顶板岩层破断诱发矿震的频谱特征

 揭示顶板破断过程中的微震活动规律,采用频谱演变来评价顶板动力危害的强度,并进一步监测顶板的破断。采用SOS微震监测系统,针对坚硬以及软弱顶板破断来压的过程进行了实测,取得如下结论：(1) 顶板破断之前,低频段微震幅值逐渐增加,来压时信号的幅值达到最大值,之后产生突降。同时微震前兆信号主频与来压强度呈负相关。(2) 软弱顶板破断之前,微震信号主频开始向低频段移动,但前兆主频均大于20 Hz,来压之后主频又开始向高频段移动。(3) 坚硬顶板破断过程极其短暂,主震信号幅值较高,但主频小于5 Hz,来压前后低频微震信号的幅值较低,前兆效应不明显。利用上述规律,可以对顶板破断的过程及其强度进行有效的评价和预测。     

硬软交替岩层的复合顶板主关键层及其破断距的确定

采煤工作面顶板岩层主关键层及其破断距的确定对于采场矿山压力控制至关重要。以白皎煤矿采煤工作面硬软变替岩层的复合顶板为研究对象，采用相似模拟试验研究、关键层理论分析和数值模拟计算相结合途径确定复合顶板主关键层及其破断距。研究结果表明：该工作面顶板第1～3硬岩层依次破断，为顶板亚关键层；第4～6硬岩层组成的复合关键层为项板主关键层；计算得到的复合顶板主关键层的平均破断距为114m；当该工作面推进到108．2m时，主关键层的破断导致工作面出现异常矿压显现。工程实际应用情况表明，3种方法的有机结合，可以较准确地确定硬软交替岩层的复合顶板主关键层及其破断距，对采煤工作面的支护及矿山压力控制具有指导作用。     

综放采场上覆厚层坚硬岩层破断规律的分析及应用

根据厚层坚硬岩层的赋存和运动特点,利用基于弹性理论、考虑岩梁体积力的厚层坚硬岩层运动规律的力学判据,给出厚层坚硬岩层运动方式的判断曲线,通过分析厚层坚硬岩层运动方式的影响因素,得出厚层坚硬岩层分层运动的可能性大、层间效应明显、关键层的“关键性”下降的结论;通过与传统研究方法的对比和工程实例分析,表明文中厚层坚硬岩层运动规律的力学判据和判断方法可对“关键层”在运动过程中的破断方式进行较准确的预测。     

采场覆岩厚关键层破断与冒落规律分析

具有良好分层性的采场覆岩破断规律己被基本掌握，但对于厚关键层(特厚层砂岩老顶)覆岩的采场矿压规律还需深入研究。运用岩体破裂过程分析系统，结合某矿区实际覆岩构造特征，分析了具有厚关键层的采场覆岩的破断与冒落规律。研究表明：厚关键层的破断、垮落规律与长梁(或薄板)矿压理论存在根本差异，其初次破断与冒落形态为拱形，周期破断与冒落呈不等长的短块状。厚关键层来压具有多样性和随机性，不同形式的采场来压对支架的作用不同，大块滑落失稳对采场支架的威胁最大，对采场矿压控制提出了严峻的挑战。该研究成果为实际采矿设计与矿压控制提供了理论依据。     

大采高综采工作面上覆岩层破断规律的相似模拟

文章使用实验室相似模拟的方法,对同煤集团晋华宫矿南山12#层8210工作面的矿山压力显现与支承压力规律进行了研究,通过相似模拟实验得到8210工作面基本顶初次来压步距为40.8 m,周期来压步距平均为21.7 m。液压支架的额定工作阻力为1.3×105k N,能支撑顶板的压力,来压时间内动载荷支架工作稳定;对其他大采高工作面支架稳定性研究具有借鉴意义。     

采场上覆大厚度坚硬岩层破断规律的力学分析

利用两端嵌固梁考虑体积力的力学模型，对厚层坚硬顶板的破断规律进行分析。利用岩层中应力场的分布，提出了大厚度坚硬岩层3种破坏方式的力学判断方法，分别为：(1)大厚度坚硬岩层中存在弱面和不存在弱面时两种状态下的剪开，从而导致其“关键性”下降；(2)全厚度范围内的压剪破坏；(3)紧靠端面的拉断破坏。从而为煤矿控制大厚度坚硬岩层的破断规律提供理论依据。现场实例检验表明，此方法可用于老顶初次断裂形态和步距的预测。     

