防冲设计五篇

防冲设计 篇1

根据相关有效数据统计, 我国国内目前大中型水闸数量已有3 700多座, 其中大型水闸数量已有480多座, 其过闸流量可达1 000 m3/s, 随着时间的推移以及对相关病险水闸调查结果可知, 很多大中型水闸的消能防冲设施几乎严重损坏。相关研究学者经过长期地研究与探索, 发现水闸的消能防冲设施出现损坏的主要原因是消能设计条件选择不当。另外, 平面设计布置不合理以及闸门开启不对称等也是造成水闸消能防冲设施出现损坏的重要原因。为了防止水闸闸下的冲刷, 相关设计人员会将最大单宽能量作为水闸消能与防冲的设计控制条件, 针对上游水位, 一般会不断的提高闸上当水位, 而下游水位则需要考虑到水位升高之后使得水泄量增加的问题, 因此, 需要将可能出现最低水位来计算水位, 另外, 当闸门被开启的过程中具有着非恒定流特性, 因此, 下游水位需要选择最低水位来计算, 进而有效计算出最大单宽能量, 从而计算得出消能防冲的设计条件。但是这种计算方法没有考虑到闸门开启时的非恒定流特性以及水利要素变化规律等, 最后计算出来的消能设计标准常常不能满足水闸的消能防冲要求。因此, 在进行消能设计标准时需要考虑到闸门开启过程中非恒定流特性的问题, 从而提高消能防冲的使用性能。相关研究学者为了分析非恒定流的特性问题而建立模型并进行了放流试验, 为了保证该实验结果的准确性, 在设计模型的时候, 在水利灌区设置了一分干节制闸, 并且在该制闸中安置了弧形闸门, 开启闸门的速度由计算机控制电机传动来实现, 而下游水位由相关微机控制多点同步检测系统来采集。通过实验得知, 闸门开启后水闸现有的冲刷与闸门的开启有着莫大的联系, 闸门开启过程中所产生的冲刷量几乎占总冲刷量的50%, 并且随着闸门开启时间的缩短, 则冲坑的深度就会渐渐加大, 然后在进行开启第二次闸门的时候, 冲坑的深度逐渐呈减小趋势, 冲坑的面积便逐渐变大, 但与此同时, 冲坑的深度以及面积渐渐趋于稳定状态, 最后渐渐与闸门开启历时无关。另外, 随着闸门的开启, 下游水位会随着流速的变化而变化, 所以说, 闸门的开启与闸下的消能防冲设计条件有着十分密切的关系, 同时, 在闸门的开启过程中, 其下游水位与近底流速以及时间有着密切的关系。

2 闸门开启过程中闸下水深的变化

2.1 关于测试断面的选定

本文根据相关研究者建立的模型进行分析测试断面的选定, 在距离该模型闸门50 m处, 设置了一分干节制闸原型观测1号, 该选定的测试断面与原型距闸门呈1∶50的比例。

2.2 实验测试结果

实验测试结果如表1所示。从以下实验测试结果可以了解到, 当闸门开启将近1 h之后, 水深才能达到正常设计水深, 在闸门开启的瞬间其下游水深仅为正常设计水深的一半, 随着时间的推移, 水深的深度渐渐趋于平稳状态。

2.3 关于数值模拟

通过以上实验结果得知, 闸门开启过程中, 水流为非恒定流, 本文以下通过利用差分格式来编写计算机程序进行数值模拟, 假如初始水深为0, 则圣维南方程无解, 因此, 选择初始水深为0.13 m, 不仅具有良好的模拟效果, 而且在闸门开启历时>3 min的时候, 其数值模拟更加清晰, 如果闸门开启时间<3 min的时候, 其模拟精度较差并且与实际测量数据发生偏离。

2.4 关于模型测试结果的验证

通过将模型测试结果与实际原型水闸渠道的纵比降、边坡系数等进行对比分析得知, 原型的相关数据与实际数据相差较小, 所以, 可以通过该数学模型来对闸门开启过程中的非恒定流过程进行数值模拟计算。

3 关于闸门开启过程中下游水位近底流速的变化

将闸门开启历时设为3、30 min, 则下游水位近底流速主要有两种情况:第一, 闸门刚打开的时候, 下游水位的近底流速加快, 随即渐渐趋于平稳状态, 并且随着闸门开启时间越快, 下游水位的近底出现最大一次流速的时间也就越短;第二, 当出现第一次近底流速高峰后, 随即在2 000 s后又出现了第二次近底流速的高峰, 并且随着闸门开启时间的缩短, 第二次近底流速的高峰值明显低于第一次近底流速的高峰值, 另外, 随着闸门开启历时的延长, 则两次近底流速的高峰值渐渐趋于相等。

经过实验判断得出, 出现两个峰值的原因是与模型渠道的长度有关以及渠道糙率有关, 因此, 非恒定流首部的糙率远远大于渠道正常水深时的糙率。非恒定流首部的糙率比正常水深时的糙率要高的原因, 是由于水闸上游水的相对运动速度要比下游水的相对运动速度要快, 因此, 首部的摩阻力也要大于后部的摩阻力, 从而导致出现两个峰值。

