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以红四煤矿深井高应力巷道支护为例,在研究地应力状态、围岩强度、岩石成分的前提下,通过数值模拟方式确定了高预应力高强度高刚度锚杆锚索联合支护方案。通过对试验巷道变形移近量监测发现,两帮移近变形呈稳定状态的时间提前,巷道顶底板变形状况有所改善。 相似文献
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为了解决赵固一矿2号煤层11271胶带巷围岩变形破坏严重的问题,通过现场监测数据分析地质力学参数和原支护方案围岩变形破坏规律,指出围岩强度低、赋存水文地质环境复杂、应力集中系数高、支护强度无法达到要求是巷道围岩变形破坏的主要原因。提出了强力一次支护理论,采用全长预应力锚固强力锚杆锚索控制技术提高顶板初期支护预应力和支护强度,加强两帮支护的支护方案。现场试验效果表明:无论是从锚杆索受力还是从巷道顶底板和两帮变形量来看,采用全长预应力锚固强帮控顶技术后,巷道变形得到有了效控制,而且保证了正常回采。 相似文献
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主动支护方式是控制深部巷道围岩的主要支护方式,但是对于深井高应力巷道,普通锚杆支护控制巷道围岩的效果不佳。为提出围岩加固效果良好的复合支护技术,以新巨龙煤矿2305N下平巷为工程背景,研究了深井高应力巷道围岩锚注加固支护技术;通过理论分析、数值模拟和现场观测的方式研究锚杆的最佳参数和浆液的最佳配比。结果表明:锚杆的最佳长度为2 500 mm,锚杆最佳间排距为1 000 mm×1 000 mm;浆液最佳水灰比为0.5,注浆加固层最佳厚度为1 800 mm。通过现场观测得出巷道最大顶底板变形量和最大两帮变形量均在允许的范围内,该锚注加固支护方案合理。 相似文献
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煤系地层围岩软弱,在高地压作用下开采深部煤层时,由于埋深大使得巷道的围岩变形严重,巷道的顶板及底鼓量均大于浅埋深巷道,导致深部巷道围岩稳定性控制与支护的难度加大,影响顶帮的稳定从而使得整个巷道失去稳定。通过分析巷道变形破坏机理,根据锚杆索支护理论与注浆加固理论制定了“巷道扩刷+顶帮分区耦合强力支护+底角卸压与加固+底板注浆加固、底板锚索束+喷射钢纤维混凝土+顶板与两帮高压注浆加固”的高强度联合支护方案,确定了支护参数,有效解决了深井强动压大变形巷道的支护问题。通过对现场进行监测,巷道变形量明显减小,巷道变形得到了有效控制。为同类条件下的深井强动压巷道的全断面支护问题提供了新的思路和方法。 相似文献
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以山西晋城煤业集团公司寺河矿二号井97采区97205巷为工程背景,对巷道在原有支护方式下围岩的变形进行分析,提出了预应力"鸟窝"锚索、蛇形锚杆、金属网联合支护技术。结果表明:该技术提高了支护系统对巷道围岩的支护效果,巷道两帮移近量仅为原支护方式的三分之一,顶底板移近量为原支护方式的70%,巷道围岩的整体性及抗变形能力得到极大的提高,为巷道锚杆支护设计提供了新的依据。 相似文献
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随着矿井采掘深度的不断延伸,地应力随深度增加而增高,在开采软岩巷道时变形严重,支护困难。以申南凹矿20108工作面为工程背景,采用数值模拟软件对不同锚杆直径及不同锚杆间距下巷道围岩变形量进行分析,发现随着锚杆直径的增大、锚杆间距的减小,巷道围岩变形呈现逐步减小的趋势,但减小的趋势呈现逐步减弱的趋势,根据模拟结果给出支护方案,根据现场模拟试验对支护方案进行研究发现巷道围岩表面顶板底板及两帮变形量均呈现出随时间的增加不断增大的趋势,整个过程巷道顶底板和两帮移近量最大值分别为56mm和86mm,支护方案可行,保证矿井的安全回采。 相似文献
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煤层巷道掘进断面较大时易因支护强度不够而使围岩失稳发生事故。文章以新元煤矿9105工作面进风巷的地质资料为背景,运用理论分析、现场试验的方式,对大断面软岩巷道的变形机理、关键控制技术进行了系统研究,得出如下结论:通过对9105工作面进风巷赋存环境的地应力及围岩强度进行测试,明确了该巷道围岩中距掘出空间不同距离处岩体的平均强度及其抵抗变形破坏的能力;分析了锚杆支护、锚索支护的作用机理,进而综合分析了锚杆、锚索联合支护的显著优势及其对大断面软弱煤巷围岩支护的加强效果;基于对锚杆、锚索联合支护机理的分析,对9105工作面进风巷的顶底板、两帮分别制定了锚杆、锚索联合支护方案并开展工业应用,取得了良好的支护效果。 相似文献
