大众矿围岩运移的UDEC数值模拟

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基于UDEC节理岩体抗压强度的数值研究

基于UDEC节理岩体抗压强度的数值研究

摘要摘要岩体在自然界长期存在过程中,经历地质与风化作用形成了各种类型的不规则结构面。

随机分布的结构面相互交割,使岩体形成复杂的割裂结构。

节理面的存在使岩体强度呈现复杂的各向异性。

本文通过对江西某矿区岩样进行岩石力学试验,得到岩石试件的力学参数,利用Hoek-Brown法估算岩体力学参数,建立二维离散元UDEC数值模型,较为系统地研究了三类节理岩体的各向异性,主要研究成果如下:(1)采用控制变量法研究了节理产状对单一节理岩体抗压强度的影响,结果表明:节理位置(节理尖端到受压面的距离)、倾角相同时,随着节理迹长比的增大,抗压强度呈非线性减小趋势,可拟合为二次函数关系;节理位置、迹长比相同时,随着节理倾角的增大,抗压强度呈先减小后增大的“U”形变化趋势;节理倾角、迹长比相同时,随着裂纹尖端到受压面距离的增大,岩石试件的抗压强度呈线性增大趋势。

(2)为研究只含一组优势节理岩体的力学特性,在围压作用下,改变节理倾角与间距,进行抗压强度实验。

结果表明:不同于单一节理岩体,随着节理倾角由15°向90°递增,σ1-β曲线呈现非对称的“勺”形,岩体破坏模式依次为压碎破坏、剪切滑移破坏、劈裂破坏;当节理面倾角接近φj(节理面内摩擦角)或者90°时,即使改变节理间距,抗压强度也不会发生明显变化;当节理面倾角介于φj~90°之间时,岩体沿节理面发生破坏,抗压强度随节理间距的减小而减小,并逐渐趋于一个定值,近似于负指数变化关系;随着围压的增大,岩体抗压强度呈线性增大趋势,各向异性随之减弱。

(3)基于分形理论,结合Monte Carlo方法生成节理岩体平面网络图,以网络图中心为基点,选取节理岩体模拟试件,以探究复杂节理岩体的各向异性,结果表明:选取角度、围压相同时,随着岩体尺寸的增大,节理岩体各向异性减弱,抗压强度呈非线性减小趋势,并趋向于某一定值,可拟合为负指数变化关系;围压、尺寸相同时,随着取样角度(所截取岩体试件与水平方向的夹角)的增大,节理岩体抗压强度呈微幅波动趋势,这应与节理分布的分形特性有关,取样角度为60°时,岩体试件的抗压强度值略高,尺寸效应与围压效应也较为明显。

采矿巷道围岩变形机理与支护效果数值模拟研究

采矿巷道围岩变形机理与支护效果数值模拟研究

文献综述
文献综述
过去的研究主要集中在围岩变形机理和支护效果方面,缺乏将两者结合起来 进行研究的情况。围岩变形主要包括应力调整、岩体蠕变和破裂等,影响因素包 括地层条件、采矿方法、地下水等。支护效果则取决于支护类型、支护参数、围 岩条件等。目前,数值模拟方法已成为研究采矿巷道围岩变形与支护效果的重要 手段,可以模拟复杂的地质条件和采矿过程,为优化巷道设计和支护方案提供依 据。
内容摘要
3、在实际应用中,需要综合考虑巷道的地质条件、采矿方法、支护技术等因 素,制定合理的支护方案。同时,需要加强监测和预警工作,及时发现和解决潜 在的安全隐患。
内容摘要
针对超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术的研究和实践,本次演示提出 以下几点建议:
1、加强基础理论研究:深入研究超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术的 内在规律和作用机制,为相关领域的研究和实践提供理论基础。
内容摘要
文献综述:深部巷道围岩变形的研究涉及理论分析和实验研究两个方面。从 已有的研究成果来看,围岩变形的机理主要受到地应力、岩石力学性质、地下水 等因素的影响。其中,地应力是影响围岩变形的主要因素,岩石的力学性质和地 下水活动也会对围岩变形产生重要影响。在实验研究方面,通过现场监测、模型 实验等方法,研究了围岩变形的规律和影响因素,为数值模拟提供了重要的参考 依据。
通过对金川二矿区深部巷道支护相关文献的综述,发现前人研究主要集中在 以下几个方面:
1、围岩稳定性影响因素:围岩稳定性受地质条件、采矿活动、地下水等因素 影响,其中地质条件包括岩体强度、节理裂隙发育程度、地下水状况等。
文献综述
2、巷道支护设计:针对不同地质条件的巷道,需采用不同的支护设计,包括 锚杆支护、喷射混凝土支护、架棚支护等。

综放工作面顶板运移及垮落数值模拟研究

综放工作面顶板运移及垮落数值模拟研究

综放工作面顶板运移及垮落数值模拟研究柳轶【摘要】根据赵庄矿二号井的实际地质情况,建立数值计算模型,采用UDEC数值计算软件对比模拟1304综放工作面和1305综采工作面回采过程中在老顶初次来压和两次周期来压期间顶板岩层破断演化规律,对比数值模拟结果可以看出,由于顶煤起到直接顶的作用,减缓了矿山压力,导致综放工作面老顶来压强度较综采工作面小,在一定程度上为指导煤矿安全生产奠定理论基础.【期刊名称】《山西焦煤科技》【年(卷),期】2017(041)012【总页数】4页(P11-14)【关键词】综放开采;顶板运移;数值模拟;老顶断裂线;周期垮落【作者】柳轶【作者单位】山西焦煤集团投资公司,山西太原030021【正文语种】中文【中图分类】TD322+.1矿山压力控制是厚煤层综放开采安全高效开采的重要前提。

上覆岩层结构运动变化是影响采场矿压显现的主要原因[1]. 目前,针对顶板覆岩结构变化规律,国外主要有悬臂梁假说、压力拱假说、铰接岩块假说,国内则有传递岩梁理论、砌体梁理论、关键层理论以及薄板理论等,这些理论对上覆岩层结构变化特征以及采场矿压规律进行了充分的研究,对掌握回采过程中工作面顶板覆岩结构变化特征和矿压显现规律具有重要的意义[2-3].赵庄矿二号井1304工作面采用综放开采技术,其相邻的1305工作面采用综采技术。

