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1.
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
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.
煤层顶板为高承压砂岩含水层,煤层开采过程中,为解决上覆砂岩含水层带来的顶板垮落及裂隙导水等安全问题,以鄂尔多斯盆地南部巴彦高勒矿井3-1煤层及顶板为研究对象,基于矿井地质、水文地质、开采技术条件及现场矿压显现特征,采用现场压力试验法和数值模拟法相结合,研究3-1煤顶板垮落裂缝带的发育特征,以及煤层在大采深、高矿压、高水压条件下的煤层覆岩运移特征及其主控因素。结果表明:数值模拟和现场压力试验结果基本一致,判断3-1煤开采后,顶板垮落带发育高度为38.7m,顶板垮落裂缝带最大高度为126m,裂采比为23.7。为煤矿预测煤层顶板裂隙带发育高度提供了一种新的方法。研究结果对内蒙古呼吉尔特矿区乃至周边相似地质条件矿区的安全开采和煤层顶板防、隔水煤柱的留设提供测试方法和参考依据。 相似文献
4.
浅埋煤层地表厚砂土层“拱梁”结构模型研究 总被引：1，自引：0，他引：1
西部地区拥有储量最大的浅埋煤田,煤层顶板主要特点是基岩薄,地表为厚砂土层。浅埋煤层采动后,上覆岩层垮落运动将直接波及地表厚砂土层,引起采场强烈来压及地表塌陷等灾害。通过物理模拟试验,揭示了厚砂土层贯通地表裂缝的形成和发展规律,发现地表厚砂土层初次垮落的“拱梁”和周期垮落的“弧形岩柱”结构。通过建立厚砂土层“拱梁”结构数学模型,得出了“拱梁”内的应力分量,并给出了厚砂土层破裂的判据和出现拉裂缝的位置,为确定周期性“弧形岩柱”的有关参数提供了依据,为工作面顶板压力控制和地表塌陷的分析提供了基础。 相似文献
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浅埋煤层非坚硬顶板强制放顶实验研究 总被引：5，自引：0，他引：5
以南梁煤矿地质资料为依据,通过对不同覆岩条件和不同强制放顶方案的相似材料模拟实验,证明整体性较好的顶板以强制放顶减小工作面初次来压步距是可行的,既可实现工作面连续推进,又可避免顶板大面积垮落带来的安全隐患。实验揭示了地表厚粘土层浅埋煤层单体支柱工作面开采时,顶板活动及矿山压力显现规律;为南梁煤矿单体支柱长壁工作面实现连续开采,提供了可靠依据。 相似文献
6.
地表裂缝的形成主要与上覆岩层移动规律有关,为了研究浅埋单一关键层煤层开采造成的地表塌陷型裂缝形成机理,本文通过建立关键层断裂的固支梁和"砌体梁"力学模型,利用尖点突变理论,从力学平衡和能量平衡的角度解释了关键层断裂的原因,推导出了关键层的初次断裂步距和周期断裂步距,分析了关键层断裂与地表裂缝形成之间的关系,利用文中推导出的公式求得大柳塔煤矿12208工作面关键层的周期断裂步距为14.9 m,与现场矿压实测周期来压步距12~15 m以及裂缝平均间距13.7 m相符。研究结果表明:关键层断裂是造成地表塌陷裂缝的主要原因,关键层断裂步距决定了裂缝间距。这对于研究类似采矿地质条件下的地表塌陷裂缝形成机理具有一定借鉴意义。 相似文献
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随着煤矿开采强度的不断增大,矿井逐渐向深部转移,冲击地压灾害日益严峻。而深部冲击地压矿井往往存在一层或多层坚硬厚岩层,这些坚硬顶板厚度较大,整体性强,突然断裂时会释放大量弹性能,易引发冲击地压事故,严重制约矿井安全生产。以陕西彬长矿区孟村矿为例,针对矿区内煤层埋藏深、普遍存在多种坚硬厚岩层的特殊情况,提出针对性治理措施：对顶板上方0～80 m范围内厚度超过10 m的坚硬厚岩层进行破断、弱化处理,对煤层上方0～30 m范围的低位岩层采取顶板深孔爆破预裂措施,对煤层上方30～60 m范围内的中位坚硬岩层采取顶板定向长钻孔水力压裂措施,对煤层60 m以上高位坚硬岩层采取地面水平井分段压裂措施;使高、中、低位顶板产生的裂缝在垂向上实现贯穿,将顶板“切割”成相对规则的“块状”结构,使上覆岩层应力由“硬传递”转化为“软传递”;并结合煤层大直径孔卸压、煤层爆破等煤层卸压措施,形成了区域与局部相结合、煤层与岩层全覆盖的“井上下”立体防治模式。工程实践证明：采用“井上下”立体防治模式后,工作面103 J以上微震事件降低88%,周期来压强度降低23%,来压持续时间缩短61%,防冲效果良好。该技术模式的成功... 相似文献
8.