上覆高位岩浆岩下离层空间的演化规律及其预测

针对工作面上覆高位硬厚岩浆岩条件,采用相似材料模拟试验研究了主关键层下离层空间的演化过程与形态特征,分析了离层空间的层位演化与横向扩展规律、覆岩与主关键层的运移规律;通过理论分析揭示了离层空间形成的机理与条件,提出了离层空间演化特征的确定方法,建立了主关键层底部最大离层空间的分析模型与预测方法。研究表明:岩层组合失稳运移形成"月牙"形离层空间,以间歇式跳跃上升至岩浆岩底部,岩浆岩底部存在较大的离层空间,并由"月牙"形逐渐转变为"一字"形,岩浆岩破裂运移导致离层闭合。离层空间在亚关键层及主关键层底部自下而上动态发育与闭合,层位高度及发育范围与推进距离呈正相关性,可采用"多梯形"方法确定其演化过程。覆岩运移经历下位关键层沉降、运移向主关键层底部发展、底部盆地沉降、岩浆岩运移及整体稳定等5个状态,覆岩下沉形态先后呈"V"型、"√"型及"U"型。岩浆岩运移过程分为下部支撑、底部离层扩展、破裂随动、失稳运移及离层闭合稳定等5个阶段。建立了最大离层空间的覆岩结构及弹性基础梁模型,得到其断面积和体积的预测计算式,为高位岩浆岩下安全开采提供了理论依据。     

定向水力压裂控制煤矿坚硬难垮顶板试验

 针对煤矿坚硬难垮顶板控制的研究现状及存在的问题,进行定向水力压裂控制煤矿坚硬难垮顶板井下试验。通过在压裂孔两侧布置监测孔和在压裂过程中实时监测泵压变化,深入分析煤矿坚硬难垮顶板水力压裂特点。试验结果表明：(1) KZ54型切槽钻头能够在坚硬岩层中预制横向切槽,可有效降低裂缝破裂所需压力;(2) 采用跨式膨胀型封隔器可对岩层坚硬段分段逐次压裂,压裂过程中可在顶板中产生多条裂缝,从而有效弱化顶板;(3) 随着压裂处与孔口距离的增大,裂缝破裂和扩展所需的压力也相应增大,裂缝的扩展半径最大可达20 m;(4) 在压裂过程中,由于岩层均匀性、渗透性、地应力场、岩层结构面等影响因素的变化,压力–时间曲线呈现出多种形态;(5) 岩石抗拉强度与地应力值较为接近时,岩石强度对水力压裂有较大影响。     

底层大采高综放全厚开采20 m特厚中硬煤层的物理模拟研究

根据酸刺沟煤矿6-1^#煤层的赋存条件，运用1：30的大比例物理模拟试验，研究底层4．5m大采高综放全厚开采20m特厚煤层顶煤和项板垮落特征、采空区垮落矸石的碎胀特性和堆积角、支架的工作阻力、煤炭回收率以及煤壁前方支承压力作用特征等。研究结果表明：（1）底层大采高综放全厚开采20m特厚中硬煤层，在技术上是可行的。（2）根据项煤、顶板垮落特征，工作面的开采过程可分为初采阶段、过渡阶段和正常放煤阶段。在初采与过渡阶段，煤炭回收率n随工作面推进距离L的增加呈对数规律提高。（3）进入正常放煤后，项煤放出率可以达到70％，工作面采出率可以达到75％。项煤放出率随顶板岩梁的垮落呈周期性变化。（4）在支架后方会出现大厚度顶煤悬伸，顶板周期性垮落时会发生大高度切项现象，要求支架有足够的抵抗项煤、顶板断裂产生的向后旋转作用力。（5）为确保安全和项煤及时垮落，应实施预爆破或预注水弱化顶煤措施。     

高应力下硬岩地下工程的稳定性 智能分析与动态优化

针对高应力下地下工程变形破坏的特点,提出高应力下地下工程稳定性的综合集成智能分析与动态设计优化的新思路,即以工程区域地应力、地质构造特征、高应力下的应力路径改变的岩石(体)变形破坏机制以及与之相对应的模型识别、基于新评价指标(局部能量释放率、破坏接近度)的确定性与不确定性方法结合的围岩稳定性分析、考虑多方面的开挖与全局支护优化、基于现场最新监测和开挖揭示的工程地质信息的动态反馈分析等为主线,给出高应力地区三维地应力场特征识别的新方法、高应力下硬岩本构模型识别的新方法、地下工程安全性评价新方法以及动态反馈智能分析与优化设计方法.该新思路和新方法成功地进行了拉西瓦水电站和锦屏II级水电站地下厂房稳定性的动态反馈分析和设计优化.     

