煤巷顶板岩层赋存特征及块体梁顶板稳定性分析

通过煤系地层露头的现场考察研究,揭示了煤巷顶板岩层基本赋存特征,采用数值模拟研究了规则块状赋存顶板稳定性,进而分析总结了煤巷顶板岩层力学结构形式及其稳定性,并对葛泉矿一条轨道巷大青灰岩顶板进行了探测分析及支护应用。结果表明:煤巷顶板具有层状赋存、受节理裂隙面切割成为不同尺度的块体两个显著特征;规则块状赋存顶板易于形成相互铰接的多块体平衡岩梁结构,属于易于稳定岩层,其中弱面间距与岩层悬露跨度相近情况下,弱面位于巷道跨中位置,岩层和巷道围岩整体的稳定性最差,位于帮角时次之;当弱面间距远小于岩层悬露尺寸时,影响相对较小,岩层和巷道围岩整体比较易于稳定。     

矿岩接触带巷道顶板变形问题研究

为研究矿岩接触带巷道顶板变形对接触带巷道稳定性的影响,以大冶铁矿矿岩接触带巷道为研究对象,通过力学分析,建立接触带巷道顶板力学模型,推导接触带巷道顶板岩梁挠度表达式;运用FLAC3D数值模拟软件,模拟接触带巷道顶板应力分布和沉降量的变化情况;通过现场监测试验,分析接触带巷道矿岩两侧顶板累积沉降量和沉降速率的变化规律。研究表明:接触带巷道两帮应力局部集中,顶底板存在卸压现象,且顶板应力在接触带处出现波动跳跃;巷道顶板沉降显著,但位移云图变化平稳,位移影响区范围为沿巷道方向接触带前后5.00m左右;接触带巷道铁矿侧顶板累积沉降量和沉降速率均比大理岩侧小;接触带巷道大理岩侧顶板沉降速率先增大后减小,铁矿侧顶板沉降速率先增大后减小再增大再减小。     

矿岩接触带巷道顶板沉降变形相似模拟试验研究

为分析矿岩接触带巷道顶板沉降变形对巷道稳定性的影响,以大冶铁矿尖林山矿区接触带巷道为研究对象,基于相似原理,构建了矿岩接触带巷道物理相似模拟试验模型,设计了沿巷道走向与矿岩接触面对称布置的应变位移计监测方案,分析了接触带巷道顶板沉降变形规律。研究结果表明:接触带巷道顶板两侧岩体沉降变形量和变形速率存在差异,接触带巷道大理岩侧顶板沉降量和沉降速率大于铁矿侧;邻近巷道开挖扰动对已开挖巷道顶板变形破坏有较大影响,增大了接触带巷道两侧岩体的沉降变形程度。结合大冶铁矿矿岩接触带巷道顶板沉降量监测数据,从顶板沉降量、沉降速率2个方面对比分析了相似模拟试验和现场监测试验结果,表明矿岩接触带巷道顶板沉降变形规律具有一致性。     

大跨度巷道顶板围岩破坏特征及控制技术研究

为了研究大断面及大跨度巷道围岩变形特点,依据矿压及岩层控制理论建立大跨度巷道顶板力学模型,将大跨度巷道顶板抽象成一个简易梁结构,并对其进行分析可知,大跨度巷道破坏主要与巷道断面大小、围岩性质、巷道埋深、岩体完整性、巷道围岩的地应力、地下水以及巷道的支护形式与支护参数等有关,当顶板所承受的力大于它的极限承载力时,它就会沿着巷道两帮滑移切断;针对其破坏形式提出了大跨度强化梁控制技术,可以有效防止顶板垮落。     

