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相似文献
 共查询到19条相似文献,搜索用时 131 毫秒
1.
我国西部浅埋厚煤层普遍采用大采高综采方法回采,大采高综采工作面顶板关键层结构形态及其稳定性对采场矿压及围岩控制具有显著影响。通过建立等效直接顶对采空区充填度的计算模型,将等效直接顶分为"充分充填型"和"一般充填型"。基于物理相似模拟和UDEC数值模拟,分析了大采高采场覆岩单一关键层"高位斜台阶岩梁"结构和双关键层"斜台阶岩梁+砌体梁"结构的稳定性,揭示了单一关键层工作面来压迅猛和双关键层工作面存在大小周期来压的机制,得出工作面支架以等效直接顶静载为基本载荷,以关键层结构失稳动载为附加载荷,给出了工作面支护阻力的计算公式。通过工程实例分析得出,支护阻力随采高、岩层破断角、关键层厚度及关键块长度的增加近似呈线性增大,随关键块回转角的增加近似呈线性减小,采高相同时支护阻力随等效直接顶厚度增加明显增大,等效直接顶静载是大采高支架压力的主要部分,同时验证了支护阻力计算公式的可靠性,表明此计算公式可为类似工作面支架选型及岩层控制提供借鉴。  相似文献   

2.
采场围岩整体力学模型及应用研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
 博士学位论文摘要 运用实验相似材料模拟、数值分析、理论分析等方法, 对采场支架2围岩关系中的老顶砌体梁结构的“S2R ”稳定条件, 直接顶岩层的破断角, 直接顶变形破坏特征, 直接顶内的应力场、位移场分布特征, 采场支架工作阻力2围岩下沉量关系等进行了细致深入的研究, 在此基础上建立了采场围岩整体力学模型, 给出支架临界工作阻力的确定方法。论文视直接顶为可变形体, 发现直接顶岩层破断角的大小与直接顶的强度及高度有关, 软弱直接顶的破断角为83°, 要远远大于坚硬直接顶的破断角(49°)。直接顶越坚硬, 破断角越小。随直接顶高度的增加, 坚硬直接顶破断角有一极限值。当直接顶高度为6 倍采高时, 此破断角的极限值为60°。直接顶顶部破断角的极限位置位于支架尾部垂直正上方, 不可能出现在此位置之后。分析了不同直接顶高度时的变形破坏特征, 得到传统的P 2$ l 双曲线关系并不适用于直接顶的高度成倍增加以后的情况。由此提出直接顶“临界高度”的概念, 即将老顶的给定变形压力为零时的直接顶的最小高度定义为直接顶的临界高度, 并将直接顶按临界高度分为三类: 零刚度、似零刚度、中间型刚度。应用弹性力学中能量原理分析了非零刚度直接顶的支架工作阻力与顶板下沉量的关系曲线为严格单调减少并且下凸的曲线, 具有类似于双曲线的变化性质, 即支架工作阻力与支架变形呈严格的非线性反变关系。由于综放开采条件下P 2$ l 双曲线关系不明显, 故应用顶板最大下沉量判别直接顶(含顶煤) 的稳定性已失去意义。论文首次应用离散元方法的最新成果UDEC 程序分析了综放开采端面顶板稳定性和支架工作阻力的关系。结果表明, 当端面距在一定范围之内时, 综放面端面顶板冒落状况与支架工作阻力及支护角度(即水平支护力) 密切相关; 加大支架工作阻力, 可以控制端面顶板的冒落。经计算得到的综放支架工作阻力P 和端面顶板下沉量$ ld 呈类双曲线关系, 完全不同于它的P 2$ l 关系。根据支架围岩的总体规律, 建立了采场直接顶为似刚度、似零刚度和中间型刚度三种条件下采场支架围岩的整体力学模型。在此基础上, 论述了支架合理工作阻力的确定原则。提出利用综放支架工作阻力2端面顶板下沉量曲线确定综放支架临界阻力的方法。对阳泉4 矿的计算结果表明, 当端面距为0. 5 m 时, 计算所得支架临界阻力和实测结果较为接近; 而当端面距为1 m 或1. 5 m 时, 支架临界阻力值却有较大幅度的提高。因此支架载荷为其额定工作阻力的一半时, 此时对端面空顶距的要求较高; 当支架载荷接近其额定工作阻力时, 则可以加大空顶距, 端面也不致于发生冒顶。因此在综放面实测的工作阻力尽管很小, 但从控制端面顶板的角度出发, 在设计综放支架时仍不能降低其工作阻力。  相似文献   

