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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
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表征单元体(REV)作为量化多孔介质材料尺度效应的一种基本方法,是构建煤体宏-细观跨尺度结构模型的有效手段。为提高煤体细观结构REV结果的准确性,基于煤样细观尺度下孔裂隙结构特征研究,提出了煤样细观结构定量表征方法,以煤样试件不同位置与不同破裂方向的423个尺度下的孔裂隙二值图像为依据,分别从孔裂隙分布密度、几何形状、方位定向3个角度分析了煤样细观结构的几何特性。在考虑煤体非均质性与各向异性的采样方法基础上,分析了REV尺寸的空间效应与方向效应,最后,利用变异系数法确定了合理的煤样细观REV尺寸。采用图像处理、统计学与变异系数判别相结合的方法对低阶长焰煤细观结构的定量表征与REV确定方法展开相关研究。研究结果表明:(1)针对灰度不均、边界模糊、对比度低的煤样SEM图像提出了一种孔裂隙结构准确识别与定量分析的方法;(2)确定了反映煤样各向异性的细观结构定量表征指标,包含孔隙率、整体形状因子、分形维数与定向分布系数;(3)与平行层理相比,垂直层理方向微裂隙更为发育,孔隙率为平行层理的2倍,大孔径孔隙贡献率为85%,具有较强的空间充填能力,孔裂隙整体形态规则性较差,但边缘形态光滑性较好,定向... 相似文献
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为研究巷道掘进期间围岩变形破坏规律及合理空顶距留设对巷道掘进效率的影响,以孟村矿地质条件为工程背景,采用理论计算和FLAC3D数值模拟手段,提出适用于孟村矿4#煤层的合理空顶距留设距离和巷道支护参数优化方案;并基于数值模拟结果,讨论了不同支护方案下巷道围岩破坏情况和对掘进效率的影响。研究表明:巷道掘进期间,巷道围岩变形量相对较小;401104工作面运输巷在理想条件下的巷道掘进空顶距为3.14 m,综合孟村矿实际生产地质条件,空顶距取2 m。通过对现有支护参数进行优化,提出顶锚杆间排距为800 mm×1 000 mm,每排7根的支护方案,月进尺提高3.8倍,百米巷道支护耗材顶锚杆减少63.3%。采用优化后的支护方案可以节省支护时间,提高巷道掘进效率。 相似文献
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煤矿采深进入千米以后,采掘工作面围岩应力普遍超过煤体单轴抗压强度,呈现围岩应力超过煤体强度的超应力现象。基于调研分析,得到煤层单轴抗压强度的分布特征以及开采深度、原岩应力与煤层单轴抗压强度之间的关系,提出了超应力集中系数的概念。采用声发射和被动CT成像技术相结合的研究方法,开展了煤样真三轴超应力卸载作用下冲击破坏试验研究,从而探究声发射波速演化与煤样宏、微观破裂的关系,揭示深地围岩对煤层的超应力加载作用及方式。试验结果表明:(1)不同的应力卸载路径下煤样冲击破坏具有显著的时间延迟效应,应力路径变化越大,其时间延迟越短;(2)三轴卸载状态下煤样的破坏形式复杂多变,多为剪切、拉伸等耦合破坏形式;总体破坏模式表现为首先沿着与轴压方向分布的主裂隙进行扩张破坏,其次在试样表面分布着许多沿轴压方向的小张拉裂隙;(3)在加载初期,煤样内部波速变化范围较小,出现少量高、低波速区;随着载荷初步增加,煤样内高波速区转移与扩展,同时波速异常区明显扩大;当载荷进一步增加,煤样内出现大面积低波速带,波速极小值不断降低,高波速区、波速异常区迅速变化转移;(4)试样宏观破裂面和波速异常丰富区、微观裂隙演化和低波速贯通区形成了较好的对应。 相似文献
