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针对大采高综采工作面迎采动掘进巷道支护不合理导致巷道变形严重问题,采用现场监测、数值模拟与实践相结合对迎采动掘进巷道支护优化方法进行了研究。结果表明:原支护条件下,迎采巷道以顶板及两帮松动破坏为主,最大破坏深度达1.58 m,需要加强支护;迎采巷道“锚杆+锚索+钢筋梯子梁”加强支护方法,随着工作面的推进,巷道顶板塑性区面积减小53.3%~59.7%,两帮塑性区面积减小49.1%~58.8%,应力峰值显著降低,满足迎采巷道稳定要求。通过现场实践,巷道加强支护后,顶板下沉量减小69%,煤柱帮位移减小68%,回采帮位移减小67.7%,巷道支护效果显著。 相似文献
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为有效解决缓倾斜煤层迎采动掘进巷道围岩控制难题,以某矿缓倾斜煤矿开采为工程背景,分析了巷道顶板岩层破断特征及其围岩应力分布特征。结果表明,巷道顶板岩层浅部主要为水平裂隙,深部主要为垂直裂隙,距孔口10~14 m内,超前工作面受采动影响更为剧烈;当3205回风顺槽超前工作面10 m至滞后工作面15 m时,巷道所受应力最高可达19.8 MPa,是最主要的应力影响区,应对迎采巷道加强支护。据此提出了适应现场巷道围岩条件、安全可靠的“锚杆+锚索+钢筋梯子梁”联合支护方法。通过现场实践,3205回风顺槽加强支护后,锚杆受力最大值为设计锚固力的70%,顶板垂直位移减小了67.6%,巷道围岩控制效果显著。 相似文献
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迎采窄煤柱巷道围岩控制技术研究 总被引:4,自引:4,他引:0
通过数值分析,研究了迎采窄煤柱宽度内应力场和位移场的分布规律,探讨了邻近工作面回采对巷道围岩稳定性、围岩变形的影响,并最终确定了合理的窄煤柱宽度,同时研究得到了高强锚杆锚索加固巷道围岩,重点加固窄煤柱帮的围岩控制技术。现场应用表明,合理留设迎采窄煤柱并采用高强锚杆锚索联合支护迎采窄煤柱巷道,经历两次采动影响后,巷道围岩顶底板和两帮变形量均300 mm,有效控制了围岩的大变形,技术经济效果显著。 相似文献
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迎采动面沿空掘巷经历邻近工作面侧向基本顶断裂、转动及稳定的全过程动压影响后,巷道围岩将产生大变形、维护困难.采用理论分析、数值计算和现场试验研究迎采动面沿空掘巷围岩变形规律和控制技术,得到该类巷道受邻近工作面采动影响后围岩呈现非对称变形,窄煤柱和顶板变形剧烈,提出提高窄煤柱和顶板支护强度使围岩形成有效承载体是保持迎采动面沿空掘巷整体稳定的关键,据此提出了合理的围岩控制技术:1)合理确定窄煤柱宽度,使邻近工作面采动影响稳定后巷道处于应力降低区;2)高强度大延伸率锚杆控制围岩变形;3)加强窄煤柱、顶板支护,提高关键部位承载能力.棋盘井煤矿工程实践表明,该技术有效控制了该类巷道围岩变形量,取得了良好效果. 相似文献
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针对煤矿千米深井、软岩、强采动巷道围岩大变形难题,以淮南新集口孜东矿350 m超长工作面运输巷为工程背景,分析了巷道围岩大变形、支护构件失效原因;采用理论分析、实验室试验和井下试验方法,从围岩物性劣化、偏应力诱导围岩扩容、软岩结构性流变及超长工作面采动影响等方面,揭示了高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理。以此为基础提出千米深井、软岩、强采动巷道支护-改性-卸压协同控制理念,采用数值模拟对比研究了无支护、锚杆支护、锚杆支护-注浆改性、锚杆支护-注浆改性-水力压裂卸压4种方案巷道围岩应力、变形及破坏规律,阐述了巷道支护-改性-卸压协同控制原理。研发出CRMG700超高强度、高冲击韧性锚杆支护材料,研究揭示了锚杆受拉、剪、扭、弯及冲击复合载荷作用的力学响应特征;开发出微纳米无机有机复合改性材料及配套高压劈裂注浆技术;研发出分段压裂水力压裂卸压技术与设备,形成了巷道支护-改性-卸压协同控制技术。基于上述研究成果,提出口孜东矿示范巷道支护-改性-卸压布置方案与参数,并进行了井下试验与矿压监测。监测结果表明,巷道围岩协同控制技术应用后,巷道变形量降低50%以上,锚杆、锚索破断率降低90%,工作面采动应力明显减小,有效控制了千米深井、软岩、强采动巷道大变形。最后,对下一步的研究工作进行了展望。 相似文献
