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为了研究思林电站地下厂房区地应力状态,作者采用声发射法(AE)和现场套心应力解除法对拟建的思林电站进行地应力测量。声发射法测得最大主应力值为15.9MPa,套心法测得的最大主应力方向为NE 70.9°,最大主应力值为16.03MPa,表明在同一测点用两种不同的测量方法所测的结果一致。 相似文献
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准确揭示原位地应力状态，对地下工程开挖支护设计和长期稳定性分析等具有十分重要的意义。利用水压致裂技术开展了纱岭金矿主竖井地应力测试工作，获得了20个测段地应力状态；室内进行了主竖井测试孔岩芯的岩石力学试验，包括巴西劈裂试验、单轴压缩试验及声发射监测试验，获得了岩石空间非均质度和强度分布特征，并分析了岩石非均质度与水压致裂测试结果的关系。结果表明：主应力大小随测量深度近似呈线性增大，测试孔的最大水平主应力值为20.78～45.20 MPa，最小水平主应力值为14.94～35.33 MPa，平均最大水平主应力方向为NW65°；测试孔岩芯各层位非均质度不同，变辉长岩非均质度系数为0.1～0.3，且岩石不同强度条件下声发射信号数量变化不显著，岩石离散度较小，花岗岩非均质度系数最高，可达1.0，以加载后期强相破裂产生的声发射信号为主；岩石非均质度影响水压致裂裂纹的扩展方向，扩展方向和最大水平主应力方向的夹角φ影响着最大、最小水平主应力的测量结果，且对最小水平主应力的影响尤为显著。分析水压致裂测量结果与岩石性质之间的关系，对精确探测非均质地层的地应力场分布规律具有一定的指导作用。 相似文献
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矿井动力现象如巷道变形破坏、煤和瓦斯突出及煤层底板突水等都与地应力密切相关。应用水压致裂法对新集矿区的原地应力进行了测量,确定原地系统深部围岩的应力状态,即原地应力的量值和方向,研究获得了矿区地应力的赋存规律和基本特征。测量结果分析表明:新集矿区地应力场以水平应力为主导,属于构造应力场类型;垂直主应力和最大、最小水平主应力均随埋深的增加呈近似线性增加;最大水平主应力与最小水平主应力的比值范围是1.01~1.29,反映新集矿区受构造作用较恒定;测压系数的范围是0.98~1.3,随深度变化不明显;新集矿区受到F10断层东西向的拉张应力,最大水平主应力方向为近EW向。最后探讨了原地系统不同构造部位地应力方向差异的原因,初步分析认为,是受到阜凤推覆体的影响。 相似文献
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潞安矿区井下地应力测量及分布规律研究 总被引：10，自引：1，他引：9
在山西潞安矿区的13个煤矿采用小孔径水压致裂地应力测量装置,完成了60个测点的原岩应力测量工作。实测数据表明：潞安矿区55%的测点最大水平主应力大于垂直主应力,由于受埋藏深度与地质构造影响,矿区内各矿地应力值差别较大,但地应力大小总体上属于中等地应力值;潞安矿区最大水平主应力方向从南到北变化较大,构造应力场呈现出多变的形态。在实测数据的基础上,绘制了潞安矿区地应力分布图;分析了地应力随埋藏深度的变化规律、平均水平主应力与垂直主应力的比值与埋藏深度的关系。煤矿井下地应力测量为井田开拓、巷道布置与支护设计等工程实践提供了可靠的基础参数,提高了工程设计的科学性、合理性与可靠性。 相似文献
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淮南矿区深部地应力场特征研究 总被引：1，自引：0，他引：1
利用水压致裂法和套孔应力解除法对淮南矿区-500～-1 000 m深度范围内的12个矿井进行了地应力测量,取得了19个有效测点的数据。数据分析表明：（1）淮南矿区深部地应力场以水平应力为主,构造应力占绝对优势,属于典型的构造应力场类型;（2）地应力量级属高应力水平;（3）垂直主应力、最大及最小水平主应力随深度的增加均呈增大趋势;（4）侧压系数 随深度增大而减小,地应力场有从大地动应力场型向准静水压力场型过渡的趋势;（5）侧压比 的回归曲线分布于Hoek-Brown内外包线带内,且变化趋势与Hoek-Brown曲线相似,但与Hoek-Brown曲线相比,回归曲线 值偏小;（6）最大水平主应力与最小水平主应力的比值范围为1.12～2.02,其中68.42%的测点分布在1.67～2.02之间;（7）最大水平主应力方位为NEE－EW向。最后探讨了淮南矿区地应力与地质构造的关系,分析认为,矿区最大主应力方向与构造运动密切相关,矿区现今构造应力场最大主应力方位与实测最大水平主应力方位大致吻合。 相似文献
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金川三矿地应力测量及应力状态特征研究 总被引：1，自引：0，他引：1
金川三矿位于金川矿区F17断层以东,是超基性贫矿。随着选矿和冶炼水平的提高,三矿区逐渐进入开采阶段。了解矿山深部的地应力状态可以为巷道开挖和支护设计提供科学依据。为此在三矿1 200 m水平进行了系统的地应力测量,以了解三矿区的地应力状态特征。现场测量采用改进的空芯包体应力解除法,共获得了7个测点的三维应力数据,并绘出了各测点不同法线方向的截面应力椭圆。测量结果表明,在井下约520 m深度,最大主应力量值约为17～21 MPa,属于中等应力水平。最大主应力方向分为NNW～NNE和NE～WE两组,与区域应力场基本吻合,但又表现出新的趋势方向,其原因可能是受三矿区内两条断裂的影响。部分测点最大主应力倾角超过20°,最大达-49°,以水平应力为主的矿区应力场特征发生改变。研究结果对矿山设计及施工具有重要意义。 相似文献
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沈阳红菱煤矿地应力测量 总被引：3，自引：1，他引：2
为了了解红菱煤矿地应力状态和分布特征, 采用空芯包体应力解除法进行了地应力实测工作, 获得了该矿区3个水平3个测点的三维地应力状态。实测表明:该区地应力以水平构造压应力为主导, 三个测点的最大主应力均为NNE向, 最大主应力在18.32~21.5MPa之间, 最大主应力的大小是随深度的增加而增加的。中间主应力为铅直应力, 在13.1~14.79MPa之间。最小主应力在9.54~13.08MPa之间。测量结果可用于本矿区的生产设计, 并作为煤与瓦斯突出等矿山灾害评价的参考资料。 相似文献
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基于数值模拟的采动影响下覆岩裂隙演化过程分析 总被引：1，自引：0，他引：1
陈峰 《中国地质灾害与防治学报》2014,(2):60-64
