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1.
《岩土力学》2020,(Z1)
为研究综放工作面覆岩运动、破断特征及矿压演化规律,依托崔木煤矿302工作面,建立综放工作面开采相似材料模型,观测煤层综放开采过程中顶板的破断特征和矿压显现规律,根据试验结果建立综放基本顶煤壁处断裂的力学分析模型,推导出拉破断临界支护强度计算公式,研究基本顶抗拉强度、作用荷载和顶板厚度对拉破断临界支护强度的影响,形成了综放工作面煤壁处断裂的力学判据,分析崔木煤矿302综放工作面液压支架的支护效果。结果表明,(1)综放工作面推进过程中基本顶悬臂梁长度逐渐增加,与后方断裂顶板形成"悬臂梁-铰接结构",支架处于这种结构保护之下时工作阻力小;(2)若基本顶在煤壁处拉断裂和结构失稳,支架快速增阻,安全阀开启,活柱量下降,易于导致支架压死;(3)随着基本顶作用荷载增大,拉断裂临界支护强度线性增长,但基本顶抗拉强度对拉断裂临界支护强度影响不大。研究结果可为综放工作面基本顶煤壁处断裂和压架灾害预报提供一种方法。 相似文献
2.
工作面上覆坚硬顶板往往不易垮落,破断后易形成动压灾害。以神东矿区布尔台煤矿为背景,针对典型坚硬顶板造成的强矿压动力灾害问题,采用数值模拟、理论分析的方法分析并揭示坚硬顶板弱化前后的应力演化特征及顶板破断机理,提出超前区域防治技术并应用于现场实践。结果表明:坚硬顶板破断演化特征分为3个阶段,即“长悬臂梁”阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,其中“长悬臂梁”阶段支架上方顶板应力显著增大至6.8 MPa,破断前支架上方顶板应力为破断后的2倍,其临界破断产生的应力释放是引起强矿压的根本原因,这也是弱化改造控制的主要阶段。基于坚硬顶板灾害发生机理,提出“广域大空间”超前区域防治技术,阐述了绿色、精准、广域的防治优势,以及钻孔轨迹控制、封孔质量控制、多孔联动效应的关键技术及治理评价体系。结合数值模拟进一步验证防治技术的可靠性,当“长悬臂梁”结构弱化后,其破断前支架上方顶板应力为4.6 MPa,降幅32.4%,顶板破断演化特征3个阶段演变为来压前阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,弱化后顶板各阶段支架上方顶板应力降幅达到32.4%~79.4%,表明预成裂隙弱面和降低坚硬层完整性能够有效改变顶板破断结构,显著降低来压强度。实践表明:压裂过程产生多次压降,降幅均达到3 MPa以上,探测裂缝发育长度达到30 m以上,压裂前后工作面周期来压步距降幅44.9%,支架来压载荷降幅18.1%,治理效果良好。研究结果可为类似矿区动力灾害治理提供借鉴。 相似文献
3.
不规则煤层开采容易引发顶板应力集中、矿压显现异常等问题,为探究变面长采场顶板破断规律与结构演化特征,针对工作面斜长由小变大的突变型采场不同开采阶段的几何特征与力学成因,运用小挠度薄板弯曲理论依次建立并解析4种边界条件的顶板结构模型。根据变面长采场顶板矿压分区显现特征,采用MATLAB与FLAC3D数值模拟方法分析顶板破断规律与宏观力学响应。通过系统分析与总结归纳,构建了变长工作面“三场三区三结构”的覆岩结构传递演化模式,提出了“两场两规律”的顶板分区破断效应。并通过典型工程案例的矿压实测进行应用验证。结果表明:变面长采场分为小面采场、变面采场和大面采场,小面采场顶板为缓压型结构,发生的是传统“O?X”形破断;变面采场顶板为突变型结构,顶板断裂产生的延长形与漂移形“O?X”破断裂隙与大面采场增压型结构顶板的裂纹发育特征较为相似,故将二者整合为全大面采场;全大面采场顶板发生的是“X?O”形破断,裂纹继续发展产生延长形破断,形成“两场两规律”的顶板破断理论。研究结论为探明变面长采场的覆岩运移本质,加强深部复杂煤层赋存条件下的顶板灾害防控提供了重要依据。 相似文献
4.
