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为了解决薛虎沟煤矿复采煤层回采巷道受双重采动影响下的支护问题,经现场观测,部分巷道顶板存在上部空巷与煤体并存现象,增加了支护难度。通过理论分析和数值模拟的方法对2-106A2巷道在双重采动影响下围岩稳定进行了受力状态分析,并对原支护方案进行了校验,结果表明原支护方案不能满足此条件下的巷道稳定,需要对巷道顶板和右帮(2-106B工作面侧)采取补强支护。利用数值模拟的方法对2-106A2巷道采取补强支护方案后的围岩稳定性进行了分析,模拟结果表明所设计的补强方案合理。另外,在现场采用十字布点法对2-106A2巷道受双重采动影响230 m这段巷道进行了围岩变形量观测,巷道顶板下沉最大量195 mm,左、右两帮移近量分别为124 mm、265 mm,巷道顶板破碎区变形得到了很好的控制,实现了工作面的安全高效回采。 相似文献
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一次动压煤矿巷道预应力锚索支护设计与参数优化 总被引：13，自引：1，他引：12
针对阳泉矿区一次采场巷道,采用正交数值分析方法和灰色理论中的关联度分析,进行了支护参数的优化决策。选择了8因素3水平的正交数值试验方案,进行18次数值计算,研究了不同的一次动压条件（应力环境）和支护参数的巷道稳定性与变形特征。在计算中,考虑了围岩锚固的“强度效应”,提出了锚固效应在数值计算中的实施方案;提出了巷道稳定性和变形收敛率两类评价准则,确定了相应的局部优化方案。在此基础上,综合支护成本和施工难易程度等因素,采用了灰色理论进行最佳方案的关联度分析,由此获得一次动压巷道的最优支护方案。该研究已应用于阳泉矿区一次采场巷道支护设计,取得了较满意的支护效果。 相似文献
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为解决深部大断面软岩巷道交叉点大变形问题,以万福煤矿千米深井巷道交叉点为工程实例,首次在巷道支护中运用微观负泊松比（negative Poisson’s ration,NPR）钢锚索。采用室内试验、理论分析、数值模拟及现场试验相结合的方法,分析了深埋巷道交叉点的围岩变形机制,提出了以微观NPR钢锚索为核心的控制对策。通过室内静力拉伸试验对微观NPR钢锚索的力学特性进行研究,结果表明,微观NPR钢锚索拉伸全过程表现为高恒阻,均匀拉伸,无屈服平台,破断时无明显颈缩现象。通过理论推导,基于T型巷道交叉点围岩最大影响范围,建立微观NPR钢锚索支护T型巷道交叉口最大影响范围计算模型。通过数值模拟,再现T型巷道交叉口的破坏演化过程,分析对比普通支护/微观NPR钢锚索支护效果。现场开展支护应用试验与监测,验证了长短微观NPR钢锚索联合支护对策具有良好的交叉口围岩大变形控制效果,为交叉口围岩安全稳定控制提供了新支护材料和支护手段。 相似文献
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水对树脂锚索锚固性能影响的试验研究 总被引：1，自引：0，他引：1
水对树脂锚索锚固性能具有影响,可导致锚索锚固失效。通过室内树脂锚固锚索拉拔试验以及长锚索锚固试验,系统研究了水对树脂锚索锚固性能的影响,得出水可降低锚固粘结强度约7 %,降低锚固体单轴抗压强度约12 %,减少有效锚固长度约10 %。研究结果对定量评价巷道锚索支护的安全性以及合理设计树脂锚索的支护参数具有重要意义。 相似文献
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无底柱分段崩落法采场稳定性分析 总被引：3，自引：0，他引：3
无底柱分段崩落法是国内外地下矿山广泛采用的采矿方法。长期以来由于受凿岩、装药以及出矿设备的制约,国内矿山大多采用小结构参数的无底柱分段崩落法,所产生的地压问题十分严重,开采效率低。近年来无底柱分段崩落法朝着增大采场结构参数的方向发展,不但有利于改善采场稳定性,同时还降低了生产成本。因此,开展采场稳定性分析有利于实现安全、高效开采。采用三维有限元方法对10 m×10 m、15 m×15 m、15 m×20 m共3种不同结构参数的崩落法采场进行了数值模拟,对进路开挖与矿石回采两个不同过程的巷道顶板竖直位移、主应力进行分析。数值计算结果表明：进路开挖时15 m× 20 m 与10 m×10 m的结构参数相比较,巷道顶板的竖直位移降低了20.1%,最小主应力下降了约18.8%;开采过程中顶板的竖直位移、主应力值都比进路开挖时小,采场地压得到改善;进路开挖与矿石回采过程巷道顶板的竖直位移和主应力值都随着结构参数的增大而降低。因此,大结构参数能更好地改善采场地压,增强采场稳定性,采用大结构参数的无底柱分段崩落法是安全可行的 相似文献
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煤层顶板为弱胶结岩体时稳定性差,常在煤炭回采过程中或巷道掘进时发生大变形或失稳等现象,维护难度较大。针对煤巷弱胶结粉砂岩顶板力学特征与变形控制等问题,以广西林场煤矿煤巷弱胶结粉砂岩顶板支护工程为工程背景,采用现场调研、实验室试验、理论分析等方法进行研究。通过现场调研,发现研究巷道有顶板岩层自承能力差、受水环境影响、支护结构失效率高、底板受水影响底鼓量大、受采动影响等特征;顶板岩石点荷载试验表明,其单轴抗压强度仅为1.9～ 2.3 MPa,采用电镜扫描发现,弱胶结粉砂岩以粗粒矿物为骨架;在普氏理论的基础上,推导了巷道顶板和两帮承压极限表达式,提出了提高巷道围岩整体强度和承载能力、确定合理的锚杆支护参数、顶板设计锚索加强支护等弱胶结巷道围岩控制要点。依据试验分析与理论研究成果,提出了以注浆加固为基础,锚杆和锚索联合支护的控制方案,并在林场煤矿进行了工业性试验。现场监测数据表明,设计的支护方案可以有效地控制煤巷弱胶结粉砂岩顶板变形。 相似文献