以平顶山东部矿区为工程背景,利用岩石真实破裂过程分析软件（RFPA2D）,模拟了采动影响下覆岩介质损伤的动态发展过程。数值模拟结果表明,采动裂隙的形成过程是一个复杂的演化过程,在加载初期覆岩介质损伤小,声发射现象不明显,应力和位移基本上无变化,无明显裂隙产生。随着加载步的增加,覆岩内部介质出现破裂,声发射次数、应力值和位移值不断增加,此时裂隙场处于孕育、不断积累并扩大阶段。当声发射次数、应力值、位移值都达到最大值时,裂隙经过萌生、扩展之后形成宏观裂隙,进而导致煤岩体由弹性状态转变为塑性状态,使覆岩大面积垮落。该数值模拟结果对平顶山东部矿区的开采具有巨大指导意义。 相似文献
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利用声发射研究东营凹陷新生代构造期次 总被引：1，自引：1，他引：0
声发射作为一种地应力测试的方法,越来越引起人们的兴趣。应用岩石对经受应力历史具有"记忆"功能,作者利用声发射法对东营凹陷的岩样进行了测试,获得了该地区岩样的地应力记忆值和记忆出现率,从而来揭示本区所经历的构造期次和强度。测试结果证明,古应力记忆值与构造旋回中的应力历史是相吻合的。同时,在本文中简要介绍了声发射的基本原理。 相似文献
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为了探究层理对煤矿开采过程中煤岩声发射特征的影响,在寺河矿采集煤样,根据煤样制作要求,分别沿轴向垂直层理方向和平行层理方向加工煤样。利用RMT-150B岩石力学实验系统和CDAE-1全数字化声发射检测及分析系统,对煤样加载过程中的应力-应变、声发射特征进行测试分析。测试结果显示:轴向垂直层理煤样不仅具有较高的岩石力学强度和声发射强度,而且声发射特征具有较强的突变性和滞后性。声发射特征的差异性体现了在加载过程中,轴向垂直层理煤样以整体变形、破坏为主,轴向平行层理煤样以局部变形、破坏为主,这为煤矿井下动力灾害的监测、预报提供了指导。 相似文献
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煤矿中煤层断层与层间滑动构造(简称层滑构造)发育普遍,可出现不同形式的组合。进行煤层断层与层滑构造及其组合型式的研究,对分析区域构造变形史、查明和预测煤层赋存规律、研究煤的耗散流变、煤层气的开发以及预防煤与瓦斯突出都具有重要作用。本文以淮北矿区海孜煤矿为例,在现场观测的基础上,分析总结了7、8、9和10煤层的断层与层滑构造的组合型式,并探讨了其形成机制。由于7、8、9和10煤层及顶、底板岩层组合的差异,不同煤层构造变形有较大区别。由于海孜煤矿岩层和煤层经历了多次构造活动,断层和层滑构造间产生了不同的空间组合,具体表现为3种型式:断层与层滑构造的同期扩展、断层与层滑构造组成块体及断层与层滑构造间的相互切割和限制。煤层的构造组合型式在很大程度上取决于构造应力作用、含煤地层的岩石力学性质和应变环境等。 相似文献
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Using TAW-2000KN electro-hydraulic servo rock press machines and the American Physical Acoustics Company’s SH-II acoustic emission systems, experimental studies began to address the mechanical properties in different beddings of loaded coal and the related acoustic emission characteristics, established based on the acoustic emission damage model, and verify the model. The results show that the mechanical properties of different coal sample beddings are distinctive, with maximum uniaxial compressive strength and elastic modulus of vertical stratification of coal samples and the minimum Poisson’s ratio. Thus, the minimum uniaxial compressive strength and elastic modulus of oblique bedding coal samples along with the maximum Poisson’s ratio in the processes of loading result in different bedding coal samples having different stress–strain curves, especially when different bedding coal samples experience the stages of fissure compression, elastic deformation, plastic deformation and instability and destruction. In addition, the displacement proportions of each stage of the loading process have relatively obvious differences: the loading times of vertical, parallel and oblique bedding coal are 495, 382 and 331 s, respectively, and their acoustic emission mutation points of peak stress are approximately 60, 41 and 33%, respectively. Thus, we can use the mutation point as precursor information to estimate the damage intensity in different bedding seams. The theoretical and experimental stress–strain curves obtained by the coal damage model are basically identical, verifying the reliability of the model and reflecting the feasibility of acoustic emission technology in the study of coal damage. The results can effectively forecast coal and gas outburst hazard in coal mines, especially highly gassy and outburst mines. It can also make comprehensive predictions for flooding accidents, roof fall accidents and other disasters, and provide valuable evacuation time for underground coal mine workers. The results are of great scientific significance in safeguarding the safety of coal mines. 相似文献
