基于能量理论的冲击地压细观过程研究

为了解冲击地压细观发生过程,从而分析冲击地压不同阶段特点,从能量消耗角度对该过程进行了研究。认为冲击地压是岩体系统由于外界扰动引起的能量释放过程,总释放能量理论上等于岩体形成期间残余弹性势能。由于该弹性势能和岩体形成后裂隙发育的不同,导致岩体受开采扰动后经历的能量释放形式有所不同。大体上能量释放形式可分弹性变形、可产生裂隙的大变形、岩体破碎飞石、广义变形集中区岩体失稳和伴随裂隙产生的机械振动5种。过程可分三部分:初期变形和裂隙、中期飞石-变形-破碎-飞石的循环破坏过程(岩爆)、末期广义应变失稳破坏。使用颗粒流理论的PFC3D对上述过程进行了模拟,结果表明:-120 m、-220 m、-320 m时开采面岩体只发生变形和裂隙;-420 m、-520 m、-620 m岩体先经历变形和裂隙,然后发生岩爆;-720 m和-820 m岩体经历变形和裂隙、岩爆和广义应变区失稳坍塌。     

冲击地压巷道塑性区本构模型及影响因素研究

为研究冲击地压对深部巷道造成的动力灾害问题,以阜新恒大煤矿为背景,分析冲击地压巷道塑性区本构模型及影响因素。考虑损伤的临界冲击应力和临界冲击半径,基于弹塑性理论建立冲击地压巷道塑性区本构模型,通过三轴试验获取模型参数,结合现场实测数据验证模型,分析弹性模量、峰后降模量、黏聚力、内摩擦角及支护应力等5个因素对临界冲击应力、半径的影响。结果表明:临界冲击应力小于巷道上方岩层自重,易发生冲击地压,与实际情况相吻合;临界冲击应力随黏聚力、内摩擦角的增大均存在极小值点;临界冲击半径随黏聚力的增大逐渐减小、随内摩擦角的增大逐渐增大;黏聚力越大发生冲击地压的概率越大;弹性模量、峰后降模量及支护应力与临界冲击应力、半径均呈单调变化关系。     

煤岩“震-冲”动力系统冲击失稳致灾机制研究

为有效防治"震-冲"型冲击地压,根据矿震与冲击地压的关系建立煤岩"震-冲"动力系统模型。以此作为研究的基本模型,探讨"震-冲"型冲击地压的发生机制和判据。采用数值模拟方法研究强矿震在工作面附近产生的动力效应。提出"震-冲"型冲击地压的防治对策。结果表明,"震-冲"型冲击地压的发生机制是在矿震扰动下,煤岩应力瞬间进入塑性软化阶段,煤岩体积聚能量与破坏消耗能量的差能增大,在满足冲击破坏的刚度条件时,发生强烈的冲击地压事故。分别控制矿震震动源区、矿震震能传播路径和冲击源区,能大大减弱或消除发生"震-冲"型冲击地压的危险性。     

巷道围岩加固体力学特性与稳定性分析

为了给出定量的围岩稳定性评价方法,将锚杆与围岩的复合体等效为围岩加固体,继而建立了深部围岩与加固体力学分析模型,在求得加固体的物理力学参数表达式后,对模型进行了力学分析,提出依靠加固体变形程度来评价围岩稳定性的方法,最后,结合算例对某巷道围岩进行稳定性分析,同时分析了岩体和锚杆参数对围岩稳定性的影响。研究结果表明:通过理论计算得出的巷道洞壁位移以及锚杆轴力与实测值相近,证明了模型的合理性;锚杆支护设计遵循长而疏、短而密的规律,但锚杆长度增加或间排距减小到一定值后,围岩稳定性的增幅在降低;锚杆预紧力与围岩稳定性呈线性变化规律,锚杆弹性模量与直径对围岩稳定性影响较小;该方法能快速、简洁地分析岩体与锚杆参数对围岩稳定性的影响,也能优化锚杆支护参数。     

巨厚砾岩下冲击地压发生机理及加固技术研究

针对深部矿井巨厚砾岩下采场冲击地压的易发性和危险性,运用理论分析和室内相似材料模拟试验方法,对华丰煤矿巨厚砾岩下覆岩运动规律及采场冲击地压发生机理进行研究。研究发现:随着工作面的推进,离层自下而上发育,在巨厚砾岩层下部离层空间达到最大。煤层极限平衡区内集中静载荷能量E静和巨厚砾岩破断、垮落释放的集中动载荷能量E动是造成采场冲击地压的根本原因,并且E动诱发冲击地压的强度更高,危险性更大。当E静+E动-Ef min>0时,采场冲击地压启动。在此基础上,提出一种囊袋式离层加固技术,对离层区域进行横向挤压和纵向加固,有效控制巨厚砾岩断裂、垮落,防止冲击地压的发生,减少地表沉陷,实现了煤矿安全绿色开采。     

