基本顶弹性基础边界薄板模型分析（I）——初次破断

建立基本顶弹性基础边界弹性薄板力学模型,运用偏微分方程有限差分方法,研究了推进步距、弹性基础系数、基本顶厚度与弹性模量对基本顶主弯矩与破断位置的影响,得出：基本顶厚度或弹性模量增大时,中部最大主弯矩Mz增大、长边与短边绝对值最大主弯矩Mc,Md减小;步距增大时,Mz,Mc,Md均增大、Mz增长幅度较小;弹性基础系数增大时,Mz减小、Mc,Md增大;根据主弯矩破断准则得出：推进步距或弹性基础系数小时基本顶中部先破断、反之长边超前煤壁先破断;基本顶厚度或弹性模量小时长边超前煤壁先破断、反之中部先断裂。基本顶厚度或弹性模量越大超前断裂距离越大;弹性基础系数或步距越大超前断裂距离越小。弹性基础边界时,基本顶存在3类破断顺序：① 长边-中部-短边;② 长边-短边-中部;③ 中部-长边-短边。     

单轨吊巷道顶板深梁支护结构的构建及应用

针对单轨吊作用下区段平巷顶板控制难题,提出将巷道顶板视为深梁进行稳定性分析,并采用密集布置的高预应力锚索和强力锚杆支护系统构建顶板锚固复合深梁承载结构。采用FALC3D数值模拟软件研究了余吾矿S1203回风巷实际支护参数条件下的顶板预应力场分布特征,揭示了单轨吊巷道顶板的成梁机制,得出S1203回风巷顶板深梁厚度为6 m。通过对S1203回风巷顶板进行受力分析,建立了单轨吊作用下巷道顶板锚固复合深梁承载结构的力学模型,根据应力叠加准则,推导出深梁内部最大剪应力分布表达式,据此结合Matlab数值分析软件得出顶板深梁最大剪应力分布随单轨吊载荷变化的响应规律,阐明了单轨吊作用下巷道顶板的稳定性控制机理。根据S1203回风巷的矿压观测结果,单轨吊作用前后巷道顶板均未出现离层现象,顶板最大下沉量及两帮收敛量不变,分别为72,48 mm,表明巷道顶板深梁支护结构的构建有效实现了单轨吊作用下巷道顶板的控制。     

考虑两侧煤柱与弹性煤体基础的基本顶板初次破断特征

建立考虑两侧煤柱支撑与实体煤作为弹性基础的基本顶板初次断裂力学模型,采用差分算法及主弯矩破断准则计算研究得到如下结论。① 基本顶初始断裂位置为偏较弱煤柱侧悬顶区中部下表面(弹性基础系数k较小,基本顶厚度h、弹模E较大时),反之为偏较弱煤柱侧的长边实体煤区上表面;② 两侧煤柱的宽度L1,L2及支撑系数km1,km2改变时,基本顶中部区与实体煤区的主弯矩及位置几乎不改变,而两侧煤柱区的主弯矩及位置变化显著;③ E,h大,而L1,km1,L2,km2小时,基本顶在两侧煤柱区不断裂,破断顺序为:偏较弱煤柱侧的悬顶区中部下表面→偏较弱煤柱侧长边实体煤区上表面,断裂特征为非对称“=-X”型;反之基本顶在煤柱区会断裂,破断顺序为:偏较弱煤柱侧长边实体煤区上表面→偏较弱煤柱侧悬顶区中部下表面→较强煤柱区上表面→较弱煤柱区上表面,断裂特征为非对称“O-X”型;而L1,km1较小,L2,km2较大时,只较弱煤柱侧基本顶不破断,最终断裂形态为非对称“U-X”型;④ 比值k/E或k/(Eh3)不变(k,E,h改变时,km1及km2与k保持某个任意比值不变),基本顶破断规律不变。     

充填采煤弹性基础边界基本顶薄板破断规律

建立充填开采基本顶弹性基础边界弹性地基薄板力学模型,依据差分理论及主弯矩破断准则,研究充填体弹性地基系数kf、基本顶厚度h、弹性模量E及边界弹性基础系数k_m对基本顶主弯矩及破断规律的影响,得出:(1)k_f增大时,短边、长边超前煤壁区及充填区中点绝对值最大主弯矩M_b,M_d,M_o均减小,M_o降低幅度最大,M_b深入煤壁距离b增大;(2)E或h减小时,M_b,M_d,M_o及b减小;(3)k_m增大时,b减小,M_b,M_d,M_o均增大;(4)充填区基本顶主弯矩存在分化效应:kf越大或h,E越小,充填区最大主弯矩逐步向周边转移,非中点区主弯矩逐渐大于M_o,k_m对分化效应的影响甚微。充填条件下基本顶主弯矩大于极限弯矩时,起始破断位置为长边深入煤壁上表面或中部下表面。当kf较小、充实率较低且上覆载荷较大时,基本顶断裂类型有:(1)长边上表面→短边上表面→中部下表面;(2)长边上表面→中部下表面→短边上表面;(3)中部下表面→长边上表面→短边上表面。     

