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《煤炭技术》2021,40(8):27-31
针对王家塔煤矿3s101工作面采空区侧保留巷道受采动影响导致围岩破坏变形的问题,采用现场监测、理论分析、数值模拟等研究方法,对采动影响下保留巷道的围岩变形破坏特征、采动应力分布规律、以及围岩塑性破坏特征进行了研究。结果表明:受工作面采动影响,保留巷道位移变化主要在工作面后方顶底板,最大顶底板移近量达310 mm;巷道围岩主应力、主应力比值、最大主应力与z轴夹角的变化值在工作面后方175 m左右达到最大,最大主应力达到16 MPa,主应力比值达到2.32,最大主应力与z轴的夹角偏转至20°左右;受采动应力的影响,巷道围岩塑性破坏区也主要发生在工作面后方,塑性破坏范围在工作面后方175 m左右达到最大,顶板最大破坏深度达7.5 m。针对性地提出了“锚索+钢带”加强支护顶板的补强治理方案,保证了巷道围岩稳定,回采期间安全生产。 相似文献
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针对孤岛工作面应力高度集中导致回采巷道难以支护的问题,分析了厚煤层孤岛工作面回采巷道的变形特征。通过对回采巷道顶底板和两帮变形量进行监测,探究在孤岛工作面回采巷道采用“锚网索+钢筋梯+槽钢梁+喷、注浆”联合支护技术时巷道围岩变形规律。结果表明,在工作面回采过程中,巷道顶底板和两帮移进量先快速增加,后缓慢增加;顶底板受采动影响范围为50 m,两帮受采动影响影响范围为70 m;顶底板移进量最大值为230 mm,两帮移进量最大值为317 mm,孤岛工作面巷道变形主要以两帮变形为主;采用“锚网索+钢筋梯+槽钢梁+喷、注浆”联合支护技术能有效控制巷道的大变形。 相似文献
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我国深部近距离煤层群赋存开采比重大,采动力学机理不清,导致开采效率低,安全事故频发。深部煤岩体所表现出的物理力学特性及变形破坏特征较浅部有着本质差异,尤其在深部近距离煤层群开采条件下,临近工作面扰动影响将导致更加复杂的采动应力重分布过程。针对深部近距离煤层群采动影响下巷道围岩控制难题,依托平煤十二矿己_(14)和己_(15)深部近距离煤层群工程实践,在己_(15)-31030工作面进风巷内开展了巷道收敛变形、锚索应力现场原位监测试验,理论计算了近距离煤层群底板破坏范围并推导得出了巷道围岩变形速度公式,初步揭示了深部近距离煤层群采动力学行为。研究表明:己_(14)煤层底板破坏深度理论值约21.24~30.88 m,上覆煤层采动影响导致本煤层采场边界改变,巷道顶底板及左右帮收敛量约400 mm,巷道收敛变形量随采煤工作面推进呈现阶梯式缓慢增长与指数式快速增长两阶段模式,其中指数式快速增长阶段为巷道变形的主要阶段;锚索应力随采煤工作面推进呈现"近线性增长—跃阶式降低"两阶段演化模式,顶板锚索应力平均变化率、峰值应力均显著高于巷帮相应参数,巷道顶板采动效应较巷帮更为明显;锚索应力峰值点滞后最大收敛变形位置约40 m,采动影响时效相比单一煤层开采大幅延长约35 m,采动应力变化率及其峰值分别降低约53.5%,24.5%,己_(15)煤层采动影响范围约105 m;巷道围岩变形速率与距采煤工作面距离呈现反比例函数关系,在此基础上,进一步推导得出深部近距离煤层群距采煤工作面不同距离处围岩变形速度预测公式,并对比现场原位监测数据验证了该公式的合理性。研究成果可为同类深部近距离煤层群的巷道围岩变形速度预测、巷道支护及采矿技术优化等工程问题提供参考。 相似文献
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为了研究综采工作面回采巷道围岩变形规律,为回采巷道的保护提供合理依据,以东欢坨矿2088_下工作面为工程背景,运用现场实测方法,通过钻孔电视探测分析2088_下回风巷道围岩破裂情况及对巷道进行位移监测并分析变形规律。结果表明:巷道顶板下位岩层中均存在较为严重的破裂区,破裂区范围约为2.0 m左右,2088_下工作面所在的8~#煤层巷道围岩属于中松动圈和大松动圈范围;未受采动影响区域内顶底板、两帮最大移近量仅为84、34 mm;超前影响范围约为90 m,顶底板、两帮最大移近量达到了1 280、1 869 mm,由此可见,在工作面回采扰动作用下巷道变形情况较为严重;回采工作面推进距离从测点前80 m至0 m过程中,顶底板、两帮移近量分别增大至243、206 mm,移近速度分别增大至19.1 mm/d和14.7 mm/d,均产生明显增长,说明回采工作面距测点越近,巷道受采动影响越大;在对回采巷道进行保护时,要求巷道支架支护必须考虑能够有效支护该范围内岩层重量以及上覆岩层作用力。 相似文献
