顶板运动规律（精选十篇）
顶板运动规律 篇1
攀煤集团花山煤矿4415工作面为花山煤矿四采区15煤层综采工作面。4155工作面上部为4153采空区, 切眼以北为小井采空区, 南部4156工作面未开采, 下部均未开采。工作面平面、剖面如图1所示。
煤层倾角最大50°, 最小44°, 平均倾角47°。工作面走向最大回采长度158 m, 最小走向长150 m;工作面最大倾斜长105 m, 最小92 m。4155工作面回采区域采高最大为4.80 m, 最小为2.28 m, 平均采高为3.54 m;煤层开采平均厚度为2.0 m, 夹矸平均厚度为1.54 m。4155工作面区域15煤层顶底板岩性综合柱状图如图2所示。
2工作面矿压观测
2.1观测目的
通过矿压观测, 研究工作面顶板运动规律, 确定支护参数和顶板控制措施, 分析支架适应性, 摸清影响采场矿压显现的岩层范围, 掌握工作面顶板破坏规律及其运动参数, 为顶板控制设计提供依据。
2.2测区布置
由于4155工作面倾斜长度变化较大, 工作面支护形式变化较大, 确定将液压支架从下部开始编号:1#、2#、3#…… (可根据具体情况对编号调整) 。
工作面支架总数为57架。该测区共划分为下、中、上3个测站。由于工作面支架为两柱掩护式, 因而每个测站在1台支架左右立柱安装1台压力计, 能显示和记录观测整架左右立柱工作压力。具体安设方案为:下部, 3#支架;中部, 24#支架, 32#支架;上部, 55#支架。
3顶板运动范围确定
工作面顶板运动范围包括直接顶和基本顶2部分[1]。直接顶是指在采空区内已经垮落、在回采工作面内由支架暂时支撑的悬臂梁, 在回采工作面推进方向上不能始终保持水平力的传递。基本顶是由在推进方向上能始终保持传递力的岩梁组成, 其运动对支架的作用力由支架与其间的相互作用关系确定, 也就是说支架的支护强度由需要控制的顶板位置决定。
3.1直接顶厚度确定
直接顶厚度的推断可以根据冒高公式估算[2]。直接顶冒高公式[1,2]为:
mZ= (h-SA) / (KA-1) (KA与SA相适应) (1)
式中, h为平均采高, m;mZ为直接顶厚度;KA为岩梁触矸处已冒落岩层的碎胀系数, 一般取值为1.25～1.35, 取1.35;SA为岩梁触矸处沉降值, 一般根据经验值选取。
根据工作面顶板赋存状况, 直接赋存于煤层之上的顶板为深色泥质粉砂岩。则对其运动时的允许沉降值分析如下:
常见岩层的SA[2]值利用SA=KS×h计算。其中, KS为实际沉降值与采高比例系数, 一般顶板取值见表1。
该工作面顶板允许沉降值:SA=KS×h=0.8～0.9 m。
把h=3.54 m, KA=1.35, SA=0.8～0.9 m代入式 (1) 中, 求得直接顶厚度mZ=5.5～6.0 m, 即直接顶的厚度为5.5～6.0 m, 根据15煤层顶板岩层组成, 确定其直接顶为厚5.5～6.0 m的深灰色层状泥质粉砂岩。
3.2基本顶厚度确定
一般情况下, 基本顶厚度为2～3倍的采高。4155工作面平均采高为3.54 m;而4155工作面直接顶上岩层为厚12 m的浅灰色层中细粒砂岩, 为采高的3.4倍左右, 因而可以确定基本顶为厚12 m的浅灰色层中细粒砂岩。
4周期来压监测
对支架进行观测时, 工作面距离开切眼73 m。在实际观测中, 矿压仪器出现问题, 下述数据选取的为可用部分, 共观测24 d。
工作面内3#支架位于工作面下部;24#、32#支架位于工作面中部;55#支架位于工作面上部。利用实测支架阻力与时间关系曲线来判断顶板来压, 并结合推进度计算周期来压步距。在此次观测中, 由于工作面初次来压已过, 只观测到初次来压之后的2次周期来压。实测4个支架初撑力 (P0) 和循环末阻力 (Pm) 实测曲线 (为方便绘图, 横坐标采用在时间区间内测量的相应数组表示) 如图3所示, 观测到的周期来压情况见表2、表3。
5侧向支承压力显现特征
为了掌握4155工作面侧向支承压力显现规律, 在运输巷内设置煤体应力测点, 观测煤体侧向支承压力, 观测时间为72 d。在4155工作面运输平巷内设置8个煤层应力计, 对煤体显现应力进行了观测, 通过对煤层应力数据的分析, 可以得出煤体侧向支承压力显现规律 (图4) 。
6结论
(1) 直接顶为厚5.5～6.0
m的深灰色层状泥质粉砂岩;基本顶为厚12 m的浅灰色层中细粒砂岩;煤层开采过程中, 基本顶来压呈现周期性, 周期来压步距在20～28 m, 平均步距在24 m;支架循环末阻力表现为从工作面中上部往下部逐渐升高;实际观察, 工作面有周期性片帮现象。
(2) 当测点与工作面距离进入25
m以内时, 侧向支承压力受回采影响加剧、明显, 该处煤层开始发生塑性变形;距工作面10 m范围内时, 侧向支承力发生明显降低并伴随着不稳定波动, 说明该处煤层处于卸压区内, 压力减小;工作面推过25 m后, 侧向支承应力受采动影响逐渐稳定, 同时, 煤层还具有一定的承载能力;侧向支承压力峰值超过3.8 m深度。
参考文献
[1]姜福兴.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.
运动镜头拍摄规律 篇2
运动镜头虽然给影片带来新的空间和自由，但在运用的过程中它也可能成为一种危险的武器。它会轻易的破坏幻觉。不恰当地使用运动镜头，很快就会造成干扰，他会影响影片的节奏，甚至和故事的含义发生矛盾。要获得成功的画面调度，不仅要知道如何去创造它，而且要知道调度的时机和目的。
基本准则：
1：当拍摄一个激烈的动作时，运动镜头可以从剧中人的角度表现，从而使观众身临其境的体验剧中人的强烈感受。
2：把摄影机当成一个演员的眼睛。（主观手法，不大容易获得成功的镜头）
3：摇摄或移动摄影可以用来直接或是通过一个演员的眼睛来表现场景。（纪实风格，直接报导）
4：摇镜头或移动镜头可以在动作结尾时揭示出一种预料中的或意外的情况。
5：直接切入要比运动镜头快些，因为它立即转入一个新的视角。（避免摇移浪费大量时间表现无关紧要的东西）
6：摇移镜头可以跟着一个次要的人物，从一个兴趣中心转移到另一个中心。
7：镜头从一个兴趣中心转移到另一个中心，它的动作可以分三段，开始摄影机是静止的，中间是运动部分，最后摄影机重新停下来。（避免视觉的跳动）
8：摇移镜头经常结合起来去拍摄活动的人物或车辆。
9：跟着一个做重复性动作的对象移动或大范围的摇摄，其长度不限，可以根据剪辑的需要而定。
10：以摇移镜头接到一个有活动的人和物的静止镜头时，把对象保持在画面上的同一部位是有好处的。画面上的运动方向也要保持不变。
11：他、镜头的运动，不论是摇移，都可以有选择的删去多余的东西，并且可以在跟着主要运动时，在场景中引进新的人物，实物或背景。
12：摇移要有把握和准确。动作要得心应手。痉挛式的摇摄，或镜头的运动拿不定主意表现出业余的水平。
13：人物的动作可以使观众不去注意镜头的运动。
14：当连续摇移时，摄影机要走简单的路线，让人物或车辆在画面范围内作各种复杂的运动。15：摇移的起幅，落幅，在构图上保持画面的平衡。
16：静态镜头的有效剪辑长度取决于镜头内的运动；而运动镜头的长度取决于摄影机运动的持续时间，过长或过短的运动都会妨碍故事的发展。
17：摇移经常用来重新平衡画面的构图。（这种摄影机的运动很慢，位置调整不大）18：把对象置于从背景放映或前景反映的摄影屏幕前可以得到运动的幻觉。
19：推拉镜头经常用来在整个镜头拍摄过程中保持固定的画面构图。
20：运动常常是假定性的。
镜头的运动任何时候都必须有正当的理由。
很多要素是以拍电影为前提，我们的建筑动画也可以借鉴。
抛体运动与圆周运动命题规律探究 篇3
该热点在高考中主要以选择题的形式进行考查，命题角度有以下几点：
（1）根据分运动性质判断合运动性质。
（2）根据合运动性质判断分运动性质。
（3）考查运动中的临界极值问题。
例1 （2014年四川卷）有一条两岸平直、河水均匀流动、流速恒为v的大河。小明驾着小船渡河，去程时船头指向始终与河岸垂直，回程时行驶路线与河岸垂直。去程与回程所用时间的比值为k，船在静水中的速度大小相同，则小船在静水中的速度大小为（ ）。
