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《工矿自动化》2021,47(8)
动压高帮回采巷道是指受动压影响严重、巷帮高度较大的巷道,该类巷道不仅在掘进期间要经历掘进过程的扰动,而且在后期使用过程中要先后经历相邻工作面和本工作面的回采扰动,使得该类巷道的围岩变形破坏过程异于常规的回采巷道,且高帮围岩的稳定性相对较弱。以某矿动压高帮回采巷道15312工作面进风平巷为研究对象,采用数值模拟和现场监测相结合的方法研究了动压高帮回采巷道变形破坏机理,并据此优化了动压高帮回采巷道的支护参数。通过分析15312工作面进风平巷的破坏特征,得出影响该进风平巷围岩稳定性的因素主要包括围岩自身强度、巷道断面尺寸、围岩所处的应力环境和围岩支护强度。从围岩自身强度低、巷道断面尺寸大和围岩所处的应力环境较为复杂的角度控制巷道稳定性较为困难,因此确定从优化巷道支护参数的角度来提高巷道整体的稳定性,即采取增大巷道两帮支护强度和支护范围的措施。数值模拟仿真结果表明,支护参数优化后的围岩支护应力场近似呈圆形,且其帮部围岩支护应力场范围较大,更适合15312工作面进风平巷围岩稳定性控制。现场锚杆和锚索受力情况监测结果表明,支护参数优化后,能实现动压高帮回采巷道的围岩稳定性控制,围岩变形量较小,控制效果较好。 相似文献
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《工矿自动化》2021,47(4)
针对现有巷道围岩稳定性控制方法是将锚杆支护阻力均匀作用于巷道表面,较少考虑锚杆与围岩耦合形成的锚固承载层的等效支护力问题,通过分析围岩力学模型得出锚固承载层等效支护力的解析表达式及巷道围岩在锚固承载层作用下的弹性区与塑性区应力、塑性区半径和巷道围岩表面位移的解析表达式。算例分析结果表明:(1)锚杆长度增加时,锚固承载层厚度随之增大;锚杆长度一定时,随着锚杆排距的增加,锚固承载层厚度减小;锚固承载层等效支护力随着锚固承载层厚度的增大而增大。(2)在塑性区中,相对于不考虑锚固承载层的Fenner解,考虑锚固承载层的本文解下的围岩切向应力较大,应力峰值位置更接近巷道中心位置;在弹性区中,相对于Fenner解,本文解下的围岩切向应力较小,径向应力较大。(3)随着锚固承载层等效支护力的增大,塑性区半径呈下降趋势;随着锚固承载层等效支护力的增大,Fenner解与本文解下的巷道围岩表面位移减小,且Fenner解下的位移变化量比本文解下的大。利用Flac3D软件对锚固承载层作用下的巷道围岩应力、塑性区半径和巷道表面位移进行数值模拟,数值模拟结果与算例分析结果基本一致,锚固承载层作用下巷道围岩稳定性更为可靠。 相似文献
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针对冲击危险性的锚网支护类回采巷道,运用动力学理论分析了巷道锚固体抑制冲击矿压灾害机理,采用数值模拟软件FLAC3D研究了不同锚固体参数对冲击危险性巷道围岩稳定性的影响程度。研究结果表明,巷道围岩变形量的主要影响因素是锚杆长度与锚杆间距,巷道巷帮变形量对锚固体参数的灵敏度反应远高于巷道顶、底板。 相似文献
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针对目前主要采用估计顶板载荷或采用薄板理论模型对超前支架的力学特性进行研究存在计算载荷与真实载荷相差甚远的问题,设计了一种新型巷道超前支架,并根据巷道开挖的空间效应对超前支架的力学特性进行了研究。基于空间效应研究了超前支架与巷道围岩耦合作用机理,构建了超前支架与围岩耦合力学模型。研究结果表明,沿着巷道掘进方向,巷道超前支架承受的顶板载荷逐渐降低,越靠近工作面顶板载荷越大,超前支架的前端强度要高于后端;超前支架支护时机对于巷道顶板的稳定性很重要,超前支架布置得越靠近工作面顶板,巷道顶板变形越小,而超前支架承受顶板的载荷越大,需要的强度越高。 相似文献
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《工矿自动化》2017,(2):66-70
以大同煤矿集团有限责任公司某深部厚煤层综放开采煤矿为背景,通过围岩地质力学测试、井下煤柱应力实测及合理煤柱尺寸确定等方法研究动压影响下深部回采巷道围岩失稳特征及支护方案。研究结果表明:顶板煤体平均抗压强度为32.08 MPa,粗砂岩平均抗压强度为89.85 MPa,4号煤层平均抗压强度为17.61 MPa;测量区域最大水平主应力为26.26 MPa,最小水平主应力为13.39 MPa,垂直应力为15.80 MPa,最大水平主应力方向为N34.4°W,原岩应力场在量值上属于高应力区;一次动压影响阶段,超前支承压力对煤柱的影响范围及影响程度远远小于工作面回采后采动应力对煤柱的影响;二次动压影响阶段,孔深8~18m处煤柱处于弹性核区,合理煤柱宽度至少为55m。提出了14103辅运输巷初始支护设计,现场工业性应用表明:在14102工作面回采期间,巷道有效断面积为巷道掘进断面积的97.5%;14103工作面回采期间,巷道顶底板移近量约为300mm,两帮移近量约为260mm,完全满足矿井安全生产要求。 相似文献