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《煤》2019,(5):95-97
为研究采空区下布置巷道围岩的控制技术,以厚煤层采空区下布置的2311工作面巷道支护参数选择为背景,采用数值模拟技术,利用正交试验,建立了27组锚杆支护巷道围岩力学模型,分析了不同支护参数与巷道围岩变形之间的关系,确定了最优巷道锚杆支护参数方案。结果表明:基于极差分析,影响巷道顶底板变形的最大因素包括帮与顶锚杆间距、帮与顶锚杆排距,其中帮锚杆长度、帮锚杆间距、间排距等三个因素对巷道两帮的变形影响最大;基于灰色模糊理论,确定锚杆间排距0. 7 m、锚杆直径18 mm、顶锚杆长2. 6 m和帮锚杆长2. 4 m为最优支护参数方案。模拟结果为现场巷道围岩控制提供了理论基础。 相似文献
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煤矿深部巷道预应力协同支护技术研究 总被引:5,自引:0,他引:5
为解决深部复杂区域高应力破碎围岩巷道支护难度大的问题,采用相似模拟、数值模拟和理论分析的方法对预应力协同支护技术进行研究,通过松动圈测试确定巷道顶、底板及两帮的松动破坏范围分别为1.92、1.10~1.40、2.50m.据此提出了深部复杂区域高应力破碎围岩巷道采用锚网索的支护措施,选用预应力协同支护技术,确定选取锚索和锚杆预应力分别为100、40 kN,综合考虑取锚杆间排距为800~900 mm,并进行了巷道变形量观测.结果表明:采用预应力协同支护技术巷道两帮变形量由普通支护的280.0 mm减少为95.5 mm,顶板变形量由47.0 mm减少到43.2 mm,且巷道逐渐趋于稳定. 相似文献
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针对某深井煤矿采区泵房及变电所过断层巷道出现的顶板剧烈下沉、两帮内挤严重、底板鼓量大的现象,通过现场调研、数值模拟及现场监测,分析了原有支护方案下过断层巷道围岩变形破坏机制,提出采用高强锚杆+注浆锚索联合支护方案。结果表明:深部高地应力、断层局部应力集中及剪切滑移破坏、支护强度不足等是过断层巷道围岩变形破坏的主因;注浆锚索能够有效控制围岩破碎区范围,联合高强锚杆调动深部围岩形成稳定支撑结构。现场位移监测结果表明,优化支护方案后巷道过断层位置处不连续变形得到了较好的控制,整体变形量大幅度降低,改善了围岩应力水平。 相似文献
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针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。 相似文献
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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
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新柳煤矿近距离煤层回采巷道锚杆支护技术 总被引:1,自引:0,他引:1
摘要:新柳煤矿主采煤层属于近距离煤层,其中9#煤层受小窑破坏严重。在回采10#和11#煤层过程中,回采巷道的支护成为矿井安全生产的难题。通过对回采巷道围岩松动圈测试和对不同支护方案进行数值模拟,并通过对支护效果进行现场测试,反馈和修改支护参数,最终确定近距离煤层回采巷道锚杆支护参数。研究表明:围岩松动范围观测能够指导锚杆支护设计;采用高预应力锚杆支护,可有效控制巷道顶底板和两帮的强烈变形,降低巷道断面收缩率。 相似文献
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汾源煤业公司5-102回风巷初期掘进过程中,原支护巷道发生严重变形,顶板岩层与锚杆之间岩石破碎,顶板锚杆失效,底板围岩遇水膨胀,造成底板鼓起;决定改进支护方式,采用"高强度锚杆+锚索+两帮底角锚杆+两底板锚杆"加喷浆的新支护方案;同时对巷道围岩变形情况进行监测,实测顶底板移近量和两帮移近量分别稳定在51 mm和73 mm左右;改进后,支护效果良好,完全可以满足矿井安全生产的需要。 相似文献
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鑫基煤业2号煤层回风大巷采用锚杆、锚索、钢筋网、钢筋托梁联合支护,巷道掘巷期间围岩出现明显的失稳破坏现象,通过分析,发现原有支护方案支护强度不足,将顶板和两帮锚杆改为规格为D22 mm×2400 mm的螺纹钢锚杆,适当增加锚杆锚索的支护密度,现场应用后进行围岩位移监测,采用优化支护方案后的回风大巷两帮最大移近量为43 mm,顶底板下沉量最大为67 mm,回风大巷围岩变形得到了有效控制。 相似文献
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