A. B.
C. D.
解析 去程时船头垂直河岸如图1所示，设河宽为d，由合运动与分运动具有等时性，则去程时间t=；回程时行驶路线垂直河岸，故回程时间t=。由题意有=k，则k=，得v==，选项B正确。
例2 如图2，在高于河面20 m的岸上有人用长绳拴住一条小船，开始时绳与水面的夹角为30°。人以恒定的速率v=3 m/s拉绳，使小船靠岸，那么（ ）。
A.5 s时绳与水面的夹角为60°
B.5 s内小船前进了15 m
C.5 s时小船的速率为4 m/s
D.5 s时小船距离岸边15 m
解析 设开始时小船距河岸为L，由tan30°=，解得L=20 m。5 s后绳端沿岸通过的位移为x=vt=15 m，设5 s后小船前进了x，绳与水面的夹角为θ，由几何关系得sinθ==0.8，即θ≈53°，A错误；由tanθ=，解得x≈19.6 m，B错误；由vcosθ=v可得5 s时小船的速率为v=5 m/s，C错误；5 s时小船到岸边的距离为L-x==15 m，D正确。答案：D。
总结提升 运动合成与分解的一般思路
（1）明确合运动或分运动的运动性质。
（2）明确是在哪两个方向上的合成或分解。
（3）找出各个方向上已知的物理量（速度、位移、加速度）。
（4）运用力与速度的关系或矢量运算法则进行分析求解。
二、平抛运动规律及应用
命题规律 平抛运动的规律是每年高考的重点，有时以选择题的形式出现，有时出现于力学综合题中，有时还以带电粒子在电场中的运动为背景考查类平抛运动的处理方法。
例3 （2014年全国卷）取水平地面为重力势能零点。一物块从某一高度水平抛出，在抛出点其动能与重力势能恰好相等。不计空气阻力，该物块落地时的速度方向与水平方向的夹角为（ ）。
A. B. C. D.
解析 设物块在抛出点的速度为v，落地时速度为v，抛出时重力势能为E，由题意知E=mv；由机械能守恒定律，得mv=E+mv，解得v=v，设落地时速度方向与水平方向的夹角为θ，则cosθ==，解得θ=，B正确。答案选B。
例4 如图3所示，边长为L的正方形ABCD中有竖直向上的匀强电场，一个不计重力的带电粒子，质量为m，电荷量为q，以初速度v从A点沿AD方向射入，正好从CD的中点射出，而且射出时速度方向与CD成θ=30°的夹角。
（1）该带电粒子带什么电？
（2）该电场的电场强度E为多少？
解析 （1）做曲线运动的物体受的合力总是指向曲线凹的一侧，故带电粒子受到的电场力的方向为竖直向下，与电场强度的方向相反，所以粒子应带负电。
（2）带电粒子在电场中做类平抛运动，
则在水平方向上：L=vt，
在竖直方向上：v=at，
由牛顿第二定律得：Eq=ma，
由带电粒子离开电场时的速度方向可得：tan（90°-θ）=，解得：E=。
总结提升 （1）“化曲为直”是处理平抛（类平抛）运动的基本思路和方法。
（2）平抛运动与斜面的结合有下列两种情形：
三、圆周运动问题的分析
命题规律 该知识为每年高考的重点和热点，题型既有选择题，也有计算题。近几年的高考命题规律主要有以下几点：
（1）圆周运动与平衡知识的综合题。
（2）考查圆周运动的临界和极值问题。
（3）与平抛运动、功能关系相结合的力学综合题。
例5 （2014年全国卷）如图6，一质量为M的光滑大圆环，用一细轻杆固定在竖直平面内；套在大环上质量为m的小环（可视为质点），从大环的最高处由静止滑下。重力加速度大小为g，当小环滑到大环的最低点时，大环对轻杆拉力的大小为（ ）。
A.Mg-5mg B.Mg+mg C.Mg+5mg D.Mg+10mg
解析 方法一：以小环为研究对象，设大环半径为R，根据机械能守恒定律，得mg·2R=mv，在大环最低点有F-mg=m，得F=5mg，此时再以大环为研究对象，受力分析如图7，由牛顿第三定律知，小环对大环的压力为F′=F，方向竖直向下，故F=Mg+5mg。由牛顿第三定律知C正确。
方法二：设小环滑到大环最低点时速度为v，加速度为a，根据机械能守恒定律mv=mg·2R，且a=，所以a=4g，以整体为研究对象，受力情况如图所示。F-Mg-mg=ma+M·0，所以F=Mg+5mg，C正确。
例6 （2014年安徽卷）如图9所示，一倾斜的匀质圆盘绕垂直于盘面的固定对称轴以恒定角速度ω转动，盘面上离转轴距离2.5 m处有一小物体与圆盘始终保持相对静止。物体与盘面间的动摩擦因数为（设最大静摩擦力等于滑动摩擦力），盘面与水平面的夹角为30°，g取10 m/s。则ω的最大值是（ ）。
A. rad/s B. rad/s C.1.0 rad/s D.0.5 rad/s
解析 当物体转到圆盘的最低点恰好不滑动时，转盘的角速度最大，其受力如图10所示（其中O为对称轴位置）
由沿斜面的合力提供向心力，有μmgcos30°-mgsin30°=mωR，
得ω==1.0 rad/s，选项C正确。答案：C。
总结提升 解决圆周运动力学问题要注意以下几点
（1）要进行受力分析，明确向心力的来源，确定圆心以及半径。
（2）列出正确的动力学方程：F=m=mωr=mωv=mr。
（3）对于竖直面内的圆周运动，要注意“杆模型”和“绳模型”的临界条件。
四、平抛与圆周运动的组合问题
曲线运动的综合题往往涉及圆周运动、平抛运动等多个运动过程，考查运动的合成与分解、牛顿第二定律和功能关系等知识，常以计算题的形式呈现。
例7 如图11所示，AB段为一半径R=0.2 m的光滑的圆形轨道，EF为一倾角为θ=30°的光滑斜面，斜面上有一质量为0.1 kg的薄木板CD，木板的下端D离斜面底端的距离为15 m，开始时木板被锁定。一质量也为0.1 kg的物块从A点由静止开始下滑，通过B点后被水平抛出，经过一段时间后恰好以平行于薄木板的方向滑上木板，在物块滑上木板的同时木板解除锁定。已知物块与薄木板间的动摩擦因数为μ=（g=10 m/s）。
（1）求物块到达B点时对圆形轨道的压力大小。
（2）求物块做平抛运动的时间。
（3）若下滑过程中某时刻物块和木板达到共同速度，则这个速度为多大？
解析 （1）物块由A到B由动能定理得mgR=mv，解得v==2 m/s，
在B点，由牛顿第二定律得F-mg=m，解得F=mg+m=3 N，
由牛顿第三定律可知物块对轨道的压力为3 N。
（2）设物块到达斜面的竖直速度为v，则tanθ=（θ为物块末速度方向与水平方向的夹角），v=gt，解得t== s。
（3）物块落到木板上时的速度v== m/s，
对物块：v′=v+at，a=g（sinθ-μcosθ）=2.5 m/s，
对木板：v′=at，a=g（sinθ+μcosθ）=7.5 m/s，
解得v′=2 m/s。
总结提升 解决平抛与圆周运动的组合问题时极易因以下几点出错：①不能熟练掌握平抛运动和圆周运动的规律；②找不到衔接两种运动过程的关键物理量；③对竖直面内圆周运动的几种模型不能熟练掌握，找不出向心力。
顶板运动规律 篇4
1 支架工作阻力监测仪器及方案
1.1 监测仪器
山东科技大学专利产品KBJ-60Ⅲ-1矿用数字压力计、KBJ-60Ⅲ-2矿用压力数据采集器用于综采工作面是监测煤矿井下综放综采液压支架压力参数的智能化仪表, 具有体积小、操作方便、显示直观、数据处理功能强等特点, 输出的报表格式通用性强。采用了红外无线数据通讯和改进的电池供电系统, 大大提高了仪器的使用可靠性和电源的使用寿命, 可以长期在井下使用, 无需维护。
1.2 监测方案
工作面共设6个支架工作阻力监测站, 共6台矿用数字压力计, 分别布设在工作面20#, 40#, 70#, 90#, 110#和130#支架处, 每个测站分别在支架左右立柱高压腔安装1台矿用数字压力计, 能显示和记录观测支架左右立柱工作压力。工作面推进过程中支架工作阻力值连续自动记录在矿用数字压力计中, 隔2天读取一次数据, 并在地面及时整理工作支架压力数据。工作面测点布置及仪器布设如图1所示。
2 支架工作阻力监测结果分析
2.1 工作面液压支架主要技术参数
根据工作面煤层赋存情况及相关地质资料, 工作面支架选用ZY7800/18/37型双柱掩护式液压支架。ZY7800/18/37型液压支架特性如表1所示。
2.2 工作面顶板周期来压显现
利用实测工作面支架工作阻力随推进步距关系曲线来推断顶板 (老顶) 周期来压步距。实测6个支架工作阻力随推进步距的变化曲线如图2 (a) - (f) 所示。
