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为了避免近厚松散含水层下煤层开采地下水溃入工作面,对五沟煤矿CT101工作面采用固体充填采煤技术,通过FLAC~(3D)数值模拟软件分析了固体充填采煤地表下沉、岩层移动、支承压力分布和覆岩破坏高度特征,在此基础上,揭示了固体充填采煤岩层变形破坏过程。研究结果表明,固体充填能大幅度减小岩层和地表的移动变形,降低工作面周围支承压力和导水裂缝带高度;固体充填采煤上覆岩层移动变形分为未充填采煤、固体充填体填入和充填采煤推进3个阶段,充填前顶板弯曲变形产生微小断裂,充填后固体充填体支撑了悬露的顶板,限制了顶板进一步断裂。最后通过现场工程实践,得出CT101工作面充填综采工作面的岩层移动控制效果良好,导水裂缝带高度仅为9. 58 m,实现了厚松散含水层下煤层的安全开采。 相似文献
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断层面摩擦强度是评价煤炭开采中应力扰动诱发断层滑动危险性的依据。依托晋城矿区成庄井田,采用理论分析和数值模拟计算方法,分析了断层面摩擦强度对深部地应力的约束机制,研究了成庄井田F13断层及其在不同摩擦强度条件下对回采工作面顶板稳定性、超前支承压力分布和断层滑动的影响规律。研究结果表明:地壳深部最大与最小主应力比值受断层面摩擦强度的限制,当其达到临界方向断层的摩擦强度极限时,断层就会发生滑动;断层破碎带的存在导致初始应力场扰动,形成断层带低应力区及高应力集中区,在回采过程中将直接影响煤层顶板移动变形和采动应力分布;断层面摩擦强度较小时,工作面开采至断层附近顶板下沉量及断层上下盘错动位移较大,支承压力峰值由大变小明显,断层面上剪应力与正应力的比值易达到断层面的摩擦系数,断层滑动的危险性较大。 相似文献
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C型采场支承压力分布特征的数值模拟研究 总被引：2，自引：0，他引：2
冲击地压的发生与支承压力的分布有重要关系。为研究C型采场支承压力的动态变化规律,采用FLAC3D软件对孤岛工作面推进过程中煤体垂直应力场进行了数值模拟。通过对工作面推进过程中煤体支承压力的平面分布特征、走向支承压力和倾斜支承压力的动态演化特征进行分析,得到以下结论：① 煤体中垂直应力分布呈“C”形;② 孤岛工作面超前支承压力影响距离为正常工作面的3～5倍;③ 双工作面“见方”时,支承压力峰值达到最大值。工程实例验证了结论的可靠性,其结果可为现场冲击地压预测和防治提供依据。 相似文献
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不同岩性顶板回采工作面矿压分布规律 总被引：4，自引：0，他引：4
采用数值模拟技术和现场矿压观测系统,研究了不同岩性顶板回采工作面矿压分布规律及其显现特征。结果表明,在煤炭开采过程中,不同岩性顶板回采工作面最大支承应力存在一定差异,在强度较高的砂岩顶板岩体中,支承压力大,工作面前方支承压力峰值距工作面距离小,初次来压步距和周期来压步距大,矿压显现强烈;而在强度较低的泥岩顶板区,顶板岩体不能和砂岩骨架层一样抵抗覆岩压力,且支承压力小,支承压力的峰值向回采工作面前方岩体内部推移,初次来压步距和周期来压步距小,矿压显现不明显。 相似文献
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ANSYS在煤矿开采数值模拟中应用研究 总被引：4，自引：2，他引：4
以典型矿井山东华丰矿、阜新五龙矿和北京大台井为例,利用ANSYS有限元软件,对煤矿开采引起的地表沉陷、冲击地压危险区域确定和俯伪斜采煤法参数优化进行了数值模拟分析.分别针对所处的地质条件和赋煤状况,建立了二维或三维有限元模型,模拟计算了地表沉陷曲线和最大沉陷位置,指出山东华丰矿随开采推进沉陷位移和影响范围将逐渐扩大,最大沉陷位移逐步向开采方向前移的规律,当开采800 m时出现最大下沉速度3.5 mm/d,最大沉陷位移为3.7 m.五龙矿311面当开采100m和400 m时分别由于火成岩墙和应力集中区贯通导致顶板易断裂而极易发生冲击地压事故;大台井俯伪斜采煤法煤层倾角只有在60°～67° 时,推采距离才对煤层顶板法向最大压应力具有明显影响,且顶底板法向最大位移规律为上部位移大于中部位移,西中部位移又大于下部位移,在煤层倾角70°时,工作面超前支撑压力作用范围最小为30 m,而下巷道支撑压力作用范围最大为25 m,巷道数为3时,顶板下巷道超前支撑压力峰值位置为5.3 m.ANSYS计算结果表明,该数值模拟是合理的,与实际情况基本吻合,说明ANSYS在煤矿开采领域是一种有效的数值模拟工具. 相似文献
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俯伪斜分段密集采煤法三维有限元数值模拟研究 总被引：3，自引：0，他引：3
俯伪斜分段密集采煤法,作为一种较新的采煤方法,在我国技术上还不很成熟,因此,首次针对京煤集团木城涧矿大台井的地质条件和赋煤状况,通过简化建立三维立体有限元模型,模拟计算了该矿煤层顶底板在开采前后运动变化情况。结果表明:煤层倾角、推采距离和开采巷道数三者是影响煤层顶底板运动规律的重要因素,得到了表征顶底板运动规律的顶底板法向最大应力和法向最大位移与三影响因素关系曲线,详细阐述了三影响因素下的煤层顶底板运动规律;同时,对现场开采中支撑压力大小,特别是在三影响因素下,超前支撑压力的作用范围与应力峰值位置进行了数值计算,并总结了其影响规律;最后,指出了该数值分析方法对现场开采将具有十分重要的应用价值和指导意义。 相似文献
