近距离煤层组（精选7篇）
近距离煤层组 篇1
1 地质条件
泉店煤矿东翼11采区可采煤层为二1、二3两层近距离煤层, 煤层倾角平均25°, 层间距平均8.0 m。二1-11070工作面可采走向长为650~750 m, 平均煤厚6.2 m, 采高为2.4 m;平均放煤厚3.8 m, 放煤步距为0.6 m。二1煤直接顶以粉砂岩为主, 直接底主要为中粒砂岩, 采用后退式走向长壁综采放顶煤采煤工艺。二3-11070综采工作面可采走向长为750~875 m, 平均煤厚1.50 m, 二3煤层直接顶多为砂岩, 底板为二1煤层的顶板, 采用走向长壁综采采煤法。
2 数值计算模型
(1) 模型原理及模型结构。根据煤岩层地质条件, 各层位的岩石物理力学参数见表1, 采用PFC2D数值计算模型来研究联合开采条件下的下组煤顶煤运移情况[1,2,3,4,5,6,7,8,9,10,11]。
(2) 模拟方案。根据各层位的煤岩条件, 构建如图1所示的初始模型 (1∶1 000) , 模拟采用“一采一放”的放煤方式。在支架上方布置3排12个测点, 具体布置如图2所示。其中在顶煤体中布置9个测点 (图2中的点1—3、点5—7、点9—11) , 直接顶布置3个测点 (图2中的点4、8、12) 。通过记录这12个测点分别沿水平方向和竖直方向的位置变化情况来分析支架上方顶煤的运移规律。
3 模拟结果分析
在放煤开始后, 支架上方的顶煤 (破碎顶板) 均会产生水平和竖直方向的位移, 由于PFC2D数值模拟软件的墙体本身结构固定, 使得支架无法体现出像开采现场一样具有反复支撑作用的效果, 因而顶煤位移的突变点在支架顶梁末端的正上方这一剖面上 (即点5、6、7、8这一方向的剖面) 。根据预先在支架上方布设的12个测点 (图2) 来监测放煤过程中上煤层未采和采后2种情况下, 顶梁上方4个层位 (1.2, 2.4, 3.6, 4.2 m) 和顶梁末端前、中、后3个剖面上沿x方向和y方向的位移变化情况。由于模拟产生的所有球体均是随机的, 而且球体流动的随机性较强, 这样监测的特定位置的顶煤有可能会是未放出来的顶煤。本文根据监测的几个位置选取监测结果较好的点进行分析, 模型测点位置变化情况如图3—图8所示。
3.1 支架顶梁末端后剖面顶煤
从图3中可以看出, 当上煤层未采时, 支架顶梁末端后剖面的顶煤, 在始动后的70万步内沿x方向的位移变化较为缓和, 而上煤层开采后, 其曲线变化的斜率较大。说明上煤层开采后有利于顶梁末端后剖面顶煤体的运移。随着进一步放煤, 上煤层开采后的顶煤 (顶板) 沿x方向的运移速率也大于上煤层未采时的速率。
从图4可以看出, 上煤层未采时, 在放煤的初始约70万步内, 顶煤 (顶板) 基本上未发生竖直方向的位移;上煤层开采后的顶煤体从一开始就产生竖直方向的位移, 且下位顶煤和中位顶煤在运算55万步以后就可以放出。从图4中还可以看出, 上位顶煤体在上煤层开采后的竖直位移量也大于上煤层未采时的位移量。结合图3和图4分析可以得出, 在上煤层开采后, 煤岩体的整体流动性更强。
3.2 支架顶梁末端正上方顶煤
位于支架顶梁末端正上方的煤岩体, 上煤层开采前后在水平方向的位移量几乎一致, 没有较明显的差别;上煤层开采后的垂直位移也整体较开采前的变化大, 上位煤层和顶板岩层的活动性加强。对比图5和图6中的上煤层采后的水平位置和垂直位置变化得出, 顶煤首先以水平运动为主, 随着放煤的继续, 逐渐表现出以垂直运动为主。各煤岩层的水平位移的总体趋势表现出极强的一致性, 但是垂直位移却是中下位的煤层大于上位煤层和顶板岩层。
3.3 支架顶梁末端前剖面顶煤
支架顶梁末端前剖面的顶煤体在上煤层未采时水平位移和垂直位移较为一致, 在上煤层开采后, 中下位煤层的水平位移大于上位煤层和顶板岩层。从图7可以看出上煤层开采前测点的水平位移小于开采后的水平位移, 尤其在中下位煤层的水平位移中表现更为明显。从图8可以看出, 上煤层开采后, 下煤层顶煤体从开始就在垂直方向上有所移动。
3.4 问题说明
本文仅通过数值模拟研究确定了下煤层的顶煤运动趋势, 没有研究上煤层开采后对下煤层顶煤的破碎影响, 但从下煤层的顶煤运移规律上也能看出其顶煤体还是受到一定的破坏。
4 结语
(1) 通过对比上煤层开采前后下煤层顶煤体的运移规律能明显看出:在上煤层开采后, 对下煤层的顶煤 (岩) 体有一定的破坏作用, 使得下煤层在放煤开采时, 其顶煤 (顶板) 的活动性均有所增强。
(2) 通过研究不同层位不同测点的位置变化, 可以看出在上煤层开采后, 下煤层顶煤中、下位煤层的运动变化表现相当明显。整体而言, 其造成的在垂直方向移动比水平方向的更为明显。在支架顶梁末端的前方, 顶煤体主要表现为水平移动, 在支架顶梁末端的后方, 顶煤 (岩) 体主要表现为垂直位移。
(3) 对于近距离煤层群的联合开采, 先采上煤层、后采下煤层的开采顺序有助于下煤层顶煤体的破碎, 并在一定程度上起到增加放煤效果、提高采出率的作用。
摘要：以泉店煤矿的煤岩地质条件为基础, 采用PFC2D数值模拟软件, 模拟在近距离煤层联合开采时, 上煤层未采和开采后对下煤层顶煤体的破坏情况, 并监测在下煤层放煤过程中, 其顶煤体特定层位的煤岩运移情况, 最终得出顶煤的运移规律。
关键词：近距离煤层,综放开采,顶煤运移,联合开采
参考文献
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近距离煤层组 篇2
四川广旺能源发展 (集团) 有限责任公司赵家坝煤矿地质条件复杂, 目前有7#、8#、9#、10#、11#、12#六层可采或局部可采煤层。7#煤层与8#煤层的层间距约为15.6m, 8#煤层与9#煤层的层间距约为30.16m, 9#煤层与10#煤层的层间距约为1.78m, 10#与11#煤层的层间距约为4.04m, 11#与12#煤层的层间距约为6.12m, 绝大部分岩层的层理和节理高度发育, 呈现出松软破碎的特性。
