爆炸冲击载荷作用下吸能支护巷道变形规律研究

利用低能爆炸加载方式,采用相似材料模拟试验方法,借助数字散斑光测手段（ DSCM ）,研究高速冲击载荷作用下吸能支护巷道变形规律。试验结果表明,巷道顶板首先出现微裂缝,顶板向下位移约为 0.6 mm ,顶板岩层与煤层交界处无错动现象,冲击波重复作用使得模型顶面出现贯通裂缝,但巷道及周围岩体并无破坏,说明吸能支护可吸收大量冲击能,从而有效降低对巷道的冲击破坏。通过模拟试验结果可知,采用吸能支护可大大降低巷道的破坏程度,对于采矿工程安全生产具有实际意义,同时为巷道支护提供一种新方法。     

倾斜煤层综放工作面沿空留巷围岩稳定性模拟研究

以倾斜煤层综放工作面为研究对象,运用数值模拟的方法,对不同煤层倾角、不同煤层厚度、不同巷旁支护体宽度及不同巷内支护阻力时,沿空留巷围岩应力和位移随工作面推进的动态分布和变化规律及围岩的塑性破坏进行了模拟研究,以揭示不同工况条件对巷道围岩稳定性的影响规律。结果表明:随煤层倾角的增大,两帮垂直应力和顶板垂直位移逐渐减小,底板垂直位移逐渐增大,巷道两帮水平位移量先增大后减小,留巷围岩的塑性破坏程度加剧,尤其是巷道两帮及底板塑性区范围增大;在工作面推进相同距离时,煤层厚度越大,两帮垂直应力及顶板和右帮位移量越小,底板和左侧煤帮位移量越大;随巷旁支护体宽度的增大,左帮的垂直应力逐渐增大,右帮垂直应力先增大后减小,顶板垂直位移和两帮水平位移逐渐减小,底板垂直位移逐渐增大;随着巷内支护阻力的增大,两帮的垂直应力均先增大后减小,巷道变形量先减小后增大,巷道底板和右帮位移量随支护阻力的变化并不明显。     

构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机制研究

 冲击地压是煤矿开采中因采动或动载诱发煤岩体变形能剧烈释放,并伴随地下采掘空间煤岩体突然、急剧和猛烈破坏的现象。随着煤矿开采深度和开采强度的持续增加,地下开采面临的构造地质条件日趋复杂,我国越来越多的煤矿开始出现冲击地压现象,破坏性冲击地压频繁发生且日益严重。冲击地压的孕育和显现是构造特征和地层特征在采掘动态平衡过程中能量稳定态积聚及非稳定态释放的结果,是煤岩体性质、地质特征和开采技术条件的综合反映,同时该问题具有明显的时空演化特征。 义马矿区是冲击地压的高发矿区,且冲击地压多发生在回采巷道,巷道冲击地压的本质是巷道围岩在高应力作用下的突然失稳、变形和破坏。向斜构造应力、断层构造应力、上覆巨厚砾岩局部离层断裂垮落造成巷道的非均匀应力和开采扰动是义马矿区回采巷道冲击地压发生的主要影响因素。运用现场调研、相似模拟试验、数值计算和现场工业性试验相结合的方法,深入研究构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机制及防治技术。主要工作与创新点如下： (1) 针对义马矿区11个典型工作面发生的89次冲击事件进行统计分析,得出了义马矿区冲击地压以回采巷道冲击地压为主,冲击引起的回采巷道变形破坏以底鼓为主。 (2) 设计了具有义马矿区向斜、断层和巨厚砾岩地质特征的相似模拟试验,并采用数字散斑全位移场监测、应力场监测和能量场监测,研究了采动影响下距工作面不同距离和距断层不同距离回采巷道围岩冲击特性及失稳变形破坏特点,并分析了巨厚砾岩离层断裂时巷道围岩变化规律和断层滑移活化时巷道围岩变化规律。 (3) 建立了具有向斜、断层和巨厚砾岩特征的数值模型,研究了采动影响向斜作用下巷道围岩冲击特性(巷道围岩的应力场、能量场、位移场和塑性区(三场一区)是巷道围岩冲击特性的表现形式),对比分析了向斜轴部和翼部回采巷道围岩冲击特性异同;研究了采动影响断层作用下巷道围岩冲击特性,对比分析了断层下盘和上盘回采巷道围岩冲击特性异同;研究了采动影响巨厚砾岩作用下回采巷道围岩冲击特性,从不同砾岩厚度条件下对比分析回采巷道围岩冲击特性;研究了采动影响构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道围岩冲击特性,对同时间不同地点距工作面不同距离回采巷道围岩冲击特性、同地点不同时间距工作面不同距离回采巷道围岩冲击特性和距断层不同距离回采巷道围岩冲击特性分别进行详细分析。 (4) 提出了构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机制、义马矿区回采巷道冲击地压综合防治体系和具体防治措施,并对回采巷道强力柔性支护体系、U型钢联合支护体系和锚杆支护体系进行评价总结,依据应用实践得到的回采巷道冲击地压前兆规律,得出强力柔性支护体系在防冲巷道支护中对巷道围岩应力场、能量场和位移场的关键控制作用明显优于U型钢联合支护体系和锚杆支护体系,且可以很好地适应并控制巷道围岩变形,对构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压防治起到积极且显著的作用。     

