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相似文献
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1.
王岩 《煤矿安全》2013,(1):200-202,207
以陕西彬长矿区4#煤层巷道为研究背景,采用现场的工业实践的方法,通过回采工作面和掘进工作面进行松动圈探测,确定采动和掘进过程影响下,巷道两帮的松动圈范围。以此为基础对煤体内部结构进行分析,判断煤体内部破坏情况,同时为确定两帮锚杆支护长度的设计提供依据,也是煤层巷道围岩稳定性的评价的重要依据。  相似文献   

2.
针对特厚煤层下分层工作面末采期间回撤通道围岩控制难题,以大柳塔煤矿活鸡兔井1-2特厚煤层为研究背景,通过数值模拟及现场实测的方法,对末采期间回撤通道围岩应力及塑性区演化分布展开研究,提出围岩控制方案并成功应用。结果表明,特厚煤层下分层工作面过上分层采空区末采贯通前,下分层回撤通道围岩垂直应力场略微增大,工作面前方剩余煤柱塑性屈服,回撤通道围岩塑性区基本不发生再扩展;至末采贯通时,回撤通道区段煤柱帮围岩垂直应力集中程度显著增大,工作面及回撤通道围岩塑性区扩展剧烈,围岩变形破坏较为严重,易导致矿井动力灾害发生。根据末采期间工作面及回撤通道围岩塑性区分布,确定回撤通道采用支护(锚杆索+网+钢带)-改性(注浆)的协同控制方案,现场应用取得良好效果。  相似文献   

3.
4.
为确定倾斜特厚煤层综放工作面沿空掘巷区段煤柱的合理尺寸,以孟家窑煤矿11503综放工作面沿空掘巷为工程背景,基于倾斜煤层基本顶破断之后的岩层结构,建立倾斜煤层工作面“大、小结构”力学模型,推导出适合小结构布置区域的低应力场范围表达式,并通过“尖点突变”理论分析区段煤柱发生失稳突变的充要条件。采用FLAC3D模拟不同尺寸煤柱的受力及围岩变形规律。研究表明:受到煤层倾角和基本顶关键块回转挤压的影响,煤柱内部破坏形式主要为剪切破坏,破坏区域主要集中在其上部偏向采空区位置;随着煤柱宽度的增大,在沿空掘巷小范围内上覆岩层压力由实体煤承担逐渐转向由煤柱承担;结合应力场、位移场和塑性区变化情况,最终确定煤柱的合理尺寸为15 m。通过分析不同采掘阶段沿空巷道围岩应力分布和演化特征,提出适合不同阶段的围岩控制方案。结合现场工程实践表明,15 m煤柱宽度及围岩控制方案能够满足巷道稳定性要求。  相似文献   

5.
为保障11505运输顺槽围岩的稳定,根据巷道赋存特征,采用FLAC3D数值模拟软件进行锚杆支护合理参数的模拟分析,确定顶帮锚杆长度分别为2 600 mm和2 400 mm,顶角锚杆与帮角锚杆的安设角度分别为75°和25°,基于锚杆支护参数的模拟结果进行巷道锚网索支护方案的具体设计,并在巷道掘进期间和工作面回采期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:11505回风顺槽在该种支护方案下,巷道掘进期间及工作面回采期间围岩变形量均较小,满足回采巷道的使用要求。  相似文献   

6.
许磊 《煤炭工程》2014,46(6):36-38
文章以宋家沟矿厚煤层回采巷道超高段(断面:5.2m×7.5m)为研究对象,采用数值分析的手段模拟了巷高3.5~7.5m的过程中围岩塑性区的分布特征:顶、底、两帮塑性区分布大致呈"半圆状",两帮塑性区面积和深度随着巷高的增加而明显增加;两帮移近量、顶板下沉量、底鼓量与巷高呈正比关系。根据塑性区分布特征和当前主要支护手段,决定采用高强高预紧力及时支护技术和帮部斜拉锚索加强支护的支护方式,采用工程类比和理论分析的方法确定了支护参数。工程实践结果:两帮移近量150mm,顶底板移近量104mm。  相似文献   

7.
厚煤层沿空掘巷围岩变形控制技术   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对张集煤矿1213(3)厚煤层大采高综采面的具体地质采矿条件和现有支护状况,分析了1213(3)面沿空掘巷的技术措施,在实测资料基础上,分析了厚煤层大采高综采面沿空掘巷围岩控制的效果,得出的结论对厚煤层沿空掘巷推广应用具有指导意义。  相似文献   

8.
为了监测大断面切眼巷道的支护效果,给有效控制和维护特厚煤层大断面巷道提供科学依据,该文分析了全煤巷道的岩性状态,应用专业仪器确定了覆岩压力、构造应力和围岩完整情况,得出了切眼巷道围岩变形破坏规律。  相似文献   

9.
马建文 《煤》2020,29(1):34-36
庞庞塔矿9-301工作面回采初期,轨道巷出现剧烈的矿压显现现象,主要表现为围岩松散破碎,锚杆、锚索失效,设计采用高水速凝材料对9-301轨道巷进行注浆加固,现场应用后矿压监测结果表明,注浆加固后9-301轨道巷在采动影响下,顶板下沉速度最大为73 mm/d,两帮移近速度最大为119 mm/d,顶板下沉量小于400 mm,两帮总相对移近量小于700 mm,巷道变形量能够满足回采期间巷道的正常使用。  相似文献   

10.
厚煤层沿空掘巷围岩变形控制技术   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对张集煤矿1213(3)厚煤层大采高综采面的具体地质采矿条件和现有支护状况,分析了1213(3)面沿空掘巷的技术措施,在实测资料基础上,分析了厚煤层大采高综采面沿空掘巷围岩控制的效果,得出的结论对厚煤层沿空掘巷推广应用具有指导意义。  相似文献   