为了更好地回收煤炭资源, 探索安全高效新方法, 我们对近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层采煤工作面矿山压力显现规律、近距离薄煤层群联合开采的区段垂高及巷道布置、近距离薄煤层群采煤工作面布置及合理安全错距进行了研究, 提出一套优化的联合开采方案, 进行现场实施并取得成功, 有效地提高了经济效益。
2 近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层联合开采技术研究
2.1 有效采场围岩矿山压力显现规律研究
采场的移动支承压力和残余支承压力随工作面推进的时间分布不一, 同时在空间上分布也各异, 在空间上呈三维分布, 其情况如下图所示。
1-工作面前方超前支承压力2-工作面沿倾斜残余支承压力3-工作面沿仰斜残余支承压力4-工作面后方残余支承压力
支承压力在煤层底板传播规律:随着采煤工作面向前推进, 支承压力影响区内剪应力增强, 极易破坏上方砌体梁平衡结构, 会导致工作面顶板沿煤壁切落, 发生顶板台阶下沉。客观要求工作面支架支护强度必须提高, 以保证有足够的初撑力。
国内外研究表明, 支承压在煤层底板中的传播在垂直方向的不同深度和在水平方向的不同距离不尽相同。传播在煤层底板中的支承压力大小并不一样, 但呈现出一定的规律性, 如图2所示。
1-支承压力曲线2-原岩应力曲线3-应力增高区界线4-应力降低区界线
(1) 开采造成的支承压力显现一般规律, 通过采空区内未遭破坏的残留煤柱或附近未采动的煤层而传递到底板岩石中, 因而使煤柱或煤体下方形成应力增高区, 而在采空区下方形成应力降低区。
(2) 通过煤柱向底板中传递的支承压力, 其应力集中程度随远离煤层底板会逐渐降低, 当达到一定深度以后, 煤柱所造成的应力集中的影响变得很小。
(3) 支承压力沿水平方向在底板岩层中的传播规律, 是在与煤柱边界处法线成一定夹角的范围内向外扩展, 这说明底板岩层中的集中应力在水平方向也向煤柱外侧扩展到一定范围。
上述分析表明, 近距离煤层联合开采时, 开采下覆煤层时必须避开工作面受到上煤层底板中支承压力的影响, 应当将下煤层工作面布置在上煤层工作面底板应力降低区。
2.2 联合开采的巷道布置研究
根据前节分析, 我们将区段运输巷布置在下层煤层底板岩层应力降低区内, 近距离煤层群组成联合开采模式。多层煤开采时, 布置一条共用的集中运输巷道, 通过掘进溜煤反眼揭穿各煤层。同时在煤层群中下层煤层中掘进一条回风巷道, 同样通过回风石门揭穿各煤层, 上部煤层回风经过回风石门进入下部煤层回风巷形成通风系统, 布置如下图所示。
图中, α-煤层倾角;M1-煤层间距;λ-底板岩石移动角;h1-上覆煤层开采下界与区段集中运输的垂高;h2-急倾斜近煤层开采对底板影响的垂高;h-区段集中运输巷与工作面上风巷垂高;β-溜煤反眼倾角。
结合图中内容, 可分析得到影响关系:h=h1+h2;h2=sinλ/sin (α-λ) ×M1。
对于上下煤层同区段同时开采, 区段垂高h的选择, 要求h1、h2的最小值为最合适。由于垂高h与煤层层间距M1成正比, 当煤层层间距很小时, 所得的垂高也小。从急倾斜煤层开采的特点来看, 在开采过程中, 及时挑落上部的区段煤柱, 使下部采空区得到上区段冒落矸石的及时充填, 而本区段采空区顶、底板暂时没有冒落, 因而在开采时对本区段相邻近距离煤层没有产生影响。
2.3 联合开采合理安全错距研究
近距离煤层上下层联合开采, 为减少上下层工作面之间的相互影响, 在空间上要求保持一定的滞后距离, 该距离即为工作面的合理安全错距。
这个最小距离Xmin的计算模型如图4。计算公式为:Mmin=H×ctgδ+L+B。
式中, H-煤层间距;δ-岩石移动角;L-考虑上煤层工作面顶板岩石冒落基本稳定及上、下煤层工作面推进速度不均衡的安全距离;B-上煤层最大控顶距。
根据前面章节对采煤工作面支承压力的分析可知, 采面推进过后, 直接顶垮落, 老顶暂时承受上覆岩层的全部重量, 并把压力传递到工作面前方煤壁和后方采空区冒落的矸石上。因此, 一般在工作面后方形成减压区。若同时开采的下部煤层工作面处于该区域内, 将使工作面所受矿山压力较小, 有利于开采中控制采煤工作面矿山压力。但采用此方案, 一方面上、下工作面的错距不能太小, 否则下煤层工作面回采引起的顶板岩层移动将波及上煤层工作面, 使上煤层工作面顶底板产生裂隙, 甚至使上部煤层产生错动, 给上煤层工作面的开采带来困难;另一方面, 上、下工作面的错距不能太大, 不然下煤层工作面将进入因上煤层工作面顶板岩石垮落而产生的动压影响区, 使下煤层工作面矿压显现剧烈, 达不到减压区下采煤所期望的效果。因此必须确定上、下工作面的最小及最大错距。
3 工业性试验
实验项目位于该矿306采区东翼第一个区段, 实验开采的两煤层为11#煤层和12#煤层, 两煤层的层间距为6.12m。12#煤层煤厚为0.57 m-1.04 m, 平均0.77m, 煤的比重为1.40 t/m3, 煤的硬度f=2-3, 煤层倾角平均59°;11#煤厚0.60m-1.10m, 平均0.85m, 煤的比重为1.35t/m3, 煤的硬度f=2-3, 煤层倾角平均55°;直接顶为5.2m厚的炭质泥岩加煤线, 11#煤层顶板松软破碎易垮落。本次联合开采工作面分别是上覆的11#层31162工作面和下覆的12#煤层31262工作面。
3.1 煤层群的开采顺序及开采错距计算