《岩土力学》2017,(9):2693-2700
为了进一步完善典型浅埋煤层长壁开采覆岩运动与控制理论,以神东矿区22616工作面为工程背景,采用试验模拟、理论分析与现场应用相结合的方法,研究典型浅埋煤层长壁开采老顶破断特征及地表砂土层载荷传递效应,提出采场支架合理工作阻力计算方法,并成功应用于工程实践。研究结果表明:浅埋采场老顶滑落失稳瞬间,动载显现剧烈,覆岩台阶下沉明显,砂土柱间的摩擦作用导致地表砂土层载荷存在一定的传递效应,并非以其全部自重作用于基岩老顶。基于这一特性,引入岩柱法修正老顶结构经典力学模型参数,改进浅埋采场来压顶板支护力数学模型。理论计算采场初次来压控顶支架最大工作阻力为10 506.8 kN/架,周期来压控顶支架最大工作阻力为7 475.26 kN/架,均与现场观测数据较为吻合,采场ZY11000/24/50型液压支架刚好满足控顶要求,保障了工作面安全、高效开采,为典型浅埋煤层长壁开采工作面支架工作阻力确定及选型提供了重要参考。 相似文献
5.
高强度开采工作面矿压显现复杂,容易发生压架、冒顶等灾害。为从理论上解释高强度开采工作面的矿压特征,分析了高强度开采工作面的一般特征及其对矿压显现的影响,以顶板初次断裂为例,运用薄板理论并结合岩石力学试验成果,推导出不同面长和不同推进速度下顶板断裂步距的计算公式,并分析了面长和推进速度对来压时支架工作阻力的影响机制。结果表明,面长影响顶板应力分布,推进速度改变顶板承载能力,而且面长越短,推进速度越快,顶板的初次断裂步距就会越大。对于高强度开采工作面,面长普遍大于200 m,面长效应影响微弱,矿压显现主要受推进速度作用,断裂步距和来压时支架工作阻力都比非高强度开采工作面大,容易发生压架和冒顶等灾害。 相似文献
6.
工作面长度的增加是导致采场矿压强度增加的原因之一。通过相似模拟试验证明了覆岩能破断成梯形台形态,并指出了梯形台形成机制及梯形台的参数计算原理。利用梯形台分析了工作面长度对覆岩破断规律的影响,指出了梯形台与关键层理论的关系。基于薄板理论推导了岩层破断步距的计算公式,分析了工作面长度对梯形台空间结构演化及采场矿压显现特征的影响。结果表明：由于覆岩按梯形台破断,工作面长度较短时,加载层厚度较小,来压强度小。对比研究了赵庄2号井1305大采高工作面（工作面长度为85 m）和1302大采高工作面（工作面长度为180 m）矿压特征。结果表明：1305工作面基于梯形台和薄板理论进行选型计算,支架计算工作阻力为4 738 kN,现场选用额定阻力5 500 kN能够满足顶板控制的要求;1302工作面基于梁理论进行选型计算,支架计算工作阻力为7 623 kN,现场需选用额定阻力7 800 kN才能满足顶板控制的要求。 相似文献
7.
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
8.
针对大倾角厚软煤层下分层安全综采问题,结合淮南矿区潘北煤矿1212（3）大倾角厚软煤层分层综采下分层工作面地质与工程条件,综合运用基于数字散斑、声发射监测与分布式光纤传感技术的物理模拟试验、基于煤系地层赋存禀赋建模技术的数值模拟试验相结合的研究手段,开展了下分层开采再生顶板破断倾向分区演化、再生岩体变形声发射能量与光纤应变响应规律及应力分布特征研究。结果表明：再生顶板破断由其破断岩块滑移、低中位悬臂梁和高位铰接岩梁断裂组成,双梁破断是引起下分层支架失稳的关键所在。下分层中上部双梁破断声发射能量呈高度聚集且持续时间短,光纤感知低位悬臂梁破断且中上部光纤应变峰值高,下分层中上部是支架与再生顶板稳定性控制的重点区域。下分层下部再生顶板破断岩块充填密实且粒径小,是架间与架前岩块漏冒多发区域。下分层再生顶板中形成高应力组成的应力拱,距采空区高度约30 m,双梁破断主要发生在拱内,拱中岩体破断对支架具有一定的冲垮作用。 相似文献
9.
