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巷道的有效支护对于确保巷道快速安全掘进意义重大。常村煤矿S5轨道下山原设计采用锚杆、锚索联合支护方案,巷道支护后矿压监测表明:(1)巷道顶板最大下沉量为77 mm,右巷帮最大收敛量为83 mm,左巷帮最大收敛量为55 mm,巷帮收敛呈现不对称发展,巷道变形量超过50 mm的控制要求;(2)巷道顶板锚杆、左帮锚杆、右帮锚杆和锚索的轴力分别为77,95,71,177 k N,锚杆、锚索的支护作用并未得到充分发挥。在充分分析该矿已建巷道成功支护案例的基础上,对S5轨道下山的支护方案进行了优化,即:(1)保持锚杆长度、间排距不变,锚杆均垂直于巷道顶板打设;(2)锚索采用"大五花"布置形式,采用3根锚索支护时,在巷道正中位置布置1根,其余2根锚索分别布置于巷道最外侧锚杆轴线位置处,并倾斜25°打设;(3)采用2根锚索支护时,锚索布置方式与原支护方案一致;(4)将所有锚索的初张拉力提高至350 k N。FLAC3D数值模拟分析表明:支护方案优化后巷道顶板最大下沉量降低至49.2 mm,巷道两帮最大收敛量降低至41.67 mm。现场试验表明:采用支护优化方案后,巷道顶板最大下沉量为42 mm,巷道两帮最大收敛量约为48 mm,可见对该矿S5轨道下山支护方案的优化对于控制该段巷道围岩变形具有显著成效。 相似文献
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为控制强矿压下深部矿井回采工作面推采过后对下一相邻工作面造成的巷道变形,文家坡煤矿通过科研数据分析研究,得出较为合理的支护优化参数。优化前巷道顶板下沉量达最大到达600mm,帮部收敛达量达到400mm。通过监测数据分析及参数研究确定:锚杆间排距不做调整,锚索间排距调整为1.2×0.7(m)。对两种方案支护效果对比表明:采用优化参数后,顶板下沉量从600mm降低到100mm,且钢带受剪切变形显著减少;巷道帮部收敛现象为50~80mm,大大低于优化前。在监测监控基础上增加支护强度是合理可行的。 相似文献
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以王庄煤矿8105孤岛工作面运巷为例,通过FLAC3D软件模拟不同锚杆支护参数条件下巷道围岩的变形,最终确定巷道支护方案为:顶锚杆间排距800 mm×800 mm,窄煤柱帮锚杆间排距700 mm×800 mm,实体煤柱帮锚杆间排距900 mm×800 mm,并采用锚索补强。现场应用结果表明,确定的支护方案合理,支护效果良好,巷道围岩变形在预计范围内,并且巷道掘进成本明显降低。 相似文献
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针对干河矿2-107B孤岛工作面回采巷道在多重采动影响下围岩变形量大的问题,对孤岛工作面巷道围岩结构进行了分析,提出了在巷道掘进期间采用“锚杆+锚索+金属网+钢带”的支护方式,在工作面回采期间采用中空注浆锚索超前支护和空巷充填的方式。现场实测结果表明:巷道两帮和顶底板最大位移量分别为116.32 mm和141.47 mm,有效地控制了巷道围岩变形,确保孤岛工作面安全高效生产。 相似文献
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祁峰 《水力采煤与管道运输》2019,(3)
为实现对孤岛工作面巷道围岩控制问题的有效解决,以7603孤岛工作面为例,分析了运输巷的支护问题和解决方法。通过采用锚网梁组合支护、高强锚杆以及帮顶底支护方式,借助于对巷道支护参数的模拟,获取最佳参数,并对支护方案进行优化。结果显示,巷道顶板和两帮的最大移进量分别为385 mm和577 mm,能够防控围岩变形,保证巷道的稳定性。 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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针对贺西矿近距离煤层采空区下孤岛工作面运输巷破坏机理,分析其三面临空状态下巷道支护方案形成的承载结构,针对初始支护方案进行优化设计,增加帮锚索及角锚索,形成了有效三级承载结构,锚固深度较初始支护方案增加2 m,锚索锚固深度达7.6 m,优化方案在井下应用后,对巷道围岩变形控制效果良好,顶板变形量控制在153 mm范围以内,两帮控制在126 mm以内。 相似文献
