大断面沿空留巷巷旁支护体力学机理和数值模拟

以某矿2714巷大断面沿空留巷为工程背景,采用有限元数值模拟分析了沿空留巷围岩变形特征和塑性区发育情况。首先,通过对不同巷旁支护体宽度下的沿空留巷进行数值模拟分析,得出巷旁支护体宽度对于围岩变形以及塑性区范围的影响呈正比关系;然后,通过合理的确定巷旁支护阻力和巷旁支护体的宽度,同时对2714巷支护系统进行数值模拟,模型中将巷旁支护体中的柔性垫层设置为弹性体进行模拟,模拟结果中顶部位移量与现场实测值相匹配,同时分析了巷旁支护体中对拉锚杆受力规律。     

密实充填采煤沿空留巷巷旁支护体合理宽度研究

基于固体密实充填采煤的覆岩移动规律,分析了沿空留巷围岩变形特征及巷旁支护体的作用机理,得出夯实机构夯实充填体而传递来的侧压力是导致巷旁支护体失稳和变形的主要因素,据此建立了侧向压力与巷旁支护体稳定性力学模型,推导出巷旁支护体宽度计算公式.根据花园煤矿的具体条件,对不同宽度巷旁支护体的变形特征进行了数值模拟分析.结果表明,当支护体宽度大于2.5 m并采用锚带网联合支护加固后,侧压力引起的巷旁支护体变形可得到有效控制.现场工程实践证明该项技术成功有效,巷旁支护体稳定性力学模型及宽度计算公式合理.     

深部沿空巷道巷旁支护失稳机制与降能控制方法

侧向基本顶断裂下沉引起的巷旁支护体能量积聚及其突发释放是导致深部沿空巷道围岩失稳破坏的根源之一。以山东泰安孙村煤矿千米埋深工作面开采为工程背景,利用UDEC离散元数值模拟软件获得了实际工程条件下沿空巷道围岩能量演化规律,以及巷旁支护体宽度、侧向基本顶厚度和断裂长度等因素对沿空巷道围岩能量演化规律影响特征。在此基础上,基于顶板横向断裂边缘的弧形三角板结构,建立了沿空巷道侧向顶板结构力学模型,分析了不同采动阶段巷旁支护体的力学状态,揭示了侧向基本顶断裂下沉引起支护体动力失稳机理,获得了支护体发生动力失稳的能量判据N,并以此为指标提出了“降低外部冲击能量+改变内部承载性能”的巷旁支护体稳定性降能控制方法。当N≥1时,支护体内积聚的弹性变形能与侧向基本顶断裂所带来的新增变形能之和大于支护体完全破碎需要消耗的能量,支护体内部弹性能积聚较大,自承载能力发挥不足,支护体将发生动力失稳;反之,当N<1时,支护体不会发生动力失稳现象。现场实践表明,所建立的动力失稳能量判据与实际结果相吻合,采用降能控制方法后,沿空巷道顶底板移近量、两帮移近量最大值分别114和123 mm,锚索受力相对值最终稳定为5...     

沿空留巷巷旁支护体稳定性及围岩控制技术

沿空留巷巷旁支护体的结构稳定性关系着整个沿空巷道支护体系的系统可靠性。在分析平顶山天安煤业股份有限公司二矿(以下简称平煤股份二矿)生产地质条件基础上,通过数值模拟的方法研究了高水速凝材料构筑巷旁支护体在不同水灰比和宽度条件下的变形特征及应力分布规律,分析了在经济合理的条件下充填体力学性能对支护体结构稳定性具有显著影响,支护体宽度存在一个合理的取值范围。现场工业性试验表明选取的力学参数合理,巷旁支护体变形量较小,实现了沿空留巷的围岩稳定。     

