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针对特厚煤层综放开采过程中矿压显现剧烈支架工作阻力难以确定的问题,结合特厚煤层工作面顶板岩层破断形成的悬臂梁-砌体梁力学结构模型。工作面来压阶段支架工作阻力不足时,引起砌体梁结构下沉使悬臂梁结构回转变形破断,造成上覆砌体梁结构滑落失稳压架使工作面矿压显现剧烈的特点,建立了含中心斜裂纹的悬臂梁结构破断的力学模型,应用断裂力学理论,分析了悬臂梁破断失稳的影响因素,推导了支架荷载的表达式。结果表明：裂纹倾角和长度是悬臂梁破断失稳的主要影响因素;支架荷载除与悬臂梁自身因素有关外,还与砌体梁垮落步距等因素相关。结合塔山煤矿8102综采工作面地质条件,计算了支架荷载的理论值,验证了理论分析的合理性。理论研究成果对于分析特厚煤层开采时的支架荷载的大小,合理选择支架减少顶板事故具有一定的工程实际意义。 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
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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
4.
坚硬顶板条件下采煤工作面容易诱发冲击地压、煤与瓦斯突出、矿震及采空区飓风等动力灾害,严重威胁矿井的安全生产。基于裸眼分段压裂超前弱化模式,结合“压裂垮落体+煤柱+承重岩层”协同支撑理念,提出坚硬顶板分段压裂超前弱化解危技术。综合采用理论分析、技术研发、工程应用等方法,探索顶板分段压裂超前弱化解危机理,研究形成稳定协同支撑系统的定量判定公式,并在河东煤田保德煤矿开展工程应用。结果表明:根据判定公式可优选压裂目标层位,顶板分段水力压裂弱化技术实施过程中,最高压力22.43 MPa,破裂压降最大达6.17 MPa,单个钻场3个钻孔累计出现3.0 MPa以上压力降167次;根据压裂前后工作面来压情况可知,压裂后顶板来压步距、动载系数、来压均值分别降低35.02%、14.29%、13.87%,巷道变形得到有效控制,验证分段压裂能够形成人造协同支撑系统,实现坚硬顶板动力灾害的弱化解危。研究实践可为同类地质条件下顶板强矿压灾害防治提供技术借鉴。 相似文献
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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
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《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
7.
根据浅埋煤层顶板岩层的赋存特点和长壁开采时基岩老顶的断裂下沉特征,应用初始后屈曲理论和突变理论探讨了初次来压期间基岩老顶的灾害机制和灾害控制,补充了基岩老顶破断后控制岩块滑落失稳的充分条件和岩块触矸前后台阶下沉的判据,确定了台阶下沉量,给出了控制台阶下沉和维持顶板稳定的支护力计算公式,并以神东矿区大柳塔1203工作面为例给出了工程实例。研究发现,顶板破断后岩块处于不平衡状态,台阶下沉的机制是结构的滑落失稳;岩块触矸前后的台阶下沉分别与断裂下沉和开采高度之间存在着确定的关系;顶板强烈来压主要是由结构滑落失稳造成的,控制台阶下沉的实质是控制岩块沿煤壁的滑落失稳。研究结果表明,综合应用初始后屈曲理论和突变理论,可根据顶板结构的赋存状况和结构特征,确定基岩老顶触矸前是否会出现全厚度切落;根据工作面的开采高度和采空区有效充填厚度等,可确定基岩老顶触矸后岩块的运动形式;根据顶板的破断步距、断裂下沉量和岩块摩擦因数等,可确定岩块触矸前后控制台阶下沉的支护力 相似文献
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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
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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
10.
硬厚覆岩的破断与结构将发生显著的变化。针对汝箕沟煤矿二2煤层上覆厚层石英砂岩条件,采用现场实测、数值模拟、理论分析及现场试验等方法,研究了硬厚覆岩裂隙发育特征、破断运动、矿压显现特征及断顶控制技术,为硬厚覆岩工作面灾害防治提供了依据。研究表明,硬厚石英砂岩的微观结构致密完整,呈现大面积悬空、大步距破断运动,引起强烈的支架动载,甚至导致工作面风流逆转、沟通上部采空区隐形火区;硬厚岩层破断运移后产生明显的离层空间,并在开切眼上部和工作面上部及采空区中部形成覆岩主裂隙带,且发育高度大于经验计算数值,甚至与上方采空区沟通诱发灾害;实施开切眼深孔断顶爆破及降低工作面采高,有效缩短了硬厚岩层的初次破断步距,降低了支架动载及主裂隙带高度。 相似文献
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陕北榆神矿区煤层开采面临顶板水害防治与水资源协同保护技术需求,根据材料力学、断裂力学相关理论,以及不同覆岩类型的采动裂隙带统计成果,提出基于预裂–注浆改性(P-G)的煤层顶板失水控制技术思路,其基本原理为通过压裂工艺将连续性好的基岩层压裂成非连续性岩层,削弱采动导水裂隙在坚硬岩层中向上扩展的“尖端效应”,抑制导水裂隙发育高度。再采用黏土类软弱注浆材料将岩层改性为相对软弱的岩层,起到抑制导水裂隙带向上发育与降低上覆岩层导水能力的双重作用,从而实现煤层顶板含水层失水控制。本文以陕北能源基地榆神矿区为对象,提出以采煤工作面地质与水文地质条件分析,采煤工作面顶板含水层涌(失)水模式识别,P-G模式、层位与时间确定,顶板岩层水平孔水力压裂与注浆改性为主要思路,对榆神矿区采煤工作面顶板含水层失水控制方法进行了探讨,为我国陕北能源基地榆神矿区顶板水害防治和水资源协同保护技术实践提供一定的借鉴。 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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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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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
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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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煤矿水害防治是矿井安全管控的重点之一,但缺乏全面、系统、可控的技术管理手段,制约着煤炭资源的安全高效开采,为了科学、有效地指导煤矿水害防治工作,以鄂尔多斯盆地深部煤矿顶板水害为例,运用系统工程与闭环式管理的理论体系,提出了“立体探查、预测预报、追踪探放、分段疏降、采前评价、阶梯排水、监测预警、总结优化”的顶板水害闭环式管控模式,该模式涵盖了水文地质条件探查、水害预测、顶板水疏排、水害监测预警等全过程的管理、控制,形成了从水害治理效果到水害防治过程中每个阶段的反馈通路,组成一个水害防治闭合回路,保障了防治水工作有据可依、偏差可控。将该模式应用于深部复杂水文地质条件的煤矿顶板防治水技术与管理,实现了煤矿水害防治技术与生产管理的协同创新,保障了煤矿安全高效开采,为深部复杂水文地质条件煤层开采顶板防治水技术与管理提供借鉴。 相似文献