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以西部矿区大采高工作面煤壁片帮现场监测为基础,将煤壁片帮过程细分为煤壁发生破坏与煤壁破坏体发生失稳2个阶段。通过对煤壁片帮的应力路径效应分析,研究得出了煤壁发生破坏与煤壁破坏体发生失稳的内部与外部影响因素。研究了各主要影响因素与煤壁破坏深度、超前支承压力峰值大小及超前距离之间的关系,并通过引入正交试验方法,进行了各主要影响因素对煤壁片帮不同阶段的单目标多因素敏感性分析。确定了煤壁发生破坏的影响因素敏感性排序依次为煤体的内摩擦角内聚力抗拉强度采高埋深支护强度;煤壁破坏体发生失稳的影响因素敏感性排序依次为煤壁破坏面的内摩擦角内聚力抗拉强度护帮强度埋深支护强度。基于大采高工作面煤壁片帮影响因素的敏感性分析结果,提出了基于内因与外因相结合的大采高工作面煤壁片帮防治措施。 相似文献
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高强度采动影响下,煤壁片帮问题在大采高工作面日趋突出,针对断层构造处高帮煤壁稳定性恶化且难以支护的问题,采用数值模拟、理论分析、室内及现场试验等综合研究方法,分析了断层构造处大采高工作面煤壁破坏机理、稳定性影响因素及控制措施。断层构造处工作面前方煤体塑性破坏区的扩大增加了揭露前煤体损伤程度,为片帮事故发生奠定了基础;建立高帮煤壁稳定性分析力学模型,分别得到剪切、拉裂型片帮发生判据;得到煤体破坏起裂角βsm,βtm(非恒值)确定公式及影响因素;煤体黏聚力、内摩擦角及采高对两种片帮形式的影响程度均为:黏聚力>采高>内摩擦角;断层构造处片帮事故发生频率、危害程度急剧增大原因为:采高过大、煤体物理力学性能降低、顶板载荷增大;最后以王庄8101工作面过F286断层为工程背景,提出了重型设备“低割煤高度、高初撑力、高护帮高度”结合煤壁注浆的综合过断层措施,有效改善了煤壁控制效果,提高了开机率。 相似文献
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为探究围岩受采动影响条件下巷道变形破坏与稳定性控制,以桑树坪二号井3309工作面运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值模拟方法分析“一掘二采”期间大断面巷道围岩主应力差分布特征,结合现场试验,揭示大断面巷道围岩非均匀大变形破坏机理,分析提出巷道围岩非均匀变形控制补强支护设计方案。研究结果表明:①一次回采和二次回采期间,巷道煤柱及煤壁两侧煤体峰值应力差分别为7.93MPa、12.96MPa,煤柱帮峰值应力远高于煤壁帮,两侧煤体呈非对称变形破坏特征|②与一次回采相比,二次回采期间3309工作面运输平巷煤柱帮主应力增大11.46MPa,塑性区范围从4.5m增加至煤柱宽度,煤壁帮主应力差增加27.46MPa,塑性区增加1.5m,巷道围岩处于高强度剪应力状态,易引起大变形破坏|③基于大断面巷道两侧煤体非均匀变形破坏特征,针对性提出“一长一短”两种补强支护方案,现场试验后巷道围岩稳定性控制效果良好。 相似文献
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为研究大采高工作面煤壁片帮问题及其控制方法,以甘肃某煤矿大采高综采工作面条件为研究背景,采用数值模拟和力学分析相结合的研究方法,开展大采高煤壁应力、位移分布特征和煤壁片帮控制研究。由数值模拟结果可知煤壁应力集中系数为2.14,煤壁最大位移位于煤壁上部区域,距离底板3.5~4.2 m,确定煤壁片帮高度2.1 m,约0.33倍的采高。通过建立煤壁梯形滑块力学模型,分析煤壁失稳极限平衡时的受力状态,计算得到煤壁护帮强度不小于0.365 MPa。研究成果可为该矿井及相似条件矿井控制煤壁片帮提供理论指导。 相似文献
