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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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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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Zhongping Guo Wenqiang Mou Wanpeng Huang Huiqiang Duan 《Geotechnical and Geological Engineering》2016,34(3):827-834
Under hard roof in mining, the roadside support body of gob-side entry retaining bears high pressure, and is easy to damage and fracture. It puts forward the new roadside support method with constant resistance yielding limit supporting. And through establishing mechanical model of the roadside support body in different stages of the sinking of the roof rotation, it discusses the force of supporting, deduces the parameters about the initial constant resistance and the lower limited deformation body in late stage. It is a mine 16209 working face track tunnel as the background and analysis the mechanism of the roadside under hard roof. In this mine the pressure height of the constant resistance body is 0.5 m, and the constant support resistance is 15 MPa. The width of the lower body is 1.8 m, and the compressive strength is 25 MPa. And by using reliability theories and engineering tests, research results show that the limited deformation body is stable; the support structure can guarantee the stability of the surrounding rock of roadway. Field tests show that the roadside support structure can ensure good effects roadway maintained along the goaf, the roadway can meet the needs of rocks safety. 相似文献
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倾斜煤层沿空半煤岩巷由于围岩结构的非对称性和非均质性,受采掘扰动影响,巷道围岩呈现更严重的变形破坏。为揭示不同基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性的影响规律,采用数值模拟方法针对该类巷道4种基本顶断裂形式下巷道围岩变形特征进行了研究。结果表明:基本顶断裂线位置对该类巷道围岩稳定性的影响程度由小到大依次为:采空区侧、煤柱上方、实体煤侧、巷道上方;基本顶断裂线位于采空区侧时,煤柱轴向、横向应力增速均小于其他情况,垂直位移也最小,煤柱变形在允许范围内,可保持后期对顶板的支承能力,对巷道维护最有利。在此基础上,以贵州某矿1511工作面回风巷为工程背景进行了工业试验,通过理论计算和现场钻孔探测综合分析得出,为避免基本顶断裂线位于煤柱上方靠巷道侧,下一步掘进时煤柱宽度应由3 m改为5 m。掘采期间断面检测结果显示,断面最大收缩率为23.3％,最大非对称变形率为5.2％,巷道整体均匀协调变形,进一步验证了研究成果的可靠性。 相似文献
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煤层顶板为弱胶结岩体时稳定性差,常在煤炭回采过程中或巷道掘进时发生大变形或失稳等现象,维护难度较大。针对煤巷弱胶结粉砂岩顶板力学特征与变形控制等问题,以广西林场煤矿煤巷弱胶结粉砂岩顶板支护工程为工程背景,采用现场调研、实验室试验、理论分析等方法进行研究。通过现场调研,发现研究巷道有顶板岩层自承能力差、受水环境影响、支护结构失效率高、底板受水影响底鼓量大、受采动影响等特征;顶板岩石点荷载试验表明,其单轴抗压强度仅为1.9～ 2.3 MPa,采用电镜扫描发现,弱胶结粉砂岩以粗粒矿物为骨架;在普氏理论的基础上,推导了巷道顶板和两帮承压极限表达式,提出了提高巷道围岩整体强度和承载能力、确定合理的锚杆支护参数、顶板设计锚索加强支护等弱胶结巷道围岩控制要点。依据试验分析与理论研究成果,提出了以注浆加固为基础,锚杆和锚索联合支护的控制方案,并在林场煤矿进行了工业性试验。现场监测数据表明,设计的支护方案可以有效地控制煤巷弱胶结粉砂岩顶板变形。 相似文献
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为了解决薛虎沟煤矿复采煤层回采巷道受双重采动影响下的支护问题,经现场观测,部分巷道顶板存在上部空巷与煤体并存现象,增加了支护难度。通过理论分析和数值模拟的方法对2-106A2巷道在双重采动影响下围岩稳定进行了受力状态分析,并对原支护方案进行了校验,结果表明原支护方案不能满足此条件下的巷道稳定,需要对巷道顶板和右帮(2-106B工作面侧)采取补强支护。利用数值模拟的方法对2-106A2巷道采取补强支护方案后的围岩稳定性进行了分析,模拟结果表明所设计的补强方案合理。另外,在现场采用十字布点法对2-106A2巷道受双重采动影响230 m这段巷道进行了围岩变形量观测,巷道顶板下沉最大量195 mm,左、右两帮移近量分别为124 mm、265 mm,巷道顶板破碎区变形得到了很好的控制,实现了工作面的安全高效回采。 相似文献