4 结语

本文将目前水闸建设概况进行了分析介绍, 同时, 将闸门开启过程中闸下水深的变化以及闸门开启过程中下游水位近底流速的变化进行了分析陈述。由于水闸消能防冲设施随着时间的推移以及闸门开启不对称和消能设计条件选择不当而造成损坏, 因此, 本文将消能防冲的损坏与消能设计条件选择进行结合探讨, 从而找到其中的机制, 以提高消能防冲设计条件选择的准确性, 才能使得水闸的消能防冲设施的使用寿命得到延长, 从而更好地为广大百姓提供良好的社会服务以及实现社会效益的提高。

参考文献

[1]文恒, 王永利.闸门开启过程中非恒定流与闸下消能防冲的研究 (一) ——闸门开启过程中的闸下冲刷[J].内蒙古农业大学学报:自然科学版, 1998, 42 (2) :97-101.

[2]覃文文, 刘华, 胡岚平, 李连侠, 沈焕荣, 易文敏.安谷水电站消能防冲布置方案优化[J].西南民族大学学报:自然科学版, 2011, 37 (4) :176-181.

[3]牟献友, 文恒.闸门开启过程中非恒定流与闸下消能防冲的研究 (2) ——灌区水闸启门过程中非恒定流数值模拟[J].内蒙古农业大学学报:自然科学版, 1999, 43 (4) :97-103.

[4]李景宜, 严瑞, 史正涛.渭河拦河闸闸门选型及设计研究[A].第一届中国水利水电岩土力学与工程学术讨论会论文集 (下册) [C], 2006.

[5]林建, 蒋华林, 雷亨顺.水库小流域环境治理的探索与实践——开县三峡库区消落带环境治理调研[J].重庆三峡学院学报, 2007, 23 (5) :12-15.

防冲设计 篇2

工作面在回采过程中, 受采动影响会对周边巷道造成较大的破坏, 所留设的煤柱、停采线构成的应力集中区域对冲击矿压防治带来困难[1]。如何做到既可以合理有效地回采煤炭资源, 又可减少工作面回采对周边巷道的影响, 确保回采安全, 成为需要解决的煤矿安全生产的难题。

1 概况

张双楼煤矿位于江苏沛县安国镇境内, 井田东起F1断层, 西到F24断层, 南自太原组21煤层露头线, 北到-1 200 m水平7煤层底板等高线。水平标高为-200~-1 200 m, 井田走向长13.5 km, 倾斜宽2.9 km, 面积约37.86 km2。-1 000西一采区上山煤巷埋深700~1 000 m, 属于深部巷道。该煤巷煤层厚度变化较大, 部分地段煤层缺失, 煤层倾角25°左右[2]。-1 000西一采区上山两侧工作面大部分处于采空状态, 其中上下山煤巷正在回采, 煤巷受到采动的影响。周围有火成岩侵入区、DF20断层和F28大断层, 受到地质构造影响较为严重。

2-1 000西一上山区域冲击危险性分析

2.1 9422工作面危险性分析

2.1.1 9422工作面两巷掘进期间的大直径钻孔煤粉量分析

根据钻屑理论, 钻屑量的多少可以反映出煤体中应力的大小, 煤体应力和煤粉量呈现正相关。在钻进过程中, 可以根据大直径卸压钻孔煤粉量判断煤体应力的大小[3]。9422工作面2条巷道在掘进期间的大直径卸压钻孔煤粉量平均值按照不同部位进行统计, 如表1所示。

kg/d

2条巷道掘进时, 靠近相邻工作面停采线时, 溜子道上帮、溜子道下帮和材料道下帮的每天大直径卸压钻孔煤粉量的均值变化情况如图1所示。

由表1可知, 煤柱下方煤粉量平均值均高于对应的非煤柱下方巷道煤粉量平均值;9422工作面溜子道煤粉量平均值大于9422工作面材料道下帮;9422工作面溜子道下帮煤粉量平均值大于上帮。从按天统计的煤粉量变化情况可以看出, 在煤柱下方的煤粉量高于其他地方煤粉量。因此, 所处煤柱下方的9422工作面材料道和溜子道为高应力区, 9422溜子道下帮冲击危险性最大, 9422材料道下帮次之, 9422溜子道上帮危险性相对较小。

2.1.2 9422工作面2条巷道掘进期间矿震分析

将9422工作面2条巷道掘进期间矿震进行定位, 定位矿震分布如图2所示。

从矿震分布特征看, 9422工作面掘进期间矿震主要分布在上下山和停采线附近, 而在7煤采空区位置基本没有矿震分布。上下山位置和停采线下方的煤岩活动频繁, 应力大。矿震震源主要位于9422工作面溜子道附近, 而9422材料道附近矿震分布较少, 说明9422工作面溜子道附近煤岩活动较为频繁, 应力较大。但9422工作面材料道却出现了能量大于1.0E+4J矿震, 结合张双楼矿地质情况可以得出, 此位置受断层、火成岩等地质构造的影响, 易产生较大的动载。

2.2-1 000西一采区上山危险性分析

在-1 000西一采区上山9422工作面正对的上山位置多次发生强动力显现。根据经验, 冲击矿压会经常在某一区域多次发生。因此得出9422工作面回采至停采线位置, 正对应的上山位置极容易发生冲击矿压事故, 应当加强卸压与防护。