为了研究以煤层顶板弱富水含水层为直接充水水源的顶板透水机理,并探索防治方法,以宁夏宁东煤田红柳煤矿1121工作面开采期间发生的4次大规模透水为切入点,通过理论分析、数值模拟并结合井下钻探等工程技术手段,得出该工作面透水是由煤层开采后顶板岩移形成的次生离层水体引发,提出了煤层顶板覆岩中隔水关键层是造成次生离层水体透水的必要条件;研究了隔水关键层位置、尺寸及其水理性质对次生离层水体周期性透水的控制作用;确定了临界隔水关键层厚度为18 m,并提出了次生离层水体致灾前疏放的最佳时机为次生离层水体形成且周期垮落前,最佳位置垂向上为煤层A主隔水关键层顶板,平面上位于下顺槽距煤帮1/6~1/3工作面斜长范围。 相似文献
9.
周期来压是矿山压力显现的典型特征,准确进行采场周期来压步距预测是有效降低采场事故发生的重要途径。针对基本顶自身缺陷与直接顶耦合作用对周期来压步距的影响,视采场顶板为自带裂缝的有限板模型,根据覆岩协调变形机理,基于断裂力学理论建立采场顶板断裂力学模型,推导直接顶-基本顶耦合作用下周期来压步距函数式,以陕北某矿区2个工作面为例,分析基本顶岩石断裂韧度、裂缝深度、直接顶厚度和弹性模量等参数对周期来压步距的作用规律。研究表明：基本顶断裂韧度与周期来压步距呈近似线性关系;裂缝深度比(裂缝深度/顶板厚度)对周期来压步距影响较大,裂缝深度比达到0.8后,基本顶失稳破坏;直接顶厚度小于3 m时对周期来压步距影响较小,超过3 m后对周期来压步距影响显著。研究结果对采场顶板周期来压步距预测及支架选型具有重要的理论意义和工程价值。 相似文献
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深部开采覆岩应力变化规律模拟实验研究 总被引：4，自引：0，他引：4
为了研究深部开采条件下覆岩结构运动所引发的动力破坏特征及巷道围岩中采动支承压力分布规律,以某矿20180工作面覆岩为研究对象,通过相似材料模拟实验,得出了深部开采条件下覆岩应力变化规律。结果表明:顶板垮落规律显著,初次来压步距较长,周期来压步距基本相似;开采过程中底板与顶板支撑压力是动态变化的,并具有同步性;随着顶板岩层高度的增加,应力集中系数逐渐减小。根据底板和顶板的应力变化规律,将底板和顶板划分为五个区域,为深部开采条件下工作面巷道超前支护,采空区瓦斯抽放及矿压控制提供可靠理论依据。 相似文献
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Tong Zhao Changyou Liu Kaan Yetilmezsoy Baisheng Zhang Shuai Zhang 《Environmental Earth Sciences》2017,76(21):751
The thick hard rock (THR) roof of the long-wall mining face is prone to the large-sized cantilever roof, and its sudden fracture will cause serious rock dynamic disasters, such as coal and gas outburst and rockburst. In this study, based on the long beam theory, the initial fracture mechanical model for THR was established, and the first weighting characteristics and extreme fracture step distance were calculated. This study introduced a new technology called deep-hole pre-splitting blasting (DPB) which could break the THR by drilling holes with different depths and angles at different levels of roof rock and then blasting it. Field measurement analysis indicated that the immediate roof and lower thick hard strata were fully collapsed to fill the goaf, and the upper thick hard stratum was effectively cut off. The results showed that mechanical model and drilling holes method and DPB technique were so notably that would lead to a foundation for large-scale popularization and application in a Chinese Mine. 相似文献
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Navid Hosseini Kamran Goshtasbi Behdeen Oraee-Mirzamani Mehran Gholinejad 《Arabian Journal of Geosciences》2014,7(5):1951-1956