特厚易发火煤层沿空巷道顶板离层分析及控制技术

特厚易发火煤层沿空巷道变形严重、覆岩裂隙和离层发育范围广,易与采空区进行气体交流,同时大大降低顶板的承载能力,影响巷道安全使用,故对巷道顶板离层机理的研究十分必要。以彬县水帘洞矿3802工作面沿空巷道为工程背景,通过直接顶的特性和岩层质量指数建立特厚煤层沿空巷道覆岩结构模型,依据离层机理的不同将顶板离层分为上部结构区、中部稳定区和下部离层区,并分别阐释其离层特征及控制思路;在上述基础上,提出离层控制方案;通过FLAC3D数值软件验证方案中锚杆（索）各项参数的合理性;最后监测结果表明支护方案设计合理,离层效果控制明显,工程实践证明了研究结果的可行性。     

巷道顶板三维板梁结构的传力机制研究

为了揭示巷道开挖前后,巷道顶板三维板梁结构内应力场的演化规律,通过建立层状岩层的承载传力力学模型,研究了层间结构面和层状岩体变形对承载和传递应力的扰动作用,提出了层间结构面和层状岩体承载传力的能量分析方法,确定了层状岩体的应力传递和应变能密度解析解,揭示了结构面储能和层状岩体承载传力的影响规律,并在淮南张集矿1412A工作面开展工程应用。结果表明:法向刚度和切向刚度决定了层间结构面的储能能力,法向应力和切向应力决定了结构面的实际储能大小;岩层的承载应力并非等于上部岩层的负重,而是上部岩层的作用应力、自重应力、下位岩层的作用应力叠加的结果;应力传递效率与相邻上下层岩层的容重比呈正相关关系,与层厚比呈负相关关系,与弹性模量比呈负相关关系;1412A工作面开采时,1#煤顶板第1层薄的软弱泥岩无法承载上方岩层的重量,第2层厚的中砂岩可以承载上方岩层及自身重量,载荷应力为0.90 MPa,计算得到该类条件下基本顶初次断裂步距为30.7 m,与现场实测结果基本一致。     

上行卸压开采顶板裂隙带巷道失稳过程物理模拟

为解决上行卸压开采顶板裂隙带巷道大变形问题,采用物理模拟方法,研究上覆岩层活动特征及裂隙发育破坏过程,分析锚杆支护条件下巷道围岩应力变化过程及变形破坏特征。结果表明:顶板裂隙带巷道随着上覆岩层有整体下沉特征;上行开采采动影响阶段,在采动应力与巷道掘进围岩应力叠加形成的应力场和采动裂隙场共同作用下,顶板裂隙带巷道围岩强度大幅降低,巷道断面收敛变形强烈,采动影响稳定阶段围岩应力低,用锚架联合支护或注浆加固围岩技术手段能维护巷道断面,保证其安全使用。     

基于剪切梁理论的爆破扰动对巷道顶板稳定性影响研究

厚煤层沿底布置巷道顶板维护难度较大,从爆破扰动影响顶板稳定性的角度对此进行了研究.在分析爆破应力波远区破坏效应的基础上,建立了沿底布置巷道顶板的剪切梁模型,依此研究了顶板煤、岩体的水平位移及应力分布规律,最后以某矿地质条件为原型利用Flac3D数值软件进行了模拟研究.研究发现:基于爆破应力波的远区破坏效应,沿底布置巷道的顶板煤层与上覆岩层的相对错动可以用剪切梁理论加以分析.基于此得到了厚煤层巷道顶板中煤层与岩层单调加载过程及循环加载条件下的位移及应力分布,单次爆破对顶板的影响有限,多次扰动的累积效应会对其产生一定程度的损伤.模拟中,随着装药量的增加,沿底布置巷道顶板煤、岩体的水平位移随之增加,且煤体的位移量大于岩体;持续扰动条件下,煤、岩体的水平位移均出现了累加效应,且随着动力扰动作用次数的增加,煤、岩体的相对错动逐渐增大,容易产生顶板离层垮落等动力灾害.研究成果对加强扰动作用下顶板的支护管理具有一定的理论与指导意义.     

