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[博士论文] 李义
采矿工程 太原理工大学 2009(学位年度)
摘要:围岩稳定性分析与评价是地下工程永恒的主题。本文通过理论分析,实验研究,相似模拟和数值模拟,系统研究了锚杆锚固质量无损检测的理论基础,测试方法、波形识别及质量评价指标参数。建立了巷道围岩变形破坏过程中锚杆工作荷载与巷道周边收敛变形位移之间的对应关系,提出了一种基于锚杆工作荷载无损检测的巷道围岩稳定性实时检测与评价的新方法,并在煤矿井下进行了小规模的工业性试验,取得了如下几个方面的研究成果:
  1.基于一维弹性杆的波动理论,建立了锚杆锚固状态下纵向振动的力学模型,得到了不同支承条件下锚杆在端头激发荷载作用下动态响应的解析解,为锚杆锚固质量无损检测技术提供了必要的理论支持。
  2.在实验室进行了锚杆锚固质量无损检测的实验研究,提出了评价锚杆锚固质量的六个指标参数,即有效锚固长度、幅值比、衰减系数、基频、频率比和动刚度。通过对锚杆端头所测得的加速度响应的时频分析,可以准确测定锚杆的有效锚固长度,判断锚固端与围岩之间的支承固结状况,评估锚杆的锚固质量及极限承载力。
  3.提出了“固结波速”的科学概念。通过模拟试验,确定了锚杆在锚固状态下,固结波速的赋值区间,得出了“锚杆与锚固体的粘结强度与固结波速在其赋值区间内呈负指数变化规律”的结论。根据锚固结构中固结波速的大小,可以预测锚杆的极限承载力,评价锚杆的锚固质量。
  4.通过理论分析和实验研究,得出了“锚杆工作荷载与锚杆受激振动的主频呈幂函数关系变化”的结论。提出了“基于锚杆工作荷载无损检测的巷道围岩稳定性检测与评价”的新方法。通过对锚杆工作荷载的无损检测,可以现场实时评估锚杆支护结构及其巷道围岩的稳定性。现场工业试验研究结果证明了上述结论的正确性。
  5.通过相似模型加载破坏试验,研究了巷道及地下结构变形、失稳、破坏各阶段锚杆工作荷载和围岩变形失稳的对应关系,揭示了模型加载变形破坏过程中,锚杆工作荷载随巷道围岩变形位移的演化规律。为通过锚杆工作荷载无损检测,评价锚固结构和巷道围岩稳定性,提供了必要的理论与技术支持。
  6.根据相似模型试验的地质条件和原型尺寸,采用ANSYS有限元通用分析软件,进行了相应的计算机数值模拟,得出了与相似模型试验相同的结果,进一步验证了上述规律的正确性。
  7.采用小波分析、多分辨率分析和自适应滤波等等现代信号处理与分析方法,对原始测试信号进行分析处理。误差对比分析结果表明,以上几种分析方法表现出很好的一致性,联合使用会提高测试信号分析的可靠度。
  8.以MATLAB为平台,开发了锚杆锚固质量无损检测信号分析系统软件,初步实现了锚杆锚固质量无损检测的智能评价,提高了分析精度。程序界面形象直观。
  9.现场工业试验研究结果表明:用锚杆锚固质量无损检测的方法,现场测定锚杆的锚固质量和工作荷载,实时评估和判断锚固结构和巷道围岩的稳定性,是一种方便、快捷的巷道围岩稳定性实时检测与评价方法,具有广阔的工业应用前景。
[硕士论文] 杨勇
矿业工程 内蒙古科技大学 2014(学位年度)
摘要:现今,随着大采高、综放技术的发展,越来越多的回采巷道甚至是大巷都是在煤层中掘进的,并且大多是大断面矩形煤巷。而大断面煤巷围岩松软破碎,传统支护理论难以对其安全有效的支护,这直接制约着我国现代化安全高产高效矿井的建设。
  本文主要对大断面煤巷锚杆支护技术进行研究,主要包括对大断面煤巷围岩的变形特征和预应力锚杆的作用机理以及其支护效果。利用数值模拟软件FLAC3D能够研究模型内部应力变化、位移变化和弹塑性变形等优点,首先模拟了大断面矩形煤巷开挖后,围岩应力应变的变化特征和规律,找出矩形煤巷围岩变形和破坏的内部机理,并由此找出矩形煤巷锚杆支护的主要对象和主要作用机理,同时也模拟研究了巷道断面尺寸变化对矩形煤巷围岩位移和塑性区的影响。其次,通过数值模拟软件FLAC3D和后处理软件TECPLOT模拟分析了预应力端部锚固单锚杆和锚杆群预应力的扩散规律,发现在巷道支护中,高预应力端锚锚杆群支护形成的圆锥体压应力主要集中在锚杆尾部,并由圆锥体压应力相互交错随锚杆间排的几何变化关系,推导出锚杆尾部形成的加固拱厚度与锚杆长度的近似关系,并对预应力锚杆的多种作用机理进行详尽的归纳。然后通过工程类比法和理论计算法对保德煤矿81309回风顺槽的支护参数进行计算设计,并运用FLAC3D数值模拟该锚杆锚网联合支护方案,在掘进过程中和受一次采动影响下的支护效果和支护作用机理。最后,根据对该支护方案在实际巷道中的监测结果,验证并说明该支护参数的合理性。
  
