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相似文献
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1.
山西省常村矿二盘区巷道围岩为第Ⅳ类不稳定围岩,围岩压力大,矿压显现剧烈,评价巷道支护效果,在实验室取得的3号煤煤岩物理力学参数及巷道支护参数基础之上对巷道支付方式进行数值模拟分析,通过分析巷道开挖后的围岩应力、变形及破坏深度得出:巷道变形量左帮65 mm、右帮66 mm、顶板32 mm,围岩破坏深度顶板1.5 m、底板1.5 m、两帮1.5 m。在现有巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。  相似文献   

2.
李成章 《煤炭与化工》2022,(5):40-42+45
针对盛鑫矿浅埋薄基岩回采巷道围岩变形破坏以及巷道支护问题,以该矿51204回风顺槽为工程背景,利用FLAC3D数值模拟软件建立顺槽开挖模型,研究巷道开挖后的塑性区、位移及应力分布情况,阐述了巷道围岩控制对策与原则。在此基础上,提出在51204回风顺槽采用“螺纹钢锚杆+钢筋梯子梁+锚索+高强混凝土铺底”的联合支护技术,并对巷道表面位移进行监测。现场应用结果显示,采用该联合支护技术后,围岩收敛量经28 d趋于稳定,巷道顶板、底板、左帮及右帮围岩最大变形量分别为38、27、18、21 mm,变形量处于可控范围内,实现了对51204回风顺槽围岩的有效控制。  相似文献   

3.
针对生辉矿20110放顶煤工作面运输顺槽围岩实况,确定了合理支护方案,在巷道内选择有代表性的围岩布置测点,检验支护效果。监测结果表明:20110放顶煤工作面运输顺槽在29d后顶板下沉量、底板鼓起量、左帮移近量和右帮移近量逐步趋于稳定,放顶煤工作面回采时围岩变形得到有效控制,满足工作面安全回采要求。  相似文献   

4.
伯方煤矿二盘区巷道围岩为第Ⅳ类不稳定围岩,围岩压力大,矿压显现剧烈,评价巷道支护效果,在实验室取得的3号煤煤岩物理力学参数及巷道支护参数基础之上对巷道支付方式进行数值模拟分析,通过分析巷道开挖后的围岩应力、变形及破坏深度得出:巷道变形量左帮65mm、右帮66mm、顶板32mm,围岩破坏深度顶板1.5m、底板1.5m、两帮1.5m。对3211回风巷掘进工作面的围岩变形及锚杆受力监测结果说明联合支护对动压有一定的承受能力,在现有伯方煤矿巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。  相似文献   

5.
为解决赵楼煤矿七采区辅助运输巷变形严重的难题,通过现场监测分析原支护方案条件下软弱围岩变形破坏机制,围岩易膨胀、软化,承载能力低,巷道所处应力场复杂,支护材料支护潜力无法有效发挥,巷道断面尺寸大是巷道变形破坏的主要原因。提出增加顶板护表面积、注浆加固、施加高预紧力、关键部位加强支护等具体措施,并实施了高强锚注支护试验方案。结果表明:高强注浆锚杆、锚索受力均呈现出"顶板右帮左帮"的趋势;顶板、底板、右帮和左帮变形量比原支护方案分别降低了79.7%、81.9%、80.0%和77.8%,说明高强锚注支护方案能够有效控制围岩变形。  相似文献   

6.
吴维敏 《煤》2019,(7):81-83
以坤达煤业3203工作面为对象,采用数值模拟方法,分析了浅埋深矩形巷道在近水平煤层中采用锚杆索联合支护时的巷道围岩变形特征。结果表明,锚杆索支护后围岩破坏以顶板、底板、两帮表面中部最大,顶板破坏范围大于底板;巷道表面位移量在左帮、右帮和顶板都是随运算步数增大逐渐增加,增长趋势减缓,底板巷道稳定速度比顶板和两帮快;围岩位移量的变化趋势是随距巷道表面距离增大,变形量减小,减小速度由大变小,逐渐趋于零。但巷道整体位移量较小,说明锚杆索支护对巷道破坏产生了较好的抑制作用。  相似文献   

7.
针对山西大同煤矿集团马道头煤矿5210回风平巷支护难题,结合现场地质生产条件,采用理论分析、现场实践等方法,提出锚网索联合支护方案。经现场实测表明:采用锚网索联合支护40 d左右,巷道围岩变形趋于稳定,顶板累计下沉量约120 mm,两帮移近量不大于80 mm,底板鼓起量约50 mm。采用该种支护方案,有效地控制了巷道变形,改善了巷道围岩稳定性,保证了工作面的安全生产。  相似文献   