对于普通综采和大采高综放开采,顶板岩层变化运动特征不同,矿压显现特征也不相同。

所以,正确掌握不同类型工作面矿压显现规律,对保障安全生产具有重要的意义。

1 工程概况1304工作面煤层平均厚度为5.36 m,平均倾角约为6°,采用走向长壁采煤法,开采煤层为3#煤层,其中机采采高2.8 m,放顶煤厚度为2.56 m. 工作面长度145.8 m,自开切眼到停采线长度为538.6 m.2 顶底板情况1304工作面无伪顶,直接顶为泥岩和细粒砂岩,平均厚度1.8 m,节理裂隙不发育,普氏硬度f=3~4,自然状态下单向抗压强度为46.2~65.4 MPa;基本顶主要为粉砂岩,平均厚度1.6 m. 工作面的直接底主要为泥岩,平均厚度0.6 m. 基本底主要为粉砂岩,平均厚度为2.0 m,呈中厚层状,层理均匀。

某深部巷道底板卸压槽尺寸数值模拟研究

某深部巷道底板卸压槽尺寸数值模拟研究

某深部巷道底板卸压槽尺寸数值模拟研究
王健;赵晓凡
【期刊名称】《现代矿业》
【年(卷),期】2024(40)3
【摘要】随着煤矿开采深度的不断增加,国内许多矿井已经进入深部开采,深部巷道围岩稳定性差,底鼓现象突出,矿压显著。

以平顶山矿区某煤矿为工程背景,分析了巷道围岩变形破坏特征,提出了“四层次喷混凝土+三层次钢丝绳网+三层次锚杆+底板卸压槽+壁后注浆”的联合支护方案,采用UDEC模拟了巷道围岩应力场分布特征。

结果表明,增加卸压槽宽度可以有效保证巷道底板应力向深部转移,当卸压槽宽度为1600mm时,巷道底板围岩塑性区范围为14.84m,底板水平应力峰值向深部转移了14.5m,为深部巷道围岩变形控制提供了一定的理论支撑。

【总页数】5页(P104-107)
【作者】王健;赵晓凡
【作者单位】山西华阳集团新能股份有限公司;华北理工大学应急管理与安全工程学院
【正文语种】中文
【中图分类】TD3
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大采高采场上覆岩层运移规律数值模拟

