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巨野矿区三灰含水层水量补给量大,水位不易疏降,采用传统防治水方法费用高,效率低,为此探索研究采用理论分析和现场注浆堵水治理相结合的方法,结合探测技术对深埋矿井巷道的高温、高压、动水注浆治理技术与施工工艺进行改进。 相似文献
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针对深井大断面软弱厚煤顶切眼巷道存在的支护难题,以郭屯矿3301大采高工作面开切眼为工程背景,采用数值模拟、理论分析与现场实测相结合的方法,研究巷道围岩变形破坏规律及相应的控制技术,研究结果表明:①切眼巷道围岩依次划分为裂隙贯区、裂隙发育区、微裂隙区,随着切眼宽度增加,裂隙区位增大特征明显,当巷道宽度为12 m时,裂隙贯通区最大高度为2.6 m,两帮裂隙贯通区为1.1 m,顶板裂隙贯通区高度为1.5 m;②大断面、高采掘应力与煤体低强度是深井大断面厚煤顶切眼巷道稳定性主要影响因素,三者相互作用、相互影响,导致顶板和两帮裂隙快速发育进而发生塑性破坏,产生显著表面变形;③结合实际地质生产条件,提出了"高强锚杆支护+大直径锚索支护+单体柱加固"为核心的控制技术,并阐述了其控制机理,现场工业试验验证了支护方案的合理性。 相似文献
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基于沿不稳定覆岩下掘进的综放沿空巷道顶板煤体出现的沿水平方向挤压破裂问题,以王家岭矿103工作面具体条件为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟和工业性试验相结合的综合研究方法,分析综放沿空巷道顶板煤体挤压破裂力学演化机理及相应的控制技术。研究结果表明:①受不稳定覆岩破断回转运动影响,顶板煤体沿水平方向发生明显挤压运动,造成顶板浅部煤体挤压、错动和破碎;②关键块回转运动行为将对沿空巷道围岩产生不稳定的支承压力σ_j,同时还将对顶板煤体产生偏斜挤压力σ_d,两者共同作用是沿空巷道顶板煤体沿水平方向发生挤压变形和破裂的根本原因;③数值分析表明,靠煤柱侧水平位移量约为240 mm,靠实体煤侧顶板变形量约为40 mm,两侧顶板位移量的显著差异必将导致相邻岩层间的错动滑移并出现挤压破裂,0水平位移点由顶板中心位置向实体煤侧明显偏移。④不稳定覆岩下沿空掘巷顶板控制,既要对靠煤柱侧顶板进行加强支护,同时还要提高支护结构对顶板煤岩体水平运动的适应性,据此提出了"高强锚杆支护+锚索槽钢组合结构"的顶板支护方案,并进行现场应用。现场工程实践表明,该技术可有效控制综放沿空巷道顶板煤体挤压破裂问题,为类似地质生产条件下综放沿空巷道围岩控制提供理论依据和技术支撑。 相似文献
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以郭屯煤矿-670辅助水平轨道巷为工程背景,通过承载圈力学模型分析巷道围岩应力变化,采用FLAC^(3D)软件对不同掘进距离、侧压系数和垂直应力下的巷道围岩应力变化进行研究;分析不同长度的锚杆和锚索对承载圈的控制作用。结果表明:随着巷道向深部扩展,承载圈也向巷道深部转移且厚度增加,巷道顶底板应力较两帮应力变化大,承载圈形状由圆形向椭圆形变化;发现锚杆主要控制承载圈内边界,减小巷道围岩浅部的破坏;锚索主要控制承载圈外边界,影响巷道围岩应力分布。根据承载圈理论及对锚杆锚索对承载圈的控制作用提出“锚网喷+锚杆+锚索”联合支护方案;应用表明:“锚网喷+锚杆+锚索”联合支护技术对该矿巷道围岩控制有较大的技术优势。 相似文献
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以郭屯煤矿4307工作面厚表土厚坚硬顶板切顶留巷的实际情况，首先用相似材料模拟了厚表土厚坚硬顶板侧向覆岩结构的演化规律，随着工作面长度不同呈现出“L”型、“三角形”和“类三角形”等悬臂梁结构，由于厚表土位于3下煤覆岩裂隙带之上的弯曲下沉带内，厚表土作为给定载荷对覆岩运动影响较小。厚坚硬顶板悬臂梁厚度大、悬臂长，对沿空留巷影响大。对于此种情况下的留巷，提出了“充得满”“切得下”“非对称”支护和“挡得住”四项关键技术，并根据4307工作面实际情况对以上关键技术进行了设计，确定了设计参数。现场实践表明，工作面后方沿空留巷可分成三带，滞后工作面30m之内的变形平缓带，30～100m为变形快速带，100～240m为逐渐稳定带。实体帮和底鼓量变形较大，顶板和矸石帮变形较小。4307轨道平巷留巷稳定后，较原断面收缩约22.1%，留巷收缩后的断面基本满足回采复用要求，取得了较好的应用效果。 相似文献
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