-1 000西一采区上山历史冲击记录如图3所示。

2.3-1 000西一上山区域冲击危险性因素分析

根据上山区域的地质条件和生产技术条件, 上山煤巷冲击矿压危害发生的主要影响因素包括: (1) 煤层的埋深; (2) 煤岩层自身的冲击倾向性; (3) 煤层厚度及其变化; (4) 顶板岩层的结构特点; (5) 工作面开采过程中揭露的地质构造如断层等; (6) 相邻采空区和上区段采空区、遗留煤柱及停采线的影响。

3 强冲击邻上山工作面防冲开采参数优化

为保证工作面的安全回采, 提高煤炭资源回收率, 在采取有效的卸压措施下, 对停采线与上下山位置需要进行进一步优化, 将停采线设置在7420停采线附近。当9煤回采到距离-1000西一七煤上山 (猴车道) 100 m时, 9煤回采引起的上覆岩层移动范围大约位于-1000西一回风上山边缘位置, 此时处于顶板破断的临界位置;若继续向前推进, 将有可能引起上覆复合关键层的破断, 诱发西一回风上山和西一七煤上山冲击矿压事故的发生。因此为了保证西一七煤上山不受到大的冲击破坏, 将9422工作面停采线设定在距离西一七煤上山100 m的位置, 如图4所示。

9422停采线在7420停采线附近时危险区域的划分如表2、图5所示。

4 西翼采动强冲击上山防冲卸压综合技术

4.1 防治范围

根据以上分析, 选定9422停采线距离西一七煤上山100 m位置时, 上下山会受到9422开采扰动的影响, 冲击危险性较高, 确定卸压范围为-1 000西一七煤上山的所有7、9煤合成部分, 具体位置为西一七煤上山-764~-904 m的煤层合成部分。

4.2 防治措施

4.2.1 底板卸压槽

底板卸压槽布置如图6所示。

对猴车机道留底煤厚度大于1 m的区域施工底板卸压槽, 卸压槽宽度为500 mm, 深度不低于500 mm;对巷道底板进行卧底, 将底部卧成一个圆弧形状, 卧底深度达到2 m。

4.2.2 帮部补打锚索和底角锚杆

对上述区域两帮施工帮锚索和底角锚杆, 帮部锚索要与原有锚索间隔补打, 在帮部位置偏向于原有锚索水平偏下的位置, 锚索与巷帮成45°斜向上, 锚索直径18.9 mm, 长度为4.25 m;对两帮底角补打底角锚杆, 要求锚杆与底板呈现15°夹角向下的方向, 每间隔0.8 m施工1根。

4.2.3 底板放炮

对上述区域底板两角进行煤体爆破, 爆破孔与垂直方向夹角30°, 斜向帮部方向, 运用检测孔钻机进行打钻, 深度打到底板为止, 装药量3 kg, 封孔长度为5 m, 放炮孔间距5 m, 可以多孔同时起爆。

4.2.4 管路固定

为防止冲击矿压冲坏管路, 导致管路弹起, 人员受伤, 必须对管路进行固定, 根据防冲经验, 冲击发生时易引起底板的变形破坏, 所以要将管路固定在帮部腰线以下, 管路与底板的距离要大于500 mm。

5 断层带深孔爆破弱化减冲技术

在断层附近开采时, 易引起断层的滑移, 断层滑移将向外界释放巨大能量。当能量传递到巷道时, 易引发巷道的冲击失稳, 需要对断层区域采取一定卸压措施。根据对断层分析, 结合现场实际情况, 采用顶板深孔预裂爆破方法对断层进行处理, 以切断F28大断层滑移释放的能量对上山产生的冲击危害。处理范围为7煤顶板向上坚硬砂岩层, 共施工7个爆破孔。

顶板深孔预裂爆破孔施工设计参数如表3所示。

-1 000西一采区上山断层深孔预裂爆破施工设计如图7所示。

6 结论

通过对9422工作面进行冲击矿压技术的研究, 为矿井冲击矿压技术参数设计提供了理论依据;通过防冲技术设计、优化, 减轻和控制矿震以及冲击矿压等动力灾害对巷道围岩、支护状况的影响;建立了完善的矿井动力灾害监测、预警准则与技术, 对提高张双楼煤矿冲击矿压治理水平具有一定的实用价值, 具有较大的推广应用前景, 可为相似条件下综采面的安全开采提供借鉴。

摘要：根据张双楼煤矿9422工作面综合地质条件和实际开采情况, 对-1 000西一上山区域冲击危险性进行分析, 通过分析优化西翼强冲击相邻上山工作面的防冲技术参数, 确定9422工作面防冲卸压综合开采技术方案。

关键词：工作面回采,强冲击危险,停采线优化,防冲卸压

参考文献

[1]赵洋.深部开采高应力区冲击地压预测及防治研究[D].青岛:山东科技大学, 2010.

[2]潘俊锋, 宁宇, 杜涛涛, 等.区域大范围防范冲击地压的理论与体系[J].煤炭学报, 2012 (11) .

