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以盛泰煤业15201工作面回风巷支护设计为背景,通过运用数值模拟和现场实测相结合的方法,对“锚杆+锚索+钢带”联合支护下大断面巷道围岩移近量进行了分析,数值模拟结果顶底板最大移近量为104.1 mm,两帮移近量最大为99.4 mm;现场实测顶底板平均移近量为71.25 mm,两帮平均移近量为89.75 mm,和数值模拟基本吻合。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证大断面巷道围岩稳定性效果显著。 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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为解决平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护难度大的问题,采用煤层地质力学测试、围岩结构观测、锚杆支护作用理论分析、数值模拟分析的方法,根据煤层巷道至上部采空区距离的不同,分别提出了"锚杆+短锚索"、"全长预应力锚杆"等以锚杆支护为主的巷道支护方案。结果表明:该锚杆支护方案能够满足近距离煤层采空区下巷道支护的要求,巷道断面整体收缩率较小,顶底板移近量为巷道掘进高度的0.69%,两帮移近量为巷道宽度的0.60%,浅部离层量为0.4 mm,深部无离层,锚杆预紧力为20~30 kN,锚索预紧力为76~84 kN,锚杆、锚索受力稳定,保证了近距离煤层采空区下巷道的稳定性。 相似文献
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为研究近距离煤层开采期间上煤层遗留煤柱影响段沿空巷道围岩破坏特征及针对性补强支护措施,以神华宁煤集团灵新煤矿051606工作面工程地质条件为背景,通过现场调研、理论分析、工业性试验和矿压观测等手段,对051606回风平巷沿空掘巷期间受上煤层遗留煤柱影响进行研究。结果表明:当051606回风平巷掘进至上煤层遗留煤柱边界下方时,主要受剪切应力影响,而当继续掘进至遗留煤柱中轴线位置下方时,主要受垂直应力影响;051606回风平巷围岩主应力差呈非对称分布,煤柱侧内主应力差值整体要高于实体煤侧。提出以高强预应力锚杆和单体锚索为基础,辅以钢筋梯子梁、钢筋网和架棚支护的强护顶护帮围岩强化控制技术,现场应用结果表明,巷道顶底板和两帮移近量均约为300 mm,取得了较好的围岩控制效果。 相似文献
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针对同煤集团特厚煤层开采矿井的特厚顶煤巷道中,锚杆锚索无法全部锚固到稳定岩层、巷道断面大、综放开采采动影响强烈等一系列难题,在分析锚杆锚索在煤层中的锚固性能、高预应力对全煤巷道围岩控制机理基础上,研究了高预应力锚杆支护技术,进行了火成岩侵入影响破碎围岩大巷、强烈动压影响大断面煤巷、深部多次动压影响巷道等复杂困难巷道的支护设计与井下支护效果分析。在塔山、麻家梁煤矿的应用结果表明,高预应力锚杆支护技术能够有效控制特厚煤层全煤巷道的强烈变形,满足煤矿安全高效生产的要求。 相似文献
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孟家窑煤矿石炭系5#煤属松软特厚煤层,具有厚度大、强度低、易碎等特征。传统架棚支护,支护强度、刚度和主动性较差,落后的支护方式不能有效保持顶板煤岩体的完整性,导致破碎区域从顶板浅部逐步向深部延伸。基于高预应力、强力锚杆(索)支护理论,通过数值模拟研究孟家窑煤矿松软特厚煤层煤体强度4 MPa条件下不同锚固长度下锚杆锚固效果及预应力在顶煤中的分布情况。并设计孟家窑煤业5105切眼井下工业性试验支护方案,验证高预应力锚杆锚索组合支护系统的科学性、合理性。矿压监测结果显示,巷道变形较小,5105切眼外侧帮和顶板变形量分别为12 mm和35 mm,顶板几乎没有离层,锚杆、锚索总体受力不大,巷道支护稳定,试验效果非常理想。 相似文献
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高强度锚杆支护技术及在大断面煤巷中的应用 总被引:4,自引:2,他引:2
在分析目前大断面煤巷锚杆支护存在问题的基础上,论述了对锚杆支护机理的新认识,开发了适合于大断面煤巷支护的高强度锚杆,并采用FLAC3D有限差分程序对不同锚杆支护参数巷道围岩应力场分布特征与规律进行了模拟分析。结果表明:预紧力是锚杆支护系统的决定性参数,增加锚杆预紧力能有效增大巷道围岩压应力场应力值及扩散范围;锚杆长度的选择应充分考虑锚杆预应力、巷道围岩破碎程度与可锚性;对于相同锚杆材料,直径越大强度越高,预应力扩散范围越大;锚杆垂直于岩面布置时,巷道围岩形成的压应力区分布更加均匀,锚杆预应力叠加效果更好。井下试验表明,高强度锚杆支护技术为大断面煤巷提供了有效的支护手段,巷道掘进期间两帮移近量25.0 mm,顶底板移近量16.6 mm,能有效控制围岩的强烈变形。 相似文献