[硕士论文] 金文广
安全工程 华北科技学院 2015(学位年度)
摘要:本文针对豫西“三软”煤层对煤层直接压裂卸压增透效果不理想的问题,提出了软煤围岩水力破裂卸压增透技术,主要通过底板割缝导向控制压裂的方法对软煤围岩进行透气性改造,大大提高了软煤层透气性与抽采效率。利用理论分析、数值模拟和现场试验相结合的方法,对典型豫西煤矿的水力压裂起裂压力、影响半径等因素进行了深入系统的研究,得出了以下研究成果:
  (1)提出了软煤底板割缝导向压裂技术,分析了底板割缝导向压裂的技术原理。该技术通过对软煤底板进行导向割缝从而控制起裂位置并扩大压裂影响半径,利用底板压裂孔内横槽与压裂孔周围控制孔的共同定向作用对压裂钻孔进行定向水力压裂。
  (2)对典型豫西软煤煤岩样进行了力学性能测试,得到了基本力学特性参数。所测得的结果为后续的数值模拟工作提供了计算依据。
  (3)利用 RFPA2D-flow软件,对比分析了传统顺层压裂与底板导向割缝压裂针对软煤层时的压裂效果,结果表明,对“三软”煤层进行水力压裂增透措施时,底板压裂的卸压增透效果更明显。
  (4)在软煤底板割缝导向压裂数值模拟中,建立了符合现场底板压裂环境的数值模型,对软煤底板压裂过程进行了数值试验,揭示底板破坏、裂隙萌生发展直至贯通的整个过程。研究了钻孔周边最大主应力、钻孔水压力等参数的分布与演化,得出了在现场条件下,底板割缝导向控制压裂技术的数值模拟压裂半径为10米。而传统顺层压裂的数值模拟压裂半径为5米。
  (5)在进行底板压裂措施后,瓦斯抽采浓度和抽采纯量都有了大幅度提高,压裂孔瓦斯抽采浓度平均值44.02%以上,最大瓦斯抽采浓度提高了8.429倍,单孔日平均抽放量提高了48.87倍,卸压增透效果显著。
[硕士论文] 曾祥柱
矿业工程 内蒙古科技大学 2015(学位年度)
摘要:矿产资源被大面积开采出来之后,使上覆岩层中各岩层中的应力平衡状态被打破,从而引起上覆岩层的持续性的移动及破坏,最终岩层中的应力重新分布达到新的平衡。因此,把由于开采引起上覆岩层中产生变形、移动、裂隙及冒落等的这种现象称为“开采沉陷”。“开采沉陷”现象是属于采动过程中的复杂损伤问题。目前,国外对开采沉陷研究的理论比较成熟,国内对开采沉陷的研究主要集中在中东部矿区薄松散层及北部厚松散层矿区,而对于神东矿区风积沙覆盖区的开采沉陷研究涉及较少。
  基于神东矿区锦界矿地质资料和其煤岩物理力学参数,建立锦界矿开采沉陷数值模型和覆岩移动数值模型,对其进行分析及研究,揭示出在风积沙覆盖条件下的锦界矿开采沉陷主控因素及其对地表沉陷的影响规律,并提出锦界矿地表沉陷预测模型和覆岩移动规律,为锦界矿预测地表沉陷、安全开采及其地面保护提供参考依据。
  本文主要采用层次分析法(AHP)、正交试验、方差分析、线性回归,以及3DEC和DFLAC3数值模拟软件进行综合分析及研究,主要的内容有以下几个方面:
  (1)收集锦界矿有关资料,在勘察队取得岩芯并加工成标准试样,通过试验得锦界矿的煤岩物理力学参数;
  (2)根据锦界矿地质资料,采用层次分析法(AHP)筛选出锦界矿开采沉陷的主控因素(松散层厚度、采高和覆岩综合硬度);
  (3)根据锦界矿31106综采工作面图和Jb203-1钻孔柱状图,基于正交试验建立锦界矿3DEC矿开采沉陷数值模型,并采用方差分析法和线性回归分析法得出了在多因素共同作用下锦界矿开采沉陷主控因素的敏感性及其对锦界矿开采沉陷规律的影响。根据锦界矿地质资料及主控因素建立锦界开采沉陷预测模型。
  (4)通过对锦界矿覆岩移动数值模拟研究,得出锦界矿31106工作面的上覆岩层是复合单一关键层。对于上覆岩层来说,其移动是非线性的;下沉量和下沉范围与距煤层顶板的距离有关,距离越近其下沉量和下沉范围就越大。覆岩移动不仅与距直接顶的距离有关,还与各岩层的岩性、厚度以及关键层结构与位置有关。
  研究结果为锦界矿工作面的安全生产及地表沉陷预测、防治提供一定指导和依据。
[博士论文] 于洋
采矿工程 中国矿业大学 2015(学位年度)
摘要:朔南矿区是一个新建的特大型矿区,区内煤层厚度大、开采条件复杂,而且煤层上方赋存有多层坚硬难冒放顶板。在特厚煤层综放开采过程中,采场尤其是采空区后方的沿空巷道呈现出强烈动力显现特征,严重威胁到矿井的安全高效生产。因此,本文以麻家梁煤矿为研究背景,结合井田区域构造特征、煤岩赋存条件和开采技术要求,综合采用现场调研、理论分析、数值模拟计算、相似材料模拟实验以及现场实测等研究手段,系统研究了坚硬顶板条件下特厚煤层综放开采的矿压显现特征及动载作用机理,针对性地提出了基于水压致裂弱化控制和抗动载作用支护系统的沿空巷道围岩控制原理和技术途径。