巷道特厚泥质顶板失稳因素分析及控制技术

为研究巷道特厚泥质顶板失稳因素及其敏感性,通过现场调研和理论分析,确定6个影响特厚泥质顶板稳定的主控因素;以黄岩汇煤矿15107工作面为工程背景,采用有限差分软件FLAC5.0开展6因素3水平正交试验,运用方差分析方法研究各影响因素的敏感性;提出针对性的控制措施并开展现场应用。研究结果表明:影响特厚泥质顶板变形的各因素敏感性排序为:直接顶强度巷道宽度顶板支护强度直接顶厚度帮部支护强度煤层强度;直接顶强度、顶板支护强度及巷道宽度对巷道顶板变形的影响高度显著;煤层强度和帮部支护强度对巷道帮部变形的影响高度显著;提出的强化顶板承载结构及帮顶协同控制的支护对策,现场应用效果较好。     

深部采场进路开采顶板稳定性分析与支护设计

为降低深部矿体开采中冒顶事故的发生概率，确保井下安全开采，采用Q系统分级法、RMR岩体分类和BQ分级法对矿区岩体进行质量评价，结合块体理论和三维有限元分析进路开挖后顶板的稳定性。研究表明:部分岩体在进路开挖后顶板处出现较大拉应力集中，抗拉稳定性降低，极有可能出现冒顶事故。针对这类不稳定岩体，提出永久巷道采用锚喷支护，临时巷道采用锚杆穿带支护；并运用悬吊理论、组合梁理论、屈服强度理论和安全系数法分析支护条件下进路顶板的稳定性，优化支护结构参数。通过振弦式锚杆应力计收集现场未支护巷道与支护巷道轴向力，得出该支护设计对开挖后岩体变形起到了明显改善作用。     

极破碎围岩半煤岩巷变形破坏机理及支护控制研究

针对强膨胀性极破碎围岩半煤岩巷出现的大底臌、折帮和顶板下沉等变形破坏和支护困难的问题,运用力学理论分析、数值模拟分析和现场试验研究相结合的方法,研究了巷道变形破坏机理及其控制策略。研究表明:在原以工字钢拱架为主的被动支护条件下,巷道变形破坏受到吸水膨胀、软弱夹层、节理等弱结构面多重影响,巷道变形破坏严重。提出了“全断面锚索+金属网、钢带、梯子粱”联合支护,经过现场实践,掘进巷道在新方案支护183天后,两帮、顶底板收敛变形明显减小,变形处于相对稳定状态,达到了支护效果。     

软弱围岩节理性质对隧道塌方范围影响研究*

为探究节理岩体在节理扩展-节理破坏-岩体失稳过程中的力学特性变化及变形破坏规律，采用块体离散元软件3DEC进行数值模拟，对节理岩体中隧道开挖后围岩的应力变形状态进行研究。结果表明:法向刚度较小时，可能造成的塌方范围大，法向刚度较大时，造成的塌方范围小；节理剪切刚度对隧道塌方范围的影响较小；节理内摩擦角变化对断层塌落体及上覆未塌落体范围的影响较小。     

强膨胀软岩巷道锚网喷架联合支护技术研究

强膨胀软岩巷道的支护问题是西部地区矿井建设中普遍遇到的难题。为解决强膨胀软岩遇水泥化、崩解等给巷道掘进、支护等工程带来的困难,以强膨胀软岩巷道支护工程为研究对象,通过理论分析和现场调研,研究强膨胀软岩巷道变形机理;利用有限元分析软件MIDAS/GTS建立强膨胀软岩巷道数值仿真模型,分析了锚网喷架联合支护时巷道塑性区范围、表面位移和钢支架的受力特征。进行现场测试,获得了巷道围岩变形和锚杆受力变化规律。结果表明,采用钢支架与锚网喷构成联合支护体系可有效提高支护结构整体刚度,提升围岩的自稳能力和自承能力。     

