共查询到20条相似文献,搜索用时 203 毫秒
1.
2.
3.
为保障10-430B工作面回采巷道复合顶板围岩的稳定,根据复合顶板的具体特征,通过分析预紧力在复合顶板中的分布规律及预紧力与预紧扭矩之间的关系,确定锚杆预紧扭矩为400 N·m,并结合复合顶板特征进行高预应力锚杆支护参数设计,在复合顶板巷道采用高预应力锚杆支护后进行巷道表面位移的观测,以验证支护效果。结果表明:10-430B1巷道采用高预应力锚杆支护后,巷道掘进期间顶底板及两帮的最大变形量分别为143 mm和203 mm,保障了复合顶板巷道围岩的稳定。 相似文献
4.
5.
6.
安阳煤矿1512工作面胶带巷沿5号煤层顶板掘进,煤层松散顶板破碎,巷道支护难度大。通过现场原位测试地应力大小和方向、顶帮煤岩体强度和节理裂隙发育情况、顶底板岩石矿物成分分析等手段,揭示巷道变形机理为煤层强度低且松散,顶板砂质泥岩完整性差,顶底板岩石黏土矿物含量高遇水易软化和膨胀,加之锚杆锚索预紧力低且护表构件面积小,锚杆锚索预紧力不能实现有效扩散,巷道初始支护强度低,以上因素综合影响致使巷道产生较大变形。针对性提出以提高锚杆锚索预紧力并增加支护构件护表面积为技术核心,设计了巷道支护方案,进行了现场试验,矿压监测结果显示,高预紧力锚杆锚索+喷浆支护的协同控制技术方案,基本解决了安阳煤矿松散煤层破碎顶板巷道支护难题。 相似文献
7.
8.
巷道支护现状及发展方向 总被引:2,自引:0,他引:2
结合大同煤矿集团公司巷道支护现状,介绍了其支护发展历程,以及目前主要应用的4种支护方式:岩巷和顶板稳定的半煤岩、煤巷全锚杆支护;破碎、易风化顶板下的煤巷、半煤岩巷锚杆喷顶支护;中等稳定顶板下的全锚杆预紧力托粱支护;对易炸帮巷道进行锚杆托板、锚杆托板挂网支护。针对该公司煤炭开采逐步转入下部和近距离煤层群,顶板多为复合顶板、破碎顶板,采用单一的锚杆支护已不能有效的管理顶板的情况,把出推广应用锚索支护新技术是今后巷道支护的发展方向。 相似文献
9.
针对辛置矿2-559工作面回风巷受邻近2-534工作面回采动压影响变形显著问题,通过现场调查巷道围岩变形特点,分析原锚网索联合支护存在的问题,提出采用锚杆、锚索协同布置方式,并从提高锚索预紧力、增打帮锚索、增加锚固长度、增加锚索长度及锚杆、锚索支护密度、锚索注浆等多方面措施进行支护参数的优化。监测数据表明,动压影响煤巷掘进工作面采用强力协同支护方案后,顶底板移近量为142 mm,两帮移近量为140 mm,围岩控制效果良好,保证了巷道服务期间的正常使用。 相似文献
10.
11.
采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250~300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。 相似文献
12.
针对金山煤矿煤层赋存深、开采厚度大的特点,为确保煤矿安全高效生产,回采巷道永久支护以锚杆+锚索+网片为主,临时支护选用ZLJ 20机载临时支护装置。巷道顶、帮部支护采用螺纹钢树脂锚杆,锚索选用17.8 mm×6 000 mm钢绞线;顶部网片采用直径4 mm的钢筋网,帮部网片为8#铁丝金属网。基于上述支护设计,研究分析了锚杆、锚索以及铺网支护设计和安装工艺,对保证厚煤层安全高效生产具有一定的参考意义。 相似文献
13.
