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“巷道围岩控制”高影响力论文推荐 |《煤炭科学技术》

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《煤炭科学技术》“巷道围岩控制”高影响力论文推荐!共计23篇热点论文,论文精选自近三年相关主题的高被引和高下载论文。欢迎各位学者关注!

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采矿

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  • 作者(Author): 张农, 魏群, 吴建生

    摘要:结合锚杆支护中常规金属网、喷射混凝土护表存在的问题,提出喷涂柔膜技术( 简称喷膜)。总结了喷膜技术的发展过程和国内外研究现状。开展了喷膜在不同养护期的拉伸性能测试,分析了材料的拉伸应力-应变关系,揭示了喷膜材料承载响应快、变形能力大的力学特性,进而确定了一种适用于煤矿巷道的非反应型聚合物水泥基喷膜材料。通过直接拉拔法,测试了喷膜与红砂岩基体的法向黏结性能,结果显示破坏均发生于基体内部,表明喷膜与基体之间具有良好的黏结强度。开展了喷膜的块体承载能力测试,分析了喷膜承载的不同阶段,获得了被测喷膜的线性承载能力指标,基于所获得的指标对喷膜的块体承载能力进行了评估,认为喷膜理论上具有强大的块体承载能力。基于煤矿巷道工程特点,探讨了喷膜潜在的围岩封闭、金属支护构件封闭、注浆时壁面封闭等密闭作用,在承载及时性、承载能力、变形能力、与围岩表面贴合性、施工性能、结构性作用、密闭性能等方面,对喷膜与网、喷射混凝土开展了详细的对比分析,认为喷膜在大多数指标中表现优异,尤其在施工方面具有明显优势。进一步讨论了喷膜在煤矿巷道锚杆支护中应用的原则,分析了喷膜在锚杆支护中的功能定位和不能适用的3 种典型工程条件,为喷膜在煤矿巷道锚杆支护中的应用提供了参考。
  • 作者(Author): 高士岗, 陈苏社, 柴敬, 杨玉玉, 杜文刚

    摘要:针对极近距离采空区下大断面开切眼及相关硐室围岩变形情况复杂,且该工况下支护结构可靠性验证及优化研究不足等问题,通过FLAC3D与ANSYS数值模拟软件对采空区下开切眼掘进过程围岩及支护结构变形及受力进行模拟计算,并对支护工艺及相关参数进行优化,对比不同支护排距下巷道围岩变形及应力集中状态,并通过现场工程应用及围岩变形实测验证支护方案的合理性。研究表明:通过薄板理论计算得到开切眼顶板无支护条件下初次破断距为19.6 m,周期破断距为8 m,因此在进行架棚支护时最大滞后距离不应超过8 m;数值模拟计算表明当支护排距为1 m时,在锚杆+金属棚+单体支柱联合支护段,相比无支护条件顶板减沉率达到38.73%,支护排距加密为0.5 m后顶板减沉效果显著提高,开切眼中部顶板减沉率达到60%以上,加密支护后中部顶板下沉量降至20 mm以内,完全满足顶板支护要求;现场监测顶板最大下沉量12 mm,最大离层量6 mm,顶板控制效果良好。优化后方案在顶板下沉量控制与顶板垂直应力减压方面具有显著效果。
  • 作者(Author): 王志强, 仲启尧, 王鹏, 石磊, 黄玄皓