3.
针对大采高沿空留巷的顶板运动特征,提出了巷旁复合承载结构的概念,通过力学分析,揭示了巷旁结构的稳定机理。研究表明:顶板压力由顶板、墙体和底板共同承担,从而形成“顶—墙—底”复合承载结构;区分不同阶段墙体强度与顶板运动的作用关系,认为初期强度应大于顶板载荷,后期应能适应顶板变形,使墙体强度与顶板运动保持动态协调;大采高时顶板向墙体施加更大的水平力,要确保墙体水平滑移因子小于接触面摩擦系数以实现抗滑自稳;墙体内侧应力不能高于顶底板强度,以免顶底板被切断,外侧应力不能高于墙体强度,以免墙体被压裂,降低墙宽和巷宽可减小墙体载荷,据此得出了墙体和巷道宽度的确定方法。结合4.2 m大采高沿空留巷案例给出了工程验证,采用膏体混凝土充填时,满足巷旁结构稳定条件的巷道宽度为3 m,墙体宽度为4 m,实测结果表明了结论的合理性。  相似文献   

4.
即使是非坚硬顶板条件,当开采强度加大时,也将发生冲击地压灾害。针对厚及特厚煤层综采放顶煤、大采高综采等高强度开采条件,立足于由顶板岩层-煤层-底板岩层所组成的力学系统,通过数值模拟研究,研究采动应力场的时空演化过程对采掘空间受力、变形及破坏的影响及远场应力与近场应力的相互影响及诱发冲击地压的条件,弄清煤岩层垮断、采动应力场的时空演化规律,揭示非坚硬顶板条件下高强度开采采动诱发冲击地压及瓦斯灾害的机制。  相似文献   

5.
以平煤集团香山矿戊9-0-22090大倾角煤层工作面为工程背景,通过室内光弹性模拟模型试验和工作面现场矿压实测,对大倾角煤层工作面开采后采场围岩矿压分布规律进行研究.光弹试验和现场实测结果表明:倾角对煤层工作面开挖后采场围岩应力分布、支承压力的分布有显著影响.大倾角煤层工作面开采后,采场顶板岩层的变形、破坏和运动形式不同于一般缓倾斜煤层工作面,采场支架载荷的分布、来压显现程度、来压步距沿采场倾斜方向均不同.工作面煤层开采后,采场顶板应力分布是高度不均匀、不对称的,在采空区两侧保护煤柱角高度集中,形成支承压力区,采空区上方形成支承卸压区.采场顶底板应力释放,两侧煤柱出现应力集中,采场四个角部位出现较大剪应力.剪切应变主要出现在采场下端部顶板和上端部的底板,而体积应变主要出现在煤层较近顶板和两侧煤柱.研究成果,对香山矿和类似条件下大倾角炮采煤层工作面的开采和顶板的支护的优化和管理具有一定的指导意义.  相似文献   

6.
《Planning》2015,(2):65-67
文章使用实验室相似模拟的方法,对同煤集团晋华宫矿南山12#层8210工作面的矿山压力显现与支承压力规律进行了研究,通过相似模拟实验得到8210工作面基本顶初次来压步距为40.8 m,周期来压步距平均为21.7 m。液压支架的额定工作阻力为1.3×105k N,能支撑顶板的压力,来压时间内动载荷支架工作稳定;对其他大采高工作面支架稳定性研究具有借鉴意义。  相似文献   

7.
刘厚荣 《门窗》2012,(12):346-347
本文针对大采高工作面搬家时实际需要采场的宽、高,分别从停采维护方案的确定以及回撤液压支架技术做了深入的剖析,现场总结经验,提出了一套切实可行的方案,对大采高搬家具有一定的参考及指导意义。  相似文献   

8.
为确定8.5 m超大采高综采面大断面、超长距离回采巷道合理煤柱宽度,以上湾矿12401综采面回采巷道为背景,采用回归分析、理论分析、数值模拟方法进行分析。在经验法基础上采用回归分析科学预测煤柱宽度;基于D-P准则引入洛德参数修正极限平衡理论以考虑中间主应力对屈服函数的影响,并在此基础上,提出“塑性区宽度等同理论”分析煤柱宽度。研究结果为:回归分析法、载荷估算法、塑性区宽度等同理论预测值分别为25.31 m、23.5 m、24.2 m;数值模拟预测值为25 m。综上确定8.5 m超大采高回采巷道合理煤柱宽度为25 m,研究成果可为综采面回采巷道支护及稳定性等方面提供理论依据。  相似文献   

