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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
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回采巷道片帮机制及控制技术研究 总被引：2，自引：0，他引：2
根据大采高工作面回采巷道帮部围岩的特点,采用断裂损伤理论、弹塑性理论建立了巷帮围岩层裂板结构力学模型,分析了霍州煤电辛置煤矿回采巷道帮部围岩失稳机制,并将注浆锚索支护方式首次应用于巷道帮部围岩的片帮治理。研究表明：回采巷道帮部围岩内部存在大量的裂纹,在高应力的作用下裂纹扩展发育,巷帮围岩演化为层裂板结构,当作用在巷帮围岩上的多重支承压力大于最小临界失稳载荷时即发生片帮;随煤岩体弹性模量、层裂板厚度的增大,层裂板发生失稳时破坏范围扩大;采用注浆锚索支护巷帮时浆液能够填满巷帮围岩深部裂隙,使巷帮围岩成为一个整体,提高了巷帮围岩支护结构的承载能力,控制了巷帮围岩片帮的发生。 相似文献
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采动支承压力引起的能量积聚及其突发释放是导致应变型冲击地压发生的根源之一。在将工作面前方煤体划分为阻力区、驱动区和无明显影响区的基础上,把应变型冲击地压从孕育到发生全过程分为能量稳定积聚、能量平衡和能量非稳定释放3个阶段,并研究其发生的基本条件;建立了采动支承压力引起应变型冲击地压的能量判据,即认为力学平衡状态破坏时驱动区煤体释放的弹性应变能与阻力区煤体完全破坏消耗能量的比值大于1。从冲击地压防治角度出发,提出了阻力区临界宽度的概念,建立了以阻力区宽度为指标的应变型冲击地压发生判据。现场实测表明,本文所建立的能量判据和指标与实测结果相吻合。其研究成果可为采动支承压力引起应变型冲击地压的预测预报和防冲、减冲工作的实施提供依据。 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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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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采动岩体变形与渗透特性是工作面突水防治研究的基本问题。采用理论分析和数值模拟计算方法,分析了岩石变形-渗透特征及其三维定量关系,研究了煤炭开采中回采工作面围岩应变场、渗透系数场分布及其控制因素。研究结果表明,采动岩体渗透性变化主要取决于应变状态及应变增量,且随着垂直于裂隙的张应变的增加而增加;工作面后方垮落带和煤壁边缘的剪碎带产生剧烈的采动拉伸变形,渗透系数较采前显著增大,而支承压力区和整体移动带岩层产生较大的采动压缩变形,渗透系数较采前明显减小;工作面围岩垂向渗透系数较水平渗透系数增加的幅度及增加区的范围小,但对水体下采煤工作面涌水起主导作用。加快工作面推进速度、减小工作面斜长和采高能降低采场围岩渗透系数增加幅度,并将渗透系数场变化范围局限在采区附近,能有效减小采动对原始煤岩层渗透性的影响。 相似文献
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掘进工作面瓦斯流动规律数值模拟分析 总被引：1，自引：0，他引：1
研究煤层巷道掘进过程瓦斯流动规律对认识掘进巷道瓦斯涌出规律和瓦斯治理具有重要的理论意义和现实意义。本文通过建立流固耦合模型,考虑煤与瓦斯流固耦合作用,进行了不同掘进长度,掘进工作面瓦斯压力分布规律,瓦斯压力梯度改变以及瓦斯流动规律的数值模拟研究。研究表明,掘进巷道周边煤层瓦斯压力随煤壁暴露时间的增长逐渐降低,采掘活动对工作面前方煤体的影响范围达30m。并且越靠近煤壁瓦斯压力梯度越大,在距离巷帮5m范围内,瓦斯压力变化幅度最大。煤壁瓦斯流速随巷道掘进长度的增加先增加后减小,最后瓦斯流速趋于稳定。掘进工作面瓦斯流动规律的研究为矿井瓦斯治理提供安全可靠的依据,保证矿井安全生产。 相似文献
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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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为研究加筋土桥台结构在顶部条基动载作用下的动力响应问题,通过MTS伺服加载系统施加循环动载,开展室内加筋桥台挡墙动载破坏试验,对比分析3种格栅长度和3类格栅型式的加筋土挡墙沉降及面板水平位移、土压力、筋材应变等参数的分布规律,揭示加筋桥台挡墙的动力承载性能。试验结果表明：在循环动载下不同格栅长度及型式的加筋桥台挡墙破坏模式存在差异,M、A、B型格栅加筋长度 1.0H（H为挡墙高）的挡墙破坏模式均为冲切剪切破坏,A、B型格栅 0.7H和 0.4H的挡墙破坏模式为局部剪切破坏。加筋桥台挡墙面板侧移随筋材长度增加依次减小,A型格栅加筋土挡墙侧移系数总体上相比B型小。桥台挡墙因加筋格栅长度及型式不同导致动土压力衰减规律差异明显,当 1.0H时M型及A型筋材竖向动土压力衰减系数沿墙高呈抛物线函数模型,当 0.7H时,A型和B型筋材竖向动土压力衰减系数沿墙高皆呈指数函数模型。 相似文献
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In a shallow-buried coal mine, the original support scheme of large crossheading has features of excessive strength and resource waste. Firstly, various optimization schemes are obtained through permutation and combination, and verified through numerical simulation. Additionally, under the premise of ensuring safety and economy, the optimal scheme is determined as A3B3: For the roof support, there are 5 rockbolts in each row, with spacing of 1100 × 1000 mm. Row-spacing between anchor cables is 2200 × 2000 mm. There is 1 bolt per row for each sidewall, 1050 mm from the roof and with the spacing of 1400 mm. In order to study the evolution of lateral abutment pressure during the dynamic load stage, FLAC3D was applied. The plastic zone range from coal seam excavation to model equilibrium is analyzed. Finally, the rationality of the design is verified by analyzing the observed of borehole television and roadway displacement.