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为了尽早使3307工作面形成生产系统,矿方决定采用迎采迎掘的方式来加快巷道掘进。但迎采迎掘巷道变形量大,巷道围岩控制较为困难。龙马煤业针对3307回风顺槽迎回采工作面掘进的特殊应力环境,为保证巷道的稳定性,采用理论分析、数值模拟等方法分析了迎采迎掘巷道的围岩应力演化规律,得到了如下结果:提出了分段控制迎采迎掘巷道围岩的稳定的支护策略,即将巷道分为受二次动压影响的新掘段、已掘段和不受二次动压影响的新掘段3段;确定了迎采迎掘巷道的掘进时机;确定了合适的支护参数并进行了现场试验。研究成果对于改善龙马煤业迎采迎掘巷道的围岩控制、缓解采掘接替紧张、促进矿井安全高效生产等有着重要的现实意义。 相似文献
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针对深部高应力回采巷道变形破坏严重与难控制的问题,以任家庄煤矿210504工作面回风巷为工程背景,研究了其变形机理和稳定性控制技术。对该工作面运输巷的变形破坏代表性地段进行了现场调查,发现该巷为典型的深部高应力回采巷道,变形破坏特征为强烈底鼓、两帮严重内挤、顶板整体下沉;采用数值模拟的方法研究了巷道围岩的变形破坏机理,认为该巷的变形破坏是由低预紧力锚杆支护体系不能控制深部高应力巷道围岩所导致;对210504工作面回风巷提出了“锚杆+锚索+W钢带+锚网”的综合支护方式。工程实践表明,巷道底鼓量为220 mm左右,两帮移近量262 mm左右,分别比原支护方案降低59.1%和40.2%左右,巷道围岩保持稳定。该研究成果可为该矿或同类矿井的稳定性控制提供借鉴。 相似文献
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《煤》2016,(8):74-76
王庄煤矿+540 m水平厚煤层大断面巷道由于应力高、顶煤强度低及大采高工作面扰动影响,巷道围岩控制较为困难。在综合分析采矿地质条件基础上,提出对煤巷实施钻孔卸压与锚杆支护耦合作用的支护方案。通过数值模拟和现场试验相结合,分析比较巷道顶底板变形规律和应力特征,确定了合理的优化支护方案,即卸压钻孔直径400 mm、间距4 m,锚杆间排距0.9 m、预紧力90 k N。在8110工作面现场应用表明,采用耦合支护方案后,巷道顶板下沉量减小30.3%,底板变形量减少8.6%。围岩变形量在设计范围内,煤柱应力降低且向深部转移。证实了耦合支护方案能有效控制围岩变形,保持围岩稳定,而且也为类似巷道的设计和加固提供了参考价值。 相似文献
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针对寺家庄矿5110孤岛工作面巷道掘进支护技术难题进行研究,通过采用理论分析、支护设计优化等方法,对孤岛工作面迎采巷道掘进支护技术进行了研究分析,在5110工作面进行了现场实践。实践表明,优化后的支护方案应用效果良好,巷道围岩变形与支护压力大等现象得到明显改善,为类似条件下的孤岛工作面迎采巷道掘进支护提供经验借鉴。 相似文献
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针对孤岛工作面迎采巷道围岩压力大的问题,以山西铺龙湾煤业有限公司5110工作面地质条件为背景,采用理论分析、现场实践方法,对巷道围岩变形机理进行了分析,确定了巷道正常掘进与过构造期间围岩的变形破坏形式,优化了巷道两帮锚杆支护强度及锚杆(索)预应力。根据巷道掘进过程中的矿压监测结果,锚杆受力较优化前相当,围岩位移量较优化前明显减小,巷道稳定性明显提升。 相似文献
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《煤炭科学技术》2015,(1)
