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1.
综放开采顶煤三维变形、破坏的数值分析 总被引:29,自引:11,他引:29
针对大同矿务局局忻州窑矿8911面综放开采煤岩变形破坏的全过程,利用岩石力学数值分析方法对放顶煤三维采场的顶煤、顶板活动进行了系统的研究,得到了三维模型的应力、变形及单元破坏数值分析结果。研究表明:大同矿务局煤层强度较高,在支承压力作用下难于破碎,需进行弱化处理后才能有效放出。综采放顶煤过程中,支承压力具有明显的分区特征,顶煤的始动点就是支承压力峰值位置,位于煤壁前方5-7m处,并得到现场实测结果的验证。 相似文献
2.
综放开采端面顶板稳定性的数值模拟研究 总被引:15,自引:9,他引:15
由于直接顶(含顶煤)厚度的成倍增加,综放采场顶板下沉量与支架工作阻力并不存在类双曲线关系,因而用顶板最大下沉量判断直接顶稳定性已失去意义,应用UDEC程序分析了工采端面顶板稳定性与支架工作阻力及端面距的关系,得到当端面距在一定范围之内时,端面顶板冒落情况下与支架工作阻力及支护角度这上关,支架工作阻力P和端面板下沉量△ld呈类双曲线关系,在此基础上提出支轲工作阻力新的确定方法。 相似文献
3.
综放工作面开采速率对围岩应力环境影响的研究 总被引:4,自引:0,他引:4
综放工作面开采速率影响着工作面围岩应力重新分布和变形破坏的结果。主要归结于:(1)开采速率的不同影响围岩应力转移过程的完整程度;(2)开采速率的不同造成单位时间开采截深的变化,从而影响了围岩的加卸载过程以及加载速率的变化;(3)开采速率的不同对岩石蠕变时间有一定的影响,从而影响岩石的变形及应力分布。以谢桥煤矿为工程背景,通过数值模拟分析,揭示开采速率对工作面围岩应力影响的规律。随着综放工作面推进速度的增加,工作面周围应力降低区的面积减小:与之对应,工作面周尉岩体破坏区的范围减小工作面前方峰值应力向丁作面靠近,峰值应力变大;围岩岩体的变形时间缩短,工作面周围岩体的位移减小。提出适当提高综放开采推进速度有利于工作面管理和安全生产。 相似文献
4.
综放开采支承压力与卸压瓦斯运移关系研究 总被引:8,自引:0,他引:8
富含瓦斯厚煤层综放开采后,煤岩体中的卸压瓦斯运移规律与其渗透性密切相关,而支承压力变化又对渗透性有很大的影响,即采场卸压瓦斯的运移规律明显受支承压力的影响。分析了采动影响下煤岩卸压瓦斯的流动特性,并根据靖远煤业公司魏家地矿110综放面的矿压观测及瓦斯监测结果,分析得到综放采场前方支承压力及其作用下渗透系数随工作面距离变化的曲线,进而得出综放面支承压力与卸压瓦斯运移的关系,为有效防治综放开采工作面瓦斯事故和合理抽取并利用瓦斯资源提供了理论依据。 相似文献
5.
高强度综放开采采动覆岩破坏高度及裂隙发育演化监测分析 总被引:1,自引:0,他引:1
以王坡煤矿为试验矿井,采用钻孔冲洗液漏失量观测和钻孔彩色电视系统,探测高强度综放开采覆岩破坏高度,并对监测到的裂隙发育演化进行数字化分析和相似模拟试验研究。研究结果表明:王坡煤矿高强度综放开采覆岩破坏高度为94.00~104.92 m;采动岩体裂隙分布的主要特点是裂隙发育以高角度甚至垂直岩层层面为主,裂隙的发育数量与埋深呈现二次方的递增形式,而裂隙宽度与裂隙数量的分布近似呈正态分布;开采过程中裂隙富集区主要集中在前后煤壁,上覆岩层裂隙密度分布曲线呈两端高中间低,形状如“马鞍”型。 相似文献
6.