防冲设计 篇3

【关键词】消能防冲；设计

1.概况

巫溪县镇泉引水电站为后溪河干流第三座梯级，采用跨流域引水开发模式，工程坝址位于后溪河中下游的长河坝河段，坝址以上集水面积468.60km2；水库正常蓄水位328.50m，设计洪水标准为20年一遇，设计洪峰流量为1540m3/s，相应设计洪水位328.50m，校核洪水标准为50年一遇，校核洪峰流量为1910m3/s，相应校核洪水位328.93m，水库总库容38万m3，电站装机容量30MW。

拦河闸坝建于覆盖层上，覆盖层由砂砾卵石、粉细砂、淤泥质粘土等组成，下伏基岩为灰岩。覆盖层上部为厚10.10～14.0m、下部为厚4.70～11.50m的砂砾卵石，中部夹有厚2m的粉细沙层及厚3.50～6.90m的淤泥质粘土层。覆盖层最大厚度为34.50m。

工程主要建筑物由拦河闸坝、引水建筑物、电站建筑物等组成。拦河闸坝采用宽顶堰加平板闸门的开敞式水闸，包括泄洪闸与冲砂闸。泄洪闸共4孔，闸坝段长52.5m，孔口宽度10m。闸室底槛高程321.20m，底板厚度2.50m，上下游设齿墙，齿深1.0m，底板顺水流向长22.0m，闸孔内设检修闸门和工作闸门。冲砂闸紧邻泄洪闸布置于右岸，设1孔×10.0m，结构与泄洪闸相同。

闸坝下游布置有消力池、海漫及抛石防冲槽等消能防冲设施。

2.消力池设计计算及结构布置

2.1消力池设计计算

镇泉电站闸坝上下游水头低，下游水位变幅较大，故采用底流消能，消力池长度、深度根据《水闸设计规范》（SL265-2001）“附录B消能防冲计算”所列公式进行计算。公式如下：d=σh"-h'-ΔZ

h"c=

h-T0h+=0

ΔZ=-

L=L+βL

L=6.9（h"-h）

式中：d—消力池深度（m）；

σ0—水跃淹没系数，本工程取1.05；

h"c—跃后水深（m）；

hc—收缩水深（m）；

a—水流动校正系数，本工程取1.0；

q—过闸单宽流量（m2/s）；

b1—消力池首端宽度（m）；

b2—消力池末端宽度（m）；

T0—由消力池底板顶面算起的总势能（m）；

ΔZ—出池落差（m）；

hs'—出池河床水深（m）。

Lsj—消力池长度（m）；

Ls—消力池斜坡段水平投影长度（m）；

β—水跃长度校正系数；

Lj—水跃长度（m）。

消能防冲设计洪水标准为20年一遇洪水，库水位为328.50m，相应下泄流量为1540 m3/s。根据闸孔各孔、各级开度时，相应的下泄流量和下游水位计算消力池的深度和长度。计算结果详见表1。

表1 消力池计算成果表

根据底流消能计算成果，确定消力池深度为2.0m，长度为23.0m。

消力池底板抗冲和抗浮要求计算公式如下：

抗冲t=k

抗浮t=k

经计算，抗冲要求厚度为1.37m，抗浮要求厚度为1.16m，因此，取消力池底板厚度1.50m。

2.2消力池结构布置

消力池布置在闸室下游，消力池底板与闸室底板间斜坡坡度为1：4，斜坡与闸室底板间接2.0m宽的平段。消力池深2.0m，池长23.0m，底板高程319.20m，底板厚1.50m，采用C30W6F100混凝土结构，底板下面设10cm厚C10素砼垫层，消力坎顶宽1.0m，内坡坡度为1：0.5。在消力池下游底板布置排水孔，孔径8cm，孔距2.0m，梅花型布置，底板铺设一层300g/m2的无纺土工布作为反滤。消力池底板顺水流方向共设3条沉降缝，沉降缝中设铜片止水，缝内嵌浸沥青杉木板。消力池左岸布置C20F100砼重力式挡墙，右岸布置C20F100砼衡重式挡墙，挡墙顶高程为327.60m，靠近闸室处墙顶以1：2的斜坡与水闸边墩衔接。

2.3海漫及抛石防冲槽

当 ，且消能扩散良好时，海漫长度按下式计算：L=k

根据计算，海漫长度为49.25m，取海漫长度为50m，海漫上游端接消力池末端，其顶面高程321.20m。海漫上游20m范围内采用60cm厚M10浆砌块石结构，下游30m范围内采用60cm厚干砌块石结构，海漫下部设15cm厚碎石垫层和一层300g/m2的无纺土工布。海漫末端设抛石防冲槽，防冲槽为倒梯形断面，底宽5.0m，槽深2.5m，两侧边坡均为1：2.5，防冲槽石块单重不小于400kg。

【参考文献】

防冲设计 篇4

忻州窑煤矿是我国典型的“三硬”矿井,具有坚硬煤层、坚硬顶板和坚硬底板。在煤炭开采过程中坚硬顶板不易冒落或垮落不充分,在采空区形成悬臂梁,产生工作面超前支承应力迭加。随着工作面持续推进,老顶周期性破断,顺槽两侧煤壁应力交替性地发生累积和瞬间释放,极易引发冲击地压。另外,矿井为多煤层开采,层间距较小,煤体坚硬,上层开采保留的煤柱形成高应力集中。开采下层时,支承应力迭加上层煤柱向下传递的集中应力形成更高的集中 应力,在外力诱 发下很容 易产生冲 击地压[1,2]。据统计,全矿井各个开采盘区均发生过冲击地压,且多发生在临采空区的回风顺槽,破坏形式以煤体冲击为主,同时伴有明显底鼓,严重制约了矿井的安全、高效生产。