坚硬顶板是岩层控制的一大难题,高位坚硬岩层的破断失稳经常会诱发强矿压灾害,严重威胁矿井的安全生产,坚硬顶板的治理是煤矿安全生产的重大难题之一。针对神东矿区布尔台煤矿煤层顶板厚度大、硬度高、垮落难等问题,分析定向长钻孔分段水力压裂的压裂机理和技术优势,基于关键层理论确定了钻孔布置层位,采用拟三维裂缝模型对压裂注入时间和注入流速对裂缝扩展的影响进行分析计算,确定布尔台煤矿42108工作面顶板压裂钻孔布置方式,沿工作面倾向方向平行布孔3个,裂缝半长41 m,压裂控制区域覆盖了整个工作面。实践表明:42108工作面在实施了坚硬顶板分段水力压裂弱化后,工作面正常支架循环末阻力同比下降3.33%;周期来压期间,支架循环末阻力同比下降6.81%;动载系数平均降低了10.88%;强矿压显现减弱,保证工作面安全回采。 相似文献
10.
为了防止类似淮南顾北矿1202（3）上提工作面再次发生突水压架事故,根据上提工作面覆岩破断特征,建立了自然拱覆岩结构力学模型,推导出低冒拱和高冒拱的拱高计算式,研究了工作面顶板断裂位置对支架载荷的影响,分别计算出松散含水层在自然拱内、拱外两种条件下的覆岩载荷,确定了滑落失稳和挤压变形失稳的压架判据。研究表明,上提工作面受到松散含水层内水的影响时,易形成高冒拱结构,拱内松散层重度增加,铰接岩块之间的接触力减小,承载关键层受到松散含水层内的水压影响,造成支架上的载荷急剧增大,导致上提工作面易发生突水压架事故。然而影响工作面突水压架既有地质因素,又有开采技术因素,盲目地增加支架工作阻力未必能降低工作面压架风险,支护成本必然急剧增加。基于此,定义了无量纲的压架敏感度指标,分析了压架因素的敏感性,并针对压架敏感性较高的因素,提出了“适当控制采高,开切眼顶板强制放顶,防止直接顶悬顶,采前疏水降压,加固工作面煤壁,提高支架支撑力,合理的设备选型,保证合理的工作面推进速度”等防压架对策,为类似条件下上提工作面安全开采提供一些理论指导。 相似文献
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De-zhong Kong Wei Jiang Yi Chen Zheng-yang Song Zhenqian Ma 《Arabian Journal of Geosciences》2017,10(8):185
Low recovery of longwall top coal caving (LTCC) remains one of the most difficult engineering problems in this mining method and impedes its application. The top coal left in the gob at face end accounts for a large portion of the total coal loss, and the instability of the leftover triangle coal at face end has long been a threat to the safety of miners and the mining equipment. In this paper, based on the engineering background of Ruilong mine, we explore the stability of the roof at the end of the face by using theoretical analysis, numerical simulation, and field measurement. Results reveal that in the inclined longwall top coal caving face, the immediate roof forms an “arch” structure, and the basic roof forms a “masonry beam” structure after the roof collapses; working resistance of the support calculated by the method of ultimate bearing capacity was adequate to meet the requirement of roof load; roof load of coal pillar was related to the length of key block and fracture position; and increasing the size of coal pillar could ensure the stability of both coal pillar and roof. 相似文献
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含裂隙煤层底板突水规律的数值模拟与工程应用 总被引：5，自引：0，他引：5