大采高采场上覆岩层运移规律数值模拟

第31卷第2期辽宁工程技术大学学报(自然科学版)2012年4月V ol.31No.2Journal of Liaoning Technical University(Natural Science)Apr.2012文章编号:1008-0562(2012)02-0181-04大采高采场上覆岩层运移规律数值模拟孙占国(平庄煤业集团有限责任公司,内蒙古赤峰024000)摘要:为了研究大采高采场上覆岩结构及其运移规律,给大采高工作面的高产高效开采提供理论基础,通过3DEC数值模拟软件,以某矿6.2m大采高工作面岩层赋存特征为工程背景,分别建立采高为2.2m,3.2m,4.2m,5.2m,6.2m时的数学模型,研究不同采高下的上覆岩层垮落规律.结果表明:采高较低时,随着采高的增加,碎胀系数随着增加,冒落高度也随着增加,但是当采高增加到5.2m时,随着碎胀系数的增加,冒落高度却几乎不变.采高为2.2m时,最大离层量为1m,随采高的增加,离层量基本呈直线增加,当采高大于4.2m时,离层量增加迅速,当采高增加至6.2m时,最大离层量可达到3.05m.随着离层量的增加,基本顶失稳时容易给支架造成冲击性载荷,增加动载系数,影响大采高支架的纵向和横向稳定性.关键词:大采高;上覆岩层;3DEC;碎胀系数;冒落高度;离层量;支架;动载系数中图分类号:P548文献标志码:AMovement law of overlying rock in large mining height faceby simulationSUN Zhanguo(Pingzhuang Mine group Ltd.Co.,Chifeng024000,China)Abstra ct:For the mining height mining overburden structure and migration rule,for big mining height of high yield and high efficiency mining provides theory basis,through3DEC numerical simulation software,to6.2m in sihe coal mine large mining height the occurrence characteristics of rock engineering background,we establish mining height of2.2m,3.2m,4.2m,5.2m,6.2m of the numerical model to study the different mining height on the overlaying strata breaks down fall characteristics.The results show that mining height is low,with the increase of mining height,the hulking coefficient increased,falling height also increased,but when mining height increases to5.2 m,with the increase of the hulking coefficient,take down height but almost the same.Mining height of2.2m,the largest amount of abscission layer1m,with the increase of mining height,overburden bed separation grouting quantity basic sharply increase,when mining height more than4.2m,overburden bed separation grouting increased rapidly,when mining height are increased to6.2m,the overburden bed separation grouting quantity achieved3.05m. With the increased amount of overburden bed separation grouting,the basic roof easily when instability caused by impact load to stents,increase the dynamic load coefficient,great influence mining height in support of longitudinal and transverse stability.Kye wor d:height mining;overburden;3DEC;hulking coefficient;falling height;size of bed separations;support; dynamic load coefficient0引言层状岩体结构是煤系地层的重要特征,随着煤层的采出,上覆岩层自下而上依次运动,下位岩层呈现明显的剥离特征,由于岩层强度、分层厚度以及层、节理发育情况不同,各岩层的运动和垮落步距也有所不同,并且呈现出明显的成组运动特征,某些强度较大而又相对较厚的岩层可形成结构层,又叫作关键层,它在岩层的运动过程中起着决定性的作用,而那些强度较低或厚度较小的岩层作为关键层的载荷,通常将在同一组岩层中最下位岩层作为关键层.对于大采高开采而言,由于采高加大,采空区空间有了较大幅度的增加,只有更高的垮落带才能维系整个采场岩体的平衡.由于岩层顶板的分层垮落特性,原直接顶岩层垮落后不能充满采空区时,收稿日期:2010-12-22基金项目:河北省自然科学基金资助项目(E2011208036)作者简介:孙占国(1961-),男,辽宁凌源人,高级工程师,主要从事煤田地质与矿井地质面的研究.本文编校:焦丽182辽宁工程技术大学学报(自然科学版)第31卷一定厚度的下位老顶岩层将作为规则垮落带来弥补采空区充填的不足,这样,直接顶的厚度增加.实测大采高采场直接顶的垮落高度通常为煤层采出厚度的2.0~2.5倍.采高增大使直接顶的垮落度增加,但直接与支架作用的仍是完整的直接顶岩石,具有较好的传力效果,因而矿压显现明显增大.为研究大采高采场覆岩结构及运移规律,为大采高工作面的高产高效开采提供理论基础.本论文运用3DEC 数值模拟软件,再现大采高工作面顶板冒落情况,进一步研究不同采高采场覆岩层结构及运动规律.1模型的建立煤层开采将不可避免的引起上覆岩层的变形、破坏、冒落.距离煤层较近,岩性较软且厚度较薄的岩层将首先冒落,堆积在采空区,与上覆硬厚岩层形成一定的自由空间.上覆硬厚岩层将以煤壁、采空区冒落矸石以及液压支架为支承点,逐渐变形、破坏、失稳.不同的工艺参数,不同的地质条件,上覆岩层的运移规律也不同.本模拟研究以寺河矿6.2m 大采高工作面为对象.以某矿实际地质条件为工程背景,建立3DEC 软件平面应变模型,如图1.模型长×宽×高为:200m ×2m ×124m ,模型上边界为应力边界,施加埋深600m 的上覆岩层载荷,重力加速度为9.81m/s 2,其余边界均为固定正方向位移边界,如图1(b ).为了能够较真实地模拟工作面顶板运移及冒落情况,考虑工作面每天3班生产,一个班检修,平均日进度为5m.(a )应变模型(b )模型边界条件图1数值模拟模型Fig.1numerical simulation model2模拟结果分析采高不同,上覆岩层活动空间范围则不同,矿压显现规律不同.分别建立采高为2.2m ,3.2m ,4.2m ,5.2m ,6.2m 时的数值模型,研究不同采高下的上覆岩层垮落特征,如图2.从图2可以看出,在相同地质条件下,随着采高的增加,采空区冒落矸石的碎胀系数随着增加.以覆岩下沉量达到或超过50cm 时即认为岩层冒落.当采高为6.2m 时,覆岩的冒落高度为20.6m ,折合碎胀系数p k 为:20.6 6.21.320.6p h h k h ++=冒采冒==,(1)式中,h 为冒落带高度,m ;h 为煤层开采高度,m ;冒采p k 为碎胀系数.同样的方法计算出不同采高时的碎胀系数如表1.采高较低时,随着采高的增加,碎胀系数随着增加,冒落高度也随着增加,但是当采高增加到5.2m 时,随着碎胀系数的增加,冒落高度却几乎不变.从岩层的冒落形态看,当采高较小时,上位岩层冒落空间较小,冒落矸石排列整齐;随着采高的增加,岩层的冒落空间和块度都随着增加,冒落岩块排列不整齐,有分层交叉现象,岩块间空隙增加,碎胀系数随着增加.煤层直接顶基本顶183第2期孙占国:大采高工作面煤壁片帮冒顶控制技术表1不同采高的碎胀系数Tab.1hulking coefficient of different minning height采高/m冒落高度/m碎胀系数6.223.0 1.275.223.6 1.224.220 1.213.217.8 1.182.213.75 1.16直接顶垮落后,其断裂线与水平面的夹角称为冒落角,模拟表明,工作面煤壁侧的冒落角和切眼侧的冒落角变化情况不同,当采高为2.6m时,工作面煤壁侧冒落角与切眼侧冒落角基本相同,随着采高的增加,工作面煤壁侧的冒落角逐渐增加,而切眼侧的冒落角变化不大.造成这种情况的主要原因是:上覆岩层的变形和破坏是与时间有关系的,开切眼侧的覆岩经过了长时间的充分的变形与破坏,各岩层的垮落基本已经充分;反之,工作面侧的覆岩断裂,破坏时间短,由下而上出现岩层的“悬臂”状态,由于下位岩层的悬臂作用导致上覆岩层滞后断裂,冒落,最终出现角度较小的情况.随着采高的增加,下位软岩层与上位厚硬岩层间的离层量不断增加.模拟结果如图2、图3,采高为2.2m时,最大离层量为1m,随采高的增加,离层量基本呈直线增加,当采高大于4.2m时,离层量增加迅速,当采高增加至6.2m时,最大离层量达到3.05m.随着离层量的增加,基本顶失稳时容易给支架造成冲击性载荷,增加动载系数,影响大采高支架的纵向和横向稳定性.(a)采高为2.2m时(b)采高为3.2m时(c)采高为4.2m时(d)采高为5.2m时184辽宁工程技术大学学报(自然科学版)第31卷(e )采高为6.2m 时图2不同采高条件的顶板冒落特征Fig.2roof falling character ofdifferent mining height图3最大离层量与采高的关系Fig.3relation of the biggest overburden bed separationbetween mining height在工作面开采初期,工作面顶板断裂线在控顶区后上方,当工作面基本顶初次来压后,顶板断裂线将转移至工作面煤壁前上方3~5m 的位置.顶板的超前断裂容易产生2个方面的不利影响:一是由于顶板的超前断裂,控顶区成为“压力拱”的拱脚,支架的工作阻力大幅度增加;二是导致支架上方的剩余顶煤或顶板破碎,如果工作面片帮严重,且工作面管理不善,很容易导致工作面架前冒顶,尤其是移架的时候.随着采高的增加,虽然冒落高度不是直线增加,但上覆岩层离层量增加且顶板断裂线的前移,这是大采高工作面上覆岩层运移的重要特征,也是大采高工作面煤壁容易片帮的主要一个原因.3结论(1)当采高比较小时,上覆岩层冒落空间较小,冒落矸石排列比较整洁;而随着采高的增加,岩层的冒落空间和块度都随之增加,冒落岩块排列不整齐,有分层交叉现象发生,岩块间的空隙也有增加,碎胀系数陡然增加;(2)随着采高的增加,虽然冒落高度不是直线增加,但是上覆岩层离层量增加且顶板断裂线向前移动,这是大采高工作面上覆岩层运移的重要特征,也是大采高工作面煤壁容易片帮的主要原因之一.参考文献:0.511.522.533.5 2.23.24.25.26.2采高/m最大离层量/m [1]陆士良.无煤柱护巷的矿压显现[Ml.北京:煤炭工业出版社,1982.[2]高玮.倾斜煤柱稳定性的弹塑性分析[J].力学与实践,2001(23):23-26.[3]陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业出版社,1994.[4]王金力.大断面煤巷快速掘进技术研究与探索[J].煤炭科学技术,2002,30(增刊):55-57.[5]鞠文君,赵兵文.全长锚固锚杆的工况监测方法[J].煤炭科学技术,1998,26(6):15-18.[6]马念杰,李英明,颉爱珍.新型玻璃钢锚杆成型工艺研究[J].玻璃钢/复合材料,2006(1):124-127.[7]马念杰,李英明,朱春华.玻璃钢锚杆阻燃机理及其配方研究[J].中国安全科学学报,2004,22(2):278-281.[8]马念杰,张玉,陈刚,等.新型玻璃钢锚杆研究[J].煤矿开采,2001(4):252-255.[9]马念杰,刘洪涛,张飞飞.煤帮玻璃钢锚杆支护的安全稳定性研究[J].中国科技信息,2007(5):653-658.[10]张国华,李凤仪.复合软顶移动规律及其控制[J].矿山压力与顶板管理,2004(6):112-116.。