针对我国矿井冲击地压防治课题,众多专家学者展开大量研究,取得了丰硕的科研成果。潘俊锋等通过文献统计分析发现我国冲击地压的研究由发生机理逐步转向防治技术,提出冲击地压防治“三个理念”[3]。章梦涛等对煤层注水防治冲击地压机理进行了研究,研究结果为有效防冲提供了新的手段[4]。李剑锋等深入研究了深孔卸压爆破影响区域及其防治冲击地压机理。爆破卸压工艺和效果分析结果表明,深孔卸压爆破能够有效缓解煤岩体应力集中,控制冲击地压发生[5]。窦林名等对高压射流割煤技术的卸压效果进行了研究,结果证实高压射流割煤技术具有较好的防冲作用[6]。齐庆新等采用深孔断顶爆破技术显著降低爆破有效范围内煤岩体的应力水平,对具有冲击危险的区域起到较好的卸压作用[7]。刘金海等研究强排煤粉防治冲击地压的机制,研究成果在新巨龙矿井1302工作面冲击地压防治工作中取得了良好效果[8]。郭晓强等提出降低动静载叠加影响的邻近采空区巷道外错布置技术,并在跃进煤矿成功实践,防冲效果明显、有效[9]。吴正海等[10]通过在巷帮布置卸压槽的方式改变围岩应力分布规律,有效控制围岩变形,缓解了矿山压力对巷道的影响。杨青松等[11]运用“二次爆破”技术在巷道底板中部布置卸压槽,成功解决了高地应力巷道底鼓问题。曹安业等[12]通过对底煤巷道卸压槽、大直径钻孔等措施的解危效果进行比较分析,得出卸压槽和大直径卸压钻孔相结合的复合式卸压措施防冲效果较为理想。上述本源性的防冲研究均取得了较为理想的防冲效果,但普遍存在现场施工困难、成本较高等问题。本文针对忻州窑 “三硬”条件下冲击显著问题,选取5935巷道为工程背景,综合考虑方便施工和防冲效果等因素,提出在巷道底板靠边角附近位置布置卸压槽的防冲方案,并对其防冲效果展开数值模拟与现场试验研究。

1巷道底板卸压槽防冲技术方案

1.1工作面概况

5935巷道为8935工作面的回风顺槽,埋深300 ~ 350m,沿煤层底板掘进,断面4m × 3. 5m,全长1457m,采用锚网喷联合支护。8935工作面位于忻州窑西二盘区,东邻8937工作面,南接11#903轨道、皮带及回风大巷,西邻8933工作面,北部为云冈矿矿界及忻州窑矿保护煤柱,具体情况如图1所示, 地面相对位置为原南郊区云岗镇刘官庄村与荣华皂村煤柱内。8935工作面为为低位综放工作面,长度120m,主采11#煤层,倾角2 ~ 3°,平均煤厚7m,硬度普氏系数4. 5; 煤层无伪顶; 直接顶为粉砂岩、细砂岩,平均厚度4m,硬度普氏系数10; 老顶为砂质页岩、粗砂岩,平均厚度35m,硬度普氏系数11; 底板为砂质页岩互层,细砂岩,平均厚度5m,硬度普氏系数10. 5。通过煤层冲击倾向性鉴定实验测定11#煤的动态破坏时间15ms,弹性能量指数3. 37,冲击能量指数5. 28,综合评判8935工作面11#煤层具有强冲击倾向性。

1.2巷道防冲方案选定

忻州窑煤矿5935巷道工作面前后 - 50 ~ 150m范围内经常发生冲击地压,底板产生大面积破坏。 究其原因主要是由于煤层在支承压力和构造应力的复合作用下,受到水平应力、底板向上的推力以及顶板向下的压力,在煤层底板积聚了大量弹性能。当巷道煤岩体中积聚的应变能超过其临界值后,应变能将会在巷道最弱面即底板位置瞬间释放,破坏煤岩体,产生底鼓,发生冲击地压。因此,采用有针对性的卸压方法才是最科学、最有效的途径。大量实验研究表明: 在煤岩体破坏过程中静载荷起到至关重要的作用。而在巷道底板布置卸压槽恰恰是利用爆破等手段在底板开掘出一定宽度和深度的沟槽, 以改变底板煤岩体静载,释放围岩变形,缓解局部应力集中,维护巷道稳定,达到卸压效果,起到防冲作用。

