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为保障5016巷沿空掘巷时围岩的稳定,通过FLAC3D数值模拟软件进行沿空掘巷窄煤柱合理宽度的分析,通过分析巷道掘进期间煤柱和围岩变形规律,确定合理煤柱宽度为6 m,根据巷道的地质条件,设计巷道采用锚网索支护方案,巷道顶板采用全锚索支护,煤柱帮采用锚杆支护,回采帮采用锚杆+锚索支护,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:支护方案实施后,巷道掘进期间顶底板和两帮移近量的最大值分别为98 mm和168 mm,围岩控制效果较好。 相似文献
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正利煤业14-1105孤岛工作面回采巷道面临支护难题,通过理论分析计算及数值模拟、实地应用等方法,设计采用6.0m小煤柱沿空掘巷技术,根据沿空巷遭受力和围岩破坏特点,提出采用新型巷道围岩多圈层高效支护技术,设计详细的支护参数.实地应用情况表明,掘巷期间围岩基本无明显位移,工作面回采期间,顶底板移近量最大值处于0.28-0.33 m,两帮移近量最大值处于0.17~ 0.21 m,巷道表面变形处于合理可控范围内,孤岛工作面小煤柱沿空掘巷技术得到成功应用. 相似文献
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为保障8128回风巷沿空掘巷期间围岩的稳定,根据沿空掘巷力学模型分析,代入回风巷围岩各项力学参数,得出合理的煤柱宽度为5.436~7.248 m,结合沿空掘巷侧向支承压力分布规律,确定护巷煤柱宽度为6 m,根据巷道围岩破碎软弱的具体特征,确定沿空掘巷采用锚网索+钢带+煤柱注浆的支护方案,掘进期间进行巷道表面位移观测验证支护效果。结果表明:巷道掘进期间,顶底板移近量及两帮移近量均较小,在现有煤柱宽度和支护方案下保证了围岩稳定性。 相似文献
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为保证小煤柱沿空留巷的顺利进行,通过分析掘巷和工作面回采时顶板的应力分布特征,结合巷道实际地质条件,设计了小煤柱和沿空留巷支护方案。小煤柱的宽度为12 m时,留巷后巷道围岩稳定,顶底板最大变形量210 mm,两帮移近量270 mm。 相似文献
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王洼二矿110507工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行巷道的掘进。为确定煤柱留设宽度及支护方式,通过理论计算和FLAC 3D软件模拟,建立110507工作面沿空掘巷模型,探究不同宽度窄煤柱护巷时回风顺槽的围岩应力及变形规律,得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为6 m,并提出锚网索联合支护的支护方式。通过现场布置观测站进行监测,发现巷道掘进过后40 d基本趋于稳定;变形稳定后煤柱帮深基点的最大变形量为124 mm,实体煤帮深基点的最大变形量为50.1 mm,巷道两帮移近量均在200 mm左右,顶底板移近量均在100 mm左右。围岩变形量及围岩深部位移均控制在允许范围内,巷道支护设计合理,能够满足顺槽的正常掘进作业和运行。 相似文献
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本文以7121工作面倾斜中厚煤层5m窄煤柱沿空掘巷为工程背景,采用FLAC3D数值模拟软件对沿空掘巷后围岩的应力及位移分布规律进行研究,进而提出了采用高强锚杆+锚索+金属网+托盘的耦合支护体系来控制巷道围岩变形。工业性试验结果表明,巷道顶底板移近量580mm,两帮移近量为992mm,围岩变形处于可控范围,实现了工作面的安全高效回采。 相似文献
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《煤矿开采》2017,(2)
以塔山矿特厚煤层大采高综放工作面开采技术条件为工程背景,针对采用大煤柱护巷所造成的煤柱损失大、煤柱内应力集中程度大、巷道处于应力增高区支护难度大等问题,提出采用沿空掘巷技术来减小煤柱损失、改善围岩应力环境。对高强度锚杆(索)高预应力支护进行模拟,得出附加预应力场分布规律,通过对比分析确定了沿空掘巷围岩支护形式和参数,试验并分析了巷旁支护对煤柱的加固效果。现场监测结果表明:巷道掘进过程中顶、底板移近量最大57mm,两帮移近量最大64mm;工作面回采过程中顶、底板移近量平均131mm,两帮移近量平均221mm,设计的支护方案较好地控制了围岩移动;巷旁支护可以减小煤柱侧煤壁变形,但造成实体煤侧煤壁变形量增加。 相似文献
