断面优化（共7篇）
断面优化 篇1
0 引言
在各类矿山开采作业中多数面临着小断面巷道问题, 在小断面巷道掘进过程中容易遇到硬岩层, 导致掘进效率较低。为提高小断面硬岩巷道掘进爆破效率, 结合工程实例, 在分析影响小断面硬岩巷道掘进爆破效率因素的基础上, 进行小断面硬岩巷道爆破参数优化设计与实践探析。
1 岩石爆破的基本机理
埋入岩石的炸药在爆炸之后, 炸药产生的爆生气流和爆轰波会对附近的岩石产生很大冲击, 使岩石产生粉碎性的破碎, 形成粉碎区。压缩应力波在爆炸后的传播中产生拉应力, 并形成裂缝区, 拉应力产生的裂缝主要有径向裂隙和环向裂隙, 爆生气体使裂隙扩大破坏。在传播过程中, 应力波逐渐衰减, 距离爆炸区域较远的岩石仅仅产生震动现象, 并不会产生震动区。
最小抵抗线大小决定了炸药的爆破作用范围, 当最小抵抗线减小时, 炸药的破坏范围会增大;当最小抵抗线比较小时, 应力波就会在自由面处发生反射现象, 达到自由面时衰减程度较小, 其作用与方向相反拉伸波和入射应力波大小相当, 使岩石一层层从自由面向炸药附近拉伸破坏, 形成拉断区。最小抵抗线更小时, 裂隙区和拉断区会连接在一起, 爆生气体会沿着裂隙冲出来, 导致裂隙不断扩大, 岩石移动。自由面一侧岩石会完全破坏形成一种漏斗状的坑。通常用爆破作用指数表达爆破效果, 爆破作用指数为漏斗坑半径与最小抵抗线的比值表示[1]。当爆破作用指数为1时, 漏斗坑的体积最大。当自由面多于1个时, 应力波会在各个面产生反射, 反射波会向炸药的中心向多个自由面产生拉伸破坏, 炸落单位体积岩石的炸药消耗量随着自由面的增加会减少。在小断面硬岩巷道爆破施工过程中, 由于自由面较少并且面积比较小, 爆破作用指数取小值, 在实际施工过程中, 常常使用掏槽法增加自由面, 具体的掏槽形式会产生不同的爆破效果。
2 小影响断面岩层爆破效率的主要因素
小断面硬岩巷道掘进施工资料表明, 在装药量和炮眼数量相同的前提下, 掏槽方式对爆破效率的影响比较大。直眼掏槽比斜眼掏槽效果要好, 直眼掏槽具有空孔直径大、空孔数组多等优点, 并且直眼掏槽的爆破效率比斜眼掏槽的效率要高, 掏槽效果与空孔数目和直径大小呈正比。巷道横断面积对直眼掏槽方式的影响较小, 在炸药的装药结构方面, 反向起爆后, 爆轰波会沿着自由面的方向运动, 并且由内向外传播, 对爆破效率基本没有影响。
由于起爆卷距离自由面比较远, 气体在爆炸之后不会立即从眼口泄露, 对爆炸产生的能量利用得比较充分, 同时药卷起爆后抛离和压实附近未爆炸的炮孔, 提高了炮眼的利用率, 减少了残孔的出现概率。孔口是否堵塞在炮孔装药后对爆破效果影响严重, 良好的堵塞效果能避免爆生气体从孔内冲出, 提高爆破速度和爆破效果, 并能延长炸药爆炸后产生的气体膨胀做功时间, 能增加有效爆破的能量并提高爆破效果[2]。
3 小断面岩层爆破参数优化设计
在对小断面岩层巷道进行爆破时, 想要获得好的巷道质量和掘进爆破效果, 就必须根据围岩条件, 对掘进爆破参数进行合理选择和参数优化。小断面岩层爆破参数优化设计主要包括炮眼参数设计、炸药参数设计、封孔与装药结构、起爆设计四个方面。
3.1 炮眼参数设计
根据实际装备及技术水平, 炮眼直径定为40 mm, 炮眼深度为1 500 mm。掏槽眼作用是在工作面上把某部分岩石先破碎抛出, 在一个自由面基础上, 裂出第二个自由面, 为炮眼爆破产生附加自由面。由于小断面巷道纵断面面积较小, 岩石比较坚硬, 进行综合施工的难度比较大, 并且非常不方便。因此, 炮眼选用直眼菱形掏槽, 两条边长度分别为160 mm和250 mm, 掏槽眼深度比一般炮眼要深一些, 取1 700 mm。
小断面岩层爆破时, 由于巷道横断面积比较小, 可以根据设计要求的炮眼数目, 均匀布置在巷道的横断面上, 掏槽眼应在辅助眼和周边眼布置之前布置, 在施工过程中, 根据实际爆破效果, 不断调整炮眼之间距离。周边眼布置一般在设计的轮廓线上, 为了打眼方便, 一般布置时可以根据需要向外或向内偏移一定角度。
3.2 炸药参数设计
炸药参数设计主要是炸药消耗量的设计, 炸药消耗量是炸药参数设计中非常重要的参数, 会影响工程质量和掘金爆破效果, 并且对掘金成本和生成效率有重要影响。由于炸药性能、岩石力学物理性质、自由面数目和大小等都会影响炸药消耗量。在实际操作过程中, 应根据这些基本情况加以调整[3]。
3.3 封孔与装药结构
使用反向连续装药方式小断面巷道爆破中的效果尤为明显, 能大大提高炮眼利用率。炸药爆破效果会受到药卷方向的影响, 一般在装药过程中要注意所有药卷的末端朝向应该保持一致。在炮孔装入炸药之后, 对炮孔进行严密封堵, 以提高爆破过程中有效破岩的能量, 一般采用3∶1的泥沙作为封堵材料。根据掏槽眼装药的洗漱, 确定每个孔装药量:根据实际工程效果和参数设计, 炮眼装药量分配方案为:掏槽眼系数为0.7时, 每孔药卷7个;装药系数为0.6时, 每孔药卷6个;装药系数为0.5时, 每孔药卷5个。
3.4 起爆设计
起爆顺序为先爆掏槽眼, 再爆辅助眼、最后爆周边眼。为了确保起爆安全性、可靠性, 采用先串联后并联方式进行连接, 即分别将周边眼雷管、辅助眼雷管串联, 再与掏槽眼雷管并联。