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为实现对孤岛工作面巷道围岩控制问题的有效解决,以五阳煤矿7603孤岛工作面为例,分析了运输巷的支护问题和解决方法,通过采用锚网梁组合支护、高强锚杆以及帮顶底支护方式,借助于对巷道支护参数的模拟,获取最佳参数,并对支护方案进行优化。结果显示,巷道顶板和两帮的最大移进量分别为385mm和577mm,能够防控围岩变形,保证巷道的稳定性。 相似文献
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以车集煤矿深井孤岛煤柱工作面为工程背景,探究深井高应力孤岛煤柱工作面沿空留巷充填体—围岩变形机理;构建沿空留巷围岩力学结构模型,计算出沿空留巷支护所需充填体的宽度及强度,并通过FLAC3D软件模拟、现场监测验证了充填体宽度和强度的合理性。研究结果表明:孤岛煤柱工作面沿空留巷采用高水充填材料巷旁充填技术,以充填袋成形方式进行充填,可使充填体有效接顶;采用“锚杆锚索联合支护+巷旁充填体”方式进行煤柱中巷支护时,合理的充填体宽度为4.0 m,应力达到8.0 MPa时巷道变形趋于稳定。现场监测结果表明:23下工作面开采30 d内,煤柱中巷最大顶板下沉量不超过50 mm,充填体帮部变形不超过40 mm;回采结束后30 d内,顶板下沉量不超过20 mm,充填体帮部变形量最大为348 mm,煤帮变形量较小,最大处为150 mm,沿空留巷效果良好。 相似文献
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针对晋北煤业5#煤层厚度大,工作面采高大的问题,采用理论分析、工程类比及数值模拟的方法,设计巷道支护方案为:顶板锚杆选用φ22 mm×2 100 mm的螺纹钢锚杆,间排距为1 000 mm×1 000 mm,顶板锚索规格为φ17.8 mm×6 500 mm,间排距为2 500 mm×3 000 mm。巷道回采帮选用φ20 mm×1 500 mm的玻璃钢锚杆,间排距为1 000 mm×1 000 mm。煤柱侧巷帮选用φ16 mm×1 500 mm的圆钢锚杆,间排距为1 000 mm×1 000 mm。通过5-409工作面现场试验,结果表明,巷道围岩变形量不大,顶板无明显离层,锚杆工作状态良好。 相似文献
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有效控制围岩变形是矿井深部掘进大断面软岩巷道需要解决的重点问题。针对上庒煤矿11503回风巷掘进过程中巷道底鼓严重的问题,通过分析底鼓影响因素,采取以改善围岩受力、强化围岩支护为核心的底鼓防治技术措施治理该巷道的底鼓问题,具体措施包括:(1)将回风巷区段保护煤柱宽度由6 m增加至10 m,提高煤柱支撑效果并减少煤柱帮、底鼓变形。(2)对巷道原有支护参数进行优化,采用φ22 mm×2 800 mm、φ22 mm×3 100 mm水力膨胀式锚杆对巷帮及顶板进行支护,并强化帮肩及帮角岩体支护,采用φ22 mm×7 500 mm高强锚索强化顶板悬吊作用。(3)对于底鼓严重变形区,采用注浆方式对底板进行加固。现场应用后,巷道底鼓变形得以较好控制,最大底鼓量控制在385 mm以内,底鼓不会给后续掘进、使用带来影响。 相似文献
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为控制大松动圈条件下的巷道变形,根据现场实际地质条件及设计经验,采取锚杆+锚索复合支护形式及合理的支护参数。通过后期对回风巷围岩变形数据进行统计分析可知:13230工作面回风巷巷道顶底板的位移量最大为100mm,巷道两帮围岩位移量最大为127mm,围岩变形量较小,且影响较大的范围在距离工作面40m以内,巷道变形量小。 相似文献