  (1)麻家梁煤矿受到煤岩地质构造特征和开采技术条件的影响,频繁出现工作面来压强度大、煤壁片帮、支架损坏、沿空巷道强烈位移、支护结构严重破坏等强烈矿压显现特征。工作面液压支架初撑力普遍不足,基本顶来压步距大、强度高、动载系数大,并且呈现强弱交替的大、小周期来压规律,采动支承应力波及范围大、影响程度高,沿空巷道呈现阶段性的动载变形特征。
  (2)研究得到了特厚煤层双硬顶板破断方式和垮落步距,指出特厚煤层低位双硬顶板破断失稳呈现下位“悬臂梁”与上位“砌体梁”结构。在此基础上,揭示了特厚煤层低位双硬顶板破断失稳是导致采场工作面强矿压显现特征的主要影响因素。
  (3)判定并验证了麻家梁煤矿上覆岩层主关键层的位置,建立了坚硬顶板破断的动载作用模型,揭示了下位采场及沿空巷道动载强度与上覆坚硬顶板破断动载源强度之间的关系,并分别确定了采场和沿空巷道强烈动载特征的作用机理和主控岩层。
  (4)分析了不同属性、不同方向的动载应力波对巷道围岩稳定性的影响程度和规律,提出了动载应力波之间的相互叠加效应导致巷道迎波侧和背波侧出现拉应力并产生积累损伤和强烈变形,为巷道围岩的危险部位;通过数值计算得到了巷道围岩分别在有、无支护和动、静载作用条件下的动力响应特征。
  (5)研究了不同水压致裂方式的作用效果,提出了坚硬顶板水压致裂弱化控制技术,确定了合理的施工工艺和关键参数;优化了采区巷道布置方式和参数,建立了以高强蛇形让压吸能锚杆为核心的抗动载支护系统和相应的设计方法,并将以上研究技术成功应用于现场工程实践。
  该论文有图133幅,表29个,参考文献185篇。
[硕士论文] 董川龙
矿业工程 内蒙古科技大学 2015(学位年度)
摘要:由于采矿历史原因,东升庙矿形成大小不一、形状各异的采空区数十处,这些采空区严重影响着矿山的安全生产。根据相关地质部门的统计,目前东矿2#采空区的规模较大,上盘围岩和顶板总暴露面积达92968m2,采空区体积达1101540m3。如此大规模的采空区,上盘和顶板围岩一旦发生大面积冒落,会压缩空区的空气,使空气瞬间由采空区扑入生产巷道形成速度每秒数百米的空气冲击波,此外,冒落岩体还会对空区底部结构产生动力冲击。由于冲击波有很高的超压,会对井下人员和设备造成严重的损害,是影响矿山安全生产的潜在重大安全隐患。鉴于采空区存在如此大的安全隐患,本文就采空区围岩冒落危害预测及防治措施做了比较详细的研究。本论文主要采用Hertz弹塑性接触理论、应力扩散理论、能量守恒原理、理论建模(顶板冒落-空气耦合冲击力学模型)、MATALAB差分计算等方法对采空区存在的安全问题进行了研究,得出如下研究成果:
  (1)采空区大冒落在采空区底部激发的空气冲击波波速约为38m/s,风压约为4.6MPa,扑入生产巷道的最大波速约为523m/s,冲击波以此速度在巷道内传播影响的距离为7812m。将冒落体简化为一直径6.4m的球体,以31m/s的速度撞击底部结构,最终求得最大冲击力为4.34×109N,结构内部最大应力为9176397Pa,结构会发生破坏。
  (2)基于激波管试验和多孔介质内空气流动理论,综合计算得到垫层厚度为18m,并引入一个综合影响因子K对垫层厚度公式进行了修正。
  (3)基于Hertz弹塑性接触理论和垫层应力扩散理论,按照简支梁受冲强度准则计算得出垫层厚度为10m。
  (4)基于冲击波灾害,在生产区和采空区相距小于20m的巷道中设置阻波墙,若采用混凝土阻波墙,则墙厚为2.7m即可有效阻挡冲击波。
  (5)为预防冲击波灾害,在空区顶部开一天窗井,其规格为4.0×4.0m,高度约为208m。
  (6)针对地表塌陷区危害,本文制定了综合防灾措施,例如设置栅栏、截洪沟、挡水墙等。
[博士论文] 李海龙
工程力学 中国矿业大学 2016(学位年度)
摘要:我国浅部煤炭资源逐渐枯竭,矿井进入深部开采阶段,现场实测发现的顶板周期性垮落动载作用下底板破坏深度滞后加深现象严重威胁薄隔水层、高水压、高动载扰动条件下的深部煤层开采,对此本文从现场探测、理论分析、相似模拟实验、数值模拟、现场水害防治方法等方面对采动动载作用下底板岩层损伤破裂机理及突水防治技术进行了系统研究。