基于微地震监测的华丰煤矿深孔爆破防冲技术

为提高深孔爆破措施对防治华丰煤矿冲击地压的有效性,采用微地震监测技术连续监测其1410工作面围岩破裂情况。根据采场附近岩层"破裂-应力"对应关系,得到工作面前方、侧向及垂直方向上的支承压力峰值区,由此确定深孔爆破卸压的具体参数。结果表明:卸压孔深40 m(倾向投影为4倍采高)时,爆破对煤岩的整体性破坏明显,煤岩体中积聚的弹性能得到释放。监测期间共释放能量9.47 MJ,高应力区向煤岩深部转移,采场附近形成一定的卸载区域,减弱或消除了煤岩体的冲击危险性。     

巨厚砾岩作用下底板冲击地压诱发机理及过程

以千秋煤矿21141工作面下巷冲击地压发生的地质和采掘情况为基础,建立煤层巷道底板冲击地压诱发机理模型。水平应力的大小是影响巷道底板岩层稳定性的最主要因素,并确定最大水平应力的计算方法。采场上覆巨厚砾岩层断裂所产生的动载扰动能使巷道底板水平应力瞬间积聚升高。数值模拟分析得出,随着动载应力和加载时间的增加,巷道底板变形量、变形速度和加速度都明显的大幅度增加;同时巷道围岩塑性区也逐渐扩大。研究表明采场上覆巨厚砾岩层断裂、垮落对煤层巷道所产生的动载扰动会诱发规模较大的冲击地压,巷道底板由于缺少有效支护会成为冲击破坏的突破口。     

考虑损伤和扩容影响的隧洞围岩稳定性分析

为解决复杂地质构造条件下隧洞开挖后围岩支护问题,根据围岩应力分布曲线特征,将围岩划分为弹性区和塑性区。结合Drucker-Prager屈服准则,建立围岩弹塑性损伤本构模型,分析隧洞开挖后引起的围岩损伤力学性能劣化和卸载时扩容效应的作用,推导出隧洞围岩在损伤和扩容条件下弹塑性区的解析解。研究表明:随着损伤和扩容程度的增加,支护阻力和塑性区位移明显增大;塑性区半径越大时,切向应力峰值远离隧洞壁,在一定范围内对围岩的稳定影响越深;随着中间主应力系数的增大,支护阻力随之减小,考虑中间主应力系数时对支护参数的优化更加有利。     

软弱层直接顶板巷道玻璃钢锚杆支护效果研究

为探究玻璃钢锚杆在软弱层直接顶板巷道的支护效果,以湖北肖家河磷矿为工程背景,对比管缝锚杆支护,开展两种锚杆支护的巷道收敛监测试验。监测数据表明,玻璃钢锚杆与管缝锚杆支护的软弱层直接顶板巷道的位移变形规律一致。同时,顶板厚度变化对锚杆支护效果具有显著影响。对此,利用数值模拟进一步探讨不同层状顶板厚度下2种锚杆的支护效果。结果表明,在顶板厚度变化条件下,与管缝锚杆相比,玻璃钢锚杆支护对顶板厚度变化的敏感程度相对较低,支护效果优于管缝锚杆。同时,玻璃钢锚杆支护效果受软弱层直接顶板厚度增大而呈现阶段性变化特征。随着顶板厚度增加,顶板沉降量呈现先线性增长后对数型增长的规律,巷道围岩塑性区占比呈现先增大再减小后趋于稳定的规律。通过对不同顶板厚度的玻璃钢锚杆和管缝锚杆轴向拉力值进行比较,揭示了玻璃钢锚杆支护效果更好的原因是玻璃钢锚杆能够在顶板厚度增加的情况下提供更大的轴向拉力。     

