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类型外文翻译-综合放顶煤沿空掘巷巷道压力控制.doc

  • 文档编号:20857
  • 上传时间:2024-03-24
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    关 键  词:
    外文 翻译 综合 放顶煤沿空掘巷 巷道 压力 控制
    资源描述:

    1、附录A综合放顶煤沿空掘巷巷道压力控制瞿群迪(能源科学与工程大学,中国矿业大学,徐州221008,中国)摘要:基于综合放顶煤沿空掘巷巷道的变形特征,作者认为那是在受采动影响期间确保沿采空区巷道围岩稳定性来控制变形的关键。考虑完全机械化放顶煤工作面巷道的分布特征,一个减小压力的技术方案被提出,而且减压效果可使用软件UDEC3.0分析。关键字:完全机械化放顶煤;采空区入口;巷道分布1 综合放顶煤沿空掘巷的变形特征:鉴于主要地层理论和过度地层运动的规律,我们知道,沿着磁倾角方向主要的顶板闯入较低的区域次水平的煤壁,而且形成了被称为围岩的大结构的岩石光线结构,同时,在布置采空区入口的压力放松区域的大结构

    2、体下,压力较弱的煤体沿倾角方向被转移到深度远离围岩的地方,如图1所示。大结构围岩的稳定性分析和局部观察都显示综合放顶煤沿空掘巷巷道的变形规律与其他采法不同,主要的特征如下:图1 围岩的大结构的岩石光线结构(1)在巷道掘进期间,综合放顶煤沿空掘巷巷道的变形规律与普通的软岩巷道很相似。巷道掘进在大结构稳定方面有一定的效果。采空区入口发生某些变形的特征是因为在航道围岩压力改变而且出现应力集中现象。(2)在巷道掘进并且开始采煤的时候,围岩的大结构是稳定的,而且巷道周围变形很小。(3)当采空区入口受完全机械化放顶煤工作面采动影响时,主要的顶煤再一次被破坏,而且最初的平衡层被严重地破坏。岩石块A和岩石块B

    3、在稳定的移动状态中。尤其在采空区入口处周围的岩石严重变形是由于旋转和主要岩石块B的沈淀,而且在此期间受采矿影响的变形量在巷道掘进时期的5-6倍。2 综合放顶煤沿空掘巷减应力机械设备在巷道围岩中设置减压装置是减小围岩压力并且阻止巷道发生变形和损坏的一个有效的技术上的方法。在中国,采取在巷道上设置减压口来保护为矿井长期服务的一些重要的硐室。一个口的服务期限相对比较短,而且大量的工作应放在另外一个或二个影响正常生产的减压口,因此,通过改善完全机械化放顶煤工作面巷道布置,一个技术上的方案被提出来解决减压的问题。在完全机械化放顶煤工作面,一或二个减压口用于工作面顶板中间部分的瓦斯排放。(有时在工作面结束

    4、附近)。基于完全机械化放顶煤厚煤层的情况,减压方案如下列各项所示。一个瓦斯排放口设置在采空区入口处 (这个瓦斯排放口也叫做减压口)。因此,这个口即能达到瓦斯排放的目的,也能达到减压的目的。压力较弱的煤体沿磁倾角方向被转移到深度远离围岩的地方,而且采空区入口处的围岩受压状态被很好的改善。在超前工作面采用采用在煤体两边联系打减压口的方式在采空区入口上方创造一个足够宽的减压带。这个减压带能起到一个垫子的作用作用来吸收并且减少扭曲和主要岩石块B的下落而产生的巨大压力。因此,压力的范围转换为采空区入口的减小,减压效果再次达成。结果,在受完全机械化放顶煤工作面采动影响期间采空区入口处岩石的大变形明显减小,

    5、达到了有效控制综合放顶煤沿空掘巷处变形的目的。3 减压效果的数字分析产生基于减压技术领域测试的情况,UDEC 3.0软件用于分析减压效果的主要因素。新纪煤矿的测试情况是,当平均厚度和煤层倾角分别地是7.5 m和12度的时候,而且煤层的坚硬系数是0.7。煤层直接顶和底板都是砂岩,直接顶厚度为2.0 m。老顶石英沙岩厚度是8.0 m。入口端埋藏深度是371-453m,而且一个2-3 m狭煤柱在入口端和附近的采空区之间被保留。不等边四边形形式的支护用来支护入口端,并且横梁,腿部,支架间隙分别是 3.2m,2.8m,0.5m。3.1 减压口在减压效果中的影响因为采空区入口端和减压口分别严煤层顶板和底板

    6、布置,在二个口之间的垂直间隔的变化不考虑。采空区入口端和减压口如图2所示来采空区入口端煤层顶板的完整性,并且避免减压区域和附近的采空区相通。图2 采空区入口端和减压口假如l表示在采空区入口端和减压口之间的水平距离。随着l的增长,采空区入口端的变形量将会增加,减压效果将会减少。入口端的变形量随l的不同值在图3中被显示。实际上,随着减压口沿煤层线进入煤体深度的增加,在采空区入口处将会形成一个稳定的煤柱,并且煤柱的宽度将持续增长,这使采空区入口端围岩的压力变化的影响明显增强,使得压力和变形也明显增大。图3 入口端的变形量随l的不同值3.2 减压效果中宽度和突出强度的影响减压口的每个煤壁突出带的宽度分