高应力软岩巷道围岩变形破坏研究

 以某有色金属矿山巷道为例, 给出了高应力软岩的定义, 论述了高应力软岩的特征、形成条件以及高应力软岩巷道围岩的变形破坏特征和类型, 分析了巷道开挖前后地应力状态的变化及其对围岩变形破坏的影响, 并从岩体和工程岩体围压状态变化和强度变化角度探讨高应力软岩围岩的变形破坏机理。     

硬岩CWFS模型的改进及其在岩质高边坡稳定性分析中的应用

连续介质模型(如Mohr-Coulomb等基于黏结强度组份和摩擦强度组份同时被调动的传统破坏准则)目前还不能有效预测隧道围岩脆性破坏的广度和深度。基于Mohr-Coulomb准则的黏结强度弱化–摩擦强度强化(CWFS)模型在这方面表现出良好的工程应用前景,但其在脆性硬岩高陡边坡稳定性分析中的应用研究还不多见。对硬岩的CWFS模型及其改进模型进行讨论分析,针对脆性硬岩在低围压条件下的特殊力学行为,将CWFS模型改进为黏结强度衰减–摩擦强度激活(CLFM)模型并应用到首钢水厂铁矿硬岩高陡边坡稳定性分析中。与Mohr-Coulomb准则计算结果的对比分析表明,扩帮后的边坡仍然处于稳定状态。Mohr-Coulomb准则低估了边坡的位移和坡脚的塑性区范围,高估了边坡的应力水平,与CLFM模型分析结果相比显得保守。另外,实测地应力场下的边坡位移计算结果是仅以自重应力形成的应力场下的位移计算结果的10倍左右。     

特厚坚硬煤层分层综放开采关键技术研究

通过对特厚坚硬煤层综放开采技术的系统分析，指出提高坚硬顶煤的冒放性和瓦斯的综合治理是该条件下综放开采所面临的主要技术难题。在对特厚坚硬顶煤结构及破碎特点分析的基础上，提出了提高坚硬顶煤冒放性的主要技术途径和措施，在宁夏太西集团白芨沟矿煤层特厚、坚硬、顶板坚硬、高瓦斯和浅埋深条件下，成功地进行了分层综放开采的实践，达到了工作面年产 １５０Ｘ １０４ｔ的生产水平。在该条件下实现了综放开采技术的突破，取得了预期的效果。     

厚覆盖岩层条件下地下采矿的地表及围岩变形破坏特性模型试验研究

以某矿山为原型,通过地质力学模型试验,深入分析了厚覆盖层岩层条件下地下采矿引起的地表变形陷落特征和采空区围岩的变形和破坏特征,同时分析了地表变形陷落和围岩变形时间效应特征以及采空区围岩破坏机理。与相应的各种数值模拟结果(二维弹塑性有限元、三维弹塑性有限元、二维离散元等)进行了对比分析,发现物理模拟试验结果比各种数值模拟计算结果更接近于工程现场原位监测结果,试验得到了许多数值模拟无法得到的颇具启发性的全新认识。试验所得出的最优起采深度和一些新认识被有关方面所接受和采用。对工程实际具有重要的指导作用。     

厚覆盖层条件下地下采矿引起的地表变形陷落特征模型试验研究

以某金属矿山为原型,运用地质力学模型试验,深入分析了厚覆盖岩层条件下地表变形陷落随不同开采水平的变化规律、不同开采水平下地表变形陷落范围的变化规律以及地表变形陷落随时间的变化规律。试验采用数码相机数字化近景摄影测量方法来量测采矿过程中地表及上、下盘岩体中的位移。本试验模拟了复杂的地质条件和自然崩落法的采矿过程。地表最大下沉位移主要集中在断层F1,F4之间的区域。采场顶板围岩具有明显的流变特性,蠕变曲线具有较明显的减速蠕变阶段、稳定蠕变阶段以及变形稳定阶段。在目前开采条件下,蠕变曲线都呈变形收敛形态。相对最终稳定时的总位移量,开采完毕瞬时位移占10%～35%,减速蠕变阶段所产生的位移约占43%～72%,稳定蠕变阶段所产生的位移占15%～25%,不难发现,绝大部分地表下沉位移主要发生在减速蠕变阶段。减速蠕变阶段约为7～8 d,最终变形稳定阶段约为46～50 d。通过对试验结果的深入分析,从-270 m水平起采明显优于从-200 m水平起采。根据试验结果,所提出的最优起采深度已被矿方所采用。     

采动岩体动态力学模型

将开采引起的上覆岩层移动过程分为4个时段，采用不同的岩体移动力学模型模拟不同时段的岩层移动。建立了各阶段岩层移动模型的微分方程，给出了各模型的边界条件以及各模型之间的转换条件，建立了采动岩体动态力学模型，编制了相应的计算机可视化程序。该模型不但能计算动态岩层和地表移动，而且能计算离层发育位置、岩体破裂高度及顶板岩体周期断裂步距。实测资料证明了模型的正确性。