结合上述分析,考虑经济、可行、有效等因素,最终,选定布置底板卸压槽作为忻州窑煤矿5935巷道防冲技术方案。

1.3底板卸压槽防冲原理分析

在巷道尚未形成高应力集中区域或预测回采过程中具有冲击危险区域布置底板卸压槽,能够改变巷道底板煤岩体的物理力学性质。通过爆破施工使巷道底板卸压槽周围一定范围煤岩体产生裂隙,结构发生破坏,煤岩体承载能力降低,应力重新分布, 巷道周边应力峰值向围岩深部转移,使巷道处于应力降低区,减小巷道底板煤岩体的冲击危险性。同时,布置卸压槽在巷道底板一定范围内产生卸载带, 改变煤岩体能量积聚与转移规律,避免巷道底板弹性能过于积聚,从改变弹性能存储和释放方式角度改变煤岩体特性,避免巷道底鼓发生,有效防治冲击地压[13,14]。

2卸压槽的数值模拟

2.1数值模型建立

为了研究底板卸压槽的防冲效果,选用FLAC3D数值软件进行模拟计算。根据忻州窑煤矿5935巷道地质条件,建立三维有限差分计算模型,如图2所示。模型几何尺寸40m × 40m × 40m,结合地应力分布情况,平行最大主应力方向沿煤层底板布置巷道, 形状为矩形,宽4m,高3. 5m,锚杆长2m。卸压槽布置在巷道底板距巷道右底角0. 5m位置,宽0. 3m, 深2m。简化煤岩层模型,倾角设定为水平,煤层厚度7m,直接顶厚度4m,老顶厚度12m,直接底厚度5m,老底厚度12m。模拟巷道埋深400m,模型顶部为自由边界,施加均匀垂直压应力10. 3MPa,模型四周水平约束,施加侧面应力12. 6MPa,对模型底部边界进行全约束。本构模型选择摩尔 - 库仑模型,模拟力学参数参考表1所示。

2.2数值计算与分析

首先计算模型初始平衡,达到平衡后再进行巷道开挖和布置底板卸压槽的数值计算。通过对比巷道有、无底板卸压槽围岩位移及应力结果,分析底板卸压槽的防冲效果。从图3可以看出,巷道有、无底板卸压槽围岩变形趋势基本一致,起初变形较显著, 后期逐渐趋于稳定。未布置底板卸压槽巷道帮部煤体与底板变形较大,围岩最大收敛量达到37. 2mm。 而布置底板卸压槽巷道底鼓明显改善,两帮变形得到有效控制,围岩最大移近量为19. 6mm。

从图4可以看出,未布置底板卸压槽巷道围岩最大主应力主要集中于两底角位置,容易形成煤岩体弹性能积聚,引发冲击。布置底板卸压槽巷道两底角位置的最大主应力集中程度显著降低,围岩最大主应力峰值向卸压槽底部区域转移,避免煤岩体弹性能积聚,缓解围岩压力。

从图5可以看出,未布置底板卸压槽巷道围岩剪应力以巷道中线为对称轴呈蝶状分布,在巷道四角附近产生剪应力集中,最大正、负剪应力均为8. 6MPa,最大正剪应力分布于巷道左底角和右顶角处,最大负剪应力分布在巷道左顶角和右底角附近, 表明巷道的四角区域极易发生破坏。布置底板卸压槽巷道右底角处的围岩剪应力转移至卸压槽底部位置,巷道四角处的集中剪应力明显减小,最大正剪应力为7. 4MPa,最大负剪应力为7. 5MPa,改善围岩应力状态。

从图6可以看出,未布置底板卸压槽巷道底板围岩发生一定范围剪切破坏,布置底板卸压槽巷道底板较完好,塑性破坏区主要分布在卸压槽附近,破坏范围明显向围岩深部延伸,产生大量裂隙,形成卸载带,释放岩体应力和能量,避免巷道底鼓和冲击地压发生。

忻州窑煤矿5935巷道布置底板卸压槽的模拟结果表明,布置卸压槽的方法可以改变岩本身的结构和力学性质,改善围岩应力状态,缓解积能和释能强度,减小围岩移近量,维护巷道稳定。

3底板卸压槽的现场试验

3.1底板卸压槽的布置设计

根据矿井冲击地压统计结果,临空回风巷中回采工作面附近200m范围为冲击频发区域。为此, 选取5935巷道尚未形成高应力集中的600 ~ 800m段进行底板卸压槽防冲试验。采用爆破方法在巷道试验段中部位置底板距右底角0. 5m处开挖卸压槽,长为100m,宽为0. 3m,深为2m,具体布置情况如图7 ~ 8所示。

3.2底板卸压槽的施工工艺

严格依照设计采用爆破方法在5935巷道试验段施工底板卸压槽,使用7655型凿岩机在巷道底板距右底角0. 5m位置倾斜80°方向打眼,炮眼深度为1. 2m,装入四个药卷,封泥长度不小于0. 6m,每个炮眼间隔0. 8m。开槽后将爆破完的碎石回填至槽内,上覆黄土。

3.3试验效果观测与分析

3. 3. 1巷道围岩变形的观测

为了充分掌握底板卸压槽的卸压效果,在5935巷道试验段设置F1、F2和F33个围岩变形观测点, F1靠近工作面,F2设于试验段中部,F3远离工作面,间距为100m,具体布设位置如图8所示。观测期间,指派专人定期记录围岩变形情况,间隔为3d, 周期为70d,根据每次记录的数据绘制巷道围岩收敛变形曲线如图9所示。