    摘要:为解决某矿在高应力软岩条件下巷道变形严重、难支护等问题,采用理论计算、数值模拟和现场实测等方法对巷道布置方式和支护方式进行优化,采用错层位沿空掘巷巷道布置方式,建立3个铰接岩块间力学模型,确定了作用在煤柱上的应力及应力集中系数,进而建立了缓斜中厚煤层采空区实体煤侧力学模型,通过理论推导、计算得出极限平衡区宽度,确定了沿空掘巷巷道位置,并提出了“相邻巷道联合支护技术和非对称控制技术”相结合的综合围岩控制技术。研究结果表明:作用在煤柱上的应力为55.71 MPa,应力集中系数为4.60,进而得出煤层垂向应力集中系数分量为4.33、倾向应力集中系数分量为1.57,极限平衡区宽度为11.35 m,确定煤柱宽度为5 m,数值模拟显示采用错层位综合围岩控制技术,1218回风巷顶板垂直应力大于原岩应力,可承载一部分上覆岩层质量,而传统巷道支护垂直应力低于原岩应力,说明顶板已较为破碎,不具备承载能力,传统支护右帮低于原岩应力,围岩破碎。2种支护方式煤柱均发生破坏,采用综合围岩控制技术时顶板有一部分未发生破坏,右帮破坏范围小,采用传统支护时顶板破坏范围较大,右帮破坏大,说明采用综合围岩控制技术可提高围岩强度和抗破坏能力。通过现场监测,在巷道掘进75 d后围岩变形量减缓。顶板最大下沉量为74 mm,底鼓量最大为32 mm,煤柱帮侧位移最大为58 mm,实体煤帮侧最大位移为45 mm,说明采用综合围岩控制技术可有效控制围岩变形量。
  • 作者(Author): 彭林军, 宋振骐, 周光华, 侯树宏, 何维胜, 郝建, 李安

    摘要:为研究大采高综放工作面窄煤柱沿空掘巷动压巷道矿压控制问题,以宁煤集团羊场湾煤矿2-2特厚煤层130205大采高综放工作面回风巷为工程背景,在原巷道留设35 m护巷煤柱全断面锚索支护已无法维护采掘巷道断面条件下进行窄煤柱研究。采用现场实测、数值模拟和理论预测3者相结合的研究方法,建立了巷道围岩内、外应力场力学结构模型,运用FLAC3D模拟回风巷道5、6、8、10、15 m不同宽度煤柱围岩应力分布规律。理论计算内应力场为9.5~10.3 m,窄煤柱合理宽度为5.14~5.56 m;数值模拟显示0~10 m为低应力区,10~14 m为应力峰值区,14~45 m为应力高值区、缓降区,超过45 m后逐渐趋于原岩应力,煤柱内的支承压力呈单峰分布,通过研究确定护巷煤柱尺寸为6 m。经现场应用得出,6 m窄煤柱回风巷道回采期间两帮最大变形量为241 mm,顶底板最大变形量为92 mm,巷道支护设计合理,窄煤柱注浆效果显著,窄煤柱巷道回采期间整体满足生产要求。
  • 作者(Author): 宁义国, 马双文, CAO Chen

    摘要:针对深部回采巷道围岩变形导致锚杆支护失效的问题,提出通过改善锚杆受力状态、改变锚杆锚固方式、优化杆体形状,减少锚杆破断的方法,在此基础上,设计了1种新外形结构的螺纹钢锚杆。进行了实验室拉拔试验,结果表明:矿用右旋锚杆、左旋锚杆和大肋间距高强锚杆的平均拉拔力为136.9、106.1、147.6 kN,且大肋间距高强锚杆吸能效果更好。在现场试验前,先对回风巷的围岩结构进行探测,包括顶板钻孔窥视和松动圈测试,依据围岩结构探测结果,确定最终的巷道支护方案。回风巷采用原支护方案和大肋间距高强锚杆全锚支护2种方案支护,并对顶板离层和锚杆受力进行实时监测,试验结果表明:大肋间距高强锚杆支护的巷道顶板最大下沉量较原支护方案减小36.4%,顶板离层量较原支护方案降低24.1%;顶板和两帮锚杆受力的结果显示大肋间距高强锚杆支护较原支护方案锚杆受力更小,两种支护方案顶板锚杆受力最大值分别为442.9 MPa和78.1 MPa,改进方案较原支护方案降低了82.4%;其回采期间,全锚大肋间距高强锚杆支护方案与原支护方案相比,支护失效锚杆数量明显减少,这都表明全长锚固的大肋间距高强锚杆更有利于维护巷道的稳定。
  • 作者(Author): 康红普