9.
针对“两硬”条件大采高综采老顶初次垮落的特点,建立全长工作面力学模型,提出沿工作面布置方向老顶形成“三”块相互铰接的薄板结构,解释全长工作面呈分段、分期、迁移来压的原因。运用弹性薄板理论,计算出不同约束边界条件下薄板内部的戍力分布,论证了工作面中部来压强度大于头、尾部。  相似文献   

10.
《Planning》2014,(25)
顶板失稳控制是一个系统工程,是一个具有区域局部性、动态性的复杂系统。对顶板失稳进行综合控制,保障安全开采,就必须对开采扰动下的顶板稳定性进行综合的分析,从保障系统性安全和科学优化与综合控制考虑,采用"强帮固顶"控制模式,实施了"锚-网-索"综合支护措施,为大采高工作面安全生产与工作面巷道畅通提供了保障。  相似文献   

11.
 为寻求提高开采上限导高发育规律,以40例“两带”探测钻孔实测数据为依据,应用回归分析方法对3种水体采动等级下不同覆岩类型的导水裂隙高度进行非线性统计研究,并首次建立3类水体下的预留防水煤岩柱与裂采比间的BoxLucas1模型曲线。研究发现:提高开采上限时,BoxLuca1曲线预测导水高度的误差值远小于常规“三下”规程经验公式误差,表明该模型的合理性;3类水体的曲线斜率逐渐增大,顺序为II,III类>I类,表明II,III类裂采比下降更快,导高发育受到风氧化带的抑制作用更加明显。而且I,II类水体下的导水裂隙顶界面未达到泥化层的底界面,III类水体下的裂隙未达到或未穿透风氧化带。说明在一定范围内提高开采上限是可行的。在此基础上,一方面利用Paris位移公式和Crouch不连续位移公式,提出风氧化带拉张型裂隙面的位移公式,计算结果表明,该带裂隙受上覆自重应力影响更容易因发生变形位移和刚度位移而产生弥合效应。另一方面,风氧化带特有的塑性大变形使得外力对该带所做的功大部分被其消耗掉,因而更容易损耗劈裂能量,从而抑制导水裂隙的继续向上发育。这可为该带下合理留设防水煤岩柱提高煤层开采上限提供理论依据。  相似文献   

12.
 以南屯煤矿1610工作面为工程背景,对薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数进行研究。通过对薄煤层工作面回采过程中顶板受力状态分析,确定影响薄煤层切顶卸压沿空留巷的关键参数为顶板预裂切顶高度、预裂切顶角度以及预裂爆破钻孔间距。数值模拟分析结果表明,当直接顶岩层厚度远大于采空区高度时,应在预裂切顶高度满足岩层下沉弯矩产生的拉应力使直接顶整体拉断的同时,预裂切顶面应向采空区偏转一定角度,从而有效切断采空区顶板与留巷顶板间的应力传递,实现顶板的顺利切落成巷。在此基础上,通过现场预裂爆破试验,确定最佳预裂爆破钻孔间距。研究成果在现场实际工程中成功实施,对于切顶卸压沿空留巷技术在薄煤层开采中的推广应用具有重要的借鉴意义。  相似文献   

13.
厚表土薄基岩煤层开采覆岩运动规律   总被引:5,自引:1,他引:4  
 厚表土薄基岩煤层采用综放开采后基本顶将难于形成稳定结构,发生滑落失稳导致工作面“压架”,在对薄基岩定义的基础上,综合采用实验室试验、理论分析、数值模拟和现场实测的方法对薄基岩煤层开采上覆岩层运动规律进行了研究。研究结果表明,若其他条件不变,“砌体梁”结构的稳定主要取决于基岩厚度和上覆表土层的力学性质及厚度,具有较大承载力的厚黏土层能与薄基岩组合形成稳定的结构,降低稳定结构所需最小基岩厚度。由此建立薄基岩工作面结构力学模型,并针对司马矿具体条件分析认为当表土为松散砂土,最小基岩厚度40 m;当黏土厚度40 m,最小基岩厚度20 m;黏土厚度30 m,最小基岩厚度30 m。据此提出首采面可安全开采,在现场工业性试验中得到成功验证。  相似文献   