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受压煤岩破裂过程电磁辐射与能量转化规律研究 总被引：5，自引：0，他引：5
首先对煤岩单轴受压变形破裂过程产生的电磁辐射（EME）、声发射（AE）信号变化规律进行了试验研究,然后在试验测定结果的基础上分析研究了煤岩变形破裂电磁辐射与加载变形能量之间的转换关系。研究结果表明,EME值随着加载时间的增加而增强,声发射信号也呈现同样的规律;电磁辐射的幅值、脉冲数在煤岩主破裂前与应力基本成正相关的关系,出现峰值后降低,试验的各个样品均呈现此变化规律;电磁辐射能和机械能的转化曲线与煤岩单轴加载过程的应力-应变关系曲线是相对应的,且呈现三次多项式的关系。从能量转换的角度来研究煤岩变形破裂电磁辐射与应力之间的关系是可行的。 相似文献
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Baotang Shen 《Rock Mechanics and Rock Engineering》2014,47(6):2225-2238
Roadway instability has always been a major concern in deep underground coal mines where the surrounding rock strata and coal seams are weak and the in situ stresses are high. Under the high overburden and tectonic stresses, roadways could collapse or experience excessive deformation, which not only endangers mining personnel but could also reduce the functionality of the roadway and halt production. This paper describes a case study on the stability of roadways in an underground coal mine in Shanxi Province, China. The mine was using a longwall method to extract coal at a depth of approximately 350 m. Both the coal seam and surrounding rock strata were extremely weak and vulnerable to weathering. Large roadway deformation and severe roadway instabilities had been experienced in the past, hence, an investigation of the roadway failure mechanism and new support designs were needed. This study started with an in situ stress measurement programme to determine the stress orientation and magnitude in the mine. It was found that the major horizontal stress was more than twice the vertical stress in the East–West direction, perpendicular to the gateroads of the longwall panel. The high horizontal stresses and low strength of coal and surrounding rock strata were the main causes of roadway instabilities. Detailed numerical modeling was conducted to evaluate the roadway stability and deformation under different roof support scenarios. Based on the modeling results, a new roadway support design was proposed, which included an optimal cable/bolt arrangement, full length grouting, and high pre-tensioning of bolts and cables. It was expected the new design could reduce the roadway deformation by 50 %. A field experiment using the new support design was carried out by the mine in a 100 m long roadway section. Detailed extensometry and stress monitorings were conducted in the experimental roadway section as well as sections using the old support design. The experimental section produced a much better roadway profile than the previous roadway sections. The monitoring data indicated that the roadway deformation in the experimental section was at least 40–50 % less than the previous sections. This case study demonstrated that through careful investigation and optimal support design, roadway stability in soft rock conditions can be significantly improved. 相似文献