  本研究主要内容包括:⑴发现并论证了底板采动裂隙滞后煤壁破坏加深的规律。通过对底板破坏规律进行注水试验、岩层应变探测及微震监测,实时发现了底板采动裂隙滞后煤壁15-20m有破坏加深的规律,并从底板岩层的损伤演化及破裂机理、力学响应特征、破裂突水演化过程及防控采动裂隙实践方法等方面做了进一步研究,指出这种规律是底板岩层受顶板周期性垮落动载冲击作用后,底板岩层破裂、岩层原有缺陷(小裂隙、断层、陷落柱等)活化再扩展的结果。⑵理论分析了动载作用下采空区底板岩层损伤演化及破裂机理。推导出了集中型与均布型动载作用下底板应力分布的解析表达式、考虑动载应变率效应的岩石损伤演化方程;结合Bingham与Generalized boydin模型优势及试验数据验证,建立并论证了新的动载作用下煤系岩石的本构模型(B-G模型)及相应的损伤本构模型;结合双剪统一强度理论与 B-G损伤本构模型,建立了动载作用下煤系岩石的双剪统一强度损伤屈服准则,并提出了采动动载作用下底板岩层的破裂判据。⑶提出了采动底板岩层经历了采前应力集中、采后膨胀卸压、采动动载冲击、采空区压实平衡四个阶段的观点。结合现场测试与理论分析结果,采用相似模拟手段,从采动过程中底板岩层位移与应力变化特征进行了论证,指出底板岩层裂隙的萌生、扩展、再加深主要发生在1~2与2~3的转变过程之间。⑷研究了采动动载作用下底板薄弱(含裂隙)部位的滞后破坏规律。模拟了含裂隙底板受动载作用后的导水通道形成过程,从模型的应力、位移、塑性破坏区、裂隙渗流速度、孔隙水压导升高度、动载作用强度、含水层水压力等方面进行了分析,总结出了采动动载作用下底板薄弱部位的破裂突水机理。⑸论证了防治底板岩层滞后破坏突水灾害的技术方法。在系统分析了底板滞后破坏突水灾害发生机理的基础上,抓住动载作用下含缺陷底板岩层破坏深度明显加大的特征,提出了注浆加固底板岩层建立自然-人工关键隔水层的防治方法,并通过物探、钻探、注水试验、岩层抗渗性测试、岩石全应力-应变渗透性试验、岩石孔隙结构测试和现场开采实践证明了注浆加固对控制底板采动导水裂隙发育及滞后加深,提高底板抗突水能力等方面所起到的关键作用。
[博士论文] 陈家瑞
工程力学 中国矿业大学 2016(学位年度)
摘要:采动岩体水沙渗流特性研究是关系煤矿安全的一项重要课题。岩体由于采动引起结构破坏,产生的破碎岩体往往处于围压之下。本文自行研制了一套加载设备相配套的渗透试验设备对应力作用下破碎岩体变形与水沙渗流特性进行研究。
  本研究主要内容包括:⑴为了研究应力作用下破碎岩体变形与水沙渗流特性,自行研制了一套与加载设备相匹配的渗流试验设备。使破碎岩体能够在应力下发生流变,研究流变后的破碎岩体的水沙渗流特性。该渗流设备能模拟围压下破碎岩体的流变变形;破碎岩体与沙粒分层,沙粒受水流搅动后形成水沙混合物流入破碎岩体的情况。可为同类试验以及相关后续的扩展研究提供参考方法。⑵利用自行研制的应力作用下破碎岩体水沙渗流试验系统,研究了不同应力水平、不同粒径级配对破碎岩体流变特性与水沙渗流特性的影响。破碎岩体压实流变过程中,流变模型的弹模、粘度等参数是不停的随时间变化的。根据破碎岩体流变试验结果,基于分数阶微积分理论与三参量流变模型,引入分数阶Abel粘壶替代牛顿粘壶,获得了一个新的分数阶流变模型,并推导了岩石在恒应力条件下的三维蠕变本构方程;分析了破碎岩体流变对水沙渗流特性的影响。⑶破碎岩体水沙渗流过程中,一部分沙粒流入破碎岩体后被截留,占据了部分空隙,改变了破碎岩体的孔隙率。拟合了不同粒径级配的破碎岩体在两种渗流组合的情况下,初始孔隙率与渗透率的关系式;拟合了不同粒径级配的破碎岩体的溃沙、滤沙能力与破碎岩体初始孔隙率的关系曲线。对破碎岩体进行应力加载(流变变形)与位移加载两种方式使破碎岩体发生压缩变形以研究不同的加载方式对破碎岩体水沙渗流特性的影响。⑷当破碎岩体中发生水沙渗流情况时,在一定情况下,沙粒不能够完全通过破碎岩体,破碎岩体对沙粒的过滤作用进而导致破碎岩体骨架属性变化,破碎岩体的对沙粒的过滤能力是对其渗流特性影响的一项重要因素。根据试验结果提出了考虑渗流长度的破碎岩体筛层模型,并对破碎岩体等效厚度与破碎岩体初始孔隙率的关系进行了研究,给出了建议的计算公式,基于颗粒离散元软件(PFC)进行了破碎岩体水沙渗流数值模拟。可为破碎岩体水沙渗流灾害的预测提供参考。
[硕士论文] 王伟
岩土工程 西安科技大学 2016(学位年度)
摘要:随着矿产资源的减少,地质条件越来越复杂,煤矿开采深度和难度越来越大,尤其是对于高地应力、软岩等破坏范围较大的巷道,采用传统锚杆支护理论进行设计施工难度大,工作效率偏低。本文以禾草沟5号煤层辅运大巷为工程依托,采用锚杆加固区围岩稳定理论设计,分析围岩稳定性,并对其支护效果进行了评价。