4 小断面岩层爆破参数优化设计
经分析表面, 空眼越多, 采用直眼掏槽方法时的表面效果越明显, 在爆炸后应力波叠加后的强度会超过岩石强度, 致使岩石碎裂, 由于小断面范围较小, 巷道掏槽时需要布置的孔较少, 因此尝试预留空眼、增加装药密度, 优化掏槽眼布置的方法、装药量、装药方式及起爆方式等, 能提高爆破效果。将原有方案中留空掏槽眼中心孔, 并在辅助孔中装药, 改变成辅助孔留空、中心孔装药的方式, 这种方法能避免辅助孔起爆后挤压相邻的空孔, 增加中心孔附加的自由面数量, 使应力波在爆炸后产生叠加, 增加中心孔周边辅助孔和周边孔的自由面数量。为了将中心孔中的炸药能够起爆充分, 提高炸药在中心孔的抛渣能力, 可以在中心孔中间采用炮泥阻隔, 采用分段起爆。
5 结语
小断面巷道爆破由于巷道断面小、岩石坚硬等特点, 取决于炸药爆炸的附加自由面和应力波的形成。在爆破参数设计时, 除了要根据围岩条件确定炮眼数目和炸药量等, 还要确定掏槽方式, 实践表明, 采用直眼掏槽方式, 中心孔装药辅助孔留空, 能取得很好的爆破效果。巷道爆破工作是一个动态过程, 必须根据各种条件, 及时调整爆破参数, 才能获得更好的经济效益。最后, 小断面巷道爆破参数的选择也要考虑当地的法律法规及企业技术装备水平, 只有这样才能确保方案的安全性和可靠性。
参考文献
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矿井通风井巷断面优化研究与应用 篇2
随着矿井逐渐往深部水平延伸, 通风路线增长, 通风阻力越来越大, 矿井通风成本费用也随之增加。而巷道的断面很大程度上影响着井巷通风阻力, 进而影响通风成本。矿井在井巷断面设计时, 多数只考虑掘进、维护的直接费用, 而常常忽略了运营期间的通风能耗费用。文章从井巷的掘进费用、维护费用和通风费用三方面来计算井巷的最优断面, 以降低井巷总费用[1,2]。
1矿井通风概况
松藻煤电有限责任公司渝阳煤矿位于重庆市綦江区安稳镇, 隶属重庆能源投资集团, 设计产量0.9 Mt/a。2012年矿井进行了通风系统改造, 新建合掌坡回风斜井和+170 m总回风巷, 并于2013年6月投产。矿井目前有3个回风井, 分别是阳地湾回风斜井、金鸡岩回风平硐和合掌坡回风斜井。 矿井采用机械抽出式通风。阳地湾回风斜井风量为6 623 m3/min, 负压为2.48 k Pa;金鸡岩回风平硐风量为6 117 m3/min, 负压为2.62 k Pa;合掌坡回风斜井风量为9 511 m3/min, 负压为2.05 k Pa。
2井巷费用计算
井巷费用除了直接掘进费用和维护费用外, 还有主要通风机克服井巷阻力所产生的通风费用, 而且对于主要风巷或服务年限较长的巷道来说, 这是一笔不小的费用。因此, 本文将井巷的总用确定为掘进费用、维护费用和通风费用。
2.1井巷掘进费用
井巷掘进施工费用为工程量与施工单价的乘积, 单价可按《煤炭建设井巷工程概算定额 (2007基价) 》或者按实际预算选取[3]。其计算式为:
式中:M1为井巷掘进施工费用, 元;P为巷道单位体积掘进费用, 元/m3;L为巷道长度, m;S为巷道断面, m2。
2.2井巷维护费用
井巷服务期限内维护费用包括材料费、人工工资、设备使用费及材料运输费等费用。由于井巷的层位、围岩性质、支护方式、断面大小等原因, 维护单价差别较大[4], 维护费用的确定是一个复杂的问题。巷道维护费用计算采用的经验公式为:
式中:M2为井巷维护费用, 元;k为系数, 平巷、石门混凝土碹取0.005~0.01, 无支护取0.015~ 0.02。
2.3井巷通风费用
井巷通风费用包括电费、风机维护费、人工工资等费用。风机维护、人工工资等费用矿井本来就要支出, 因此井巷的通风费用主要考虑井巷的通风电费[5,6]。井巷在服务年限内的电费可按照以下公式计算:
式中:M3为井巷通风费用, 元;Q为通过井巷的风量, m3/s;e为每度电的价格, 元/ (kW·h) ;T为服务年限, a;η 为通风设备的综合效率, %;α 为摩擦阻力系数, N·s2/m4;β 为断面形状系数, 半圆拱巷道取3.78~4.11, 三心拱巷道取3.8~4.06, 梯形巷道取4.03~4.28。
3通风断面优化分析
通风井巷的总费用为掘进期间施工费用M1、 后期维护费用M2和通风费用M3的总和。井巷总费用M可用式 (4) 表示:
从式 (4) 可以看出, 当巷道支护形式、巷道长度、服务年限、单位电价确定后, 井巷服务年限内的总费用仅是巷道断面积的函数, 此时令, 得:
当式 (5) 成立时, 井巷总费用最小, 整理得到:
因为F (S) 为单调递增函数, 式 (6) 处为F (S) 的唯一驻点, 同时, 所以F (S) 在驻点取得极小值, 即式 (6) 计算所得的井巷断面积即为井巷最优断面。
4井巷通风断面优化应用
渝阳煤矿在通风系统优化改造时, 新建合掌坡回风斜井和施工+170 m总回风巷, 并于2013年6月投用, 该巷道的基本参数如表1所示。