为掌握强烈动压影响条件下回采巷道的矿压显现规律,以平朔井工一矿受回采动压影响全煤巷道为研究对象,采用数值模拟、锚杆无损检测、巷道围岩变形观测等方法,分析了动压巷道围岩所处应力环境和应力分布规律,评价了工作面受采动影响巷道全长范围内锚杆受力情况,确定了巷道应力集中区域范围及影响因素,总结了强烈动压锚网支护巷道围岩变形规律。结果表明:中粗砂岩顶板稳定性较好,降低了巷道所在层位应力集中程度,巷道围岩受断层和陷落柱等地质构造影响,约30%的区域锚杆受力大于60 k N,区域内巷道矿压显现较为强烈,工作面回采动压超前影响范围为60 m,动压巷道受影响总长度可达180 m,巷道地质构造等软弱地段在采动影响范围外应适当加强支护,加快工作面推进速度。 相似文献
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超深保护层开采巷道围岩控制技术研究 总被引:1,自引:0,他引:1
华丰煤矿1300 m超深保护层回采巷道稳定性控制是影响矿井安全高效生产的关键问题。基于现场地质力学综合测试、围岩非均匀性破坏机理研究,提出了超高强热处理预应力锚杆-锚注联合支护方案。研发了700 MPa级超高强热处理锚杆,其破断强度达850 MPa,冲击吸收功达100 J,并首次在1300 m埋深煤矿巷道进行了工业性试验。开展了巷道锚杆支护力、顶板四点离层与围岩钻孔应力等多参量变化在线监测,分析得出:超深巷道在爆破开挖扰动下,距离掘进工作面80 m后围岩整体变形基本稳定,但围岩深部应力仍然长期蠕变且呈现大幅值增降循环规律。试验结果表明,相比较于同巷顶板全锚索支护方式,锚杆?锚注联合支护下回采超前段巷道变形量整体降低了50%,掘进支护效率提高了20%。 相似文献
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为解决迎采对掘窄煤柱护巷围岩变形大、支护困难的问题,以高平七一煤业9104工作面运输巷为例,采用现场调研、数值模拟和工业性试验相结合的方法,对迎采对掘期间巷道围岩变形规律、煤柱尺寸及相应支护参数的确定进行了研究。结果表明:随着煤柱宽度的增加,巷道围岩变形量及煤柱内的应力分布特征呈现出明显的差异性,并基于此确定了七一煤业9104工作面运输巷合理煤柱宽度为5 m;迎采对掘动压巷道围岩位移调整过程主要集中在掘进工作面和临近回采工作面相遇前方20 m至后方100 m处,此阶段的巷道变形量约占总变形量的70.5%左右。工业性试验研究表明:5 m窄煤柱护巷及优化后的支护参数,能够有效控制巷道围岩变形,基本保证了巷道在其服务年限内的正常使用。 相似文献
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基于现场调研,总结并分析了特厚煤层采动影响巷道围岩变形破坏特征及其原因,采用数值模拟方法研究了不同支护方案下围岩应力及位移的变化规律。结果表明巷道断面大、顶煤较厚、煤体裂隙比较发育、受相邻工作面的采动影响是导致回风平巷围岩发生变形破坏的原因;针对巷道围岩控制难点,提出采用加长锚杆与桁架锚索联合支护控制体系;现场采用优化后的支护方案,观测得到最大顶底板移近量193 mm,最大两帮移近量182 mm,巷道围岩控制效果良好。研究成果有助于实现煤炭的安全高效开采,同时也为相似地质条件巷道围岩控制提供了参考。 相似文献
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针对浅埋深坚硬厚顶板条件下巷道矿压显现强烈的问题,采用多种现场实测数据研究了工作面回采前后全周期采动应力的演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。结果表明,工作面回采前后全周期采动应力演化规律表现出显著的阶段性变化特征,超前阶段采动影响较小,滞后阶段矿压显现强烈,煤柱帮下部锚杆受力最显著,最大增幅达17.3kN。采动应力逐渐向辅运巷方向转移,煤柱峰值应力最终稳定在10.4MPa。滞后工作面距离大于405.6m时随顶板岩层运动趋于稳定,采动应力变化也逐渐稳定。结合辅运巷在采动应力作用下的变形特征,提出了薄弱环节加强支护的控制思路,制定了合理的巷道支护对策,以期为类似条件的动压巷道围岩控制提供一定指导。 相似文献