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大断面破碎硐室围岩蠕变模拟及控制技术 总被引:1,自引:0,他引:1
对大断面破碎围岩多次返修巷硐,锚网索支护方式难以有效控制其强流变。结合焦煤公司中马村矿39#泵房多次返修的状况,认为高应力作用下的不稳定强流变岩层,支架受力不均等因素是硐室围岩失稳的主因,提出了主动支护与被动支护联合修复方案:一次锚网索支护,二次封闭刚性支架联合支护,三次围岩注浆加固。采用蠕变数值模拟方法对原支护和返修加固方案进行了分析,结果表明:原方案在360 d时的断面收缩率达到92.2%,顶板最大下沉量达到2792 mm,围岩处在加速蠕变失稳阶段;返修加固方案在1000 d时的顶板最大下沉量仅56.8 mm,围岩处在蠕变稳定阶段;锚索作用在完整岩体范围内,锚杆大部分作用在塑性圈范围内,注浆范围外应力等值线密集,其峰值随时间的延长而增大,且逐渐内移。工业性试验表明:224 d时,硐室表面最大位移为18 mm,变形速率小于0.5 mm/d,修复加固取得了成功。 相似文献
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返修大断面硐室加固及数值模拟研究 总被引:1,自引:0,他引:1
在分析硐室围岩岩性、软弱围岩流变、复杂应力环境及原支护结构失稳的基础上,结合软岩巷道围岩控制理论,提出了以全长锚固锚杆、锚索增强国岩整体性和自承载能力的主动支护,并以底板锚注加底拱返修加固.采用FLAC3D软件对原支护方案和返修加固方案进行了数值模拟,结果表明:修复加固后,最大主应力峰值外移,塑性区范围减小,围岩承载能力增强,两帮移近量41.4 mm,顶板移近量22.1 mm,底鼓量6.45 mm,支护受力合理.现场工业试验表明:经过50~90 d的矿压观测,硐室变形量小于20 mm,变形速率小于0.5 mm/d,修复加固取得了成功. 相似文献
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构造带极不稳定围岩注浆加固效果数值分析 总被引:1,自引:0,他引:1
泰来煤矿+1 150 m水平运输大巷处于多条断层影响区域,巷道顶底板和两帮移近量大。在现场调研、巷道顶底板岩层结构分析及实验室试验的基础上,提出了在原支护参数不变的情况下,进行围岩注浆加固措施。采用FLAC数值软件对注浆前后的围岩加固效果进行了对比分析。结果表明:只进行锚杆+喷层+锚索支护时,围岩变形速度和变形量都较大,"围岩-支护"共同体呈松散破坏状态。采用注浆加固和锚杆+喷层+锚索的联合支护方式,围岩变形得到了有效控制,顶板最大下沉量140 mm、最大底鼓量80 mm、两帮最大移近量为125 mm。 相似文献
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王洼二矿+1 370 m轨道石门在原锚网+U型棚支护下顶板两帮变形严重,影响了设备运输及通风行人。经过分析认为,围岩变形量大的原因为顶板泥岩稳定性不高,抗变形能力较差,由此提出了锚杆+注浆锚杆及锚索+金属网+全断面喷混凝土的返修方案,通过进行模拟和工业试验表明,返修巷道围岩控制效果良好,顶板最大下沉量为123 mm,两帮最大移进量为73 mm,为煤矿的设备运输及行人通风提供了安全保障。 相似文献
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处于高应力区、采动影响、围岩软弱环境中的大断面硐室破坏现象严重,影响了矿井安全高效开采。以恒源煤矿Ⅱ62采区轨道下山绞车房为研究对象,通过钻孔窥视,探查巷道围岩破坏情况,给支护方案提供了依据。采用顶板组合式拉力分散型树脂与注浆全长锚固锚索支护+直墙岩体破碎段钢筋混凝土墙置换+锚索支护的综合支护技术,矿压观测结果表明,该支护方案能够有效控制高应力区大断面修复硐室的围岩变形;提出并实施的"新型组合式拉力分散型树脂与注浆全长锚固锚索"支护技术,能够实现普通锚索支护的高强度与注浆加固的联合支护,对提高巷道或硐室长期支护安全具有重要意义。 相似文献
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矿井永久硐室作为矿井重要设施,硐室围岩的长期稳定对于煤矿安全生产至为关键。针对益东煤矿煤层中央副水仓围岩失稳大变形难以控制的技术难题,梳理了副水仓硐室围岩现场变形破坏特征,建立UDEC数值计算模型,反演分析了原始混凝土砌碹支护下硐室围岩应力、裂隙发育程度、变形破坏特征,综合分析了副水仓硐室围岩变形破坏机理。结果表明:原始支护强度低、支护系统不协调、底板膨润土遇水膨胀是围岩大变形难以控制的主要原因。结合现场实际条件及数值模拟反演结果,提出了一种“注浆加固+锚杆、索+反底拱”联合支护技术应用于返修实践。现场监测表明:返修后45 d内,两帮收敛量最大为55.8 mm,顶底板移近量最大为46.5 mm,满足副水仓硐室安全使用要求,确保煤矿安全生产。 相似文献