工作面内支架压力监测站部位顶板周期来压步距如表2所示, 其中20#、40#支架代表工作面上部;70#、90#支架代表工作面中部;110#、130#支架代表工作面下部。
由图表可知:
1) 工作面上部
工作面下部20#支架代表的工作面下部, 顶板周期来压步距9.7~20.4m, 离散性较小, 平均周期来压步距为14.4m。
工作面下部40#支架代表的工作面下部, 顶板周期来压步距10.4~17.8m, 离散性较小, 平均周期来压步距为13.8m。
2) 工作面中部
工作面中部70#支架代表的工作面中部, 顶板周期来压步距11.0~17.6m, 离散性较小, 平均周期来压步距为14.6m。
工作面中部90#支架代表的工作面中部, 顶板周期来压步距12.4~17.6m, 离散性较小, 平均周期来压步距为15.0m。
3) 工作面下部
工作面上部110#支架代表的工作面上部, 顶板周期来压步距10.3~15.6m, 离散性较小, 平均周期来压步距为13.7m。
工作面上部130#支架代表的工作面上部, 顶板周期来压步距8~20.5m, 离散性较小, 平均周期来压步距为14.1m。
4) 工作面各个部位老顶周期来压步距为8~20.5m, 平均为14.3m。总体而言, 周期来压步距波动不大。
据现场观测, 正常阶段, 直接顶基本随采而冒, 无悬顶。
2.3 工作面宏观矿压显现
矿压监测期间, 对工作面及两顺槽的宏观矿压显现进行了记录分析, 主要是安全阀开启、顶板冒落和煤壁片帮情况。
1) 安全阀开启情况
整个矿压观测过程中安全阀开启状况如表3所示。工作面来压期间, 安全阀开启的支架数量增加不明显, 如周期来压1月26日前后, 共有个15支架安全阀开启, 开启较低。
2) 顶板冒落情况
工作面正常推进过程中, 采空区直接顶基本随采随冒。
3) 煤壁片帮情况
在工作面端头处煤壁片帮严重。周期来压时煤壁偏帮相对较严重。工作面煤壁片帮情况见表4所示, 从表4可以看到, 工作面推进过程中, 不时有小范围的片帮现象, 特别是在工作面来压期间 (1月22日、26日) , 工作面煤壁片帮明显多于平时。在支架护帮板收回的过程中片帮较容易发生, 在表4中统计的工作面煤壁片帮绝大部分出现在工作面的中上部位置。
3 结论
3.1 工作面各部位老顶周期来压步距平均14.3m。正常阶段基本顶基本随采随冒, 无悬顶。
3.2 采空区直接顶基本上随采随冒;工作面推进过程中有小范围片帮, 端头处煤壁片帮严重。特别是在工作面来压期间, 工作面煤壁片帮明显多于平时, 且工作面煤壁片帮绝大部分出现在工作面的中上部位置。
参考文献
[1]陈科, 柏建彪, 胡忠超, 等.超前支承压力对下山的影响分析及合理停采线位置确定[J].煤矿开采, 2011, 15 (1) :35-37.
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[3]张向阳, 涂敏, 徐乃忠.动压下底板大巷围岩应力分析及合理停采线研究[J].采矿技术, 2006, 6 (3) :311-314.
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[5]刘彩平, 王金安, 侯志鹰.房柱式开采煤柱系统失效的模糊理论研究[J].矿业研究与开发, 2008, 28 (1) :8-12.
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[7]陈炎光, 陆士良.中国煤炭巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994:100-103.
运动规律心得 篇5
动画片中的活动形象，不象其它影片那样，用胶片直接拍摄客观物体的运动，而是通过对客观物体运动的观察、分析、研究，用动画片的表现手法，一张张地画出来，一格格地拍出来，然后连续放映，使之在银幕上活动起来的。因此，动画片表现物体的运动规律既要以客观物体的运动规律为基础，但又有它自已的特点，而不是简单的模拟。
研究动画片表现物体的运动规律，首先要弄清时间、空间、张数、速度的概念及彼此之间的相互关系，从而掌握规律，处理好动画片中动作的节奏
一、时间
所谓“时间”，是指影片中物体在完成某一动作时所需的时间长度，这一动作所占胶片的长度。这一动作所需的时间长，其所占片格的数量就多；动作所需的时间短，其所占的片格数量就少。由于动画片中的动作节奏比较快，镜头比较短，因此在计算一个镜头或一个动作的时间时，要求更精确一些，除了以秒为单位外，往外还要以“帧”为单位。
动画片计算时间使用的工具是秒表。在想好动作后，自己一面做动作，一面用秒表测时间；也可以一个人做动作，另一个人测时间。对于有些无法做出的动作，如孙悟空在空中翻筋斗，雄鹰在高空翱翔或是大雪纷飞乌云翻滚等，往往用手势做些比拟动作，同时用秒表测时间，或根据自己的经验，用脑子默算的办法确定这类动作所需的时间。对于有些自己不太熟悉的动作，也可以采取拍摄动作参考片的办法，把动作记录下来，然后计算这一动作在胶片上所占的长度，确定所需的时间。
二、空间
所谓“空间”，可以理解为动画片中活动形象在画面上的活动范围和位置，但更主要的是指一个动作的幅度，即一个动作从开始到终止之间的距离。以及活动形象在每一张画面之间的距离。动画设计人员在设计动作时，往往把动作的幅度处理得比真人动作的幅度要夸张一些，以取得更鲜明更强烈的效果。
此外，动画片中的活动形象做纵深运动时，可以与背景画面上通过透视表现出来的纵深距离不一致。例如：表现一个人从画面纵深处迎面跑来，由小到大，如果按照画面透视及背景与人物的比例，应该跑十步，那么在动画片中只要跑五、六步就可以了，特别是在地平线比较低的情况下，更是如此。
三、速度
所谓“速度”，是指物体在运动过程中的快慢。按物理学的解释，是指路程与通过这段路程所用时间的比值。在通过相同的距离中，运动越快的物体所用的时间越短，运动越慢的物体所用的时间就越长。在动画片中，物体运动的速度越快，所拍摄的格数就越少；物体运动的速度越慢，所拍摄的格数就越多。
在动画片中，不仅要注意较长时间运动中的速度变化，还必须研究在极短暂的时间内运动速度的变化。例如：一个猛力击拳的动作运动过程可能只有6格，时间只有1/4秒，用肉眼来观察，很难看出在这一动作过程中，速度有什么变化。但是，如果我们用胶片把它拍下来，通过逐格放映机放映，并用动画纸将这6格画面一张张地摹写下来，加以比较，就会发现它们之间的距离并不是相等的，往往开始时距离小，速度慢；后面的距离大，速度快。
由于动画片是一张张地画出来，然后一格格地拍出来的，因此我们必须观察、分析、研究动作过程中每一格画面（1/24秒）之间的距离（即速度）的变化，掌握它的规律，根据剧情规定、影片风格以及角色的年龄、性格、情绪等灵活运用，把它作为动画片的一种重要表现手段。
在动画片中，造成动作速度快慢的因素，除了时间和空间之外，还有一个因素，就是两张原画之间所加中间画的数量。中间画的张数越多，速度越慢；中间画的张数越少，速度越快。即使在动作的时间长短相同，距离大小也相同的情况下，由于中间画的张数不一样，也能造成细微的快慢不同的效果。
四、节奏
一般说来，动画片的节奏比其它类型影片的节奏要快一些，动画片动作的节奏也要求比生活中动作的节奏要夸张一些。整个影片的节奏，是由剧情发展的快慢、蒙太奇各种手法的运用以及动作的不同处理等多种因素造成的。这里说的不是整个影片的节奏，而是动作的节奏。
在日常生活中，一切物体的运动都是充满节奏感的。动作的节奏如果处理不当，就象讲话时该快的地方没有快，该慢的地方反而快了；该停顿的地方没有停，不该停的地方反而停了一样，使人感到别扭。因此，处理好动作的节奏对于加强动画片的表现力是很重要的。
造成节奏感的主要因素是速度的变化，即“快速”、“慢速”以及“停顿”的交替使用，不同的速度变化会产生不同的节奏感，例如：
A．停止——慢速——快速，或快速——慢速——停止，这种渐快或渐慢的速度变化造成动作的节奏感比较柔和。
B． 快速——突然停止，或快速——突然停止——快速，这种突然性的速度变化造成动作的节奏感比较强烈。
