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      三軟煤層沿空掘巷煤柱穩(wěn)定性分析及支護(hù)技術(shù)

      2021-07-30 06:49朱世奎朱樂章王慶永程詳趙光明董明照
      關(guān)鍵詞:注漿加固

      朱世奎 朱樂章 王慶永 程詳 趙光明 董明照

      摘 要:針對(duì)許疃煤礦3238工作面風(fēng)巷沿空掘進(jìn)施工位于上一采空區(qū)頂板斷裂形成的應(yīng)力集中區(qū),且局部老空區(qū)水長(zhǎng)期浸泡小煤柱,造成施工巷道變形顯著這一現(xiàn)狀,通過理論分析,構(gòu)建了覆巖及煤柱力學(xué)模型,揭示了3238風(fēng)巷圍巖破壞特征及控制原則,理論計(jì)算了煤柱的塑性區(qū)和破裂區(qū)范圍,并結(jié)合數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn),綜合研究表明,3238風(fēng)巷合理的小煤柱留設(shè)為5m;提出了"頂幫同治、治底固幫、整體承載"的控制技術(shù),同時(shí)對(duì)該巷道施工了一次"強(qiáng)支護(hù)"及小煤柱注漿加固等關(guān)鍵技術(shù);結(jié)合窺視結(jié)果及現(xiàn)場(chǎng)支護(hù)應(yīng)用,一次"強(qiáng)支護(hù)"及小煤柱注漿加固措施可滿足安全生產(chǎn)要求。

      關(guān)鍵詞:沿空掘巷;小煤柱留設(shè);聯(lián)合支護(hù);注漿加固

      中圖分類號(hào): TD35? 文獻(xiàn)標(biāo)志碼:A

      文章編號(hào):1672-1098(2021)01-0024-07

      收稿日期:2020-10-09

      基金項(xiàng)目:國(guó)家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(52004005, 51974009);國(guó)家重點(diǎn)研發(fā)計(jì)劃資助項(xiàng)目(2017YFC0603003); 安徽省自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(2008085QE222); 安徽省重點(diǎn)研究與開發(fā)計(jì)劃資助項(xiàng)目(201904a07020010);安徽省“省特支計(jì)劃”的領(lǐng)軍人才資助項(xiàng)目; 安徽省學(xué)術(shù)和技術(shù)帶頭人科研活動(dòng)經(jīng)費(fèi)基金資助項(xiàng)目(2018D187); 高校優(yōu)秀拔尖人才培育資助項(xiàng)目(gxbjZD2016051); 安徽高校科研平臺(tái)創(chuàng)新團(tuán)隊(duì)建設(shè)項(xiàng)目;安徽理工大學(xué)深部煤礦采動(dòng)響應(yīng)與災(zāi)害防控國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室自主課題(SKLMRDPC19ZZ012);安徽理工大學(xué)校級(jí)重點(diǎn)資助項(xiàng)目(QN2019113); 安徽理工大學(xué)引進(jìn)人才科研啟動(dòng)基金資助項(xiàng)目

      *通訊作者:程詳(1987-),男,安徽淮南人,講師,博士,研究方向:礦山壓力與巖層控制。

      Analysis of Coal Pillar Stability and Support Technology in Three-soft-coal Seam Drifting Roadway Along Goaf

      ZHU Shikui1, ZHU Yuezhang2, WANG Qingyong2,CHENG Xiang3,4,5ZHAO Guangming3, DONG Mingzhao6

      (1. Office of Huaibei Coal Minging Corporation Ltd., Huaibei Anhui? 235000, China; 2. General Defense Geological Survey Department, Huaibei Coal Minging Corporation Ltd., Huaibei Anhui? 235000, China; 3. State Key Laboratory of Mining Response and Disaster Prevention and Control in Deep Coal Mines,Anhui University of Science and Technology,Huainan Anhui? 232001, China;4. Geological Resources and Geological Engineering Post-Doctoral Flow Station,Anhui University of Science and Technology,Huainan Anhui? 232001, China;5. Post-Doctoral Research Station,Huaibei Mining Corporation Limited,Huaibei Anhui? 235000, China; 6. Xutuan Coal Mine, Huaibei Coal Minging Corporation Ltd., Bozhou? Anhui 233529,China)

