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以石圪台煤矿22406-2综采工作面过空巷为背景,提出了一种新型的支护技术-泵送支柱技术,采用数值模拟分析了工作面推进过程中空巷围岩受力及变形情况,空巷围岩受力状态呈现"双峰"—"孤峰"—"双峰"的变化,空巷围岩移近量先增大,后趋于稳定。在22406-2综采工作面的现场应用得出,工作面过空巷期间,未出现煤柱压垮、空巷严重破坏的现象,空巷整体结构,保证了工作面安全通过空巷。 相似文献
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为保障8809工作面推进过空巷区域的安全生产,通过对过空巷区域时覆岩变形规律的分析,得出工作面与未支护的空巷间煤柱宽度为14m时,空巷围岩出现失稳。基于分析结果,确定J09-01和J09-02空巷采取锚网索+工字钢梁的支护技术,J09-03和J09-04空巷采用预充填技术,工作面顺利通过补强支护和充填空巷区域。 相似文献
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针对经坊矿3-802工作面回采过程中受遗留空巷的影响,采用理论分析的方法对空巷与顶板断裂线的位置关系下的变形特征进行分析,认为空巷在顶板断裂线下时,变形最为剧烈。通过FLAC3D数值模拟研究工作面推进不同距离下,空巷与工作面间的煤柱的应力分布规律及空巷围岩塑性破坏特征。结果显示:工作面离空巷越近,煤柱叠加应力越大,空巷的塑性破坏越严重,严重影响工作面前方顶板的稳定性。据此制定了工作面过空巷时临时支护方案及顶板、瓦斯安全防治措施。 相似文献
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针对乌兰木伦煤矿12405工作面过空巷导致空巷围岩严重破坏的问题,采用理论分析、数值模拟等研究方法,对空巷受工作面采动影响情况下的顶板破断特征、空巷应力分布规律、围岩破坏特征进行了研究。结果表明:在叠加应力作用下,老顶将产生3种破坏形式,即老顶在空巷后方、上方、空巷实体煤帮上方发生断裂;工作面与空巷间距离小于5 m时,空巷受工作面前方应力影响达到最大;当工作面与空巷贯通时,顶板破坏深度达到7.5 m。针对性地提出"锚索+钢带"、布置柔模泵送支柱支护顶板及采取停采让压措施控制顶板破断的综合围岩控制方案。 相似文献
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为减少回采工作面所留设的煤柱损失和缓解掘进和回采作业接替的紧张关系,基于理论分析、现场实测资料,提出一种自适应荷载巷旁支护体(墩柱)进行沿空留巷技术方法。通过建立沿空留巷围岩力学模型,推导出沿空留巷巷旁支护阻力的理论计算公式,并经现场矿压监测,分析研究了沿空留巷试验巷道在回采期间的围岩变形特征、墩柱受力及变形特征。结果表明:在墩柱式沿空留巷中,巷道顶底板、两帮变形量最大值分别为400、310 mm,变形后断面积能满足通风和巷内瓦斯抽采的空间需求;墩柱最大压力为25.4 MPa,墩柱最大下缩量为256 mm,既在墩柱的承载能力范围内,又满足前期切顶与后期支护的要求,可缩性墩柱支护体能在沿空留巷中取较好的留巷效果。 相似文献
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针对南阳坡矿综放工作面过空巷时面临的支护难题,建立“基本顶断裂在煤柱侧”空巷直接顶的力学模型,研究工作面距空巷距离减小过程中煤柱空间位置关系及载荷作用下空巷直接顶的受力状态,得出煤柱尺寸变化与空巷顶板应力分布规律,结合数值模拟分析工作面至空巷不同距离时空巷围岩状态变化,研究空巷围岩塑性区范围和位移量的变化规律,得出空巷受采动影响严重的距离范围,为南阳坡矿工作面过空巷的围岩控制技术提供理论依据。研究结果表明:工作面推进至40~30 m内煤柱和空巷顶板受采动影响较小,当推进至30~15 m内煤柱塑性破坏加剧,当工作面推进至10~5 m煤柱应力骤降失去承载能力,因此加强支护需超前工作面30 m完成;现场采取超前工作面30 m对空巷进行“锚索+网片+钢带”联合支护方式对空巷进行加强支护,取得良好的效果。 相似文献
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工作面过空巷是采掘活动中常见的现象,文章以永宁煤矿21204工作面过空巷为背景,通过理论分析,揭示了过空巷致灾机理,在空巷原有支护基础上,对支护设计进行了重新优化,并通过数值模拟试验分析,得到了支护设计优化后,工作面过空巷期间,空巷围岩受力状态呈现"双峰"-"孤峰"-"双峰"的变化,空巷围岩移近量先增大,后趋于稳定的特征,在实际生产过程中,支护方案完全可以承受工作面超前应力影响,保证工作面安全通过空巷。 相似文献