下保护层开采围岩运移数值模拟研究

下保护层开采围岩运移数值模拟研究

第!期"山西焦煤科技"#$%!&’()年!月""*+,-./0$1/-20$,3*4/5-456754+-$3$28""9,:%&’()"!试验研究!""收稿日期"&’(=;((;&<作者简介"武晋文!(<))"#$男$山西阳泉人$&’(!年毕业于河北工程大学$助理工程师$主要从事安全生产技术管理工作!>?@,/3#O -O 38%d +,-2+,/U$-2CDD%4$@下保护层开采围岩运移数值模拟研究武晋文!阳泉煤业集团有限责任公司二矿"山西"阳泉"’AE’’’#""摘"要"采用e G >0和_J a 0!G 数值模拟软件分别模拟鹤壁四矿下保护层开采后上覆岩层(三带)的高度’被保护层的膨胀变形和卸压情况"为下保护层工作面的长度’采高’工作面支护参数等提供参考$模拟结果表明&层间关键层结构对被保护层的卸压和膨胀变形有一定影响$距离一)煤层A @的AK B @厚的石灰岩关键层结构不会对上覆煤岩层的卸压和膨胀变形有影响或者影响较小"但距离一)煤层约!=@的AK B @厚的砂质泥岩关键层结构对上覆煤岩层的卸压和膨胀变形有一定影响$关键词"下保护层开采%数值模拟%围岩变形中图分类号"7G =(&"文献标识码"I "文章编号"(B=&;’BE&#&’()$’!;’’((;’E !"工程概况二(煤层为鹤壁四矿主采煤层$位于二迭系山西组下部$赋存稳定$结构简单$煤厚AK ’M (EK ’@$平均=K !@$煤层大部分为缓倾斜煤层$煤层倾角为E R M &E R $平均&’R %二(煤底板下E’@以内存在A 层煤$如果对其进行回采$形成下位保护层$上覆二(煤层将会得到卸压$出现裂隙$煤层透气性系数将会增加$有利于二(煤层瓦斯的抽采和消突$对二(煤层回采区域的安全+高效生产产生积极的作用’采区主要岩层及物理特性见表(%根据该矿开采设计$选择一)煤层先行开采$作为二(煤层的保护煤层$利用保护层开采产生的顶板裂隙对二(煤层瓦斯进行释放$达到二(煤层安全开采的目的%(;&&%#"模型尺寸本次数值模拟以下保护层!!’=工作面为计算模型’!!’=工作面采深B’’M BE’@$煤层厚度’K &M (K &@%采用eG >0数值模拟软件模拟随着一)煤层的开采$上覆岩层的冒落带+裂隙带+弯曲下沉带的分布$主要用数值模拟的方法求得导气裂隙带!冒落带+裂隙带#的高度%!;A &%采用_J a 0!G 三维立体应变模型$模拟随着一)煤层的开采$二(煤层的膨胀变形和应力释放效果’模型沿.轴方向取A’’@$8轴方向取!’’@$d 轴方向取(=)K=@$划分B’f )’f AE 个单元$工作面长度为(’’@$两端各留(’’@的边界煤柱’数值模型采用三维立体应变模型’根据地质柱状图$主要模拟一)煤层!保护层#开采E’@+(’’@+(E’@+&’’@时$上覆岩层应力分布+层间硬岩破断规律以及二(煤层的垂直位移及膨胀变形规律’$"被保护层的垂直应力演化规律下保护层一)煤层工作面沿走向推进E’@+(’’@+(E’@+&’’@后$模型上覆煤岩层垂直应力分布模拟结果见图(*工作面沿走向推进E’@+(’’@+(E’@+&’’@后$上覆岩层及二(煤层的垂直应力云图$见图&%由图(+图&可知(表("岩体物理力学参数表序号岩性厚度F@体积力F9#F@!弹性模量F9Q,抗拉强度#\F9Q,()中粒砂岩<K’’K’&!&E’’’=(=砂质泥岩!K E’K’&B((’’’&(B泥岩’K E’K’&B((’’’&(E二(煤=K!’K’&!&’’’’K&(A砂质泥岩E’K’&B((’’’&(!中粒砂岩AK B’K’&!&E’’’=(&砂质泥岩=K!’K’&B((’’’&((中粒砂岩!’K’&!&E’’’=(’石灰岩’K=’K’&A&&’’’E<煤线’K&’K’(E&’’’’K&)砂质泥岩(K E’K’&B((’’’&=中粒砂岩&’K’&!&E’’’=B砂质泥岩&’K’&B((’’’&E中粒砂岩&K E’K’&!&E’’’=A砂质泥岩E’K’&B((’’’&!石灰岩AK E’K’&A&&’’’E&煤线’K!’K’(E&’’’’K&(砂质泥岩A’K’&B((’’’&’一)煤层(K&’K’(E&’’’’K&""(#当保护层推进E’@时$上覆岩层应力分布受采动影响较小$在保护层开切眼后方及工作面前方$出现集中应力’此时二(煤层受采动影响程度和范围都较小$应力变化范围为(’K&M(BK=9Q,$二(煤层的最小应力为(’K&9Q,$较原岩应力减少了AK) 9Q,*大于(’K&9Q,同时又小于(&9Q,的应力范围近似椭圆形$长轴大约为)’@$短轴大约为A’@$可见$卸压效应已经发展到二(煤层高度$但卸压效果不明显$见图(,#+图&,#%&#当保护层推进(’’@时$在采空区上方形成一定的应力降低区域$应力降低区发展趋势基本对称’此时$从走向剖面上看$上覆岩层卸压出现不连续的情况$分析可能是由于AK B@的中粒砂岩强度较大$形成悬板结构$其上覆载荷层随之离层$导致应力降低*二(煤层的卸压范围较工作面推进E’@时有所扩大$应力变化为!K=M(=K)9Q,%二(煤层的垂直应力!K=M(’K’9Q,近似半径为A’@的圆*小于E9Q,的范围近似半径为(E@的圆$见图(\#+图&\#%!#当保护层推进(E’@时$在采空区上方岩层图("随着下保护层工作面的推进上覆岩层垂直应力分布图的应力进一步降低$应力降低区发展趋势基本对称’此时$从走向剖面上看$上覆岩层卸压等值曲线出现不平滑情况$分析可能是由于AK B@的中粒砂岩阻碍了载荷层的运动*二(煤层的卸压范围较工作面推进(’’@时有所扩大$应力变化为(K A M()K B9Q,%二(煤层的最小垂直应力在(K E9Q,附近*二(煤层小于E9Q,的范围近似长轴为<’@且短轴为=’@的椭圆$见图(4#+图&4#%A#当保护层推进&’’@时$在采空区上方岩层的应力再一次降低$应力降低区发展趋势基本对称’此时$从走向剖面上看$上覆岩层卸压等值曲线亦出)&()山西焦煤科技&’()年第!