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相似文献
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1.
为解决深部矩形煤巷支护难题,以巷道宽度为变量,采用室内实验、数值模拟、现场实测、理论研究的方法,建立了双裂隙抗剪切滑动力学模型,提出了高强高预紧力锚网索耦合分区支护技术.结果表明:顶板围岩主应力差分布范围、剪切破坏塑性区扩展延伸区域、变形延伸深度的响应程度均比底板、两帮强烈;顶板围岩可划分为裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区和无裂隙区;高强高预紧力锚网索耦合分区支护技术能积极调动顶板深部围岩强度,改善锚固体的应力状态,控制巷道围岩变形,满足矿井"安全、高效"的生产要求.  相似文献   

2.
厚煤层大采高采场煤壁的破坏规律与失稳机理   总被引:1,自引:0,他引:1  
基于大采高采场煤壁稳定性控制需要,在现场实测基础上,采用数值模拟分析了煤层采动裂隙的发展演化规律,并用滑移线理论分析了煤壁失稳的力学过程.研究表明:仅含层理煤层的采动剪切破坏面由倾向相反的共轭面组成;含节理煤层中,硬煤的采动破坏面为剪切破坏面与节理张裂面组成的倾向相反的共轭面,软煤采动破坏面为倾向采空区的单向平面;超前塑性区内硬煤的后继剪切破坏面仍为倾向相反的共轭面,软煤内则为倾向煤壁的单向平面.采用塑性滑移线确定了煤壁片帮的危险范围,影响煤壁失稳的主要因素为端面距与砌体梁结构的回转变形压力.  相似文献   

3.
为了研究动压对煤柱下方巷道稳定性的影响,采用高精度微震监测系统和顶板动态监测仪,研究了2200工作面底板微震活动特征和动压对4106巷道变形破坏的影响。结果表明:2200工作面底板微震事件具有非对称的特征,呈现下大上小的形态,微震事件集中发生深度约24m,4106材料巷受到2200工作面采动影响较小;2200工作面采空区对4106运输巷影响范围为120~140m,4106运输巷变形速率影响区域与2200工作面采动影响范围基本一致;随着煤柱宽度的增加,4106运输巷变形呈现先增大后减小的变化,最后趋于稳定,4106运输巷变形破坏表现出明显的非对称特征和区域化分布.  相似文献   

4.
突破以表观信息监测为依据进行瓦斯灾害监测预警的传统思路,本文基于采动诱发煤岩微破裂演化致灾的本质,以淮南新庄孜矿为例,开展了瓦斯灾害潜在危险区微震监测试验研究。结果表明:微震监测可实现采动过程中采动应力扰动诱发的煤岩劣化和微破裂演化所发生的微震事件实时、动态、连续监测;通过微震监测分析,可确定卸压开采裂隙区、断层的位置、形态和演化过程以及瓦斯富集区,指导煤层瓦斯抽采、构造异常区措施的实施,从而防治瓦斯灾害发生,实现煤炭安高效安全开采;研究成果为瓦斯灾害潜在危险区监测和瓦斯灾害防治提供了一种新的思路和技术方法。  相似文献   

5.
上行开采顶板不同区域巷道稳定性控制原理   总被引:1,自引:0,他引:1  
以典型的上行开采为工程背景,采用现场实测、物理模拟和数值计算相结合的综合研究方法,对上行开采上覆岩层应力场、裂隙场进行了研究,并分析侧压系数、断面形状、围岩强度等因素对围岩稳定性影响,揭示了上行开采采动应力分区特征及裂隙呈分域特性的时空演化规律,得到了基于采动巷道围岩稳定性的上行开采顶板岩层区划和巷道布置,将覆岩划分5个破坏区,裂隙分为4个区;提出了"等效开挖"和"低效加固区"的概念,给出顶板巷道应根据侧压系数λ的大小和主应力方向选择合理断面形状是圆形或椭圆以及底板4.0~6.0m必要的加固深度,形成了上行开采顶板巷道稳定性控制原理:选择应力降低的Ⅱ区和Ⅲ区布置巷道、确定采后165d为顶板巷道开挖时机、优化巷道断面和减小低效加固区、提高围岩强度和支护结构稳定性以及分区强化控制,成功指导工程实践.  相似文献   

