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1.
以某矿综放采场为背景,通过现场实测、相似材料模拟等手段,研究了松软煤层综放开采中液压支架受力状态、两巷单体支柱受力特征和顶底板的采动应力分布规律,结果表明液压支架在工作面不同位置受力状态不同,处于中部位置的支架受力最大,同一支架前立柱受力大于后立柱;风巷围岩应力大于机巷围岩应力,两巷的超前采动应力峰值位置在工作面前3～11m;顶板岩层同一层位中采动应力分布随工作面的距离不同而不同;不同层位应力分布也不同,离煤层越近的岩层中应力集中系数越大;底板岩层在工作面前方6m左右处应力达到最大,在工作面处应力为零。该研究结果有效地指导了该矿井同一煤层综放面巷道布置、两巷支护及工作面顶板管理。 相似文献
2.
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
3.
为解决高瓦斯工作面双U型巷道布置中煤柱损失大、相邻工作面复用回采巷道维护困难的难题,综合采用理论分析、数值计算和现场试验的方法,研究得到煤柱宽度对相邻两工作面之间煤柱内复用巷道围岩应力分布和变形特征的影响规律：随着巷道一侧煤柱宽度的增加,巷道围岩垂直应力峰值向一侧移动,并逐渐远离巷道;当巷道一侧煤柱较小时,巷道以窄煤柱帮变形和顶板下沉为主,随着煤柱宽度增加,底鼓增大并成为巷道主要变形。以煤柱内应力峰值比值为指标,分析煤柱宽度与巷道稳定性的关系,并将不同宽度煤柱进行了稳定性分区。研究成果成功应用于工程实践,为类似条件下巷道布置提供依据。 相似文献
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煤矿巷道底板冲击矿压发生的原因及控制研究 总被引：7，自引：1，他引：6
巷道底板水平应力是导致底板冲击矿压发生的主要因素,根据巷道底板冲击矿压的特点,建立了底板冲击矿压发生条件与影响因素的力学模型,初步确定了底板冲击矿压危险性系数的表达式。当底板岩层泊松比一定时,底板冲击矿压危险性系数与巷道埋深、巷道宽度的平方、水平构造应力、巨厚坚硬老顶影响系数成正比,与弹性模量、巷道底板软弱层厚度的平方成反比。通过数值模拟,发现巷道开挖后底板煤层的水平应力升高和垂直应力降低的规律,底板应力极易达到煤层破坏极限,在支护不当和外界扰动下容易发生底板冲击矿压。最后确定了底板强度弱化减冲原理,在跃进煤矿25110工作面下巷采取底板爆破卸压措施后取得了良好效果。研究成果为解决类似条件底板冲击矿压防治问题提供了理论依据和借鉴。 相似文献
5.
镇城底矿工作面的回采巷道一条沿顶板掘进,一条沿底板掘进,相邻两工作面在端头搭接,沿底板掘进的巷道形成巷顶沿空掘巷。通过理论分析、相似模拟、数值模拟及现场实测对巷顶沿空掘巷围岩结构及应力环境进行了研究。得到如下结论：该巷道不受超前和固定支承压力影响,大结构下方的矸石垫层可起到能量和应力耗散的作用,避免了动载和冲击影响,应力低且稳定;岩层移动形成的垮落角对采空区应力大小和分布（尤其采空区边缘）有重要影响;垮落角越小,采空区应力越小,该巷道围岩应力越小,采空区恢复至原岩应力的距离越大;垮落角对岩体塑性区发育方向起控制和导向作用;该巷道围岩应力大幅低于原岩应力,卸压程度大;实测该巷道竖向和横向位移均比非沿空巷道小,即顶底板和两帮应力环境均得到改善。研究对维护具有冲击倾向的高应力巷道具有一定意义。 相似文献
6.
倾斜煤层底板破坏特征的微震监测 总被引：3，自引：0，他引：3
带压开采是承压水上采煤的主要方法,底板采动破坏深度的确定是实现带压开采的关键和前提。针对底板采动破坏深度现场测量方法的局限性,特别是倾斜煤层（煤层倾角在25°～45°之间）底板采动破坏深度的现场测量。以桃园煤矿1066工作面为例,利用高精度微震监测技术,对承压水上倾斜煤层底板的采动破坏特征进行了连续的、动态监测。监测结果表明：（1）工作面运输巷（下顺槽）附近的底板比工作面回风巷（上顺槽）附近的底板破坏深度更深,破坏范围更大;（2）倾斜煤层工作面底板破坏形态整体呈现为一个下大上小的非对称形态。根据微震监测结果,确定了1066工作面回风巷和运输巷附近底板的最大破坏深度,划分了倾斜煤层工作面底板突水危险区域。将微震监测的倾斜煤层底板破坏深度与经验公式计算的底板破坏深度进行了对比,指出了经验公式存在的不足 相似文献
7.
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
8.