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江坪河水电站进水口边坡断层、层间错动以及泥化夹层等软弱结构分布众多,构成了顺坡向的潜在滑动组合体。为确保边坡的安全稳定性,采用了预应力锚索和大截面抗滑桩对边坡进行加固处理。边坡施工过程中,部分预应力锚索轴力监测值出现超过设计吨位的现象。为分析边坡锚索和抗滑桩支护系统的可靠性,采用三维数值分析方法对锚索和抗滑桩等支护结构的受力性态进行了系统研究。三维数值分析结果表明顺层岩体结构边坡中支护结构部件空间受力特性存在较大的差异性:局部预应力锚索轴力长期超限失效可能引起支护系统其它构件内力增加,危及边坡稳定性;抗滑桩的内力分布与岩体层间错动和泥化夹层的空间展布密切相关。受岩体结构面影响,抗滑桩内力分布类似于连续梁受力分布特点。支护结构的空间受力特点表明支护系统设计时应该考虑边坡及支护结构的整体空间效应影响,以保证支护结构自身的安全性。 相似文献
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在复合顶煤巷中采用锚带网支护发生过冒顶，为此试验了锚带网 锚索 钢筋梯子梁联合支护，取得了较好效果。分析了其支护原理、支护参数，并对巷道矿压进行了研究。 相似文献
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对锚索梁支护及组合构件耦合支护研究现状进行了总结分析,指出锚索梁支护系统组合构件耦合支护研究的必要性和意义。以“先控后让再抗”支护理念为指导,研发出高强让压型锚索箱梁支护系统。通过层次分析法得到支护系统各构件权重值,提出了支护系统构件整体性能利用率、耦合效率和围岩控制效果3个指标,进行的13种数值试验对比方案结果表明：Ⅱ12c+? 22锚索、Ⅱ12b+? 22锚索和Ⅱ12a+? 17.8锚索方案对应的支护系统均具有较高的耦合效率;锚索型号对支护系统耦合效率具有较为显著的影响;增大预紧力有助于进一步提高构件整体利用率、耦合效率,改善围岩控制效果。设计制作了测力箱梁,选择Ⅱ12b+? 22锚索方案对应的锚索梁支护系统进行了现场试验,测站监测结果显示,支护系统在掘巷期间的整体性能利用率为54.51%,构件耦合效率达到75.61%,系统各构件达到了同步承载的效果,巷道顶板沉降量和两帮移近量分别为148 mm和180 mm,较好地控制了巷道围岩变形。 相似文献
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针对金山店铁矿亟需确定的大断面结构参数问题,采用东北大学研制的SLS崩落放矿模拟系统和ITASCA公司的岩土工程软件FLAC3D,对该矿三期的采场结构参数进行了模拟分析和研究。数值放矿试验表明,崩矿步距对矿石回收指标影响较大,崩矿步距3.5～4.5 m更有利于指标回收,兼顾爆破参数因素时推荐为3.5 m。通过进路群开挖的数值模拟,并对开挖过程围岩的位移、应力和塑性区进行分析,发现开挖后塑性区范围不大,巷道具有良好的稳定性。因此,拟采用的进路参数从矿石回收指标和巷道稳定性方面看是较合理的方案。 相似文献
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基于区域化变量及RMR评价体系的金川III矿区矿岩质量评价 总被引：1，自引：0，他引：1
岩体质量的全面评价是自然崩落法矿山可行性研究和初步设计的重要前提和依据。RMR体系是通常采用的综合性评价方法,以钻孔或坑道的局部RMR评价值来表征整个区域的岩体质量具有片面性。因此,以金川III矿区1554水平以上的岩体质量调查数据为样品,首先对其空间结构性及变异性进行了分析,得出调查区RMR参数指标具有区域化变量特征的结论;其次,建立了评价范围内各类工程和岩性区段的三维表面模型,并对该模型用长方体单元进行了离散;然后,借助区域化变量最优无偏估值方法,对各离散单元块的RMR参数指标进行推估,建立了反映全局变化的矿岩质量三维可视化RMR评价模型;最后以RMR评价模型为基础,根据Laubscher崩落图对矿岩初始和持续崩落的水力半径进行了计算。结果表明：III矿区的RMR均值为39.8,矿岩可崩性属较好到很好。预测金川III矿区平均持续崩落水力半径为20.4 m。 相似文献
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我国西部神府东胜煤田主要赋存浅埋近距煤层,煤层埋藏浅,覆岩上部厚松散层大范围分布,近距煤层开采导致覆岩与地表裂缝发育严重,加剧了原本脆弱的生态环境进一步恶化。为探究浅埋近距煤层开采覆岩与地表采动裂缝发育规律,掌握其控制方法,以柠条塔煤矿1-2煤层和2-2煤层开采为背景,结合实测统计分析、物理模拟和分形理论,掌握浅埋顶部单一煤层开采和重复采动下覆岩与地表裂缝发育特征,揭示煤柱布置对裂缝发育的控制作用。研究表明,煤层开采导致的地表裂缝可分为平行于工作面的动态裂缝和工作面开采边界地表裂缝(切眼边界侧地表裂缝和区段煤柱侧地表裂缝),动态裂缝在开采后能够实现自修复,工作面开采边界的地表裂缝不能自修复。下煤层开采区段煤柱侧覆岩与地表采动裂缝发育严重,其与区段煤柱错距密切相关。1-2煤层开采后,基岩垮落角为60°,土层垮落角为65°,边界煤柱侧地表裂缝的宽度为0.26 m。下部2-2煤层开采,煤柱叠置、错距20、40 m时,区段煤柱侧覆岩采动裂缝宽度分别为0.81、0.45和0.22 m,地表裂缝宽度分别为0.65、0.30和0.12 m。通过确定合理煤柱布置方式,能够有效控制覆岩和地表采动裂缝的发育程度,据此确定柠条塔煤矿1-2煤层和2-2煤层开采的合理煤柱错距应大于40 m。 相似文献