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在地下矿山开采过程中,巷道围岩结构变化具有显著的非线性特征,易引发较大的煤岩动力灾害。现有深部地下巷道围岩监测技术基于单一物理量的数据采集,缺乏多物理量的联合监测与分析,无法准确判断围岩结构变形状态。针对上述问题,基于对钻屑法、岩饼法、应力测量法、围岩变形监测法、电磁辐射法、声发射法、微震监测法、震动层析成像法等现有深部地下巷道围岩监测技术的分析,提出了采用深部地下巷道围岩结构监测信息化技术构建多源、多场的深部地下巷道围岩结构监测体系的设想,从数据感知、采集、传输、分析等方面阐述了深部地下巷道围岩结构监测信息化关键技术,并讨论了深部地下巷道围岩结构监测信息化面临的受限环境下传感节点供能、异构传感设备统一交互、时延敏感网络数据传输等挑战。 相似文献
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本文在综合分析11采区工作面地质条件以及研究支护现状、围岩破坏的基础上,综合工程类比法和理论计算法得出二中车场联络巷道的初步支护方案;基于FLAC3D软件对比不同支护方案的围岩稳定性,最终得出最佳支护方案。 相似文献
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针对屯宝煤矿逆断层破碎带煤柱侧巷道受采动影响造成的巷道变形量大、巷道底鼓、煤柱侧帮鼓、巷道顶板局部下沉等问题,采用锚杆测力计对锚杆应力进行监测,采用PASAT-M应力探测方法对逆断层煤柱侧巷道应力分布和巷道变形规律进行了研究。研究结果表明:胶带巷煤柱侧锚杆应力峰值出现在超前工作面10~15 m,轨道巷上帮锚杆应力峰值出现在超前工作面5~10 m;巷道不同位置的锚杆应力、围岩应力及巷道变形量均受T 2逆断层影响,应力和变形量集中分布在逆断层附近;距离逆断层25 m内围岩应力中等危险区分布相对集中。根据研究结果,提出了巷道补强支护和大孔径卸压综合治理措施,工程实践结果表明,该措施为围岩提供了稳定的支护力,适用于屯宝煤矿逆断层影响区域围岩变形的防治。 相似文献
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目前大多煤矿根据平均开采厚度来确定煤柱宽度,进而指导沿空掘巷,然而煤层在形成过程中受各种因素影响,存在同一煤层厚度变化较大的情况。针对综放工作面煤层开采厚度变化大,导致沿空掘巷围岩变形差异大及破坏机理复杂等问题,采用FLAC 3D软件建立巷道模型,分析平均开采厚度下的围岩变形和破坏规律,并确定合理的煤柱宽度:平均开采厚度为18 m时,在实体煤帮侧,煤体内支承压力峰值与煤柱宽度呈正相关,且煤柱宽度大于8 m后,支承压力增长幅度变缓,因此合理的煤柱宽度应为8 m。在煤柱宽度确定的情况下,研究开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响,结果表明:煤柱宽度为8 m时,随着开采厚度的增加,顶板剪破坏面积增大,覆岩变形范围与顶板下沉量增大,但两帮剪破坏面积和两帮移近量减小;当煤层开采厚度小于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈负相关;当煤层开采厚度大于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈正相关,但增长幅度较小。根据数值模拟结果得出结论:开采厚度的增大对沿空巷道两帮的围岩控制有一定益处,但对顶板维护不利,对开采厚度较大的部位应及时补加锚杆进行强化支护。现场实际应用验证了本文研究的可靠性和有效性。 相似文献
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介绍了目前测试巷道围岩松动圈的不同方法及其测试原理,讨论和分析了不同测试方法的优缺点及适用范围。通过对比可以看出,声波测试法技术成熟、方法简单,但在软岩层中很难适用;多点位移计和多点应力计法可以实时监测巷道围岩的位移或应力变化,但其测试精度有限;地震波法测试精度高,但设备昂贵且安装复杂;地质雷达法不需钻孔,是一种无损测试方法,但测试成本较高;电阻率法对仪器测量精度要求较高,且对电极布置也有较高的技术要求;钻孔摄像法的图像清晰度受限于钻孔内恶劣的环境条件及摄像头的像素。因此,每一种测试方法都有其局限性,实际应用时应充分考虑巷道围岩的性质,选用适宜的方法以便准确测定巷道松动圈大小。 相似文献