据上述2.3节叙述, 计算联合开采的开采错距:
式中, H-煤层间距6.12m;δ-岩石移动角, 坚硬岩石为60°-70°, 软弱岩石为45°-55° (取50°) ;B-上煤层采面最大控顶距1.6m。
根据以上参数得出X=6.12 m×cot50°+22m+1.6m=28.73 m, 同时根据地质资料以及前面2.2节的分析求出区段垂高可取到77m。为确保安全, 避免上覆煤层开采对下覆煤层顶板造成破坏, 本次工业实验项目, 设计开采垂高70m。
该矿六采区11#、12#煤层层间岩性为松软易破碎的碳质页岩, 夹煤屑泥质粉砂岩, 平均倾角64°, 区段垂高70 m。9#、11#煤层的开采, 造成12#煤层平巷变形严重。根据该矿对煤层矿压显现研究, 不同错距时的煤体垂直水平应力沿走向变化趋势基本一致, 最大应力在工作面附近, 下层煤前方支撑压力比上层大。结合我矿西翼11#、12#煤层联采开采成功经验, 合理错距为上层煤超前下层煤29m-40m。
3.2 联采方案布置
我们将区段运输巷布置在12#煤层底板岩层应力降低区内, 11#层与12#层布置一条共用的集中运输巷道, 通过掘进溜煤反眼揭穿各煤层, 同时在12#煤层中掘进一条回风巷道, 同样通过回风石门揭穿11#煤层, 11#煤层工作面回风通过回风石门进入12#煤层回风巷中, 形成有效地通风系统。
3.3 成果
该实验项目已于2012年8月结束, 两工作面安全顺利收尾, 已安全回采煤炭15万吨, 其中31162工作面6.8万余吨, 31262工作面8.2万吨。
4结论
本次试验的成功运用充发证明了这种新技术的科学性、实用性和有效性, 并提供了宝贵的理论基础和实践经验, 同时将会为我矿其他近距离薄煤层群开采和近距离“三软”薄煤层开采提供一定的技术经验, 促进矿井的安全生产、稳产高产, 产生巨大的经济、社会效益, 极具推广意义。
摘要：对近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层采煤工作面矿山压力显现规律、近距离薄煤层群联合开采的区段垂高及巷道布置、近距离薄煤层群采煤工作面布置及合理安全错距进行研究, 提出一套安全合理的联合开采方案。该方案在广旺集团公司赵家坝煤矿得到成功应用, 在国内同等条件下具有重要的推广意义。
关键词：近距离薄煤层群,近距离“三软”薄煤层,巷道布置,开采错距,联合开采技术
参考文献
[1]许有圻.煤矿开采学[M].中国矿业出版社, 1999.
[2]钱鸣高, 刘听成.矿山压力与控制[M].煤炭工业出版社, 1991.
极近距离煤层开采技术的应用 篇3
关键词：近距离,开采,技术
1 概况
四老沟矿开采的14-2#与14-3#层303盘区为极近距离开采煤层, 井下位于矿井303盘区巷西南部, 西南部为雁崖矿界。其中14-2#和14-3#煤层层间距从整体上看60%为1.2-2米之间;岩层性质为深灰色粉砂岩与灰白色中细砂岩互层, 层理发育, 含植物化石及煤层属不稳定围岩, 14-2#煤层开采后所留下的煤柱、采空区及部分小窑破坏区等给14-3#煤层的掘进与回采带来很大影响。已采过的8301工作面两巷顶板均有下沉, 且邻近14-3#煤层已采面8303面受采动影响5303巷发生顶板离层, 下沉量在50cm以上, 使顶板断裂, 地板发生地鼓等动压破坏现象, 锚栓支护的钢带多处撕扯断裂, 支设的对棚近400米被压弯、扭曲变形, 巷道净高最低处不足1.9米 (掘进时巷高为2.5米) 。5303巷道从280-650米范围顶板注射玛丽散进行粘结 (用玛丽散66吨2.5万元/吨) , 用单体液压支柱架设串梁进行维护, 但并没有使围岩稳定下来, 受8305采动影响补设的串梁多数发生移位, 串梁下的单体柱发生倾倒。这虽然大大的增加了巷道维护的成本, 但没有从根本上解决顶板的安全隐患。针对上述情况, 集团公司安监局牵头, 组织有关部门与矿有关领导经过研究分析, 制定了方案措施。
2 对动压影响巷道变形的分析
2.1 顶板比照分析
2.2 岩层性质分析
残余碎胀性系数 (kp。) :破碎岩石在矿山压力作用下, 压实后的体积与破碎前的体积之比。
14-2#层8301冒落高度:1.8h=h+2.5 h≈3
14-3#层8301工作面回采后会形成一个暂时的约2~3米高的悬板。
2.3 巷道来压分析
14-3#层8301工作面回采时古塘的顶板 (既14-2#层和14-3#层的层间岩石) 由于薄会很快塌落, 造成上覆14-2#层8301采空区的矸石滑落到14-3#层8301面的古塘, 使原来已稳定14-2#层8301采空冒落区短时遭到破坏, 形成上覆大面积悬板。大面积悬板产生的重力势能会以14-2#层8301和14-3#层8301之间的煤柱为支点向8303面方向传递, 传递的能量会在传递方向上某承受能力薄弱的地方显现。如果大面积悬板长时不塌会造成5303巷地鼓, 如果底板岩性较强, 屈服底板的能量瞬时释放就会形成冲击地压。
2.4 巷道舜间来压分析
14-2#层8301上覆悬板塌落的瞬间, 未塌部分会产生一个向上的反弹力, 反弹力通过煤柱支点对相邻的14-2#层8303采空区冒落的碎石形成一个向下的拍力, 拍力使碎石滚动挤压, 而14-3#层5303巷顶板相对而言是最薄弱部位, 多次的拍打冲击就使顶板破碎, 继而下沉当冲击力和碎
石重力的合力大于14-3#层5303巷支护的棚梁屈服强度时, 棚梁就回扭曲变形;严重时导致部分巷道顶板垮塌。
3 应对措施
3.1极近距离煤层上、下层掘进时都应采用掘进机开拓, 最大限度的保护层间岩石, 杜绝动炮。
3.2当上覆煤层较薄时, 掘进全煤巷不能满足对回采的要求时, 要挑顶保证上层工作面的巷高, 坚决不能破底。
