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为确定东曲煤矿回采工作面巷道合理支护参数,采用理论分析、数值模拟及现场观测的研究方法对回采巷道围岩变形原因及巷道支护参数进行研究。研究表明:巷道变形严重原因为锚杆支护长度小于围岩塑性区破坏深度;理论分析、数值模拟及现场监测表明巷道合理支护参数为:锚杆采用Ф22×2400mm,间排距为800×800mm,锚索采用Φ17.8×6000mm,间排距为1400mm×1600mm。 相似文献
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以王庄煤矿8105孤岛工作面运巷为例,通过FLAC3D软件模拟不同锚杆支护参数条件下巷道围岩的变形,最终确定巷道支护方案为:顶锚杆间排距800 mm×800 mm,窄煤柱帮锚杆间排距700 mm×800 mm,实体煤柱帮锚杆间排距900 mm×800 mm,并采用锚索补强。现场应用结果表明,确定的支护方案合理,支护效果良好,巷道围岩变形在预计范围内,并且巷道掘进成本明显降低。 相似文献
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深井副立井马头门的支护问题是巷道支护的关键。针对兴跃煤矿马头门围岩岩性、地质条件等支护影响因素,通过现场实测、理论分析、工程类比初步确定巷道锚杆支护参数;应用FLAC一3D数值模拟软件,对锚杆锚索支护的马头门围岩变形、破坏情况进行分析;并对支护参数优化后。确定其合理支护方式。现场实践表明,支护参数选取合理,支护效果较好。 相似文献
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《煤炭科学技术》2020,(Z1)
针对裕兴煤矿15108工作面回风巷顶板离层、两帮围岩变形破坏严重、巷道支护困难的问题,通过对15108工作面现场监测数据进行分析,研究15108工作面回采巷道围岩应力分布规律及变形破坏特征,在15108工作面回风巷支护方式基础上对相邻工作面15109回风巷锚杆支护参数进行设计、优化;通过FLAC~(3D)数值模拟软件模拟不同支护参数下巷道应力分布特征与巷道变形量,对比分析不同方案模拟结果确定合理的支护参数。结果表明:当锚杆预紧力不变,采用方案一、二、三时回风巷围岩都得到有效控制,支护效果比较明显;当锚杆间排距不变,锚杆预紧力越大巷道顶底板变化越小,支护效果越好。考虑工程需要及支护成本确定方案三中锚杆间距为800 mm、预紧力为80 k N为最优方案。 相似文献
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大跨度巷道围岩支护是当今巷道支护的一大难题。为解决大跨度巷道围岩控制困难的问题,以布尔台煤矿42202切眼为研究对象,通过理论计算、数值模拟和现场观测对42202切眼的支护参数进行了分析计算,选取的最佳支护参数为:顶板锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm、锚索间排距1 800 mm×2 000 mm、副帮锚杆间排距850 mm×1 000 mm、正帮锚杆间排距850mm×1 000 mm,当遇构造带时采用补强支护方式,形成了最终支护方案。支护后,巷道最大两帮移近量和最大顶板下沉量分别为37 mm和28 mm,说明该设计支护方案能够满足大跨度切眼巷道围岩的控制要求。 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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针对潘西矿7192回风巷在原锚杆支护效果不理想的情况,通过数值模拟软件FLAC3.3,对不同支护方式和支护参数条件下的锚杆支护情况进行模拟,并对模拟结果进行了分析。结果表明:相比原有的锚杆支护,强力锚杆支护系统能更有效地控制巷道围岩变形。通过对不同锚杆预紧力、锚杆排距、锚杆直径、锚杆长度的模拟支护效果分析,得到了优化参数预紧力为15t、排距为800mm、直径为25mm、长度为2.4m的螺纹钢筋锚杆支护方案。同时,将优化的支护方案进行现场试验,试验结果表明强力支护锚杆系统能更有效地控制巷道变形,明显改善巷道围岩支护效果。 相似文献
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目前煤矿常采用锚杆(索)对巷道两帮及顶板进行主动支护,但受巷道所处力学环境、地质条件等多种因素影响,针对软岩巷道锚杆支护参数设计及理论选择较为困难,使巷道支护环境较差。本文结合理论与现场工程地质条件,针对五举煤矿13207工作面软岩巷道中存在的顶板破碎严重问题,对两巷道支护参数进行设计及应用。参数选择为顶板及帮部均采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆,规格分别为φ22 mm×2 800 mm、φ22 mm×2 400 mm,顶板及帮部分别采用φ21.8 mm×7 300 mm的1×19股高强度锚索与φ21.6 mm×5 300 mm的1×7股高强度锚索,锚杆预紧扭矩不小于300 N·m,锚索张拉力不小于200 k N。现场应用结果表明,巷道围岩变形得到有效控制,整体支护效果良好,为附近相似条件矿井提供借鉴。 相似文献