8.
为了保证8303辅运巷过断层期间顶板稳定,提高巷道过断层的掘进效率,分析了断层带围岩力学参数,提出了全长锚注支护技术,巷道在0~25d范围内围岩变形逐渐降低,在25d后顶底板、巷帮变形趋于稳定,顶板最大下沉量控制在0.24m以下,巷帮最大移近量控制在0.29m以下,与巷道完整阶段变形量相差不大,具有显著应用成效。  相似文献   

9.
为有效降低巷道掘进工程量、提高煤炭资源回收率,文章以南阳煤矿3206综放工作面进风巷沿空留巷工程为背景,通过数值模拟、现场实测的方法,分析了不同留巷宽度、巷旁支护宽度条件下巷道围岩的变形特征,确定了综放沿空留巷的合理巷道参数,主要得到如下结论:1)巷道顶板、底板整体呈现中部垂直变形大、两端垂直变形小的非对称变形特征,且巷旁充填帮侧的顶板垂直变形明显大于实体煤帮的顶板垂直变形;2)巷道巷旁支护帮与实体煤帮整体呈现上部水平变形大、下部水平变形小的变形特征,即巷道顶板侧巷道帮部的水平变形明显大于巷道底板侧巷道帮部的水平变形;3)当留巷宽度为3600mm、巷旁支护宽度为1400mm时,巷道最大顶板下沉量、底板鼓起量、巷旁支护帮变形量和实体煤帮变形量分别为117.76mm、-0.94mm、53.24mm和38.37mm,均最小;4)3206综放沿空留巷的合理留巷宽度为3600mm,合理巷旁支护宽度为1400mm,经现场实践表明,巷道围岩变形小,留巷效果良好。  相似文献   

10.
冯江  索志飞 《现代矿业》2019,35(8):202-203
对某矿1341工作面大断面切眼对接期间的巷道变形进行了分析,并从对巷道顶底板及里帮进行加强支护的角度出发,提出了对中部切眼顶板采取注浆加固、里帮增加锚杆、底板锚杆支护等加强支护方案。通过数值模拟分析中部切眼在工作面采动影响下巷道的围岩变形特征,结果表明:顶底板移近量为126 mm,两帮移近量为80 mm,与原支护围岩的变形量相比,对中部切眼进行加强支护设计以后可以有效控制中部切眼围岩变形。  相似文献   

11.
为验证集中胶带大巷优化后支护设计的围岩控制效果,在工作面内均匀设置了测站,定期对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行观测。结果表明,在矿压观测的前9d,巷道的变形增大的相对快;随着监测时间的增加,巷道表面的变形速度开始逐渐减少;矿压观测38 d后,巷道的顶底板变形速度及两帮变形速度开始趋于稳定。但是巷道顶底板的位移量与巷道两帮的位移量都在增大,巷道顶底板总的位移量约255 mm,两帮位移量约150 mm。总的来说巷道围岩变形量都在50d内趋于稳定,有效控制了围岩的变形,满足了安全生产要求。  相似文献   

12.
针对山东能源临沂矿业集团新驿煤矿1100下皮带工作面支护的难题,分析大跨度巷道围岩维护特点,阐述其支护原理,并结合现场实际地质生产条件,提出锚网索联合支护的方案。经过现场实测表明:巷道的变形在15 d后趋于稳定,顶板累计下沉量250 mm,两帮近移量不大于130 mm,底板底鼓量为80 mm。所以证明采用该种支护方案,有效地控制了巷道变形,保证了工作面的安全生产。  相似文献   

13.
高尚  张延威 《山东煤炭科技》2024,(2):16-19+24+29
为解决73上16工作面运输巷工作期间围岩变形量大难支护等问题,采用理论计算及数值模拟验证73上16工作面运输巷支护设计参数(锚杆长度3.3 m、锚索长度6.2 m)合理性。结果表明:基于巷道松动圈理论,计算出巷道顶板松动圈高度为2.9 m,两帮松动圈范围为2.1 m,锚杆及锚索长度有效穿过松动圈范围;建立了考虑采空区压实效应的数值计算模型,通过数值模拟得出了巷道围岩顶板破坏是逐步发展的过程,未发生完全破坏的细砂岩层不能阻断砂质泥岩的破坏;采用该支护参数后,巷道顶板围岩塑性区破坏面积减少,变形量得到有效控制。经现场实践后,巷道顶板、底板、左帮及右帮最大位移量分别达到69 mm、58 mm、74 mm、78 mm,且巷道在服务期间未出现大变形情况。  相似文献   