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针对五阳矿76#-2厚煤层专用回风巷道底板经常发生大变形破坏,通过研究厚煤层巷道底鼓机制及控制原理,提出对厚煤层巷道底板进行中、深部加固的治理思想控制底鼓.采用FLAC3D模拟了不同支护方法对底板的作用,研究表明:底板无支护,底板变形量为1.3~1.6 m,在采动应力扰动下,底板破坏范围将逐渐增大;采用锚网浆支护,底板塑性破坏区相应减少,但受到应力扰动的影响,底鼓量为0.7~1.0 m,仍不能满足生产需要;采用高强度锚索束分区注浆及混凝土条块耦合支护(锚混凝土浆支护),底板围岩塑性区明显缩小,底鼓量仅为0.24~0.38 m,达到控制底板变形的要求.通过对锚混凝土浆支护方法进行工程试验,结果表明:巷道两帮收缩量226 mm,底鼓量283 mm,分别减少了56.5%,83.4%,有效控制了厚煤层巷道底板的较大变形. 相似文献
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深部特厚煤层对采对掘巷道受高应力及多次强烈采动影响,应力环境复杂,围岩控制难度大,井下综合应力场演化对于巷道支护方式及参数的确定有益。以麻家梁煤矿14103辅运副巷为工程背景,采用井下实测、理论分析和数值模拟方法,揭示巷道围岩原岩应力场、采动应力场、支护应力场及位移场演化规律。实测得出麻家梁煤矿巷道围岩原岩应力场分布特征;揭示出相邻工作面回采滞后采动影响阶段是巷道围岩采动应力增加的主要阶段;锚杆锚索施加高支护应力可在围岩中形成稳定承载结构。基于应力场、位移场综合分析,得出14103辅运副巷围岩采动应力增加先于巷道变形的增加;受二次采动应力作用,围岩发生扩容变形,出现应力增加不明显而变形显著增大的现象,揭示出采动应力场、支护体受力及位移场时空演化相互关系。该结果对巷道布置方式及支护方案提供了依据。 相似文献
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针对厚煤层大采高工作面多次动压影响巷道围岩变形大的问题,结合成庄矿53082巷情况,分析了多次动压巷道围岩变形特征,提出锚杆索补强加固及浅部裂隙封堵和深部围岩加固的巷道加固方案,并进行井下试验。试验表明:巷道两帮最大移近量为376mm,顶底板最大移近量为502mm,巷道围岩变形控制效果较好,能够满足工作面安全生产使用要求。 相似文献
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为了掌握深埋坚硬特厚煤层冲击地压作用下的巷道围岩变形规律,为深部矿井深化冲击地压防治提供依据,采用理论分析、FLAC3D数值模拟及现场试验等综合手段,研究了胡家河煤矿回采期间受冲击地压影响的402102工作面回风巷围岩冲击变形破坏机制及破坏规律。研究结果表明:深部条件下回采扰动达到一定程度后,巷道围岩变形会急剧增长,距离工作面越近,变形变化趋势越大,顶板围岩受超前支护影响变形趋于平缓,最大围岩位移量达180mm|在距离工作面前方45~55m范围内,巷道围岩受采动影响剧烈,围岩变形明显,主要表现为顶板及煤柱侧围岩变形,且顶板围岩塑性区破坏深度达3m以上。 相似文献
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为了掌握深埋坚硬特厚煤层冲击地压作用下的巷道围岩变形规律,为深部矿井深化冲击地压防治提供依据,采用理论分析、FLAC3D数值模拟及现场试验等综合手段,研究了胡家河煤矿回采期间受冲击地压影响的402102工作面回风巷围岩冲击变形破坏机制及破坏规律。研究结果表明:深部条件下回采扰动达到一定程度后,巷道围岩变形会急剧增长,距离工作面越近,变形变化趋势越大,顶板围岩受超前支护影响变形趋于平缓,最大围岩位移量达180mm|在距离工作面前方45~55m范围内,巷道围岩受采动影响剧烈,围岩变形明显,主要表现为顶板及煤柱侧围岩变形,且顶板围岩塑性区破坏深度达3m以上。 相似文献
