通过研究采区的开采深度、煤层顶板性质、煤岩冲击倾向性、地质构造和煤层厚度变化等冲击地压影响因素,应用综合指数法预测冲击地压危险性,进一步分析了在采动影响下的冲击危险性,并划分了5个冲击危险性较大的区域。根据应力在线监测和微震系统的实时监测和分析,预测结果比较符合现场实际。
根据石圪台煤矿开采的实际条件,运用FLAC3D数值模拟软件,建立了在过上煤层遗留煤柱中的应力场及覆岩运移规律模型。模拟了石圪台煤矿31201工作面在过2-2煤遗留煤柱时的矿压显现规律,分析了出煤柱时的失稳机理,为31201工作面安全生产提供理论依据。
利用突变理论对黄麦岭矿爆破参数进行优化,利用突变理论对突变模型进行归一化得到突变隶属函数值,根据优化结果排序得到最优爆破方案。研究表明：基于突变理论的爆破参数优选结果是正确可靠的,这种方法计算简单且不需要求权重,只要按照重要性对各因素进行排序。
以贵州某煤矿1401工作面4~#煤层为研究对象,在充分考虑岩溶区溶洞、岩层节理存在的基础上,运用RFPA2D-Strata数值软件对开采引起覆岩移动变形过程进行分析。模拟结果显示：开采过程中覆岩发生应力重分布形成应力拱,应力拱和溶洞附近应力集中,覆岩变形、破坏首先发生于节理及溶洞附近,每一层岩层的冒落都会经历变形、离层、断裂和冒落这样一个过...
研究中上扬子地区志留系龙马溪组海相页岩气优质储层的双优特征,即＂超压富气＂和＂可压性好＂,建立优质储层优选评价指标体系,提出通过拟合成功开发案例改进传统层次分析法确定评价指标权重,从而减少人为不确定性的方法预测识别优质储层,排序结果与现实产量吻合,方法可行。
为了研究大埋深两硬工作面的应力特征,采用FLAC3D数值模拟软件,研究了大埋深厚硬顶板条件下坚硬煤层中超前支承压力和塑性区的分布规律。通过对塑性区的分析可知该区域附近并不能产生足够的塑性卸压变形需及时采取卸压措施。
以某矿倾斜＂三软＂煤层地质采矿条件为基础,以FLAC2D数值模拟分析为主要研究方法,模拟工作面开采过程,研究工作面周围岩体应力分布规律和倾斜方向工作面下边缘煤体30 m范围内岩体应力分布规律,为下一区段工作面回采巷道合理位置选择提供依据。
根据煤炭开采的行业特点,在煤矿现场试验的基础上,从3个方面分析造成块煤率低的原因。分析综合机械化采煤对块煤率的影响,得到采煤机滚筒的切削厚度、截齿的排列方式、滚筒的运动参数和块煤率具体的数量关系。指出在炮采时,针对不同地质情况,选择合理爆破技术,保证块煤率。在煤炭存储和运输阶段,提出减少运输环节、降低煤仓高度差,提高块煤率。
参考并修正现场煤岩力学性质参数,通过UDEC数值模拟分析五家沟矿5201综放工作面推进过程中煤层覆岩裂隙发育特征、垂直应力和位移的分布及变化规律,并对采场老顶初次垮落步距、周期来压步距等参数进行确定。工作面回采期间支架循环末阻力呈正态分布,支架受力状态较为理想,支架初撑力小于其额定初撑力,前后立柱受力比较均匀。
运用KDDL-Ⅱ型酸蚀裂缝导流仪,对闭合压力、粒径、铺砂密度、流量等影响导流能力的几个主控因素进行试验研究。结果表明：闭合压力低于15 MPa时,随闭合压力增大石英砂导流能力迅速下降;闭合压力高于15 MPa时,下降趋势变缓;粒径大的石英砂导流能力要远大于粒径小的石英砂导流能力;铺砂密度大的石英砂导流能力明显大于铺砂密度小的石英砂导流能力;...
以察哈素煤矿首采工作面为工程背景,通过对工作面支架工作阻力监测以及推进数据的收集、整理和分析,对大采高综采超长工作面推进速度与周期来压步距间的关系进行了深入细致的研究,得到了周期来压步距与推进速度的函数关系式。
注浆加固可以将产生塑性破坏的煤体黏结起来增大煤柱的弹性部分,从而缩短煤柱尺寸。阳煤五矿8407工作面10 m煤柱条件下巷道变形量大,故对其进行注浆加固处理。数值模拟结果与巷道变形量监测表明,注浆加固可以明显改善煤柱的力学性能,保持巷道的稳定性。
综合采用理论分析和数值计算方法,提出了双巷掘进区段煤柱合理宽度确定原则和方法。首先结合改进的Mark-Bieniawski煤柱强度计算式,求得区段煤柱强度分布规律。然后采用FLAC3D数值计算方法,研究得到区段煤柱应力分布规律。综合煤柱强度和应力分布规律可得区段煤柱强度安全系数及煤柱宽度。工程实践表明,该方法合理可靠。
以南屯矿33上15工作面为背景,采用理论分析、现场实践,对厚煤层边角煤开采过程中矿压演化规律进行研究。研究结果表明：厚煤层边角煤开采时,煤壁片帮、端面冒顶和支架承载较常规开采工作面明显,受工作面一侧为采空区、另一侧为风氧化带的影响,工作面两侧的矿压显现程度增大,回采巷道的支承压力超前影响范围明显增大,围岩变形量和变形速度增大。
文家坡矿1#辅运石门是煤矿的重要运输通道,现场监测表明巷道顶板与两帮围岩变形小,两帮锚杆受力较小,巷道局部有轻微底鼓,巷道处于＂强顶-强帮-弱底＂状态。通过现场监测、松动圈测试以及FLAC3D软件计算,对原有支护方案进行了优化。进行了现场工业性试验,现场监测结果表明巷道两帮围岩变形量与帮部锚杆受力值有所增加,但均未超过其允许值,验证了...
