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1.
C型采场支承压力分布特征的数值模拟研究 总被引:2,自引:0,他引:2
冲击地压的发生与支承压力的分布有重要关系。为研究C型采场支承压力的动态变化规律,采用FLAC3D软件对孤岛工作面推进过程中煤体垂直应力场进行了数值模拟。通过对工作面推进过程中煤体支承压力的平面分布特征、走向支承压力和倾斜支承压力的动态演化特征进行分析,得到以下结论:① 煤体中垂直应力分布呈“C”形;② 孤岛工作面超前支承压力影响距离为正常工作面的3~5倍;③ 双工作面“见方”时,支承压力峰值达到最大值。工程实例验证了结论的可靠性,其结果可为现场冲击地压预测和防治提供依据。 相似文献
2.
断层破裂带附近采场采动效应的流固耦合分析 总被引:4,自引:0,他引:4
矿井底板突水是一个复杂的多物理场耦合问题,结合含断层破裂带条件下采场开采的工程背景,通过离散元流固耦合分析,研究了采场工作面推进过程中断层带的变形与受力情况以及底板支承压力、渗流矢量和渗流速度的动态发展规律和分布特征。相关模拟结果表明,采场中煤层的开采与断层破裂带之间是相互影响的,以支承压力为代表的采动应力是底板破坏形成导水裂隙带及断层“活化”突水的一个主要诱因,而断层的存在也使得工作面与断层带范围内的围岩应力更加集中,增大了底板破坏突水的危险性。采动过程中,底板破坏所形成的导水裂隙带主要集中在工作面前方及下方围岩中,这些区域渗流速度较大,是形成突水的主要通道。 相似文献
3.
不同岩性顶板回采工作面矿压分布规律 总被引:4,自引:0,他引:4
采用数值模拟技术和现场矿压观测系统,研究了不同岩性顶板回采工作面矿压分布规律及其显现特征。结果表明,在煤炭开采过程中,不同岩性顶板回采工作面最大支承应力存在一定差异,在强度较高的砂岩顶板岩体中,支承压力大,工作面前方支承压力峰值距工作面距离小,初次来压步距和周期来压步距大,矿压显现强烈;而在强度较低的泥岩顶板区,顶板岩体不能和砂岩骨架层一样抵抗覆岩压力,且支承压力小,支承压力的峰值向回采工作面前方岩体内部推移,初次来压步距和周期来压步距小,矿压显现不明显。 相似文献
4.
以某矿综放采场为背景,通过现场实测、相似材料模拟等手段,研究了松软煤层综放开采中液压支架受力状态、两巷单体支柱受力特征和顶底板的采动应力分布规律,结果表明液压支架在工作面不同位置受力状态不同,处于中部位置的支架受力最大,同一支架前立柱受力大于后立柱;风巷围岩应力大于机巷围岩应力,两巷的超前采动应力峰值位置在工作面前3~11m;顶板岩层同一层位中采动应力分布随工作面的距离不同而不同;不同层位应力分布也不同,离煤层越近的岩层中应力集中系数越大;底板岩层在工作面前方6m左右处应力达到最大,在工作面处应力为零。该研究结果有效地指导了该矿井同一煤层综放面巷道布置、两巷支护及工作面顶板管理。 相似文献
5.
采动岩体变形与渗透特性是工作面突水防治研究的基本问题。采用理论分析和数值模拟计算方法,分析了岩石变形-渗透特征及其三维定量关系,研究了煤炭开采中回采工作面围岩应变场、渗透系数场分布及其控制因素。研究结果表明,采动岩体渗透性变化主要取决于应变状态及应变增量,且随着垂直于裂隙的张应变的增加而增加;工作面后方垮落带和煤壁边缘的剪碎带产生剧烈的采动拉伸变形,渗透系数较采前显著增大,而支承压力区和整体移动带岩层产生较大的采动压缩变形,渗透系数较采前明显减小;工作面围岩垂向渗透系数较水平渗透系数增加的幅度及增加区的范围小,但对水体下采煤工作面涌水起主导作用。加快工作面推进速度、减小工作面斜长和采高能降低采场围岩渗透系数增加幅度,并将渗透系数场变化范围局限在采区附近,能有效减小采动对原始煤岩层渗透性的影响。 相似文献
6.
兖州煤田各矿区目前已相继开始下组煤开采工作,深部下组煤开采受高地应力、高奥灰水压力影响,开采难度远大于浅部煤层。本文以兴隆庄煤矿开采下组煤中的16上煤和17煤两层煤为例,利用有限差分软件FLAC3D模拟了高地应力条件下近断层煤层反复采动过程,获得了采煤工作面距断层不同距离时的采场围岩竖向位移、竖向应力和塑性区分布图;对比分析了初次采动和第二次采动时围岩竖向位移、竖向应力和塑性区分布规律;利用塑性区分布范围是否与含水断层接触判断煤层底板是否突水,并得到了工作面发生底板突水时的临界突水距离,与规范计算结果进行对比,两者基本一致。研究成果对指导煤矿防治水害工作和确定防隔水煤岩柱留设宽度具有一定参考意义。 相似文献
7.
