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中兴矿三采西翼回风巷为拱形断面,并且顶板为层状顶板,通过理论分析发现当拱肩处的支护强度不足时,会发生层状岩层破断垮落的现象,针对该巷道断面为拱形且顶板为软弱层状岩层的特点对其支护参数进行设计并应用。矿方应用所设计支护参数后,掘进初期拱肩处不再发生破断垮落现象,掘进后稳定期巷道的顶底板移近量控制在40mm,两帮移近量控制在20mm,整体围岩变形量小,支护参数设计合理。 相似文献
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利用自行研制的YDM-E型采矿工程物理模型试验系统,通过相似材料模拟试验研究不同水平应力作用下锚杆支护巷道以及无支护条件下巷道围岩变形破坏特征.实验结果表明:随着水平应力的提高,巷道无支护情况下顶板呈现楔形冒落;锚杆支护巷道顶板呈现层状整体垮落,当水平应力加大到一定程度,锚固体全部垮落之后,锚固区外亦呈现楔形冒落;巷道底板出现剪切滑移破坏,破坏的外轮廓线呈反拱形;巷道两帮的破坏程度小于顶、底板的破坏程度.因此,高水平应力作用巷道围岩控制的重点在于控制巷道顶、底板. 相似文献
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特厚倾斜复合顶板巷道破坏特征与稳定性控制 总被引:1,自引:0,他引:1
大倾角特厚复合顶板巷道因其围岩原位强度低、层间黏结力弱,在复杂应力作用下巷道围岩具有非对称破坏特征。结合具体工程实例,采用相似模拟试验、FLAC3D数值模拟和工程测试等方法,分析不规则梯形与拱形巷道在常规对称支护和非对称强力支护条件下围岩应力、位移等变化规律,揭示特厚倾斜复合顶板巷道的非对称破坏机理。研究表明:受岩层赋存特征影响,巷道围岩结构和应力分布的非对称性是造成巷道非对称性破坏的根本原因;复合层状岩层结构面法向约束力减小与钝角部位应力集中直接导致弱面剪切滑移失稳;采用拱形巷道与非对称强力支护能有效改善围岩应力状态、减小围岩变形,提高巷道支护体系的平衡承载能力。 相似文献
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针对深部倾斜岩层巷道围岩大变形控制的难题,以九龙矿北翼二水平轨道大巷为工程背景,通过现场调研、数值模拟分析深部倾斜岩层巷道围岩变形破坏的特征和原因。研究结果表明:倾斜岩层剪切滑移破坏和弯曲变形、围岩松软破碎、底鼓严重、支护结构针对性差是导致巷道变形失稳的主要原因;随着岩层倾角的增加,深部巷道围岩的破坏模式由倾斜岩层层间滑移破坏和靠近巷道拱肩部位的岩体分离、弯曲变形共同作用,逐渐向岩层层间滑移破坏转变;基于以上研究,提出了采用高强度锚杆和高预应力锚索,在巷道变形关键部位加强支护,控制底鼓和架设U型钢,全断面喷射混凝土和注浆的支护技术,强化围岩的整体强度和承载能力。工程实践表明,巷道围岩变形控制效果显著。 相似文献
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《煤矿安全》2017,(5):57-60
为获得层状岩体圆形巷道变形破坏特征及锚固效果,采用CM60/10平面应变试验台配合三轴伺服试验机,通过相似材料模拟技术,对初始埋深400 m的层状岩体圆形巷道模型逐级施加载荷,对比分析了高垂直应力(λ1)条件下无支护及锚网索喷支护圆形巷道围岩变形破坏特征。试验结果表明:无支护状态下巷道两帮围岩出现明显的"楔形"破坏区域,以巷道腰线为中心,两帮浅部围岩亦出现相向垂向移动,顶板出现"月牙状"块状冒落,底板出现明显鼓胀,巷道围岩整体变形破坏严重;加载后期,无支护状态下巷道顶板下沉量、底板底鼓量明显增大,而锚固支护在相同地应力作用条件下,顶板下沉量、底板底鼓量基本呈线性增长且增长速率较慢,有效控制了巷道围岩的变形破坏。 相似文献
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针对有软弱黄泥入侵的多溶洞型复杂顶板,受多溶洞影响,顶板受压时会出现多处无规律的应力集中,易使围岩松动破裂、滑移冒落,承载能力大幅降低。本研究以永聚煤业10#煤轨道大巷为实例,通过实验测定煤、岩样的物理力学参数;采用FLAC3D模拟不同断面形状和支护方式对巷道稳定性的影响,包括巷道围岩塑性区分布规律和围岩应力分布、变形等特征;工程应用与监测,对比不同断面形状与支护方式时巷道围岩稳定性。结果表明:拱形巷道断面及合理的支护方式可改善巷道围岩的应力状态,较好地控制了围岩塑性区破坏范围,有效降低了围岩的变形量,能够更好地维护岩溶入侵溶洞型顶板巷道的稳定性。 相似文献
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在横观各向同性线弹性本构模型的基础上,采用有限元法对层状岩体中直墙拱形巷道进行了数值模拟。着重讨论了层状岩石弹性模量和岩层倾角等各向异性因素对围岩应力场的影响。在巷道开挖、支护时,应该考虑各向异性因素对巷道稳定性的影响。 相似文献
