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确定合理的区段煤柱宽度及巷道支护型式和参数,对于提高资源回采率和巷道安全性及实现综放开采高产高效意义重大。以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值分析了不同煤柱宽度下围岩主应力差、变形及破坏演化规律,认为合理煤柱宽度为6～10 m,并结合实际地质和生产条件确定试验巷道煤柱宽度为8 m。采用理论分析和现场钻孔窥视方法综合确定基本顶断裂线位于距采空区约7 m处,认为由于综放沿空巷道围岩性质结构和应力分布沿巷道中心线呈明显非对称性,将引发煤柱侧顶板严重下沉和肩角部位煤岩体错位、嵌入、台阶下沉等非对称破坏特征,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位。在此研究基础上,针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术,详细阐明了具体支护措施的控制机制,并进行现场应用。工程实践表明,8 m煤柱宽度合理,该支护技术能够保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定,并已在王家岭煤矿大面积推广应用,对类似工程条件的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。 相似文献
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《岩土力学》2017,(4):1103-1113
东滩煤矿1306轨道顺槽掘进期间,实体煤帮出现大变形破坏,挤压鼓出严重。采用离散元数值模拟分析了深井综放沿空掘巷掘进期间基本顶断裂位置的变化及围岩应力、位移的演化规律。揭示了实体煤帮大变形破坏机制:沿空掘巷诱发围岩大结构中关键块体的回转沉降,导致基本顶断裂线向实体煤侧转移。顶板结构的变化引起实体煤侧支承压力的显著升高并产生大范围的高应力挤压区,使实体煤侧表现出大变形与强流变的破坏特征。基于对实体煤帮变形破坏机制的分析,提出高强让压长锚索联合锚网的实体煤帮控制技术。数值模拟与现场试验表明,实体煤帮采用破断力为600 kN,让压点为260~300 kN的φ22 mm×6800 mm长锚索加强支护后,水平大变形得到有效控制,实体煤帮变形量控制在300 mm内,保证了巷道在掘进期间的稳定性。 相似文献
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针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题，采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明：深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征，工作面前方大于250 m范围，巷道围岩未受采动影响，围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝；工作面前方100～250 m支护结构受力增大，巷道浅部围岩破碎，顶底板移近及煤柱内挤变形突出，巷道出现明显的非对称变形破坏；工作面前方100 m为强烈采动影响阶段，尤其是在工作面前方20～22 m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈，顶底板移近与两帮内挤变形更加突出，巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征，提出了巷道支护对策，以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。 相似文献
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采空巷道上方高速铁路桩板路基模型试验研究 总被引：1，自引：0，他引：1
桩板结构作为高速铁路采空区路基的复合地基,目前尚处于工程应用的探索阶段,缺乏相应的机制分析。以合福高速铁路（合肥－福州）上饶五府山车站采空巷道上方桩板结构路基为原型,通过物理模型试验获取桩的内力、土的应力、桩和承台板、土及采空巷道顶板的沉降三大类数据,得出了模型中桩和桩间土的内力分布、路基和采空区沉降规律。研究表明,荷载作用下桩顶处轴力最大,桩身轴力沿桩身逐渐减小,采空巷道段轴力恒定;桩侧摩阻力沿桩身不断减小,桩侧无负摩阻力,采空巷道部分桩侧摩阻力为0;桩土应力比与桩土荷载分担比变化规律相似,桩所分担的荷载随着荷载的增加逐渐增大直至一稳定值;承台板和桩间土的沉降均匀,沉降量很小;采空巷道和非采空巷道上方的路基沉降基本相同,采空巷道顶板最底端基本没有变形;模型中桩板结构对采空区路基加固效果良好。 相似文献
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煤矿沿空留巷围岩控制研究 总被引：1，自引：0，他引：1
论述了沿空留巷围岩破断前后支护体对顶板的控制作用。指出巷道旁支护可有效改变围岩后期粘性位移，它和围岩强度是保证采空区侧顶板空间结构平衡和巷道稳定的关键，锚杆加固可作为沿空留巷巷内基本支护。 相似文献
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软岩巷道顶、帮、底全支全让O型控制力学模型及工程实践 总被引：1，自引：0，他引：1
软弱岩体的阶段性、持续性流变,导致软岩巷道围岩深度破坏和支护失效。软岩巷道顶、帮、底三者在围岩系统稳定过程中所起的作用不同,软岩巷道围岩稳定性控制应做到整体性和协调性支护。在分析巷道顶、帮、底相互作用效应基础上,针对软岩巷道强流变四周均表现出大变形的破坏特征,提出了全断面、全支全让O型封闭控制的支护原理。该原理强调,开挖初期就应对软岩巷道顶、帮、底全断面进行强力支护,同时全断面又适时让压,在高阻支护力作用下又能适当释放围岩应力,达到对软岩巷道的整体性和协调性控制。通过力学模型对软岩巷道围岩塑性区范围和表面位移与支护力的作用关系进行了分析计算,得出巷道围岩变形破坏与支护力呈负相关关系。工程实践表明,采用该支护原理有效控制了深部软岩巷道的大变形。研究成果对类似工程实践具有一定的参考借鉴价值。 相似文献