完全沿空掘巷支护技术研究

基于辽宁某煤矿1201工作面完全沿空掘巷地质条件,针对巷旁支护体在动压作用下容易破坏的特点,采用巷旁支护体顶部施加柔性垫层及侧向施加预应力钢筋的措施。沿空巷道巷内支护采用高强度预应力锚杆锚索支护系统,并进行巷道煤壁侧帮W型钢带以及贴帮支设木支柱加强支护,以消除巷道内不均衡载荷。FLAC3D数值模拟结果表明:巷旁支护体切顶能力强、沿空巷道支护效果良好。现场试验巷道位移量观测表明:沿空巷道稳定性好,完全沿空掘巷支护方案可以应用到现场。     

回采工作面中间巷围岩稳定性研究

采用理论分析和数值模拟方法,研究了中间巷受采动影响下应力场、位移场及塑性区分布特征。分析了不同时步下中间巷及工作面塑性区分布规律、中间巷应力场分布特征及顶底板位移响应。研究结果表明:中间巷周围煤岩体支承压力与沿空巷道和中间巷所夹煤体的宽度成反比,且随着中间巷与沿空巷道的夹角的变化而变化。中间巷在45°时巷道顶底板变形量最小,135°时帮部峰值应力集中系数最小。模拟塑性区结果显示,工作面实体煤以剪切破坏为主,而煤柱则以拉伸破坏为主。2种不同状态的塑性区体积在150°时最小,但与135°相差不大。结合理论及数值模拟分析,中间巷应以135°为最优角度。     

水力压裂基本顶沿空留巷顶板变形特征研究

摘 要：为探究水力压裂基本顶沿空留巷对巷道顶板及巷旁支护体顶部变形的影响,本文以榆家梁矿43308运输顺槽沿空留巷水力压裂基本顶工程为背景,采用FLAC3D数值模拟方法对水力压力前后沿空留巷顶板与巷旁支护体顶部的变形特征进行了分析,结果表明：沿空留巷顶板下沉量呈现由煤壁处向支护体处逐渐增大的趋势,巷旁支护体顶部变形量呈现由沿空留巷处向采空区处逐渐增大的趋势,均呈现“倾斜”特征。水力压裂基本顶前后,沿空留巷顶板平均下沉量由10.7 mm减小到7.23 mm,而巷旁支护体顶部平均变形量由16.82 mm减小到9.13 mm,沿空留巷顶板下沉量与巷旁支护体顶部变形量分别降低32.43%和45.72%。现场实测结果显示,水力压裂基本顶沿空留巷的巷道顶板下沉量与巷旁支护体顶部变形分别维持在20 mm~25 mm和60 mm~65 mm之间。水力压裂基本顶沿空留巷技术在榆家梁矿的成功应用,为其他类似矿井或工作面提供了一定的借鉴意义。     

屯兰矿沿空留巷巷旁支护体的稳定性研究

以西山煤电集团有限责任公司屯兰矿18205运输平巷为研究背景,采用理论分析,数值模拟和现场工程实践相结合的方法分析巷旁支护体的稳定性。建立力学模型,计算得出巷旁支护体的切顶支护阻力和合理的充填宽度;建立数值计算模型验证合理的巷旁充填宽度为2.5m;现场工程实践表明计算得出的巷旁支护宽度可以有效控制围岩变形,巷旁支护体和顶板下沉量小,围岩变形量小。     

沿空留巷巷旁支护体的数值模拟研究

巷旁支护是实现沿空留巷的关键,合理的巷旁支护体参数直接影响到支护的可靠性和经济性。某矿采用混凝土预制块砌成的砌筑带支护沿空巷道,本文通过FLAC3D数值模拟软件依照该矿的现场作业和地质条件建立工作面走向、倾向、垂直三个方向的三维模型,分别模拟砌筑带宽度为1m、1.5m、2m、2.5m、3m时的矿压规律。开挖过程中可以对工作面后方的应力位移等进行监测,找出巷道顶板围岩的应力分布规律,研究不同巷旁支护体宽度条件下巷道围岩变形与受力情况。     