《岩土力学》2017,(10):3009-3016
为解决厚煤层综放双巷布置工作面巷间煤柱的留设问题,以某矿四盘区4301工作面运输顺槽与辅助运输顺槽之间的煤柱为工程背景,首先对巷间煤柱进行理论分析:一次采动影响后将巷间煤柱沿倾向划分为采动影响区、相对稳定区和锚杆支护区,应用极限平衡理论分析得出了一次采动影响区的宽度为2.82 m,进而得出巷间煤柱的宽度为7.83 m。其次,应用数值模拟的方法系统地分析了宽度分别为4、6、8、10、12、15、20 m时,在两次采动影响下巷间煤柱的应力演化、破坏、巷道围岩变形规律;一次采动影响后,随着煤柱宽度增大,髙应力由实体煤向煤柱内转移;给出了最大临界尺寸、最小临界尺寸的定义,并指出巷间窄煤柱宽度应小于最大临界尺寸。综合分析数值模拟研究结果,同时结合理论分析结果及煤柱留设原则,最终确定巷间煤柱宽度为8 m。最后,通过现场工程实践验证了所确定的巷间煤柱宽度的合理性。研究结果对类似条件下综放双巷布置工作面巷间煤柱宽度的确定具有参考意义。 相似文献
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为研究双巷布置工作面留巷受重复采动影响围岩的变形破坏规律及稳定控制问题,综合运用数值模拟、理论分析和现场观测等方法,研究双巷间距对重复采动下留巷围岩塑性区空间分布特征及偏应力的影响规律,揭示二次采动对留巷塑性区的诱导扩展机制,提出围岩塑性区二次扩展抑制方法。结果表明：重复采动巷道围岩塑性区在巷道轴向上均可划分为6个区域,整体表现为双巷间距越大,则塑性区破坏深度越小的特征,且其形态由非对称分布向对称分布状态转化,双巷距离增加造成的应力旋转程度和偏应力峰值低是主要原因。一次采动滞后影响稳定区维护距离及周期最长,且为二次采动塑性区叠加扩展的基础,是重复采动巷道围岩稳定的关键控制区域。据此提出通过调整巷道空间位置,达到改善应力环境、调整巷道围岩破坏状态的目的,并建立了分区补强支护相结合的调控方法和控制技术体系。现场实测结果表明,该技术体系能够达到巷道安全稳定目的,效果良好。 相似文献
10.
采用理论分析与实践、实测相结合的方法,对急倾斜煤层工作面下端头区沿空留巷技术理论及系统工艺问题进行探讨,弄清了充填体受力的影响因素,提出了急倾斜煤层巷旁充填工艺系统。研究表明,急倾斜煤层巷旁充填体承载受采空区矸石有效充填长度、煤层赋存倾角、充填体筑设宽度以及煤岩赋存厚度的影响,受顶底板锚索安设的影响较小;单轴压缩条件下矸石碎块的承载变形规律呈阶段特征,且每一阶段内的应力-应变近似呈线性关系;充填体的承载与变形随着距离工作面位置的不同具有阶段特征,距离工作面煤壁越远,充填体承载变形率越小;以七台河新强煤矿生产实际为背景,现场实践证明,急倾斜煤层矸石混凝土充填工艺系统实施方便、操作简单,沿空留巷整体效果较为明显。 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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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
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Numerical Investigation of the Dynamic Mechanical State of a Coal Pillar During Longwall Mining Panel Extraction 总被引：2，自引：1，他引：1
Hongwei Wang Yaodong Jiang Yixin Zhao Jie Zhu Shuai Liu 《Rock Mechanics and Rock Engineering》2013,46(5):1211-1221
This study presents a numerical investigation on the dynamic mechanical state of a coal pillar and the assessment of the coal bump risk during extraction using the longwall mining method. The present research indicates that there is an intact core, even when the peak pillar strength has been exceeded under uniaxial compression. This central portion of the coal pillar plays a significant role in its loading capacity. In this study, the intact core of the coal pillar is defined as an elastic core. Based on the geological conditions of a typical longwall panel from the Tangshan coal mine in the City of Tangshan, China, a numerical fast Lagrangian analysis of continua in three dimensions (FLAC3D) model was created to understand the relationship between the volume of the elastic core in a coal pillar and the vertical stress, which is considered to be an important precursor to the development of a coal bump. The numerical results suggest that, the wider the coal pillar, the greater the volume of the elastic core. Therefore, a coal pillar with large width may form a large elastic core as the panel is mined, and the vertical stress is expected to be greater in magnitude. Because of the high stresses and the associated stored elastic energy, the risk of coal bumps in a coal pillar with large width is greater than for a coal pillar with small width. The results of the model also predict that the peak abutment stress occurs near the intersection between the mining face and the roadways at a distance of 7.5 m from the mining face. It is revealed that the bump-prone zones around the longwall panel are within 7–10 m ahead of the mining face and near the edge of the roadway during panel extraction. 相似文献
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基于煤层巷道开挖卸荷效应的底板冲击孕育过程研究 总被引：1，自引：0，他引：1
采用相似模拟和数值模拟研究了河南义马煤田跃进矿采掘影响下巷道底板的应力及变形规律,揭示底板冲击矿压发生前的孕育过程。研究表明,巷道底板冲击受煤层埋深、顶板条件、巷道施工布置方式等多因素影响。在巨厚坚硬上覆砾岩影响下,工作面开采增加了相邻工作面的应力水平。在厚煤层中巷道沿顶板布置留底煤,巷道开挖后,一定范围的煤层底板中的水平应力升高,垂直应力降低,增加了煤层失稳破坏的可能性。巷道开挖卸荷过程中,底板由于没有支护,垂直位移增加,底板的塑性区范围大于两帮,并产生了明显的拉伸破坏,容易使底板成为冲击破坏突破口。 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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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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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