      Abstract:To the fact that the driving along the goaf was located in the stress concentration area formed by the roof fracture of last goaf and the small coal pillars were soaked in the water of the local old goaf for a long time resulting in significant lag deformation of the construction roadway on the 3238 working face of Xutuan Coal Mine, the mechanical model of overburden and coal pillar was constructed through theoretical analysis, revealing the failure characteristics and control principle of surrounding rock of 3238 air roadway. With the theoretical calculation of the range of coal pillars plastic zone and fracture zone combined with the numerical simulation and the field test, the comprehensive research shows that the reasonable distance between each small coal pillar of 3238 air roadway is 5m and derives the control technology of "The overall bearing with top and side treatment". The key technologies of "strong support" and grouting reinforcement of small coal pillars were applied to the roadway construction,and the results proved that the once "strong support" and small coal pillar grouting reinforcement measures would meet the requirements of safety production.

      Key words:driving roadway along goaf; small coal pillar reservation; combined support; grouting reinforcement

      長(zhǎng)壁采煤法是回采一個(gè)工作面時(shí)需要掘進(jìn)兩條煤巷,且留設(shè)一個(gè)區(qū)段煤柱的開采方法[1];對(duì)于“三軟”煤層沿空掘巷而言[2-4],在上區(qū)段工作面回采后,覆巖冒落及運(yùn)移,使相鄰采空區(qū)產(chǎn)生側(cè)向支承壓力,引起回采巷道沿空掘進(jìn)位于上一采空區(qū)頂板斷裂形成的應(yīng)力集中區(qū),繼而造成施工巷道收斂變形顯著、修復(fù)工作量大、成本高、效果差[5-7]。近年來,眾多學(xué)者對(duì)沿空掘巷技術(shù)進(jìn)行了研究,文獻(xiàn)[8]提出小煤柱穩(wěn)定性控制是沿空巷道穩(wěn)定的關(guān)鍵;文獻(xiàn)[9]提出了強(qiáng)錨桿(索)配合高韌性材料注漿加固聯(lián)合控制沿空掘巷的支護(hù)技術(shù);文獻(xiàn)[10]提出了沿空掘巷煤柱幫及頂板重點(diǎn)加固控制技術(shù);文獻(xiàn)[11]定量分析煤柱及矸石承載性能對(duì)覆巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定的控制效果;文獻(xiàn)[12]運(yùn)用極限平衡理論分析現(xiàn)場(chǎng)具體生產(chǎn)條件煤柱留設(shè)。但是針對(duì)“三軟”煤層沿空掘巷小煤柱圍巖穩(wěn)定及其支護(hù)技術(shù)的應(yīng)用仍需深入研究。

      本文以許疃礦3238風(fēng)巷為研究對(duì)象,從圍巖結(jié)構(gòu)角度出發(fā),構(gòu)建覆巖及煤柱力學(xué)模型,理論上分析煤柱塑性區(qū)和破裂區(qū)范圍,并結(jié)合FLAC3D數(shù)值模擬研究小煤柱留設(shè)寬度,分析小煤柱沿空掘巷變形特征及控制原則,提出針對(duì)性的控制技術(shù)來解決小煤柱沿空掘巷支護(hù)問題,以期為同類巷道施工提供參考。

      1 試驗(yàn)巷道工程概況

      1.1 3238風(fēng)巷地質(zhì)條件

      1)許疃礦3238風(fēng)巷掘進(jìn)長(zhǎng)1 702m,埋深650.80~783.60m;沿3236采空區(qū)掘進(jìn),局部小煤柱受水浸泡,強(qiáng)度低、應(yīng)力高,具有復(fù)合型變形特征,單一支護(hù)效果差。

      2)其基本頂為細(xì)砂巖,平均3.20m,性較硬;直接頂為泥巖,平均6.80m,泥質(zhì)結(jié)構(gòu);直接底為泥巖,平均3.04m,塊狀結(jié)構(gòu);所在煤層厚1.30~3.75m,平均2.60m。。

      1.2 3238風(fēng)巷沿空掘進(jìn)支護(hù)特殊性

      3238風(fēng)巷掘進(jìn)施工中主要存在以下難題

      1)圍巖條件差,頂、底板均為松軟厚泥巖,同時(shí)采空側(cè)煤巖體受高應(yīng)力作用更加破碎,則小煤柱側(cè)采取錨桿(索)支護(hù),錨固效果差;