相似文献14.
基于切顶卸压自动成巷技术原理,分析了沿空切顶巷道顶板结构演化过程,得出厚煤层快速回采切顶成巷围岩应力、位移传递机制,形成了人为主动构建“基本顶上位岩层-采空区碎胀矸石-巷道切顶短臂梁”围岩稳定结构的控制思路。提出厚煤层快速回采沿空切顶巷道围岩协同控制体系,以“恒阻大变形锚索+墩式单元支架”控制顶板,以“滑移式让位护帮结构+自移式动压防冲结构+波浪式多阻护帮锚杆”控制帮部,形成了应对顶板结构位态、碎石运动状态变化的针对性控制技术。以柠条塔煤矿S1201胶运顺槽为工程背景,完成了厚煤层快速回采条件下切顶卸压无煤柱自成巷现场工业性试验。研究表明,采高增大、采速加快后,基本顶上位岩层易引发少量不宜强制控制的回转变形,支护结构可控让位是构建围岩稳定结构的有效途径之一;巷内压力与采空区矸石运动状态密切相关,增强预裂效果有利于减少动压冲击;成巷过程中巷道顶压首先达到恒阻状态,而后位移趋于稳定,最后形成围岩稳定结构。所设计的配套支护结构可有效协同围岩运动,留巷效果良好。 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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以工作面进入平行空巷、回撤通道时顶板超前破断、巷道被掩埋、支架压架的事故为研究对象,通过相似模拟试验对比了工作面过不同宽度空巷、充填与否时围岩破坏特征、应力变化和支架载荷变化,展现了工作面过大断面空巷基本顶超前破断及其灾变演化过程。研究表明：超前破断会导致基本顶一次性破断长度增加、上覆亚关键层同时破断。一旦发生超前破断,现有支护技术很难避免压架,故预防出现超前破断最为重要。鉴于此,运用Winkler地基梁理论对基本顶中弯矩和挠度进行了计算,解释了试验中围岩破断特征、支承应力和支架载荷的变化,给出了基本顶超前破断的机制：煤柱失稳是导致出现超前破断的主要因素,提高煤柱强度有利于预防超前破断。据此提出了局部注浆充填技术使煤柱由单轴压缩变为三轴压缩,提高煤柱支撑能力,并在现场实践中得到了验证。 相似文献
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Qing Ma Yunliang Tan Zenghui Zhao Qiang Xu Jun Wang Ke Ding 《Arabian Journal of Geosciences》2018,11(18):563
One of the reasons for the failure of gob-side entry retaining under the hard roof and the soft floor is the lack of supporting strength at the end of the roadway and the breakdown of the coal wall when the roof is pressed. To this end, the supporting concept of “enhancing the support strength and realizing the cutting roof along the gob-side” was put forward and three roadside support schemes were designed. Taking the gob-side entry retaining in Binhu coal mine as an example, the three roadside support schemes were analyzed by numerical simulation and field monitoring. The analysis results show that the roadside support scheme of “anchorage cable + single hydraulic prop cut roof and anchor net retaining wall support” can effectively control the roof sinking of the roadway and realize the roof cutting. The research can provide a reference for roadside support of gob-side entry retaining in limestone roof and soft floor. 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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This paper is concerned with the mechanism of coal breakage under high-pressure water jet (HPWJ) and its applications. A model of HPWJ impinging on coal target was established to study the cracking mechanism of coal under impact load. The characteristic and pressure distribution of HPWJ, the propagation characteristics of stress wave in coal, the mechanical properties of different coal particles, and the fracture characteristics of coal under HPWJ erosion were investigated theoretically and numerically. The results show that the shock wave and water wedge pressure are the main factors that cause coal breakage and crack propagation. The damage to the far-field coal particles affected by HPWJ is primarily caused by tensile stress, and the damage to the near-field coal particles affected by HPWJ is caused by the coupled effects of tensile stress and compressive stress. An erosion cavity is formed in the coal model with diameters of 1.25 to 2.5 times that of the jet at different depths. Meanwhile, the strong quasi-static pressure at the crack discontinuities further promotes the propagation of radial cracks around the erosion cavity to form a fracture zone, and the diameter of the fracture zone at different depths is 3.5 to 4.0 times that of the jet. In addition, the results of field application show that there is a significant difference between the methane parameters in the hydraulic flushing borehole and the conventional borehole; the average methane volume fraction and the average methane flow rate in hydraulic flushing boreholes are 3.85 and 3.67 times, respectively, that in conventional boreholes. Indicating hydraulic flushing can effectively promote the initiation and propagation of coal cracks. These results are of great significance to improve coalbed methane drainage technology and prevent gas disaster accidents in coal mines. 相似文献