  本研究主要内容包括:⑴传统锚杆支护理论的加固范围是整个塑性区,支护阻力不小于卡斯特耐尔(Kastner)公式计算值,巷道围岩稳定;对于围岩破坏范围较大的巷道,为了提高工作效率,提出锚杆加固区围岩稳定理论,只需要加固浅部破碎围岩,锚固在稳定岩体上,没有必要加固整个塑性区,不受塑性区宽度的影响,克服了实际工程中塑性区范围难以测定的问题,充分发挥了围岩的自身承载力,巷道围岩稳定需要满足两个条件:一是锚杆加固区外侧不小于卡斯特耐尔(Kastner)公式计算值,二是加固区内任意一点满足摩尔库伦强度准则。随着加固区厚度的增大,塑性区宽度不断减小,直至加固区的外侧面与弹塑性交界面重合,此时围岩的支护阻力与传统支护理论设计值相等,证明了锚杆加固区围岩稳定理论的合理性。⑵巷道围岩支护参数的设计遵循“长而疏,短而密”的规律,锚杆施加的预张力与维持围岩稳定所需的支护阻力呈正相关关系;为了有效的评价锚杆支护效果,提出围岩支护强度系数K的概念,其物理意义是巷道洞壁处产生单位位移所需的支护力,反映了围岩抵抗变形压力的能力;运用统一强度理论得到巷道洞壁的位移解析解,随着锚杆长度的增大,巷道围岩洞壁位移不断减小,且曲线的斜率呈递减趋势,说明选取合理的锚杆参数,有利于提高经济效益;通过对围岩支护强度系数分析,可知:对于同一巷道,围岩支护强度系数的变化区间很小,可以认为K为常数;对于不同埋深的巷道,对应的围岩支护强度系数不同,随着原岩应力P0的增大,围岩支护强度系数不断增大。⑶结合工程实例,利用工况下相应的围岩支护强度系数极值 Kmax,结合实测的位移解,对巷道锚杆支护效果进行评价,提高了工作效率和经济效益;若围岩支护强度系数满足极值条件,则锚杆间排距的布置满足支护要求,锚固效果良好,巷道围岩稳定;反之,巷道围岩不稳定,需要减小锚杆间排距,并提高锚杆强度。
[硕士论文] 刘欣丽
机械电子工程 山东科技大学 2010(学位年度)
摘要:液压支架是综合机械化采煤技术中最重要的设备之一,其以高压液体作为动力,由液压元件与金属构件组成的支护和控制顶板的矿山设备,能实现支撑、切顶、移架和推移输送机等一整套工序。立柱是液压支架重要的承压部件,在支架正常工作时,一直处于高压受力状态,它的工作性能直接影响整个支架的工作状态。
  双伸缩立柱调高范围大,属液压无级调高,可适应煤层厚度变化的要求,多用于薄煤层和大采高支架上。对双伸缩立柱承载特性进行分析与研究,对于液压支架的整架安全性能有重要的意义。
  本文首先以ZY2800/16/32型液压支架为例,通过三维建模软件Pro/E建立液压支架模型,在所建三维实体模型的基础上,利用Pro/E自带的Mechanism模块进行运动学仿真及干涉检查;然后以液压支架双伸缩立柱为研究对象,运用力学原理对立柱进行力学分析,计算出了立柱各段挠度、弯矩和最大弯矩,并进行了强度校核;对双伸缩立柱进行结构静力有限元分析,利用有限元分析软件ANSYS对双伸缩立柱在承受1.1倍偏载与1.5倍中心载荷时进行有限元分析,直观的展现出立柱在受力时其应力及位移的大小与分布情况;最后建立了双伸缩立柱在承受冲击载荷作用下的数学模型,并进行求解,得到立柱中缸、底缸内液体压力在冲击载荷作用下的变化函数,讨论了不同参数对于立柱内压的影响,针对双伸缩立柱在承受冲击载荷时的情况进行了动态特性研究。
  综上所述,通过立柱结构静力有限元分析、承受冲击载荷时动态特性研究,对双伸缩立柱的承载能力进行了全面的分析,为液压支架安全性能的提高提供了有力支持。
  
[硕士论文] 孙西学
矿业工程 山东科技大学 2006(学位年度)
摘要:本文采用理论分析的方法研究了坚硬顶板的岩石力学特性及其工程性质,在此基础上分析了坚硬顶板的顶板运动规律及来压显现特性,由此知,32416工作面顶板具有“硬、整、厚”的特性,属于典型的坚硬顶板;采用数值模拟软件UDEC3.10对32416工作面顶板运移及矿压显现规律进行了模拟,从顶板运动状态、顶板塑性区分布、顶板应力变化、顶板位移变化等几个方面进行了综合分析,得出了其初次来压步距为40m,周期来压步距为18m;针对32416工作面煤层赋存条件,采用现场观测的方法,对32416工作面坚硬顶板来压步距、支架载荷分布及其适应性等进行了分析,总结出了坚硬顶板矿的压显现规律:
  ①初次来压步距及周期来压步距大分别为40m和17.8m;
  ②受底板软岩的影响,支架受力不均衡,前柱稍大于后柱;
  ③由于受底板软岩的影响,动载系数较小,平均为1.29。
  提出了32416工作面坚硬顶板控制对策,为坚硬顶板工作面安全生产提供了重要依据。
  
[硕士论文] 张冬至