6.
济三煤矿沿空巷道矿压显现规律研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对济三煤矿综放工作面断层发育、坚硬顶板围岩地质条件,设计了综放面小煤柱沿空巷道锚杆(索)支护参数.巷道在施工过程中,采用顶板离层仪和钻孔窥视仪,较系统地观测研究了沿空掘巷矿压显现规律.研究结果表明:巷道顶板下沉量较小,锚固区内外岩层离层量小巷道掘进影响区范围为50m左右;巷道底臌较严重,巷道两帮移近明显,围岩收敛后巷道由矩形断面变形成为倒梯形断面;沿空巷道煤柱中节理裂隙十分发育,煤体压缩变形成为块状结构的塑性松散体.综放面回采期间巷道断面大小满足使用要求,说明了沿空巷道锚杆支护,能够经受住综放工作面采动影响,锚杆支护试验取得了成功.研究成果在综放面沿空掘巷中进行了推广应用.  相似文献   

7.
岩层采动裂隙分布在绿色开采中的应用   总被引:25,自引:2,他引:25  
岩层采动裂隙分布的研究与水体下和承压水上采煤、卸压瓦斯抽放、离层区充填与开采沉陷控制等工程问题紧密相关,通过试验与理论分析,对岩层移动过程中的覆岩采动裂隙动态发育特征及其影响因素进行了深入研究,结果证明:覆岩关键层对离层及裂隙的产生、发展与时空分布起控制作用.基于关键层破断前后采动裂隙动态发育特性与差异,提出了“覆岩离层分区隔离充填减沉法”和卸压瓦斯抽放的“O”形圈理论,并分别应用于我国不迁村采煤试验和卸压煤层气开采实践。  相似文献   

8.
针对双江口水电站大型地下厂房,采用数值仿真探究了高地应力条件下开挖卸荷对围岩变形与破坏的影响。通过微震监测技术,对厂房爆破开挖过程微震事件的时空活动特征进行了监测与分析,并与数值模拟结果进行了对比。结果表明,地下厂房开挖初期,拱顶围岩易出现拉应力集中,拱肩及拱脚处压应力集中显著,需要重点关注拱顶、拱肩及拱脚部位。微震事件的发生与现场施工活动密切相关,随着开挖卸荷强度增大,围岩应力调整趋于剧烈,微震事件发生的频率及强度显著上升。微震事件空间分布特征受不良结构面影响显著,在高应力卸荷作用下,构造面周边微震事件聚集现象明显,易形成局部损伤破坏区。  相似文献   

9.
为了研究覆岩采动裂隙分布状态及瓦斯运移规律,合理地确定出瓦斯富集区并优化瓦斯抽采钻场布置方案.借助于高精度的微震监测系统,结合淮南矿区工业性试验,对覆岩采动裂隙发育实时动态的分布状态进行了研究.结果表明:工作面采动效应引起了采场背景应力场的变化,高应力区的出现促使煤岩体萌生了微裂隙,而微裂隙的扩展和逐渐贯通又成了瓦斯解析、运移及连通的通道;覆岩产生大量的微裂隙,采空区中部的离层裂隙会被覆岩的移动所压实,而在采空区周围则形成了一个不规则闭合"圆柱形横卧体"裂隙区,其边界为:高约25~40m;宽约30~50m;左边界为采动影响边界线,与煤层底板夹角约为105°,右边界以45°左右偏向采空区发展,此裂隙区覆岩的透气性成倍增加,为瓦斯的运移提供了通道和聚积的空间.  相似文献   

10.
综放回采巷道围岩力学特征实测研究   总被引:17,自引:1,他引:17  
通过对综放面回采巷道围岩的深部位移、表面位移、应力分布以及支架荷载的实测分析,得出综放面回采巷道围岩力学特征分布规律.研究表明,临近工作面巷道围岩处于支承压力降低区,支架荷载下降,但支架和围岩变形最剧烈,表明巷道围岩处于岩石峰后的力学状态.围岩变形主要发生支承压力影响区,合理的巷道支护应能控制采动影响剧烈阶段的围岩变形,顺槽支护设计理念应从载荷控制向变形控制转变.  相似文献   

11.
为研究平顶山十矿下保护层开采是否达到释放己_(16-17)煤层瓦斯的目的以及是否会诱发底板灰岩承压水突水问题,基于FLAC~(3D)数值模拟软件,以十矿24130首采面为例,模拟采动条件下顶底板围岩的变形破坏过程。结果显示:开采下保护层所引起的顶板冒裂带发育高度能够达到己_(16-17)煤层,满足释放己组煤层瓦斯的裂隙要求;底板采动破坏深度最大为24.5 m,破坏裂隙会成为灰岩承压水进入矿井的导水通道,突水系数超过临界值。为确保24130首采面的安全生产,设计并实施了水害综合探查、疏水降压、完善排水系统、安全带压开采等综合防治水措施。该首采面成为平顶山矿区以开采下保护层释放己组煤层瓦斯和成功防治灰岩承压水的示范性工作面。  相似文献   