      2)煤層頂板傾角大(≥20°,最大32°),破頂掘進(jìn),頂板完整性差;

      3)小煤柱松軟、穩(wěn)定性差,注漿施工,易導(dǎo)通采空區(qū),注漿效果差,不能有效封堵裂隙,一通三防存在隱患;

      4)巷道服務(wù)年限長(zhǎng)(3a),支護(hù)要求高。

      2 留小煤柱沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性分析

      2.1 3238風(fēng)巷覆巖結(jié)構(gòu)特性

      “三軟”沿空掘巷圍巖的穩(wěn)定性受多因素影響,從圍巖結(jié)構(gòu)的角度出發(fā),通過分析相鄰側(cè)采空區(qū)對(duì)沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)的影響,構(gòu)建覆巖及煤柱力學(xué)模型,揭示3238風(fēng)巷圍巖破壞特征及應(yīng)力分布規(guī)律,理論計(jì)算煤柱留設(shè)寬度[13],如圖1所示。

      相鄰3236采面回采造成沿空掘巷覆巖運(yùn)移,沿空留巷頂板巖層發(fā)生“O-X”破壞,最終形成穩(wěn)定鉸接結(jié)構(gòu)如圖1所示。另外,隨著本工作面采動(dòng)導(dǎo)致大結(jié)構(gòu)范圍內(nèi)垮落的巖層不再穩(wěn)定,采場(chǎng)上覆頂板相繼破斷、回轉(zhuǎn)和下沉,鉸接結(jié)構(gòu)失穩(wěn),則小煤柱承受高應(yīng)力,小結(jié)構(gòu)沿空巷道的穩(wěn)定對(duì)大結(jié)構(gòu)起著支承作用。

      2.2 3238風(fēng)巷留設(shè)煤柱分析

      煤柱是影響沿空掘巷圍巖穩(wěn)定的關(guān)鍵,既要設(shè)計(jì)合理的尺寸,又要優(yōu)化支護(hù)方案。煤柱強(qiáng)度具有局限性,在煤柱一定區(qū)域內(nèi)存在塑性破壞區(qū),利用極限平衡理論對(duì)煤柱力學(xué)模型進(jìn)行分析[14-16],如圖2所示。

      對(duì)圖2模型進(jìn)行分析,塑性區(qū)寬度(應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度),即支承壓力峰值與煤柱邊緣之間的距離La為

      La=mλ2tanφlnkγH+CtanφCtanφ+Pxλ (1)

      式中:m為煤層開采厚度,取平均值2.6m;C為煤層界面黏聚力,取1.41MPa;φ為煤層界面內(nèi)摩擦角,取25°;λ為側(cè)壓系數(shù),取0.3;Px為對(duì)煤幫的支護(hù)阻力,取值0.2MPa;γ為巖層平均容重,kg/m3;H為巷道埋深,m;k為應(yīng)力集中系數(shù),取值2.88。結(jié)合3238綜放工作面數(shù)據(jù),計(jì)算得到La=2.18m。

      另外,煤柱留設(shè)要保證錨桿的錨固效果,確保其具備承載能力;如圖3所示,則煤柱留設(shè)寬度B須滿足

      B≥l+La+b(2)

      式中:l為煤柱幫部錨桿有效長(zhǎng)度,取值1.6m;b為預(yù)留煤柱附加安全寬度(彈性承載區(qū)),按20%(l+La)計(jì)算。因此,經(jīng)計(jì)算護(hù)巷煤柱的最小留設(shè)寬度為4.5m。

      2.3 煤柱寬度數(shù)值模擬

      1)力學(xué)參數(shù)及模型建立

      依據(jù)許疃礦3238工作面鉆孔資料和地質(zhì)柱狀圖資料為背景,確定數(shù)值模擬中各巖層主要力學(xué)參數(shù)如表1所示。

      建立100m×150m×50m的三維數(shù)值模型。位移邊界:對(duì)模型邊界的法向位移進(jìn)行約束,即限制模型在X、Y方向的水平位移和在Z方向的垂直位移。應(yīng)力邊界:在模型上部邊界施加15MPa的垂直載荷來等效上覆未建立600m巖層的影響,側(cè)壓系數(shù)取1.0,如圖4所示。