矿业工程 山东科技大学 2006(学位年度)
摘要:随着我国经济的不断发展,煤炭资源变得越来越重要,其产量的大小决定着我国经济的发展,所以高产高效的综采具有显著的经济效益和社会效益。但是在地质条件比较复杂的情况下,掌握支架与顶板的相互作用机理比较困难,到目前为止,对于支架与顶板相互作用机理的研究仍处于探索阶段,还没有形成系统的理论体系,对于在复杂地质条件下,支架架型的选择和工作阻力的确定仍依靠工程类比法来实现,理论严重滞后于实践,尤其是在支架与顶板控制方面表现的尤为突出。本文根据现场的实际情况、围岩特点和地质特性,确定支架的初撑力和工作阻力。实践表明,掌握好断层切顶的位置对于支架充分发挥其性能有重要的作用,并改善工作面和围岩应力分布状态,减少了工作面的冲击倾向性,确保工作面安全生产。
  本文结合济宁监狱金源煤矿的现实地质条件,并对其进行了详细调研、反复论证,理论分析,数值模拟等方面的研究,采用现场调研、理论分析分析与数值模拟相结合的方法。利用有限元计算软件RFPA(Rock Fracture Process Analysis)对断层切断顶板不同位置进行了数值模拟研究,得到了在复杂的地质条件下,不同的切顶位置,其主应力、声发射和垂直应力分布图及分布特征也是不同的,并能从直观上看到断层裂隙的导通和破坏区域及程度。同时也提出了在过断层时,确定支架工作阻力的方法。通过实际生产运用总结,对同类条件下济宁监狱的另外的矿区加快机械化发展、提高安全生产水平打下良好的基础,具有良好的发展前景。为今后在复杂地质条件下,使用综采支架进行煤层开采和采区设计取得了宝贵经验。
  
[硕士论文] 魏明俐
岩土工程 山东科技大学 2010(学位年度)
摘要:深部软岩巷道稳定性控制课题一直是国内外地下工程支护的难题之一。新世纪以来,浅部矿产资源的匮缺导致开采深度逐年增加,而深部开采面临的地质环境相对复杂。不定因素时常引发突发性工程灾害和重大恶性事故,作业环境恶化,加之生产成本急剧加大,对传统深部支护方式形成了严峻挑战。所以结合理论创新和工程实践形成新的深部软岩巷道支护理论体系至关重要。研究深部软岩巷道的稳定性控制技术具有深远意义。
  本论文主要针对赵楼煤矿千米大埋深井底车场硐室、交叉点、泵房、回风巷道等处的支护结构中存在的问题,通过岩样分析和物理力学性质试验、地应力测试、松动圈测试、数值模拟分析等手段,得出了深部软岩巷道的破坏机理,确定了合理的支护结构和支护参数。通过以锚注为核心,预应力锚索和锚杆为辅助支护结构的三锚联合支护技术,结合控顶放压技术和底臌控制技术解决了深部软岩巷道的稳定性控制问题。支护后的矿压监测数据证明了稳定性控制技术的成功。本论文总结了深部软弱围岩特有的力学特征,分析了围岩的破坏形态和破坏机理,提出了锚注加固结构、预应力锚索和锚杆的承载机理以及底臌的治理方法。并根据复杂围岩结构所具有的弹塑性特点,运用大松动圈支护理论揭示了联合支护体系对围岩塑性区发展规律的影响,提出综合治理软岩巷道的新方法。
  本论文应用显式有限差分程序FLAC3D结合有限元软件ANSYS对赵楼煤矿4#交叉点处的巷道支护方式进行了数值模拟,对多种预案进行了评价,内容包括交叉点内岩体开挖后存在围岩流变、预案支护后围岩的受力情况、塑性区的变化等,重点研究了二次支护时机的确定方法。通过对四种预案支护效果的比较,验证了以三锚支护理论为核心,结合控顶卸压技术和底鼓防治技术的联合支护方式在深部软岩巷道稳定性综合控制上的作用,并且总结了数值模拟的新方法。
[硕士论文] 惠双琳
采矿工程 西安科技大学 2010(学位年度)
摘要:采场围岩及覆岩为沉积岩层,沉积岩层的主要特征是层理发育,因此,采场覆岩具有显著的梁的结构特征。研究岩梁的受力变形破坏是采场覆岩结构研究的基础。
   本文采用相似材料模拟和理论分析方法对岩梁在其自重作用下的破断规律进行了研究,主要包括:选择合适的实验材料及确定配比;进行试件的物理力学参数测定;确定试验模型及试验方案,对不同材料、不同厚度岩梁进行破断实验。
   试验结果表明:简支的单层岩梁在自重作用下上下表面的应力、应变随梁的跨度增加而增加;梁的极限跨距随梁的强度及厚度增加而增加。简支的双层等厚叠合岩梁在自重作用下的破断特征与叠合方式有关,当上硬下软时下部软岩梁先破断、上部硬岩梁后破断,下部软岩梁破断前与上部硬岩梁先发生离层、后破断;下部软岩梁的破断跨距略大于单层软岩梁的破断跨距,上部硬岩梁的破断跨距略小于单层硬岩的破断跨距;当上软下硬时,上下两层岩梁随悬跨增大同步弯曲、同时破断,破断跨距小于单层硬岩梁的破断跨距,表明上部软岩已转化为载荷施加于下部硬岩梁之上。
