应力恢复对采动裂隙岩体渗透性演化的影响

研究了采动岩体应力恢复对断裂带渗透性的影响并将其应用于分层开采和残煤复采导水断裂带的计算。通过试验对侧限作用下裂隙岩体在轴向分级加载条件下渗流变化规律进行了研究,以模拟应力恢复作用对裂隙岩体渗透性的影响;依据实测的采动裂隙岩体体积膨胀系数的对数分布规律,对采动裂隙岩体渗透性分布规律进行了描述,计算了应力恢复作用下,裂隙岩体内裂隙开度及渗透性演化规律。试验结果表明:轴向加载条件下裂隙模块开度及渗透性均显著下降,加载初期应力较小但其对裂隙模块的开度及渗透性影响更显著,后期应力增大但其对裂隙试块的渗透性影响程度降低,在20 MPa压力作用下裂隙很难完全闭合;理论计算结果表明:应力恢复作用下采空区上覆裂隙岩体内下部大开度裂隙渗透性有降低但仍为较好的导水通道,上部裂隙开度较小层段渗透性也有明显降低。根据水利水电工程地质勘查规范将渗透系数小于0.01 m/d的层段视为不透水层,采空区上覆导水断裂带最大高度在应力恢复后较初始实测最大值减小了约26%。依据研究结果对传统的分层开采覆岩导水断裂带高度计算公式进行了修正,采用修正公式计算下分层煤或残煤开采防水(砂)煤柱的留设方案更为合理。     

煤层底板裂隙岩体导水敏感性试验研究

在TAW-2000岩石伺服试验机上进行了煤岩全应力-应变过程中的渗透性试验,概化出岩石的一般应力-应变-渗透曲线,阐述了变形破坏过程中裂隙岩体渗透系数变化规律及裂隙发育趋势。将贯通裂隙岩样及普通岩样对比研究表明:两种类型岩样渗透系数变化规律存在差异,主要表现在残余强度阶段,普通岩样在残余强度阶段渗透系数急剧下降,而贯通裂隙岩样渗透系数在残余强度阶段继续增加。综合分析试验结果,渗透系数变化受多种因素综合影响,其中岩体结构特征对岩体渗透系数变化规律影响较大。     

煤矿地下水库人工坝体构筑材料适用性研究

为分析地下水库人工坝体构筑材料适用性，将渗透性作为衡量标准，以李家壕煤矿为研究背景，通过实验室相似模拟实验，使用电液伺服岩石力学试验机对实验试样进行应变-渗透系数研究，分析了不同岩性体在外界应力变化的情况下渗透系数的变化情况。研究得出不同岩性体在变形破坏过程中渗透系数的变化规律：孔隙度越大，其渗透系数越大，呈对数关系|且外界应力会改变岩体裂痕和孔隙的尺寸和数量：当外界应力使得岩体裂痕孔隙更加紧密时，渗透系数减小，反之，渗透系数增大。对相同岩性体而言，随着外界围压和水压的降低，渗透系数均减小。     

浅埋煤层采空区岩体应力空间分布特征研究

基于浅埋煤层采空区岩体应力空间分布特征严重影响煤矿地下水库的稳定运营,选取神东矿区拟建地下水库22615面为研究背景,采用相似材料模型实验模拟浅埋煤层采空区覆岩运动规律;根据薄板挠度弯曲理论和Winkler弹性地基板原理,推导关键层下沉轨迹函数微分方程;结合岩石压实变形特性,进一步建立浅埋煤层采空区岩体应力空间分布数学模型,并开展实例应用和现场验证。研究结果表明:浅埋煤层采空区岩体应力分布与覆岩运动密切相关,裂隙带岩层以走向中心线为对称轴呈"∪"形沉降,对应垮落带岩体应力则表现为"∩"形变化;运用模型计算22615面采空区低应力区、应力恢复区和应力平稳区的走向长度为12.02,60.13,856.64m,倾向长度为4.21,21.08,300.37m,岩体应力为0,0～1.41,1.41MPa,与现场实测数据最大偏差为20%,较好地验证模型的准确性,为煤矿地下水库矿压控制及库容设计提供理论依据。     

双承压水间采煤顶底板破断及渗流规律

以山西某煤矿双承压水间下组煤开采为背景,针对煤岩应力-渗流耦合机理,采用相似材料模拟和离散元数值模拟,揭示双承压水间下组煤不同开采尺度下岩体断裂模式和渗流规律,提出顶板导水裂隙带发展模式,并建立底板“四带”形成与工作面开采过程的对应关系。研究发现：初采期间底板仅发育矿压破坏带,达到充分采动后,新增损伤带及采动导高带开始出现,新增损伤带主要集中于工作面下方。采动岩体应力-渗流耦合效应归结为：煤层开采导致顶板破裂和应力的降低,顶板岩体渗透性能增大,太灰水透过顶板裂隙渗入采空区和工作面;底板隔水层在奥灰高承压水的楔劈作用下发育导高裂隙并导升。当残余水头压力无法继续劈裂隔水层岩体抗拉强度,底板岩层重新恢复到应力-渗流稳定状态。     