综放开采预注水弱化顶煤的理论研究及其工程应用 总被引:2,自引:2,他引:2
提高顶煤放出率是综放开采的一个重大课题,预注水弱化顶煤是解决这一问题的有效方法之一。从理论上研究了超前开采工作面注入煤体的水在裂隙和孔隙中的渗透运动和水对煤体的弱化机理:从试验上得出了注水压力对煤体变形模量的弱化规律和注水含水率对煤的抗压强度的弱化规律:提出了预注水超前工作面的位置、时间、注水含水率、注水量、注水润湿半径、注水孔间距、注水持续时间、注水压力和注水孔布置等工程参数的确定方法。将理论研究结果应用于潞安王庄矿4309综放开采工作面,取得了显著的技术经济效益和社会效益。 相似文献
7.
大采高多断层工作面综放诱发地表沉陷观测及数值分析 总被引:1,自引:0,他引:1
从现场监测出发,分析近年来的监测数据,获得王庄矿大采高工作面在高强度综放开采条件下的地表沉陷规律,通过打孔观察冒落带、裂隙带的分布规律,得到最大下沉高度。然后基于不连续变形数值分析方法建立地表沉陷模型,模拟和分析多条断层对工作面综放开采的影响规律,并获得最大下沉高度。模拟最大沉陷值约为4.5 m,要小于实测值4.9 m,可能的原因是数值模型中只考虑该区4条较大的断层,而实际该区还有很多小的断层和小构造,并且实际地质情况远远比数值模型要复杂。最后比较相似条件下有无断层的地表沉陷规律,获得有无断层影响下的覆岩破断规律及移动规律,并比较两者的异同。 相似文献
8.
综放开采顶煤冒放性的损伤力学分析 总被引:11,自引:1,他引:11
运用损伤力学的基本原理,阐述了综放开采顶煤在支承压力作用下损伤演化与冒放性之间的关系。利用细观统计损伤力学建立了损伤参量的计算模型,把顶煤损伤参量作为冒放性指标另以研究,并讨论了开采深度、煤层强度、原始裂缝和水平应力对顶煤冒放性的影响,其结论结果和现场实际相吻合。 相似文献
9.
根据综放采煤工作面的特点,通过实验分析,和三者之间的关系以及对放煤效果的影响,得出最大顶煤高度和最小顶煤高度,其结论与实际吻合,为放顶煤开采提供了理论依据,同时提高了顶煤的回收率. 相似文献
10.
借助理论分析、数值计算、现场实测等方法,主要介绍了无煤柱综放开采沿空软岩巷道围岩结构及其变形破坏规律。首次提出了应用本煤层布置卸压巷并结合松动爆破技术解决沿空软岩巷道有效维护的难题。同时探讨了一般卸压原理及具体的卸压方案。理论和实践证明,这是实现沿空软岩巷道围岩控制的科学思路和有效方法。 相似文献
11.
综放开采矿震的成因及防治对策 总被引:3,自引:2,他引:3
通过综放开采的矿震灾害实例分析,研究综放开采矿震危害的成因与机制,初步提出相应的防治对策。综放工作面开采厚度大,高位厚硬岩层会成为主关键层,其运动幅度大、冲击能量高,发生矿震的可能性与危害性加大。综放开采的矿震是由上位主关键层与大结构、台阶形采空区边界覆岩的非充分沉降、区段煤柱、断层活化、煤柱应力集中与长时强度降低等因素形成的。主关键层大面积破断运动导致大结构失稳、释放重力势能,重力势能和冲击气浪的能量叠加转化为冲击动能,对采空区围岩做功发生矿震。应在合理开采部署的基础上,开展合理泄风、构筑嵌入式高强缓冲密闭或巷道“┬”形密闭、主关键层下位离层注浆减沉、采空区“O”形空间注浆充填等防治技术的试验研究。 相似文献
12.
应用UDEC2D计算程序,模拟了某矿水平与倾斜联合布置的折线型综采面,揭示了综放开采过程中的采场覆岩与顶煤的运移规律及相应的应力场、破坏场的变化特征,并采用FLAC3D对沿折线型综采面布置的支架的受力及其运移特征进行了分析,研究结果对现场工程实践有一定的指导意义。 相似文献
13.