12.
为了研究急倾斜多煤层开采条件下地表及围岩移动变形特点,以木城涧煤矿大台井急倾斜多煤层开采为研究对象,进行了相似材料模拟研究.揭示了地表移动变形规律和围岩垮落、破坏机理,得出了不同区域移动变形的大小及主要特点,并与实地观测数据进行了对比分析.结果表明:该条件下开采,地表沉陷盆地可分为露头塌陷区、整体沉陷区、渐变沉陷区和轻微沉陷区,浅部开采形成的地表分区格局对整个采动影响区的地表移动变形起到了控制作用,浅部开采覆岩破坏以陷落和张裂为主要特征,深部开采以离层带裂隙顺层通达地表和台阶错落下沉为主要特征.  相似文献   

13.
用弹塑性力学中的复变函数方法求解了巷道围岩的应力函数,研究了高应力回采巷道围岩破裂机理,提出了用危险函数来评价巷道围岩破裂的危险性和确定滑移面分布特征的方法.结果表明:对一定特定内摩擦角(φ0)的巷道围岩,只有当q/C≥4.1156e0.0606φ0时,巷道围岩才会出现破裂区.当15°≤φ0≤23°时,围岩裂隙向巷道表面及深部两侧方向扩展而形成一定范围的破裂区;当23°<φ0≤60°时,围岩承载能力升高,围岩裂隙由巷道表面向巷道深部方向扩展.在工程实践中,此方法有效控制了围岩的变形.  相似文献   

14.
地下矿床开采引起采场围岩变形破坏产生采动裂隙,采动裂隙是矿山一系列灾害的根源,研究矿山采动裂隙岩体的地球物理场特征,提出可行的地球物理方法对裂隙岩体实施高精度高分辨率探测,对于防治矿山灾害发生,保障矿山安全,具有重要的理论意义和实际应用价值.本文通过理论分析、数值和物理模拟以及现场试验等技术途径,全面系统地研究了矿山采动裂隙岩体的地球物理场特征.主要研究内容、方法、结论及发现点如下:1)根据覆岩变形破坏产生冒落带和裂隙带这一特征,建立煤层开采前和开采后电性数学模型,利用高精度有限单元法进行电场数值模拟.计算结果表明:采动裂隙引起煤层上覆地层的视电阻率变化,其影响范围较实际破裂范围大得多,基本上是覆岩冒裂带范围的两倍,其视电阻率值最大影响区为冒落带,变化率可达19%;在裂隙发育带,视电阻率的变化率可达10%~12%.2)通过建立与实际采矿活动对应的相似材料物理模型,实施直流电阻率法的动态数据采集及反演计算,获得了覆岩采动裂隙的电场响应特征.选择采矿活动引起覆岩采动裂隙的4个关键时段,进行代表性的电场观测和计算分析.物理模拟结果表明:在覆岩变形破坏产生的裂隙带中,电场特征变化表现为正常场电阻率值升高2~3倍;而在冒落带中,电阻率值增加4~6倍;在弯曲变形带,采动过程中电性特征有一定的变化,主要表现为电阻率值略有增大.3)利用相似材料物理模拟进行覆岩变形破坏的弹性渡速度场响应特征研究,获得了覆岩采动裂隙的波场响应特征.建立与实际采矿活动对应的相似材料物理模型,进行煤层开采之前和开采之后两个不同时段时所模拟的岩层进行声波CT测量,反演计算所模拟岩层的波速场的分布.实验结果表明:在所模拟的覆岩破坏产生的裂隙带中,速度场变化表现为正常场值降低约10%~20%;而在冒落带中,采后很难接收到弹性波穿透的有效信号.在受开采影响但未破坏的采空边缘区,波速的升高是主要特征.4)结合含完整采空区的采区三维地震资料,全面分析了在煤层采空区、裂隙带及采动影响边界的地震波场特征.研究表明:对应采空区的位置,煤层反射波消失或能量变弱,覆岩层中出现波组零乱的反射波,能量弱,连续性差;对应支撑压力区,反射波组能量明显增强;对应采动影响带,包括上倾和下倾方向边界角范围内岩层的反射渡能量明显减弱,局部出现反射空白带.根据这些特征可以划分采空区范围、采动裂隙发育高度、裂隙"天窗"、采动影响范围,为水体下煤炭资源开采以及岩层沉陷控制提供了可靠的地质依据和监测技术.5)建立煤层开采前以及开采后生成离层(离层充水、离层充气)的波场数学模型,利用有限差分法进行波场数值模拟.结合现场利用地震技术探测离层层位,分析了离层发育的具体位置及注浆充填离层带的效果,理论与实际相结合,并经实际检测.6)结合煤层开采底板岩体采动裂隙的动态弹性波CT现场实测试验,研究采动过程中采动裂隙产生过程与弹性波场的响应关系.探讨了动态探测方法的观测方案,确定关键观测时段和观测系统,根据CT反演的速度场特征,全面分析了底极岩体产生采动裂隙的速度场响应特征,在此基础上确定底板破坏裂隙最大发育深度,探测效果明显,为承压水上安全开采底板破坏监测提供了新的技术途径和地质保障.7)综合分析采动裂隙岩体的电性特征和波场特征,结合现场试验的结论和效果分析,提出了采动裂隙岩体地球物理方法监测初步技术体系.  相似文献   