采空区裂隙岩体渗流特征及渗透性试验研究北大核心

为了探索采空区裂隙岩体内地下水的渗流特征,确定裂隙岩体的渗透系数值,为定量研究含水层受开采影响评价提供参考;采用相似材料模型试验与渗流试验方法,基于采空区的裂隙发育情况与分布特征,对裂隙岩体的渗流特征以及不同裂隙率采动岩体的渗透性能进行了研究。结果表明:采空区裂隙岩体内的地下水流呈非线性渗流特征,水流特征与渗透性能明显受岩体裂隙率影响;裂隙岩体的水平渗透系数与垂向渗透系数均与裂隙率呈正相关关系,渗透性能随裂隙率的增大分为缓增区与激增区2段;采空区裂隙岩体的垂向渗透系数介于0.067~0.649 cm/s之间,水平渗透系数介于0.744~6.847 cm/s之间,较煤层开采前扩大了2~4个数量级。     

软岩近距离煤层采动覆岩破坏特征模拟研究

为了研究软岩煤层组开采过程中围岩及地表的破坏移动规律,基于采动覆岩移动、裂隙分布规律及破坏机理,采用相似模拟研究方法,以依兰煤矿首采区工作面为工程原型,建立了地质力学模拟模型,分析研究了软岩煤层组的采动力学演化特性、顶板裂隙破断发展轨迹、地表移动变形规律和围岩塑性区分布范围.研究得出:依兰煤矿首采区上煤层采后覆岩破坏最大裂采比为7.5,多煤层覆岩综合裂采比为9.3,地表下沉系数为0.76,地表移动变形值达到Ⅳ级变形;揭示了覆岩纵向裂隙呈梯形分布于采空区两端,横向裂隙分布于顶板应力卸压区的特征;指出采空区围岩应力与空间位置有关,顶板应力变化幅度大于煤柱应力变化;分析得到"三软"覆岩移动变形速度较大,同时软岩煤岩层对采动围岩变形起到了缓冲作用,覆岩裂隙破坏范围在围岩中受到限制.     

采空区覆岩破坏规律及区带划分数值模拟研究

针对综放面开采过程中的上覆岩层破坏导致的采空区漏风情况,采用FLAC3D数值模拟软件,通过模拟综放面开采后采空区上覆岩层的应力场及变形场的破坏情况,根据应变、应力、塑性区云图,分析了上覆岩层的应力、应变、塑性区域破坏规律,结合数值模拟结果与经验公式计算,确定了竖三带和横三区的范围,为漏风及遗煤自燃治理提供了理论依据。     

采动条件下的金属矿山上覆岩体破坏区域及应力行为研究

确定采动条件下金属矿山上覆岩体破坏区域与应力行为,以某金属矿为背景,采用RFPA计算程序对该矿山在开采过程中上覆岩体破坏特征及力学行为进行研究,同时结合声发射技术对采动条件下覆岩的破坏区域及应力分布范围进行深入分析,提出采动条件下的金属矿山覆岩破坏的“三区”概念及应力分布划分原则。研究表明：金属矿上覆岩随着采动影响可以划分为垮落区、塑性区、弹性区三个区域;并对各区域的应力行为特征进行分析归纳,上覆岩体应力分布分别呈现拉应力-拉应力区、拉应力-压应力区、压应力-压应力区、剪应力-压应力四个区域;其中拉应力-拉应力区和拉-压力区主要分布在采空区靠近悬空面上方和下方区域,压应力-压应力区主要分布于开采工作面正上方,剪应力-压应力主要分布于采空区周边围岩。该研究结果可为金属矿山三带的圈定和采取有效支护措施控制采空区围岩稳定提供理论依据。     