C．慢速——快速——突然停止，这种由慢渐快而又突然停止的速度变化可以造成一种“突然性”的节奏感。
由于动画片动作的速度是由时间、距离及张数三种因素造成的，而这三种因素中，距离又是最关键的，因此，关键动作的动态和动作的幅度往往构成动作节奏的基础。如果关键动作的动态和动作幅度安排得不好，即使通过时间和张数的适当处理，对动作的节奏起了一些调节作用，其结果也还是不理想的，往往造成比较大的修改。
动作的节奏是为体现剧情和塑造任务服务的，因此，我们在处理动作节奏时，不能脱离每个镜头的剧情和人物在特定情景下的特定动作要求，也不能脱离具体角色的身份和性格，同时还要考虑到电影的风格。
动画规律博大精深，我还需继续努力学习。
动画运动规律学习心得
班级：09数码一班
姓名：晏浩越
学号：091064032
顶板覆岩离层水体分布规律勘查研究 篇6
关键词：叠加开采,井中测流,钻孔电视录像,离层水体
由于煤系地层沉积的分层性和结构与岩性上的差异,采动覆岩在层状弯曲沉降过程中不同步。相邻岩层的这种不同步弯曲沉降引起的岩层在其层面(或薄弱面)上产生的分离现象,称之为离层[1]。前苏联学者卡来靠夫通过岩体内部移动变形观测发现离层的存在,我国岩层移动研究者对此领域亦有较大贡献[2]。关于离层研究方面,国内外主要研究离层数值模拟、离层注浆减沉。随着回采工作面的不断推进,开采空间不断扩大,对于不同的地层结构、不同的开采条件,离层发展的动态过程与分布特征也不同,且整个过程均发生于地下,不可视、不可触[3]。笔者主要运用注水井中测流、钻孔电视录像勘查手段,对煤系地层中离层带的分布规律、离层水的水文地质特征进行研究,评价离层水体的富水性强弱。
1 矿井地质概况
海孜矿位于淮北煤田临海童矿区,北距淮北市约40 km。井田煤系属二叠系下统,含有3,4,7,8,9,10等6个可采煤层,平均可采层总厚度为10.23 m。现主采煤层为7,8,9,10煤,设计年产量150万t。
井田煤系地层总体为一向南倾斜的单斜构造,平均倾角约18°。含煤地层为全隐伏地层,被巨厚松散层(第三系、第四系)覆盖。矿井主要充水水源为第四含水层水和主采煤层顶底板砂岩裂隙水,灾变水源为太原组灰岩含水层水。
2005年5月21日,7煤745工作面推进到约150 m 时,发生顶板突水,瞬间淹没工作面及附近所有巷道,最大突水量为3 887 m3/h。通过对745工作面水害查治,已查明突水的主要原因是:多煤层(10煤、7煤)叠加开采,导致7煤顶板覆岩中形成离层带并大量积水;当7煤充分采动后,巨厚坚硬岩浆岩突然失稳垮落,造成下伏离层水体突出[4]。
2 745工作面未采地段覆岩离层分布及含水富水性
R456孔揭露7煤顶板煤系地层中有T1,T2,T3,T4,T5等5个离层带。其分布柱状图如图1所示。
岩浆岩层内分布有T4,T5 2个“真空离层带”。“真空离层带”是钻孔揭露该离层带时无水、无水位,但有负压造成的吸风现象,称之为“真空离层带”。注水井中测流结果:吸水段高分别为2,4 m,单位吸水量q分别为0.62,0.16 L/(s·m),相当于“中等”富水的含水层。
7煤顶板地层中,分布有T1,T2,T3 3个“真空离层带”,其中T1,T3分布在粉砂岩层内,T3分布在砂岩与粉砂岩层界面。注水井中测流结果:吸水段高分别为4.2,3.5,5 m,单位吸水量q分别为0.037,0.05,0.13 L/(s·m),q值小表明这些离层带内部不存在宏观上的空腔,而只是岩层受拉伸、裂开、破碎造成的吸水裂隙。
T1,T2,T3,T4,T5等5个离层带被认定为“真空离层带”的依据:一是钻进该层段,钻孔测不到水位;二是注水后(2005-08-20)的水位埋深为292 m,但在
10月11日水位消失,并严重吸风,风速2 m/s,风量2.64 m3/min。
R456孔水位无规律的变化及钻孔吸风情况显示特殊工程地质条件下的异常覆岩移动特征。水位大幅度升降变化及吸风情况,显示了1049工作面采完34个月后7煤顶板岩浆岩及煤系地层仍在移动变形,但正常岩层结构条件下岩层移动活跃期只能维持6个月,这种异常的岩层移动特征是由该面的特殊工程地质条件控制、影响所造成的。
3 叠加开采7煤覆岩离层带分布及其水文地质特征
R455孔揭露7煤顶板煤系地层中有T1,T2,T3等3个离层带,其分布柱状图如图2所示。
岩浆岩底板1.6 m至粉砂岩1.4 m段(329.5~332.5 m),裂开形成T3离层带,吸水段高3 m,具有典型的硬软岩层界面易产生离层的规律特征。注水实验测流结果:单位吸水量q 为0.16 L/(s·m)(相当于中等富水含水层)。
煤系地层中,在孔深339.5~341 m孔段的砂岩(厚2.15 m)与粉砂岩界面分布有吸水段高为1.5 m的T2离层带,其中砂岩裂开0.11 m,粉砂岩裂开1.39 m,也是软、硬岩层界面。其单位吸水量q为0.056 L/(s·m)(相当于弱含水层),表明离层带也是岩层被拉伸裂开或为破碎岩石充填,而无空腔存在。
在孔深350.74~368.53 m的巨厚(大于17.8 m)砂岩中,砂岩顶界6.76 m以下,发现有吸水段高为1.2 m的T1离层带,单位吸水量q为0.32 L/(s·m)(相当于中等富水含水层),K值为31.16 m/d,总吸水量为13.64 m3/h。
岩层移动是引起R455孔(只保留岩浆岩底界以下8 m作为水位观测段)水位无规律的变化,“积水离层带”被疏干和钻孔吸风(风速1 m/s,风量1.02 m3/s)的原因。
4 钻孔电视录像和钻孔水位动态查明745工作面覆岩离层带分布情况
根据R459孔电视录像显示的离层分布记录结果,7煤顶板覆岩中共有T1—T13等13个离层带。部分录像图片如图3所示。
在岩浆岩下部,离层分布起止深度为249~316.7 m。分布地层的总垂高67.7 m,共有4个离层带,2条大裂隙;在4.8 m厚的粉砂岩中(起止深度:316.7~321.5 m)有2个离层带;在1 m 厚的细砂岩
中(起止深度:321.5~322.5 m)有0.18 m离层;在10.2 m厚的粉砂岩中(起止深度:322.5~332.7 m)分布有4个离层带。离层段高0.14~1.63 m,总段高2.27 m。
钻孔揭露7煤顶板厚层砂岩13.3 m,在332.7~346 m有5个真空离层带,总段高1.74 m,此时孔内无水位并吸风。钻至346.12 m时,掉钻0.15 m,并伴有水位出现。埋深为342.3 m。表明1049,745工作面叠加采动影响下可在厚层砂岩中产生“空腔”型的积水离层带而与真空(非积水)离层带相区别。
T1积水离层带有水位动态变化,一是证明了孔底砂岩没有被导水断裂带波及,二是间接验证了R459孔钻进煤系地层31.47 m停钻,钻孔孔底距7煤顶33.26 m,表明7煤采后导水断裂带小于33.26 m。7煤覆岩正值岩移活跃期,钻孔水位无规律的变化是岩移活动引起的。也表明10煤开采结束34个月后,由于存在岩浆岩不易下沉的特殊工程地质条件,仍存在顶板岩移活动的反常情况。
在1049,745工作面采动叠加影响下,造成了7煤顶板厚层砂岩水文地质条件的重大变化,即在其中能形成有“积水离层带”,已成为7煤开采新的充水水源,危害安全生产,必须加以防范。
5 结论
1) 745工作面未采区段,只受1049工作面单层采动影响所形成的离层,经R456孔揭露,主要分布在粉砂岩中及其与砂岩的界面部位,且无积水。而在厚层砂岩中没有出现积水离层带。
2) 受1049,745工作面重复采动叠加影响,在厚层砂岩中产生3个(R459孔)离层带,并形成积水离层带。
3) 现场原位勘测资料查明了积水离层带形成的水体,在垂向和水平方向是不连续的;分布面积是有限的;且相对封闭、能疏干的有限水体,掌握了离层积水的水文地质特征。
4)745工作面未采区段受1049工作面单层采动影响,在岩浆岩层下部产生有离层的地层厚度只有30.02 m(R456孔),而受1049,745工作面叠加采动影响在岩浆岩中有离层的地层厚度为67.89 m(R459孔)。可见叠加采动影响,对岩浆岩及煤系地层的破坏性影响比单层采动的后果更为强烈。
参考文献
[1]刘文生,范学理.覆岩离层产生机理及离层充填控制地表沉陷技术的工程实施[J].煤矿开采,2002(9):53-55.