针对孤岛工作面煤层开采底板损伤问题,以河北葛泉煤矿11913孤岛工作面为研究对象,采用微震方法分析其底板破坏深度;并通过数值模拟对首采、跳采及孤岛3种工作面回采过程中围岩采动应力与底板破坏的规律进行了对比分析。微震测试结果显示11913工作面回采过程中微震事件主要发生在下巷,识别出工作面最大破坏深度20~25 m;基于COMSOL的11912首采、11914跳采及11913孤岛3个工作面数值模拟结果显示,11912首采与11914跳采条件下煤柱地应力集中状态变化不大,最大破坏深度小于11.56 m,仅发育至工作面底板的注浆改造层内部;而11913孤岛回采条件下,受到重复采动影响,工作面两侧煤柱应力集中状态骤增,最大破坏深度剧增至23 m,已发育至煤层底板的本溪组灰岩含水层。研究结果对于华北型煤田下组煤层开采底板破坏规律分析与不同类型工作面回采条件下底板水害防治有一定的参考价值。 相似文献
8.
以大同矿区同忻煤矿为例,利用关键层理论、物理探测技术和数值模拟,分析双系煤层开采形成的覆岩运动与破坏规律。研究结果表明:(1)石炭二叠系煤层工作面推进至193 m时,覆岩裂隙带发育高度达到最大为174.7 m;(2)物理探测得到3-5^#煤层开采引起的覆岩垮裂带高度约为180 m,综合理论计算与现场实测,确定覆岩裂隙带发育高度与采厚之比为11.7-12.0;(3)侏罗系煤层开采引起的底板破坏及双系间覆岩软弱夹层的缺失为双系煤层采空区联通进一步提供了条件;(4)侏罗系煤层的开采影响石炭二叠系煤层工作面超前支承压力的分布规律,当石炭系煤层工作面位于侏罗系煤层遗留煤柱下方时,超前支撑压力较无采空区时增大12.4%;(5)研究成果揭示了双系开采相互影响关系,为采取安全开采措施、减弱双系开采相互影响程度提供了科学依据。 相似文献
9.
利用自主研发的多场耦合煤层气开采物理模拟试验系统,开展受采动影响导致工作面前方不同应力分布条件下的顺层钻孔瓦斯抽采物理模拟试验,对抽采过程中卸压区、应力集中区和原始应力区的煤层瓦斯压力、钻孔抽采流量、应力敏感系数和无因次渗透率等参数演化规律进行分析。试验结果表明,(1)在瓦斯抽采过程中钻孔周围瓦斯压力下降速率先快后慢,越靠近钻孔的瓦斯压力等压线越为密集,瓦斯流速越大,钻孔周围瓦斯压力梯度先增大后减小;(2)随着采动应力集中系数增大,煤层渗透率降低,瓦斯抽采流量减小,其中采动应力水平最大的应力集中1区瓦斯抽采流量最小,而应力水平最小的卸压区抽采流量最大;(3)应力集中区的应力敏感系数高于卸压区和原始应力区,而该区域无因次渗透率下降速率最慢。 相似文献
10.
《岩土力学》2019,(12):4581-4589
基于自主研发的多场耦合煤层气开采物理模拟试验系统,开展了不同顺层钻孔布置间距条件下的瓦斯抽采物理模拟试验,对瓦斯抽采过程中煤层瓦斯压力及抽采流量的演化规律进行了探讨。研究结果表明:煤层内不同测点的气压随着与抽采管之间距离的减小,下降速率加快;当受抽采叠加效应影响时,在相同距离条件下抽采管之间区域的气压下降速率大于外侧,且在抽采开始后该气压差异迅速到达峰值后呈下降趋势,而距离抽采管越近的区域,或随钻孔布置间距增加,叠加效应均减弱;在煤层垂直于钻孔的断面上,气压梯度与抽采瞬时流量存在幂函数关系,随着钻孔布置间距减小,或数量增加,同一位置的气压下降速率增大,抽采瞬时流量下降速率加快,累计流量增加,煤层渗透性系数ɑ值增大,说明煤层瓦斯抽采效率更高。研究结果可为现场合理布置抽采钻孔提供一定的理论依据。 相似文献
11.