      2)模擬結(jié)果分析

      利用FLAC3D模擬了3m、5m和7m寬煤柱條件下3238風(fēng)巷掘進(jìn)圍巖應(yīng)力(見圖5)、位移(見圖6)及煤柱塑性破壞(見圖7)分布狀況。

      由圖5可知,煤柱3m時(shí),應(yīng)力低于原巖應(yīng)力,煤柱嚴(yán)重破碎,無法承載;煤柱增大至5m時(shí),應(yīng)力峰值大于原巖應(yīng)力,煤柱內(nèi)存在彈性承載區(qū);煤柱由5m增大至7m,應(yīng)力峰值增量較小,應(yīng)力曲線出現(xiàn)非對(duì)稱式分布,煤柱內(nèi)應(yīng)力集中范圍增大。由圖6可知,隨著煤柱增大,煤柱內(nèi)水平位移減小,且煤柱內(nèi)存在著零位移點(diǎn),煤柱為5m、7m時(shí),零位移點(diǎn)位置不變,圍巖變形逐步減小。

      圖7為不同煤柱寬度時(shí)圍巖塑性區(qū)云圖,分析可知,在沿空掘巷施工中,圍巖破壞形式以剪切破壞為主,頂、底破壞范圍大。當(dāng)留設(shè)3m煤柱,煤柱整體破壞,此時(shí)煤柱無法承受掘進(jìn)引起的超前支撐壓力;當(dāng)留設(shè)5m、7m煤柱,煤柱內(nèi)塑性區(qū)分別為3m、4m,煤柱內(nèi)出現(xiàn)彈性承載區(qū),其寬度分別為2.5m、4.2m,分別占煤柱寬度的50%、60%,此時(shí)煤柱可以承載。與上述圍巖應(yīng)力、位移及理論計(jì)算分析結(jié)果相符。

      綜上,依據(jù)理論計(jì)算及數(shù)值模擬,結(jié)合3238工程條件,考慮到資源最大化利用,取煤柱留設(shè)5m。

      3 沿空掘巷圍巖控制技術(shù)

      3.1 變形特征與控制原則

      3.1.1 變形特征

      現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè),3238風(fēng)巷主要為底鼓、小煤柱側(cè)巷幫中部變形,掘巷后10~20d,兩幫變形速率大,巷幫中部最大變形量750mm;底鼓量最大300mm;實(shí)體煤側(cè)幫,壓力顯現(xiàn)明顯。注漿中,錨桿孔附近竄液;注漿泵壓力多次突降,錨桿孔深2 600mm,注漿壓力過大,導(dǎo)致與采空區(qū)導(dǎo)通。

      3.1.2 控制原則

      依據(jù)沿空掘巷應(yīng)力與變形特點(diǎn),采取“頂幫同治、治底固幫、整體承載”的控制思路。

      1)沿頂板中部、兩側(cè)各增補(bǔ)走向錨索梁,提高頂板支護(hù)強(qiáng)度,結(jié)合頂板巖性探查,確保頂板錨索著力在砂巖中,減弱頂板對(duì)幫部的影響;

      2)小煤柱側(cè)幫部增加走向錨索梁,與豎向錨索梁搭接聯(lián)合支護(hù),小煤柱側(cè)幫部錨索、頂板錨索全錨加固,并與注漿管配合形成深、淺孔注漿,調(diào)整小煤柱側(cè)幫部錨索安裝角度,確保著力在巖層中,提高小煤柱的強(qiáng)度和支撐力,保證上覆巖層結(jié)構(gòu)穩(wěn)定;

      3)對(duì)實(shí)體幫增補(bǔ)豎向錨索梁,實(shí)體側(cè)頂板增補(bǔ)走向加固錨索梁,并增補(bǔ)長(zhǎng)錨索深入到實(shí)體煤幫應(yīng)力集中區(qū),抑制煤巖弱面剪切滑移破壞;

      4)優(yōu)化注漿工藝,采用“深淺孔、微壓、低濃、速凝”注漿,深孔與淺孔“三花眼”布置,合理選用注漿液濃度、適當(dāng)控制壓力,反復(fù)進(jìn)漿,提高幫部承載力。