3.3上层开拓, 回采如遇断层, 火成岩, 陷落柱等特殊地质构造, 要准确记录其位置, 大小为下层开采提供精确依据。
例如:掘进下层巷时如不参考上层地质构造或上层地质构造提供不准确, 遇到正断层极容易发生漏顶见图1。
3.4如层间岩石抗压, 抗拉, 抗剪, 抗弯强度绞低时, 回采上层工作面时有必要铺设金属网保护层间岩石 (既下层工作面的顶板) 。
3.5极近距离煤层下层掘进巷道顶板的锚杆支护要采用全锚。堆锚支护除树脂药卷所在部位的岩体有所增强外, 其余岩体的三向应力均遭破坏, 其抗力强度下降。顶板受压情况下极易在锚杆钻眼周围破断。
4 14-3#层巷道布置
4.1 极近距离煤层的概念
何为极近距离煤层现无准确答案, 下面就四老沟矿开采经验做一论述。以上面谈到的303盘区14-2#层8301, 8303面, 14-3#层8301, 8303面为例说明。
工作面开采后先跨落的是伪顶和直接顶, 而相对稳定的老顶较难垮落。303盘区14-2#层的直接顶厚度在6~7米, 伪顶几乎没有, 直接顶厚度为12~13米, 层间岩石厚1~12米, 上下层煤厚平均在2.5米。顶板的岩石种类为不同的细度的沙岩, 其碎胀系数取Kp=1.8, 普氏系数f=6。
14-2#层8301、8303面采完后, 直接顶的冒落高度H:1.8H=2.5+H (2.5为煤厚) H≈3.1米
若层架间距很小采完14-3#层后, 直接顶的冒落高度H:
当层间距逐渐增大, 直接顶的冒落高度会逐渐减小。以上面的工作面为例, 当层间距为1.4时理论上14-2#层的直接顶不会在垮落。但岩体碎胀性系数 (kp。) 是破碎悬岩在矿山压力作用下, 压实后的体积与破碎前的体积之比, 而近距离煤层开采, 下层开采后层间岩石的垮落如图2所示。
所以碎胀系数不适用于近距离煤层下层顶板的冒落计算。
14-2#层8303、8305面顶板层间距为4米时, 14-3#层5303巷几乎不受14-3#层8305面的采动影响。
以14-3#层开采具有同样岩性的层间顶板垮落的碎胀系数为 (4+2.5) /4=1.62。在303盘区层间距4米为极近距离煤层的临界值。
4.2 布置下层工作面巷道的理论依据
如果把两工作面的之间的煤柱看成是杠杆的支点, 把正在开采的下层工作面一侧上覆采空区的稳定顶板看成是杠杆的长柄, 它通过支点把力作用于相邻的未开采工作面。离支点越远受到的力越小。通过实验进行数据采集。
实验方法:在下分层首面开采前在邻近上覆已采面的煤柱下掘进一条实验巷, 在远离煤柱一侧的巷道煤壁 (选择层间距小的一段巷) 打深浅不一的多个钻孔, 钻孔的间距要一致, 深度要依次递加, 钻孔内安放压力传感器, 采集不同深度钻孔的压力值, 采到的数据和下分层主要支护材料的力学性能做比较来定相邻开采面巷道的位置。
通过近距离煤层开采层间距4米以下时以矿用工字钢为主要支护材料, 其力学性能见表3。其中11#矿用工字钢屈服强度为355MP, 当压力采集器的数值接近355MP的钻孔深度为要布置邻面巷的通过点。
5 结论
通过采用极近距离煤层开采煤层时可采用已成熟的沿空留巷开采法;预留煤柱开采上分层时, 要对顶底板的岩性认真取样分析, 对层间距提前探明, 在遇层间距较薄, 上、下煤层较厚的工作面 (或工作面的一部分) , 与下一个工作面相邻的顺槽巷要进行深孔爆破切顶, 破坏上层顶板的完整性, 减小作用于下层工作面的开采动压。
近距离煤层工作面巷道支护设计 篇4
近距离煤层作为中国煤炭资源赋存中比例较大的一种形式, 在全国各大矿区均广泛存在着近距离煤层群开采的问题。一般而言, 随着煤层间距减小, 上下煤层间的开采扰动影响会逐渐增大, 特别是煤层间距很近时, 下部煤层开采前其顶板的完整程度已受到上部煤层开采影响而造成破坏, 顶板岩层稳定性较差。加之上部煤层保护煤柱的留存引起的应力集中导致下部煤层开采时回采巷道的矿压显现规律极为复杂, 围岩变形量大, 支护困难[1]。
1 工程概况
张沟矿东西宽1.6 km, 南北长4.0 km, 井田面积6.4km2, 回采深度450 m~500 m。矿井现主采6#煤层群, 整体存在分层数目多、层间距离近或极近、层间泥岩或泥质砂岩强度不高, 且煤岩体整体完整性较差, 内部节理裂隙发育等特点。受此影响, 回采巷道支护后变形大、返修率高, 维护工作量大且效果较差, 严重影响矿井正常的安全生产工作。对此, 针对西二采区工作面巷道原本的1#工字钢架棚支护提出全新的棚架支护方案并结合工程实践分析其支护效果[2]。
2 金属棚架支护机理分析
2.1 梯形金属支架的受力模型
由于近距离煤层顶板破碎, 当顶板厚度较薄、强度较低时, 顶板岩层深部不存在可供锚杆锚固悬吊的稳定层, 锚杆支护效果较差, 此时采用被动支护来维持围岩稳定, 根据六家矿的现场支护情况主要采用梯形金属支架。
梯形金属支架由棚梁和棚柱组成。在实际支护中, 由于棚柱底端受到底板约束, 使棚柱的内移变形受到限制, 因此可以视棚柱底端所受的约束为连杆约束或弹性约束。由于支架的变形受围岩的约束, 因此可视支架结构为静定结构。其受力分析计算简图如下图1所示。
2.2 梁柱的受力分析
针对棚梁、棚柱形成的静定结构, 其每一构件均为受轴力和分布荷载作用的简支梁。
棚梁中最大应力为:
棚柱中最大应力为:
式 (1) ~ (2) 中, a为棚梁长度, mm;h为巷道高度, mm;qh为水平压力, MPa;qv为围岩垂直压力, MPa;A为型钢截面面积, mm2;Wx为x方向截面惯性矩, N·m;α为棚柱倾角, °;σmax为最大应力, MPa;q为顶板压力, MPa;Wz截面惯性矩, N·m。
强度校核:
式 (3) ~ (4) 中, [σ]为型钢的许用应力, MPa;σs为型钢的屈服极限;n为安全系数。
