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针对特厚煤层中应用错层位外错式沿空掘巷与相邻巷道的立体化联合支护机理展开研究。首先理论分析了错层位外错式沿空掘巷布置特点,发现:① 沿煤层顶板及起坡下方的三角煤体保持稳定且对实体煤提供侧向支承应力σx作用,因此一侧采空情况下实体煤从上至下出现了新的变化,即侧向支承应力从0增加至σx;② 依据巷道布置层位与侧向支承应力的不同,将特厚煤层从上至下进行了分区,分别为一侧采空实体煤分区、过渡区与弹性区;③ 布置接续工作面沿空掘巷时,其围岩处于弹性状态,巷道顶部属于一侧采空实体煤内的破碎区、塑性区,因此承载小,也即实现了围岩稳定与载荷低二者之间的统一。利用相邻两条巷道高、低不同这一立体化空间关系,提出相邻巷道的立体化联合支护技术,分析其特点包括:① 沿煤层顶板布置巷道,主动支护可打入深部稳定岩层内;② 通过加强一侧采空实体煤内的加固作用,为相邻沿煤层底板巷道提供锚固点;③ 底板沿空掘巷顶部支护体可深入顶板岩层、联合锚固区与过渡区,可实现全长锚固以更加充分发挥支护作用。为了验证前述理论成果,采用数值模拟进行计算分析,发现:① 采用错层位外错式沿空掘巷技术,显著改善了沿空巷道围岩性质与应力分布现状,实现了低应力与围岩稳定二者的统一,且验证了前述对错层位外错式沿空掘巷特厚煤层纵向分区的成果;② 零原岩应力场条件下联合支护效果较为明显,沿顶巷道顶板锚索深入基本顶段、巷帮一侧锚固段、沿底巷道顶板锚索深入岩层内与联合锚固区均出现应力集中作用,显著改善了沿底巷道单巷支护受顶煤厚度限制无法形成有效锚固点的现状;③ 在对实际工程背景的数值计算发现,与沿底巷道围岩大范围破坏且无法控制相比,采用错层位外错式沿空掘巷相邻巷道联合支护技术可显著控制沿空巷道围岩破坏范围。  相似文献   
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本文重点研究相邻接续面巷道布置的合理位置。 以某矿为工程背景,理论分析给出了实 体煤侧垂直方向上的分区:一侧采空实体煤分区、过渡区和沿底弹性区。 根据巷道布置原则,将 巷道在垂直方向上沿9号煤层底板布置在弹性区,在水平方向上布置在极限平衡区的低应力区 域内。 采用理论分析、FLAC3D数值模拟等研究方法,确定了在该工程背景下的水平方向上的合理 错距为2m。 工程应用中结合现场试验对接续面进风巷采取联合支护,通过对巷道的顶底板移 近量和两帮位移量进行实测,发现围岩变形量得到有效控制。  相似文献   
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 以镇城底矿为工程背景,通过理论分析、相似模拟、数值模拟和现场实测,研究了非充分采动采空区和煤岩柱(体)耦合作用机制。得出如下结论:(1) 不同的工作面布置产生不同的工作面构型、采空区形态和煤岩柱(体)形态,进而造成不同的耦合作用结果,采空区响应对实体煤岩柱(体)的应力及岩体破坏影响很大,数值模拟不可忽略采空区作用;(2) 推导出煤柱极限平衡区宽度表达式,分层开采单一分层时采高降低、大采高和错层位开采存在斜坡均导致煤柱极限平衡区宽度下降;(3) 垮落角对采空区和煤岩柱(体)耦合作用有重要影响,通过相似模拟确定了垮落角并用于数值模拟,得出非充分采动条件下工作面宽度L、最上部关键层跨度L1与垮落角θ之间的关系式;(4) 数值模拟显示非充分采动采空区承载增加,则支承压力相应降低,反之亦然,验证了非充分采动采空区和煤岩柱(体)的耦合作用,数值模拟若忽略采空区承载作用会造成支承压力偏大,应力集中区高度偏大,且位置降低,岩体破坏范围偏大;(5) 根据研究结果,现场将进风巷布置于采空区边缘下方,形成巷顶沿空巷道,该巷道处于整个回采系统应力最低区;而回风巷沿顶板布置,工作面两侧顺槽矿压问题均得到良好控制。  相似文献   
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赵家寨矿12209运输巷沿空留巷的施工流程为“扩巷—充填”,扩巷后断面加大,受二次扰动影响,巷道的变形破坏呈现出新的特点,通过理论分析,计算得出12209运输巷扩巷后塑性区为2.28 m。使用数值模拟和相似模拟2种手段,研究了侧压系数分别为1.0、1.2、1.4、1.6、1.8、2.0时巷道的变形破坏规律。当侧压系数达到1.4后,在原巷道与新扩巷道底板交接处发生破坏,继续加压后,巷道开始失稳。现场监测巷道变形情况,其破坏规律与研究结果一致。  相似文献   
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