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金川二矿区1178m分段巷道位于矿体上盘,采用直墙半圆拱断面,巷道建成后变形严重,经过多次返修,仍未解决其稳定性问题。为了查明巷道破坏状况,对变形严重地段进行了监测,得到巷道变形规律,并进行了原岩应力实测工作,查明了工程的地应力环境,在此基础上结合工程地质条件对巷道变形破坏原因进行了初步探讨。 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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煤矿开采后采空区上覆岩层变形是一个长期过程,往往严重影响后期穿越采空区隧道的施工建设和长期运营。新建桑掌隧道是穿越采空区的典型案例,准确预测采空区残余变形对隧道的影响是保障工程安全的关键。本文采用玻兹曼函数对等价变采厚概率积分法进行优化,并引入时间函数,提出一种改进的变采厚概率积分法。采用该方法对山西省阳泉二矿4个停采时间不同的采空区在2020年之后的残余变形量进行了预测,并分析了采空区残余变形对桑掌隧道的影响。研究结果表明,新建桑掌隧道线路上的最大残余沉降量为325 mm,出现在隧道中段;最大残余侧向位移为168 mm,出现在隧道起点附近。由于隧道轴线与其中3个工作面的长轴方向小角度相交,隧道呈现出侧向移动、竖向下沉与轴向扭转的复合变形趋势。本文的计算结果可为桑掌隧道施工和变形处治提供科学依据,计算方法可为穿越采空区隧道建设提供理论支撑。 相似文献
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深部高应力软岩动压巷道加固技术研究 总被引：18，自引：1，他引：17
为解决深部软岩高应力动压巷道维护的技术难题,针对孔庄矿-620软岩大巷处高应力区、受上方7335水采工作面、8331综采工作面采动以及断层影响的特征,分析其破坏状况和因素,模拟研究了采动影响前后大巷变形规律,掌握大巷应力状态变化规律及影响区域,提出大巷加固思想,优化加固方案,确定了合理加固参数。研究成果表明,采用锚网索喷+锚注联合支护技术,利用新型专利注浆锚杆,对大巷周围2 m范围注浆,能够有效控制大巷变形。进行井下工业性试验,通过注浆前后围岩力学性质对比、实摄及矿压观测手段检测,结果表明-620大巷变形破坏得到了有效的控制。 相似文献
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Monitoring of strata control parameters and behaviour of a powered support was carried out during an experimental trial of a mechanized longwall sublevel caving face for exploitation of a 7.5m thick coal seam. Field observations indicated that the requirement of support density for underwinning of top coal by sublevel caving under intact strata is different from that for underwinning under broken and fractured rock mass. Analysis of the leg closure observations and support resistance variations during different mining cycles showed rapid increase of the setting load density of the support in relation to the yield load density. This resulted in a large amount of leg closure during mining cycles of the sub level caving face under broken rock strata. Due to operational constraints, the field observations could not provide enough information to visualize the behaviour of the overlying rock strata. Simulation of the field conditions was therefore performed on a physical model to bridge this gap of information. Results of laboratory investigations on the physical model are combined with those of the field to explain the critical behaviour of the support system during sublevel caving under broken rock strata. 相似文献