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断裂结构面对回采工作面矿压及顶板稳定性的影响 总被引：3，自引：0，他引：3
通过对现场观测和数值模拟分析,系统研究了断裂结构面对回采工作面矿压分布和顶板稳定性的影响。研究结果表明,回采工作面顶板断裂结构面有3种典型组合类型,即“正三角形”结构、“川字形”结构和“倒三角形”结构。在工作面开采过程中,“正三角形”结构顶板稳定性差;“倒三角形”结构顶板稳定性好;而“川字形”结构顶板能形成结构平衡且稳定。由于断层使介质不连续,导致初始应力场挠动,局部产生附加应力,在断层带附近形成低压力区和高应力集中区带,比较明显的影响范围距断层面大约10~30 m。当工作面推进到高应力集中区带时,工作面前方煤(岩)体中支承压力明显增大,支承压力峰值位置向前方煤岩体中转移,易于发生冒顶事故和其他矿井动力地质现象;当工作面推进到低应力区带时,压力峰值降低,顶板稳定性差。 相似文献
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为解决超长工作面过大断面空巷极易发生片帮和大面积冒顶等难题,以晋城成庄矿某超长工作面为背景,建立大断面空巷的三维模型,将工作面顶板划分为煤柱顶板、空巷顶板和待采区顶板3部分。通过理论分析,推导了煤柱失稳的判据,并利用FLAC3D数值模拟分析了大断面空巷顶板应力演化过程。结果表明:煤柱宽度W≤40 m时,工作面超前支承应力与空巷超前支承应力在煤柱上叠加,煤柱开始发生塑性变形;W≤10 m时,煤柱顶板应力逐渐达到峰值16.6 MPa,煤柱发生破坏并失去承载能力,工作面超前支承应力向待采区转移,空巷顶板应力达到峰值12.7 MPa。根据空巷顶板应力演化规律,确定高水材料充填支柱支护的合理强度及空巷两帮煤壁注浆加固的时机,辅以空巷锚索梁补强,提出了大断面空巷综合治理措施,现场应用效果良好。 相似文献
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研究分析了综采放顶煤采煤工作面顶板、顶煤在支承压力的作用下活动和运移规律,总结出综放采煤工作面支架—围岩关系和采面围岩的空间分区特点,对综采放顶煤控制顶板、改善顶煤的冒放性有一定的参考作用。 相似文献
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Yushun Yang Dongming Zhang Xin Bai Han Yang 《Geotechnical and Geological Engineering》2018,36(4):2087-2095
In this paper, based on the field test of No.S3012 working face of Shan Mushu Coal Mine in Sichuan Coal Group, monitoring the abutment pressure and gas drainage flow during the mining process, studying the change law of the abutment pressure and gas drainage flow of the coal seam, and using the numerical simulation method research on the evolution of abutment pressure and displacement of coal seam during the mining process. The results shown that: with the advance of coal mining face, the abutment pressure of coal seam can be divided into stress decreasing area, stress increasing area and original stress area, and the stress state of coal seam and the pore, crack structure and permeability of coal body are obviously changed. With the advance of the mining face, the abutment pressure in front and back of the coal mining face is the moving abutment pressure, and the coal mining face to be in the pressure relief area, the front abutment pressure peak value deep into the coal body 5–10 m, the influence scope reaches the front coal mining face to 90–100 m, this area is the stress increasing area. And the evolution law of the roof displacement of goaf is similar to the elliptical with the axial ratio changes, when the ratio is close to 1, the roof subsidence affected area is similar to the shape of “O”. 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
13.