图9中曲线Fl、F2和F3分别为观测点Fl、F2和F3围岩收敛变形情况,可以看出实际观测有、无底板卸压槽巷道围岩收敛量与数值模拟结果较为吻合。未布置底板卸压槽段巷道围岩表面移近量为32. 4 ~ 45. 8mm,变形速度0. 46 ~ 0. 65mm / d,底鼓较严重; 布置卸压 槽段巷道 围岩表面 移近量为23. 2mm,变形速度0. 33mm / d,围岩相对稳定。

3. 3. 2卸压效果的声发射检验

材料或结构受力作用会发生变形或断裂,其以弹性波形式释放应变能的现象称为声发射。声发射法能够探测到围岩变形时发出的声发射信号,当岩体临近破坏时,声发射特征参数会迅速增加[15,16]。 根据这一原理,利用声发射技术来检验卸压槽的卸压效果。

在5935巷道试验段设置三个声发射测点,1#测点布设在观测点F1附近巷帮煤体中,2#测点布置在观测点F2附近巷帮煤体中,3#测点布置在观测点F3附近巷帮煤体中。为全面反映岩体声发射特性, 主要分析声发射次数和能率随时间变化特征。从测点超声波围岩测探仪监测到的声发射特征曲线图10可以看出,1#、2#和3 #测点在监测中均有明显的声发射现象。1#和3#测点监测到最大声发射次数分别为2950 × 10- 2个/min和2410 × 10- 2个/min,最大能率4610J/min和4520J/min,巷道底鼓严重; 而2#测点监测到最大声发射次数1480 × 10- 2个/min, 最大能率2010J/min,巷道底鼓缓解,围岩集中应力得到释放,发生冲击地压的可能性大大减小。

自2014年忻州窑煤矿大力推广和应用底板卸压槽防冲技术以来,冲击地压次数较往年减少了五起,防冲投入比往年节省了66万元,有效控制了巷道底鼓和冲击地压,取得了显著的经济效益。

综上可知,忻州窑煤矿5935巷道底板卸压槽防冲模拟和试验均取得了十分理想的效果,对“三硬” 矿井冲击地压防治工作具有一定的指导意义。

4结论

本文运用理论分析、数值模拟与现场试验相结合的方法,针对忻州窑煤矿5935巷道底板卸压槽防冲效果展开研究,得到了以下结论:

1) 基于煤岩体静载破坏理论和现场实际条件, 选定底板卸压槽作为5935巷道防冲技术方案。根据底板卸压槽防冲机理的分析结果,建议使用爆破方式施工卸压槽。

2) 由数值模拟结果得知,未布置底板卸压槽巷道围岩最大收敛量37. 2mm,最大剪应力8. 6MPa, 最大主应力 - 29. 3MPa,巷道围岩发生剪切破坏,变形严重; 而布置卸 压槽巷道 围岩相应 数值为19. 6mm,7. 5MPa和 - 29. 9MPa,底板塑性区向卸压槽底部延伸,弹性能得到释放,避免了底鼓和冲击地压。

3) 由现场试验结果得知,有、无卸压槽巷道围岩变形量与数值模拟结果较为吻合。声发射监测到1#、3 # 测点最大声发射次数2950 × 10- 2个/min、 2410 × 10- 2个/min,最大能率4610J/min、4520J/ min,巷道底鼓严重; 而2#测点最大声发射次数1480 × 10- 2个/min,最大能率2010J/min,巷道围岩集中应力得到释放,缓解冲击地压的发生。

摘要：运用理论分析、数值模拟与现场试验相结合的方法,对忻州窑煤矿5935巷道底板卸压槽防冲效果进行研究。依据现场实际情况,基于煤岩体静载破坏理论,选定底板卸压槽作为5935巷道的防冲技术方案。利用FLAC3D数值软件模拟5935巷道布置底板卸压槽后围岩应力、应变响应,模拟结果肯定了卸压槽的防冲作用。在现场5935巷道布置底板卸压槽的防冲试验中,实际观测巷道围岩变形量与模拟结果基本一致,声发射技术监测数据证实了底板卸压槽的防冲效果。通过底板卸压槽防冲投入分析,其经济效益相当显著。研究表明:布置底板卸压槽是忻州窑煤矿最为直接、有效的防冲手段,对“三硬”矿井冲击地压的防治工作具有一定的指导意义。

防冲设计 篇5

1.1 工程概况

人民渠干渠穿石亭江涵洞位于什邡市双盛镇与绵竹市新市镇交界的石亭江上, 始建于1956年春, 后经1962年、1964年、1970年、1975年扩改建, 达到设计过水流量75m3/s, 加大流量81m3/s的通水规模。控灌面积308.75万亩, 同时还承担着涵洞下游灌区部分城镇居民生活、工农业生产、生态环境用水的输供水任务, 工程的安全极其重要。2013年7月8日石亭江流域普降暴雨, 上游高景关水文站实测洪峰流量达2710m3/s, 为1933年来发生的最大洪峰流量, 受洪水冲刷, 工程河段河床下切, 致使主河道涵洞工程下游消力池及左、右岸堤防被冲毁。