14.
基于切顶短臂梁理论,分析无煤柱切顶自成巷技术原理,结合柠条塔矿施工经验,总结出"支、切、护、封"四步成巷工艺。通过建立联孔聚能爆破力学模型,分析无煤柱自成巷聚能爆破机制,得出联孔爆破损伤贯通判据条件,并结合试验巷道围岩特性,进行聚能切缝关键参数设计。综合运用理论分析、数值模拟及现场实测,对无煤柱自成巷切缝前后工作面和巷道矿压分布规律和演变机制进行系统研究。结果表明,由于切缝结构面切断巷道顶板与工作面顶板岩体间的应力传递路径,改变顶板岩层结构形态,工作面和巷道矿压分布发生明显变化。切缝对工作面矿压影响有一定范围,切缝影响区内周期来压强度有所减小,周期来压步距有所增大。切缝引起的充填结构的支撑作用是造成工作面顶板压力减小的直接原因,来压控制关键层上的有效荷载减小是导致来压步距增大的根本原因。受切缝影响,碎石帮顶板岩体将经历"垮落→压实→稳定"的演变过程,充分利用采空区碎胀矸石的自承载特性和巷道围岩的协同支撑作用,可有效减小支护强度,增强巷道稳定性。  相似文献   

15.
为探索微震法预测冲击地压的原理和应用技术,在装备高精度微地震监测设备的煤矿,开展采掘过程连续的岩体破裂现场监测,使用自主研发的采动岩体破裂规律分析和冲击地压预测软件MapRAS进行预测研究和工程应用。发现采动过程岩体微破裂在顶板和底板的深度扩散是产生冲击地压的大概率事件;提出采动顶、底板深度损伤是冲击地压成核重要因素的观点。建立应用微震数据辨识顶、底板采动破裂损伤深度的函数关系式和算法。分析显示顶板和底板深度损伤存在联动,与顶板关键层的周期破断及其后效相对应,反映出顶板、底板的加–卸载过程,在华亭煤田多显现为巷道底板破断型冲击地压。经工程应用检验,预测效能较高,应用效果良好。  相似文献   

16.
综放工作面围岩结构分析   总被引:17,自引:4,他引:13  
从系统稳定的观点出发,分析了综放工作面围岩的力学特性、结构特点及其平衡条件,讨论了直接顶与顶煤不同刚度组合对系统稳定的影响以及支架的工作特性,建立了综放采场的围岩力学模型。由此可对综放开采的矿山压力现象作出解释,并为支架的选型设计及矿山压力控制提供了依据。  相似文献   

17.
This paper examines the effect of different geological and mining factors on roof stability in underground coal mines by combining field observations, laboratory testing, and numerical modeling. An underground coal mine in western Pennsylvania is selected as a case study mine to investigate the underlying causes of roof falls in this mine. Three-dimensional distinct element analyses were performed to evaluate the effect of different parameters, such as the variation of immediate roof rock mass strength properties, variation of discontinuity mechanical properties, orientations and magnitudes of the horizontal in-situ stresses, and the size of pillars and excavations on stability of the immediate roof. The research conducted in this paper showed that the bedding planes play an important role on the geo-mechanical behavior of roofs in underground excavations. Therefore, an appropriate numerical modeling technique which incorporates the effect of discontinuities should be employed to simulate the realistic behavior of the discontinuous rock masses such as the layered materials in roof strata of the underground coal mines. The three-dimensional distinct element method used in this research showed the capability of this technique in capturing the important geo-mechanical behavior around underground excavations.  相似文献   

18.
冲击性顶板运动及其应力演化特征的3DEC 模拟研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
 采用三维离散元程序建立煤层综放开采模型,研究综放工作面推进过程中采场、采空区上覆顶板岩层的冲击性运动形式和分段性垮落形态,记录并且分析采场动态推进过程中,采动围岩中岩层块体垂直应力、水平应力的动态演化特征。研究结果表明,采空区基本顶的运动形式、来压周期、来压强度与直接顶的垮落厚度有关;支架后方的直接顶挤压成拱缓冲了基本顶的来压冲击强度,同时也改变了其来压步距。随着工作面向跟踪块体方向的推进,块体垂向应力、水平应力存在高低应力分区,并且不断地波动,岩层应力峰值位置随着岩层高度的增加稍向煤壁前方移动。  相似文献   

19.
The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.  相似文献   

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