含泥岩软夹层大采高工作面回采巷道外错式变形破坏是巷道支护的新课题。通过对三道沟煤矿含软夹矸层5-2厚煤层回采巷道变形实测和围岩钻孔窥视,发现了巷道顶板存在垂直裂隙,巷道两帮破坏区集中于夹矸层附近,且具有副帮大于正帮的特征,巷道变形主要来自于相邻采空区的影响。通过数值计算和物理模拟,揭示了相邻工作面侧方支承压力导致顶板产生垂直向裂隙,引起顶板与巷道夹矸层以上煤体沿软夹层向相邻采空区外错滑移的机制。建立了含软夹矸层巷道自稳平衡拱支护模型,提出了加强巷道上帮支护,控制外错滑移破坏的控制原则,给出了顶板锚索与煤帮长锚杆加强支护方案,工程实践取得了成功。 相似文献
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断层对顶板稳定性影响相似模拟试验研究 总被引：13，自引：1，他引：12
通过相似模拟试验方法分析了不同倾向高角度正断层, 在采动影响下顶板岩体变形破坏和矿压分布规律。结果表明, 在采动影响下断层“活化”,断层带及其影响范围内的岩体破碎, 表现为周期断裂步距小, 冒落带高, 尤其是断层下盘, 顶板稳定性差; 当工作面开采到离断层面22.5~ 30 m时, 直到断层位置的前方煤体中支承压力增大, 煤体被压碎, 且随着距断层面距离的缩小, 支承压力的峰值位置向工作面前方转移; 通过断层后, 顶板岩体中支承压力减小, 比无断层存在的情况要低。 相似文献
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侧向支承压力分布、资源回收率以及煤柱和巷道的稳定性是大采高综放面区段煤柱宽度留设要兼顾的因素,为了确定大采高综放面区段煤柱宽度,以某矿8103面为工程背景,首先,采用理论计算和现场应力监测等方法确定大采高综放工作面倾向支承压力分布规律,得出应力降低区宽度约为8 m,原岩应力区为巷帮侧28 m外。其次,采用工程类比方法确定大采高综放工作面巷帮外侧煤体严重破裂区宽度约为4 m。最后,采用FLAC3D数值软件分析了下区段工作面回采时窄煤柱（6、8 m）和宽煤柱（28、30 m）的应力场、位移场及塑性区特征,获得不同煤柱宽度时巷道和煤柱力学特征。研究表明：当煤柱宽度6 m和8 m时,在采动支承压力下煤柱几乎无承载能力,且巷道变形量较大;当煤柱宽度28 m和30 m时,在采动支承压力下煤柱中央仍有一定的弹性核,煤柱保持稳定且巷道变形量较小。综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定大采高综放工作面区段煤柱宽度为28 m。 相似文献
16.
Zhongchang Wang Xinping Guo Chuan Wang 《Geotechnical and Geological Engineering》2018,36(6):3399-3409
To master the laws of strong strata behavior of Tashan coal mine under Carboniferous coal mining process, the laws of strong strata behavior in 8107 working face was measured and analyzed. It was shown that the average initial weighting step of 8107 working face was 59.4 m. The average periodic weighting step of main roof was 16.2 m. The maximum working resistance during periodic weighting was 14,711.1 kN. The maximum working resistance during non-periodic weighting was 11,339.9 kN. The average dynamic load factor K during periodic weighting was 1.31. The stress of coal column on the side of the goaf could be divided into four zones (stress stabilization zone, stress slow-increasing zone, significant—increasing stress zone, stress reduction zone) along the strike of 8107 working face. There was a peak of lateral support pressure along the trend of 8107 working face. And the peak position was biased to the side of return airway roadway. With the increase of the distance from the down-side of return airway, the pressure peak of the inner coal body along the strike of 8107 the working face increased and the peak position decreased from the coal wall. The peak stress of coal column tended to be close to the up-side of return airway. And the distance from the down-side of return airway for the peak of inner coal was larger than that for the peak of coal pillar. The peak position of abutment pressure of hard roof was in the range of 10–25 m in front of 8107 working face under full mechanized mining extra thickness coal seam conditions. The relative stress concentration coefficient of k was 1.3–6.5. The range of 10–25 m from the front of the working face to coal wall was stress reduction zone. And the influence range of abutment pressure was about 80 m. It was of great significance to the control and practice of the surrounding rock of the stope for the mining of the hard extra-thick coal seam. 相似文献