本文结合淮北杨庄矿某工作面实际工程情况, 利用NCAP-2D-W对煤层底板突水进行多方案的数值模拟试验研究。主要内容包括:(1) 考虑在承压水不变的条件下,设计不同裂隙分布状态,探讨单裂隙、多裂隙、不同长度裂隙对煤层底板破坏的影响及开采矿压对裂隙顶部破坏的影响;(2) 考虑承压水的变化,分别考虑单裂隙和多裂隙两种分布状态,探讨裂隙对煤层底板破坏的影响及开采矿压对裂隙底部破坏的影响。通过分析受采动荷载、岩层结构变化、煤层底板中裂隙分布状态及承压水变化等因素影响的数值试验,获得了随开采工作面不断推进煤层底板破坏区的发展、突水导升高度的递增、突水通道的形成等相关规律。 相似文献
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为保障厚煤层综采工作面回撤巷的安全使用,以鄂尔多斯纳林河二号井31102工作面回撤巷强矿压显现为背景,通过现场监测与理论分析相结合的方法,对厚煤层综采工作面开采过程中回撤巷强矿压显现进行研究。结果表明:厚煤层综采工作面回撤巷强矿压显现,主要为工作面采动引起的超前支承压力、相邻采空悬顶引起的双向支承应力,以及回撤巷开掘引起的静载三者耦合作用的结果。根据强矿压发生机理,提出回撤巷道及相邻巷道钻孔卸压和补强支护相结合的控制方案,使其处于“强支、强卸”状态。在相邻31103工作面回撤巷实施强矿压控制技术,通过现场观测和数据分析,表明强矿压控制技术效果良好,可有效保障回撤巷的安全使用。 相似文献
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大采深工作面煤层底板采动破坏深度测试 总被引：1，自引：0，他引：1
针对邢东矿大采深的情况,利用现场底板注水试验对2121工作面底板采动破坏深度进行了测试研究,依据单位注水量的动态变化以及注水孔与采线之间的距离关系,确定了底板破坏深度。试验结果表明:该工作面底板破坏深度为32.5~35m,比300m采深以内的工作面实测深度(9.15~12.0m)增加2倍以上,说明随着开采深度的增加,煤层底板采动破坏深度呈明显增大的趋势,因此,在水压和破坏深度二者同时增加的条件下,2121工作面深部煤层开采的突水危险性远远大于浅部煤层。测试结果为邢东矿大采深工作面的防治水方案的制订提供了科学依据。 相似文献
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随着煤矿开采深度的不断增加,带压开采已经成为深部矿井普遍应用的一种采煤方法,而带压水上采煤的关键问题之一是确定采动引起的底板破坏深度。针对董家河煤矿5号煤层开采引起的底板采动破坏深度开展相关研究,以该矿的507综采工作面开采为工程背景,采用理论分析和数值模拟相结合的办法,动态再现了整个底板岩层渐进破坏过程,并得出底板岩层的最大破坏深度为10~11 m,该结果与现场实测结果一致;同时给出了该矿底板岩层破坏深度与工作面斜长和埋深关系的经验公式。该结论为董家河煤矿带压开采工作面煤层底板突水预测与防治提供了科学依据。 相似文献
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为了研究采动破坏过程煤体电位信号的响应特征与规律,利用自主研发的矿用电位仪在河南薛湖煤矿25050综采工作面进行了现场测试。结果表明:煤层采动破坏过程能够产生显著的电位信号,电位响应特征能够揭示煤体应力状态的变化,随着回采工作面的推进,电位强度呈先增加后降低趋势,利用钻孔卸压后,煤体应力降低,电位信号随之下降;电位强度与钻屑量的空间分布规律基本一致,利用电位空间分布规律能够识别应力异常特征,出现“卡钻”现象时,煤体应力异常,电位强度出现峰值;当瓦斯指标超限或出现大能量煤炮事件时,电位信号呈超前增大趋势并伴随剧烈波动,利用电位信号能够识别煤岩动力灾害危险的前兆特征。研究成果表明利用电位手段可现场监测煤体采动破坏、预警煤岩动力灾害。 相似文献
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针对孤岛工作面煤层开采底板损伤问题,以河北葛泉煤矿11913孤岛工作面为研究对象,采用微震方法分析其底板破坏深度;并通过数值模拟对首采、跳采及孤岛3种工作面回采过程中围岩采动应力与底板破坏的规律进行了对比分析。微震测试结果显示11913工作面回采过程中微震事件主要发生在下巷,识别出工作面最大破坏深度20~25 m;基于COMSOL的11912首采、11914跳采及11913孤岛3个工作面数值模拟结果显示,11912首采与11914跳采条件下煤柱地应力集中状态变化不大,最大破坏深度小于11.56 m,仅发育至工作面底板的注浆改造层内部;而11913孤岛回采条件下,受到重复采动影响,工作面两侧煤柱应力集中状态骤增,最大破坏深度剧增至23 m,已发育至煤层底板的本溪组灰岩含水层。研究结果对于华北型煤田下组煤层开采底板破坏规律分析与不同类型工作面回采条件下底板水害防治有一定的参考价值。 相似文献
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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
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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