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针对大采高工作面煤壁片帮问题,采用理论分析方法对其片帮特征及影响因素进行了研究,提出了锚杆支护加固与注浆加固相结合的煤壁片帮控制技术.研究结果表明:大采高工作面煤壁片帮体为不规则"椭球形",在垂直煤壁截面上呈现"C"形变化特征;煤壁极限稳定高度与煤体容重成反比,与内聚力及内摩擦角成正比关系,适当地增加煤体的内聚力与内摩... 相似文献
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为了保证大倾角大采高综采工作面在煤矸互层顶板下的安全高效开采,解决工作面频繁发生顶板漏冒的问题。采用物理相似模拟实验与理论分析等方法对大倾角大采高工作面煤矸互层顶板应力分布与演化规律、破坏与漏冒特征进行研究。结果表明:工作面回采时,煤矸互层顶板受压在支架顶梁上方断裂|移架过程中煤矸互层出现离层、台阶下沉等现象,支架支护阻力急剧增大,断裂煤矸层因支架反复支撑作用而挤压破碎|当支架支护作用削弱时,支承应力向工作面前方煤体转移,工作面前方支承压力逐渐增大、应力集中,导致煤矸互层顶板超前断裂、煤壁片帮,破碎煤岩体从支架前方沿煤壁片帮处漏冒。通过理论分析,发现煤矸互层漏冒前,工作面顶板剧烈下沉,提出以控制顶板下沉量的方式来预防煤矸互层架前漏冒,具体防治措施为:带压移架、提高支架支护初撑力、提高煤壁稳定性。 相似文献
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工作面采高增大后,推进中在剧烈载荷作用下,煤壁的稳定性较差。针对大采高工作面煤壁片帮现象严重的问题,以山西斜沟煤矿大采高工作面地质条件为背景,结合工作面煤壁的受力模式,对煤壁的两种片帮方式进行了分析,从而得到工作面煤壁的片帮特征。根据现场片帮情况的统计,煤壁片帮主要的两个位置分别为煤壁的最高点与煤壁高度为3.5 m位置处,该结果验证了理论分析的准确性。通过数值模拟方法,分析了工作面不同采高、煤壁支护强度、推进速度下的煤壁片帮情况,并有针对性地提出了煤壁控制措施。根据现场工作面推进中的煤壁宏观监测情况,在采取该煤壁控制措施后,煤壁片帮情况有了较大的改善,工作面稳定性有了很大提升,表明该煤壁控制措施具有着较好的应用效果。 相似文献
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片帮往往引起冒顶,而冒顶的扩大引起片帮的加深,甚至使顶板破碎,引起支护方式的失效,造成机电事故、支架失稳等现象,严重影响了矿井的安全生产。为了研究大采高工作面煤壁片帮因素,采用UDEC数值模拟软件,分析了不同采高下和不同工作面深度下煤壁最大片帮深度与采高关系以及工作面埋深的关系曲线。研究得出:随着工作面采高的增大,煤壁最大片帮深度也逐渐增大;当采高小于4 m时,最大片帮深度增长幅度较缓,当采高大于4 m时,最大片帮深度增长较快,说明影响煤壁片帮剧烈程度的分界线为4 m;随着工作面埋深的增大,煤壁最大片帮深度也逐渐增加。该研究为预防大采高煤壁片帮提供一定的理论指导。 相似文献
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随着大采高开采技术、综采设备研发制造水平的不断提高,综采工作面开采高度不断突破,向8 m及以上超大采高发展。大采高开采技术实现了采煤工作面高产高效,提高了煤炭回采率,但是随着开采高度的不断增加,煤壁片帮问题愈发凸显,大采高综采工作面煤壁稳定性已严重制约煤矿安全高效生产。针对上湾煤矿8.8 m工作面开采后的煤壁片帮情况,采用煤壁稳定性分析软件及FLAC3D软件对影响工作面煤壁稳定性因素进行类比分析、理论分析及数值模拟分析,得出该工作面煤壁较为稳定,但仍需在合理选择支架支护强度的前提下,尽量保证液压支架护帮范围达到5 m,以适应8.8 m超大采高工作面的护壁要求。 相似文献