张沟矿梯形巷道采用的11#工字钢架棚支护, 棚梁长2 800 mm, 巷高2 600 mm, 棚柱倾角为80°, 水平压力qh取500 N/cm, 围岩垂直压力qv取350 N/cm, 截面积A为33.2 cm2, x方向截面惯性矩Wx为113.4 cm3, 根据上式可以求出棚梁中最大应力σmax为341.61 MPa, 棚柱中最大应力σmax为149.67 MPa, 牌号为20Mn K的11#工字钢的屈服极限为355 MPa, 当巷道局部应力较大时, 11#工字钢所受应力会超过其屈服极限, 发生较大变形。
2.3 梯形金属支架的稳定性
梯形金属支架主要由直杆构成, 而且棚柱与棚梁一般采用铰接连接, 因此棚梁与棚柱属于压杆, 一般采用压杆稳定进行验算即可[3]。
利用欧拉公式压杆的临界压力为:
式 (5) 中, Per为临界压力, MPa;EI为物件抗弯刚度, N/m;l为压杆的相当长度, mm;μ为长度系数:两端铰支μ=1, 一端固定一端铰支μ=0.7, 两端固支μ=0.5。
3 巷道支护方案设计
3.1 方案选择
综合考虑西二采区工作面巷道受上部煤层采空区影响, 应力状态较为复杂, 巷道顶部围岩破碎, 结合现场观测数据和实验模拟结果, 提出以下两种支护方案:
a) 方案一。在原有矿用工字钢对棚支护的基础上进行改进, 采用矿用11#工字钢对棚加强支护。在组成对棚的两个工字钢之间打锚杆或锚索, 以提高11#工字钢的抗扭强度和架棚的稳定性;
b) 方案二。采用热轧22b工字钢架棚支护。相邻架棚之间通过拉杆联接, 相邻架棚之间打锚杆或锚索。以后该矿若遇到煤层顶板较薄, 采用锚杆锚索等方式进行支护时效果不理想时, 可以选择此方案进行支护试验。
两方案优缺点比较:巷道掘进过程中, 对棚支护施工时为保证掘进和支护同步进行, 出于工序安排, 往往先支设一组架棚, 临时控制顶板围岩, 待掘巷完成后, 再支设另一组, 形成对棚支护。此过程两组支架的受力和变形量均不相同, 对棚支护的效果难以充分发挥。故方案一在现场应用上存在施工工序复杂、支护强度低、支护效果差等缺点。而方案二可保证掘进和支护工作平行作业, 同时有较强的支护强度和支护效果[4]。
3.2 支护方案参数
a) 采用22b热轧工字钢架棚支护, 架棚棚距800mm, 支护时做好架间充填;
b) 相邻架棚的棚梁及棚腿分别采用两组拉杆连接起来, 拉杆为钢板 (长×宽×厚=1 030 mm×60 mm×16 mm) , 拉杆两端各有两个直径为22 mm的圆孔 (见图2) ;
c) 每组拉杆由四个螺栓联接, 螺栓直径为20 mm, 螺栓长度为300 mm, 螺纹段长度为65 mm;
d) 相邻棚梁之间打锚杆, 具体位置如图2和图3所示, 其中孔径30 mm, 锚杆规格Φ20 mm×2 000 mm, 采用锚杆托盘, 用MSCK+Z2575和MSZ2560各一支药卷锚固;
e) 相邻棚腿之间打锚索, 具体位置如图2和图4所示, 其中孔径28 mm, 锚索规格Φ15.24 mm×4 200mm, 采用锚索托盘, 用MSCK+Z2575和MSZ2560各一支药卷锚固。
4 支护效果分析
4.1 观测方案
在巷道顶板围岩不同深度中布置深基点进行离层破坏区域位移监测;在巷道两帮围岩不同深度中布置深基点进行两帮围岩松动圈位移监测, 分析松动圈的形成过程和形态特征, 综合评价巷道支护效果, 并为锚杆支护参数优化和围岩应力分析获得现场实测数据。测点布置如表1所示。
西二采区掘进工作面巷道测点布在煤柱帮腰线处, 孔径为32 mm, 钻孔深度4 m, 两孔间隔50 m, 5个测点。根据煤帮变形破坏剧烈程度预计, 设计煤柱帮腰线采用1.0 m、2.5 m、4.0 m三基点式, 分为0 m~1m、1 m~2.5 m和2.5 m~4 m三个监测范围。
4.2 数据分析
根据现场所监测的数据, 整理得出下表2, 作为矿山压力显现研究的基础数据, 为巷道支护优化方案提供重要理论设计依据和资料。
通过对上表数据分析可得出以下结论:
a) 观测周期内各测点总位移量最大为58.1 mm, 最小为28.5 mm, 深部位移量主要发生在浅部, 位移量从浅部到深部依次减小;
b) 0 m~1m浅部位移量占总位移量的45%~63%, 1m~2.5 m中浅部位移量占总位移量的25%~39%, 2.5m~4 m的深部占位移总量的8%~12%, 锚杆锚固范围内变形约占84%~92%, 变形速率最大值接近31 mm/d;
c) 对于1.5 m、3.0 m两基点式, 0 m~1 m浅部位移量占总位移量的58%~73%, 1 m~2.5 m的中浅部占位移总量的18~29%, 2.5 m~4 m的深部占位移总量的8%~15%, 锚杆锚固范围内变形约占85%~92%, 变形速率最大值接近7.5 mm/d。
5 结语
结合张沟矿西二采区工作面巷道支护, 设计了适用于近距离煤层回采巷道的棚架支护方案, 并通过现场的深基点位移监测对其支护效果进行了分析, 结果表明通过架棚锚杆支护巷道的围岩变形量较小、变形速率不大, 该支护方案对围岩变形的控制具有良好效果[5]。
摘要：针对近距离煤层工作面巷道支护难度大的问题, 结合张沟矿具体工程实践, 在分析棚架支护机理的基础上, 提出全新的棚架支护方法, 并通过现场数据观测对方案效果进行分析, 为其它矿井的近距离煤层巷道支护方案设计提供借鉴与参考。
关键词：近距离煤层,巷道支护,棚架支护,支护分析
参考文献
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[2]张忠温, 吴吉南, 范明建, 等.近距离煤层采空区下巷道支护技术研究与应用[J].煤炭工程, 2015 (2) :37-40.
