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根据五一煤矿采区巷道两帮强度低,围岩变形量大的问题,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,对松软煤帮巷道的破坏机理及高强预应力支护体系进行了研究,得出了巷道围岩连锁失稳、破坏机理及其相关控制技术。工业性试验表明,采用高强预应力支护技术后,顶板下沉量为59 mm,两帮移近量为230 mm,离层量控制在25 mm以内,可以较好控制松软巷帮的变形及顶板的离层变形,提高巷道的整体稳定性。 相似文献
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为了解决沿底掘留厚顶煤顺槽巷道围岩控制难题,以高河矿W1302回风顺槽为地质背景,通过及时对巷道顶板和迎头进行临时支护、加密锚杆(索)、破碎顶板注浆加固的方法实现了巷道围岩稳定。现场试验表明:顺槽巷道围岩变形和离层得到控制,最大顶板下沉量为91mm,最大两帮移近量为156mm,顶板离层最大26mm。 相似文献
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锚杆支护参数对巷道围岩稳定性影响研究 总被引:5,自引:4,他引:1
针对山西陵川崇安关岭山煤业工程条件,利用数值模拟方法,研究该矿开拓巷道和回采巷道帮部锚杆支护参数对巷道围岩稳定性的影响特征。研究结果表明:关岭山煤业开拓巷道和回采巷道顶属于I类巷道顶板,稳定性好,但为维护顶板完整性,利用少量锚杆支护即可;对于关岭山煤业15号煤层,帮部在锚杆直径较粗、锚杆较长、锚杆间排距较小时对巷道围岩稳定性有利,即帮部锚杆支护密度和长度较大时围岩稳定性越高;关岭山煤业开拓巷道和回采巷道帮部锚杆支护都宜采用直径18mm,长度2.4m,间排距为0.8m×0.8m的支护方式。 相似文献
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汾源煤业5-1021巷在掘进中将通过断层,为保障巷道的顺利掘进,分析了断层对巷道掘进的影响,提出过断层支护方案,并对巷道顶板离层、围岩表面变形等情况进行监测。结果表明:在断层处巷道顶板离层量最大,围岩表面变形量最大,但通过对巷道围岩进行支护后,这些参数都在可接受范围内,巷道围岩的稳定性得到了有效保障。 相似文献
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为解决余吾煤业N1105工作面胶带顺槽沿空留巷围岩变形严重的问题,特提出在此巷道进行沿空留巷加强支护,超前在巷道原有支护的基础上铺设两层菱形金属网和一层钢筋网片、补打锚索补强支护,运用柔模混凝土墙体在巷道回采侧进行永久加强支护,对巷道超前30 m、滞后200 m范围内进行临时加强支护。实践表明,沿空留巷支护能有效解决围岩变形严重问题,尤其是对顶板下沉有很好的支护效果,全巷道顶板基本无明显变化,个别地段顶板稍有下沉。矿压监测显示,留巷顶板最大下沉量为235 mm,底鼓最大值为1 080 mm,帮鼓最大值为432 mm,除底鼓变化量较大以外,顶板下沉和帮鼓得到有效控制。 相似文献
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大断面复合顶板回采巷道锚网支护技术 总被引:2,自引:1,他引:1
针对某煤矿大断面复合顶板回采巷道具体地质条件,采用理论分析和现场实践相结合的方法,对大断面复合顶板巷道支护方式进行了研究分析。理论分析得出,增大支护阻力Pb,可以控制巷道围岩塑性区的发展,而肩部和底角是巷道受力大、最容易破坏的位置。计算得出,巷道围岩最大破坏范围最大为1.39 m,结合现场实际确定顶板锚杆采用Ф20 mm的螺纹钢锚杆,长度为2.5 m,间排距为1 000 mm×900 mm。现场实测得出,工作面巷道顶底板移近量累积最大为108 mm,两帮移近量累积最大为98 mm,巷道顶板最大离层量为55 mm,支护效果良好,研究成果可为其他矿区大断面复合顶板煤层开采提供依据。 相似文献
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为了研究厚顶煤大断面巷道掘进过程中的巷道围岩破坏情况及合理支护方式,采用数值模拟和井下试验方法分析了不同巷道宽度下巷道围岩的变形破坏情况及不同支护方式对巷道围岩稳定性的影响,研究结果表明:巷道宽度变化对厚煤层顶板稳定性影响较大,巷道宽度由4 m增加到6 m时,顶板沉降量增加了55 mm,最大变形出现在厚煤层顶板中部,采取高预应力锚杆索支护方式并适当提高顶板支护密度,可以对浅部围岩施加更大压应力,进而更好地控制顶板沉降,井下工程实践表明:合理的锚杆索预紧力及支护参数可保持巷道围岩结构稳定性,矿压监测数据显示,两帮变形最大均未超过40 mm,顶板最大离层值未超过100 mm,锚杆、锚索受力始终保持稳定,支护效果良好。 相似文献
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针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。 相似文献