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针对灰度值攻击如亮度值的绝对修改、对比度改变、参数直方图均衡化,以及组合攻击破坏数字图像水印,利用第一主成分向量方向的稳定性,提出了一种适应性很强的零水印方法,解决了水印的不可见性与鲁棒性的矛盾。首先分析了第一主成分方向的稳定性,接着通过实验测试它在空域与变换域的表现。在此基础上对输入图像执行多级DT-CWT分解,选择它的两个低频子带并分别进行分块,计算各子块的第一主成分向量;然后分别计算它们与一个秘密参考向量的夹角;最后比较两个低频子带对应子块的夹角关系抽取图像特征。此外对所提出的方案进行了安全性与鲁棒性分析。通过对6幅图像的20种单项攻击以及50种组合攻击进行实验,结果表明所提出的方案在鲁棒性、经受攻击的广泛性、实用性3方面综合性能优越。 相似文献
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The unconfined compressive strength (UCS) of rocks is an important design parameter in rock engineering and geotechnics, which is required and determined for rock mechanical studies in mining and civil projects. This parameter is usually determined through a laboratory UCS test. Since the preparation of high-quality samples is difficult, expensive and time consuming for laboratory tests, development of predictive models for determining the mechanical properties of rocks seems to be essential in rock engineering. In this study, an attempt was made to develop an artificial neural network (ANN) and multivariable regression analysis (MVRA) models in order to predict UCS of rock surrounding a roadway. For this, a database of laboratory tests was prepared, which includes rock type, Schmidt hardness, density and porosity as input parameters and UCS as output parameter. To make a database (including 93 datasets), different rock samples, ranging from weak to very strong types, are used. To compare the performance of developed models, determination coefficient (R 2), variance account for (VAF), mean absolute error (E a) and mean relative error (E r) indices between predicted and measured values were calculated. Based on this comparison, it was concluded that performance of the ANN model is considerably better than the MVRA model. Further, a sensitivity analysis shows that rock density and Schmidt hardness were recognized as the most effective parameters, whereas porosity was considered as the least effective input parameter on the ANN model output (UCS) in this study. 相似文献
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