15.
矿山采动裂隙岩体地球物理场特征研究及工程应用   总被引:1,自引:0,他引:1  
地下矿床开采引起采场围岩变形破坏产生采动裂隙,采动裂隙是矿山一系列灾害的根源,研究矿山采动裂隙岩体的地球物理场特征,提出可行的地球物理方法对裂隙岩体实施高精度高分辨率探测,对于防治矿山灾害发生,保障矿山安全,具有重要的理论意义和实际应用价值.本文通过理论分析、数值和物理模拟以及现场试验等技术途径,全面系统地研究了矿山采动裂隙岩体的地球物理场特征.主要研究内容、方法、结论及发现点如下: 1)根据覆岩变形破坏产生冒落带和裂隙带这一特征,建立煤层开采前和开采后电性数学模型,利用高精度有限单元法进行电场数值模拟.计算结果表明:采动裂隙引起煤层上覆地层的视电阻率变化,其影响范围较实际破裂范围大得多,基本上是覆岩冒裂带范围的两倍,其视电阻率值最大影响区为冒落带,变化率可达19%;在裂隙发育带,视电阻率的变化率可达10%~12%. 2)通过建立与实际采矿活动对应的相似材料物理模型,实施直流电阻率法的动态数据采集及反演计算,获得了覆岩采动裂隙的电场响应特征.选择采矿活动引起覆岩采动裂隙的4个关键时段,进行代表性的电场观测和计算分析.物理模拟结果表明:在覆岩变形破坏产生的裂隙带中,电场特征变化表现为正常场电阻率值升高2~3倍;而在冒落带中,电阻率值增加4~6倍;在弯曲变形带,采动过程中电性特征有一定的变化,主要表现为电阻率值略有增大. 3)利用相似材料物理模拟进行覆岩变形破坏的弹性波速度场响应特征研究,获得了覆岩采动裂隙的波场响应特征.建立与实际采矿活动对应的相似材料物理模型,进行煤层开采之前和开采之后两个不同时段对所模拟的岩层进行声波CT测量,反演计算所模拟岩层的波速场的分布.实验结果表明:在所模拟的覆岩破坏产生的裂隙带中,速度场变化表现为正常场值降低约10%~20%;而在冒落带中,采后很难接收到弹性波穿透的有效信号.在受开采影响但未破坏的采空边缘区,波速的升高是主要特征.4)结合含完整采空区的采区三维地震资料,全面分析了在煤层采空区、裂隙带及采动影响边界的地震波场特征.研究表明:对应采空区的位置,煤层反射波消失或能量变弱,覆岩层中出现波组零乱的反射波,能量弱,连续性差;对应支撑压力区,反射波组能量明显增强;对应采动影响带,包括上倾和下倾方向边界角范围内岩层的反射波能量明显减弱,局部出现反射空白带.根据这些特征可以划分采空区范围、采动裂隙发育高度、裂隙”天窗”、采动影响范围,为水体下煤炭资源开采以及岩层沉陷控制提供了可靠的地质依据和监测技术.5)建立煤层开采前以及开采后生成离层(离层充水、离层充气)的波场数学模型,利用有限差分法进行波场数值模拟.结合现场利用地震技术探测离层层位,分析了离层发育的具体位置及注浆充填离层带的效果,理论与实际相结合,并经实际检测.6)结合煤层开采底板岩体采动裂隙的动态弹性波CT现场实测试验,研究采动过程中采动裂隙产生过程与弹性波场的响应关系.探讨了动态探测方法的观测方案,确定关键观测时段和观测系统,根据CT反演的速度场特征,全面分析了底板岩体产生采动裂隙的速度场响应特征,在此基础上确定底板破坏裂隙最大发育深度,探测效果明显,为承压水上安全开采底板破坏监测提供了新的技术途径和地质保障.7)综合分析采动裂隙岩体的电性特征和波场特征,结合现场试验的结论和效果分析,提出了采动裂隙岩体地球物理方法监测初步技术体系.  相似文献   