采用按最高风速确定断面、按本文公式确定最优断面2种方法, 分别计算井巷的掘进费用、维护费用、通风费用及总费用, 并与实际施工相比较, 结果如表2所示。
在以上计算中, 合掌坡回风斜井通过最高风速按15 m/s, 考虑1.2的富余系数, 则断面确定为13.36 m2, 前期掘进和维护费用虽然少, 但后期的通风费用却非常之高, 在服务年限内总费用达4 215.19万元;而通过本文公式确定的最优断面29.88 m2, 前期掘进和维护费用较高, 但后期通风费用却非常低, 服务年限内总费用为1 715.45万元, 比最高风速确定的断面总费用节约了2 499.74万元;通过公式确定的最优断面后, 由于矿井的地质条件和当时施工技术的限制, 未施工过如此大断面的巷道, 最后实际施工断面为23.5 m2。该断面巷道在服务年限内的总费用为1 875.31万元, 也比最高风速确定的断面巷道总费用节约了2 357.88万元, 但比利用本文公式计算的最优断面高出了141.86万元。同样, +170 m总回风巷通过本文公式确定的最优断面井巷的总费用比最高风速确定的断面总费用节约了388.67万元, 实际施工断面为20 m2, 该断面巷道在服务年限内的总费用也比最高风速确定的断面巷道总费用节约了384.24万元, 比利用本文公式计算的最优断面高出了4.43万元。
由此可见, 以最高风速法确定的井巷断面, 虽然前期掘进、维护投入的费用较低, 但由于忽视了风速过高、造成矿井通风阻力过大, 使主要通风机消耗的功率增大, 通风费用高, 从而增加了矿井的通风成本。通过对比, 以本文公式计算出来的通风井巷断面为最经济的断面。
5结论
(1) 井巷通风费用与风量成几何倍增关系。 在主要风巷或服务年限较长的巷道断面设计时, 不能只顾前期投资少, 必须考虑后期的通风费用。
(2) 按照本文公式计算的最优断面不仅满足了风速的要求, 同时也达到了井巷服务年限内总费用最低。
(3) 按本文公式计算、设计的巷道断面较大, 矿井通风阻力较低, 还为开拓延伸提供了必要的储备条件, 为以后增大总回风量留有了余地, 同时也提高了矿井的通风抗灾能力。
(4) 本文提出的井巷最优断面计算公式, 为巷道断面优化设计提供了理论基础和技术手段, 有效减少了井巷服务年限内总费用, 增加了矿井经济效益。
参考文献
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[5]谭允祯.矿井通风系统优化[M].北京:煤炭工业出版社, 1992.
断面优化 篇3
关键词：综采工作面,构造,数值模拟,巷道支护
煤矿巷道断面形状的选择直接影响到矿井的安全和正常生产, 也关系到巷道的掘进速度和维护费用。因此, 在保证矿井安全生产许用断面面积要求的情况下, 根据巷道围岩条件, 选择合理的巷道断面形状, 提高巷道围岩的稳定性, 对节省巷道支护材料、减少巷道的维护费用具有重要意义。目前, 我国煤矿使用的巷道断面形状主要有折线形和曲线形2大类[1], 前者如矩形、梯形、斜梯形等, 后者如拱形、马蹄形、椭圆形、圆形等。本文针对新郑煤电公司受构造影响的12205工作面回风巷的围岩条件, 借助现场试验和数值模拟手段, 进行构造影响巷道支护断面形式的优化研究, 以选择合理的支护断面。
1地质概况
12205工作面回风巷总长782 m, 巷道底板标高为-158～-136 m, 对应地面标高为+120～+130 m, 埋深约270 m。巷道沿二1煤层底板掘进, 煤层直接顶为砂质泥岩, 厚约1.3 m, 坚固性系数为1～2;基本顶为16 m厚的中、细粒砂岩, 较坚硬。煤层直接底为松软的砂质泥岩, 坚固性系数为0.5～0.8;基本底为岩性较好的L8灰岩。
根据12205工作面附近钻孔资料、11采区上山实揭地质资料、三维地震物探成果资料以及二1煤层底板等高线形态分析, 该工作面位于滹沱背斜轴部附近, 受背斜影响, 煤层底板起伏较大, 顶、底板岩层裂隙较发育;该工作面回风巷附近发育有SF19、SF55正断层, 运输巷附近发育有SF54、徐庄正断层。受断层影响, 次生构造发育。
2支护断面优化研究
褶皱区构造应力是由构造运动引起的[2], 通过数值模拟表明, 褶皱构造影响区域巷道围岩的应力以水平应力为主, 构造应力占绝对优势, 一般在地层浅部, 多数情况下水平应力大于垂直应力。12205工作面回风巷施工进入构造影响区域后, 围岩岩性变差, 受高构造应力作用, 围岩变形量增大[3,4]。为了有效控制巷道围岩变形, 考虑水平应力较高的特点, 施工时把原采用的矩形断面调整为等腰梯形断面。同时, 由于该巷道为回采巷道, 考虑到其服务时间短, 且需满足采掘正常接替, 要求掘进速度快, 故巷道不宜采用马蹄形、圆形等施工难度较大的封闭式断面。因此, 结合新郑煤电公司当前的施工条件, 该巷道适宜采用梯形、直墙半圆拱形和半圆拱形3种支护断面形式。
运用数值模拟软件FLAC对上述3种支护断面形式下构造影响巷道围岩应力分布情况、支护体受力情况以及围岩表面位移量进行模拟计算, 分析3种支护断面形式下巷道围岩的稳定性[5], 从而确定合理的断面形式。