Zhongchang Wang Xinping Guo Chuan Wang 《Geotechnical and Geological Engineering》2018,36(6):3399-3409
To master the laws of strong strata behavior of Tashan coal mine under Carboniferous coal mining process, the laws of strong strata behavior in 8107 working face was measured and analyzed. It was shown that the average initial weighting step of 8107 working face was 59.4 m. The average periodic weighting step of main roof was 16.2 m. The maximum working resistance during periodic weighting was 14,711.1 kN. The maximum working resistance during non-periodic weighting was 11,339.9 kN. The average dynamic load factor K during periodic weighting was 1.31. The stress of coal column on the side of the goaf could be divided into four zones (stress stabilization zone, stress slow-increasing zone, significant—increasing stress zone, stress reduction zone) along the strike of 8107 working face. There was a peak of lateral support pressure along the trend of 8107 working face. And the peak position was biased to the side of return airway roadway. With the increase of the distance from the down-side of return airway, the pressure peak of the inner coal body along the strike of 8107 the working face increased and the peak position decreased from the coal wall. The peak stress of coal column tended to be close to the up-side of return airway. And the distance from the down-side of return airway for the peak of inner coal was larger than that for the peak of coal pillar. The peak position of abutment pressure of hard roof was in the range of 10–25 m in front of 8107 working face under full mechanized mining extra thickness coal seam conditions. The relative stress concentration coefficient of k was 1.3–6.5. The range of 10–25 m from the front of the working face to coal wall was stress reduction zone. And the influence range of abutment pressure was about 80 m. It was of great significance to the control and practice of the surrounding rock of the stope for the mining of the hard extra-thick coal seam. 相似文献
12.
Intensive strata behaviors are generated when the No. 8707 working face of the 8# coal seam in a coal mine is advanced by way of the pillars left over of the upper part of 7# close distance coal seam. The theoretical analysis, numerical simulation and filed measurement were utilized to obtain the rule of the stress change when the 8707 working face of the 8# coal seam passes the pillars left over of the 7# coal seam. Meanwhile, a pressure-relief mining (PRM) technology was put forward. According to the research results, when the 8707 working face in the 8# coal seam was advanced to the position that was 20 m in front of the pillar left over, the abutment pressure reached the maximum for 26 MPa and the stress concentration factor was 3.25, which was likely to give rise to the rock burst. With the advance of the working face, the abutment pressure was reduced slowly. As the 8707 working face advanced 15 m away the pillar left over, the transfixed shear failure region of 45° was found in the bedrocks of the upper and lower coal seams, which was readily to give rise to the shear rupture, leading to the rock burst. Based on the aforementioned research, this research carried out the PRM by applying the hydraulic fracturing technology on the coal roof and pillar, which can ensure the safety and efficient mining of working faces. 相似文献
13.
断裂结构面对回采工作面矿压及顶板稳定性的影响 总被引:3,自引:0,他引:3
通过对现场观测和数值模拟分析,系统研究了断裂结构面对回采工作面矿压分布和顶板稳定性的影响。研究结果表明,回采工作面顶板断裂结构面有3种典型组合类型,即“正三角形”结构、“川字形”结构和“倒三角形”结构。在工作面开采过程中,“正三角形”结构顶板稳定性差;“倒三角形”结构顶板稳定性好;而“川字形”结构顶板能形成结构平衡且稳定。由于断层使介质不连续,导致初始应力场挠动,局部产生附加应力,在断层带附近形成低压力区和高应力集中区带,比较明显的影响范围距断层面大约10~30 m。当工作面推进到高应力集中区带时,工作面前方煤(岩)体中支承压力明显增大,支承压力峰值位置向前方煤岩体中转移,易于发生冒顶事故和其他矿井动力地质现象;当工作面推进到低应力区带时,压力峰值降低,顶板稳定性差。 相似文献
14.
断层对顶板稳定性影响相似模拟试验研究 总被引:13,自引:1,他引:12
通过相似模拟试验方法分析了不同倾向高角度正断层, 在采动影响下顶板岩体变形破坏和矿压分布规律。结果表明, 在采动影响下断层“活化”,断层带及其影响范围内的岩体破碎, 表现为周期断裂步距小, 冒落带高, 尤其是断层下盘, 顶板稳定性差; 当工作面开采到离断层面22.5~ 30 m时, 直到断层位置的前方煤体中支承压力增大, 煤体被压碎, 且随着距断层面距离的缩小, 支承压力的峰值位置向工作面前方转移; 通过断层后, 顶板岩体中支承压力减小, 比无断层存在的情况要低。 相似文献
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为探究逆断层活化对无煤柱自成巷稳定性的影响,通过理论分析、数值模拟、工程实践、现场监测的方法,对逆断层活化作用机理和影响区域进行系统研究。结果表明,在水平构造应力和自重应力的双重作用下,逆断层对工作面超前支承压力及采后顶板压力有显著的影响。当工作面靠近逆断层时,逆断层开始局部活化;工作面到达逆断层位置时,受工作面采动剧烈影响,导致逆断层全面活化,超前支承压力急剧增加,应力集中系数为4.75。揭露逆断层之后,上覆岩层的压力由逆断层上盘传递到采空区后方,造成采空区后方支承压力升高,经模拟分析判断出逆断层下盘对工作面围岩稳定性有显著影响,影响范围为85 m,该范围是围岩控制重点区段。利用具有高恒阻力、高延伸率和高预紧力超常力学特性的恒阻大变形锚索、精准顶板预裂卸压技术和成巷围岩联合支护技术,得到巷道围岩滞后工作面150~190 m范围内保持稳定,该技术可以实现围岩变形有效控制。
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