留巷巷道定向水力压裂卸压机理及试验

煤柱上部应力是留巷巷道强烈变形的力源,对于变形严重的留巷巷道围岩控制,采用传统爆破卸压技术存在安全风险较高、污染环境、围岩破坏严重等问题。针对上述问题,提出了留巷巷道定向水力压裂卸压机理,即通过水力裂缝的扩展在顶板岩层中产生弱结构面,降低顶板岩石的整体强度,在采动应力作用下,使弱化后的坚硬顶板及时破断垮落,降低留巷巷道应力水平。以山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司长平煤矿4312综采工作面为试验地点,确定了定向水力压裂钻孔方案及钻孔布置参数。压裂结果显示:横向切槽深度达5mm,切槽效果良好;进行分段逐次压裂时,随着压裂处距钻孔孔口距离的增加,裂缝扩展所需压力相应增大。对留巷巷道压裂段和未压裂段进行了表面位移、煤柱应力监测,监测结果表明:留巷巷道变形主要以两帮变形为主,压裂段两帮和顶底板平均移近量比未压裂时分别降低约40.79%和69.80%;未压裂段的煤柱应力在接近工作面时出现峰值点,而压裂段的煤柱应力在距离工作面切眼后方200m左右出现峰值点,定向水力压裂转移了煤柱上部应力峰值位置。     

深部煤柱留巷"卸-支-注"协同控制原理及实践

针对深部煤柱留巷围岩控制难题,在分析煤柱留巷围岩破坏机制的基础上,建立煤柱留巷力学模型,分析支护力、采动应力、煤岩体力学属性与莫尔圆间的相互关系,提出深部煤柱留巷"卸-支-注"协同控制原理。通过对煤柱上方支承压力进行人工调控,降低支承压力峰值和转移应力峰值位置,使其远离煤柱留巷,降低煤柱留巷的采动应力;对破碎围岩进行强力支护,增加巷道围岩的支护力,提高煤柱留巷围岩自承载能力;对煤柱留巷破碎围岩进行注浆改性,提高煤柱留巷围岩内聚力和内摩擦角等力学参数,有效改善煤岩体力学属性,使煤岩体由极限平衡状态过渡至弹性安全状态。通过协调"卸压-支护-注浆"三者的时空关系,使留巷结构体形成合理的能量耗散机制,使留巷结构体由不稳定状态转变为稳定状态。现场应用结果表明:采用"卸压-支护-注浆"协同控制技术后,煤岩体强度提高34.45%,锚索受力降低50%以上,煤柱留巷两帮移近量降低40.79%,顶底板移近量降低69.80%。"卸压-支护-注浆"协同控制技术有效改善了煤柱留巷的围岩力学属性和应力状态,实现了对王坡矿深部煤柱留巷围岩稳定的有效控制。     

复合软岩巷道长短锚索层次控制技术及实践

为解决复合软岩巷道变形难题,以成庄矿53181巷为工程背景,采用理论计算的方法确定巷道围岩4个承载层的范围,并分析锚杆(索)锚固系统失效的本质原因.基于4个承载层的范围,提出长、短锚索层次控制技术,建立长、短锚索层次控制力学模型,对比分析锚杆(索)和长、短锚索层次控制下的围岩位移特征曲线,从理论角度揭示长、短锚索层次控...     

锚杆托板与缓冲垫层组合结构静、动载力学性能试验研究

针对锚杆支护系统受到冲击载荷作用时,围岩与托板间作用力瞬间增加,造成托板过载弯折、撕裂及接触区域围岩破裂、塌落等问题,采用实验室试验的方法,搭建了托板与缓冲垫层组合试样静、动载测试试验台,分别测试了 5种组合结构托板的静、动载力学性能,获取了组合结构的静载力-位移曲线、冲击力时程曲线及应变时程曲线;研究了不同冲击载荷下...     

基于剩余能量释放率指标的组合煤岩体冲击倾向性研究

为了准确评价矿井冲击危险性,在分析顶板、煤层及底板试样物理力学参数演化规律的基础上,建立了组合煤岩体力学模型,并确定了组合体稳定破坏和失稳破坏的临界条件。建立了冲击倾向性评定标准,当剩余能量释放率V_T10时,为无冲击倾向性;当10≤V_T20时,为弱冲击倾向性;当20≤V_T时,为强冲击倾向性。结果表明:组合煤岩体能量释放速度指标与旧指标相比,其测试简单,结果唯一,可以很好地评级煤体冲击危险性。     