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大变形锚杆索协调防冲支护的理论研究 总被引:4,自引:0,他引:4
在强冲击大变形巷道支护中,锚杆、锚索是否联合协调防冲支护,不仅关系巷道在施工期间的安全,还直接影响巷道支护的长期安全性。结合锚杆、锚索联合对强冲击大变形巷道进行支护时容易普遍出现锚杆、锚索破断的问题,介绍了适合于强冲击大变形巷道支护的大变形锚杆(索)的主要结构特点及其让压性能,并对锚杆、锚索协调防冲原理和设计准则进行了研究分析。在此基础上,通过对大变形锚杆(索)的实验研究,给出了不同冲击条件下大变形锚杆(索)实验设计方法。研究结果对今后强冲击大变形巷道的支护设计施工有一定的参考价值。 相似文献
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基于巷道围岩的物理、力学性质的实验室测试以及现场围岩变形的监测结果,探讨了软破围岩条件下巷道变形破坏机理和特征。通过室内试验和井下巷道试验研究了围岩的膨胀变形规律、钢纤维混凝土和高强度锚杆的力学特性。以围压恢复加固理论为指导,采用物理模拟和数值分析对支护参数进行优化,提出了带有顶、底拱的全封闭强化支护的主动和被动联合支护控制技术。工业试验结果表明,软破围岩条件下的巷道工程采用该类联合支护技术能够有效地控制巷道地压,提高了巷道抗变形能力,延长了安全稳定期。 相似文献
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由于塔山矿回采巷道均为放顶煤开采,矿压显现明显,巷道断面大,在回采过程中尾顺槽围岩变形量大,致使使用传统普通玻璃钢锚杆支护时出现杆体被拉断、杆体尾部被剪断等支护失效现象。为了解决上述问题,采用新型27 mm高强玻璃钢锚杆对塔山矿8112工作面进行试验。试验结果表明,在保证采掘安全的前提下,使用新型锚杆取代普通锚杆,可以大大提高巷道支护的稳定性,节约巷道支护成本,保证施工工期正常完成,同时提高工作面回采效率。采用新型锚杆后,使巷道支护兼具安全、经济双重效益,同时对全矿井以及其他所有同类型矿井类似回采巷道,具有积极的推广和借鉴意义。 相似文献
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分析了北岭矿4号煤层主运大巷和辅运大巷支护存在的问题,在研究了4号煤层巷道围岩条件的基础上,通过分析其松动圈的范围,确定其围岩属于Ⅳ类围岩(不稳定围岩)。采用工程类比法,对北岭煤矿4号煤层主运大巷和辅运大巷的支护方式、锚网索支护参数等进行了设计,确定了采用锚杆支护方式,顶部结合W钢带(钢筋托梁)、网和锚索提高支护强度的支护方案,并明确了锚网索支护各项参数。方案设计完成后,在4号煤层辅运大巷选取了100 m巷道进行效果验证,重点观测了试验巷道表面位移、锚杆锚索锚固力及巷道顶板围岩深部基点位移。观测结果表明,设计的巷道支护参数能够对4号煤巷道围岩进行有效控制,方案符合设计标准要求。 相似文献
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极近距离煤层变厚度顶板下部回采巷道综合控制技术 总被引:1,自引:1,他引:0
针对三交河矿极近距离煤层采空区下变厚度顶板下部煤巷布置及合理支护的技术难题,通过上部残留煤柱应力扩散分析与提高掘采回收效率考量,确定601首采面两巷采用反向大错距的布置方案。在开展现场巷道顶板窥视、锚固力测试与预紧扭矩转化试验的基础上,提出了适应不同地质条件的煤巷差异化支护方案:架棚-锚杆联合支护、锚杆-锚索支护及锚杆-钢带-锚索支护。在井下实施了两条回采巷道的全进尺支护示范,监测结果表明:掘巷期间锚杆锚索工作载荷快速稳定,预紧力设计合理,围岩最大变形量30mm;回采期间超前巷道顶板最大下沉93mm。相关回采巷道综合控制技术保障了近距离下部煤层的安全高效开采。 相似文献
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半煤岩巷道复合顶板支护设计 总被引:1,自引:0,他引:1
根据鸡西矿业集团平岗煤矿东一采区14#层煤层赋存条件,结合锚杆、锚索支护机理进行理论分析,合理选择14#层煤巷道复合顶板支护方式和支护参数;分析了复合顶板巷道帮、顶封闭式支护技术效果和经济效益。 相似文献
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皖北矿业集团孟庄矿3—1煤顶底板软岩煤巷锚(索)梁网支护以地应力评估为基础,考虑生产技术条件,根据工程类比和工程量测法优化确定锚梁网支护参数,与U型钢棚式支护相比较,每1m可节省投资620元,且锚梁网支护施工速度快、劳动强度低,巷道稳定性好,具有显著的经济效益和应用价值。 相似文献
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为了确保对巷道进行有效支护,采用理论分析,得出锚索、锚杆的支护参数选择的范围,然后采用FLAC3D数值模拟软件,研究了不同锚杆直径,锚杆长度、锚杆间排距下的巷道围岩变形量进行了模拟分析,综合考虑最佳经济效益,顶板锚杆长度选择为2.4 m,帮部锚杆长度选择为2.0 m,得到帮部锚杆的支护间距为1 000 mm×1 200 mm。研究为今后巷道支护参数的确定提供了一种简便实用的技术方法。 相似文献