针对门克庆矿井箕斗装载硐室局部围岩变形破坏严重现象,采用FLAC3D对原有支护方案作用下的硐室稳定性进行了分析,明确了箕斗装载硐室稳定关键支护部位,提出了加固与支护方案,通过现场应用,有效地控制了硐室围岩变形。
针对王家岭煤矿在首个综放大断面沿空掘巷巷道支护中出现的问题,进行了详细的矿压观测,并分析了原有支护存在的问题,揭示了综放大断面沿空掘巷矿压显现不对称性的原因,进而提出了不对称支护的支护方案,并在20103区段运输平巷成功进行了工业性试验。
根据巷道断面尺寸、支护方式及材料等参数,以Auto CAD12.0为软件平台,利用其内嵌的Auto LISP语言进行二次开发编写绘图程序,同时使用DCL语言编制人机交流的对话框,从而完成了巷道断面支护图设计、绘制的参数化,实现在CAD中自动生成巷道断面支护图。
通过ANSYS软件对万丈山隧道开挖过程中拱顶及周边的受力、变形进行了研究,并对比指导施工。结果表明：隧道开挖面实际应力与初支混凝土有效强度的最不利比值出现在第9 d,施工进行到第17 d以后,拱顶下沉速率小于0.14 mm/d,周边收敛速率小于0.046 6 mm/d,结合＂收敛-约束＂原理和规范对于隧道二衬支护时间的确定准则可知,此时为二衬的合理施作时间...
针对永久性锚杆的水化学腐蚀特性,从地下水环境下锚杆钢筋锈蚀原理出发,建立了杆体锈蚀过程的物理模型,以变化的钢筋锈蚀率为分析变量,建立了杆体锈蚀后的直径计算式和修正的锚杆极限承载力的标准值。
基于某煤矿2100工作面轨道顺槽的采矿地质条件和巷道变形破坏特征,采用理论分析和数值模拟等手段,对巷道变形破坏机理及巷道原支护失效原因进行了系统分析。在上述分析的基础上,从提高并充分发挥锚杆、锚索主动支护作用出发,对原巷道支护方案进行优化。
首先应用比值判别法和＂三带＂判别法确定煤层群采用下行开采,然后通过理论分析得出回采巷道应采用外错式布置并计算出相应外错距,借助数值模拟软件模拟了该种情况下巷道围岩应力分布特征、屈服破坏特征以及围岩移近量,最后提出了11#煤层回采巷道支护方式。
通过对矩形巷道围岩受力及＂四区＂的分析,确定了卸压槽围岩的破碎区与塑性区宽度公式。经分析可知,卸压槽破碎区与塑性区宽度随着应力集中系数增大而以非线性方式增加,并在卸压槽最深处存在最大值。确定了卸压槽合理间距公式,并将其应用于袁庄矿4111工作面回采巷道。监测结果表明,卸压槽间距为2 m的回采巷道帮部位移量较卸压槽间距为8 m的回采...
针对冻结井筒越建越深井壁漏水越来越严重的问题,基于正交试验设计原则得到了深冻结井壁高性能纤维膨胀混凝土的膨胀剂和聚丙烯纤维的最优掺量,同时确定了最优配合比,并对其相关性能进行实验研究。为解决深冻结井壁渗漏水问题提供技术支持。
针对平朔井工三矿井39107综放工作面过风氧化带时极易出现煤壁片帮,造成断面冒顶、易发生顶板事故的现象,采用层次分析法（AHP）对支架工作状态、回采工艺过程、地质力学等众多影响支护质量因素的影响权重进行了分析并加以排序。
以阳煤五矿8403工作面回风顺槽为研究背景,运用数值计算结合理论分析,得到小煤柱理论留设宽度为5.5 m;基于内外应力场理论与厚锚固板理论,提出了煤柱宽度闭合可信区间的概念,认为在这个闭合区间B∈（2t,S）,煤柱宽度的取值是可信的;综合考虑影响煤柱稳定性的主、次因素,对小煤柱合理留设宽度进行约定,确定了煤柱合理留设宽度为6.5 m。
分析软岩支护的机理,对当前软岩支护存在的设计、施工等方面的问题进行探讨,并阐述软岩支护应该注意的关键问题。将软岩支护技术应用于实际煤矿支护之中,比较不同支护形式的支护效果,并对这一结果进行分析,给软岩地区的煤矿巷道支护提供参考。
以某煤矿31104运输巷为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场实测得到巷道原有支护条件下围岩变形大、变形非对称,窄煤柱帮与巷道底板变形剧烈。据此提出了合理的巷道控制技术,后期支护监测表明,该支护技术能够有效控制巷道围岩变形,可以在类似条件下推广应用。
以具体工程为实例,利用软件分析掘进工作面的围岩应力状态,并采用实际监测的方式获得真实的应力状态分布,分析工作面的薄弱区域,给巷道支护提供依据。支护方案能够改善围岩应力状态,限制岩体间的相对变形,起到有效的加固支撑作用。
塔拉壕煤矿2101辅运顺槽埋深129 m,巷道直接顶及老顶主要为泥岩及砂质泥岩,属于软岩顶板。掘进期间2101辅运顺槽掘进效率较低,准15.24 mm锚索锚固力不可靠,巷道存在安全隐患。针对以上问题,对回采巷道支护参数进行优化调整,节约了支护成本,提高了掘进效率。
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