[2]张玉卓,陈立良.长壁开采覆岩离层产生的条件[J].煤炭学报,1996,21(6):576-581.
[3]赵德深,朱广轶,刘文生,等.覆岩离层分布时空规律的实验研究[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版,2002,21(1):4-7.
工作面坚硬顶板矿压规律理论分析 篇7
回采工作面开挖过程中, “煤壁、液压支架和采空区冒落的矸石”体系支撑直接顶上部的基本顶岩层。底板-采空区-液压支架-直接顶-基本顶组成了一个相互作用体系, 其中液压支架作为主动影响因素, 围岩的运动变形特征影响着支架的支护效果, 而支架的工作状态又影响对覆岩的支护效能。
国内关于坚硬顶板控制所用的方法包括:以搞清顶板运移规律为主防治;通过确定开挖之前的地质构造来确定合理采高;提高液压支架初撑力来确定合理支架阻力;分析顶板来压特征以及做好来压预测工作、煤岩层注水软化和深孔放顶等工作。
1 老顶垮落步距理论基础
掌握老顶的初次垮落步距和周期垮落步距对回采工作面顶板来压预测和矿压控制具有重要的意义。采场采动过程中, 上覆岩层中的任一岩层所受载荷不仅受到自重的影响, 而且受到相邻岩层相互作用的影响[1]。
假设直接顶上部共有M层岩层, 各个岩层的厚度为hi, 体积力为γi, 弹性模量为Ei。第i层控制的岩层可达到n层, 而第i层和第i+n层岩层同步变形形成组合梁结构。由此推倒出第i+n层岩层对第i层的影响载荷 (qn) i, 也就是第i层上部n层岩层对第i层的影响荷载。
当计算到 (qn) i> (qn+1) i时, 则说明n+1层岩层自身强度和厚度较大, 以致于对第i层不起影响。此时 (qn) i为第i层岩层受到的荷载。根据公式 (1) 可得第i层岩层的初次垮落步距, 根据公式 (2) 可得岩层的周期垮落步距。
式中:Ri为第i层岩层的抗拉强度。
当第i层岩层的初次垮落步距大于上部各n层岩层的初次垮落步距时, 则回采工作面顶板垮落方式为同步垮落。当第i层岩层的初次垮落步距小于上部第n+1层岩层的初次垮落步距时, 只有顶板悬露范围超过极限垮落步距时, 第n+1层岩层才发生垮落。
对现场工作面顶板岩石进行取样, 在实验室进行试验可得:工作面石灰岩层和泥岩层抗拉强度的比值为2.6, 当顶板上位各分层石灰岩的厚度小于顶板下位石灰岩的厚度时, 则各个石灰岩层同步垮落;当石灰岩层间含有泥岩层, 且泥岩层厚度小于2.6 h时, 则石灰岩层也和泥岩层同步垮落。
2 顶板垮落步距理论计算
2.1 顶板分层载荷计算
根据太原煤气化集团某矿1301回采工作面地质赋存情况, 分别计算各个分层所受载荷。第一层、第三层、第五层和第七层岩层均为石灰岩层。
2.1.1 第一层所受载荷
考虑到该层上部0.1 m厚的泥岩层可作为加载层, 经计算第三层岩层对该层的荷载作用小于该层自身荷载, 该层所受载荷为107.8 k N/m2。
2.1.2 第三层所受载荷
考虑到该层上部0.2m厚的泥岩层可作为加载层, 经计算第五层岩层对该层的荷载作用小于该层自身荷载, 该层所受载荷为21.2 k N/m2。
2.1.3 第五层所受载荷
考虑到该层上部0.2 m厚的泥岩层可作为加载层, 经计算第七层岩层对该层的荷载作用小于该层自身荷载, 该层所受载荷为45.5 k N/m2。
2.1.4 第七层所受载荷
第七层岩层自身荷载为136.08 k N/m2;经计算, 第八层岩层对该层的荷载为227.72 k N/m2, 大于该层自身荷载;第九层岩层对该层的荷载为213.55 k N/m2, 小于第八层对该层的荷载作用, 故该层所受荷载为227.72 k N/m2。
2.2 顶板垮落步距计算
2.2.1 第一层垮落步距
顶板第一层为石灰岩, 厚度为3.9 m, 工作面长度180 m。经计算, 初次垮落步距为46.18 m, 周期垮落步距为18.84 m。
2.2.2 第三层垮落步距
顶板第三层为石灰岩, 厚度为0.6 m, 工作面长度180 m。经计算, 初次垮落步距为16.02 m, 周期垮落步距为6.54 m。
2.2.3 第五层垮落步距
顶板第五层为石灰岩, 厚度为1.5 m, 工作面长度180 m。经计算, 初次垮落步距为27.34 m, 周期垮落步距为11.15 m。
2.2.4 第七层垮落步距
顶板第一层为石灰岩, 厚度为5.04 m, 工作面长度180 m。经计算, 初次垮落步距为41.06 m, 周期垮落步距为16.75 m。
根据顶板初次垮落步距和周期垮落步距综合分析:根据关键层理论, 第一层上部为0.1 m厚的第二层泥岩层, 第二层会随着第一层的垮落而垮落;第三层上部为0.2 m厚的第四层泥岩层, 第四层会随着第三层的垮落而垮落;第五层上部为0.2 m厚的第六层泥岩层, 第六层会随着第五层的垮落而垮落。则回采工作面顶板各个岩层随着工作面的不断推进而同步垮落, 液压支架的工作阻力呈现明显的波动性, 支架后方发生间断性悬顶现象。
工作面顶板石灰岩层密度大, 且硬度较大, 分层不明显, 总厚度为11.54 m, 初次来压步距为79.89 m, 周期来压步距为32.6 m。由此分析石灰岩层上部的粉砂岩会随着整层基本顶的垮落而垮落, 使得工作面上覆岩层的矿压现象更为显著, 工作面的安全高效生产受到很大程度的制约。
3 顶板分类
对顶板进行分类需要分别对直接顶岩层和基本顶岩层进行分类。通过判断顶板岩层是否可以形成铰接结构来划分基本顶位置, 经过简单分析可知, 第七层岩层为基本顶, 则第一层至第六层为直接顶岩层[2]。
3.1 对直接顶进行分类
第一层至第六层为直接顶岩层, 总厚度为6.5 m, 初次垮落步距为27.34 m, 则寺河矿15号煤层直接顶为IV类稳定直接顶。
3.2 对基本顶进行分类
对顶板进行控制主要分析基本顶岩层, 顶板第七层为基本顶, 初次垮落步距为41.06 m, 周期垮落步距为16.75 m。根据公式 (3) 可得基本顶的初次来压当量 (DL) 为1 055.4 k N/m2。则基本顶矿压显现等级为Ⅲ级强烈, 顶板控制难度较大。
其中:L初为基本顶初次来压步距;
hf为直接顶的总厚度;
hm为开采煤层厚度。
4 支护阻力计算
支架的支护阻力计算可分为估算法、倍数岩重法和现场实测三种方法[3]。
4.1 估算法计算支护阻力
该法认为支架的支护阻力应该大于冒落带覆岩重量以及基本顶失稳破坏对支架的动载。1301工作面基本顶失稳破坏时, 动载系数取1.4, 冒落带岩层容重为25 k N/m3, 冒落带岩层平均高度为22.44 m, 则根据公式 (4) 可计算支架支护强度为0.78 MPa。
其中:P为支架支护强度;
K为基本顶失稳破坏时的动载系数;
H为冒落带岩层的平均高度;
γ为冒落带岩层容重。
4.2 倍数岩重法计算支护阻力
该法认为液压支架的支护阻力与煤层开采厚度基本呈线性关系。1301工作面顶板岩层容重为25 k N/m3;由于顶板周期来压显现较为强烈, 故取支架荷载相当采高岩重为9;开采煤层高度为3.56 m。根据公式 (5) 可得支架的支护强度为0.81 MPa。
其中:P为支架的支护强度;
N为支架荷载相当采高容重;
H为开采煤层高度;
γ为岩层容重。
4.3 现场实测法计算支护阻力
以现场监测结果为基础, 现场监测的支架支护阻力时间加权均值为4 558.8 k N, 支护阻力均方差为1 603.04 k N, 由于老顶来压具有不均衡的特性, 故根据公式 (6) 计算, 可得工作面支架支护阻力为7 764.72 k N。
其中:P为支架支护阻力;
为支护阻力时间加权均值;
σ为支护阻力均方差。
综合分析以上三种方法计算的支架支护阻力结果, 可知ZZ8000/17/32型液压支架可以满足工作面安全高效生产的要求。
5 结语
1) 工作面石灰岩层和泥岩层抗拉强度的比值为2.6, 当顶板上位各分层石灰岩的厚度小于顶板下位石灰岩的厚度时, 则各个石灰岩层同步垮落;当石灰岩层间含有泥岩层, 且泥岩层厚度小于2.6 h时, 则石灰岩层也和泥岩层同步垮落。
2) 根据关键层理论, 回采工作面顶板各个岩层随着工作面的不断推进而同步垮落, 液压支架的工作阻力呈现明显的波动性, 支架后方发生间断性悬顶现象。
3) 工作面顶板石灰岩层密度大, 且硬度较大, 分层不明显, 总厚度为11.54 m, 初次来压步距为79.89 m, 周期来压步距为32.6 m。由此分析石灰岩层上部的粉砂岩会随着整层基本顶的垮落而垮落, 使得工作面上覆岩层的矿压现象更为显著, 工作面的安全高效生产受到很大程度的制约。
4) 顶板第一层至第六层为直接顶岩层, 总厚度为6.5 m, 初次垮落步距为27.34 m, 直接顶为Ⅳ类稳定直接顶。顶板第七层为基本顶, 初次垮落步距为41.06 m, 周期垮落步距为16.75m, 基本顶矿压显现等级为Ⅲ级强烈, 顶板控制难度较大。
5) 估算法认为支架的支护阻力应该大于冒落带覆岩重量, 以及基本顶失稳破坏对支架的动载, 该法计算支架支护强度为0.78 MPa;倍数岩重法认为液压支架的支护阻力与煤层开采厚度基本呈线性关系, 该法计算支架的支护强度为0.81MPa;现场实测法计算可得工作面支架支护阻力为7764.72k N。综合分析以上三种方法计算的支架支护阻力结果, 可知ZZ8000/17/32型液压支架可以满足工作面安全高效生产的要求。
参考文献
[1]缪协兴.采场基本顶初次来压时的稳定性分析[J].中国矿业大学学报, 1989, 18 (3) :88-92.
