDSZ停在20米的工作面,而它停在一个60 m滞后采矿的脸,和的分布形式PDSZ两边的道路不再变化在很大程度上如此。

4.3。围岩塑性区演化的分析气体后挡板

在310101工作面开采的影响气体后挡板,偏应力的巷道的围岩会转移向采空区随工作面开采。高偏应力下,巷道的围岩将产生一定的塑性区范围,和偏应力的偏转场将直接影响的扩张和发展围岩的塑性区。一个塑料的失败在中间部分围岩形式(y= 80)气体的沿工作面推进方向后挡板在不同开采距离,如图10 ()。可以看出,围岩的主要失败的底部角落煤柱和煤壁浅肩膀角落的拉伸和剪切失败,而其他地区的岩体主要是受到一个剪切破坏。塑料失败巷道的围岩区很小,统一用一个椭圆分布在初始阶段的挖掘。进步的工作面,损坏的塑性区范围明显不协调的发展。当工作面推进距离是140米,塑性区变化的范围达到最大值,往往达到稳定。从椭圆分布形式的塑性区变化不规则,而塑性区深度的屋顶和地板保持不变在整个开采过程中,和其余的岩体围岩巷道显示了明显的非均匀失败。塑料故障率的统计曲线巷道的围岩不同的开采距离工作面在图所示10 (b)。的比值变化的塑性区范围和初始范围被定义为失败率系数,这是记录η。

根据故障系数曲线巷道的围岩,失败的围岩的塑性区气体的后挡板大致可以分为三个类别在强大的挖掘:肩膀的失败率的角落煤柱巷道和底部角落是最快的,双方的失败率和煤壁的底部角落是第二快,失败率的屋顶和地板是最慢的。i型故障率曲线,失败率left-bottom和右肩角远高于左肩的角落在矿业的初始阶段。然而,随着工作面推进,左肩角的失败率增加明显,而left-bottom的失败率和右肩角落往往是平的。最后,i型倾向于一致的故障率曲线,在失败的深度left-bottom角落是4米,5米,左肩的角落和右肩角是4.5米。对于ⅱ型故障率曲线,失败率的塑性区显示了一个与工作面推进的径向分布,和失败的深度发生的顺序(3.75)>右下角支柱,(3.5米)>固体煤(3米)。iii型的故障率曲线,失败率的屋顶和地板的塑性区显示与推进距离的增加变化不大在整个开采过程;然而,失败的屋顶和地板高达4米,这意味着失败的屋顶和地板的塑性区主要是相关的财产巷道的围岩。

根据上述分析和钻孔窥视28),塑性区和偏转的失败率PDSZ法律维持同步和协调关系的进步工作面。失败的塑性区范围与PDSZ的稳定稳定,这表明PDSZ主导的增长速度和发展塑性区。之间的关系的分布偏应力和塑性区范围的更直观,如图11。整形失败的最大深度围岩的气体后挡板是5米,小于PDSZ的轮廓(5.5米),但比的内轮廓PDSZ(3米)。内部和外部之间的塑料线仍然失败PDSZ的轮廓。塑料失败发生在岩体内部边缘内的PDSZ和向外延伸到塑料线失败。因此,岩体的分层偏应力等值面内外PDSZ处于弹塑性变形状态,和岩体处于过渡状态的稳定和不稳定。实现气体的围岩稳定性的后挡板,有必要控制不稳定岩体的稳定性。

5。软煤巷道周围的控制机制和技术面临巨大的挖掘

上述分析表明,气体后挡板在310101工作面属于软煤巷道,与围岩的裂隙和低强度开发的,它很容易变形和被干扰在一个工程项目。这是不可避免的,一个大范围的破碎区和塑性区围岩的巷道开挖后在很短的时间内形成。此外,PDSZ围岩的巷道偏转到采空区与工作面推进距离的增加,和塑料的最大深度失败的围岩巷道高偏应力下约5米。然而,地脚螺栓的强度和长度(电缆)在最初支持太低,以确保每个部分的锚固基础的地脚螺栓(电缆)在弹性区。破碎的围岩强烈挤压向自由表面,导致大量围岩的收敛变形,甚至冒顶和崩溃。支持系统严重受损,导致巷道的整个部分的不稳定性,其继续使用,如图12。因此,一个全面的控制技术,采用桁架结构的屋顶与系统强大的螺栓(图13(一))multianchor cable-steel梁系统(图13(b)),高预应力锚索桁架系统,(图13(c))和煤炭一边锚有线电视频道钢桁架系统(图14提出了)。