   理论分析表明:应力值随梁的跨度增加而增大;当悬露跨距到达岩梁的极限跨距时,梁的破断是下部拉应力而引起的;对岩梁的极限跨距、最大挠度值的理论分析结果与实验结果比对,其理论计算值与试验实测值基本吻合。
   该研究对岩梁进一步研究有重要的参考价值。
  
[硕士论文] 郑超
采矿工程 西安科技大学 2013(学位年度)
摘要:随着采矿工程的发展,开采活动逐渐向地质条件复杂的区域推进,破碎带围岩巷道、大变形松软围岩巷道、三软煤层巷道等软岩巷道支护问题日益突出。软岩巷道顶板、两帮和底板介质的差异性导致巷道围岩不同部位相互作用,造成巷道围岩的破坏范围扩大,应该作为一个整体进行研究。论文运用理论分析、数值模拟、现场监测、工程实践相结合的方法,对软岩巷道围岩稳定性的力学机理、影响因素及相互关系进行系统研究,得出以下主要研究结果:
  (1)应用FLAC3D数值计算软件揭示了软岩巷道顶板、两帮和底板三者之间相互作用关系和影响因素。底板变形、破坏降低了两帮围岩的稳定性,造成两帮的破坏;同样,两帮变形、破坏影响到顶板围岩稳定性,造成顶板的变形和破坏,由于围岩自身强度不同,影响程度的强弱不一。同时分析了矩形巷道围岩变形和破坏规律,若巷道围岩均较软弱,巷道围岩塑性区形态将是一个近似椭圆的形状。
  (2)基于自然平衡拱理论建立力学模型,运用理论分析的方法对软岩巷道塑性区范围和形态进行界定。得出只有顶板破坏将形成自稳平衡拱;若顶板、两帮均破坏且互相作用就会形成极限自稳平衡拱;若顶板,两帮和底板都破坏则范围就会更大形成“极限自稳平衡圈”,平衡圈的形状是一个上高下低的“鹅蛋形”,推导出软岩巷道极限自稳平衡圈拱高的计算公式。
  (3)提出了软岩巷道稳定形态是“鹅蛋形”,破碎围岩仍有一定的强度且相互挤压,锚杆支护的重点就是控制塑性区的范围。模拟发现,锚杆支护对围岩有较好的控制作用,锚杆支护可以缩小破坏范围、减小位移量。
  依据巷道围岩自稳平衡圈理论与锚杆支护技术,对太平煤矿+700m南一大巷进行工业性试验,现场应用表明采用自稳平衡圈理论及锚杆(索)支护技术,有效控制巷道围岩变形、破坏,取得了良好的效果。
[硕士论文] 陈千
岩土工程 辽宁工程技术大学 2009(学位年度)
摘要:高家梁煤矿位于内蒙古鄂尔多斯市东胜区东南8km处,矿井设计规模年产600万吨。建井期间在埋深50~150m的运输大巷中部,遇到一种低强度软岩,巷道掘进与施工过程中冒顶、塌方时有发生,常规锚杆支护失效,对施工安全和进度造成很大影响。基于巷道地质情况与软岩特征,根据围岩与支护作用的关系,本文分析了软岩巷道的变形、顶板失稳机理与常规工程加固方法,确定了运输大巷的工程加固方法。经过ADINA数值模拟验算以及后期的运输大巷变形监测曲线都证明加固方案满足运输大巷对支护刚度和强度的要求,同时还将加固方案进行了经济评价,得出了这种加固方案对于高家梁矿的特殊软岩巷道段加固在技术上可行,经济上可以接受的结论。
[硕士论文] 熊雪强
采矿工程 江西理工大学 2012(学位年度)
摘要:岩石声发射是岩体破坏失稳监测的重要方法之一,目前,对岩石在不同荷载条件下破坏失稳的声发射特性方面进行了大量的研究。工程岩体的破坏与时间因素密切相关,岩石蠕变是引起岩体破坏失稳的重要原因,建立岩石蠕变与声发射特性的关系具有重要的理论和应用价值。本文通过理论和试验研究得到了如下主要结论:
  (1)建立了岩石蠕变损伤的声发射理论模型,该模型揭示了蠕变破坏与稳定蠕变的声发射特性。蠕变声发射具有与变形对应的衰减、平稳、加速三个阶段,声发射百分比分别呈衰减、波动、急增的特点,随着均质度的增加声发射将集中于岩石破裂的加速蠕变阶段。
  (2)通过分级循环加卸载砂岩蠕变声发射试验,研究了各循环岩石变形特征和弹性模量变化,采用粒子群优化算法进行了蠕变模型参数识别研究,获得了岩石黏弹性参数,在此基础上探讨了岩石蠕变损伤。岩石变形差异主要体现在蠕变阶段,经蠕变和卸载岩石刚度得到提高,蠕变模型中弹性参数、黏弹性模量和黏弹性系数取决于瞬时变形、减速蠕变阶段变形和进入稳定蠕变阶段的时间。
  (3)通过对声发射参数变化率及累计参数的分析,得到了加载、蠕变和卸载阶段的声发射变化规律,研究了不同应力水平蠕变声发射特征,揭示了岩石蠕变损伤机理。结果表明,蠕变阶段相对于加卸载阶段、高应力水平相对于低应力水平声发射具有频度低、强度高的特点。
  (4)基于快速傅里叶变换的方法,研究了不同应力水平蠕变声发射频率特征。各循环均出现次主频现象,频带随应力水平提高而变宽。