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传统充填沿空留巷工艺繁琐﹑留巷速度慢,与现代化高强度开采要求不相适应,由此提出了切顶沿空成巷无煤柱开采新技术,其中关键参数设计是该技术的核心问题之一,对留巷的稳定性具有较大影响。以城郊煤矿21304工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟和现场试验等方法,对切顶沿空成巷关键参数进行了系统研究。基于岩石碎胀自承特性和围岩结构“S-R”稳定原理,推导出切顶高度﹑切顶角度的理论计算公式;建立了聚能爆破力学模型,并结合数值模拟和现场试验,确定了聚能爆破装药量及钻孔间距。研究结果表明：合理的切顶参数能够切断巷道顶板与采空区岩层间的力学关系,使采空区顶板沿切缝顺利垮落,碎胀的矸石可有效支撑上覆顶板,限制其回转下沉,减弱覆岩运动对留巷的扰动作用,沿空巷道围岩变形量明显减小。根据理论计算﹑数值分析和现场试验研究成果,确定了城郊煤矿21304工作面切顶沿空成巷关键参数,并在现场进行了应用,回采后沿空巷道侧向顶板能够迅速切落形成巷帮,留巷稳定后各项指标均能满足现场使用要求。 相似文献
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基于切顶卸压自动成巷技术原理,分析了沿空切顶巷道顶板结构演化过程,得出厚煤层快速回采切顶成巷围岩应力、位移传递机制,形成了人为主动构建“基本顶上位岩层-采空区碎胀矸石-巷道切顶短臂梁”围岩稳定结构的控制思路。提出厚煤层快速回采沿空切顶巷道围岩协同控制体系,以“恒阻大变形锚索+墩式单元支架”控制顶板,以“滑移式让位护帮结构+自移式动压防冲结构+波浪式多阻护帮锚杆”控制帮部,形成了应对顶板结构位态、碎石运动状态变化的针对性控制技术。以柠条塔煤矿S1201胶运顺槽为工程背景,完成了厚煤层快速回采条件下切顶卸压无煤柱自成巷现场工业性试验。研究表明,采高增大、采速加快后,基本顶上位岩层易引发少量不宜强制控制的回转变形,支护结构可控让位是构建围岩稳定结构的有效途径之一;巷内压力与采空区矸石运动状态密切相关,增强预裂效果有利于减少动压冲击;成巷过程中巷道顶压首先达到恒阻状态,而后位移趋于稳定,最后形成围岩稳定结构。所设计的配套支护结构可有效协同围岩运动,留巷效果良好。 相似文献
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采掘扰动是诱发冲击地压灾害的重要因素,深部采掘扰动区域则受冲击与巷道变形的双重威胁,针对该技术难题,本文研究了线性密集切顶防冲护巷技术。基于关键层理论分析了倾斜煤层关键层倾向破断结构特点,表明关键块B的空间状态是控制正在开采的工作面与迎采巷道矿压显现的关键,给出了采掘扰动工况下的最佳关键块断裂线位置。基于COMSOL模拟研究了不同装药直径下的应力峰值分布规律,结果表明:爆破后应力以指数函数形式快速衰减,给出了不同装药直径下应力峰值分布的拟合公式;致裂半径与装药直径呈幂函数的正相关关系;以顶板岩石抗拉强度为指标值,确定了爆破孔直径对应的最优间距。现场设计实施了不同技术参数的切顶方案,结果表明,相比于传统的深孔爆破,线性密集切顶两钻孔之间能够形成贯通裂隙,从而控制关键层的破断方式,因此钻孔间距是影响防冲与护巷效果的关键参数。通过巷道围岩观测与微震监测,表明线性密集切顶技术能够有效减弱迎采巷道的围岩变形,同时降低正在开采的工作面矿压显现与冲击危险性,现场实践验证了理论与模拟结果,可为类似条件工程提供借鉴。 相似文献
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深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究 总被引：2，自引：0，他引：2
为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明：巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征：顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制：顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。 相似文献
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Yanchun Yin Jianchao Zou Yubao Zhang Yue Qiu Kai Fang Dongmei Huang 《Arabian Journal of Geosciences》2018,11(12):318
For the coal mining with flexible shield supports which is used widely in the exploitation of steeply inclined coal seams, a method with which to backfill enough gangues efficiently in goaf is the key to meet the control requirements for the roof. In order to research the movement of gangues in goaf and the factors influencing backfilling effects, an experimental device for the movement of gangues for backfilling the goaf in steeply inclined coal seams was designed. The movement trajectory of gangues was monitored and was divided into three stages. Gangue movement characteristic under different engineering condition was studied, which showed that the backfilling rate of gangues in the goaf of steeply inclined coal seams is positively correlated to the dip angle of the coal seam and the mining thickness, while being negatively correlated to the grain size of the gangues and the deformation of the roof. 相似文献