[3]王硕.近距离煤层巷道支护的数值模拟[J].煤炭技术, 2015 (6) :81-83.
[4]吴爱民.钱家营近距离煤层煤岩体破坏与巷道优化支护研究[D].北京:中国矿业大学, 2010.
近距离煤层过断层方法探索与研究 篇5
1 F211050工作面概况
F211050工作面位于大煤沟矿井一水平东翼中部, 运输及回风巷均沿F2煤层底板布置, 设计长度850米, 工作面煤炭可采储量96万吨。F2煤层平均厚度为6.5米, 煤层为单斜构造, 煤层产状, 走向变化不大, 煤层倾角18°～25°, 平均21°。F2煤层下覆F1煤层, 两层煤间距2.5米, F1煤层厚15米。该工作面地质构造复杂, 断层多。 (工作面布置及煤层情况如下图) 。
2 寻找断失煤層
F211050工作面运输巷在掘进到520米处时, 遇到断层, 将煤层全部断失。为尽快找到断失煤层的另一盘, 大煤沟矿技术部门首先采用WKT-E无线电法透视仪进行坑透及直流电法勘探, 初步判定该断层为一正断层, 落差大约为20米, 然后采用直接准确的钻探法进一步探明了断层的产状要素, 断层落差21.55米、倾角32°～70°平均58°, 与巷道交角40°, 为下一步工作面的合理布置提供了科学依据。 (断层图)
3 确定正确掘进方案
根据探测情况, 在充分了解了断层各项要素后, 大煤沟矿技术部门提出了两套方案:
(1) 第一套方案:
在巷道迎头以-15°坡度掘进岩巷, 约60米会揭露断层上盘F2煤, 而后沿F2煤层掘进至开切眼位置。 (附图)
(2) 第二套方案:
巷道退后77米采用绞架接顶、溜杆剁底的方法以-7°坡度掘进, 穿过F1、F2煤层间隔层进入F1煤层, 在F1煤层布置F211050工作面运输巷, 保留巷道距F1煤层底板3米的厚度从而达到既少施工岩石巷道, 又不影响下一步F1煤层工作面的正常布置。 (附图)
两套方案进过充分论证后认为第二套方案切实可行, 决定按第二套方案进行施工。
(3) 注意事项:
(1) 巷道退后施工时应防止冒顶事故的发生, 采取绞架, 打锚杆等方法控制巷道顶板, 防止造成冒顶事故。
(2) 正确处理巷道断层处积水问题, 采用提前布置水仓, 探放水等方法将原来掘进的巷道积水排净。
(3) 过断层段应加强支护, 改原支护使用的12#工字钢梯形棚为36U型钢拱形支架, 外围采用打锚杆挂金属网喷浆的方法进行复合支护, 防止在回采期间该段巷道变形影响生产。
(4) 控制好巷道在过断层期间距F1煤层底板的厚度, 以3米为宜, 不影响F1煤层的正常回采, 最大限度提高资源回收率。
4 效果分析
(1) 提前布置好回采工作面, 保证矿井正常生产接替。采用第二套方案后, 施工进度大大加快, 按计划完成了矿井生产接替任务。
(2) 提高了资源回收率。该方案既保证最大限度地采出F2煤层煤炭, 同时又回采了部分F1煤层煤炭, 又不影响F1煤层正常布置回采工作面。
(3) 经济效益大幅提高, 既少施工了岩石巷道, 多施工煤巷, 又为下一步综采放顶煤工作少出岩石多出煤提高回采率打下了基础。
5 结语
近距离煤层在过断层时借助上下煤层距离近的优势, 将巷道合理布置在另一煤层中, 将断层影响缩小到最小, 在保证安全可行的前提下又促进了生产及效益的提高, 为类似条件的回采工作面巷道布置提供了技术经验。
摘要：在开采煤炭、设计施工回采工作面时, 常会遇到影响煤炭正常生产的断层。在近距离煤层群中, 可考虑在过断层时借助上、下煤层距离近的特点, 将巷道错层合理布置在另一煤层中, 减小断层影响, 提高生产效益, 为类似条件的回采工作面巷道布置提供技术经验。
关键词：近距离煤层,过断层,方法探索
参考文献
[1]陈昌敏, 宋先平.突出煤层掘进过断层防突浅析[J].科技风, 2010 (19) .