埋深千米综放采场沿空巷道冲击地压防治研究

深井冲击倾向采场的沿空巷道是冲击地压易发难防治区域。针对华丰煤矿埋深千米强冲击缺少了上保护层的开采条件,研究其沿空巷道防冲机制,将下工作面回风巷置于已采上区段运输巷底板下方卸压区域,实现了埋深超千米无区段煤柱开采;通过建立端头覆岩结构模型计算胶结顶板巷道支护强度,采用广义库仑理论计算采空侧压力评估两帮支护匹配性,确定的支护设计确保覆岩、两帮稳定;通过支架承载变形特征阐述其对冲击载荷的有效防冲机制。采用微震、地音、应力在线预警系统和钻屑法监测,实现区域预警→点监测量化验证预警,评价沿空巷道无冲击危险,不需要采取以往繁琐且难以保证解危效果的爆破、大直径钻孔卸压等工艺,且支护效果良好。研究成果对深井防治沿空巷道冲击地压有借鉴价值。     

动静荷载联合作用下冲击地压巷道破坏机制大型地质力学模型试验研究

采用静载模拟巷道初始地应力场,TNT爆炸模拟冲击地压,利用大型地质力学模型试验机对巷道在动、静荷载联合作用下的响应规律进行研究.试验中施加了相当于相似材料单轴抗压强度的最大静压力,荷载侧压比为1/3.在模型内部相同位置依次施加10,15和20 g TNT动荷载,在最后一次爆炸荷载作用下,洞室出现抛掷型冲击地压破坏现象.试验结果表明:巷道冲击地压灾害是动、静荷载联合作用的结果;在冲击瞬间作用下,冲击荷载与已存在静荷载叠加,使得巷道围岩压力迅速增加,叠加后作用力大于围岩承载能力时,引发围岩冲击破坏;围岩产生的冲击变形与巷道开挖后产生的初始变形叠加,形变超出围岩的变形能力时,洞壁首先发生破坏.围岩变形和冲击破坏范围与冲击力的大小及地应力水平相关性显著.     