[2]何富连, 钱鸣高, 刘长友.高产高效工作面支架一围岩保障系统[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1997:62-124.
顶板运动规律 篇8
关键词：坚硬顶板,老顶初次来压,矿压显现
0 引言
坚硬顶板采场与普通采场矿山压力显现的主要差别是周期性来压强烈和极强烈, 因此掌握坚硬顶板采场矿山压力基本规律, 针对性地采取措施, 使其得到有效控制, 是采场安全生产、消除重大顶板事故的关键。对于单体支柱工作面而言, 必须采取合理、有效方法控制顶板, 消除顶板事故的发生[1~3]。
坚硬顶板的硬、整、厚的工程力学性质决定了其有以下显著的采场矿山压力显现特征。周期性的破断来压步距大、动载系数高;支架载荷高, 且分布不均匀, 合力点靠近后排支柱;坚硬顶板来压具有明显的时间差和步距差。
卧龙湖煤矿首采103工作面为坚硬顶板, 采用单体支柱控顶技术, 针对这一条件, 对工作面老顶初次垮落阶段矿压显现规律进行研究。
1 工程概况
卧龙湖煤矿主采煤层是10煤, 厚度在0.3~3.1 m之间, 平均2.2 m, 由于岩浆岩侵蚀影响, 煤层赋存不稳定, 煤层结构简单, 无夹矸, 局部为天然焦。其首采103工作面的顶底板条件如图1所示。
2 矿压监测技术方案
工作面采用单体液压支柱 (DZ-25、DZ-28和DWX35) 配合铰接顶梁构成的倾向棚对顶板进行支护。初次放顶及正常回采期间均采用“三、四峒”管理, 柱距0.5 m, 排距1.2 m。最大控顶距5.4 m, 最小控顶距4.2 m, 放顶步距1.2 m。
通过对工作面矿压显现规律与支柱载荷分布特点及其承载特性, 达到保障坚硬顶板条件下工作面安全开采与进行支护质量和支护参数合理性的评价。
2.1 矿压观测内容
工作面矿压观测内容:支柱载荷, 包括支柱初撑力和工作阻力;顶底板移近量;活柱下缩量。
2.2 工作面测站布置
测站布置:测站布置如图2所示。沿工作面长度方向设上、中、下3个测站。
2.3 观测方法
支柱初撑力和工作阻力的观测要从支柱支设开始, 在测线的第一排和末前排采用测压表每天观测一次。为计算活柱下缩量和顶底板移近量, 在读一测压表的同时, 分别用卷尺和测杆测读该测线的活柱长度和顶底板距离。
3 观测结果及分析
3.1 工作面支柱阻力分析
通过监测末前排支柱阻力可以得到工作面支柱工作阻力分布情况。在老顶初次来压阶段, 通过连续监测工作面上、中、下三个部分末前排支柱工作阻力, 可以客观真实的掌握老顶初次来压步距。工作面机头、中部和机尾处支柱工作阻力变化曲线, 如图3所示。
由工作面机头、中部和机尾处支柱工作阻力变化曲线可知:工作面支柱阻力均值为21.3 MPa, 较直接顶垮落阶段增幅明显, 达10.1 MPa, 工作阻力均值达到额定工作阻力的67.7%;中部末前排支柱工作阻力较大, 沿工作面呈现中间大两头较小的趋势;工作面工作阻力均值在22日发生突变, 增幅达6.7 MPa, 且工作面上、中、下三个部分工作阻力增加幅度均较大, 老顶来压现象十分明显, 工作面进入老顶来压阶段;支柱工作阻力的增大由中部向两端扩展, 表明老顶来压从中部向工作面两端扩展。
3.2 工作面顶底板相对移近量分析
通过对工作面顶底板相对移近量连续观测, 获得的老顶初次来压阶段工作面顶底板相对移近量曲线如图4所示。
根据图4可知:工作面顶底板相对移近量在老顶来压前已达到最大值, 其中以机尾最大, 达11.63 mm/d, 中部次之, 机头最小;老顶初次来压期间顶底板移近速度呈现“双峰”式, 如工作面中部的顶底板移近速度24日达到一个峰值, 随着工作面的推进, 断裂裂缝向煤壁移近, 当煤壁推过断裂裂缝时工作面顶底板移近速度又达到另一个峰值, 27日移近速度达到8.83 mm/h;工作面机尾顶底板相对移近量超过每米采高顶底板相对移近量小于100 mm的指标。
4 支护质量提高
卧龙湖矿103工作面老顶初次来压期间, 工作面阻力较直接顶垮落阶段大幅度增加, 工作面顶底板移近速度达到峰值且工作面顶底板相对移近量达到最大值。
支护质量是工作面安全生产的一个重要因素, 特别是老顶来压期间, 是顶板管理的关键时期, 一定要确保支护质量。为提高卧龙湖矿首采103工作面的支护质量, 提出一些措施及实施技术。
4.1 支护质量提高措施
针对103工作面具体生产情况, 为防止因老顶来压造成的冒顶事故, 提出了以下3方面建议: (1) 进一步提高贴帮柱和第一排支柱初撑力支护质量。保证临时支柱初撑力不小于6.4 MPa, 正式支柱初撑力不小于11.4 MPa; (2) 提高支柱工作阻力。根据工作面顶板来压情况, 及时对工作面支柱进行二次补液, 特别是末排支柱; (3) 结合该工作面地质条件和实际情况, 采取“切顶排加强支护”的措施处理顶板[4,5], 可在末排支柱增加切顶支柱, 主要用来切断直接顶, 减少悬顶。
4.2 提高支柱初撑力及工作阻力
可能导致支柱初撑力及工作阻力不足的原因有以下几个方面: (1) 工作面泵站压力低于标准。在单体液压支柱工作面中, 单体液压支柱以乳化液为工作介质, 泵站提供输出压力的大小对支柱初撑力承载阻力起关键性决定作用。其泵压大, 初撑力也就越大, 反之越小。 (2) 工作面管路液压流动及损失。在工作面液压系统中, 传输压力的大小不仅与调定泵压高低有关, 而且, 还取决于管路内液体的流动状态。在高压管内部, 液体流量大、流速越大, 管路漏液, 其流体压力损失也就越大。 (3) 工作面注液升柱人为操作因素。在液压支柱初撑力操作时, 如现场工人在支柱刚一接顶便松开手把, 注液枪对支柱无法继续供液, 不能保证一定的稳压时间, 结果也会导致初撑力不足。 (4) 工作面多枪同时注液。回采工作面多处地点同时注液作业, 造成多注液枪不同步压力开放、闭合也是导致支柱初撑力不足的主要原因之一。 (5) 工作面支护系统刚度不足。在工作面支护系统内, 支柱承载也与顶底板及垫层强度有关, 若系统中顶底板强度较小, 支柱严重钻底, 势必影响到工作面支撑阻力的变化, 引起单体支柱工作特性的改变。
针对单体工作面影响液压支柱支护系统支撑强度的各种原因, 从提高支柱初撑力、工作阻力和改善工作面支护效果出发, 采取以下对策: (1) 加强单体面泵站管理, 由专人管理泵站及液压管路, 以钢管管路替代高压软管, 减少管路压力损耗, 保证泵站压力不低于18 MPa, 注液枪出口压力不低于15 MPa。 (2) 加强液压支柱的使用管理, 做好液压支柱的检修试压工作, 避免密封渗漏, 失效支柱及时更换。同时加强初撑力正规操作, 适当延长升柱稳压时间, 尽量避免多点同时注液, 加强二次补液, 提高工作面支柱强度。 (3) 加强工作面顶底板管理, 支设支柱尽可能设在硬底之上, 对软顶软底应采取戴帽穿鞋措施, 以提高工作面的支护系统刚度, 保证液压支柱初撑力达到要求。 (4) 加强工作面顶板动态与支护质量监测, 及时反馈工作面支护初撑力、工作阻力信息, 确保支柱阻力达到要求。
4.3 切顶排加强支护的方法