期图&"随着下保护层工作面的推进二(煤层垂直应力分布图现不平滑情况$分析可能是由于AK B@的中粒砂岩对二(煤层的卸压效果有一定影响*二(煤层的卸压范围较大$应力变化为(K’(M(=K’(9Q,%二(煤层小于E9Q,的卸压范围近似长轴为(A’@且短轴为=’@的椭圆$并且走向上有E’@的垂直应力降到了(K(9Q,$见图(U#+图&U#%另外$由图(\#+图(4#+图(U#可知$工作面开采(’’M&’’@后上覆岩层的垂直应力出现不平滑的应力图线$分析是由于工作面上方!=@处的AK B@厚中粒砂岩强度较大造成的$由此可知$工作面上方!=@处的中粒砂岩对二(煤层的应力卸压有一定影响’&"被保护层膨胀变形(#走向方向被保护层垂直位移’下保护层工作面开采E’@+(’’@+(E’@+&’’@时$被保护层的垂直位移见图!%图!"随着保护层工作面的推进上覆岩层垂直位移图由图!可知(,#当保护层推进E’@时$上覆岩层垂直变形受采动影响较小’从剖面上看$上覆岩层的下沉量有A=K)@@$二(煤层受采动影响程度和范围都很小’可见$一)煤层工作面推进E’@造成二(煤层的垂直变形不明显’\#当保护层推进(’’@时$上覆煤岩层垂直变形受一)煤层采动影响较推进E’@时有一定扩大’从剖面上看$二(煤层最大的下沉量约为<!@@$垂直变形大于)’@@的等值线近似,P-形$其半径约为!’@%4#当保护层推进(E’@时$上覆煤岩层的垂直变形区域进一步增大$变形区域基本对称’二(煤层的最大垂直变形为(’M(!’@@$但是较推进(’’@时$工作面上方!=@处往上的变形较小$分析可能是由于AK B@厚的中粒砂岩强度较大$一定程度上阻碍了其上方的二(煤层垂直变形’)!()&’()年第!期武晋文&下保护层开采围岩运移数值模拟研究U #当保护层工作面推进&’’@时$上覆煤岩层的变形区域继续增大$变形区域基本对称’二(煤层的垂直变形范围较大$为(’M(E=@@$垂直位移变形范围近似椭圆形*但是较推进(E’@时$工作面上方!=@处往上的变形较小$分析可能是由于AK B @厚的中粒砂岩的强度较大$二(煤层处在弯曲下沉带的下部及裂隙带的上部’&#走向方向被保护层的膨胀变形’利用_J a 0内部+/O X 命令记录被保护层顶+底板在下保护层开采不同距离的位移数据$处理所得位移数据得到图A $图中数据小于零的点$说明该点处被保护层受压缩$反之$被保护层发生膨胀变形’图A"二(煤层的膨胀变形曲线图由图A 可知(,#当保护层工作面推进E’@时$二(煤层的最大压缩量为&’K=@@$压缩变形率为’K &)N *二(煤层没有任何的膨胀变形$只是保护层采空区上方被保护层的压缩变形较原始值有所降低’\#当保护层工作面推进(’’@时$二(煤层的最大压缩量为&EK’@@$压缩变形率为’K !AN *二(煤层膨胀变形值开始增大$最大膨胀变形值为(!K ’@@$相对二(煤层其膨胀率仅为’K ()N%4#当保护层工作面推进(E’@时$二(煤层的最大压缩量为&)K(@@$压缩变形率为’K !)N *二(煤层膨胀变形值逐渐增大$最大膨胀变形值为()K )@@$相对二(煤层其膨胀率约为’K &BN%二(煤层膨胀变形均大于(’@@的有<E @$其中还有=’@的范围二(煤层膨胀变形大于(E @@%U #当保护层工作面推进&’’@时$二(煤层的最大压缩量为!’K’@@$压缩变形率为’K A(N *二(煤层膨胀变形范围和变形量较工作面推进(E’@时都有所增大$最大膨胀变形值为&(KE @@$相对二(煤层其膨胀率约为’K !’N $有)’@的范围二(煤层膨胀变形均大于&’@@%!#倾向方向被保护煤层垂直位移’二(煤层垂直位移曲线见图E%由图E 可知(图E"二(煤层垂直位移曲线图,#当保护层推进E’@时$二(煤层受一)煤层的采动影响较小*二(煤层的最大垂直位移只有A)@@$卸压效果不明显’\#当保护层推进(’’@时$二(煤层的垂直位移变形量和范围都同时增大*二(煤层的最大垂直位移<!@@%4#随着保护层推进距离的不断增大$二(煤层的垂直位移变形量和范围也同时增大$但效果不明显$分析可能是由于AKB @厚的中粒砂岩影响了上覆煤岩层的垂直位移’当工作面推进(E’@时$二(煤层的最大垂直位移为(&<@@*当工作面推进&’’@时$二(煤层的最大垂直位移为(E=@@%A #倾向方向被保护煤层膨胀变形’同样利用_J a 0内部+/O X 命令记录被保护层顶+底板在下保护层开采不同距离的位移数据$处理所得位移数据得到图B%,#当保护层推进E’@时$倾向方向上二(煤层没有任何膨胀变形$只是保护层采空区上方的二(煤层压缩变形较未开挖时降低了一些’\#当保护层推进(’’@时$二(煤层出现了一定的膨胀变形$二(煤层的最大膨胀变形为(!K E @@%4#随着保护层推进距离的不断增大$二(煤层的膨胀变形也同时增大$但增大效果不明显’分析可能是由于AKB @厚的中粒砂岩影响了上覆煤岩层的垂直位移’当工作面推进(E’@时$二(煤层的最大膨胀变形为(<KB @@*当工作面推进&’’@时$二()A ()山西焦煤科技&’()年第!期图B"倾斜方向上二(煤层的膨胀变形曲线图煤层的最大膨胀变形为&&K &@@%’"结"论通过对下保护层!!’=工作面及其围岩进行数值建模$运用e G >0及_J a 0!G 进行数值模拟研究$可得出如下主要结论((#对下保护层开采后上覆煤岩层的应力释放及位移变化规律的数值模拟研究发现(下保护层开采后$上覆煤岩层的应力出现一定的卸压效果$其中被保护层会出现一定大小的应力释放,P-型圈$且下保护层工作面推进距离越大$,P-型圈越大$并且,P -型圈中心的应力越小$达到一定程度之后不会降低*上覆煤岩层的移动变形规律也出现类似的,P -型圈$且下保护层工作面推进距离越大$,P -型圈越大$"",P -型圈中心的位移变形值也越大’&#从监测到的被保护层的膨胀变形的曲线分析得(水平方向上$被保护层的膨胀变形近似,e -型$即下保护层工作面中心上方的被保护层膨胀变形较大$靠近上下顺槽上方的被保护层膨胀变形较小$在下保护层实体煤上方的被保护层没有出现膨胀变形$反而出现了一定的压缩变形$可能是由于实体煤出现了一定的应力集中造成的*倾斜方向上$被保护层的膨胀变形近似一个倒,e-型’!