为实现对涵洞主体工程起到保护作用, 减小工程河段剧烈演变的现状, 使涵洞上下游河床良好衔接, 设计在主河床从工程上游到下游布置涵洞顶部衬砌段、陡坡段及底流消能设施、海漫段、防冲齿墙段。防冲槽齿板埋深10.0m, 采用C30砼浇筑。齿板基础以下布置1排净距4.0m直径1.2m深20m的桩基。

作者有幸参与了工程的施工管理和质量控制, 通过总结, 在文章中分析防冲槽桩基施工技术在人民渠石亭江涵洞加固治理中的应用。

防冲槽桩基施工包括C25砼 (抗滑桩) 、砂卵石层钻孔、桩基钢筋制安, 抗滑桩为C25钢筋砼圆形桩基, 直径为1.2m, 钻孔52个, 每孔长度为20m, 共计1040m, 桩基钢筋制安197.02t。

1.2 防冲槽桩基总体施工布置

防冲槽桩基施工工期紧, 工程量较大, 是工程工期关键线路节点, 为满足汛前完工的总进度要求, 必须加大施工强度, 进场后首先测量放线、基槽开挖、桩基造孔施工作业, 其次在钢筋场制作钢筋笼, 当桩基孔具备浇筑条件时, 及时进行抗滑桩砼施工, 防止塌孔。

2 钻孔桩施工机械选用

本工程防冲槽桩基施工时间紧, 工期紧迫, 施工选用一台SWDM360F型旋转钻机作为桩基施工的主要设备, 该机械施工的特点是造孔快, 孔径及深度等质量控制精确, 造孔不易坍塌。

3 旋挖钻机施工工艺步骤

(1) 桩位放样、埋设护筒, 放入泥浆。首先安设一段护筒。护筒直径比桩径大100mm即1.3m, 以便钻头在孔内自由升降; (2) 造孔过程中为保证桩基精度, 不再外加压力, 依靠钻头自重作为钻进压力; (3) 待钻头内槽里装满土砂料后, 提升出孔外, 将渣土倒出。 (4) 钻孔完成后进行清孔, 测定深度; (5) 放入钢筋笼; (6) 放入导管; (7) 进行第二次清孔; (8) 进行水下混凝土灌注; (9) 拔出护筒, 清理桩头沉淤回填, 成桩。

4 钢筋笼制作安装

(1) 钢筋笼在加工棚内加工成型, 钢筋骨架内加焊内撑架, 用以保证足够的刚度; (2) 搭焊接头按规范要求错开布置; (3) 骨架横向圆周按设计要求均匀设置保护层厚度定位钢筋, 以保证骨架定位准确; (4) 钢筋笼顶端与护筒焊接, 使其定位牢固, 防止在灌注过程中沉降和上浮; (5) 因旋挖钻机成孔速度较快, 根据现场施工测试2~5小时可完成一根桩的造孔, 钢筋笼在桩孔开钻前制作完成并验收合格。

5 砼浇筑

砼由搅拌站拌合, 汽车运输, 导管泵送灌注。

(1) 砼储料容量按桩基第一批次砼的灌注量控制; (2) 根据灌注时间, 按规范要求在砼中加入减水剂和缓凝剂以加强砼流动性及延长初凝时间。砼连续灌注施工中间不间断; (3) 导管采用高强钢管; (4) 在整个灌注时间内, 管底在砼顶面以下2m, 防止泥浆及水冲入管内; (5) 灌注桩顶标高比设计标高高出0.5m。

6 桩基检测

桩基灌注完成后, 采用预埋声测管进行声测法检测和小应变动测。

7 造孔施工要点

(1) 护筒埋设施工。护筒埋设工作是旋挖钻孔机施工的开端, 护筒平面位置与竖直度准确与否, 护筒周围和护筒底脚是否紧密、不透水, 对旋挖钻孔机成孔、成桩的质量都有重大的影响。护筒的制作及埋设的原则:a护筒采用钢护筒, 长度4m采用厚5mm的钢板制作。连接采用多节护筒连接使用, 连接形式采用焊接;b护筒内径1.3m;c护筒埋设深度按设计布置, 护筒埋置在土层0.5m以上;d护筒顶高出施工施工地面0.5m。

(2) 泥浆。制备泥浆是旋挖钻机能否成孔的关键。制浆前, 应先把粘土块尽量打碎, 在井孔外以泥浆搅拌机制成泥浆后使用。为了回收泥浆原料和减少环境污染, 施工时设置泥浆循环净化系统。

(3) 钻进出渣。开钻前各项准备工作就绪后, 即可开始钻孔施工。旋挖钻机钻孔施工中, 泥浆为单向供应, 在孔口注浆即可, 与常规钻机泥浆循环系统有较大的区别, 部分泥浆随筒钻出渣而排出, 损耗较大, 需要随时观察孔内泥浆标高。

(4) 成孔验收。钻进到位后, 将孔口附近的钻渣及泥浆等全部清除干净。对成孔进行验收, 主要检查复核护筒中心偏位及标高、深度、孔径、孔斜等。

8 结束语

经过精心组织, 工程进度、质量均达到了预期效果, 作为关键部位、关键控制点没有耽误整个工程的总进度。目前, 经过汛期考验工程运行正常。

参考文献

[1]JGJ94-2008.建筑桩基技术规范[S].