5.1。屋顶高预应力强有力的支持技术

围岩破裂区形成的浅层天然气后挡板的一部分310101工作面开采和巷道开挖的影响。强螺栓控制系统已经成功地应用在许多复杂情况下,如多个开采效果,柔软和破碎围岩的大跨度巷道(9,29日- - - - - -31日]。超强钢螺纹螺栓优越的机械性能,高预应力、和及时的支持可以显著提高破碎围岩的残余强度,形成一个大的有效压应力区在屋顶,间接限制塑料的膨胀和破碎区到屋顶。因此,这大大提高了整体完整性和浅的巷道围岩的承载能力,促进形成预应力组成的支持和围岩承载结构,如图13(a)。因此,基于工程实践和数值模拟,超强线程钢螺栓Φ= 20毫米×2500毫米,有七个螺栓排列在每一行。考虑到肩膀的塑性区巷道最快的失败率,角附近的两个螺栓之间的距离巷道的两面是700毫米,和其他螺栓之间的距离是800毫米。巷道的侧壁的螺栓为每个胎侧设置在200毫米远离,螺栓之间的角度为每个巷道的侧壁垂直方向是20°,和其他螺栓垂直排列。强劲的线程的线空间钢螺栓决心是800毫米,和钻石金属网,指定为1100毫米×2800毫米大小,使用Φ14毫米钢梯梁和钢支承板。

一个multianchor cable-steel梁系统的关键是确保稳定的屋顶。它由W-steel磁带和几个单锚电缆与W-steel胶带固定在屋顶的深度,形成预应力承载结构钢梁multianchor电缆的支持。单锚电缆穿过塑料故障线路和连接预应力承载结构形成的浅螺栓支持与深稳定岩层的屋顶。锚的倾斜布置电缆附近的一边肩膀采用削弱的膨胀率肩膀角落的巷道塑性区。锚W-steel带电缆连接的抗拉强度高,形成一个完整的轴承结构,共同抵抗围岩的变形,提高预应力承载结构的稳定性。在锚索的设计参数、锚索应交叉失败的塑性区,和锚索基金会应尽可能位于屋顶的非常稳定的岩层上方,如图13(b)。因此,基于工程实践,一个数值模拟和理论分析,钢链电缆由19钢丝,指定为Φ= 17.8毫米×L9500毫米大小,用于加强支持,有5个电缆安排在每一行。行和行间距的确定钢链电缆1100毫米×2400毫米,和电缆之间的角度,设定在300毫米远离侧壁,竖直方向是20°。W-steel磁带,指定为5000毫米×220毫米×4毫米大小,用于连接电缆和运作配合轴承的钢格板。

由于大跨度巷道和泥岩的屋顶,屋顶塌陷下容易发生强烈的挖掘。因此,有必要采取有效措施,防止冒顶基于上述支持,确保巷道顶板的安全。索桁架系统是一种新的支撑结构发展到解决大变形和简单的问题复杂地质条件下的巷道冒顶[32]。索桁架系统由一个长锚索和一个特殊的锁紧装置。锚基础放在深稳定压缩岩层巷道的两个肩膀。两个斜锚由特殊的连接器和电缆连接形成一个向外斜槽在预应力后积极支持结构,如图13预应力索桁架系统(c),从水平和垂直方向施加一个高要求,实现三维压缩周围的岩石。巷道的顶板沉降过程中,电缆桁架系统逐渐堵塞,浅围岩的压力增强,支持和围岩共同加载,防止围岩的大变形巷道和提供一个新的方法来支持一个大变形巷道。因此,基于工程实践,一个数值模拟和理论分析,组成的一种高强度和高长预应力钢绞线19高强度钢丝Φ17.8×9500毫米大小的电缆采用桁架系统,预紧力可以达到不低于160 kN。电缆之间的角度,这是设定在胎侧的1300毫米,和垂直方向是20°。电缆桁架系统连接锁与17.8毫米钢丝索桁架和一种特殊的连接器。

5.2。控制技术的有线电视频道钢桁架的煤锚

因为煤柱外的一面是在单向压缩和煤炭的身体差,塑料容易失败发生在屋顶塌陷。因此,一个强大的螺栓支持系统还应使用两边的气体后挡板。考虑弱和破碎煤体的变形,进一步控制围岩的膨胀变形裂缝,3000毫米长度的螺栓选择大型螺栓支撑结构。因此,这大大提高了围岩的应力偏量峰值应力区内,延迟高偏应力的转移到固体煤尽可能和削弱高的剪切破坏应力偏量的煤炭质量,如图14。因此,在工程实践基础上,数值模拟、理论分析,超强线程Φ20毫米×3000毫米的钢螺栓大小,行和行间距为800毫米×800毫米。螺栓之间的角度,这是设定在300毫米从屋顶,和垂直方向是20°。钻石金属网,指定为2600×1100毫米大小,使用钢和木制轴承盘子。

根据数值模拟,可以看出PDSZ逐渐将向煤柱和固体煤一起进步的工作面,PDSZ岩体是在稳定和不稳定之间的过渡。实现巷道的围岩的稳定性,有必要控制PDSZ不稳定岩体的稳定性。因此,用桁架锚索加强道路方面的支持。剪切变形巷道的围岩的角落可以有效控制斜锚电缆穿越PDSZ。索桁架系统由槽钢锚组成的电缆连接,从而形成一个连续的压应力区浅层围岩的巷道。这改变了支持模式和结构,提高煤炭质量的自给能力巷道一侧。基于工程实践,因此,数值模拟、理论分析,高强度和高度拉长预应力钢链由19高强度钢丝Φ17.8×5300毫米大小和1.8米长14号槽钢采用cable-steel通道桁架体系。电缆之间的角度,这是设定在800毫米从屋顶,垂直方向是20°,电缆之间的角度,这是设定在1000毫米远离地板上,垂直方向是5°。钢链电缆的行间距是确定为2400毫米。