#从研究下保护层与被保护层之间的关键层结构对被保护层卸压和膨胀变形的影响分析得出(层间关键层结构对被保护层的卸压和膨胀变形有一定影响’距离一)煤层A @的AKB @厚的石灰岩关键层结构不会对上覆煤岩层的卸压和膨胀变形有影响或者影响较小$但距离一)煤层约!=@的AK B @厚的砂质泥岩关键层结构对上覆煤岩层的卸压和膨胀变形有一定影响’A #对下保护层开采后被保护层应力释放及位移变形规律数值模拟研究表明(开采下保护层对上被保护层有较好的卸压作用$但其中的层间关键层结构对被保护层的卸压作用有一定影响’E #当工作面推进&’’@后$二(煤层获得了较好的卸压效果$走向上二(煤层低于E 9Q ,的长度为(AE @$倾向上二(煤层低于E 9Q ,的长度为B’@*二(煤层最大垂直位移为(E=K’@@$二(煤层最大膨胀变形为&&K&@@$最大相对膨胀变形为’K !N%参"考"文"献%(&"惠功领%煤矿深部近距低采高上保护层开采瓦斯灾害协同控制技术%G &%徐州(中国矿业大学$&’(E%%&&"魏志勇%杨村煤矿底板突水的工程地质研究%G&%徐州(中国矿业大学$&’(A%%!&"施龙青$韩"进%开采煤层底板,四带-划分理论与实践%S &%中国矿业大学学报$&’(E $!A !(#((B ;&!%%A &"王海峰%采场下伏煤岩体卸压作用原理及在被保护层卸压瓦斯抽采中的应用%G &%徐州(中国矿业大学$&’(E%%E &"张拥军$于广明$路世豹$等%近距离上保护层开采瓦斯运移规律数值分析%S &%岩石力学$&’(’$!(!(#(!<);A’A%%B &"王轶波$李红涛$赵启峰%上解放层底板下向钻孔抽放被解放层瓦斯技术研究%S &%矿业工程研究$&’(($&B !&#(();&(%!下转第!&页#)E ()&’()年第!期武晋文&下保护层开采围岩运移数值模拟研究参"考"文"献%(&"李卫华K 汽车转弯过程中的防抱死制动系统的研究%G &K 秦皇岛(燕山大学$&’(BK%&&"苗建明K 基于加速度实时校正参考车速的汽车防抱制动系统理论分析及其仿真研究%G &K 太原(太原理工大学$&’(AK %!&"孙习武K 车辆防抱制动系统的仿真研究%G &K 合肥(合肥工业大学$&’(BK%A &"王启瑞$李"耀K 汽车a I *轮速传感器故障诊断电路设计%S &K 汽车电器$&’(E !(#(&!;&EK %E &"项承寨$夏群生Ka I *控制量的研究%S &K 汽车技术$&’(=!(#(();&’K!"/&<’)3.’#&F ,)7K "*L $(K &’<!.L 2#2-/#"%3)$5)(,0&’"9’7,&’"*E $17KM N :O&()P &’"".=/#$(7#"7+5^$:1/-2Y:/-4/Y35$]^+553O Y55U O 5-O $:,-U X +54+,:,4X 5:/O X /4O $]@,/-4$-X :$335:n 03BA0*,:5,-,38d 5U /-X +5Y,Y5:%7+5n 03BA0*/O O 5354X 5U ,O X +5@,/-4$-X :$3[-/X $,-U X +5^+553O Y55U O 5-O $:O /2-,3,4D[/O /?X /$-4/:4[/X ,-U X +5O $35-$/U Z ,3Z 5U:/Z 5-4/:4[/X ,:5U5O /2-5U X $@55X X +5,4X [,3Y5:]$:@,-45$]X +5X :[41/-/-43/-5U O +,]X 4$,3@/-5$,-U X +5Y5:]$:@,-45$]X +5U5O /2-5U 4/:4[/X /O U5O 4:/\5U ,-U ,-,38d 5U%_$:X +5U:/Z /-24/:4[/X Y,:X $I 7*BE(’,-U 90!!&)<,:5/-X :$U[45U%W -Z /5^$]X +5[-/D[54+,:,4X 5:/O X /4O $]X +5O 54+/YO $X +5U:/Z /-24/:4[/X /O O /@?Y35/-O X :[4X [:5,-U :53/,\35/-$Y5:,X /$-^/X +35O O 4$O X %7+5Y[:Y$O 5$],-X /?3$41\:,1/-2O 8O X 5@:5,4+5U%>"-?)$*/"W -43/-5U @/-5X :[41*a -X /?3$41\:,1/-2O 8O X 5@*W -U[4X /Z 5^+553O Y55U O 5-O $:*n 0(BA0*4+/Y!上接第(E 页#2#1*-)’H 1%"$&7(,2&%1,(#&)’)321$$)1’*&’<+)7K0)A"%"’#&’8)?"$B $)#"7#&A"2"(%0&’&’<@:O&’?"’"".=/#$(7#"e G >0,-U _J a 0!G-[@5:/4,3O /@[3,X /$-O $]X ^,:5^5:5[O 5U X $O /@[3,X 5X +5Y:5O O [:5:53/5]/-i 5\/A 9/-5^+5:5X +5Y:$X 54X /Z 53,85:^,O X $\5@/-5U ,-U X +5+5/2+X $]X +5X +:55\53X O $]X +5$Z 5:38/-2O X :,X ,$X +55.Y,-?O /$-U5]$:@,X /$-/-Y:$X 54X 5U 3,85:^,O X $$44[::5O Y54X /Z 538$X +5Y:,4X /45Y:$Z /U5U :5]5:5-45]$:X +53,8$[X $]X +53$^5:Y:$X 54X /Z 53,85:@/-/-2/-@/-/-2+5/2+X $35-2X +,-U O [YY$:X Y,:,@5X 5:O %7+5O /@[3,X /$-:5O [3X O O +$^X +,X X +53,85:O X :[4X [:5\5X ^55-1583,85:O +,O ,45:X ,/-5]]54X $-X +5Y:5O O [:5:53/5],-U 5.Y,-O /$-U5]$:@,X /$-$]X +5Y:$X 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大众煤矿12081工作面上覆岩层运移规律研究