The state of periodic loading and the interval of periodic roof weighting have an important role in geomechanical stability and, hence, in the continuity of longwall mining operations. In this paper, the mechanism of roof caving in longwall mining—together with the effect of engineering and geomechanical properties of surrounding rock masses on the magnitude and timing of periodic loading—is studied. For this purpose, a longwall mine is first modeled using Phase2 software, and then, by simulating the roof caving process, the periodic roof weighting intervals is calculated. Based on the numerical modeling, the first roof weighting interval and the periodic roof weighting interval are calculated as 27.2 and 12.1 m, respectively. Sensitivity analysis is then applied to determine the effect of changes in the mechanical properties of the rock mass, especially in the main roof and immediate roof. The results of the analysis show that as GSI and quality of the immediate roof increases, the periodic roof weighting interval also increases. Hence, the applied algorithm in this research study can effectively be utilized to calculate the periodic roof weighting interval in the longwall mining method. 相似文献
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煤炭开采活动导致的煤层顶板覆岩地质条件变化及采动裂隙发育是损害地下关键含水层的直接原因,也是造成矿区生态环境退化的根源。煤层顶板覆岩结构中发育的厚砂岩作为一种典型的地质条件,其对覆岩采动裂隙的发育规律具有重要的影响。为此,在分析研究区主采煤层赋存地质条件及其分布规律的基础上,选择陕北煤炭开采区曹家滩煤矿主采2?2煤层顶板覆岩为地质原型,采用FLAC3D数值模拟平台模拟分析了厚砂岩不同厚度和位置对覆岩采动裂隙发育形态和发育高度的影响,并以此提出了相应的“采煤保水”建议。结果表明:研究区2?2煤层顶板覆岩中厚砂岩平均厚度25 m,距2?2煤层平均间距76 m;厚砂岩距煤层30 m时,覆岩采动裂隙表现为“矩形—L形—马鞍形”的动态变化特征,距煤层70 m时表现为“L形—倒梯形—马鞍形”变化特征,距煤层大于95 m时全程表现为“马鞍形”特征;覆岩采动裂隙最大发育高度随厚砂岩层位的升高而先减小后增大;厚砂岩厚度H≥30 m、距煤层间距L>95 m,或H≥60 m、L>60 m时,可有效阻挡采动裂隙向上发育贯穿厚砂岩;在充分考虑厚砂岩对覆岩采动裂隙发育规律的影响,选择合适的空间位置和开采阶段进行合理的覆岩减损和保水防治,实现“边采边治、边采边护”的绿色开采模式。该研究成果可为黄河流域中游陕北煤矿区煤炭开采与生态环境保护协调发展提供理论指导。 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
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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
16.
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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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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选取山西阳泉矿区单煤层开采引发的强烈地面塌陷作为研究对象,在详细介绍刘村采煤塌陷所处地质环境背景及其发育变形特征的基础上,根据区域岩体工程地质特征,将其划分为12层岩组;运用关键层、复合关键层理论对采煤塌陷机理进行了分析,获取Hoek-Brown岩体力学参数;采用Flac5.0 Extrusion对刘村采煤塌陷坑进行了反演模拟。数值模拟反映各阶段采动裂缝在地表的发育分布情况并计算了最终沉降量,覆盖层裂缝自然修复周期为2个月,基岩裂缝自然修复周期为3个月;采动裂缝最终在平面上呈“θ”形,塌陷中心1和塌陷中心2最终沉降量分别达到4.5 m和4 m,塌陷面积是工作面面积的1.85倍。模拟结果与调查监测数据高度吻合,客观地反映了地表变形和深部覆岩塌陷的发展变化过程,为塌陷机理分析起到了帮助作用。该套岩体力学参数与模拟方法适用于阳泉矿区采煤塌陷精准预测。 相似文献
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广东岩溶区某输电塔桩基稳定性数值模拟分析 总被引：2，自引：2，他引：0
采用数值模拟手段研究了广东某岩溶区输电塔桩基与下伏溶洞协同变形的规律。通过不同位置应力、位移、塑性区变化监测,发现覆盖层部分应力分布较均匀,受溶洞影响较小,但溶洞围岩应力变化较大,溶洞顶板出现较大的向下弯曲变形,桩底下移明显,特别是当桩基荷载较大且下伏覆溶洞埋深较浅时,溶洞顶板将可能失稳,进而引起桩基破坏。不同嵌岩深度桩基变形特征表明,桩基嵌岩深度与溶洞变形具有正相关关系。 相似文献