火成岩侵蚀复合顶板煤巷支护对策研究

杨庄煤矿45210工作面埋深大,顶板为复合顶板,受火成岩侵蚀,易发生突然冒顶等灾害。笔者采用数值模拟和现场观测分析方法,认为该巷道变形破坏机制为:因火成岩侵袭复合顶板倾斜煤巷,顶板煤岩层粘聚力和抗拉强度降低;巷道开挖卸荷后,在竖向应力作用下,顶板受拉破坏严重,顶板下沉量增加,引起煤帮受拉破坏,两帮移近量增加;集中应力区由巷道围岩表面向围岩深部不断转移,围岩塑性区由巷道表面向深处逐渐扩张,最终导致巷道的变形和破坏;提出了“强顶、固帮”的支护对策。现场试验表明,与原设计方案相比,新设计方案可有效控制巷道围岩变形,降低巷道变形量达50%以上,取得了良好的支护效果。     

基于冲击启动理论的深孔区间爆破疏压技术

 通过分析巷道冲击地压启动机制,采用数值模拟方法研究巷帮集中应力分布的爆破效应,提出基于冲击启动理论的深孔区间爆破疏压方法。研究表明：巷帮深孔爆破的区间应为冲击启动区,否则将起到负面作用;加大巷帮煤壁支护强度以疏、降集中应力是有限的;深孔区间爆破疏压方法,一方面疏、降冲击启动区应力或能量集中程度,阻止冲击启动环节发生,另一方面迫使率先冲击启动的区域向煤壁深部迁移,并增加疏压区消耗冲击地压启动后的总能量,降低能量释放速度。研究结果在现场取得较好的应用效果。     

冲击地压巷道围岩支护作用动力学分析

建立了冲击地压巷道围岩支护作用动力学模型,模型将上覆岩层简化为由多个质量块组成的块系,岩块简化为刚体,岩块间的连接简化为Kelvin-Voigt模型,把支护系统简化为弹簧和耗能阻尼器,初始岩块受冲击载荷作用。支护系统中阻尼为零时,为常规支护系统;支护系统中阻尼大于零时,为吸能防冲支护系统。分析得出:加强支护,提高支护强度,可以大幅度减少巷道冲击载荷作用下围岩加速度和位移幅值;支护系统中加入阻尼构件有利于快速平息围岩震动,增强支护抗冲击载荷能力,提高巷道围岩稳定性。提出了高强度吸能支护防治巷道冲击地压,为冲击地压巷道安全防冲支护设计提供理论依据。     

基于地质雷达与3DEC回采巷道支护优化研究

受地质条件、巷道断面形状等因素影响,回采巷道围岩松动圈发育具有非均衡性和不确定性,所以,如何精确得到松动圈厚度是回采巷道松动圈支护的关键问题。本文结合现场实测与数值模拟方法,研究了回采巷道围岩破坏形态及支护方案。首先,利用地质雷达对3条回采巷道两帮及顶板围岩松动圈范围进行了现场测试;其次,采用3DEC软件,对围岩破坏塑性区及变形进行模拟计算。研究结果表明,3条回采巷道围岩破坏范围属于大松动圈,并综合现场测试与数值模拟结果,绘制了松动圈范围图。最后,对原有支护方案进行了优化,结果表明优化的支护方案有效地减小了巷道围岩塑性区厚度及表面变形量,为回采巷道支护提供了参考。     

抗爆缓冲材料动态力学特性及微观破裂分析

采用准静态、落锤冲击和分离式霍普金森压杆(SHPB)试验研究方法,借助电镜扫描(SEM)手段,对泡沫Al、Al-Si12基、Al-Si6基、泡沫Mg及Al–纤维和Al–稀土闭孔泡沫材料进行吸能特性试验研究,并讨论其微观破坏特征。准静态试验结果表明,基体材料不同,应力–应变曲线和吸能性能关系差异较大,抗压强度值最大为5 MPa左右。落锤冲击应力–应变和吸能特性试验结果说明,冲击载荷作用下材料抗压强度提高较大,最高可达15 MPa,吸能值最大达29 J。SHPB试验结果得出缓冲吸能性能良好的泡沫材料参数以密度为0.35～0.70 g/cm3,孔隙度为65%～87%,孔径为1.0～4.0 mm为宜。静态与冲击试验微观破坏结果均说明泡沫Al材料具有明显的撕裂痕迹,表现出韧性断裂特征。与准静态试验结果相比,冲击速度增大后,材料强度和吸能性能得到更好发挥,泡沫Al材料吸能值最大,变形空间较大,更适合用于防冲吸能支护材料。相似模拟试验结果表明,锚杆支护、U型钢支护巷道都存在不同程度的冲击变形或破坏,防冲支护巷道发生冲击后整体性较好。     