沿空留巷底板变形力学分析及底臌防控

上覆岩层垮落产生的动载荷通过巷帮煤体、巷内支护体以及巷旁支护体传递给底板,造成工作面后方一段距离的沿空留巷底臌变形加剧。为了控制上覆岩层垮落引起的底臌变形,在分析沿空留巷力学环境的基础上,建立底板力学模型,计算出沿空留巷煤帮弹性压缩区、塑性区、破裂区的宽度,以及煤帮对底板的作用力。应用关键层理论,确定顶板硬岩层位置及其破断顺序,以及垮断极限层的层位;采用顶板载荷条带分割法,计算出巷旁支护体对底板的作用力,并引入等效载荷的概念,构建底板等效载荷分布力学模型,将沿空留巷底臌与上覆岩层垮落紧密联系起来,分析上覆岩层垮落对底板的受力及变形影响,推导出底臌变形计算式。研究结果表明:上覆岩层垮落引起的底臌主要是由于塑性区煤体和巷旁支护体下方底板岩层高应力压剪破坏,以及巷道底板和采空区底板在强卸荷条件的拉伸破坏共同影响造成的。基于此,提出了降低塑性区煤体和巷旁支护体传递给底板的作用力,提高采空区冒落矸石对底板的作用力,防止巷道底板岩层拉伸破坏,巷旁支护体宽度、刚度与底板岩层强度相匹配等底臌防控措施,并应用于工程实践。     

深井软岩巷道温压耦合作用下锚固体破坏机理及应用研究

针对深井软岩巷道高地温高地压锚固支护失锚率增大的问题,以淮南矿区深井软岩巷道为例,采用室内相似模拟试验方法,进行温压耦合作用下锚固体变形破坏特性和锚杆受力特征试验研究。结果表明：随着温度升高和侧压系数的增大,锚固体的破裂深度增大,而侧压系数增大则锚固体的破裂倾角减小。当λ=1.2、1.5和1.8时锚固体的破裂深度分别为托盘直径的1.02～1.2倍、1.13～2.2倍和1.15～2.4倍,锚固体破裂倾角分别为45°～60°、40°～45°和30°～35°|温度升高和侧压系数增大,锚固体压密阶段水平变形量增大,随着侧压系数的增大,温度对锚固体变形破坏规律影响减弱|锚杆在破碎块体作用下处在压、张、剪的复杂应力状态,锚杆以受张拉应力为主,弯曲位置受压、剪应力作用,随着温度和侧压系数的增大,锚杆弯曲位置受压、剪应力增大,锚杆发生明显弯曲变形,锚杆锚固体呈渐进式破坏。将全长锚固支护工艺应用于丁集矿西三轨道大巷围岩支护参数优化设计,并进行现场监测,反馈表明巷道围岩支护效果较好。     

张开型节理角度和长度对类岩石材料动力学特性的影响

为探究冲击荷载作用下张开型节理对类岩石材料动态力学特性的影响,基于分离式霍普金森压杆实验装置(SHPB),研究完整试件和含不同角度和长度节理的水泥砂浆试件在动荷载下的应力波传播特征、峰值承载力、破坏形态,分析讨论了基于能量理论的损伤规律。结果表明：试件会形成一组沿轴向与节理面贯通的张拉裂纹面和一组几乎平行于试件端面的裂纹面;节理长度由5 mm增大到30 mm时,应力波的反射作用越明显,试件的峰值承载力越小,破坏产生的裂纹面越小,因而损伤也越小。当节理角度从0°增至90°时,应力波的反射作用越小,损伤越小;峰值承载力随节理角度增大先减小后增大,当节理角度为60°时,峰值承载力最小,当节理角度为90°时,峰值承载力最大。     