废弃煤矿采空区煤层气资源评价模型及应用

如何评价废弃煤矿采空区煤层气资源是其开发中遇到的关键问题。在对煤炭开采覆岩变形破坏规律研究的基础上,通过理论分析和数学推导,建立了废弃矿井煤层气资源量评价模型和方法,对山西晋煤集团晋圣煤矿采空区煤层气资源进行了评价。研究结果表明,煤炭开采导致采场周围岩体应力重新分布,引起煤层顶底板岩体发生变形与破坏。采空区煤层气资源主要由吸附气和游离气组成,主要来源于煤柱及残留煤层、临近未采煤层和围岩中的游离气和吸附气。基于采动覆岩变形破坏分带特征,根据破碎岩体孔隙率和碎胀系数关系,分别建立了采空区垮落带和断裂带内岩体孔隙体积模型。结合煤层气资源在废弃矿井中的分布特征,考虑煤炭开采采空区积水情况,建立了采空区积水量计算和含水饱和度计算模型,提出了废弃矿井煤层气资源量计算方法,对山西晋煤集团晋圣煤矿采空区煤层气资源进行了评价分析,评价结果认为,废弃煤矿采空区煤层气资源丰富,井田面积为6.5 km2,二叠系山西组3号煤层煤层气总资源量为5.871 7×108m3,其中吸附气资源5.835 3×108m3,游离气资源0.036 4×108m3,资源丰度为0.902 0×108m3/km2。     

黄土沟谷区浅埋煤层开采斜坡变形破坏机理

为了分析浅埋煤层开采条件下黄土沟谷两侧斜坡的变形破坏机理，基于隆安煤矿深岩沟区域煤层开采地质条件，采用三维数值模拟计算以及理论分析相结合的研究方法，研究了煤层开采后上覆岩土体的应力分布规律、两侧坡体位移分布规律、变形破坏特征以及失稳破坏过程等。结果表明：沟谷两侧斜坡位移以竖直方向为主，水平方向位移均指向采空区中心。斜坡根据变形特征可分为4个变形区：采空区上方一定高度范围内的覆岩冒落塌陷区|采空区中部的松散土体弯曲沉陷区|松散土体弯曲沉陷区和地表移动边界之间的拉裂-倾倒区|地表移动边界之外的未影响区。斜坡的失稳破坏过程可以分为4个阶段：中部沉陷—两侧及后缘拉裂—剪切变形—失稳破坏。研究成果可以为黄土沟谷区域地质灾害评价、采动边坡变形破坏预测以及地表保护提供借鉴。     

淮南矿区典型煤岩体全应力—应变渗透性表征试验

煤岩体是一种多孔介质,地下开挖使岩体的应力状态发生改变,导致岩体的力学性质和渗透性质发生改变,围岩应力状态和渗流场特性是获取储层瓦斯气、评价或计算矿井涌水量、防突水危害等具体工程问题的理论基础和科学依据。通过对淮南矿区煤岩进行三轴压缩全过程渗透性试验,分析了煤岩变形破坏全过程以及不同围压和瓦斯压力下的瓦斯渗透特性。得出煤岩全应力—应变曲线与煤岩瓦斯渗透率—全应力应变曲线之间的对应关系。结果表明:在微型裂隙闭合和弹性变形阶段,煤样渗透率随应力增大而减小,进入屈服阶段后,渗透率达到最小值并在峰值后呈持续增大之势;固定瓦斯压力作用下,煤样应力峰值随着围压的增加而逐渐增大,煤样渗透性与围压关系呈指数函数变化规律,且表现出应变滞后的特点;固定围压作用下,渗透率与瓦斯压力关系呈“V”字型走势,即在扩容阶段煤岩样渗透性达到最佳。     

伊泰矿区井下地应力测量及应力场分布特征研究

采用小孔径水压致裂地应力测量装置在伊泰矿区3个煤矿完成了10个测点的原岩应力测量。实测数据表明：矿区应力场属于低地应力值区域,构造应力占绝对优势,最大水平主应力方向以北东方向为主;由于受埋藏深度、地质构造和地形地貌影响,各矿地应力值差别较大,最大水平主应力方向亦有所偏差。基于实测数据,得出最大与最小水平主应力,最大水平主应力和垂直应力的差值普遍较大,导致岩体内剪应力较大;分析了地应力随埋藏深度的变化规律,并得出水平主应力与埋深之间的关系。     

采动应力下急倾斜煤层顶板砂岩的力学及渗透特性

针对煤矿开采过程中垂直应力集中及水平应力卸载所引起的岩体变形破坏和渗透特性等问题,运用自主研制的含瓦斯煤热流固耦合三轴伺服渗流试验装置,以急倾斜煤层顶板砂岩为研究对象,开展不同静水压力条件下,砂岩定轴压卸围压瓦斯三轴渗流试验,研究应力集中状态对砂岩卸围压破坏过程中变形规律及渗流特性的影响。得出的主要结论有：岩样屈服阶段存在一点,为岩样卸荷由张拉破坏向压剪破坏的转折点,且卸荷点越接近屈服强度,岩样卸荷破坏越突然和剧烈,岩体破碎度越高;初始围压(轴压)相同时,砂岩的峰值强度随初始轴压(围压)增大而有所提高;砂岩卸荷破坏卸荷量百分比随轴压增大而减小,随初始围压增大而增大;砂岩卸荷破坏后,峰值瓦斯流量与体积应变之间存在指数函数关系;砂岩卸荷破坏形态主要表现为沿层理方向的张剪混合裂缝,且微裂缝十分发育,岩样的渗透性与裂缝的发育程度具有较好的相关性。岩体渗透性与其所处的应力状态密切相关,开展采动应力下煤系砂岩的变形破坏规律及瓦斯流动特征研究对指导急倾斜煤层开采中瓦斯抽采钻孔的合理布设、提高瓦斯抽采效率具有重要的理论及现实意义。     