矿用六边形折痕构件吸能防冲特性数值分析

为有效防治煤矿冲击地压,或在一定程度上减小冲击地压事故造成的损失,提出了一种矿用六边形折痕吸能防冲构件,构件防冲体现在构件被压溃过程中吸收冲击能、压溃空间给煤岩提供了一定的能量释放空间和构件恒力变形阶段为液压阀打开提供了时间.采用ABAQUS有限元软件模拟了不同壁厚、不同凹角宽度、轴向“堆积”不同模块个数的构件的吸能特性,并与常规六边形薄壁进行了对比分析.结果表明,折痕引入能有效降低常规六边形构件的峰值载荷、载荷波动系数,提高能量吸收和增加冲程效率,验证了折痕构件的有效性.六边形折痕构件具有较高的冲程效率,模块凹角宽度及壁厚对冲程效率、吸能评价指标影响较小.载荷波动系数随壁厚增加而降低,构件的峰值载荷、平均压溃载荷及吸收能量随壁厚增加而增加.模块凹角宽度对构件的防冲性能影响较大,应选择合适的模块凹角宽度.随“堆积”模块数增加,峰值载荷降低,反力波动增大.防冲构件与现有液压支柱结合使用能提高支柱的防冲性能.     

组合煤岩破裂声发射特性和冲击倾向性试验研究

为完善冲击地压灾害预测判据,通过试验研究煤、岩石和组合煤岩3类试样的声发射(AE)特性及冲击倾向性规律。结果表明:组合结构中的岩体对煤体的力学性质和冲击倾向性有显著影响。试样的载荷-冲击倾向-声信号变化具有一致性,随着冲击倾向从弱至强变化,AE信号分布呈密集连续-脉冲连续-瞬时脉冲的特征。分析大量不同冲击倾向性试样的AE量化数据发现,试样冲击倾向性越强,其峰后AE振铃计数和能量变化率越高,由此可将峰后AE振铃计数和能量变化率作为冲击倾向性判据。     

考虑损伤与剪胀及中间主应力的巷道围岩弹塑性分析

为研究圆形巷道围岩的稳定性,考虑了巷道围岩的损伤、剪胀特性以及中间主应力效应,建立了圆形巷道围岩弹塑性损伤力学模型,推导出圆形巷道围岩的弹塑性应力场和位移场解析解。研究结果表明:考虑损伤时围岩塑性区范围更大,所需支护阻力增长明显,塑性区位移明显增加;剪胀对位移场影响较大,对应力场影响较小,剪胀系数越大,需要提供的支护阻力就越大;随着中间主应力系数的增大,所需支护阻力降低,塑性区位移减小,最大位移减小幅度高达79.74%,不考虑中间主应力的强度准则偏于保守;考虑损伤、剪胀和中间主应力的新的位移解更加合理,研究成果为圆形巷道的设计支护提供了一定的理论基础和参考价值。     

“新”方法更抗“压”

“只有下不了的决心,没有治不了的冲击地压”,这是山东能源新汶矿业集团有限责任公司（简称新矿集团）树立的冲击地压防治（简称防冲）理念。所谓;中击地压,是指井巷或工作面周围岩体,由于弹性变形能的瞬时释放而产生的一种以突然、急剧、猛烈的破坏为特征的动力现象,是一种特殊的矿山压力显现。     

基于能量理论的煤与瓦斯突出机理探讨

为研究煤与瓦斯突出的力学机理和能量来源,根据理想气体状态方程,推导了采场围岩瓦斯突出过程中的瓦斯压力、瓦斯含量与对外做功的关系,基于弹塑性力学,阐明了岩体弹塑性状态转化前后应变能释放机理。研究结果表明:煤与瓦斯突出是瓦斯势能与煤岩体弹性能共同作用并转化为煤岩体动能的结果;瓦斯势能释放值与释放路径无关,而与瓦斯压力和瓦斯含量相关,与煤壁前方塑性区扩展规模相关;将其应用至1次特大型煤与瓦斯突出事故中,核算的突出煤量、瓦斯含量和煤体抛出速度基本吻合于实际结果;基于理论分析提出了煤与瓦斯突出的3项防治措施,一是通过钻孔卸压或瓦斯抽放减小瓦斯压力,二是增加极限平衡区距离或减小截深,三是避免高瓦斯巷道或工作面出现蝶形塑性破坏。     

吸能让位防冲支护结构与围岩协同作用体系研究*

为防治冲击地压危害,减小人员伤亡与经济损失,采用数值计算方法建立吸能让位防冲液压支架与围岩协同作用体系模型,计算支架和围岩组合体系在静载和冲击载荷作用下的受力状态。结果表明:静载条件下,受煤层影响巷道右侧拱肩位置应力值与塑性应变相对最大,此处最易发生破坏;吸能装置在静载条件下没有发生压缩变形,表明吸能装置不会影响支架正常工作;竖向冲击荷载条件下,受煤层结构影响巷道右侧拱肩处等效塑性应变值增大相对比较明显,吸能防冲支架中间液压柱与右侧液压柱水平位移变化相对最明显;冲击地压发生过程中,支架与围岩间相互作用力变化较大,总体可分为振动段、平稳段、上升段、波动段4个阶段。     