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针对回坡底煤矿1021软岩巷道底板变形失稳问题,旨在研究其底鼓变形机理,并提出合理的底鼓控制方案。采用了理论分析、现场监测、数值模拟、井下应用等研究手段,详细研究了巷道底板围岩非对称受力分布状态、底鼓非对称变形分布状态及底鼓控制技术。研究结果表明:1021巷道处于上部采空区遗留煤柱底板破坏范围内,距离煤柱远的一侧位移速度更快;底板围岩受力非对称性,导致非对称性变形,巷道底板近煤柱侧水平变形量为近胶带侧1.2倍,近胶带侧底板垂直变形量为近煤柱侧的1.5倍;靠近煤柱侧采用卸压法改善应力环境,近胶带侧采用加固法控制围岩变形,因此提出了卸压孔和加固孔相结合的底鼓控制方案,并确定了相关孔位的具体技术参数。将该方案应用于井下巷道现场,防治段底板变形量与未防治段相比大幅减小,20 d后变形趋于稳定,底鼓控制效果显著。 相似文献
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为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆(索)严重等问题,以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景,理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理,提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术,取消原工作面超前液压支架,减小了单体支柱支柱密度,并在现场进行了工业性试验。试验结果表明,工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后,顶板围岩裂隙内浆液充填范围广;超前巷道受工作面支承压力和采动影响后,巷道变形不明显;进入沿空留巷后,留巷实体煤帮最大移近量为276 mm,采空区帮最大移近量为216 mm,顶板最大移近量为225 mm,底板最大鼓起量为164 mm,顶板控制效果较好。 相似文献
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为提高青洼煤业2^#煤层的采出率,设计在21031巷进行留小煤柱沿空留巷应用试验,通过数值模拟研究不同支护方案条件下巷道围岩内应力分布和位移情况,确定最为合理的支护方案。现场应用期间围岩位移监测结果:顶底板最大移近量为142mm,煤柱帮内移量最大为75mm,实体煤帮内移量最大为62mm,巷道围岩变形量较小。 相似文献
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针对特厚煤层(达15 m)综放沿空掘巷采动影响范围大、围岩性质裂隙以及煤柱稳定性差等特点,提出了顶板以高强高预应力让压锚杆支护系统、梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术,煤柱帮采用强力锚杆支护系统、高韧性材料注浆加固、钢筋混凝土墙支撑系统的刚柔协同控制技术,以及实体煤帮强力锚杆索支护系统进行特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定性的控制,并阐明其支护机理。结合地质生产条件与现场工程实践确定了沿空掘巷具体支护方案与工艺流程,并进行了现场应用。现场实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量分别为65和57 mm,变形量较小,首次实现了15 m特厚煤层综放沿空掘巷围岩的有效控制。 相似文献
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陕西高家堡煤矿-1000 m水平沿空巷道在原支护方案下顶板及两帮变形严重,部分锚杆被拉断,且两帮变形呈不对称性,煤柱侧巷帮变形明显大于实体煤侧,导致巷道不能满足生产需求。分析了原支护方案存在的主要问题,提出“高预应力让压锚杆+让压鸟窝锚索+W钢带”的非对称支护方案。采用FLAC^3D软件对采取非对称支护方案后的深井沿空巷道进行了数值模拟,结果显示:巷道顶板下沉量稳定在80 mm,巷道两帮移近量稳定在179 mm,且两帮围岩移近量大致相似,不再呈现出明显的非对称变形现象。现场应用及监测结果表明,对于深井高地压影响下的窄煤柱沿空巷道采用非对称支护技术后,巷道变形得到有效控制,达到了较好的巷道围岩控制效果。 相似文献
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确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。 相似文献
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为了研究沿空掘巷窄煤柱合理宽度留设问题,采用理论分析和数值模拟相结合的方法,理论计算了窄煤柱的宽度,推导出了窄煤柱留设的合理宽度的计算公式;然后数值模拟了不同宽度的窄煤柱下围岩应力分布规律、窄煤柱水平位移场以及巷道围岩变形量规律,最终确定某煤矿的沿空留巷的窄煤柱留设宽度为5 m。研究为综放开采区段煤柱宽度的确定提供了指导。 相似文献