倾斜煤层动压巷道围岩应力分布规律的数值分析

针对倾斜煤层巷道围岩应力分布规律问题,建立了不同岩层倾角的数值计算模型,计算分析了倾斜煤层在动压作用下的围岩应力变化过程。通过对计算结果的分析,得知在岩层倾角为30°~40°时,围岩集中应力区域向两帮顶角区域转移;50°~60°时,向下帮底角区域转移;70°~80°时,转移至下帮顶角区域;同时由40°开始,围岩开始显现较强的不对称性,并随岩层倾角的增大快速增大。在动压作用下,围岩不同位置处的应力随动压的增大近似同比例增大;当岩层倾角在10°~50°时,应力提高率处于0.5~2.3;50°~80°时,基本处于0.5左右。针对围岩应力分布的不对称系数分析得知,岩层倾角越大,不对称系数越大;在岩层倾角为30°~80°时,不对称系数在动压作用下基本保持不变,说明在动压作用下围岩应力会持续处于不对称状态。     

巷道交叉口围岩应力随角度变化规律分析

本文为研究煤矿井下交叉巷道修建时交叉口围岩应力随角度变化规律,对两巷道间交叉角度为30°、45°、60°、75°和90°交叉区域内的围岩应力变化进行研究,并基于有限元软件Madis GTS/NX对拟建的五种工况开展分析。研究结果表明,在交叉角度由30°变化到90°的过程中,水平应力、横向应力及竖向应力随交叉角度增大均呈现总体下降的趋势,只是竖向应力值总体变化较为明显,水平应力和横向应力值仅是在小范围内波动。另外,交叉角度越小,交叉口区域围岩水平、横向、竖向应力值越大,巷道围岩越不稳定。     

非共面断续裂隙类岩石试件破断试验与分析

为了探讨不同数目、不同倾角下非共面断续裂隙岩石的力学特性和裂纹演化规律,采用RMT-150岩石力学加载试验机单轴压缩含预制裂隙的类岩石试件。结果显示:当主裂隙水平时,增大次裂隙倾角,试样峰值强度先增大后减小再增大;当主裂隙倾斜时,增大次裂隙倾角,试样峰值强度先增大后减小;次裂隙倾角为30°、45°和60°时,第二条次裂隙的存在对试件承载力有一定的强化作用,三裂隙试件峰值强度比双裂隙试件峰值强度大;水平裂隙裂纹萌生的位置不在裂隙尖端且具体位置受次裂隙的影响;预制裂隙出现相互贯通,主要贯通模式为拉贯通和拉剪混合贯通,破坏模式主要为对角剪切破坏;运用PFC2D数值分析软件进行模拟试验,数值模型的破坏模式与室内加载下的试样破坏情况基本一致,模拟试验较好地反映了试样受压后裂隙的裂纹演化过程。     

顶煤预制裂隙定向水力压裂研究

为改善厚硬顶煤冒放性和工作面作业环境,提出顶煤预制定向裂隙水力压裂技术。利用理论分析研究了定向压裂基本原理,分析了钻孔和裂隙的受力模型,得到裂隙的起裂条件、扩展过程及其形态。利用RFPA2D-Flow渗流软件研究顶煤定向压裂规律:在压裂起始阶段,定向裂隙尖端出现高应力集中现象,在钻孔和定向裂隙两面形成卸压区,且随着注水压力的增大逐渐扩大;钻孔和定向裂隙周围形成高水压区,且随着注水压力的增大逐渐扩大。压裂初期煤体发生剪切破坏,压裂后期出现大量拉伸破坏。定向裂隙倾角α介于0°~60°时,裂隙尖端首先起裂、扩展,然后发生转向;当倾角α=75°和α=90°时,裂隙沿最大水平主应力方向扩展。     