冲击载荷下加锚岩体抗剪力学特性

为深入研究冲击载荷下加锚岩体抗剪力学特性,采用实验室试验的方法对2种锚杆材质的加锚岩体开展了不同冲击能量和预紧扭矩下的侧向冲击试验,分析了不同锚杆材质和预紧扭矩对加锚岩体在冲击载荷下抗剪力学性能的影响,监测了落锤冲击力-时程曲线,并利用高速摄像机捕捉了试样冲击变形的全过程.试验结果表明:加锚岩体冲击过程可分为落锤释放、锤岩下移和分离回弹等3个阶段.试样顶底面均为轴向剪切裂缝和伴随竖向裂缝;前面和背面均为腹剪斜裂缝和竖向裂缝;交界面裂缝以钻孔为中心向四周呈放射状分布,且上半部分裂缝数量明显多于下半部分,裂缝宽度多在10 mm以内.在一定范围内,中部混凝土块顶面和交界面破坏程度均随冲击能量的增大而增大,随预紧扭矩的增大而减小.锚杆受动态剪切会发生弯曲、径缩甚至断裂.在一定范围内,冲击能量越大,锚杆弯曲变形越大;预紧扭矩越大,锚杆抗冲击变形能力越强.CRM700型锚杆的抗冲击变形及破断能力均优于HRB500型锚杆,其能够显著提高加锚岩体的整体抗冲击性能.根据冲击力-时程曲线又可将冲击过程分为强冲击阶段、震荡阶段和衰减阶段.强冲击阶段时间仅1 ms左右,主要为锤头与试样发生接触;震荡阶段持续时间达10 ms左右,主要发生混凝土块的破裂失效和锚杆的弯曲变形.锚杆材质和预紧扭矩对加锚岩体在冲击载荷下的抗剪力学性能影响显著,使用CRM700型锚杆或施加适当的预紧扭矩均可提高加锚岩体的抗剪力学性能.     

煤的动态力学本构模型

为揭示煤岩动态破坏机理,利用50 mm的分离式霍普金森压杆（SHPB）实验系统,对煤试样进行不同应变速率下的冲击加载实验,实验结果表明：煤体动态本构曲线前期就呈现出很强的非线性,初始弹性模量、屈服强度和极限强度都随应变率的增大而增大,塑性变形则是先增大后减小。根据动态本构曲线特征以及前人对本构模型的研究成果,运用弹塑性理论,建立了损伤体-黏弹性本构模型,模型的拟合曲线与实测动态本构曲线具有较好的一致性,拟合结果表明,煤体的动态力学性质对高低应变率的敏感性不同,对高应变率比较敏感,尤其是在300 s -1的应变率下,煤体的塑性流动最强,应力应变曲线产生了二类卸载(正斜率)。     

冲击载荷下锚杆托板及组合构件力学性能试验研究

在冲击地压巷道中,冲击载荷会造成锚杆支护系统构件与围岩相互作用力急剧增加,托板在高作用力下易出现变形破坏。针对上述问题,采用微机控制电液伺服试验机和自主研发的落锤冲击试验装置,对煤矿常用的拱形托板及其组合构件等3种试样进行了力学性能测试,获取试样静载力-位移曲线、冲击力时程曲线、位移时程曲线及变形破坏特征,分析了锚杆托板及组合构件的抗冲击性能。研究结果表明：静载作用下,托板承载力位于228～243 kN,最大变形量14.10 mm,变形呈现拱高降低、四角翘起、连接部位向圆心转移等特征。动载作用下,托板变形均经历拱高降低、四角翘起及压平3个阶段,冲击能量为500～3 000 J时,冲击力时程曲线呈现急剧上升阶段、震荡作用阶段和迅速下降阶段;冲击能量为3 500～5 000J时,冲击力时程曲线呈急剧上升阶段、震荡稳载阶段、震荡上升阶段和迅速下降阶段。随着冲击能量的增加,试样的冲击力峰值均逐渐增大,与静载相比,托板试样的动载荷峰值较大。试样位移时程曲线可分为弹塑性变形和回弹变形两阶段,弹塑性变形阶段变形量与作用时间呈现线性关系,正、反向及组合构件最大形变量平均作用时间占比分别为68.66%、...     

锚杆侧向冲击载荷下动力响应及抗冲击机理

为了研究冲击载荷作用下锚杆的动态力学性能,测试了5种不同材质的锚杆杆体力学参数。采用自由落锤冲击实验装置对不同锚杆进行了侧向抗冲击性能实验,分析了侧向冲击载荷下锚杆的动力响应。进行了5种不同冲击高度的侧向抗冲击实验,得到不同冲击高度下不同锚杆的冲击动态响应曲线,锚杆表面轴向的应变时程曲线,冲击作用点的力-位移时程曲线。研究发现,在相同冲击能量下,锚杆冲击吸收功越高冲击峰值载荷越小,冲击作用时间随着冲击高度增大逐渐减小;冲击吸收功越高,锚杆应变峰值及残余应变越大;不同锚杆冲击力峰值和最大位移明显不同,峰值强度和最大位移越大,破断能越大。对锚杆抗冲击机理进行了研究,发现控制材质中有益及有害元素含量,可提高锚杆的抗冲击性能。测试了断口组织和金相组织,得到锚杆冲击吸收功越高,晶粒度级别越高的结论。     

膨胀性松散破碎软岩巷道注浆材料研究与应用

为提高水泥基注浆材料对膨胀性松散破碎软岩的加固效果,通过实验室实验对XPM纳米灌注剂-水泥基浆材的流动性、固结率及固结体抗压强度进行了研究,确定了注浆材料的适宜配比。结果表明,使用XPM纳米灌注剂可显著减小水用量,减缓离析沉淀,提高流动度,增强泵注性|缩短凝固时间,减小收缩率,提高固化强度等多重作用,为保证注浆施工质量奠定了基础,并在玉溪煤矿井底车场巷道修复加固中进行了成功应用。