根据12205工作面回风巷围岩条件建立数值分析模型, 模型宽120 m、高100 m, 计算模型的左右侧和底部取位移边界, 上部取应力边界, 其应力为上部覆岩的自重应力, 上覆岩层平均密度取2.5 t/m3, 模型上边界与地表的平均距离约200 m, 由此可以计算出上边界的应力为5 MPa。根据新郑煤电公司原有的应力测量资料以及构造影响区域水平应力一般大于垂直应力的规律, 计算时取模型的侧压系数为2。该工作面通风和运输要求回风巷断面面积为14.2 m2, 因此, 3种支护断面面积均取为14.2 m2。巷道规格分别为:梯形巷道底宽6.0 m、高2.7 m、顶宽4.5 m;半圆拱形巷道拱半径为3.0 m;直墙半圆拱形巷道墙高1.0 m、拱半径2.45 m。半圆拱和直墙半圆拱形巷道采用U型钢支护, 梯形巷道采用工字钢支护。
2.1围岩应力对比分析
图1为不同断面形式下巷道围岩中最大主应力分布示意。从图1可以看出, 巷道掘出后围岩应力重新分布, 表面围岩应力显著降低。这是因为巷道开挖后, 表面围岩从三向受力状态变为两向或单向受力状态, 随着侧向压力减小, 其峰值强度和残余强度均会明显减小。要维护巷道稳定, 必须在巷道开挖后尽快恢复和改善围岩的应力状态, 将巷道开挖后形成的二向应力状态恢复到三向应力状态[6]。当巷道断面为梯形时, 在巷道顶、底板和两帮中部, 表面围岩应力均很低, 在这些部位支护不能给围岩提供足够的支护阻力, 使围岩恢复三向应力状态, 而直墙半圆拱和半圆拱巷道各部位表面围岩的应力分布较均匀, 并且应力值较梯形巷道要高。采用直墙半圆拱或半圆拱形断面, 巷道表面围岩所处应力状态较梯形巷道好, 更有利于巷道围岩的稳定。
2.2支护体受力对比分析
采用不同支护断面形式时, 支护体各个部位所受剪切力的分布情况也有显著不同。梯形巷道、直墙半圆拱形巷道及半圆拱形巷道3种不同支护断面形式的支护体受力模拟分析结果如下:
(1) 梯形巷道支护体在顶梁与两柱腿搭接部位的剪切力较大, 而此处正是支护体强度最薄弱部位, 较大剪切力容易造成此处连接件损坏和工字钢滑移错动, 严重时可造成柱腿倾倒、支架失效。
(2) 半圆拱形巷道断面剪切力集中分布在支架的拱顶, 而在其他部位所受剪切力很小。这表明, U型钢支架承载极不均匀, 不能充分发挥支架的整体承载能力。
(3) 与前2种支护断面形式相比, 直墙半圆拱形巷道支架所受剪切力分布较为均匀, 而且最大剪切力值也较小, 支架充分发挥了其承载能力。
上述结果说明, 采用同样强度的支护材料, 在直墙半圆拱形巷道内支护体的承载能力更强。
2.3巷道表面位移对比分析
表1为不同形状断面巷道围岩的表面位移量。从表1可以看出, 梯形巷道的顶板下沉量约为半圆拱和直墙半圆拱的2倍。因此, 从围岩的稳定性方面考虑, 巷道不宜采用梯形断面。采用半圆拱或者直墙半圆拱形断面, 巷道帮部围岩位移量相差不大, 但直墙半圆拱形巷道顶板下沉量要明显小于半圆拱形巷道。
上述数值模拟结果和分析说明, 新郑煤电公司构造影响区域巷道采用直墙半圆拱形巷道断面更有利于巷道围岩的稳定和支护体承载性能的发挥。
3工程实践
根据上述研究结果, 12205工作面回风巷施工进入构造影响区域后, 将巷道断面改为直墙半圆拱形。巷道宽4.90 m, 高3.45 m, 采用29U型钢支护, 背板采用抗静电阻燃塑料网 (全岩时采用金属网) , 并采用椽子打帮打顶。塑料网规格11 000 mm×800 mm (长×宽) , 搭接宽度不少于100 mm, 连网间距200 mm;椽子规格为Ø60 mm×800 mm, 打设间距为300 mm;棚距为600 mm (中—中) , 梁与棚腿搭接长度为400 mm。
该段巷道总长150 m, 采用新型巷道断面和支护方式, 不到2个月时间, 该段巷道的掘进和支护就顺利完工, 没有因为巷道断面变形而耽误工期。该巷道服务年限为2 a, 目前已报废, 服务期内没有进行过一次返修, 保证了12205工作面的正常通风和运输需要。
4结语
结合新郑煤电公司当前的施工条件, 通过对分别采用梯形、直墙半圆拱形和半圆拱形3种支护断面形式巷道围岩应力分布、支护体受力和围岩位移情况的对比分析, 确定受构造影响的12205工作面回风巷宜采用直墙半圆拱形巷道断面形式。
12205工作面回风巷施工进入构造影响区域后, 改用直墙半圆拱形巷道断面, 使巷道的维护成本大大降低。合理改变构造影响区域巷道的断面形式, 降低了巷道的使用成本, 提高了巷道的使用效率;同时, 也保证了该工作面的正常安全生产。
参考文献
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断面优化 篇4
1 加固工程断面设计优化
1.1 加固断面尺寸
根据GB 50286-98堤防设计规范,并结合工程实际,本加固工程采用单一梯形断面,从现有堤防迎水面堤肩向背水面复堤,迎水面维持现状不变,设计堤顶高程39.29 m,堤顶宽度6.0 m,复堤侧(背水坡)为1∶3.0。
1.2 防渗分析设计
