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预裂强制放顶是一种保障煤矿安全生产的重要技术。为确定初采期间深孔预裂强制放顶的合理参数,根据基本顶岩层的结构特点,基于断裂力学理论,建立含斜裂隙的深孔预裂强制放顶断裂力学模型,推导基本顶初次破断距及支架阻力表达式,对模型参数进行了敏感性分析。分析结果表明:基本顶初次破断距随预裂裂隙倾角或垂深比的增大而减小,随支架阻力的增大而增大;裂隙倾角从10°增加到90°,基本顶初次破断距的最大减幅为83.16%;裂隙垂深比从0.1增加到0.9,基本顶初次破断距的最大减幅为65.84%;支架阻力从3 MN增加到18 MN,基本顶初次破断距的最大增幅为1.4倍;理论计算与现场实测对比,验证了该模型的合理性,研究结果可为坚硬顶板煤层深孔预裂强制放顶参数设计和施工提供指导。 相似文献
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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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《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
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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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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
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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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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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应用覆岩空间结构学术观点对孤岛顶煤综放采场冲击矿压机制及其控制技术进行研究。根据覆岩关键层的岩性、层位、范围等因素,覆岩关键层空间结构分为覆岩空间大结构和基本顶有限矿压结构。孤岛顶煤采场冲击矿压发生机制：①孤岛顶煤综放采场 ? 型空间大结构形成过程是集中压力逐渐增加的过程,是该时间段发生冲击矿压的力源;②采场基本顶形成最下位 ? 型空间结构后,随着工作面推进,基本顶块体产生滑落失稳,造成工作面冲击矿压现象。通过对分段来压理论、基本顶结构失稳理论和坚硬顶板预断裂理论对覆岩关键层空间结构运动的控制作用研究,提出采用覆岩空间结构理论分析、分阶段降低放煤率、坚硬覆岩预爆泄压技术、覆岩坚硬岩层破裂的微地震监测技术等方式方法预防冲击矿压的发生。 相似文献
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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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为了揭示水压致裂法和巴西劈裂法测量岩石抗拉强度的关系,开展了理论和现场试验研究。基于经典的水压致裂法理论,推导了不同围压下钻孔破裂压力和抗拉强度。利用断裂力学理论建立了水压致裂法和巴西劈裂法测得抗拉强度的关系。利用预制切槽方法模拟天然裂纹,对水力裂缝的起裂压力进行了研究。结果表明：围压为最大主应力等于3倍最小主应力测得的抗拉强度大于围压为0测得的抗拉强度;水压致裂法和巴西劈裂法测量抗拉强度关系与应力场、裂纹长度、断裂韧度3个变量有关;通过在晋城矿区王台铺矿的预制切槽试验,运用断裂力学建立的抗拉强度计算式更为符合现场实际。研究结果可为坚硬难垮落顶板预制切槽的水力压裂设计提供参考。 相似文献
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According to the theory of elastic mechanics half plane, the mechanical model of roof overburden failure is established. Based on the numerical simulation software FLAC3D, the failure process of roof overburden in 1308 working face is numerically simulated according to the orthogonal experimental design scheme. Matrix analysis and variance analysis are used to analyze and calculate the simulation results to determine the sensitivity of the main control factors to the failure height of overlying rock of mining roof. The results show that: (1) with the increase of mining depth and the advancing distance of working face, the subsidence of roof overburden increases. (2) The order of influence of main controlling factors on roof overburden failure height is: mining depth > working face length > internal friction angle > mining thickness > coal seam dip angle > cohesion > tensile strength. (3) Variance analysis showed that the mining depth height was significant, the working face length and internal friction angle were significant, and the significance of working face length was slightly greater than that of internal friction angle, and other factors were not significant.
相似文献13.
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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晋城矿区15#煤直接顶K2石灰岩厚8～12 m,结构致密坚硬,为坚硬难垮落顶板。针对厚层石灰岩顶板可能面临的大面积断裂和垮落,从而导致冲击地压等问题,通过岩石力学性质试验获得相关岩层力学参数,并运用关键层理论、数值模拟和相似材料模型试验,研究了厚层脆韧性石灰岩顶板的变形与垮落特性,得到了顶板初次来压步距20～25 m和周期来压步距10～15 m及垮落规律,并提出了顶板控制的技术途径,即初期中深孔爆破结合顶板关键层缓慢下沉综合控制技术。实践表明,厚层石灰岩顶板的垮落形态和垮落步距与理论和试验研究结果基本一致。该项成果为晋城矿区厚层脆韧性石灰岩顶板控制提供了有效途径。 相似文献
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为了探索煤层顶板中水平井向目标层穿层压裂的裂缝扩展规律,以华北石炭-二叠纪煤田为例,运用断裂力学、损伤力学以及流体力学等经典理论并结合现场实测资料,开展了压裂缝延伸距离与压裂时间时空演化规律的建模与验证。首先,基于原生裂缝特性、渗透特性以及压裂射孔段附加应力等因素,提出了顶板水平井垂向造缝的起裂压力计算公式;其次,在考虑裂缝性煤岩体损伤效应的基础上,引入Dougill损伤因子,将该计算模型拓展为延伸压力计算模型;最后,基于改进的经典PKN裂缝模型和压裂液滤失理论,建立了连续穿层工况下压裂缝延伸距离与压裂施工时间的函数关系。实践验证表明,根据理论模型合理调配时间参数,可以控制穿层裂缝的延伸距离。 相似文献
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The stress-strain behaviour of rock material related to fracture under compression 总被引：12，自引：0，他引：12
Fracture is the main reason for the non-linear behaviour of hard rocks. The fracture mechanics of rock is studied in this article by analysis of the fracture process under compression. A constitutive model that describes the relationship between the macro deformation of rock and the micro fracture within rock is developed. The propagation of microcracks, the non-linearity of deformation, the loading-and-unloading hysteresis and the variation of the apparent Young's modulus and Poisson's ratio are studied using the developed model. The model simulations demonstrate that: (1) the fracture toughness, initial crack length, crack density, and Young's modulus are four crucially important parameters that affect the deformation behaviour of rock; (2) the elastic parameters (E and v) of the rock matrix should be measured in triaxial tests. If they are measured in uniaxial tests, the upper straight unloading portion of the stress-strain curve is suggested to be used for the purpose, unless the closure effect of open cracks will be included in the estimations. In addition (3), the slope of the reloading stress-strain curve is a measure of the damage in material. 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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Wang Jing-tao 《岩土力学》1982,3(1):1-12
A new fracture mechanics approach for in-situ stress determination by hydra-fracturing is proposed. It improves the fracture mechanics method as presented by Abou-Sayed etc. (1978). The accuracy of determination of the maximum horizontal stress (σHmax) is considerably enhanced by replacing fracture toughness of rock, K1c, and preexisting crack length L in rock by a new parameter U(U=K1c/√2) . The reason is that K1c is related to crack length L when crack length is smaller than a critical value and to determine the length of preexisting crack in rock as accurate as possible is very difficult. In addition the parameter U can be directly measured through a simple hollow-cylinder burst test. Based on recent experimental tests of fracture toughness of rock the new parameter U appears to be a constant when crack lengths are smaller than a certain critical value . The parameter √2 U may be taken also as a tensile strength of rock which contains small randomly distributed preexisting cracks. 相似文献