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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
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破碎围岩巷道是煤矿安全生产的重大隐患之一,而注浆是破碎巷道加固的主要手段,注浆工艺的适应性对于煤矿安全生产具有重要意义。针对实验巷道极破碎围岩锚杆(索)孔成孔困难、锚固效果差等问题,采取不同的注浆工艺对巷道破碎围岩进行分区加固,并对注浆后围岩变形进行观测。观测结果表明:XV1101巷注浆加固完成后,巷道两帮变形和顶底板的移近量均比较小,两帮移近量最大72 mm,底鼓量最大为166 mm;XV1102巷注浆加固完成后,两帮移近量最大55 mm,底鼓量最大为46 mm,变形量更小。实验所提出新型注浆加固工艺对破碎巷道的加固效果较好,新的注浆工艺和注浆锚杆(索)有效地控制了巷道变形。 相似文献
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开滦矿区软岩巷道新支护体系研究 总被引:2,自引:1,他引:1
为了解决开滦矿区软岩巷道支护问题,应用理论分析和现场试验等手段,并结合开滦矿区多年的软岩巷道支护实践经验,研究了针对软岩巷道支护的新体系,即以强韧封层、稳压胶结为基础,以钢丝绳为筋骨,以锚注为主体的软岩巷道支护技术新体系。同时,通过建立与软岩巷道围岩特征相对应的力学模型,对影响软岩巷道新支护体系的主要因素,即巷道所处的应力环境、围岩性质与结构类型、巷道支护方式进行了分析。经现场工程验证,采用该支护体系的东欢坨矿北一大巷在变形稳定前的其总变形量不足50 mm,林南仓矿斜井下口交岔点最大变形量仅为67 mm。结果表明,该支护体系可以有效控制巷道变形,避免了矿井软岩巷道在服务期间的多次维修。 相似文献
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近距离煤层开采时,上位煤层的遗留煤柱集中应力会对下位煤层邻近采空区的巷道掘进产生扰动影响。针对下峪口煤矿3#下煤层回采巷道掘进时产生的非对称变形破坏及支护困难等问题,结合现场地质条件,采用力学分析、数值模拟和现场试验的方法,探究23306下进风巷掘进期间产生的非对称变形机理,并提出合理的巷道支护参数及工艺,改善了巷道围岩条件。研究结果表明:上位煤层遗留煤柱及本煤层邻近采空区的存在导致巷道围岩主应力方向及大小发生变化,而非均匀的应力分布致使巷道围岩塑性区呈现蝶形破坏,巷道顶板水平应力变化幅度大、剪切应力大,造成巷道顶板极度破碎,顶板至上覆采空区间全为塑性区分布,顶板两侧应力及塑性区的差异性分布是造成巷道非对称变形的主要原因;数值模拟得到煤柱内X-Y,X-Z,Z-Z方向的应力受本煤层邻近采空区的影响较大,巷道两侧应力大小不等,致使巷道产生非对称变形;根据巷道围岩的受力状态、工作面地质条件及支护成本,优化了巷道支护参数,现场应用效果良好。 相似文献
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针对皮里青矿厚回填土下斜井穿厚松散层部分围岩出现的围岩移近量明显、支护体破坏和喷射混凝土层不同程度开裂的问题,利用理论分析、数值模拟和现场试验等方法,研究了厚回填土下斜井穿厚松散层围岩变形破坏规律及支护技术,结果显示:厚回填土下斜井穿厚松散层围岩的变形破坏规律可归结为拱顶围岩承载能力弱、帮部围岩破坏严重及拱顶变形严重三方面。据此提出了厚回填土下斜井穿厚松散层围岩分段支护技术:表土层和风化基岩段采用承载力高的16#普通热轧型钢U型棚支护;稳定基岩段采用锚杆索协调支护,提高顶部围岩自稳能力。主斜井现场工业性试验结果表明:井筒围岩变形均在工程允许范围内,符合井筒使用要求。 相似文献