基于复变函数的圆形水平冻结壁弹性分析与设计

为了获得非均匀荷载作用下圆形水平冻结壁与围岩的应力-位移场分布规律,考虑冻结壁与围岩相互作用及开挖卸荷作用,建立了符合实际施工情况的水平冻结壁弹性力学模型。利用复变函数方法,推导出弹性冻结壁与围岩的应力和位移解析解;讨论了基于Tresca和Mises准则的冻结壁厚度设计方法。结果表明：弹性模量比(β)、冻结壁外内径比(ξ)和侧压力系数(λ)对冻结壁与围岩的应力和位移变化影响显著;冻结壁内外缘环向应力差及45°方向最大剪应力与β正相关;β与ξ交互影响冻结壁应力和位移,β越大,ξ影响越显著,ξ>2.4后,β、ξ影响均不显著;0.4<λ<2.4时,冻结壁处于完全受压状态;β越大,围岩作用越弱,冻结壁厚度设计越大,Mises准则条件下冻结壁设计厚度比Tresca准则下小。     

双孔爆炸应力波作用下缺陷介质裂纹扩展的动焦散试验

利用爆炸加载数字激光动态焦散线试验系统(DLDC),研究了两切槽炮孔爆破爆生主裂纹和由预制缺陷尖端衍生的次裂纹扩展的动态力学行为。研究结果表明,两切槽炮孔同时起爆后,爆生主裂纹没有相互交汇贯通而是止于预制裂纹断面处,表明缺陷对定向断裂控制爆破效果有着重要的影响;次裂纹与主裂纹并没有直接贯通,而是呈"勾连状"的止于对方裂纹面上。与水平预制缺陷相比,垂直预制缺陷对主裂纹的扩展影响更大,其次裂纹在拉伸应力场的作用下而以I型扩展;当膨胀P波与运动着的裂纹相互作用时,裂纹扩展速度和裂尖动态应力强度因子都减小。     

掩护支架工作面安全爆破技术的试验研究

通过对淮南矿业集团孔李公司，柔性掩护支架工作面爆破工艺改进和爆破参数优化，解决了爆破后煤体堵塞掩护支架和工作面瓦斯浓度超限的问题，提高了生产的安全性，为该矿及相似工作面提供了一些有益经验。     

立井施工装备与技术发展现状和展望

近年来,我国煤矿立井建设取得很大成就,促进了立井施工技术和装备的发展。随着东、西部地区深立井建设需求的增加,立井施工配套技术和装备仍然具有一定的发展空间。首先介绍了2009年至今立井施工装备的发展,其次陈述了立井钻井法、冻结法和注浆法等特殊凿井工艺的发展,最后对煤矿立井技术和装备的未来发展方向作了展望。     

杨庄矿软岩巷道锚杆与钢管混凝土支架联合支护技术研究

杨庄矿Ⅲ水平南大巷软岩巷道围岩强度低,黏土矿物含量高,吸水泥化现象严重,巷道围岩变形量大,锚杆失效较为普遍。结合南大巷软岩巷道围岩变形特点,设计了锚杆与钢管混凝土支架联合支护方案。巷道断面采用马蹄形,锚杆为Φ20 mm×L1800 mm的左旋螺纹钢锚杆,钢管混凝土支架主体钢管选用Φ194 mm×L8 mm无缝钢管,灌注C40核心混凝土。结合理论计算可知,设计支护方案的极限承载能力大于南大巷围岩荷载,能够维持巷道围岩的稳定。通过数值分析和现场监测分析可知,巷道围岩变形较小,锚杆和钢管混凝土支架支护作用力均小于其极限荷载,支护结构稳定,所以锚杆与钢管混凝土支架联合支护方案满足了Ⅲ水平南大巷软岩巷道支护的要求。     

基于NSCB方法的冻结红砂岩动态断裂特性试验

采用红砂岩制作中心直裂纹半圆盘弯曲试样（Notched semi-circular bend, NSCB）,设置不同的负温温度对岩石试样预处理,随后利用改进后的分离式霍普金森杆（SHPB）实验系统开展动态试验.结果表明：岩石的断裂韧度存在明显的加载率效应,断裂韧度试验值随加载率的增加近似呈指数型增大;当加载率一定时,岩石断裂韧度由常温进入负温后先缓慢后快速增加,在–20℃时达到最大值,随着温度进一步降低,岩石断裂韧度快速减小.进一步对岩石破裂过程分析发现,不同温度下岩石的断裂过程基本一致,且裂纹扩展速度受温度影响较小.基于岩石断面的扫描电子显微镜结果分析岩石断裂模式为：负温下红砂岩的断裂以沿晶破裂和胶结物的撕裂为主,伴有少量的穿晶破裂现象,同时当温度降低至–25℃时,岩石内部微裂隙数量明显增多,说明负温对岩石具有劣化作用.最后探讨了温度对岩石内部结构的影响机制,对分析岩石断裂特性的低温效应具有一定参考意义.     