6。工程实践

6.1。支持参数

根据上面的理论分析、数值模拟和工程实践,气体的参数确定后挡板在310101工作面,如图15。

实际的顶板支护设计如下:超强线程Φ20毫米×2500毫米的钢螺栓,有七个螺栓排列在每一行。强者的行间距确定线程钢螺栓800毫米,和一颗钻石金属网指定为1100毫米×2800毫米大小使用Φ14毫米钢梯梁和钢支承板。钢链电缆由19个钢丝指定为Φ17.8毫米×L9500毫米大小然后使用加强的支持,有5个电缆安排在每一行。钢链电缆行和行间距的确定是1100毫米×2400毫米。W-steel胶带指定为5000毫米×220毫米×4毫米的大小是用于连接电缆和运作配合轴承的钢格板。此外,高强度、高伸长率预应力钢链由19高强度钢丝Φ17.8×9500毫米大小采用电缆桁架系统,预紧力可以不低于160 kN。电缆桁架系统连接锁与17.8毫米钢丝索桁架和一种特殊的连接器。

煤炭方面的支持,超强线程Φ20毫米×3000毫米的钢螺栓大小,有四个螺栓排列在每一行。强者的行和行间距确定线程钢螺栓800毫米×800毫米。此外,锚有线电视频道钢桁架支持系统是采用高强度拉伸预应力锚索指定为Φ17.8毫米×5300毫米大小使用1.8米长14号槽钢,和群锚的行空间确定为2400毫米。

6.2。支持的效果

进一步测试气体的围岩控制效果的后挡板在强大的挖掘,气体后挡板的表面位移监测使用交叉点的方法;前后的监控数据挖掘在图所示16。在挖掘之前,气体的围岩的收敛后挡板是极其微小的,屋顶的最大位移的气体后挡板不超过100毫米,和双方的最大位移的气体后挡板不超过140毫米。开采后,屋顶的最大位移的气体后挡板不超过310毫米,最大位移的双方气体后挡板不超过160毫米,顶部气体分离后挡板是15毫米,屋顶是在一个稳定的状态。

采用上述控制技术相结合后,大面积冒顶的矿业面临的问题得到有效解决。气体的有效控制后挡板不仅提供通风和瓦斯治理的基本条件,但也有助于挖掘一个较小的部分道路,解决异常情况的认真挖掘取代了不平衡的状态,减少煤矿的可利用的资源的损失,大大提高企业的经济效益和技术效益。工作面产量增加从1.2到1.8吨/ a,它有效地解决了难题的煤炭资源开采严重的条件下,实现了煤矿的安全、高效生产。

7所示。结论

本文得出的峰值应力的部分压力气体的软弱围岩后挡板的影响下强大的挖掘将明显偏转,以及塑性区不均匀地将扩大。锚索的关键控制区域和锚索的锚固范围内验证了理论计算、钻孔窥视,和现场实践。(1)应变软化模型进行数值计算,对工作面开采影响会导致峰值应力区围岩的气体后挡板转移。的PDSZ采空区的巷道位于3 - 5.5 m的范围从煤柱的表面,而煤壁侧的范围主要位于3 - 4.5米的肩膀角落和底部角落固体煤。的峰面积偏应力是控制的关键区域。(2)强大的工作面开采导致围岩的塑性区气体的后挡板不均匀地扩张。固体煤肩角,煤柱一侧肩角,和煤柱侧底部角有最大变形和损伤,损伤范围是4米,4.5米,5米,分别。这三个区域是控制的重点支持。(3)的围岩的塑性破坏行气后挡板总是内外轮廓之间的峰值应力区,和岩体峰值应力区域稳定和不稳定的过渡态。锚索应交叉的支持范围的围岩的塑性破坏行气后挡板。(4)桁架锚索支持系统与集成的锁定和大规模的支持函数提出的屋顶,双方共同控制疲软的巷道围岩的强烈的挖掘。的最大变形巷道,巷道的两面是310毫米和160毫米,分别控制效果好。

数据可用性

所有数据支持的结论得出本研究可以获得相应的作者。

的利益冲突

作者宣称没有利益冲突。

确认

这项工作是财务支持的中国博士后科学基金会(批准号2019 m650895),中国国家自然科学基金(批准号51974317),中央大学的基础研究基金(批准号2010 qz06),曰气的年轻学者项目,中国矿业大学科技、北京(批准号800015 z1104)。作者要感谢连续的支持鑫源煤矿在现场取样和监控。

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