动静荷载下巷道围岩倾斜裂纹的动焦散试验

利用爆炸加载动态焦散线测试系统,采用PMMA材料加工模型试件,进行裂纹扩展规律的动焦散试验研究。结果表明:预制裂纹b端在应力波作用下起裂,扩展轨迹出现翘曲变化的现象,大体上沿水平方向扩展;裂纹b端扩展位移随倾角θ呈现增大和减小交替变化的规律,在-45°~45°内,扩展位移曲线大体上关于直线θ=0°对称,在-75°~-45°和45°~75°内,位移曲线呈现较大差别;扩展位移曲线在θ=-45°,θ=0°和θ=60°处达到峰值,分别为22,31,36 mm,在θ=±30°处达到低谷值9 mm和11 mm;应力强度因子KⅠd变化曲线和能量释放率G变化曲线具有相似的变化规律,均先达到峰值,后反复振荡变化、多次出现峰值;KⅠd值和G值与能量紧密相关,当两者的数值相对较大时,相应裂纹扩展位移较大,反之,裂纹扩展位移较小。     

含V型相交裂隙岩体的力学特性及破坏模式试验

为深入了解V型相交裂隙岩体试件的力学特性和裂纹演化规律,采用MTS815电液伺服控制试验机对含不同夹角V型相交裂隙岩体试件进行了常规单轴压缩试验,基于试验结果,详细分析了试件的应力-应变曲线、强度与变形特性、裂纹演化与破坏模式及能量耗散特征。研究结果表明:①裂隙试件的应力-应变曲线进入裂纹萌生与扩展阶段早于完整试件,在峰前出现了明显的应力降现象,在峰后破坏阶段,完整试件表现为应力-应变曲线的快速跌落,而裂隙试件呈现台阶状多阶段性跌落,甚至缓慢水平下降,体现出明显的延性破坏特征;②裂隙试件的峰值应力、弹性模量和峰值应变均有明显减小。峰值强度和弹性模量随裂隙夹角的增加呈先增大后减小的变化趋势。轴向峰值应变主要受裂隙夹角的影响,总体随夹角的增大呈线性减小的趋势;③裂隙的存在能够完全改变岩体试件的破坏模式,随着裂隙夹角的逐渐增加,裂隙试件破坏模式的演化过程为:台阶式张拉-剪切复合破坏(30°)→张拉-八字形剪切复合破坏(60°)→台阶式平行双斜面剪切破坏(90°)。当裂隙夹角为60°时,试件的裂纹演化和破坏模式体现出对加载方向近似的结构对称性特征;④相交裂隙试件单轴压缩破坏的弹性应变能、耗散能...     

边坡层状岩体三维横观各向同性数值分析

建立层状岩体的三维横观各向同性连续介质力学模型,把三维Hoffman强度准则引入到层状边坡稳定性分析中,模拟不同岩层倾角下三维边坡破坏模式。结果表明：岩层为水平分布,剪应力起主导作用,易发生以剪切为主的损伤破坏;岩层为竖直分布,主应力起主导作用,易发生以拉应力为主的倾倒破坏;当层状岩体的走向与坡面走向一致,岩层倾角在0°~90°变化时,岩体从剪应力为主的破坏到拉剪组合破坏再到以拉应力为主的破坏过渡。另外,顺倾岩层的边坡更容易发生剪切滑移型破坏,而反倾岩层的边坡整体不易发生剪切滑移破坏,多存在局部小范围损伤,整体相对较稳定。研究结果可为层状岩体边坡的设计、支护和监测提供借鉴意义。     

接触带巷道围岩剪应力分布的接触角效应

接触带巷道围岩剪应力大小及其分布特征是影响巷道安全稳定的关键因素之一,揭示不同接触角的巷道围岩剪应力变化规律是接触带巷道稳定性研究的重要内容。利用三维光弹应力冻结试验,根据光弹材料性质,采用3 000kN的荷载对光弹模型加载,定量表征15°、30°、45°、60°和75°接触角的巷道围岩的剪应力分布状况。以铁矿和石灰岩接触带为工程背景,进行试验研究,结果表明,接触角越大剪应力集中位置越靠近顶底板中央;当接触角在15°～75°范围内变化时,随着接触角的增大巷道顶底部的剪应力总体变化趋势是先减小后增大,在接触角为30°时取到最小值。研究得到的不同接触角巷道围岩应力分布规律对接触带巷道的稳定性控制具有指导意义。