湖西大堤湖腰段堤基以②-1层黏土、③-2层黏土和④-1层黏土为主,局部夹有③-1层淤泥,渗透系数4.14×10-7 cm/s,透水性弱。现堤身为①层～②层素填土,从20世纪50年代开始,经几次加固修筑而成。该填土为棕黄～黄棕色,稍湿,可塑,主要由黏土、粉质黏土组成,局部为中粉质壤土和重粉质壤土,经过对堤防加固范围内13个孔的注水试验,结果表明,堤身渗透系数在1.23×10-3 cm/s～2.4×10-2 cm/s之间。除4个孔显示弱透水性外,其余9孔表现为较强的透水性。通过渗透稳定性分析,堤身渗流量较大、渗透稳定性不能满足要求,需采取截渗工程措施。
经高喷灌浆、垂直铺塑和水泥土截渗墙(多头小直径)3种堤身截渗方案比较。表明,水泥土截渗墙方案具有工程效果好、造价较低、施工效率高、施工方便等优点。因此,本工程采用水泥土截渗墙方案。
根据GB 50286-98和其他工程经验,水泥土截渗墙沿堤顶纵向布置,距老堤迎水面堤肩2.0 m。截渗墙底高程深入堤基不透水层以下2.0 m,墙顶高程为37.5 m(1957年洪水高程为36.99 m)。
截渗墙厚度按δ=ΔH/J计算,其中,ΔH为防渗水头差;J为允许破坏比降。根据国内已建截渗墙工程试验成果,结合本工程实际,取截渗墙最小厚度为80 mm,考虑到墙体连续性和施工方便等因素,设计截渗墙厚度建议采用160 mm。
1.3 填土区分析
1.3.1 填土区结构分析
1)对第一和第二两个取土区土料总体而言属弱膨胀土,对工程影响不会十分严重。2)湖西大堤湖腰段原大堤为均质堤,且在大堤上游侧设有截渗墙,因此湖腰段新建复堤的浸润线较低,分析计算成果见图1,图2。3)湖西大堤湖腰段新建复堤的底部,即浸润线以下部分,膨胀土的膨胀性会在一定程度上显现,但由于其在堤的下部,堤上部覆盖有较厚的土层,因此浸润线以下弱膨胀土的这种膨胀对工程不会产生大的不利影响。
综上所述,湖西大堤湖腰段新建复堤采用第一和第二两个取土区土料后,可能出现的问题是复堤内侧坡表层土体的胀缩。而解决该问题较经济且有效的方法是在复堤表层加“外包盖”。
1.3.2 “外包盖”土料改良方案分析
试验结果表明,对控制土的膨胀性,加掺石灰比加粉煤灰有更好的效果。但从经济性方面考虑,掺粉煤灰有明显的优势。湖西大堤湖腰段附近有热电厂,粉煤灰资源丰富,每吨单价17.6元,而该地区石灰每吨单价220.0元。因此,本工程采用掺粉煤灰的方案。因为加掺粉煤灰虽效果不如加石灰,但已满足规范要求。
1.3.3 “外包盖”结构尺寸
有关试验研究表明,当侧压在30 kPa～50 kPa,即表层“外包盖”在1.5 m～2.5 m厚时,可有效发挥作用[1,2,3,4]。考虑在1957年型洪水位时,保证非“外包盖”土体不泡在水中,取“外包盖”顶高程为36.99 m(上级湖)和36.49 m(下级湖)。
湖西大堤湖腰段复堤填土区典型断面见图1,图2。
2 加固断面边坡稳定性验算
2.1 断面选取
根据中水淮河工程有限责任公司2000年勘测的湖腰段资料,山东省水利勘测设计院编制的《南四湖湖西大堤加固工程地质勘察报告》和《南四湖湖西大堤加固一期工程初步设计报告》,从湖腰段堤防中选72+400,74+900两个断面,对其进行堤防边坡稳定复核。
2.2 计算参数
1)设计水位。设计洪水位分别为上级湖36.99 m和下级湖36.49 m;正常蓄水位分别为上级湖33.99 m,下级湖32.29 m;设计堤顶高分别为湖腰段上级湖39.99 m和下级湖39.49 m。2)地震设计烈度。地震动峰加速度为0.10g,相应地震基本烈度为7度。3)土层物理力学指标。典型断面各土层物理力学指标可参见文献[5]。
2.3 计算工况
迎水侧为设计洪水位,背水侧无水条件下,稳定渗流期的背水侧堤坡稳定。
2.4 计算方法和结果
根据各段堤防土层的物理力学指标,采用河海大学土木工程学院力学研究所研制的“Slope-堤防稳定分析系统”,湖腰上级湖段地基有淤泥层,采用改良圆弧法进行抗滑稳定计算,湖腰下级湖段地基采用瑞典圆弧法进行抗滑稳定计算。最小稳定安全系数FS计算成果见表1。
3 结语
1)采用水泥土截渗墙,控制堤内浸润线,减少渗透量和膨胀土的不利影响。考虑挡1957年型洪水,墙顶高程建议取37.5 m。根据分析,截渗墙最小厚度为80 mm,考虑到墙体连续性和施工方便等因素,设计截渗墙厚度建议采用160 mm。2)针对填筑土料具有弱膨胀性的特点,采取在下游面加“外包盖”的工程措施,而“外包盖”则选用掺粉煤灰改性后土,以此将膨胀土的不利影响降低到最低限度,并且经济。考虑到百年一遇洪水对应的最高水位和“外包盖”的效果,建议“外包盖”顶高程取36.99 m(上级湖)和36.49 m(下级湖)、顶厚(水平)2.5 m～3.0 m。
参考文献
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[2]GB 50286-98,堤防工程设计规范[S].
[3]刘特洪.工程建设中的膨胀土问题[M].北京:中国建筑工业出版社,1997:12.
[4]中水淮河工程有限责任公司.南四湖湖西大堤湖腰段加固一期工程堤防加固施工图设计报告[R].2006.
[5]中水淮河工程有限责任公司.南四湖湖西大堤湖腰段加固工程料场勘察工程地质报告[R].2005.