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基于软岩巷道围岩变形破坏的自稳平衡现象,通过数值模拟揭示了巷道顶板、两帮和底板之间的相互影响关系,得出了巷道围岩不稳定区是以巷道为中心的椭圆形。基于普氏理论,考虑“底板-两帮-顶板”相互影响,提出了巷道围岩自稳平衡圈理论,给出了自稳平衡圈的椭圆曲线方程,明确了巷道支护对象为自稳平衡圈内的岩体,支护的目的是控制自稳平衡圈岩体的稳定性。研究表明,“底板-两帮-顶板”共同构成巷道稳定性的整体系统,巷道顶板自稳平衡拱的大小随着两帮塑性区的增大而增大,两帮塑性区随底板变形而增大。加强底板和两帮的支护,将大大缩小顶板自稳平衡拱的高度。提出了“治顶先治帮,治帮先治底”的巷道支护理念,得到多年实践验证,为软岩巷道支护控制提供了新的依据。 相似文献
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煤层巷道复合顶板结构较为复杂,其自身稳定性与岩性、岩层厚度、层数、岩层位置及层间黏结力等因素有关。基于简化的复合顶板组合梁结构力学理论,建立了简化的组合梁力学测试模型,通过不同试验分析复合顶板结构特征对其稳定性的影响,其目的是为复合顶板稳定性分类及控制提供科学依据。研究结果表明:煤巷复合顶板厚度不变时,其自身稳定性随岩层强度提高、硬岩层厚度增加、硬厚岩层到煤层距离的减小及层间黏结力的增大而提高,随分层数的增多而降低,当层数达到4层及以上时,顶板稳定性受其层数变化的影响变小。各因素的影响程度由大到小依次:岩性 > 岩层厚度 > 层数 > 岩层位置 > 层间黏结力;强度低、厚度小的软弱薄夹层较其他岩层更易产生应力集中,且破坏早于其他岩层。 相似文献
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一种基于块体化程度理论的裂隙岩体巷道顶板稳定性分级方法研究 总被引：1，自引：0，他引：1
岩体完整性是进行巷道顶板稳定性分级的一个重要指标,当前分级方法均是从一维角度对岩体结构进行描述,不能全面刻画出三维空间上顶板围岩的完整性。针对这一缺陷,引入裂隙岩体块体化程度理论,以块体化程度代替常规标准中表征岩体完整性的岩体质量RQD值和节理间距两项子指标,开展裂隙岩体巷道顶板稳定性分级研究,创新形成了一种适用于裂隙岩体顶板稳定性分级的BT分级方法。以块体百分比和块体体积曲线为基本依据,构建出裂隙岩体巷道顶板围岩块体化程度的解算流程;运用AHP法对稳定性影响因素权重进行了排序,制定出稳定性分级方法与标准。以铜坑矿92号矿体裂隙岩体试验区巷道顶板结构面调查数据和岩石力学参数为基础,运用传统分级方法RMR法和BT法分别对各试验区巷道顶板稳定性进行评价,对两种分级结果进行比较分析,结果表明：与传统的RMR法相比,BT法在稳定性描述、分级准确性和安全管理指导作用等方面更为优越,更能够客观真实地反映出裂隙岩体巷道顶板稳定性。研究成果可为复杂裂隙岩体条件下的巷道顶板安全分级与管理提供更为可靠的科学依据。 相似文献
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深部高地应力岩巷开挖后围岩内出现分区破裂现象,采用传统的原设计方案巷道稳定性差。根据巷道围岩变形破坏的现场监测结果,经过理论分析和支护试验,提出了“提高法向约束、锚杆增韧止裂、协调耦合支护、应力内部转移、分区充填注浆、增强围岩强度”的锚注一体化综合控制方法理念。并提出了相对应的综合支护技术,即首先采用高预紧力超强锚杆及时支护围岩,锚杆的长度和数量分别由监测结果和分区支护能量判据确定;其次采用高强锚索让压梁支护巷道顶板,实现锚杆、锚索的协调耦合支护和围岩应力内部转移;最后采用中空分段螺旋式注浆技术进行滞后加固。最后针对监测巷道采用锚注一体化综合控制方法和技术进行了支护优化设计并进行现场支护试验,监测结果表明,优化支护的巷道稳定性良好。 相似文献
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根据大断面厚顶煤巷道顶板的破坏特性,考虑了顶板围岩应力水平与支护荷载的影响,利用Hoek-Brown强度准则及其相关联的流动法则,构造出厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机构。基于塑性力学中的上限分析方法,结合变分原理,推导得到了大跨度厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机制,并以赵楼煤矿某巷道现场实践为例,分析了不同计算参数对顶板冒落破坏机制的影响。计算研究表明：随着岩体经验参数A、抗拉强度、抗压强度及支护荷载的增加,冒落体尺寸随之增大,而当岩体经验参数B、围岩应力及岩体重度增加时,冒落体尺寸则随之减小;冒落体尺寸代表了巷道顶板安全性能的大小,其尺寸越大,表明使巷道顶板发生冒落破坏所需外力功越多,顶板安全性能也越高;岩体经验参数B、围岩应力水平与支护荷载对顶板围岩破裂机制影响较为显著,参数B决定了冒落体的破裂形状,随着参数B的增加,冒落破裂迹线的曲率不断减小;增大支护阻力是提高顶板稳定性的有效途径,其研究结果可为大断面厚顶煤巷道支护设计提供一定的理论依据。 相似文献
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泥化弱胶结软岩地层中矩形巷道的变形破坏过程分析 总被引：2，自引：0，他引：2
在西部地区,一定数量的矿区处于泥化弱胶结软岩地层,此类软岩胶结性差、强度低、遇水泥化。矩形是采区巷道的常用型式,但其断面受力不均、稳定性差。在上述软岩地层中的矩形巷道承载力低、变形量大、变形持续时间长,给煤矿的安全生产带来极大困难。以内蒙古新上海一号煤矿皮带顺槽矩形巷道为背景,运用FLAC3D软件中的Cvisc黏弹塑性模型,对矩形巷道的变形破坏进行了数值模拟,并将模拟结果与现场监测结果对比分析。结果表明:巷道开挖支护后,受断面形状影响,矩形巷道四角出现压应力集中和顶板受拉区,巷道顶板下沉量大,底板底臌严重,两帮向巷道挤出;受围岩岩性影响,围岩进入塑性的时间快短、范围大,塑性区超出了支护体的作用范围,造成锚杆(索)的锚固效果难以完全发挥,围岩出现整体滑动的现象;巷道变形呈现出流变变形的特性,变形量随时间持续增加,持续的蠕变变形超出了支护体的可控范围,最终引起巷道的失稳破坏。 相似文献