14.
《煤矿开采》2013,(4):65-68
针对平定裕泰煤业15101综放工作面回风巷道围岩大变形、反复破坏的控制难题,在总结类似矿区相关巷道支护经验基础上,分析得出回采巷道具有大埋深、大断面、强烈动压影响等特征,并结合现场地质生产条件,提出采用21.6mm,L=5.25m的高强度大直径高预应力短锚索进行顶板全锚索支护的控制方案,并在现场应用。实践表明:采用该支护方案后26d左右,回风巷道变形趋于平稳,顶板下沉量不超过176mm,底鼓量不超过110mm,左帮最大移近量87mm,右帮最大移近量为95mm,巷道围岩变形得到有效控制,且巷道服务期间未扩刷整修,技术经济效益显著,可为类似巷道围岩控制提供技术支撑。  相似文献   

15.
《煤矿开采》2017,(1):69-72
针对松软破碎围岩回采巷道中存在的大变形及支护困难等问题,开展了理论分析和工程实践的研究工作。首先从理论上阐述了岩浆活动及水的长期作用是引起回采巷道围岩弱化的主要原因;其次提出了相应的支护对策,对于巷道围岩以顶板变形为主的区域,采用"锚网带+锚索梁+工字钢棚"的耦合支护方式;对于巷道围岩以顶板和右帮(岩浆岩冲断条带一侧)变形为主的区域,首先将断面优化为圆弧拱形,然后采用"锚网带+锚索梁+喷浆+中心点柱"的耦合支护方式。支护参数优化后的回采巷道矿压观测结果表明:矩形巷道区域顶板下沉量不超过237mm,巷道右帮横向变形量不超过161mm;圆弧拱形巷道区域顶板下沉量不超过172mm,巷道右帮横向变形量不超过163mm。  相似文献   

16.
针对小回沟煤业2204运输巷掘进过构造带围岩变形破坏严重的问题,分析了巷道围岩的破坏原因,提出了“底板注浆锚索+巷帮分次注浆+巷帮预应力锚索”的联合支护方案。现场应用结果表明:巷道掘进通过背斜轴部后,围岩变形在30 d后趋于稳定,其顶底板最大移进量为140 mm,两帮最大移进量为160mm,整体变形量较小,加固方案能够及时有效地控制围岩变形,满足矿井安全高效生产需求。  相似文献   

17.
乔烁 《煤》2023,(3):96-98+108
针对某矿2750工作面回风大巷掘巷变形大,结合矿井地质条件提出了对支护参数进行优化,通过数值模拟,确定优化支护方案较原始支护方案能更加有效地控制浅部围岩变形,并经现场工业性试验和监测,得出掘巷20 d内巷道围岩变形较快,在20 d后围岩变形趋于稳定,其中巷道两帮最大变形量为60 mm,顶板离层变形量为6.2 mm,巷道变形量均处于矿井生产允许变形范围。  相似文献   

18.
针对玉华煤矿柴家沟井42226工作面运输顺槽过断层时围岩破碎、支护困难、巷道变形严重等问题,分析了原支护方案存在的问题,提出了长短锚索组合支护方案并优化了支护参数。现场实测结果表明,围岩在20 d后开始趋于稳定,顶板最大下沉量为158 mm,底板底鼓量最大为92 mm,两帮收缩量最大为166 mm,分别为原变形量的21.9%、16.4%和25.5%。顶板和两帮锚索受力在13 d后开始逐步稳定在275~285 kN且有小幅度震荡,承载能力还有较大富余,巷道围岩变形得到了有效控制,能够满足安全生产的需要。  相似文献   

19.
针对塔山煤矿实际地质工程条件,通过数值模拟及现场实测对让压支护设计进行优化,有效地控制了采矿工程中的围岩变形。分析结果显示:掘进期间深部巷道顶板的变形最大下沉量约为38 mm,两帮总的收敛量最大值约为60 mm,右帮的变形量约占两帮收敛量的42%。邻近工作面回采期间巷道顶板下沉量随工作面的推进逐渐变大,顶板下沉量和两帮收敛量分别是掘进期间的3.5倍和3.2倍,推过测点120 m后巷道变形速率变缓趋于稳定。  相似文献   

20.
为保障伊田煤业2105运输顺槽机头硐室围岩的稳定,通过分析机头硐室处围岩赋存的具体情况,采用数值模拟的方式对节理发育回采巷道的变形规律进行记性分析,得出在主节理为15°时巷道围岩变形及塑性区发育最大,主节理发育倾角为65°时,巷道顶板塑性区的发育深度约为1.53 m,左帮下部和右帮下部的塑性区发育深度最大,分别为1.92和1.21 m,结合具体地质条件对巷道的支护方案进行具体设计,并进行矿压监测验证支护效果。结果表明,支护方案实施后,运输顺槽机头硐室顶底板和两帮变形量的最大值分别为12和9.5 mm,保障了回采巷道围岩的稳定。  相似文献   

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