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为有效控制潘家窑矿小间距大断面巷道围岩变形,基于普氏理论、强帮强角理论、锚杆悬吊理论,以巷道极限平衡拱、附加平衡拱下部围岩压力为主要控制对象,通过巷道帮部、角部支护以抑制极限平衡拱的形成,从而降低巷道顶部、帮部围岩压力。根据潘家窑矿巷道围岩地质力学参数试验结果,分析巷道围岩普氏拱形成过程,确定普氏拱曲线方程,研究开拓巷道顶部、帮部受力状态,计算巷道支护参数。研究结果表明:潘家窑矿开拓巷道附加平衡拱跨度为47.34 m、高度为14.241 m;附加平衡拱附加压力最大值为99.886 kPa;巷道顶部、帮部压力最大值位于主要运输巷,分别为198.608 kPa、74.8343 kPa。因此,提出了巷道顶板、帮部采用锚杆支护,同时巷道角部及帮部采用锚索加强支护的巷道支护方案。现场监测数据证明,支护后巷道整体变形量普遍较小,锚杆(索)受力稳定,围岩结构保持了较好的完整性。 相似文献
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大断面薄层状顶板回采巷道支护技术 总被引:1,自引:0,他引:1
针对曙光煤矿回采巷道薄层状顶板易离层、冒落,两帮收敛严重,底鼓量大,大断面巷道变形破坏严重的现象,根据组合梁理论,采用离散元数值模拟分析了该巷道顶板冒落机理,依据机理需增加巷道支护的护顶面积及加强整体性稳定性,顶板采用300 mm×300 mm×28 mm钢托盘及12号槽钢配合锚网索联合支护,两帮分别采用W钢托板及钢带配合2 000 mm长锚杆支护。观测结果表明支护效果显著,大断面巷道顶底板累计移近量及两帮收敛量分别为179和132 mm,比原有巷道变形减少20%以上。 相似文献
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通过对焦煤集团古汉山矿巷道顶板岩层赋存规律进行总结,对其顶板赋存状态分为3种类型,针对3种类型的煤层顶板,应用岩石破裂过程分析系统(RFPA2D)对其冒落过程进行分析,分析结果可以看出,导致顶板岩层破坏的机理是在剪切应力的作用下,层状顶板的整体跨落,剪切应力和拉应力共同作用,层状顶板破坏形式为冒落拱形;但顶板的冒落形态还与顶板软弱岩层厚度、软弱顶板中是否含有坚硬夹层、坚硬层状顶板中含有软弱夹层等情况有关。 相似文献
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边坡层状岩体三维横观各向同性数值分析 总被引:1,自引:0,他引:1
建立层状岩体的三维横观各向同性连续介质力学模型,把三维Hoffman强度准则引入到层状边坡稳定性分析中,模拟不同岩层倾角下三维边坡破坏模式。结果表明:岩层为水平分布,剪应力起主导作用,易发生以剪切为主的损伤破坏;岩层为竖直分布,主应力起主导作用,易发生以拉应力为主的倾倒破坏;当层状岩体的走向与坡面走向一致,岩层倾角在0°~90°变化时,岩体从剪应力为主的破坏到拉剪组合破坏再到以拉应力为主的破坏过渡。另外,顺倾岩层的边坡更容易发生剪切滑移型破坏,而反倾岩层的边坡整体不易发生剪切滑移破坏,多存在局部小范围损伤,整体相对较稳定。研究结果可为层状岩体边坡的设计、支护和监测提供借鉴意义。 相似文献
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薄层状煤岩体中巷道的不均匀破坏及封闭支护 总被引:1,自引:0,他引:1
煤矿巷道常布置于薄层状煤岩互层中,围岩表现出非对称和不均匀性的破坏特征,采用常规的开放式对称支护技术方案效果较差,不利于此类巷道的长期维护.结合淮北矿区孙疃煤矿频繁穿越煤岩层区的巷道工程,总结了包括肩角失稳破坏、一帮内挤、底板(梁)凸起及全断面失稳等多种不均匀破坏特征,并分析其主要影响因素;提出以锚杆、锚索、注浆等主动支护为主体构建整体封闭式支护,辅以结构补强的技术原理,通过锚杆与锚索预应力的协同作用、锚固体与围岩注浆的相互强化作用、锁腿与U型钢拱形支架的结构补强作用等形成协同支护效应,以有效控制穿煤岩层区层状围岩巷道的不均匀破坏.采用顶帮锚架注、拱脚连续锁腿约束及底板钻锚注等方法合理实施巷道全断面加固,并在孙疃煤矿埋深570 m穿煤岩层区域巷道应用,巷道稳定后围岩收敛变形控制在180~220 mm范围,保障了施工安全和长期稳定. 相似文献
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矿井深部采准巷道煤巷锚杆支护参数的选择与确定 总被引:1,自引:0,他引:1
为了加快矿井煤巷顶板支护改革,改变传统利用自然承载特性的支护方式.必须推广锚杆支护新工艺。本文通过对采准巷道加打锚杆后巷道围岩移动分析.提出了锚杆参数设计中支护密度、间距、长度、断面选择、布置方式等主要参数选择确定依据及主要技术措施,并进一步阐明锚杆支护是在任何可能发生岩层分离前对原岩进行有效支护,通过阻止岩层移动实现对岩层整体结构的主动承载。因此在拱形卸压区的直接区域煤巷锚杆支护是非常廉价、高效,安全可靠的支护方式。 相似文献