为了减少煤与瓦斯突出矿井煤巷掘进工程量,保证矿井正常接续,针对云盖山煤矿一矿“两软一硬”不稳定煤层地质条件和矿井单一综放工作面组织生产,以矿井22202综采工作面切顶卸压巷旁U型钢棚支护沿空留巷为研究对象,提出了中厚煤层巷内基本支护采用锚索网+钢带、巷旁支护采用36U型钢棚支护的沿空留巷围岩控制技术。实践监测结果表明:沿空留巷顶板最大离层量115 mm,中线至巷道上帮(老空侧)、下帮最大移近量分别为24,207 mm,留巷效果显著。此沿空留巷技术避免了对采面正常生产的影响,对建设“一矿一面”安全高效矿井具有重要意义。 相似文献
14.
为了减少煤与瓦斯突出矿井煤巷掘进工程量,保证矿井正常接续,针对云盖山煤矿一矿“两软一硬”不稳定煤层地质条件和矿井单一综放工作面组织生产,以矿井22202综采工作面切顶卸压巷内复合支护沿空留巷为研究对象,提出了厚煤层构造带巷内采用工字钢棚+锚索梁支护的沿空留巷围岩控制技术。研究表明:沿空留巷顶板最大移近量72 mm,中线至巷道上帮、下帮最大移近量分别为108 mm、63 mm,留巷工艺流程简单、效果显著,实现了厚煤层构造带切顶卸压巷内复合支护沿空留巷技术的成功应用。 相似文献
15.
针对西北地区某矿近距离煤层开采分组集中大巷稳定性问题,建立了近距离煤层开采分组集中大巷稳定性数值计算模型,分析了近距离煤层开采后顶板位移、顶板应力、围岩应力演化规律、锚杆(索)预应力场以及裂隙场演化规律。结果表明:(1)近距离煤层开采之后,大巷煤柱两侧的顶板发生断裂垮落,距离大巷煤柱越远,顶板下沉量越大;(2)随着近距离煤层开采,大巷之间保护煤柱的集中应力逐渐消失,工作面两侧大巷保护煤柱中出现10 MPa的应力集中现象,应力降低区范围大大增加,应力转移到左右工作面大巷保护煤柱中;(3)随着煤层开采,大巷围岩在地应力场与锚杆(索)预应力场的叠加场影响最小主应力的压应力逐渐增加,并在巷道周围形成了一个闭合连续的压应力带,其范围不断增大,最小主应力值逐渐减小,且下层煤的开采使上层煤的大巷锚杆(索)所受的力增加;(5)下层煤的开采使得上层煤两侧工作面大巷保护煤柱的剪切破坏带深度增加,最大破坏深度增加14 m,下层煤的大巷只在两帮出现深度为2 m的剪切破坏区,而两侧工作面的大巷保护煤柱出现10 m的剪切破坏。 相似文献
16.
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
17.
煤系地层围岩软弱,在高地压作用下开采深部煤层时,由于埋深大使得巷道的围岩变形严重,巷道的顶板及底鼓量均大于浅埋深巷道,导致深部巷道围岩稳定性控制与支护的难度加大,影响顶帮的稳定从而使得整个巷道失去稳定。通过分析巷道变形破坏机理,根据锚杆索支护理论与注浆加固理论制定了“巷道扩刷+顶帮分区耦合强力支护+底角卸压与加固+底板注浆加固、底板锚索束+喷射钢纤维混凝土+顶板与两帮高压注浆加固”的高强度联合支护方案,确定了支护参数,有效解决了深井强动压大变形巷道的支护问题。通过对现场进行监测,巷道变形量明显减小,巷道变形得到了有效控制。为同类条件下的深井强动压巷道的全断面支护问题提供了新的思路和方法。 相似文献
18.
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
19.
基于煤矿采掘接替紧张、巷道围岩控制困难等难题,以古汉山矿1604工作面为研究背景,提出切顶卸压沿空留巷技术。对沿空留巷采空区帮控制原理及围岩运动特征进行了理论分析,形成了切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术采空区帮稳定性控制体系,并在现场进行了工业性试验。研究结果表明,采用高强预应力锚索补强顶板、单体柱π梁支撑顶板及可伸缩工字钢挡矸防护等联合支护体系可行;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,采空区帮挡矸防护体系变形不明显,留巷变形在合理范围内,留巷效果良好,可为类似条件下的切顶沿空留巷工程提供借鉴。 相似文献