加强切顶排支护的方法: (1) 为使支柱能有效切断顶板, 在切顶排支柱间增设一排支柱, 使切顶排柱距由0.5 m减小为0.25 m。 (2) 为确保安全开采, 单体支柱必须要有足够的初撑力, 充分发挥支柱“支”、“切”、“让”的优势, 结合该面的实际情况并参考相关规程, 确定单体支柱初撑力必须大于11.4 MPa;同时根据工作面来压情况, 及时对支柱进行二次补液, 特别是末排支柱。 (3) 加强支护质量的动态监测, 及时发现支柱-围岩系统故障的隐患, 并采取措施加以消除。
5 结论
当工作面推进33 m时, 老顶初次来压, 此时支柱工作阻力为21.3 MPa, 顶底板移近量为11.63 mm/d;老顶初次来压期间, 工作面倾斜方向压力呈现中部位置处最大、端头次之、尾部位置处最小的特点;老顶来压从中部向工作面两端扩展。表现为支柱工作阻力中部先增大, 然后向两端扩展;工作面顶底板相对移近量在老顶来压前已达到最大值, 其中以机尾最大, 达11.63 mm/d, 机尾顶底板相对移近量大与其底板较软, 钻底量大, 支护强度小有关;提高单体支柱的初撑力及工作阻力, 采取“切顶排加强支护”的措施处理顶板, 保证了采场控顶安全。
参考文献
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顶板运动规律 篇9
1 大倾角煤层覆岩矿压规律
大倾角煤层顶板活动规律受煤层倾角、开采体系及顶板力学结构特征影响, 研究顶板在走向和倾向上表现出的矿压规律, 如结构的形成、破坏和稳定机理等对大倾角煤层的开采具有重要的指导作用[1,2]。
1.1 工作面地质概况
三采区36#煤层-240 m工作面, 煤层厚度为1.25~1.70 m, 倾角为30°~50°, 属于大倾角薄及中厚煤层。工作面平均斜长115 m, 走向长880 m, 回采面积94 685 m2。老顶为6.0 m厚的黄白色粗砂岩, 层理不发育, 直接顶为1.0~2.5 m厚的灰黑色细砂岩, 层理较发育, 伪顶为200~500 mm厚的黄白色粗砂岩, 层理发育, 岩石较破碎。煤层底板为3.6 m厚的黄白色粗砂岩, 岩石较完整, 局部为中、细砂岩, 层理较发育。
1.2 大倾角煤层立体相似材料模拟研究
立体相似材料模拟试验采用二维试验台, 试验台尺寸 (长×宽×高) 为1 800 mm×160 mm×1 300mm, 采用平面应力模型。几何相似比为100∶1, 容重比为1.6∶1, 试验倾角为50°。模型铺设高度1300 mm, 模拟顶板岩层高度130 m, 剩余高度采用模拟加压来产生压力。上覆岩层模型的容重为2 400kg/m3, 模拟试验得到以下结论:
1) 大倾角煤层上覆岩层由于受采动影响, 沿倾斜方向, 按岩石破坏程度不同分为垮落带、断裂带和弯曲下沉带。工作面下部采空区垮落带岩层运动较缓, 中上部运动相对剧烈, 整个轮廓不对称, 稍呈马鞍形。工作面上部拱边缘与采空区垮落带岩层完全脱离, 并与上部岩层存在较大空隙, 下端拱边缘未完全脱离。在采空区上部, 平衡结构的高度相当于6倍采高, 在采空区下部, 平衡结构的层位在4倍采高的位置。在垮落带之上的断裂带似裂隙体梁弯曲下沉, 最大下沉位置在采空区中部偏上。在断裂带上方的岩层, 随时间推移产生缓慢移动。
2) 沿走向方向, 大倾角开采工作面矿压显现规律与倾斜煤层相似, 产生初次来压和周期来压, 并且初次来压强度大, 持续时间长, 周期来压强度小, 持续时间短。按现场开采实际, 采空区面积约3 000 m2时初次来压, 其步距约为60 m, 周期来压步距15 m。
3) 由于垮落带 (直接顶) 矸石滚动下滑对采空区下段充填, 造成中上部顶板呈悬空状态, 上、中、下部呈现不同矿压显现规律。模拟试验观测统计, 充填长度、煤层倾角和工作面斜长存在近似线性关系, 经回归分析得到回归方程:
式中:L为充填长度, m;α为煤层倾角, (°) ;M为工作面斜长, m。
由式 (1) 可知, 煤层倾角越大, 工作面越长, 工作面下段充填长度越长, 充填支撑作用越大。因此应提高工作面上部支护密度, 上巷道进行加强支护并扩大超前支护范围。
1.3 大倾角煤层开采覆岩应力分布规律
由立体相似材料模拟可知, 大倾角煤层覆岩受到原生和采动裂隙的切割而失去连续性, 用小变形的连续介质力学方法描述其力学特征已不合适, 因此应采用具有大变形和几何非线性分析功能的离散元法进行研究, 而FLAC数值模拟特别适合分析非连续大变形问题。
1) 利用FLAC模拟得到剪应力分布情况见图1, 由图1可知, 工作面上部与下部的剪应力分布是不同的, 上部顶板剪应力为正值, 而下部顶板剪应力为负值, 工作面上部顶板垂直应力较下部顶板要小, 而且上部顶板局部总垂直应力为0。工作面下部顶板的位移速度矢量要大于上部顶板, 见图2。
2) 利用FLAC模拟得到最大主应力分布和塑性状态分布, 其结果表明工作面上部煤体与下部煤体都存在高主应力区, 但是下部煤体的范围大, 且数值较高;另外, 工作面上部端头与下部端头都存在塑性破坏区, 但是下部区域扩展的范围较大, 这也与相似模拟试验结果一致。
2 大倾角煤层支架稳定性试验研究
大倾角煤层开采与缓倾斜煤层开采相比, 由于受煤层倾角的影响, 沿煤层垂直方向的受力较小, 而沿煤层倾斜方向的受力较大, 因此, 大倾角煤层综合机械化开采的关键问题就是综采设备的稳定性[3,4]。
2.1 摩擦系数试验研究
大倾角条件下, 支架的稳定性是影响安全生产的关键因素之一。支架不稳定时, 支架沿工作面倾斜方向发生下滑和倾倒。由于煤层倾角较大, 液压支架自身重量和顶板的重量对支架的作用, 支架工作过程中必然有下滑或倾倒的趋势, 单个支架的静态稳定性随支架与顶底板摩擦系数的增大而提高, 动态稳定性主要与底板的摩擦系数有关, 因此, 摩擦系数是决定支架下滑和倾倒与否的重要因素之一。当木板摩擦系数为0.463 38, 铁板摩擦系数为0.501 005, 岩板摩擦系数为0.520 567时, 不同底板类型和支架高宽比条件下的摩擦角见表1。
2.2 支架高宽比与支架稳定性试验研究
如果不考虑采煤机、输送机及相邻支架间的相互挤压, 单个支架的静态稳定性随支架宽度的增大而提高, 随支架高度的增大而降低;支架高宽比是决定支架倾倒与否的重要因素之一。试验数据表明, 支架高宽比为0.5时, 倾角60°煤层的支架仍可处于稳定状态, 当支架高宽比为1.2时, 倾角60°煤层的支架则处于失稳状态。支架高宽比与支架稳定性试验结果见表2。
2.3 压力、支架载荷和极限角关系
研究结果表明, 随着开采角度的加大, 支架的下滑力加大, 防止大倾角或急倾斜条件下支架下滑是大倾角煤层开采的关键。研究了不同倾角、不同顶板压力作用下, 极限开采倾角及支架下滑力的关系。由试验可知, 随着支架载荷的增加, 极限开采倾角逐渐增大, 见表3。
3 大倾角煤层综采工业性试验研究
3.1 支架选型与设备配套
根据试验研究结果, 并结合实际生产及地质条件进行急倾斜煤层条件下设备选型。选用MG200/501QWD系列交流电牵引采煤机, 该机型具有电动机横摆、结构先进、运行可靠、爬坡能力强等特点, 机面高度1 137 mm, 装机功率501 k W。工作面中间支架选用ZJ3600-11/23急倾斜支撑掩护式支架, 适用倾角最大可达60°, 该支架是目前适应煤层倾角最大的急倾斜液压支架, 属国内外首创。下出口及下端头区使用3架ZTHJ11400/15/24型急倾斜横式端头液压支架。