断面优化 篇5
顶板事故是指在地下采煤过程中, 顶板意外冒落造成作业人员伤亡、设备损坏、生产终止的事故。煤矿顶板事故主要受顶板岩性、巷道断面形状和参数确定、支护形式等因素控制。在煤矿巷道断面设计中, 往往只考虑支护方式及巷道断面形状的选择, 然而, 即使同一地质条件和断面形状, 其支护参数不同, 其支护效果也不一样。
通常情况下, 在地质构造复杂的区域易引发顶板事故的发生。大多数为漏冒型和推垮型的局部冒顶, 以漏冒型居多。断层易造成推垮型冒顶, 而褶曲和裂隙易造成漏冒型冒顶。地质构造对顶板稳定性的影响有着至关重要的作用。
2 地质条件对顶板事故的影响
2.1 断层对顶板控制的影响
断层附近发生冒顶的危险程度主要取决于断层的规模、断层面倾角大小和断层走向及工作面推进方向的关系。断层使煤岩层产生位移, 连接力减弱, 裂隙增多, 岩层破碎。一般来说, 同样规模的小型断层, 倾角越小, 断层走向和工作面之间的夹角越小, 越易发生冒顶。对于工作面遇走向断层, 当断层落差小于采高时, 一般可随工作面推进作超前处理, 相对而言冒顶的机率较少。对于工作面遇斜交断层, 当断层落差小于采高时, 一般采用硬过的方法。通常顶板因受断层切割失去相互约束作用, 顶板依据开采煤层倾角的大小、走向仰俯情况、采空区顶板的垮落情况, 产生向断层带处工作面下方、向采空区或工作面煤壁方向的滑移, 并推垮下方或采空区侧的不稳定支架, 此外上、下盘顶板比较破碎且易离层滑移, 一旦暴露后可能发生漏矸、局部冒顶或空顶冲击冒落。当工作面遇倾向断层时, 如果断层面倾向与工作面推进方向一致, 当由下盘向上盘推进时, 顶板压力显著增大, 从而发生冒顶危险性最大。
2.2 褶曲对顶板控制的影响
在褶曲附近裂隙发育, 其中在背斜的轴部顶板岩层受拉伸应力作用, 裂隙发育, 围岩破碎, 易发生大块矸石冒落事故。在向斜区域一般比背斜区域积聚着更大的挤压构造应力, 存在着弹性应力释放, 有发生冲击地压的危险;而在向斜轴部, 岩层断裂及裂隙发育, 顶板破碎, 易发生冒顶事故。紧密小褶曲由于受较大的挤压力作用而产生大量的裂隙, 而宽缓褶曲则不同, 因而紧密小褶曲的转折端部位是发生冒顶事故的危险区。
2.3 裂隙对顶板控制的影响
自然裂隙对顶板控制的影响较大, 它是断层、褶曲在同一时期由同一构造力作用下造成的。通常其发育明显的1组称为主节理, 若岩石结构越均质和致密、颗粒较小, 则形成的节理层就越光滑。在井下常易造成冒顶事故。
3 掘进巷道顶板事故事例
以某矿为例, 该井田范围地质构造复杂, 褶曲构造发育, 随着开采深度的增大, 矿压增大, 不仅煤层的倾角大, 而且大块的优质煤田内褶曲、断层纵横交错, 顶板破碎。掘进施工中五采右四付巷, 在施工至前20m时, 顶板大面积来压, 造成顶板20多米的冒顶事故。
3.1 事故原因分析
巷道断面锚杆规格只有L=1.8m, L=1.6m的限制, 间排拒1.0m×0.8m, 依据支护经验和对照理论性柱状图的设计支护形式, 巷道断面布置, 见图1, 图2。
当施工刚过断层时, 虽有所重视, 但只对锚杆间距的加密, 而岩石的厚度已经有所变化, 锚杆固定的岩层已经不稳定, 由于力的相互作用反而加大了不稳定岩层的离层力, 加上顶板来压, 而造成大面积冒顶。
3.2 影响掘进巷道稳定的因素
一般情况下, 根据煤体强度及层 (节) 理发育程度、支护方式综合确定合理的煤巷断面形状, 然而, 在地应力突出和地质复杂的条件下, 还需正确的支护参数, 才能改善围岩和巷道的稳定性。一般情况下, 大多数煤巷采用平顶矩形巷道断面, 但是, 在复杂的地质环境下, 只有在地应力主要方向和巷道断面参数两者耦合匹配, 才能得到最佳的巷道围岩系统稳定性。
3.3 巷道断面及参数优化
在巷道断面设计时, 应根据井巷工程的地质条件、水文条件、围岩性质及井巷的用途, 在特殊的地质条件下应根据其矿山压力显现规律, 确定巷道断面形状及支护参数。以东山煤矿皮带道施工为例。方案一、方案二如图3、图4所示。在拱形支护中, 常见的支护形式是锚杆和锚索的联合支护, 形成组合拱。其主要作用是加固拱作用和悬吊作用。
3.3.1 岩石的倾向与巷道走向的夹角较小, L=1.8m.的锚杆可以打到稳定岩层中。
如果顶板不破碎时, 可以设计成方案一, 将锚杆的锚入方向与巷道拱形边缘垂直。然而顶板破碎时方案一锚杆锚入方案就显得不合理, 应采用方案二布置参数, 由于岩层倾角小, 顶板破碎时, 在相同作用力下, 方案一锚杆对岩体起到的悬吊作用就小于方案二锚入方式。所以, 锚杆的锚入方向应该根据岩层的倾向变化而改变。
3.3.2 岩层倾向与巷道走向夹角非常大时, 以至于一侧的锚杆锚入不了稳定岩层的。
组合拱已经失去了原有的平衡, 不能起到加固拱和悬吊的作用, 由于一边起加固作用, 而另一边起分离的作用, 所以在设计锚杆支护时, 不仅要考虑岩层的厚度, 还应考虑到岩层的倾角。在巷道的两侧, 选择长度不同的锚杆。
4 结论
顶板事故机理和成因复杂, 只考虑单一的条件和支护方式是不可能支护好围岩。特别在断层、褶曲、裂隙发育的复杂地质条件下, 就更有易形成顶板事故。所以, 应根据具体的地质条件和岩层实际情况采取耦合的巷道断面形式和参数, 才能较好的预防顶板事故的发生。
摘要：顶板事故是煤矿生产的主要灾害之一, 轻则造成设备损坏, 重则造成人员伤亡, 给煤矿生产带来巨大的经济损失。顶板事故易发生在地质构造复杂的区域, 不同的支护形式和巷道断面对顶板的影响不同。本文研究了复杂地质条件下通过优化巷道断面及支护参数从而改善支护状况, 达到预防和减少顶板事故的目的。
断面优化 篇6
城市的交通是如今城市的现代化十分重要的支撑条件以及重要标志, 它是决定着一个城市的区位优势的十分关键的因素, 也是一个城市的竞争力十分重要的组成部分。其中, 重要的任务即为在城市的总体规划和城市的交通规划、城市道路的系统规划基础上, 结合着城市发展独有的特点, 然后综合分析最终影响城市的道路横断面各种因素, 因此, 要面向城市道路的综合功能, 研究适合城市和城市交通的可持续发展的城市道路的横断面规划方法是当今的重点与热点。
2 城市道路功能结构和横断面的影响因素
2.1 城市道路的功能
一般认为, 城市道路即为一种交通基础设施, 它服务于人以及物的空间移动。但是, 如此观点不完全正确。众所周知的是城市道路是城市的一种基础设施, 它与城市的其它一些基础设施一同服务于城市的居民生活。
就一般地意义来说, 城市的道路功能的主要包括以下这几个方面: (1) 用地骨架功能; (2) 交通承载功能; (3) 防灾保障功能; (4) 生态保护功能; (5) 视觉景观功能; (6) 市政载体功能; (7) 交往空间功能。因此作为良好的城市的道路系统, 最基本的就应该保障如上的物质功能实现以及协调。
2.2 道路横断面设计影响因素