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在两巷道的交叉段两支承压力区和顶板卸载区会发生相互叠加,因此,相对于巷道其他部位来说交叉段的围岩扰动范围会扩大,且导致变形加剧和原有支撑应力增加等不利于巷道稳定的情形出现。为分析地下采场巷道交叉段的稳定性,利用有限元数值模拟软件并考虑岩土体的应变软化特性,对5种具有代表性的交叉情形进行了数值模拟研究。研究结果表明：由于巷道交叉使得交叉几何中心附近的围岩变形进一步增加,不同的交叉角度对巷道交叉段的变形存在不同程度的影响,交叉角度越小,主巷（巷道1）锐角侧的变形越大,而且由于交叉角度的不同也使得交叉段主巷的顶板最大沉降区向锐角侧呈不同程度的偏移,交叉角度越小,偏移越为明显。从结果可以得出巷道2的变形同样也受到交叉角度的影响,从距离交叉中心4远的地方开始,交叉角度越小,巷道2的变形越大。研究成果可以为类似条件下的巷道设计和支护提供借鉴与参考。 相似文献
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松软破碎岩体的复杂力学特性给深部开采工程带来一系列棘手的问题,深入研究破碎岩体峰后力学行为,对于深部巷道围岩稳定性分析及支护结构设计具有重要意义。基于量化GSI围岩评级系统及连续介质理论,建立了考虑围压影响的破碎岩体峰后应变软化力学模型。通过工程应用实例验证了数值模型的可靠性。研究结果表明：通过计算围岩与支护结构相互作用关系可知,理想弹塑性模型和应变软化模型所得计算结果差异较大,采用理想弹塑性模型进行支护设计,可能导致支护结构的安全性偏低,甚至失稳。现场应用结果表明：数值计算结果与现场实际情况吻合;提出的深部破碎岩体应变软化模型能够较为真实地反映破碎岩体的非线性破坏行为,可为硐室围岩稳定性分析及支护结构设计等提供新的思路。 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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Al-Amri Abdullah M. Abdelrahman Kamal Mellors Robert Harris David 《Arabian Journal of Geosciences》2020,13(8):1-11
Influenced by mining activities in adjacent coal seams, stresses on rocks surrounding roadway were redistributed, and the roadways in lower coal seam were subjected to the asymmetrical roof falling and roof sagging. Considering stresses effect on the plastic zone around the roadway, numerical models were carried out by FLAC to investigate plastic zone with respect to stress ratio and direction of stresses. The relationship between the properties of surrounding rock and plastic zone boundary was also investigated by another numerical model and analytical study, whereby the tailgate stability of panel 30,501 in Tashan coal mine was implemented. It is shown that the rocks surrounding a roadway in the lower coal seam were subjected to unequal stresses, and the principal stress direction was deflected from the original direction. High stresses and big stress ratio can produce butterfly-shaped or X-shaped plastic zone. The direction of stresses was deflected, causing the plastic zone around the roadway to be transferred from the shoulder to the roof of the roadway. Consequently, asymmetrical stresses produce asymmetrical plastic zone. On this basis, the tailgate should be assigned conditions of the stresses and stress ratio at a low level. In this way, the tailgate was arranged at the position where the horizontal distance from the roadway in the lower seam to the centre line of the coal pillar in the upper seam (x) is 52.5 m, and was stable relatively. 相似文献
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工程因素对围岩稳定性影响三维数值模拟分析 总被引：8，自引：2，他引：8
结合某地下工程实际,运用FLAC3D模拟了巷道断面形状、开挖面距离以及开挖顺序对巷道围岩稳定性的影响,并模拟了围岩深部多点位移规律。结果表明,相同围岩条件下,不同断面形状其力学效应不同,同一断面在不同围岩条件下变形不一样;围岩水平位移曲线随开挖面的距离呈S形,围岩水平最大位移主要发生在距开挖面后方 2倍巷道长径的范围内;Ⅲ级围岩深部位移影响范围约 2 .8～ 4 .3m,Ⅳ级围岩影响范围 6 .9～ 7.8m;对较大断面,分步开挖有利于围岩控制。 相似文献