大众煤矿12081工作面上覆岩层运移规律研究

大众煤矿12081工作面上覆岩层运移规律研究摘要:大众煤矿12081采场围岩运移是一个动态的过程,动态过程有两层内容,一是随着时间变化的动态过程,二是随支护力不同而变化的动态过程。

关键词:围岩运移支护控制大众煤矿12081采场围岩运移是一个动态的过程,动态过程有两层内容,一是随着时间变化的动态过程,二是随支护力不同而变化的动态过程。

如图1为合理支护条件下围岩运移状态,平衡结构下方岩层厚度为15m~19m,距离支柱较远,支柱上方顶板发生离层的可能性较小,采场处于安全状态下。

如图2所示为低支护载荷条件下围岩运移状态,支护顶板距平衡结构8m~12m,平衡结构对采场的影响较大,由于支护力过小,顶板易发生离层,支护状态差。

钻孔资料表明:二1煤直接顶板多为砂质泥岩、泥岩和少量粉砂岩及细中粒砂岩。

直接顶厚1.03m~11.81m。

直接顶之上为细、中粒砂岩老顶,局部为粉砂岩,多为浅灰色,成分以石英为主,长石、岩屑次之,厚层状,硅、钙质胶结,局部裂隙发育。

把电镜分析、力学特性测试、数值模拟结果、矿井钻孔资料相比较可见:二1煤层直接顶板多为砂质泥岩和泥岩,岩石抗压强度较高,属易管理顶板。

必须控制好支柱上方顶板8m~15m岩层,保持其稳定性,最大限度地阻止其发生离层,或者使离层的幅度及其可能性达到最小。

(如图1图2)1 生产过程顶板移动规律1.1 落煤和放顶落煤和放顶是影响12081工作面顶板动态的主要生产过程(或工序),可得采煤时顶底板移近量平均值较小,为199mm,其影响范围中下部60m。

放顶时顶底板移近量平均值较大,为270mm,其影响范围上部60m。

距煤壁4.1m处,顶底板移近量,在放顶过测点时最大平均值为430mm。

国内外单体液压柱工作面的统计资料表明:采煤时,顶板移动速度可达0.5~0.4m/h,是平时的数倍;放顶时的影响通常是采煤时的3~4倍,生产准备时的20~30倍。

因此,在放顶时,对工作面顶板的影响最大。

基于UDEC的高位钻孔抽放瓦斯数值模拟研究

基于UDEC的高位钻孔抽放瓦斯数值模拟研究

★煤矿安全———晋城煤业集团公司协办★基于UDEC 的高位钻孔抽放瓦斯数值模拟研究3李霄尖1 姚精明2 刘会田1 何富连3 李鹏举2(11阳煤集团新元有限责任公司,山西省寿阳市,031700;21北京科技大学金属矿山高效开采教育部重点实验室,北京市海淀区,100083;31中国矿业大学资源学院,北京市海淀区,100083) 摘 要 通过应用UD EC 410软件,对E310101工作面开采过程中覆岩运动规律进行了模拟,结果表明工作面垮落带高度1112m ,裂隙带高度为3712m ,“O ”型圈分布在距离3#煤层23183m 、在工作面一侧距工作面15~45m 采空区内。

在此基础上确定了该工作面瓦斯抽放的高位钻孔参数,并进行了现场实施。

关键词 高位钻孔 瓦斯抽放 “O ”形圈 数值模拟中图分类号 TD712161 文献标识码 AR esearch on nu merical si mulation of high level boreholedrainaging gas base on U DECLi Xiaojian 1,Yao Jing ming 2,Liu Huitian 1,He Fulian 3,Li Pengju 2(11Yangquan mining Group Xinyuan limited co 1,shouyang 031700,Shanxi ,China ;21State Key Laboratory of High -Efficient mining and Safety of metal mines of ministry of Education ,University of Science and Technology Beijing ,100083,China ;3China University of mining and Technology ,Beijing ,100083,China ) Abstract The numerical si mulation results of overlying strata move laws during mining face E310101by udecshow that the height of caving zone is 1112meters ,and the height of f ractured zone is 3712meters ,and the shape encloses O near face distributes range from 15meters to 45meters of face in goaf 1According to above simulated re 2sults ,the construction para meters of high level borehole are fixed 1K ey w ords high level borehole ,gas draining ,shape encloses O ,numerical simulation 3基金项目:教育部留学回国人员科研启动基金资助项目(2007~1108),高等学校优秀青年教师教学科研奖励。