采动影响下大跨度煤巷耦合支护技术研究与应用

 为解决多次采动影响下大跨度煤巷支护难的问题,以高家梁矿20108工作面回风巷道为例,通过分析工程地质条件和工程岩体特性可知,20108回风巷道属于应力扩容膨胀型复合地质软岩,确定力学破坏机制为IABCIIBDIIIDA复合型变形力学机制,提出采用锚网索带注耦合支护方案。基于FLAC3D数值软件,对锚网索带注耦合支护方案进行数值计算,计算结果显示,与无耦合支护对比,屈服区域显著缩小,顶底板和两帮变形都得到有效控制。现场监测煤巷围岩变形表明,多次采动影响下煤巷两帮变形速率大于顶底板,表明两帮变形速率控制着20108回风巷道的使用功能。研究结果表明,锚网索带注耦合支护在采动影响下大跨度煤巷支护中取得良好的支护效果,数值计算表明,采动影响下大跨度煤巷采用耦合支护技术是可行的;现场监测结果也验证耦合支护技术的有效性和可靠性。     

高地应力隧道岩爆破坏特征物理模型试验研究

采用岩爆相似材料制作大尺寸物理模型,自主研制隧道开挖装置,进行二维应力隧道岩爆物理模型试验,研究高地应力条件下(侧压力系数λ=2)隧道围岩岩爆等脆性破坏特征。试验结果表明:隧道开挖后,围岩有较明显的压应变波动和突变现象,拱墙处局部出现拉应变;同时,声发射能量表现出剧烈增大现象,在应变、声发射特征这两方面均表现出高应力区隧道岩爆的征兆。高地应力条件下(侧压力系数λ=2),隧道拱顶和拱底压应力集中明显而最早发生破坏,拱墙出现拉应力作用,产生张拉裂缝。围岩脆性破坏从颗粒弹射开始,随后变为碎块剥落和裂缝扩展,其变形破坏特征表现出一定的岩爆特性。     

大厚度泥岩顶板煤巷破坏机制及控制对策研究

 针对煤巷上方大厚度泥岩顶板在开挖支护后所表现的破坏现象,通过现场观察、室内试验、数值试验、相似模拟试验及理论分析,对其变形破坏机制及控制对策进行系统研究,动态分析围岩的变形和破坏过程,研究不同支护情况下巷道变形规律、破坏机制、应力分布及不同支护手段的加固效果。得出如下结论：(1) 泥岩风化崩解、碎裂扩容与应力调整过程中的高应力拉伸与剪切共同促使泥岩顶板破裂、离层和破碎的发生;(2) 原支护缺乏对围岩性质的准确判断导致巷道破坏与支护失效;(3) 大厚度泥岩顶板煤巷支护的原则：及时封闭围岩、提高下位岩层刚度、布置斜向锚索;(4) 根据地质力学与环境条件,通过断面优化及支护参数优化能够有效避免大厚度泥岩顶板煤巷的多次翻修,实现一次支护的长期稳定。研究成果在棋盘井矿区获得全面应用,对类似条件工程的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