11.
殷大发 《煤矿安全》2012,43(12):105-107
针对煤矿围岩动力灾害多发及人工监测不及时问题,设计了一种集成低功耗无线传输、实时监测、数据融合分析及具有预警预案功能的围岩动力灾害监测预警系统;详细介绍了监测系统的技术原理、组成结构、功能模块及应用效益。实际应用表明,系统实现了围岩压力、位移、应力监测数据之间的融合和可视化分析,可对煤矿围岩动力安全隐患进行快速、准确的预警、预报。  相似文献   

12.
结合五家沟煤矿各巷道的实际生产地质条件,从巷道宽度和埋深2个方面通过数值计算分析软件分析了厚煤顶巷道围岩变形和破坏特征,并总结相关规律。  相似文献   

13.
为研究急倾斜煤层大段高综放开采条件下围岩变形破坏的规律,对新疆碱沟煤矿+564m水平22m大段高工作面回采巷道、顶底板及顶煤体进行了围岩变形量监测。监测表明:工作面前方20m范围内,回采巷道顶底板变形量明显大于两帮变形量,但均在可控范围内;不同层位顶煤体完全垮落时距煤壁距离不同,从而保证支架在走向方向上承受上方顶煤体完全破坏后的部分压力;顶底板岩层的垮落区域均位于煤壁较后方采空区内,避免了工作面区域围岩大范围垮落的影响。研究为大段高开采条件下工作面的安全高效生产提供了基础依据,并为进一步提高工作面分段高度作了有益的尝试。  相似文献   

14.
侯凤才  康宇 《煤炭科学技术》2011,39(11):48-50,54
通过分析东保卫煤矿半煤岩巷道围岩破碎原因,针对掘进施工爆破震动破坏大以及支护形式不合理的问题,依据东保卫煤矿半煤岩巷道围岩特性,提出了半煤岩巷道控制爆破掘进及围岩"锚带喷"控制技术。对煤岩中爆破孔的参数以及对装药量进行改进,满足爆破掘进的同时又减小了爆破对围岩的震动,使围岩扰动半径控制在0.3 m以内;在控制爆破后,通过减少锚杆支护密度,增加两帮喷浆工序,降低了支护成本,减轻了工人劳动强度,半煤岩回采巷道掘进效率提高40%。  相似文献   

15.
以孟家窑11505胶带顺槽为工程实例,探讨大倾角软厚煤层巷道稳定性控制方法;在分析巷道顶板和两帮受力的基础上,拟采用留设巷间煤柱和锚杆索联合支护方式;工程实践表明,在留设30 m煤柱和采用高强度锚杆索联合支护后,巷道顶板下沉量保持在15 mm,两帮移近量稳定在26 mm;巷道整体受力平稳且完整性良好,为11505工作面...  相似文献   

16.
岳鹏飞 《煤》2021,30(1):21-23
随着煤矿开采强度的增大,迎采对掘巷道经常出现,此类巷道因受动压影响,围岩控制较困难。文章以马堡煤矿大断面巷道为背景,结合现场观测、理论分析等方法,提出了迎采巷道围岩综合控制技术,即:停掘避开掘采叠加扰动+煤柱帮锚索加强支护+顶板加强支护。研究成果对于改善大断面迎采巷道的围岩控制、缓解煤矿接替紧张、促进煤炭安全高效开采等具有重要的理论价值和现实意义。  相似文献   

17.
为了提高特厚煤层资源回收率并改善临空巷道应力环境,以铁北煤矿主采Ⅱ2a特厚煤层为工程背景,利用巷道顶板断裂后形成内外应力场理论和煤柱极限平衡区理论,确定了临空巷道窄煤柱留设宽度范围为5.6~10.84 m。二次回采扰动影响下的宽煤柱侧向支承压力分布特征显示,煤柱0~7.5 m内煤体处于塑性状态,最终确定沿空掘巷窄煤柱合理留设尺寸为8.0 m。现场工程实践表明,掘巷后煤柱3.0 m范围以外裂隙基本不发育,煤体完整性较好;锚杆受力变化波动不大;掘巷32 d后巷道变形量逐渐趋于稳定,围岩变形控制效果良好。  相似文献   

18.
基于多煤层巷道围岩岩性不稳定,采用单一的支护方式往往呈现区域性破坏的问题,运用数值模拟软件,根据大通湖矿辅助运输石门二的地质条件对巷道在不同围岩条件下的变形情况进行了模拟,并通过对模拟结果的分析,提出了穿多煤层巷道的合理支护技术:巷道在顶板为煤层时应采用锚网索支护,在两帮为煤层时宜采用U型钢棚式支护,在底板为煤层时应采用反拱控底并配合在巷道帮脚位置安装带下扎角的锚杆辅助控底。大通湖矿辅助运输石门二采用该支护技术保证了一采区3煤各工作面的安全生产。  相似文献   

19.
深井大断面煤巷围岩控制技术   总被引:2,自引:0,他引:2  
分析深井大断面煤巷变形特征及难控制的原因,通过模拟不同支护状态下巷道围岩变形情况,探讨了锚杆、锚索作用机理,提出及时抗、滞后让、控顶(底)固帮、高强度支护的控制原理。认为稳定的承载结构及早形成,并与支护体一同承载,从而加强巷道稳定性,利用锚杆自身的延伸量和锚索尾部安装的多级让压结构,确保支护体适应深井大断面煤巷围岩变形大的特点。工程实践表明,巷道掘进期间两帮移近量为140 mm,顶底板移近量为121 mm,巷道稳定性较好。  相似文献   

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