    摘要:我国煤矿巷道支护与加固方法主要有4种形式,包括棚式支架、支柱、砌碹支护、喷射混凝土及巷道用液压支架等围岩表面支护型;锚杆与锚索围岩锚固型;注浆加固围岩改性型及联合控制型。系统介绍各种支护材料与构件的力学特性,注浆加固及充填材料的物理力学性能,分析其支护加固效果及适用条件。指出我国煤矿已形成了包括金属材料、非金属材料及复合材料的煤矿巷道支护加固材料体系,实现了从木材到金属的支护材料革命,被动支护到主动支护的技术革命。不仅显著提高了巷道围岩控制效果,而且降低了巷道维护成本,为煤矿实现安全、高效建设与生产提供了可靠的保障。最后,分析了支护加固材料与构件存在的问题,对其未来的发展进行了展望。
  • 作者(Author): 吴拥政

    摘要:锚杆附件力学性能匹配性是实现锚杆支护能力充分发挥的关键影响因素,锚杆附件不匹配易导致锚杆产生不协调变形,使其因非正常承载而破断,严重影响巷道支护效果。在分析锚杆支护巷道各附件变形破坏状况及原因的基础上,研究了锚杆螺母、托板、调心球垫及减摩垫片的力学性能及匹配性。研究结果表明:锚杆连接处的承载力与螺母强度等级、内螺纹齿高及厚度呈正相关关系,500号锚杆杆体选用的螺母强度不宜低于6级,齿高不小于0.7H,螺母厚度不小于20 mm;托板承载力与托板厚度、拱高相关,托板拱高必须达到一定高度才能具有足够承载力;球垫与托板孔口接触越合理、刚度越高越有利于锚杆角度调节,1010尼龙垫片预紧力转化系数高,且有一定延性,可有效发挥减摩效果。最后,确定了锚杆附件的技术要求,提出了不同强度等级锚杆各附件选择的原则和力学参数,并开发了相应的锚杆附件,在井下进行了试验,试验效果良好。
  • 作者(Author): 徐佑林, 刘德成, 吴旭坤, 曹佐勇, 高永雄, 张仁松, 周泽, 周波, 许猛堂, 张辉

    摘要:针对强动压影响下三软煤层巷道围岩控制难的问题,以仲恒煤矿三软煤层115-101回风巷为工程背景,通过现场调查、围岩松动和地应力测试,采用UDEC数值软件根据实际建立数值模型,研究了巷道变形破坏原因,并基于应力控制原理,提出受强动压影响的三软煤层巷道卸-转-固围岩综合控制理论。研究结果表明:115-101回风巷围岩松动圈范围0~5 m,应力峰值在深入围岩5~6 m处,采用卸-转-固围岩控制技术,在原有的29U型钢支护条件下,降低支护排距,根据煤层倾角及厚度设计并施工爆破卸压孔,在孔底连线安装炸药,利用自制的封孔设备将加固材料通过高压风压入钻孔进行封孔,实施爆破。爆破后,围岩应力重新分布,重新形成破碎区、塑性区和弹性区,并使应力集中的弹性区转移到围岩更深处,降低巷帮及底板浅部围岩应力集中,在巷道周围表层一定范围内形成低应力卸压圈,而在围岩深部形成了应力集中的自承载圈,集中应力主要由该自承载圈的岩体承担。该自承载圈的岩体处于围岩深部,基本处于三向应力状态,降低集中应力对巷道的破坏作用,稳定性得到很大提高。巷道围岩顶底板移近速率降低了79.43%,两帮移近速率下降了54.17%,巷道围岩变形量明显减少,有效控制了强动压影响下三软煤层巷道围岩变形。

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