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以晋圣亿欣煤业XV1206工作面辅运巷大断面巷道支护设计为背景,通过运用数值模拟和现场实测相结合的方法,对“锚杆+锚索+钢带”联合支护下巷道围岩移近量及破坏情况进行了分析。数值模拟结果表明,当工作面推进80 m后,顶底板围岩移近量稳定在177 mm左右,两帮移近量稳定在129 mm左右;底板破坏严重,与其岩性密切相关,现场应做好水的管控。现场实测顶底板移近量稳定在148.8 mm左右,两帮移近量稳定在134.5 mm左右,与数值模拟结果相近。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证XV1206工作面辅运巷围岩稳定性效果显著。 相似文献
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深部煤巷锚杆支护技术的研究与实践 总被引:9,自引:1,他引:8
在分析深部高地应力巷道围岩变形与破坏特征,目前锚杆支护存在问题的基础上,提出高预应力、强力支护理论与锚杆支护设计准则;通过井下实测数据,分析深部矿井地应力分布特征;介绍强力锚杆支护系统,包括强力锚杆,强力钢带及强力锚索;最后,介绍高预应力、强力锚杆支护系统在新汶千米深井巷道中的应用情况,评价支护效果。井下试验表明,高预应力、强力锚杆支护系统能有效控制深部巷道强烈变形,保持围岩稳定。 相似文献
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为解决枣园煤业断层破碎带极松散煤体巷道支护难题,归纳了此类巷道的变形破坏特征,分析认为此类巷道变形破坏的主要原因为地质构造复杂、原岩应力高,围岩峰后出现应变软化和围岩承载性能未能充分发挥。根据强化支护技术的原理,从提高支护体系和围岩自身承载性能出发,采用了以"四高"锚杆强化支护技术和预应力长锚索加固顶板为关键技术手段的强化支护技术。矿压观测表明,掘进期间巷道两帮移近量近400 mm,顶板下沉量110 mm左右,巷道围岩变形得到了有效控制,巷道断面满足生产需要。 相似文献
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特厚煤层综放工作面大断面切眼支护技术 总被引:7,自引:0,他引:7
为了解决塔山煤矿综放工作面跨度10 m切眼的支护难题,采用理论分析、数值计算方法确定了大跨度切眼的支护形式为高强度锚杆、组合锚索、W钢带、金属网、混凝土联合支护,以形成群锚封闭效应,维护切眼巷道围岩的稳定性和安全性。试验中锚索锚固力达140~160 kN,锚固区内顶板最大离层值7 mm,顶底板移近量最大值38 mm,试验结果表明,设计提出的锚杆-组合锚索-混凝土支护提高了支护结构的整体承载力,有效控制了切眼巷道围岩的变形,保证了大断面切眼的安全使用。 相似文献
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针对兴跃煤矿2#煤层回风大巷围岩变形量大这一问题,基于弹塑性力学及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值计算的方法,对深部大断面软岩巷道的变形破坏机理及高预应力联合支护技术进行了研究,提出采用"锚杆+钢筋梯子梁+钢筋网+锚索"联合支护方案。现场工程实践表明,采用高预应力联合支护技术后,顶板下沉量为48 mm,两帮移近量为86 mm,底鼓量为120 mm,离层量控制在26 mm以内,效果良好,得出高预应力联合支护技术可以较好控制大断面软岩巷道围岩变形及顶板离层,提高巷道整体稳定性。 相似文献
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深井高应力高突区域回采巷道变形特征及控制 总被引:1,自引:0,他引:1
针对首山一矿工作面回风巷掘进过程中围岩强烈变形的难题,综合现场调研、煤岩试验、理论分析及井下试验与实测等方法,对其变形破坏特征和巷道支护难点进行了分析,提出了针对此类巷道围岩控制的关键技术。结果表明,巷道变形速度快、底鼓严重、巷道累计变形量大是首山一矿回风平巷变形的主要特征;采用的高预应力高强锚杆支护系统、锚杆锚索协调支护技术、让抗结合、预留断面技术以及关键部位支护补强技术,有效地控制了巷道围岩的大变形。工业试验结果表明,支护后的巷道两帮变形量基本控制在180 mm以内,巷道顶板下沉量基本控制在170 mm以内,提出的支护技术对深部巷道围岩变形的控制效果良好。 相似文献