特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用

针对特厚煤层(达15 m)综放沿空掘巷采动影响范围大、围岩性质裂隙以及煤柱稳定性差等特点,提出了顶板以高强高预应力让压锚杆支护系统、梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术,煤柱帮采用强力锚杆支护系统、高韧性材料注浆加固、钢筋混凝土墙支撑系统的刚柔协同控制技术,以及实体煤帮强力锚杆索支护系统进行特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定性的控制,并阐明其支护机理。结合地质生产条件与现场工程实践确定了沿空掘巷具体支护方案与工艺流程,并进行了现场应用。现场实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量分别为65和57 mm,变形量较小,首次实现了15 m特厚煤层综放沿空掘巷围岩的有效控制。     

充填开采采场球应力壳分布及演化规律研究

针对传统矿压理论中对采场承载体系的解析所存在的问题,本文提出采用球应力这一表征岩体三维应力及完整性状态的力学参量进行工作面围岩稳定性控制分析。基于充填采场上覆岩层结构及球应力分布的相互关系研究,认为采场围岩中存在对其稳定性起主控作用的球应力壳结构。采用FLAC3D数值软件建立了充填开采的全应变软化数值模型,模拟分析了充填开采采场球应力壳的空间分布形态及其随工作面推进的演化规律。研究表明:球应力壳由低球应力值的应力核区及核外区域所组成,球应力壳随工作面推进呈现阶段性时空演化特征,其趋稳过程历经上壳发展、上壳稳定、下壳发展及应力壳稳定4个阶段;工作面推进距离小于工作面长度时,球应力壳受开采进度影响明显,并且相对上壳而言下壳的发展具有明显的滞后性;顶底板塑性区的破坏范围与球应力核区域范围相同且随工作面的推进保持同步协调关系,扩展空间由下及上,破坏深度由表及里,破坏形式由拉及剪。     

一侧采空(煤柱)弹性基础边界基本顶薄板初次破断

建立长壁工作面,一侧采空(煤柱)、三边弹性基础边界基本顶薄板结构力学模型,运用有限差分法计算并研究了基本顶主弯矩分布特征及破断规律。得到:基本顶的起始破断位置为长边偏煤柱侧深入煤壁上表面(基本顶的弹性模量E、厚度h较小,弹性基础系数k较大时)或中部偏煤柱侧下表面(E,h较大,k较小时);煤柱的宽度Lm及支撑系数k_m变化时基本顶长边区,实体煤侧短边区以及中部区的主弯矩极值几乎不改变,但是煤柱区基本顶主弯矩极值变化显著、即显著影响煤柱侧基本顶的破断形式及基本顶整体的破断形态;由于考虑煤柱支撑的作用,当h,E较小,L_m,k_m较大时,基本顶深入煤柱区的上表面会发生破断,此种条件下基本顶的破断顺序为:长边深入煤壁上表面→中部下表面或实体煤侧短边深入煤壁上表面→煤柱区上表面,最终破断形态为非对称"O-X"型;h,E较大,L_m,k_m较小时煤柱区基本顶的上表面不破断,此种条件下基本顶的破断顺序为:中部下表面→长边深入煤壁上表面→实体煤侧短边深入煤壁上表面,最终破断形态为"U-X"型。     

整合矿井沿空巷道围岩破坏机制及支护优化

针对整合矿井巷道掘进揭露采空区时煤柱宽度变小所导致的巷道持续变形、原有支护失效的围岩控制难题,分析了不同宽度煤柱条件下沿空巷道的顶板结构及应力场分布状态,得出支承压力峰值位置随煤柱宽度的变化规律,巷道原有支护失效的主要原因为围岩的应力环境差及支护强度低。通过数值软件模拟了不同巷道断面的围岩应力分布状态,提出采用U型钢可伸缩拱形支架进行原有矩形巷道断面的优化,并结合水泥背板及充填缓冲材料构建巷道空间。近两年的监测结果表明,错车硐室2表面位移值为0,巷道喷浆完好,未发生开裂剥落等破坏现象,表明采用U型钢可伸缩拱形支架进行揭露采空区段巷道的支护优化是合理可行的,为类似地质条件下的巷道支护提供了技术借鉴。     

基本顶弹性基础边界薄板模型分析(Ⅱ)——周期破断

建立弹性基础边界基本顶薄板周期破断力学模型,采用有限差分理论,研究了基本顶厚度h、弹性模量E、边界弹性基础系数k以及k与h,E的比值关系对基本顶主弯矩与周期破断规律的影响,得出,E,h增大时,推进方向长边深入煤壁区及短边深入煤壁区绝对值最大主弯矩M_c与M_d、悬顶区后侧的最大主弯矩M_b均增大,M_d的增长幅度最大;k增大时,M_c,M_b,M_d均减小,M_d的减小幅度最大;依据主弯矩破断准则可得:E,h悬顶长度a_1较大或k较小时短边深入煤壁区上表面先破断,反之推进方向长边深入煤壁区上表面先破断;比值k/E或k/h~3不变时主弯矩M_c,M_b,M_d不变,起始破断位置不变。弹性基础边界基本顶周期破断类型为:(1)长边上表面→短边上表面→悬顶区后侧下表面;(2)短边上表面→长边上表面→悬顶区后侧下表面。