综放开采“原位”沿空掘巷探讨 总被引:17,自引:4,他引:17
孟金锁 《岩石力学与工程学报》1999,18(2):205-205
在分析综放开采工艺特点的基础上, 首次提出了综放“原位”沿空掘巷的概念, 即在上区段原废弃巷道位置开挖为下区段工作面服务的巷道。并从理论和技术上对其可行性进行了初步探讨; 认为“原位”沿空掘巷可以最大限度地减少综放工作面“两巷”煤损, 其位置处于悬臂平衡岩梁保护之下的免压区内, 掘进、采放的人为扰动对巷道的影响很小, 因而巷道受力、变形亦很小;“原位”沿空巷道的掘进成巷及防漏风是需重点解决的技术问题。“原位”沿空掘巷是一种有发展前途、有理论探讨价值和很有必要进行现场试验的新的巷道布置方式。 相似文献
14.
急斜煤层放顶煤开采“跨层拱”结构分析 总被引:11,自引:0,他引:11
急斜煤层水平分段放顶煤开采与缓斜煤层不同,工作面沿煤层厚度的水平线布置,长度短。工作面上方不是顶板,而是顶煤和残留煤矸。研究结果表明,开采中能够在工作面上方形成与之平行的跨越煤层的“跨层拱”结构。建立“跨层拱”结构的力学模型,对拱的受力、极限跨长以及拱形的确定等方面进行了分析;同时,对于“跨层拱”结构的滑落失稳、结构失稳及其对工作面矿山压力显现的影响进行了分析。由建立的力学模型而得的分析结果与现场实测结果吻合较好,说明可以较大幅度地提高水平分段高度,对急斜煤层短工作面条件下,实现安全高效开采有着重要意义。 相似文献
15.
为对超长孤岛综放工作面围岩稳定性和顶煤冒放性进行控制,采用FLAC3D有限元软件对比分析了超长孤岛工作面的支承压力分布特征。研究老顶上覆岩层应力场的变化规律,分析初采期间和正常推进期间工作面超前支承压力分布规律。老顶岩层内工作面超前支承压力存在两个峰值区域,工作面后方支承压力沿面长方向的中间存在一个峰值区域,两者之间为低支承压力区域。顶煤层位支承压力峰值大于煤层的机采层位,但支承压力的影响范围小于机采层位,且顶煤的极限平衡区宽度较机采层大。工作面正常推进期间较初采期间的支承压力极限平衡区宽度增大,孤岛工作面加长后支承压力峰值系数在初采期间增加,而在正常推进期间降低。超长孤岛工作面减小孤岛工作面侧向支承压力的叠加影响。 相似文献
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深部厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理宽度试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
煤柱合理宽度的确定是影响综放沿空掘巷围岩稳定性的重要因素。以深部厚煤层综放沿空掘巷赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,首次提出一种新型侧向支承压力监测方法,通过现场应力监测和数值模拟相结合的研究方法确定区段煤柱合理留设宽度。现场应力监测与数值模拟结果显示,采空区侧向支承压力影响范围为50~56 m,低应力区宽度为12~15 m,考虑沿空巷道应处于应力降低区内,煤柱留设宽度不应大于7~10 m;同时,从有利于锚杆锚固出发,煤柱宽度不应小于4 m。综合考虑煤柱稳定性、次生灾害控制及煤炭资源回收等因素,最终确定煤柱留设宽度为5 m。采用大型地质力学模型试验与现场试验对煤柱宽度合理性进行验证,结果表明,巷道表面位移均呈现沿空帮>顶板>实体帮>底板的变化趋势,掘巷稳定后,现场实测顶底板移近量最大为271 mm,两帮移近量最大为359 mm,巷道围岩控制效果较好;同时,锚杆、锚索受力均在其屈服范围内,并为回采期间预留充足的余量。研究结果可为类似开采条件下的区段煤柱宽度确定提供参考依据。 相似文献