    7、别地3,5和7m,是数字化的模拟。计算结果指出由于突出带宽度增加地域,顶板压力和采空区入口的应力集中明显地减少。由于突出带宽度变化的影响,狭窄煤柱的压力和变形相对变大,而在硬煤一边相对变小。当煤壁突出宽度从3m到5m上升的时候,狭窄煤柱的变形量减小30。然而,当煤壁突出宽度从5m到7m上升的时候, 狭窄煤柱的变形量增加。结果表示,如果突出宽度超过一个特定的界限,采空区入口处上面的煤体就会完全失去对岩石块B的支撑能力,因此,岩石块B可能由于由于采动影响而变的不稳定,狭窄煤柱变形和失效就会很快发生。结果,突出宽度应该被限制在合理的范围内,以便使在采空区入口处和相邻采空区之间的狭窄煤柱的变形能被有效

    8、地控制。突出强度也明显对减压效果有影响。如图4所示,在减压口两边的突出区域,突出效果越好,煤体越不连续,而且越脆弱。突出效果好能更进一步把来自过度地层到采空区入口处和软底板的压力迁移减少下来,而且改善了采空区入口端围岩的受压状态。图4 突出强度对减压效果有明显影响3.3 操作程序对减压效果产生的影响可能有如下的三种类型的操作顺序。首先,从采空区入口端开始,然后 挖掘减压口,最后实施突出;其次,从挖掘减压口开始,然后是采空区入口端,最后随着工作面压力的增加突出;第三,先挖掘减压口,然后完成突出,最后是采空区入口端。数字的模拟结果指出,程序的第一个类型的减压效果是最坏的,第二个最好,第三个是比较好

    9、的。第二个由挖掘减压口开始,然后压力采空区入口端周围急剧下降。在如此情况之下,采空区入口端在挖掘减压口之后被控制,而且开始的变形和采空区入口端的围岩冒落被限制。最后,由于工作面压力实现突出。因此,操作程序能降低由工作面采煤带来的压力和反方向采空区围岩由于变形和冒落带来的压力组成的总压力,而且有效地改善了减压效果。在实际生产中,减压口在采空区入口端被控制前已经被挖掘,因此,减压口能象排水沟一样为相邻的采空区服务。这与第三种操作程序一致 ,减压效果相对比较好。4 应用方案的效果根据煤矿1309号包括完全机械化放顶煤工作面地质情况的实际因素,避免在入口端挖掘期间顶板凹陷,消除来自上面附近采空区的水和

    10、煤的自然,和数字模拟等等,俩确定合理的方案并且测试。在减压方案被应用后,采空区入口端围岩的变形范围和破坏明显减小。减压技术实施前后入口端围岩变形曲线如图5所示。在煤壁50m范围内,从采空区入口端顶板到底板由1300mm减小到386mm,两边由997mm减小到515mm,分别降低了70.3%和48.3%。在没有实施减压措施的采空区入口端,围岩的变形和破坏仍旧十分的大,甚至是重建后的3-5倍。采空区入口端靠近煤壁部分大约不到4平方米,有些地方甚至小于0.5-2.0平方米。通过减压技术,采空区入口端的受压状况被极大的改善。由于木支撑的应用和煤体自身稳定性不好,在测试采空区入口端时一些隐藏的压力出现了

    11、。采空区入口端的受压状况在一个好的条件下并不复杂,而且煤壁附近部分在局部维修后超过6平方米。图5 减压技术实施前后入口端围岩变形曲线5 结论(1)在受采动影响期间采空区入口处围岩变形的控制是确保采空区入口处稳定和煤矿安全生产的关键。在完全机械化放顶煤工作面中,通过改善巷道布置将瓦斯排放口作为减压口来使用能起到有效的减压效果。(2)由减压口形成的减压区域和突出能有效的减小因扭曲和岩石块B的下落而对采空区入口端围岩产生的巨大压力,并达到减小采空区入口端围岩变形的目的。(3)距离l越长,采空区入口端围岩的减压效果月低。在采空区入口端两侧的突出宽度应限制在一个合理的范围内。突出强度越高,减压效果越好。

    12、 理想的减压操作程序如下。第一,挖掘减压口; 第二,挖掘采空区入口端;最后,最后随着完全机械化放顶煤工作面采煤工作的进行,工作面压力越来越大,导致突出。(4)在完全机械化放顶煤工作面成功的应用减压技术为维护采空区入口端和巷道布局提供了新的想法。附录BStudy on destressing technology for a roadway driven along goaf in a fully mechanized top-coal caving faceQU Qun-di(School of Energy Science & Engineering, China University of

    13、 Mining and Technology, Xuzhou 221008, China)Abstract Based on the deformation characteristics of the roadways driven along goaf in fully mechanized top-coal caving faces, the author considers that it is the key to ensure the stability of surrounding rocks of roadway driven along goaf to control the

    14、 deformation during the period affected by mining. Considering the characteristics of the roadway layout in fully mechanized top-coal caving faces, a technical scheme of destressing is put forward and the destressing effect is analyzed by using the software of Universal Distinct Element Code 3.0.Key

    15、words fully mechanized top-coal caving, gob-side entry driving, roadway layout1 Deformation characteristics of the gob-side entry in a fully mechanized top-coal caving raceIn the light of key stratum theory and the law of overlying strata movement, we know that along the dip direction the main roof

    16、broke in coal wall of the lower district sublevel and formed a rock beam structure called big structure of sur-rounding rocks after the upper district subleve is extracted forward. At the same time, the peak of side abutment pressure is transferred to the depth away from the periphery along the dip direction and the coal body under the big structure lies in stressrelaxed area where

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