自道路功能的角度看来, 要分析道路的横断面影响因素, 并实施到各个组成部分的一些具体的设计要求, 来达到预期的效果。城市道路的要满足的道路交通功能能力, 就是要保证道路上的各种各样交通方式安全、便捷、通畅地运行。城市道路的横断面作为一个道路交通的直接的物质载体, 不同的交通方式对于道路的断面以及空间的要求不完全相同。
出行的交通结构转变是影响道路的断面的各项要素重要的依据, 同时也是是否保留的重要依据。交通出行的结构以及道路的横断面是个不断地适应和发展的过程。20世纪70~80年代, 为了满足日益地增长的非机动车的需要, 很多城市道路的建设采取了三块板的形式。但是随着机动车和非机动车之间的混行, 特别是在道路的交叉口处, 十分严重地影响了道路通行的能力, 许多的城市道路都采取机非分流的做法。近些年来伴随着机动化时代的发展, 特别一些大中型城市, 城市非机动车的交通慢慢地萎缩, “两块板”形式的道路断面渐渐被推广开来。
人行道宽度的功能即为满足行人的通畅和安全。行人速度大部分是受性别、年龄、心情、出行目的、交通状况 (拥挤程度) 、街景以及出行车的生活区域等等因素的影响。在交通非常拥挤段或者是需要人流比较大、需要快速疏散的地区, 比如码头、火车站附近, 还有长途汽车站等地方, 为了防止行人的滞留让其快速地通过, 这就需要让人行道适当地加宽。
3 断面的通行能力和交通功能
3.1 分析思路和方法
自芝加哥20世纪60年代的都市圈的规划提出了“四阶段法”基本雏形以来, 通过50来年的完善和补充, 目前“四阶段法”已成为城市的交通需求的预测主流方法。相对基于活动模型的预测方法、非集计预测的方法等等当前的热点理论来说, 较为成熟的、应用参数的体系也比较完善的任然是“四阶段法”理论 (见图1) 。
3.2 出行需求预测
3.2.1 出行生成预测
出行生成的预测一共包括两个方面:出行的发生以及吸引。一般来说城市的规划设计中, 出行发生的预测大多采用的是原单位法。使用原单位法来预测居民的出行发生量的时候, 首要需要计算的是发生原单位, 然后及时根据发生原单位和人口的积, 这样预测来得出发生量。具体的模型如下所示:
式中:xi———交通小区i人口数;
b———居民的出行强度;
Pi———交通小区i居民出行量。
3.2.2 出行分布
交通的分布预测主要目的为, 找出各个交通分区的出行的交换量, 即为明确城市的规划特征, 来优化年交通出行空间结构。最常用的一般交通分布模型有重力模型和增长系数模型。
重力模型所遵从的是牛顿万有引力定律, 它认为:两个交通区的出行交换量, 和两区之间吸引量、出行产生量成正比关系, 和两区之间交通阻抗为反比关系。该模型所考虑的因素比较全面, 能够敏感地反映交通阻抗参数变化情况, 它在没有比较完整的OD现状调查资料的识货也能够使用。因此比较灵活, 普适性也比较强。
第二种增长系数模型, 它的基本的假定条件就是现在以及规划特征年的交通分布模式的变化不太大。这种方法方便、简单, 可以用于简单的交通分布的预测。但是当城市交通源的布局和交通设施的布局变化比较大的时候, 这种方法的误差较大。
3.2.3 交通流量分配
交通规划最重要一个环节就是交通分配, 同样也是“四阶段法”的交通需求和预测工作过程中的最后阶段。所谓的交通分配, 即为把各种各样的出行方式的OD空间量, 分配至具体的交通网络上面, 再通过交通的分配来获得路口、路段的交通量的资料, 是检验道路的网络规划的合理与否的最主要依据;然后通过交通的分配获得公交线路的客流量, 也是公交线网的优化所需的基础资料。
3.3 道路横断面组成要素的通行能力
通行能力具体是指某断面或者某条车道单位时间里通过的最大交通量, 它反映的是道路能够疏导的交通流的能力大小。一般说来, 道路通行能力可以分成: (1) 基本通行能力; (2) 可能通行能力; (3) 设计通行能力以下三种。在城市的道路交通规划和设计过程中, 上述的几种能力的作用和内涵如下所示:
(1) 基本通行能力:具体是指在交通、道路、气候和环境都处于十分理想的条件下, 由技术和性能一样的标准车辆, 按最小车头的间隔连续地行驶, 单位时间通过道路路段某一断面或一条车道的最大的车辆数。这是一种十分理想的情况下的道路的交通流的承载力的极限值。
(2) 可能通行能力:具体是指在道路十分通畅情况下, 通过道路路段某一断面或一条车道的最大的车辆数。对一条没有横向的干扰的高架快速路, 较长路段上能够畅通无阻连续进行行驶的车辆, 就可以达到路段。
(3) 设计通行能力:具体是指, 在道路的交通运行的状态能够保持某一设计服务水平情况下, 道路上的某一路段通行能力。
通行能力的影响因素:
实际道路状况影响各路段行车速度, 所以各路段通行能力不相同。各条车道的交叉口红绿灯和不同行车状况也同样会影响行车路段的实际通行能力, 主要是下面几方面因素:
(1) 多车道的影响
在单向的多条车道道路上, 因为行驶的车辆中存在减速、超车、停车等等因素, 同向的行驶车辆则同样会影响另外一条车道的实际通行能力。一般说来越是靠近道路的中心线的车道, 它的影响越小, 车道通行能力也是最大。越是靠近侧面车道, 受停车以及非机动车等等因素影响越大, 反而通行能力越小。
车道条数对于通行能力的影响程度可以用a-折减系数来表示。即假设最为靠近道路的中心线折减系数a为1, 自中心线向外的车道a值依次是:0.8~0.89;0.65~0.78;0.5~0.65;0.40~0.52。
(2) 车道宽度的影响
车道宽度如果过低, 就会影响道路的行车速度, 降低车速就会影响道路通行能力大小。车道的宽度对于行驶车辆的通行能力和舒适度的影响比较大。根据研究发现, 能够保证基本的通行能力车道的最小宽度为3.50m, 而当车道的宽度小于这个值的时候, 车速下降之后道路的通行能力随之降低。
(3) 出入口的影响
当道路存在与机动车道相互连接的开口的时候, 会在道路的主干道上进出口的附近形成一个分合流或者交织区, 然后会影响车辆运行, 随之道路通行能力就会下降。
(4) 交叉口的影响
影响道路的通行能力一个非常重要因素是交叉口。在存在交通管制的道路交叉口上, 当遇到红灯时要减速然后停车, 随后启动, 再加速行驶。但即使没有交通管制或红绿灯, 如果考虑安全因素车辆同样也会减速。因此, 过交叉口的时候, 实际行程时间比起没有交叉口时要长, 且速度降低, 道路通行的能力也会下降。所以, 道路的交叉口, 特别当相邻的交叉口间距比较小的时候, 对于通行能力的影响也比较大。
4 结论
道路横断面问题所涉及到的因素有:城市交通、空间、美学、市政等等许多个领域, 这是一个十分复杂的问题。但是由于知识水平以及时间有限, 现阶段仍然存在着很多的不足。对于本问题来说, 但是从实践上来说, 还需要从城市路网中的地位, 用地的骨架以及市政载体等等方面来进行进一步探讨。在今后进一步研究中, 从城市规划的设计阶段来探讨合理交通组织的模式在道路横断面上面的表达, 并详细和深入地完善城市道路横断面的设计理论以及方法。
参考文献
[1]杨涛.中国城市交通发展基本态势及主要对策.南京市交通规划研究所, 2002, 12.