深井厚煤层大巷孤立煤体冲击危险性评价研究*

为了探究大采深条件下厚煤层大巷孤立煤体频繁发生冲击地压的原因,以梁宝寺煤矿35000采区为工程背景,采取现场实践、数值模拟等方法分析不同采深、煤厚、大巷间距等因素对大巷孤立煤体冲击地压的影响,提出深井厚煤层大巷孤立煤体冲击地压的危险性评价方法。研究结果表明:大巷孤立煤体的采深与垂直应力峰值呈正相关,采深1 200 m时煤体的垂直应力峰值是采深500 m时的3倍左右;大巷孤立煤体随着煤层厚度的增加,其应力集中程度不断升高,且应力峰值向煤体弹性承载区转移;大巷间距越小,孤立煤体弹性承载区应力越集中,发生冲击地压可能性越高;包含开采影响因素和煤层冲击倾向性的大巷孤立煤体冲击危险性评价方法符合现场实际情况,可为大巷孤立煤体冲击危险性评价提供1种思路。     

预应力中空注浆锚杆锚固机理与参数分析

基于理想弹性载荷传递函数关系,建立了力学数学模型,探讨得出预应力中空注浆锚杆锚固段的力学平衡微分方程。通过分析锚杆和注浆体之间共同作用的效果,得出预应力中空注浆锚杆的轴向荷载和界面剪应力的分布函数,并且对影响锚固体锚固效果的参数进行了分析。结果表明:增加锚杆和注浆体的直径可以很好的增强支护效果,但是单一增大锚杆的长度并不能达到更好的支护效果;经由过程计算和分析,得出事先在锚杆上施加预应力,能更好地限定围岩变形。     

基于信息融合技术的冲击地压算法模型研究

冲击地压是煤岩体突然遭遇动力破坏,释放大量能量的灾害动力现象,可摧毁顶板、巷道、引发其它矿井灾害,造成人员伤亡.在冲击地压的预测、预报中,煤矿企业安装了不同公司的独立子系统,但这些系统侧重点不同,检测到的信息是不完整、不全面、不精确甚至有时是互相矛盾的.为此,需要运用信息融合技术把各个系统进行动态优化组合.根据矿山压力显现的基本规律性和各变量之间的内在联系,应用D-S证据融合理论,把微震监测系统、综采压力系统、电磁辐射系统、钻孔应力系统,包括钻屑法等环节获得的信息进行数据融合,其融合的结果能更好的解释矿山压力与岩层顶板运动发展的规律性,提高了冲击地压预测预警的准确率,改善了系统的可靠性,对于提前掌握顶底板运动变化的趋势和规律,指导安全生产与决策具有—定的指导意义.     

近直立煤层冲击地压自保护卸压机制与防控

为有效防控近直立特厚煤层群水平分段开采中产生的冲击地压问题,以乌鲁木齐矿区乌东煤矿南采区为研究对象,分析87°近直立特厚煤层群冲击原因,探究这类煤层冲击地压防控的重难点,提出自保护卸压防控方法并分析该方法的卸压防冲效果。研究表明:近直立煤层群冲击地压主要发生在首采煤层中,主要原因为巷道位于支承压力与水平构造应力叠加产生的高应力区,冲击危险性高;对首采煤层采取自保护卸压措施,既可以改变煤岩体所处的应力环境,使支承压力与水平构造应力叠加产生的高应力区向深部煤岩体中转移,将采掘工作面巷道置于低应力区,还可以改变煤岩的性质,使其失去集聚大量弹性能的可能性,从而防止冲击地压发生。     

诱导式防冲支护装置的屈曲吸能特性研究

基于薄壁管件屈曲吸能原理,设计了具有特殊形状的诱导式防冲支护装置,应用于一种新式巷道吸能防冲液压支架中,旨在当突发围岩冲击时,通过装置自身及时的变形让位过程,应对支架遭受的冲击破坏作用并快速吸收其携带的冲击能,从而支架结构受到保护,围岩稳定性与巷道的整体性得到保障。防冲支护装置的承载力与吸能量通过吸能理论分析与计算获得;利用ABAQUS大型分析软件模拟两种防冲支护装置结构形式的变形吸能过程,在轴向加载的条件下进行单节支护装置准静态压缩试验。结果表明:单节防冲支护装置支护力大,比吸能高,吸能量大,总体吸能效果好。防冲支护装置吸能特性研究,为解决当下冲击地压发生时巷道支护安全问题提供了新方法。