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明确工作面底板采动应力分布规律,实现采动影响下底板岩体及巷道破坏程度的精准把握,能有效防止底板巷道的变形失稳。为此,根据极限平衡理论,构建煤岩体超前采动应力力学模型,获得支承压力扰动阶段和采空区卸压阶段底板岩体的力学分布规律,并基于压剪破坏准则及岩体卸荷损伤机制,得到底板岩体及巷道围岩破坏时空演化特征,进一步采用数值模拟进行可靠性验证。结果表明:采高增大,工作面前方煤体塑性区范围增大,超前支承压力集中系数减小;超前采动支承压力越大,底板岩体内主应力差越小,莫尔应力圆半径小,对底板的影响强度减弱,具体表现为底板岩体压剪破坏深度的减小;卸荷后底板岩体受力状态相同,岩体卸荷起点的增大,卸荷量增加,卸荷张拉破坏加剧,底板岩体塑性区呈“马鞍形”;推进过程中巷道围岩塑性区发生由“椭圆形”-“蝶形”-“竖直椭圆形”时空演化特征,采动支承应力越大,巷道破坏越严重,破坏主要集中在顶板及肩角位置。设计初采高度为3.5 m,通过布设光纤测试系统,得到采动过程中底板岩体及巷道随工作面推进变形与破坏的时空演化规律,测得底板岩体破坏深度最大为16.7 m,巷道围岩破坏深度最大为5.2 m,巷道围岩体在整个监测期间... 相似文献
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为解决深部高应力区切顶留巷围岩破碎、初期支护手段无法有效控制围岩的难题,以陈四楼煤矿十七采区21702工作面为实际工程背景开展切顶留巷围岩控制技术研究。根据工作面地质条件,分析切顶留巷的变形机理,设计切顶爆破参数及初期巷道的支护方案。针对工作面推进过程中,巷道变形大,围岩破碎等情况,设计切顶留巷补强支护方案:采用一种新型速凝、早强的无机双液注浆材料对切顶留巷破碎围岩注浆加固,快速有效地控制巷道变形;同时设计柔性挡矸自成墙体的巷帮挡矸措施,实现主、被动结合的切顶留巷补强支护方式。结果表明:在陈四楼煤矿21702工作面切顶留巷采取巷道补强技术,留巷巷道在二次采动应力作用下,顶板下沉量最大为147mm,两帮位移量最大为335mm,底板底鼓量最大为402mm,留巷围岩得到有效控制。 相似文献
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受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明:在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。 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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为解决受刀把工作面受二次采动巷道围岩破碎导致支护失效的难题,首先根据二次采动巷道矿压的分布演变过程和实测锚索拉力值特征,调整巷道围岩超前控制范围、确定了注浆加固的工艺和时机|随后制定破碎围岩分步注浆和巷道超前支护参数补强优化方案|最后对比施工前后巷道锚索拉力和顶底板移近量,分析巷道围岩控制的效果。结果表明:采用分步注浆加固、扩大巷道超前支护范围并提高巷道顶板支护强度后,二次采动巷道围岩稳定性显著提高,锚索最大拉力由88kN减小至73kN,巷道顶底板平均移近量由633.3mm减小至368.8mm。 相似文献
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针对平煤十矿采区底板回风下山巷道工程地质条件,通过数值计算研究了深部回风下山底板巷道变形破坏严重的主要原因、跨采前后底板巷道围岩应力场和位移场以及跨采期间巷道围岩变形规律。研究结果表明,原岩应力高、围岩岩性差以及工作面采动影响,是采区回风下山巷道围岩变形失稳破坏严重的主要原因。跨采前巷道底板应力场呈"泡形"分布规律,巷道围岩最大应力集中系数为2~3;跨采后底板巷道围岩应力恢复到原岩应力。跨采期间底板巷道围岩移近量为底板巷道与跨采工作面水平距离L的单调递增函数。研究结论对于实现采煤工作面安全跨采提供了技术支撑。 相似文献
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《煤》2016,(8):74-76
王庄煤矿+540 m水平厚煤层大断面巷道由于应力高、顶煤强度低及大采高工作面扰动影响,巷道围岩控制较为困难。在综合分析采矿地质条件基础上,提出对煤巷实施钻孔卸压与锚杆支护耦合作用的支护方案。通过数值模拟和现场试验相结合,分析比较巷道顶底板变形规律和应力特征,确定了合理的优化支护方案,即卸压钻孔直径400 mm、间距4 m,锚杆间排距0.9 m、预紧力90 k N。在8110工作面现场应用表明,采用耦合支护方案后,巷道顶板下沉量减小30.3%,底板变形量减少8.6%。围岩变形量在设计范围内,煤柱应力降低且向深部转移。证实了耦合支护方案能有效控制围岩变形,保持围岩稳定,而且也为类似巷道的设计和加固提供了参考价值。 相似文献