采用SGZ-730/320刮板输送机, 输送机设计长度150 m, 链速1.16 m/s, 为中双链, 底封板, 输送量700 t/h, 电动机功率2×160 k W (现用单机) , 电动机、减速机垂直布置。采用SZD-730/90转载机, 设计长度30 m, 输送量750 t/h, 链速1.31 m/s, 单中心链, 爬坡角10°, 电动机功率90 k W。运输巷采用SJ-150带式输送机, 带宽1.0 m, 带速2.4 m/s, 输送量450 t/h, 电动机功率2×75 k W。
3.2 工作面防倒防滑关键技术
排头的1#~5#支架, 在每两部支架间的顶梁和底座上, 安设4个防滑缸, 5部支架共安设16个防滑缸, 工作面移架时先移排头支架。排头支架移架顺序为2#、4#、1#、3#、5#, 拉架时要用排头支架的防倒、防滑缸进行调架, 以确保排头支架起到防滑、防倒的排头基准作用。再依次移工作面支架, 与此同时, 要用好支架推移千斤顶下方的调推杆千斤顶, 拉架的操作顺序为缩回调推杆千斤顶—降架—移架—倒矸—调架—升架—伸出调推杆千斤顶, 以确保防滑。工作面支架每6~8架上设1道防滑缸, 防滑缸链一端固定在支架龙门的联接孔上, 另一端固定在工作面溜子底座上, 长度不小于8 m。
3.3 矿压监测
实测第一测区支架平均初撑力为16.19 MPa, 占额定初撑力31.67 MPa的51%;实测第二测区支架平均初撑力为17.35 MPa, 占额定初撑力的54.8%。第一测区支架工作阻力平均为17.05 MPa, 占额定工作阻力的48.2%;第二测区支架工作阻力平均为11.48 MPa, 占额定工作阻力的32.4%。第一测区支架工作阻力大于第二测区支架工作阻力。工作面液压支架受力在15.0~31.5 MPa, 监测结果表明支架是在较富裕的工作阻力下运行的, 可以满足工作面实际开采的要求。
4 结语
针对东保卫煤矿实际地质条件和开采技术条件, 在数值模拟及试验室相似模拟试验分析的基础上, 进行大倾角条件下的覆岩移动规律与支架稳定性研究, 并结合矿井实际进行综采设备选型和现场工业性试验, 获得良好的效果。该技术与其他回采工艺比较, 机械化程度、安全可靠性、全员效率、回采工效和资源回收率等都有所提高。
通过在东保卫煤矿首次对大倾角煤层综合机械化开采技术进行全面系统的研究, 为该类煤层开采提供了成功的经验, 并树立了典范, 目前, 该技术已在龙煤集团全面推广应用。
参考文献
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顶板运动规律 篇10
关键词：相似材料模拟,顶板垮落,围岩移动
1 概述
煤矿井下地质条件极其复杂,在煤层开采后上覆岩层将发生移动变形,由于地下环境的不可视性,这使理论研究覆岩运动过程非常困难。二维相似材料模拟试验则可以较为直观地观测到模型中位移、破坏、裂隙等的变化过程,掌握煤层顶板的破断、运动及变化规律[1,2]。
本次试验结合米箩矿区实际地质条件,运用相似模拟方法对其进行模型概化,模拟上覆岩层在煤层采动后的变化,从而得出顶板岩层的破坏和运移规律,并将实验结果与数据加以分析,初步得出顶板破断的基本规律。该实验能够对采场顶板岩层的破断进行很好的模拟,对煤矿生产中正确的处理顶板垮落具有一定的参考价值和指导意义。
2 相似模型的设计与制作
2.1 相似模拟原理及工程背景
二维相似模拟试验的理论基础是相似理论,利用不同事物或现象之间的较为类似的特征,总结研究出自然规律的一种手段,通常适用于难以用理论分析方法获取结果的研究领域,是一种与理论研究结果进行对比分析的有效手段。应用于研究采矿活动规律的相似模拟,具有破坏形式直观、条件容易控制、方法灵活、试验周期短等优点,方便各种地质采矿条件下进行模拟,能最大限度地反映物理本质[3,4,5]。
选取米箩煤矿110302工作面作为实验工程背景,该工作面位于一采区三条下山东翼,所采煤层位于上二叠系龙潭煤组上段,工作面走向长为452.5m;倾斜长为166m,煤层厚度平均约2.3m,工作面直接顶为粉砂岩,平均厚度1.75m;老顶为飞仙关组灰绿色粉砂岩,平均厚度为199m;直接底板为灰色泥质粉砂岩,平均厚度0.3m;老底为灰色粉砂岩,平均厚度1.25m。
2.2 模型制作及测点布置
2.2.1 模型制作
根据相似试验工程原型中煤岩体的物理力学参数,通过计算和大量不同配比试件的抗压实验,选定合理配比及材料力学性能。本实验模型尺寸为长×宽×高=400cm×30cm×180cm。模拟几何相似比例为1∶100,即模型铺设高度为1cm,模拟岩层断面高度为1m。几何相似常数1∶100,容重相似常数1∶1.5,时间相似常数1∶10。实验的原材料主要包括细河砂、轻质碳酸钙、石膏粉等,按比例加水混合,具体比例见下表1。
2.2.2 测点布置
为了收集上覆岩层的位移变化数据资料,本次相似材料模拟试验中采用经纬仪进行岩层位移观测,进而分析上覆岩层的位移场变化特征。岩层中位移观测点设置:模型在上覆岩层中布置有位移场布置为从下至上共22排,每排55个位移观测点,间隔均为5cm,开采层上部2cm为第一排观测点。各观测点采用大头针穿1.5cm正方形纸片,通过测量大头针来反应岩层及地表的位移情况。
3 模型开采及结果分析
工作面从左至右依次推进,上覆岩层在不同开采距离顶板破坏特征如图1~图4所示。
工作面开采煤厚2.3m,推进30m时,上覆岩层出现横向裂隙即离层现象,随后顶板出现第一次垮落;工作面推进45m处时,出现第二次垮落,随着工作面推进距离的增加垮落次数逐渐增多。具体情况见下图5。
根据试验过程中记录的数据,对采场顶板垮落规律进行分析,得出如下规律:
(1)模拟工作面自开切眼至推进30m时,直接顶板发生初次垮落;垮落后岩块较为破碎松散,排列杂乱。
(2)当工作面推进至45m时,基本顶出现断裂垮落,垮落后煤壁上方顶板呈悬臂状态,后方顶板垮落形状类似倒台阶,顶板断裂的高度约为采高的2倍。
(3)随后工作面顶板随着采煤的推进出现周期性地断裂垮落,垮落特征如图5所示。基本顶岩块断裂后形成了梁式结构,前方与岩体铰接、后方与采空区压实的岩块铰接。在竖直方向上,覆岩的变形破坏逐渐向上方发展。
(4)基本顶发生周期性断裂垮落,覆岩裂隙发育高度达到15m,扩展长度达到57m;上覆岩层间不断出现离层现象,而后离层又逐渐被压实。
4 结语
通过本次相似材料模拟试验,总结得出了煤层开采后顶板岩层的垮落断裂规律。直接顶在煤层开采后30m时出现初次垮落,垮落后较为松散破碎;基本顶在推采45m时开始出现垮落,随后形成周期性的断裂和垮落,并在煤壁后方出现梁式结构;顶板岩层出现离层现象,随工作面推进离层逐渐被压实。该实验结果较好地模拟了采场顶板岩层的破断情况,与现场实际状况基本吻合,对正确的处理顶板垮落具有一定的指导意义。
参考文献
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