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为合理解决老公营子煤矿中下分层回采巷道大变形的问题,基于5~#煤层实际的地质条件,研究覆岩运动与巷道围岩稳定性的联系,揭示巷道围岩失稳机理。指出采动应力的叠加作用是造成首采面巷道围岩失稳的主要因素;覆岩的二次破断形成非对称结构,造成偏载作用显著是影响接续工作面巷道围岩失稳的主要因素,且窄煤柱多次受到回采扰动,塑性破坏严重,承载能力降低是造成巷道围岩失稳的内在因素。以此提出"封闭强化、区别对待"的围岩控制思路,表面喷浆内部注浆提高围岩的自承能力,补强锚索加强围岩局部支护强度。现场实践表明,窄煤柱巷道可以满足工作面回采期间的要求,稳定性较好,为类似巷道围岩控制提高借鉴。 相似文献
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采用力学分析、数值模拟、现场监测等手段研究了动压条件下煤矿工作面纵跨巷道围岩的稳定性。基于岩石材料的流变特性,采用弹塑性理论分析纵跨巷道的围岩受力特征,求出了巷道围岩的应力各分量的解析解;数值计算表明,巷道受工作面前方支承压力和侧向应力的叠加应力影响,随着工作面的推进,超前支承压力对其影响逐渐减弱,侧向应力将长期影响巷道围岩的稳定性。确定了煤层工作面端头侧向应力作用下的流变效应是影响跨采巷道稳定性的重要因素之一。采用注浆封堵技术,确保了巷道围岩不被软化,保持了巷道围岩的强度和承载能力,达到了控制巷道围岩稳定性的效果。 相似文献
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为了分析临空活动段对沿空巷道围岩支护的影响,以顾北矿南一采区1322(1)工作面为工程背景,通过UDEC数值模拟及现场试验,对临空活动段沿空掘巷煤柱的应力分布及围岩稳定控制技术进行了研究,结果表明:临空活动段留设煤柱存在应力集中现象,不同支护工况下可能发生压剪破坏,并且巷道帮部压力大于顶压。现场应用表明锚网索联合槽钢梁加强支护顶板和巷帮的围岩控制技术能有效提高临空活动段沿空巷道围岩稳定性。 相似文献
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为解决充填采煤面收作眼断面大、难支护及撤架困难等难题,采用理论分析和FLAC3D数值模拟方法研究了收作眼围岩变形破坏规律,提出了滑架通道锚(索)网加强支护、"井"字型木垛封闭灌浆的临时支护和收作眼空间注浆永久支护相结合的围岩控制技术方法,优化设计了"井"字型木垛形成的混凝土墩柱支护参数。结果表明:混凝土墩柱间排距均为2 000 mm时,墩柱承载能力可满足临时支护的要求。该技术在淮北矿业集团杨庄煤矿进行了应用,通过监测工作面上方垂距约为80 m的巷道变形,其巷道累积下沉量仅为60 mm,表明收作眼围岩变形控制效果显著。 相似文献
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采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250~300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。 相似文献
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迎回采面沿空掘巷经历邻近工作面回采引起的动压全过程,巷道围岩稳定性急剧恶化并发生较大变形,巷道维护困难。采用理论分析、数值模拟及现场工业试验来研究迎回采工作面沿空掘巷围岩稳定性及支护技术,得出此类巷道具体的支护技术。现场工业试验表明,该技术能有效控制围岩变形,保证了工作面的正常接替。 相似文献
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为提高晋煤集团长平煤业Ⅲ4303大采高工作面采出率,采用无煤柱开采技术,通过实验室试验、理论分析与工业性试验相结合的研究方法,对大采高工作面无煤柱开采技术进行研究,根据柔模混凝土力学性能试验结果知柔模混凝土的强度高于普通混凝土强度,标准养护28d时抗压强度为38.3MPa,结合Ⅲ4303大采高工作面的具体情况,确定巷内采用“锚网索+波纹钢带”联合支护,巷旁C30柔模混凝土宽度为1.5m,并采用理论分析验证巷旁充填体的承载能力。通过工程实践表明:无煤柱开采技术实施后,Ⅲ4305工作面回风巷顶底板及两帮的最大移近量分别为220mm和240mm,保障了巷道围岩的稳定|带来的煤柱效益为1.02亿元,提高了矿井的生产效益。 相似文献