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高强度、大采高开采条件下,硬煤煤壁破坏的频率及程度逐渐严重,为提高该类工作面煤壁稳定性,实现安全、高效开采,采用室内试验、理论分析及现场实测综合手段对硬煤煤壁破坏形式、发生机理及影响因素进行分析。软煤、硬煤在单轴压缩条件下分别表现为静态、动力破坏,泊松比不同是煤体出现不同破坏形态的内在原因,三轴抗压试验表明围压可有效改变硬煤破坏的静-动转化;将煤壁、顶板及支架组成的平衡系统抽象出2种边界条件,根据煤体弹模、泊松比及边界条件的不同提出压剪、拉剪及拉裂3种煤壁破坏形式,硬煤多发生后2种破坏形式;推导出拉剪、拉裂型破坏的发生判据,得到拉剪型破坏起裂角、拉裂型破坏深度的确定方法及影响因素;拉剪型破坏对各影响因素的敏感度依次为黏聚力、顶板压力、支架阻力、抗拉强度,采高、护帮板压力及护帮高度对煤壁稳定性的影响不明显,拉裂型破坏对各影响因素的敏感度依次为抗拉强度、采高、顶板压力、支架阻力和控顶距等。 相似文献
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煤壁片帮是大倾角厚煤层综采亟待解决的关键问题之一,以2130煤矿25221大倾角大采高综采工作面为研究背景,采用理论分析、数值计算、物理相似材料模拟实验和现场监测相结合的综合研究方法,系统研究了大倾角大采高综采工作面煤壁的受载与失稳特征。结果表明,在大倾角大采高煤层开采中,受采高增大影响,围岩运动的幅度和剧烈程度较一般采高大倾角煤层开采时明显增大,覆岩垮落充填的非均匀特征进一步增强,煤壁支承压力的非对称特性亦明显增大;采动过程中煤壁的力学性质逐步劣化,伴随着裂隙的扩展、演化和贯通,煤壁开裂并形成滑移体,当滑移体周围约束解除或支承压力增大时,滑移体沿滑移面滑移,形成煤壁片帮;在工作面倾向,中部区域是煤壁片帮的高发区域,上部次之,下部最少,与煤壁的非对称受载特征相吻合;在垂直煤层方向,煤壁变形亦非对称,煤壁位移量中上部大于下部,靠近顶板区域易发生煤壁片帮;在煤壁重力倾向分量影响下,煤壁片帮易向倾向上部煤体蔓延。基于上述分析,并结合2130煤矿25221工作面的生产实际,提出了大倾角大采高综采工作面煤壁片帮防治措施。 相似文献
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针对金鸡滩煤矿坚硬厚煤层赋存条件,提出了8.2 m超大采高一次采全厚开采方法,分析了超大采高工作面液压支架与围岩的强度、刚度、稳定性耦合关系及控制方法,研制了ZY21000/38/82D型超大采高液压支架及新结构。基于液压支架与围岩耦合作用关系,采用理论分析与数值模拟方法研究了超大采高液压支架合理工作阻力确定的“双因素”控制法;通过建立脆性坚硬厚煤层煤壁片帮的“拉裂-滑移”力学模型,得出了控制煤壁片帮发生滑移失稳的液压支架临界护帮力;分析了销轴铰接间隙对超大采高液压支架稳定性的影响及控制方法。通过创新研制大缸径抗冲击双伸缩立柱、三级协动护帮装置等新结构,保证了超大采高液压支架与围岩系统的稳定性控制。 相似文献
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为研究深部倾斜煤层底板破坏特征及破坏深度,以羊东煤矿8469工作面为研究对象,采用理论分析、数值模拟和现场实测相结合的方法,对煤层采后底板应力分布规律、塑性区发育特征及破坏深度进行了研究。通过数值模拟与理论分析可知:煤层开采后,作用在周围煤岩体上的支承压力产生不同的应力分区。沿煤层走向方向,应力呈对称性变化,形状近似马鞍状,在工作面两端处产生应力集中;沿煤层倾向方向,倾斜剪切力的存在使底板岩体由采动破坏转变成滑移破坏,塑性破坏区和应力变化大致呈勺型分布形态,最大应力集中区出现在工作面下侧。随着工作面向前推进,底板破坏范围相应增大,但推进255m后,破坏深度不再增加。现场实测表明,底板浅部岩层最早受到扰动,且受到的扰动程度最高。扰动范围随最大注水量的减少而增加,在底板下25m范围内的岩层受影响较小。由此可知,该工作面底板破坏深度为25.0~29.2m。 相似文献