  (5)研究了蠕变声发射时间序列的分形特征,得到了不同应力水平关联分维数和时间的关系。同一应力水平关联分维数随时间稳定波动,蠕变声发射具有相对的均匀性;随载荷的提高关联分维数增大,蠕变声发射频度和强度上差异与载荷呈正相关。
[硕士论文] 马金龙
桥梁与隧道工程 西安科技大学 2013(学位年度)
摘要:巷旁支护作为沿空留巷技术中的关键部分,其参数选择的合理与否直接决定着沿空留巷技术的成败。本文以乌兰矿5768运输顺槽沿空留巷工程为背景,在理论分析的基础上,运用数值模拟方法对不同巷旁支护方式进行对比,使沿空留巷巷旁充填体的宽度及强度合理化。
  通过分析沿空留巷顶板及上覆岩体的结构特征、顶板破断及残留边界垮落的形式,得到了沿空留巷围岩变形特征及围岩应力分布一般规律。指出了巷旁支护体在沿空留巷过程中的作用,得出巷旁支护体强度存在合理值;根据过渡期沿空留巷顶板简化力学模型,利用力学理论,推导出了巷旁支护阻力的计算公式,并对5768工作面巷旁支护阻力进行了计算。分析了影响支护阻力的因素,提出充填体宽度存在合理值。
  采用Midas(GTS)数值模拟分析软件,通过对相同条件下、不同充填宽度和不同充填材料对沿空留巷围岩变形特征的影响进行模拟分析,揭示了以上因素引起的围岩表面变形、围岩应力变化规律,综合分析模拟结果及实际情况,确定了合理的巷旁充填体基本参数。
  项目实施检测结果表明:整个留巷过程中围岩应力活动较为强烈,但巷道围岩变形较小,说明支护效果显著,保证了沿空留巷在生产期间的正常使用,验证了巷旁充填体参数选择的正确性。
[硕士论文] 孟海军
采矿工程 山东科技大学 2010(学位年度)
摘要:极近距离跨采底板巷道稳定性问题实质上是受采动影响的高应力巷道支护问题,是煤矿巷道支护研究的难点之一。
  该论文采用理论分析方法,推导了底板岩体中的应力分布规律,得出了垂直应力、水平应力、剪应力随深度的变化及其最大值位置,并计算了岩体的最大破坏深度及其距工作面端部的水平距离、采空区底板岩体沿水平方向最大破坏长度。并采用层次分析法(AHP)确定各因素的权重,得出底板巷道稳定性由其围岩强度和法向距离两个主导因素共同决定。
  文中进一步采用FLAC3D岩土力学数值模拟软件分析了底板巷道不同垂距、工作面推进到不同位置应力场特征。在围岩属中等稳定(20MPa<<40MPa)条件下,受跨采工作Cσ面采动影响的岩巷,其与上部煤层之间较为有利的垂距为10m左右。
  通过数值模拟和现场实验结果表明,对受动压影响的底板巷道,采用U型钢可缩性支架配合壁后充填与锚注加固的联合支护技术能够有效地控制巷道围岩变形,取得了良好的支护效果。
  
[硕士论文] 付世雄
采矿工程 中国矿业大学 2017(学位年度)
摘要:针对煤帮锚杆支护技术远远滞后于顶板的问题,采用现场试验、理论分析、数值模拟等综合手段,研究了煤体锚杆原位拉拔实验、煤锚系统力学特性演化及煤帮锚杆等效预紧力与控制,并进行了工程验证。
  本研究主要内容包括:⑴锚杆拉拔载荷的变化分为线弹性上升、非线性上升、恒定阻力、下降失效四个阶段,锚固体的破坏过程分为弹性、剪切破坏和脱粘三个阶段。剪切破坏过程中锚固力损失量和增量动态平衡是造成阻力恒定的原因。⑵与软煤条件相比较,友众矿中硬煤条件下,P-S曲线趋势较乱,载荷震荡明显,增阻速率显著降低。煤体裂隙等原因造成的锚固力震荡更加明显,锚固段呈现分段承载失效的特性。⑶在三线性剪切-滑移本构模型的基础上,将锚固状态划分为弹性阶段、塑性滑移阶段、脱粘阶段三种状态,并推导得到了弹性状态和塑性状态下粘锚力分布的解析解。随着锚固单元的剪切特性值t1u1增加,杆体轴力和剪切应力的传递性能降低,增大锚孔直径会造成杆体轴力和剪应力的传递性变差。⑷在煤岩体交界面处容易产生剪切滑移破坏,易引发煤帮上下尖角网兜破坏;煤体内部发生压剪破坏是形成煤体大面积鼓出本质原因。锚杆支护对煤体施加预紧力,使煤体从掘巷后的二向应力状态,恢复到三向应力状态,提高煤体的力学性质,使掘巷后的摩尔应力圆远离强度包络线,减小塑性区的宽度,提高巷帮煤体的稳定性。锚杆预紧力的扩散效果与锚固长度、间排距、施加的预紧力值密切相关,支护的关键在于使锚杆之间形成有效的压应力联通区域。⑸结合友众矿对巷帮煤体的支护方案进行了优化和现场实验,锚杆安装以后,锚杆保持了较好的工作阻力状态,托锚力一直维持稳定在30kN左右。矿压观测监测期间巷道顶底板累计移近量为23mm,两帮累计移近量为53.5mm,能够满足生产实际的需要。
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