煤巷强帮支护理论与应用

 在分析煤巷帮部破坏机制和加固机制的基础上,通过建立煤巷力学模型、分析支护力与莫尔圆的关系、研究帮部极限平衡区宽度及巷道耗能机制,提出强帮护顶概念设计,从理论方面对煤巷强帮支护理论进行论证。应用FLAC3D软件对煤巷进行模拟,详细分析巷道开挖引起的围岩力学响应情况,阐明帮锚杆对帮部强度的影响,从数值模拟角度对煤巷强帮支护理论进行论证。最后,煤巷强帮支护理论被成功应用于马兰、官地等矿山煤巷支护设计,在实践中取得良好效果。研究结果表明：(1) 提高煤巷帮部支护强度,一方面可提高帮部对顶板的承载力,另一方面会减小帮部极限平衡区宽度和顶板广义跨度。(2) 提高煤巷帮部结构体与顶板结构体的强度比值和刚度比值,有利于减少帮部结构体塑性铰的数量,使巷道结构体形成合理耗能机制,提高整体稳定性。(3) 针对帮部比顶板岩体强度低的巷道,采用强帮护顶概念设计形成强帮护顶良性作用机制与合理耗能机制,以保证巷道的安全性。(4) 增加煤巷帮锚杆直径、长度或增大帮锚杆布置密度,可达到有效控制围岩变形、减少极限平衡区的效果。(5) 数值模拟与现场应用均表明,提高煤巷帮部的强度可以提高巷道的整体稳定性,煤巷强帮支护理论在工程实践中具有良好的适用性。     

互层岩体中巷道顶板应力分布及破坏特征研究

考虑巷道顶板岩层分层特性,采用Reissner厚板理论建立巷道互层顶板的应力计算模型,将巷道互层顶板视为三维应变厚板,结合力学相关知识求解得到不同条件下互层巷道顶板的应力分布。分析了软硬互层巷道顶板变形破坏特征及其规律,以山东某矿6506工作面回采巷道为工程背景,通过FLAC^3D数值模拟软件建立不同巷道顶板组合的计算模型,分析了互层巷道顶板岩层的软硬性质对巷道顶板应力和破坏深度的影响。研究结果表明：破坏发生在巷道顶板最下部岩层端部并逐渐向上扩展,最终形成冒落拱;不同岩性组合下巷道顶板应力主要集中在硬岩中,顶板各岩层岩性之间存在差异更易导致应力集中现象;硬岩能有效减弱巷道顶板的破坏深度,使顶板的变形量远小于软岩顶板的变形量,软岩顶板由于其支承能力弱,岩层内应力易达到其极限强度,导致巷道顶板的破坏深度和范围都大大增加。     

济宁2#煤深部回采巷道变形破坏规律及对策研究

 随着深部地质环境的不断恶化,深部资源开采中重大灾害事故增多,巷道支护出现冒顶、底臌、顶板下沉等破坏现象。以济宁2#煤矿九采区93上06回采巷道为研究对象,通过数值模拟手段再现变形破坏过程,分别对顶板下沉、底臌变形、轴向楔体破坏和沿结构面冒顶4种变形破坏规律进行分析。针对破坏特征,提出巷道支护的优化方案。工程实践表明,通过改变巷道的断面形式、挖掉直接底泥岩和打底角锚杆可以有效地控制巷道的底臌,调整支护参数可以有效控制巷道的顶沉和冒顶。     

松软煤层托顶煤巷道煤柱宽度优化及控制技术

以芦沟煤矿32081工作面为工程背景,采用数值模拟和现场实测等方法,研究了松软煤层沿空掘巷托顶煤巷道的变形特征及控制技术。结果表明:不同煤柱宽度下,巷道变形量的变化幅度由大到小的顺序是煤柱帮(498 mm)、顶板(260 mm)、实体煤帮(135 mm)、底板(105 mm)。以6 m煤柱宽度围岩变形最为理想,在沿空掘巷中顶底板变形和两帮变形都是巷道变形的主要方面,而在两帮变形中,小煤柱帮变形量占76%左右,在顶底板变形中,顶板变形占80%左右,得出巷道顶煤和煤柱帮是支护的关键部位。据此,提出了高强度锚网保证围岩完整,长锚索控制顶板稳定、在帮角布置加强锚杆的帮顶协同控制综合技术。通过现场实测表明,该支护方案对于此类巷道的围岩变形量有较好的控制效果,对于类似巷道的支护技术也提供了参考和借鉴。