16.
针对影响煤矿顶板事故关键致因并有效预防煤矿顶板事故发生,选用DEMATEL-ISM-BN模型计算出各影响因素间的关联影响强度,搭建贝叶斯网络模型实现敏感性分析和诊断推理。结果表明:操作问题、责任落实制度不到位、领导带班跟班制度不健全、人员进入冒落区、人才储备不足是煤矿顶板事故出现的重要影响因素;围岩裂隙发育、冲击地压、支护失效、围岩应力集中、支护强度不够对煤矿顶板事故敏感性较强;在煤矿顶板事故一定出现的前提下,安全管理混乱发生的可能性最大。可为降低煤矿顶板事故发生概率提供理论参考。  相似文献   

17.
顶板隔水层关键层耦合作用规律研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
在煤矿开采过程中,如果覆岩裂隙扩展至贯穿隔水层,则会诱发地下水或地表水大量涌向采场,导致煤矿淹井事故.利用RFPA^2D-Flow软件建立了隔水层关键层耦合的采场推进模型,计算并分析了裂隙场的发育和分布,绘制了顶板水渗流量曲线.讨论了与裂隙发育密切相关的覆岩支承压力与中间岩层厚度、关键层厚度及破断闻的关系.结果表明:关键层未破断时,中问岩层厚度对隔水层裂隙发育作用不明显;厚关键层对隔水层能起较好的保护作用.  相似文献   

18.
《焦作工学院学报》2016,(5):612-619
为实施"三软"煤层综放面沿空留巷,掌握留巷围岩结构和矿压变化规律,以新登煤矿31061综放面为研究对象,研究采空区侧向覆岩结构和应力分布,综放面后方沿空留巷变形和顶板压力分阶段变化规律,提出了避开动压沿空留巷方法,并在现场进行了工业试验。研究表明:(1)31061采空区侧向煤壁变形量大,应力降低区范围大,应力集中影响范围达到煤体内部30 m。(2)留巷矿压显现分为3个阶段。工作面后方30~40 m为巷道加速变形阶段,从工作面后方5 m留巷变形速度持续增加,但顶板压力升高较慢;工作面后方40~70 m为变形持续阶段,此阶段巷道变形速度保持稳定,顶板压力快速升高,临时支架产生变形破坏;工作面后方70 m以后为变形稳定阶段,此阶段变形速度明显降低,顶板压力趋于稳定。(3)避开动压沿空留巷方法是利用临时支护使留巷度过动压影响阶段,允许巷道有较大变形量,在工作面后方一定距离处对留巷进行扩修和加固。实践表明,该方法具有成本低、工艺简单、留巷后期稳定性好、留巷施工与采面生产互不干扰等优点,在条件适合的矿区值得推广。  相似文献   

19.
为了克服国外串行商业软件的功能有限、计算规模小和计算效率低的问题,历时10余年,自主研发了拉格朗日元与离散元耦合的岩层运动GPU并行计算系统StrataKing。介绍了Strata-King的计算流程、基本原理和功能,各计算模块均在GPU上执行。通过模拟三点弯梁的开裂过程,检验了StrataKing的正确性。在静水压力条件下,当单元数目较多时,巷道围岩的裂纹以更加弯曲、柔美而非突兀、生硬状向围岩深部发展,这与塑性力学中圆环形的各处均破坏的塑性区有所不同。在采动条件下,工作面煤壁超前支承压力和水平应力均具有峰值,后者与岩层之间的黏结作用有关,这与基于连续介质假定的厚壁筒径向应力特征有所不同。由此,StrataKing的大规模计算能力、丰富的功能和行业鲜明特色得到了进一步呈现。  相似文献   

20.
深部巷道围岩控制原理与应用研究   总被引:46,自引:3,他引:46  
采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法,研究深部巷道围岩稳定问题,认为深部巷道围岩控制的基本方法是提高围岩强度、转移围岩高应力以及采用合理的支护技术.提出了深部巷道围岩控制的基本技术和控制过程:1)应力转移降低巷道浅部围岩应力;2)采用高预紧力、大延伸量的高强度锚杆、锚索支护系统,强化锚固区围岩强度,提高巷道围岩自身稳定性;3)加强巷道两帮、底角支护,提高巷道最薄弱部位(两帮、底角)残余强度、提高巷道围岩的整体稳定性;4)应用高水速凝材料注浆加固破碎区,提高破碎围岩的完整性和力学参数.该研究成果已成功应用于工程实践.  相似文献   

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