龙固矿副井特厚表土层冻结段外壁施工技术

龙固煤矿副井井筒表土层厚567.7 m,冻结深度650 m,是目前国内已施工冻结段深,设计混凝土标号高（C70）,设计复杂的矿井.在高标号、高性能混凝土制作施工方面取得了一定的经验.在治理特厚粘土层方面采取了一定的措施,取得较好的效果,井筒已顺利通过了冻结表土段,进行套内壁工作.在整个施工过程中,取得了安全、优质、快速、高效的效果.     

弓长岭铁矿巷道掘进掏槽孔超深长度优化试验研究

巷道钻爆法掘进中,掘进速度的关键在于掏槽。为了研究金属矿山巷道掘进过程中掏槽孔超深与炮孔利用率的关系,基于20世纪90年代以来部分相关文献资料以及开展的掏槽孔超深现场试验成果,探讨了掏槽孔相对于其他炮孔超深长度的合理取值范围。研究结果表明：无论是在金属矿山还是非金属矿山,随着巷道掘进工程量的不断扩大,炮孔深度逐渐增大,但掏槽孔超深长度并没有改变。根据部分金属矿山掏槽超深的数据统计,95.2%的金属矿山掏槽超深长度基本保持在200 mm及以下。基于掏槽孔超深现场试验,在保证其他参数不变的前提下,以掏槽孔超深长度作为单一变量,当辅助孔和周边孔炮孔深度分别为1.8 m和2.0 m时,掏槽孔对应的最优超深分别为300 mm和400 mm,获得的炮眼利用率极值为97%和95%,较超深长度200 mm时分别提高了5.4%和10%,掏槽孔超深长度的变化对炮孔利用率有重要影响。基于掏槽孔超深长度优化问题,引入超深系数[η]概念,当辅助孔和周边孔深为x时,掏槽孔对应的孔深为y,存在最优掏槽孔超深系数[η],使得炮眼利用率最高。     

坚硬顶板条件下裸顶巷道煤帮稳定性分析及控制对策

为研究坚硬顶板条件下裸顶巷帮的支护问题,综合采用现场调研、力学分析、数值计算和工业性试验等方法,对巷帮稳定性进行分析,并提出针对性的控制对策。根据弹塑性理论,构建巷帮卸荷力学模型,推导出巷帮任一点应力的解析表达式。基于巷帮的应力状态获得巷帮张拉损伤判据,采用控制变量法,通过Matlab计算得出卸荷系数和裂隙面倾角对巷帮损伤的影响。针对巷帮的变形破坏特征,提出基于"强帮护顶,强角控跨"的围岩控制原理,现场试验表明,支护方案可保证巷帮基础的强支承,实现顶板岩梁的微扰动,保障巷道服务期间的安全有效使用。     

基于数值模拟的岩石巷道深孔分段装药掏槽爆破研究

随着炮孔深度增加,炮孔底处岩石夹制作用增强导致破岩效率和炮孔利用率较低,原有的连续装药方式不能解决上述问题。在这个基础上,研究了岩石巷道深孔分段装药掏槽爆破技术来提升掏槽爆破效率。使用光滑粒子流体动力学-有限元方法（SPH-FEM)建立了不同分段装药结构的单孔掏槽爆破模型,分析了不同模型爆破过程中岩石粒子抛掷速度、岩石抛掷数量以及爆破腔体特征。结果表明：不同装药结构会影响炮孔附近岩石的损伤范围,传统的连续装药结构在炮孔径向形成的损伤区域比分段装药结构大。此外,连续装药结构由于炸药集中在炮孔底部使得炸药能量分布不均匀,导致掏槽爆破效果差;采用分段装药结构可以增加岩石破碎数量和优化爆破腔体,岩石粒子在飞散过程中会产生2次加速现象;第一段装药比例较大或者较小会明显造成炸药能量利用不合理以及爆破腔体效果差。在模拟中设定的炮孔长度、岩石参数以及炸药性能条件下,当第一段装药比例为0.4时,深孔岩石巷道掘进掏槽爆破能够充分利用炸药能量,达到较好的掏槽爆破效果。将数值模拟得到的最优分段比例应用到现场巷道掘进爆破施工中,并利用数码电子雷管实现掏槽孔内2段炸药的延时起爆。现场试验结果表明分段装药能够在深孔...