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为块 体 质 心 的 速 度 ;
g 为 重 力加 速 度( 力 ) 体 。 将 上 式 进 行 积 分 , 得块 体 新 的状 态 : 可
(+ t2 t A/ )
() 2 节理 和 角 点 圆弧 化 。 岩石 的 节 理 可 以 认 为 是 块 体 之 间 的 接
触面 。 由于 粗 糙 度 的 关 系 , 触 面 系 由个 别 接
值 模 拟 的 发 展 , 用 这 种 方 法 来 取 代 一 部 采
分的相似模拟 , 某些方面 , 在 能得 到相 似 模
拟 所 达 不 到 的 效 果 。 了 更 全 面 地 从 各 个 为 方 面 研 究 大 众 煤 业 1 08 开 采 工 作 面 的 岩 l 2
∑ 为块体上的转动惯量和;
当考 虑体 力时 , 于 二维 块 体 , 据 牛 移 约 束 , 边 界 采 用 固 定 x方 向位 移 约 束 , 对 根 右
并 方 面 的规 律 , 于这 些 观 测 研 究 , 能 对 顶 顿 第 二 定 律 , 由中心 差 分 式 得 速 度 方 程 : 基 不
“ : 啦f一 △ f —+1 + m gf l I
层移 动 及 应 力分 布 规律 , 用UD C 采 场 采 E 对
围岩进行模 拟。
的 接 触 点 所 构 成 , 般 可 用 两 个 端 点 的 接 一 触 来 代 表 , 运 动 时 端 点 有 相 对 的 法 向 位 在
移 和切向位移 。
( = ’ 『 ) +u +
‘ ) = ( +0 f ’
=z f 十二 一

6 。 文 计 算 所 选 用 计 算 机 的 内 存 为 m 本
12 M B 。 8
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模 型 底 部 采 用固 定 Y方 向 和 左 边 界 位 上边界采用荷载 边界条件 。
而 且 测 试 数 据 只 能 反 映 某 一 些 方 面 或 某几
板 活 动 有 一 个 全 面 的 了解 。 用 相 似 模 拟 采 的 研 究 方 法 , 然 在 某 些 方 面 能 取 得 很 好 虽
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1 UE D C的基 本原理
UD C 针 对 非 连 续 介 质 模 型 的 二 维 E 是 离散元数值 计算程序 , UDE Un v r a C( i e s l
Ditn t lme t o e有 近三十 年 的发展 si c Ee n c d )
块 体 的 接 触 除 了 面 接 触 外 还 有 点 接
触, 由于 在 点 和 点 或 面 接 触 时 , 数 学 上 讲 从
式 中: 0为 块 体 质心 的 转 动 角 ・
X为 块 体 的 质心 坐 标 。
有 奇 异 性 , 计 算 中 点 接 触 处 会 引 起 应 力 在
被 折 断 而 钝 化 , 以 在 计 算 中 角 点 要 加 以 所
“ : Ui
3 力学参数 的选取
() 岩 体 力 学 参 数 的 选 取 。 1煤 关 于 岩 体 参 数 的 参 考 值 , 材 料 特 性 其
满 足 库 仑 一 摩 尔 准 则 。 定 模 型 材 料 参 数 确
如表 l 示 。 所
的 效 果 , 是 , 拟 的 成 本 高 , 别是 三 维 但 模 特
圆弧化处理 。
另外 需 要说 明S S S 的是 在 离 散 元 计 算 中 集 中 , 实 际 情 况 是 在 力 的 作 用 下 , 角 将 而 尖 U C数 值 计 算 模 型 的 建 立 基 于 现 场 DE
历 史 , 1 9 年 推 出 了最 新 的 UD 3 0 在 96 EC .版 仍 然 满 足 动 量 守 衡 定 律 。 本 。 应 用 于 计 算 机 计 算 主 要 包 括 两 方 面 它
采 用 四边 形单 元 划 分 , 煤 单 元 l , 顶 m 第

根 据 牛 顿 第 二 定 律 , 由 中 心 差 分 格 并
( A/) t t + 2 O  ̄ 2 F ( 一t) / f )
直 接 顶 单 元 长 l , 接 顶 以 上 单 元 长 m 直
定 支 柱 工 作 阻 力 、 煤 在 工 作 面 的 位 移 表 式 得 速 度 方 程 顶
模拟 , 每一 个 模 型的 实 验 周 期 经 较 长 , 且 并

()(2 “ f t) M尸 + -f t i  ̄ x t t / / 2 1
式中 : 0为块 体 质 心 角 速 度 ;
I 为块 体 的转 动 惯 量 ;
次只能模拟一种状态。 近些 年 来 , 着 数 随
工 程 技 术
大众矿 围岩运 移 的 UDEC 数值 模拟 ①
王志斌 王进京 苏轩 ( 安阳大 众煤 业有 限责任 公司 河南安 阳 4 5 1 51 ) 4
摘 要 : 些年来 , 着数 值模拟 的发展 , 用这种 方法来取 代一部分 的相似模拟 , 某些方 面, 近 随 采 在 能得 到相似模拟 所达不 到的效果 。 了更 为 全 面地 从各个 方 面研 究大众煤 业1 0 1 2 8 开采 工作 面的 岩层 移动及应 力分布规 律 , 用U E 对采场 围岩进行 模拟 。 采 DC 关键词 : 矿压 U E 数值 围岩 DC 中图分 类号 : D T 35 2 文 献标 识码 : A ’ 文章 编号 : 6 2 3 9 ( O 10 () 0 1 - 2 1 7 - 7 1 2 1 ) 8 a一 0 8 0 安 阳 大 众 煤 业 有 限 责 任 公 司 工 作 面 的 动 方 程 和 动 力 方 程 如 下 。 现 场 矿 压 研 究 , 般 采 用 的 研 究 方 法 是 测 一 现 、 煤及 顶 板 的深 基 点 位 移 , 顶 由于 受 到各 方 面 因 素 的 限制 , 比如 说 测 试 手 段 的 限 制 ,
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