排序方式: 共有26条查询结果,搜索用时 15 毫秒
1.
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
2.
合理空顶距的确定对巷道安全高效掘进意义重大.采用理论推导计算与数值模拟相结合的方法,对不同空顶距离的掘进巷道围岩应力分布及塑性区演化特征进行分析,并提出安全合理空顶距离及支护优化设计.结果表明:掘进工作面超前煤体内部塑性区宽度与超越函数特征值呈负相关自然对数关系,当特征值为0时,塑性区最大宽度为2.02 m;推导所得公式中煤层埋深、巷道断面尺寸及煤岩物理力学参数是影响塑性区数值大小的主要因素;受载矩形薄板最大跨度取决于薄板中心处拉应力大小,拉应力与直接顶抗拉强度比值大于1,顶板发生力学破断;掘进工作面超前煤体应力场遵循非均匀连续性且在模型固支边逐渐增大的特征规律,模拟结果印证了4.71 m计算结果为极限空顶距离,此时顶板未发生破断;在保证井下作业安全的前提条件下,确定4.0 m为空顶距离,提高综掘效率,加快成巷速度,缓解采掘接替紧张. 相似文献
3.
针对赵各庄矿3237工作面分层开采条件下动力显现频发的现象,从矿井地质开采条件入手,对发生动压现象的工作面的诱发因素进行全面、系统分析,运用数值模拟、理论分析、现场实测的方法研究工作面前方分层开采和放顶煤开采条件下主应力分布规律,通过对不同条件下主应力分布规律分析,提出了通过开采保护层、采用放顶煤开采两项技术的耦合作用,同时结合局部解危技术改变煤岩层能量释放模式的方案。通过对该工作面的实际矿压观测研究,结果表明在深部高应力区域进行综放开采能有效缓解动压现象的危险程度;采用开采保护层方法解除了工作面的高应力,同时对放顶煤高应力区进行了区域卸压,使工作面前方支承压力集中系数为1.39,影响范围36m,整体上改变了高应力引发动压的力学条件,极大地降低了动压强度。 相似文献
4.
5.
6.
7.
8.
9.
针对赵固二矿11030运输巷在掘进期间出现围岩非均匀大变形导致支护体支护失效的问题,采用理论分析、理论计算、数值模拟和现场试验等综合研究方法,研究了采空区侧方围岩主应力场方向的变化规律,及其对沿空巷道围岩塑性区分布形态的影响机制,揭示了深部沿空巷道非均匀大变形机理。研究结果表明:采空区侧向围岩应力场的主应力方向会发生显著变化,导致深部沿空巷道围岩形成非均匀塑性区,同时在主应力集中及支护体延伸性能弱等主要因素的共同影响下,深部沿空巷道出现非均匀大变形。在此基础之上,提出了以围岩塑性区形态为支护设计基础的、采用可接长锚杆代替普通锚索的深部沿空巷道冒顶控制技术;并在11030运输巷进行了现场试验,采用可接长锚杆支护后的顶板最大下沉量由927 mm降低为431 mm。 相似文献
10.
根据安家岭二号井工矿B905试验工作面的具体条件,通过对目前常用三种放煤方式de放煤时间和回采率进行了实测比较,决定采用双轮顺序放煤。同时,根据后部输送机运输能力,计算出工作面同时放煤口数,确定了平均分三组单口放煤的放煤循环方式,并对工作面顶煤放出率进行了实测分析。结果表明,该放煤循环方式取得了良好的生产效率,工作面回采率达到84.22%,比试验前单轮顺序放煤提高了7.22%,工作面最高月产达到118万吨。 相似文献