近距离煤层上行开采可行性分析 篇6
一般煤矿进行煤层群开采时都采用从上往下的顺序开采方式即下行开采, 按下行式开采顺序是开采方法的一般技术原则, 也是生产矿井常用的开采方法, 但在特殊地质和开采条件下, 上行式开采顺序在技术、经济或安全方面可能优于下行式开采顺序[1]。上行开采法是指在一个煤系地层内, 含有两层以上并有一定间距及开采价值的煤层, 在开采手段上是先采下部煤层, 然后再开采上部煤层。由于这种采煤方法受到现有技术的制约, 矿井设计极少采用, 也没有引起人们的重视。以下几种情况下可考虑采用上行开采: (1) 随着矿井开采深度的增加, 地质条件复杂化和机械化程度的提高, 特别是矿井水平接替和生产采区向新水平过渡时期, 为保证回采工作面接续和矿井产量的完成; (2) 上部煤层为劣质煤或薄煤层或不稳定煤层, 开采困难, 下部煤层为厚煤层, 上下煤层间距较大; (3) 上部煤层开拓困难, 需要巨额投资, 下部煤层开拓容易, 且上下煤层间距较大; (4) 下部煤层为国家急需的煤种。
2“顶三带”理论
当下部煤层开采后, 上部顶板随之要发生垮落、断裂及弯曲下沉, 采场上覆岩体在垂直方向上可分为垮落带, 断裂带及弯曲下沉带, 即“三带”式变化, 如图1所示。
(1) 垮落带。由采矿引起的上覆岩层破坏并各向采空区垮落的岩层带称为垮落带, 很多情况下垮落带是由直接顶垮落后形成的。当直接顶较薄, 面基本顶分层厚度又较小时, 与直接毗邻的一部分基本顶也可能进入垮落带。垮落带分为规则垮落带与不规则垮落带。
(2) 断裂带。垮落带上方的岩层产生断裂和裂缝, 但仍保持其原有层状的岩层, 称为断裂带。从采场围岩的控制角度分析, 其下位岩层可形成新的力学平衡结构, 开采期间可传递水平力, 能将自身及上覆岩层的重量一端传递给煤壁, 另一端支撑在采空区垮落的矸石上。厚煤层第一分层以后的分层开采时, 断裂带的高度上升, 但上升的幅度较初次大为减少。
(3) 弯曲带。断裂带上界至地表的岩层称为弯曲带。该带内的岩层移动过程是连续和有规律的, 保持着整体性和层状结构, 不存在或极少存在离层裂隙。其在自重作用下沿层面法向弯曲, 水平方向上处于双向受压状态, 压缩程度较好, 一般情况下具有隔水性。
3 断裂带高度的计算
一般情况下, 当上、下煤层的层间距小于或等于下煤层的垮落带高度时, 上煤层的结构将遭到严重破坏, 上部煤层将无法开采。当上、下煤层之层间距小于或等于下煤层的裂隙带高度时, 上煤层结构会发生中等程度的破坏采取安全措施之后, 上部煤层可进行正常开采。当上、下煤层的层间距大于下煤层的裂隙带高度时, 上煤层只发生整体移动, 煤层结构不受破坏, 可进行正常开采。上煤层的开采应在下煤层开采引起的岩层移动基本稳定之后进行。
当上下煤层间距较小时 (3~5倍采高) , 上下煤层开采形成的垮落带高度的范围可能重迭, 可能导致断裂带高度升高。断裂带高度形成的根本原因是:回采空间的存在;垮落松散岩块被压缩。断裂带高度的量度是:回采空间的大小;垮落岩块的压缩率。显然, 采高大, 垮落带高度大, 垮落岩块压缩率大, 断裂带高度大;反之, 断裂带高度小。
3.1 单一煤层断裂带高度的计算
(1) 倾角0~54°断裂带高度计算公式:
(2) 倾角55°~90°断裂带高度计算公式:
式中h—区段或分段垂高, m;
M—煤层法线厚度, m。
3.2 层间距大于下位煤层开采形成的垮落带的断裂带高度计算
上下煤层的最小垂距h大于下煤层回采引起的垮落带高度H2k, 上下煤层的垮落带未连通, 但断裂带高度Hd可重合一部分, 下煤层回采不会导致上煤层的断裂带高度Hd增加。此时, 计算上下煤层断裂带高度Hd的最大高度时, 上下煤层分别计算, 取其标高最高者作为上下煤层的断裂带高度Hd的最大高度, 如图2所示。
3.3 层间距小于下位煤层开采形成的垮落带的断裂带高度计算
上下煤层的最小垂距h小于下煤层回采引起的垮落带高度H2k, 上下煤层的垮落带高度Hk互相连通, 下煤层的回采可能导致上煤层的垮落带高度H1k的增加。因此上煤层的断裂高度Hd也增加。此时, 计算上下煤层回采后的断裂带高度Hd时, 需要考虑上下煤层回采的综合影响, 即必须确定上下煤层的综合开采厚度, 如图3所示。
设缓斜近距离煤层由上而下为1、2、3、……n, 层间距为h1-2、h2-3……hn- (n+1) 。设垮落带最大高度与采高的比值分别为y1、y2、……yn, 则
当上下煤层间距不变时, 可将下煤层采高减少到不增大上煤层的Hd高度。此时, 下煤层的采厚为:
由上可知, 在下煤层采厚中, 对增大上煤层Hd有影响的厚度仅仅是:
因此, 上下煤层的综合开采厚度应为:
式中M1—上煤层厚度, m;
M2—下煤层厚度, m;
h1-2—上下煤层之间的垂距, m;
y2—下煤层的Hk/M2 (垮高与采厚比) 。
将Mz1-2代入计算Hd的公式, 即可求出两个相互影响的上下煤层的Hd。
若有多个相互影响的近距离煤层, 其综合开采厚度为:
若上下煤层的垂距很小时, 综合开采厚度为:
将Mz1-2代入计算Hd的公式, 即可求出两个相互影响的上下煤层的Hd。
4 结 论
(1) 只要上覆岩层处于下煤层开采的断裂带以上, 上行开采不会对上覆岩层的形态及煤层的形态及连续性造成破坏。
(2) 上行开采法与传统的下行开采法相比有许多优点, 随着开采技术的推广和提高, 这种采煤方法一定能发挥出它的潜在能力, 使矿井达到高产高效之目的。
(3) 利用本方法确定出下煤层开采形成的垮落带高度, 可以有效地判断上行开采的可行性。但其只是上行开采的必要条件而非充要条件, 要确定能否采用上行开采还需综合考虑层间岩层性质及结构, 下层煤的采煤方法及上层与下层的开采间隔时间等一些因素。
摘要：通过对近距离煤层的断裂带高度进行计算, 从而确定近距离煤层是否可以用上行开采方法进行回采, 为上行开采的可行性提供了判断依据。
关键词：上行开采,断裂带高度,近距离煤层
参考文献
近距离煤层采空区巷道支护研究 篇7
近距离煤层开采多采用下行开采方式, 下层煤开采会受到上层煤开采较为严重的采动影响, 使下层煤开采过程中巷道支护困难, 围岩稳定性难以保证。近距离煤层采空区下巷道支护应依据实际顶板及围岩情况, 选取适当的支护方案, 确定最优化的巷道支护参数, 保证巷道围岩稳定[1]。