采动影响下陷落柱突水治理与效果评价

为了减少陷落柱对煤矿生产安全的危害，以某矿3103工作面为工程背景，提出挤密劈裂注浆加固技术，采用UDEC方法模拟采动影响下注浆前后陷落柱塑性扩展及应力分布过程，并结合现场实践观测陷落柱注浆治理情况。结果显示，在采动影响下，采空区两侧及顶底板区域都形成了明显的岩层破坏，陷落柱内部塑性区在左侧边界处发育高度最大，陷落柱内部塑性区发育范围及破坏程度大于完整地层，但是通过对比注浆段发现并未形成明显塑性破坏区域，注浆效果对阻止岩层破坏有一定的作用；垂直应力发生改变并重新分布，在采空区位置形成应力卸压区，在采空区两侧形成应力集中区，应力变化区域并未影响到陷落柱边界及内部，故此时对陷落柱的影响较小；与未注浆对比分析，陷落柱注浆段应力变化更小，说明注浆对陷落柱内部岩体起到了一定的加固作用。现场实践结果表明，浆液将陷落柱大部分空洞、裂隙充填满，浆液形成网络骨架将陷落柱冒落的煤岩体黏结在一起，注浆效果良好。     

顶板崩落变形破坏过程的数值分析

采用数值方法建立三维计算模型,分11个步骤对采场开挖的全过程进行数值模拟,得到开挖后空区围岩的水平位移、竖向位移和塑性区分布情况,进而分析矿区顶板自然崩落规律的变形破坏情况。由于采场的开挖,导致岩体内部应力释放,围岩位移指向空区内部,水平位移最大处出现在采场采矿区的两侧边帮处,位移方向均指向采空区内部。随着开挖宽度的扩大,竖向位移呈圆弧曲线形式由采场顶板向岩体内部不断扩张。开挖过程中,空区顶板首先由剪切破坏导致岩体破裂下落,出现采场顶板冒落现象,采场采空区的顶板中央上部岩体随着顶板冒落不断往下变形,出现一定高度破坏区域的岩体。当采场开挖面积进一步扩大时,采场顶板上方的岩块将无法维持稳定状态,出现持续崩落现象。     

回坡底煤矿回采巷道非对称底鼓机理及防治措施

以回坡底煤矿为工程背景，通过理论分析、数值模拟及现场实测研究了孤岛煤柱下回采巷道的非对称变形机理，提出了相应的底鼓防治措施。研究结果表明:孤岛煤柱下方岩体存在分区破坏特征且以剪切破坏为主，而采空区下方岩体以拉伸破坏为主，岩体破坏形态呈倒梯形；11-1021巷道位于剪切破坏和拉破坏岩体的交界处，导致巷道两侧围岩的破坏程度和破坏特征不同，从而巷道表现出非对称变形特征，1021巷道靠近煤柱侧围岩内应力较大，变形量较小，而靠近采空侧围岩的应力小，底鼓量大。基于巷道两侧围岩的应力和变形分布特征，提出了一种基于让抗结合的底鼓防治技术并进行现场验证，结果表明:当巷道不受采动影响时，经底鼓防治措施处理的区域底鼓量大幅减小，并且随时间增长底鼓速度趋于稳定；当巷道受采动影响时，经防治措施处理区域底鼓量减小近1/2，满足生产要求。     

留底煤掘进双巷布置大采高工作面巷间煤柱尺寸优化研究

确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。     

Mechanics analysis on the conditions of rock burst occurrence in the coal mass of roadway rib

According to the rock burst features occurred in the coal mass of roadway rib in one mine, the mechanics model of coal mass and roof structure system along the edge of goaf was founded to analyze the stress of roof rock layer, so the subside curve of roof rock layer was deduced. Furthermore, the stability of coal and rock system were analyzed, the critical load and critical resistance zone were used to judge the danger degree of rock burst occurrence. The influence of coal mass strength, brittleness degree, coal seam thickness, roof thickness, suspending length, equivalent shear module on the critical load, critical resistance zone was confirmed. So the rock burst occurrence conditions of coal mass in roadway rib mainly depend on mining depth, coal seam thickness and hard roof and floor, which are decided by the above studies, and successfully applied in prediction and prevention of rock burst in this mine. Supported by the Natural Science Fund of Liaoning Province(20042176)