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断面优化 篇7
1 工程概况
凉水井煤矿42108回风顺槽断面设计主要为矩形, 巷道平均埋深190m。该工作面回风顺槽顶板为层状复合顶板, 煤层上岩体为软硬交替层状岩石, 其中有少量夹矸, 夹矸平均厚度为0.15m。巷道顶板直接顶为泥岩, 老顶为砂岩, 老顶单轴抗压强度R c=23M Pa, 抗拉强度R t=23M Pa。老顶岩性为上部粗砂岩, 下部细砂岩, 岩体中含石英, 长石及云母。直接顶泥岩平均为1.9m, 含植物化石及黄铁矿结核。直接底为粉砂岩, 平均厚为1.5m, 灰色、灰黑色, 硬度中等, 夹石英砂岩薄层。老底为粉砂岩加石英砂岩, 平均厚度为11.43m, 灰色, 黑灰色, 粉砂岩、石英砂岩互层, 硬度中等, 为石英砂岩时硬度较硬, 含植物化石等。
2 原有支护方式分析
原有顶板支护参数如下:A.锚杆为φ20m m左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2.2m。锚杆间排距0.9×0.8m, 每排4根锚杆, 中间与顶板垂直;钻孔直径为28m m, 锚固长度为950m m。B.锚索采用φ17.8m m钢绞线锚索, 长度为7.0m, 外露长度250m m。采用2+1+2形式布置, 锚索排距1.6m, 单双交替布置, 锚索间距为1.3m, 两边各1.0m, 1根时布置在巷道中间;锚固长度1.5m。原有巷帮支护参数如下:锚杆采用规格为φ18×2000m m左旋螺纹钢, 排距为0.8m, 锚杆间距0.9m, 每排3根锚杆, 上留200m m, 下留500m m。锚杆角度:巷帮上下角部锚杆与水平线成10°布设, 其余锚杆垂直煤帮布设。
为了分析研究原有支护方案的支护效果, 对工作面回风顺槽原有支护段顶板下沉情况, 两帮收敛情况进行了监测。现将部分监测结果总结如下。
42108工作面回风巷道监测断面共监测20d, 顶底板累计移近量达17.95m m, 顶板最大沉降速率为6.69m m/d, 最终沉降速率不超过0.15m m/d。两帮累计收敛量达56.93m m, 最大收敛速率为23.39m m/d, 最终收敛速率不超过0.49m m/d, 分别见图所示。
由以上监测结果可以看出42108工作面回风顺槽在巷道开挖后12d时间内顶板变形趋于稳定, 原有支护体系存在一些缺陷, 对顶板岩层及两帮的控制力度不够。在巷道开挖后, 支护抵抗顶板垂向荷载的效果不好, 导致顶板下沉量大, 巷道收敛变形大, 所以需要对支护参数进行优化。
3 支护参数优化效果分析
对凉水井煤矿42108回风顺槽支护参数优化方案如下:A.锚杆。顶部4根锚杆, φ18×2000m m型左旋螺纹钢锚杆, 间排距为900×1000m m, 锚固长度1200m m, 靠近两帮的两根锚杆与水平呈45°进行锚固;巷道两帮各3根锚杆, φ18×1800m m型左旋螺纹钢锚杆, 间排距为900×1 000m m, 锚固长度1200m m。B.锚索。取锚索长度为6.5m, 锚固长度为1.8m (注:单根锚固剂长600m m) , 锚索间排距为1.6×3m。
在对42108工作面回风顺槽支护体系进行优化后, 为了验证优化后的支护体系有更好的支护效果, 将所得优化支护参数应用于42108工作面回风顺槽50m试验段, 并在实施后对试验段进行跟踪监测。
在巷道试验段施工时紧跟工作面进行巷道顶板下沉量、两帮收敛等内容的监测。在原有支护情况下42108工作面回风顺槽顶板最大下沉量为34m m, 两帮最大移近量为55m m。监测结果显示顶板下沉稳定时间仍为12d左右, 但是巷道顶板最大下沉量为17.8m m, 比原支护体系有所降低, 同时巷道两帮最大收敛量为32.6m m, 两帮收敛量明显下降。
4 结论
通过对原有及优化后的支护方案进行跟踪监测, 发现应用优化后的支护方案后, 巷道顶板稳定性良好, 巷道顶板没有出现任何裂缝, 巷道两帮也没有片帮情况出现。因此支护优化方案是合理的, 可以为其他类似地质条件巷道的支护设计提供理论参考。
参考文献
[1]钱鸣高, 刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1991.
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