1 工程概况
芦子沟煤矿主采煤层为10#、11#和13#煤层, 所研究区域10#和11#两层煤间距在3.0 m~8.5 m, 为近距离煤层, 采用先上后下分层联合开采。10#煤层已开采结束, 进行11#煤层回采工作, 受10#煤开采扰动影响, 下层煤开采过程中巷道支护较困难。11#煤层顶底板结构条件较复杂, 厚度与结构变化大, 顶板岩性依次为页岩、砂质泥岩, 老顶为中砂岩。运用钻孔窥视仪观测下层煤顶板结构, 结果显示顶板岩层各区段有不同程度的离层与裂隙发育情况。
2 近距离煤层采空区下巷道支护原则
在布置近距离采空区下巷道位置时, 应尽量选取在应力降低区域, 不论矿井地应力大小, 巷道布设应始终遵循这一原则。
2.1 及时主动支护
上层煤开采过后留下采空区, 成为四周岩层的应力释放突破口, 两层煤之间的岩层会发生离层与裂隙发育。采空区下巷道挖掘后, 如不能及时主动控制顶板围岩, 顶板岩层离层显现与破碎情况将更加严重, 更不利于后期支护。因此, 巷道开挖后应及时主动进行巷道支护, 减少空顶或空帮时间。
2.2 合理确定支护参数
支护参数对于巷道支护效果有直接影响, 尤其是锚杆预应力, 合理的预应力参数能够形成有效的压应力场叠加, 抑制顶板岩层变形、剪切破坏与离层等情况出现, 其它各支护参数亦对锚杆支护形成压应力场有不同程度的影响。
2.3 顶板岩层可锚性判断
近距离煤层之间的岩层岩性与岩性一般是变化的, 为确保最终的支护效果, 需根据顶板岩层变化, 调整支护参数。近距离煤层下层煤开采过程中, 其顶板岩层较为破碎, 选取锚杆支护方式时需在在井下施工地点进行拉拔力实验, 验证顶板及围岩的可锚性, 并根据拉拔力实验结果相应地调整支护参数[2]。
2.4 统筹兼顾支护效果与成本
锚杆支护的关键在于确定有效的压应力场分布, 一味地增加巷道支护参数, 虽能够增加支护系统的强度与刚度, 但这也会增加巷道的支护成本。过强的支护虽能够进一步确保应力场叠加程度与巷道最终支护效果, 但这会降低采准巷道施工速度, 并造成严重的支护浪费。巷道支护方案设计中, 应统筹兼顾支护效果与支护成本, 在保证支护效果基础上, 避免支护浪费情况出现。
3 近距离煤层采空区巷道支护方案
锚杆锚索支护是现今井工巷道应用较普遍的支护方式, 在控制巷道变形与维持围岩稳定方面有重要作用。对锚杆锚索支护效果有重要影响的是支护参数, 尤其是锚杆锚索预应力, 对破碎顶板支护效果有较大影响。近距离煤层采空区顶板已经较为破碎, 其顶板支护的关键在于一次强力控制达到控制效果, 避免多次支护扰动加速顶板的破裂。该矿井两近距离煤层之间间距与岩性不一, 故需针对不同情况采取适宜的支护方案。规定巷道掘进施工中每间隔50 m测定顶板结构, 工程中具体采用何种支护方案需根据顶板钻孔窥视结果确定。近距离采空区巷道支护一般情况下可分为三种情况:
a) 两层煤之间间距超过5.3 m时, 顶帮均采用螺纹钢锚杆, 顶板锚杆参数为:直径20 mm、长度2 000mm、间排距900 mm×1 000 mm, 两帮锚杆规格与顶板锚杆相同, 但间排距变为1 000 mm×1 000 mm;初设锚杆预紧力大于50 k N, 顶帮锚杆均采用树脂锚固剂进行锚固, 锚固剂为两支, 规格分别为MSCK2360与MSK2380。所用锚索长度在5.3 m, 锚索布设间排距1 800 mm×3 000 mm, 锚索布设每排2根, 交错打设;安装的初始锚索张拉力要超过200 k N, 锚索锚固也采用同规格树脂锚固剂, 比锚杆锚固增加一卷MSK2380;
b) 当两层煤之间的间距小于5.3 m时, 调整锚杆支护参数, 锚杆支护方案保持不变。缩减锚索长度, 由原来的5.3 m减小为4.3 m;
c) 若近距离煤层之间厚度低于4.3 m, 仅用锚杆支护方案, 各支护参数保持不变。特殊地点锚杆支护效果达不到预期时, 可适当调整锚杆支护参数或增设套棚, 使用套棚支护时, 套棚间距控制在1.2 m内, 适当扩大锚杆布设密度。
4 工程支护效果分析
在近距离煤层采空区巷道实施该支护方案后, 试验段巷道设置多个观测断面, 观测巷道围岩变形收敛及支护体受力情况。通过近60 d的观测, 得到监测数据分析如下。
4.1 巷道表面位移收敛情况分析
图1所示为观测期间巷道表面测点距迎头距离的变化曲线。分析可知, 应用锚杆支护方案后的巷道变形情况:两帮与顶底板最大变形量为20 mm和12 mm, 底板未出现明显底鼓, 巷道表面位移量非常小;并且, 近距离采空区巷道掘进期间, 破碎顶板未出现漏矸的情况。
4.2 支护体受力情况分析
除观测巷道表面位移量, 工程还应监测锚杆与锚索受力情况, 监测时间为期60 d。锚杆与锚索整体受力状态较稳定, 除个别支护体受力偏小, 多数支护均处于良好支护状态。锚杆受力在60 k N~100 k N间, 巷道局部有断锚情况发生;锚索平均受力在200 k N~230 k N间, 发现一根断裂。锚杆与锚索初始都经历了不同时间长度受力急速变形阶段, 此后受力稳定, 未出现明显受力波动情况。综合分析, 锚杆与锚索受力情况良好, 这也进一步说明了支护参数设计的合理性。
5 结语
近距离煤层采空区巷道布设应尽量选取在应力降低区域, 同时, 应根据巷道上方顶板岩性及厚度变化, 调整支护参数及支护形式, 以确保巷道支护效果。矿井在巷道掘进中采用钻孔窥视方法, 每隔59 m对巷道顶板情况进行分析, 并选择适宜的锚杆锚索支护方案。工程实践证明, 此法具有较高的实用价值, 巷道顶板与两帮的最大变形量在12 mm和20 mm, 锚杆锚索支护体受力情况良好, 很好地维持了近距离采空区下巷道顶板稳定。
摘要：结合矿井开采工程实际, 根据采空区下巷道顶板岩层的不同, 提出以锚杆支护方案为主的三种支护方案, 支护体整体受力情况良好, 能够较好地控制围岩稳定。
关键词：近距离煤层,采空区下巷道,锚杆支护
参考文献
[1]高建军, 张忠温.平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护技术研究[J].煤炭科学技术, 2014 (5) :1-4.