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以工作面进入平行空巷、回撤通道时顶板超前破断、巷道被掩埋、支架压架的事故为研究对象,通过相似模拟试验对比了工作面过不同宽度空巷、充填与否时围岩破坏特征、应力变化和支架载荷变化,展现了工作面过大断面空巷基本顶超前破断及其灾变演化过程。研究表明：超前破断会导致基本顶一次性破断长度增加、上覆亚关键层同时破断。一旦发生超前破断,现有支护技术很难避免压架,故预防出现超前破断最为重要。鉴于此,运用Winkler地基梁理论对基本顶中弯矩和挠度进行了计算,解释了试验中围岩破断特征、支承应力和支架载荷的变化,给出了基本顶超前破断的机制：煤柱失稳是导致出现超前破断的主要因素,提高煤柱强度有利于预防超前破断。据此提出了局部注浆充填技术使煤柱由单轴压缩变为三轴压缩,提高煤柱支撑能力,并在现场实践中得到了验证。 相似文献
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针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显,顶板易出现不均匀切顶下沉等问题。通过现场调研、理论分析和数值模拟,阐明了软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现特征和变形机制,提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置沿空留巷变形协同支护体系。研究结果表明：综放开采采出厚度大,沿煤层底板留巷时沿空留巷煤层顶板承载能力差,“底板−巷旁支护体−顶板”支护体系载能力不协调,是造成软弱厚煤层沿空留巷产生大变形的主要原因;沿煤层顶板留巷变形协同支护体系的提出提高了沿空留巷帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力,可有效地保证软弱厚煤层沿空留巷的围岩稳定。研究成果在古城煤矿的成功应用,证明了该支护体系在软弱厚煤层综放沿空留巷中的可行性。 相似文献
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Qi Wang Hongke Gao Bei Jiang Shucai Li Manchao He Dechao Wang Wei Lu Qian Qin Song Gao Hengchang Yu 《Arabian Journal of Geosciences》2017,10(21):466
Driving roadway along a goaf is commonly adopted for mining face of thick seam in a deep mine. Determining a reasonable width of coal pillar is a key scientific problem for driving roadway along a goaf in a deep mine. The paper took a roadway driven along a goaf at Zhaolou coal mine which is a typical kilometer-deep mine in China as engineering background. Field monitoring, model test, and numerical experiment are conducted. Stress and displacement evolution mechanism are analyzed with different pillar widths. The test results show that with the increase of coal pillar width, the peak stress value at the coal pillar working slope and integrated coal beside the roadway increases firstly and then tends to be stable, its position is transferred to the side of the roadway, and the deformation of coal pillar decreases gradually during roadway excavation. The coal pillar deformation and roadway vertical displacement increased as the coal pillar width increases under high abutment pressure. In order to reduce the waste of non-renewable resources and meet the requirements of bearing capacity and stability of coal pillars, a method is proposed for setting a reasonable width of coal pillars and the specific width of coal pillars is designed and applied in engineering practices based on the above research. All the tests are significant in the study of driving roadway along a goaf in a deep mine. 相似文献