      3.2 圍巖控制技術(shù)

      依據(jù)上述原則優(yōu)化支護(hù)方案,形成“三軟一高”煤層沿空掘巷“錨-網(wǎng)-梁-索-注”聯(lián)合強(qiáng)支護(hù)。關(guān)鍵包括兩方面:一次“強(qiáng)支護(hù)”和小煤柱注漿加固。

      3.2.1 一次“強(qiáng)支護(hù)”技術(shù)

      1)頂板支護(hù)

      頂板錨索在“202”布置基礎(chǔ)上,中頂及兩側(cè)分別增補(bǔ)一道走向錨索梁,橫向與走向錨索交替,成“323”網(wǎng)格式;錨桿7根φ22mm,L=2 600mm左旋無縱筋螺紋鋼,配合T2鋼帶,間排距800mm×800mm,預(yù)緊力矩300N·m, 全長(zhǎng)錨固, 3根φ22mm, L=6 200mm錨索, 間排距1 600mm×1 600mm, 頂板兩側(cè)錨索用走向錨索梁加固, 錨固力大于200kN, 預(yù)緊力大于100kN, 置錨索梁加固(14#槽鋼L=3 400mm);金屬網(wǎng)10#鐵絲,網(wǎng)孔50mm×50mm。

      2)窄煤柱幫支護(hù)

      小煤柱側(cè)在原錨桿支護(hù)基礎(chǔ)上,每隔一排增補(bǔ)一道豎向錨索梁,巷幫中部增補(bǔ)一道走向錨索梁;5根φ22mm,L=2 600mm錨桿配合M5鋼帶,預(yù)緊力矩300N·m, 全長(zhǎng)錨固,錨索3根配合T2鋼帶及走向槽鋼, 錨索從肩窩至幫部依次為: φ22mm×7 300mm、φ22mm×6 200mm、φ22mm×3 100mm,垂直錨索梁(14#槽鋼L=2 600mm),走向錨索梁(14#槽鋼L=3 600mm),橫向錨索梁2排,分別距頂板1.0m、2.2m,上部錨索仰角60°。

      3)實(shí)體煤幫支護(hù)

      實(shí)體側(cè)在原錨桿支護(hù)基礎(chǔ)上,每隔一排增補(bǔ)一道豎向錨索梁,3根φ22mm,L=2 600mm錨桿配合M5鋼帶,預(yù)緊力矩300N·m,全長(zhǎng)錨固,距頂板1.5m處布置1排走向錨索φ22mm×3 100mm配合錨索梁(14#槽鋼L=3 600mm)加強(qiáng)支護(hù)。另外,煤層傾角大時(shí),小煤柱側(cè)加固錨索距底板超過800mm時(shí),在底部增加一道走向錨索梁,對(duì)底角加固,錨索φ22mm,L=3 100mm。綜上,巷道支護(hù)斷面如圖8所示。

      3.2.2 小煤柱注漿加固技術(shù)

      3238風(fēng)巷相鄰老采空區(qū)受積水影響,部分錨桿拉拔力不足,對(duì)小煤柱施工注漿。

      1)注漿材料選擇

      對(duì)不同水泥類型對(duì)不同水泥類型及標(biāo)號(hào)為注漿材料制作的型煤試樣單軸壓縮力學(xué)測(cè)試結(jié)果曲線于圖9所示。

      相同水灰比(水灰比為0.75∶1),礦用煤柱注漿專用水泥制備的型煤?jiǎn)屋S抗壓強(qiáng)度1.11MPa, 較普通硅酸鹽水泥標(biāo)號(hào)325、 425、 525分別提高0.775MPa、0.69MPa和0.56MPa。選擇自行研制的礦用煤柱注漿專用水泥作為注漿材料。

      2)合理注漿時(shí)機(jī)

      分析觀測(cè)數(shù)據(jù)可知,巷道施工后15d內(nèi)為壓力釋放期,根據(jù)錨注支護(hù)理論,要在圍巖裂隙發(fā)育初期及時(shí)注漿,防止裂隙擴(kuò)展。

      3)優(yōu)化注漿工藝

      為提高注漿效果,增強(qiáng)圍巖強(qiáng)度防止片幫、漏頂?shù)?,避免裂隙?dǎo)致漿液外流,進(jìn)行噴漿;噴漿厚度不小于50mm,以不漏漿為準(zhǔn),強(qiáng)度不低于C20,注漿滯后迎頭不大于30m,與噴漿同步,最大程度提高注漿效果。

      注漿孔為三花眼布置方式,3個(gè)注漿孔距頂板分別為300mm、1 800mm、3 300mm,固管總長(zhǎng)1m,其中花管0.5m,直徑為4′鋼管,端頭外露30mm~100mm(見圖10)。采用間隔注漿方式循環(huán)注漿,先安裝錨注裝置后注漿,循環(huán)進(jìn)度30m,交替施工;由下向上施工,且隨掘隨注。

      采用“深淺孔、低濃、 微壓、 速凝”注漿工藝加固。 ①深淺孔: 采用注漿管(淺孔1.5m)對(duì)幫部注漿,采用豎向錨索梁配合錨注裝置(上部深孔6.2m、 下部孔深3.1m)對(duì)小煤柱側(cè)頂?shù)装遄{;②低濃:注漿液比重1.1~1.3,利于漿液擴(kuò)散滲透;③微壓:采取“有壓控壓”方式控制注漿壓力,注漿壓力低于1.5MPa,防治壓力過大導(dǎo)通采空區(qū);④速凝:根據(jù)需要使用速凝劑,減少漿液初凝時(shí)間,速凝能控制擴(kuò)散范圍,短時(shí)間內(nèi)滲入裂隙并凝固,加固小煤柱核心部位,提升其承載能力。

      用鉆孔窺視儀對(duì)煤柱側(cè)注漿段進(jìn)行檢測(cè),如圖11所示。注漿后,小煤柱整體穩(wěn)定性好,具備自承能力,能隔離采空區(qū)。

      4 現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果分析

      4.1 巷道表面位移分析

      由圖12可知,掘進(jìn)后1~10d,圍巖整體移近量大,11~30d圍巖變形趨于穩(wěn)定,煤柱側(cè)、實(shí)體煤側(cè)及頂?shù)装逡平糠謩e為120mm、51mm、32mm,變形在合理范圍內(nèi)。

      4.2 巷道錨桿受力分析

      由圖13可知,掘進(jìn)1~6d應(yīng)力重新調(diào)整,錨桿受力顯著增大,7~10d圍巖與支護(hù)體相互作用,受力增加緩慢,20d后穩(wěn)定。煤柱幫、實(shí)體煤幫錨桿受力穩(wěn)定在80kN、114kN,支護(hù)較好。

      4.3 巷道頂板離層分析

      由圖14可知,掘進(jìn)1~6d頂板離層較大,7~20d圍巖離層量緩慢增加,20d后穩(wěn)定。淺部總離層量41.4mm,深部總離層量31.1mm;淺部圍巖離層量大,深部圍巖離層量小,松動(dòng)圈的發(fā)展得到了控制。

      5 結(jié)論

      (1)建立了“三軟”煤層沿空掘巷留窄煤柱圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,利用極限平衡理論計(jì)算得到了煤柱的塑性區(qū)和破裂區(qū)范圍,確定了許疃煤礦3238工作面沿空掘巷小煤柱留設(shè)為5m。

      (2)提出了“頂幫同治、治底固幫、整體承載”的控制技術(shù),結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用,驗(yàn)證了“三軟”煤層沿空掘巷施工“錨-網(wǎng)-梁-索-注”聯(lián)合強(qiáng)支護(hù)是合理的,加大頂板錨固范圍,實(shí)體幫、小煤柱同步加固,采取一次“強(qiáng)支護(hù)”、小煤柱注漿加固等關(guān)鍵技術(shù),將錨網(wǎng)支護(hù)與破碎圍巖一體化加固,實(shí)現(xiàn)了支護(hù)體、圍巖系統(tǒng)共同作用。

      (3)選擇合理注漿材料,確定注漿時(shí)機(jī)及優(yōu)化注漿工藝,并進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn),在掘巷支護(hù)20d后圍巖變形及錨桿受力趨于穩(wěn)定。

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      (責(zé)任編輯:丁 寒)

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