不同切槽参数对围岩稳定性分析

为了分析切槽深度和宽度对巷道围岩变形的影响和确定最佳的底板切槽参数,通过理论分析底板破坏的特征和相应的支护措施;采用FLAC 3D模拟了在不同切槽条件下巷道围岩变形的影响规律;研究了在不同切槽参数条件下巷道围岩的变形情况。结果表明,底板岩层强度不同时应当采取不同的支护措施,底板岩层强度较低时适宜采用加固法,强度较高时采用卸压法。当采用底板切槽来降低巷道围岩变形量时,在底鼓量逐渐减少时顶板下沉量也在急剧增加,并且顶板下沉量要大于底鼓的减少量。因此采用切槽卸压降低底鼓量的方法适用于顶板比较稳定的岩层,在底板中部切槽的效果要优于在两底角切槽,切槽深度为巷道宽度一半时,巷道稳定性最好。     

基于力电耦合冲击矿压电磁辐射预测法的研究

笔者首先提出了煤岩变形破裂过程电磁辐射与应力耦合的概念 ,然后在实验研究、理论分析和数值模拟的基础上从力电耦合的角度研究了煤岩冲击矿压预测的电磁辐射法 (EME)。研究结果表明 :FLAC3D方法能对矿山巷道掘进过程煤岩内部应力场进行有效的数值模拟 ;电磁辐射信号主要来源于应力集中区 ,在场点监测到的电磁辐射信号主要是应力集中区煤岩变形破裂过程产生的 ;EME信号呈现出与煤岩内部应力变化相同的规律 ;利用力电耦合方法研究煤岩冲击矿压电磁辐射预测法是可行的。笔者最后还对未来煤岩冲击矿压电磁辐射预测法的研究进行了展望。     

岩质边坡开挖空间块体表征与动态失稳滑落安全稳定性评价

为了研究边坡工程中开挖角度对动态滑落的影响及评价整体安全稳定性,利用现代非接触测量技术,对辽宁境内庄盖高速(庄河-盖州)某边坡进行坡体结构面信息采集,并导入自主研发的GeoSMA-3D系统,建立该岩质边坡的三维裂隙空间实体模型,在工程不同开挖角度下搜索出边坡关键块体。在此基础上,利用二维数值流形法(NMM)程序,模拟不同开挖倾角下边坡断面动态失稳滑落过程,分析评价了工程边坡岩体的安全性与稳定性情况。     

基于Winkler模型的沿空留巷底板变形力学分析

沿空留巷顶板岩层垮落到底板时,会影响底板的受力和变形,进而导致底臌,底臌的产生将直接影响采煤工作开展。为了对巷道底板的变形机理进行研究,根据空留巷底板受力特点,将巷道底板视为弹性地基梁,建立顶板岩层垮落在巷道底板上的不均匀荷载作用下的Winkler弹性地基梁力学模型,通过对高阶微分方程求解,分析巷道底板任一处的挠度、转角、弯矩及剪力的分布规律,并结合内力分布规律对底板破坏机理进行分析。结合工程实践,提出了防止底板变形的措施,为类似工程的设计及施工提供参考。     

穿层爆破中控制孔对裂隙扩展作用机理试验研究

为研究控制孔在穿层爆破中对裂隙扩展的作用机理，在实验室内进行穿层爆破相似模拟试验。研究表明:煤岩体试块上表面产生了贯穿炮孔和控制孔的裂隙，侧面生成了多条不规则的裂隙，试块内部出现了包括沿控制孔方向发展的多个断裂面；炮孔和控制孔连线上产生了较高拉应力，炮孔和控制孔连线方向上拉应变峰值是炮孔45°方向上的拉应变峰值的1.12倍；爆破产生的压缩应力波P和在控制孔处反射生成的反射横波Sr、反射纵波Pr在控制孔附近的煤岩体上产生应力叠加，造成煤岩体损伤，最终形成贯穿裂隙。穿层爆破中控制孔对爆生裂隙的扩展起到导向作用，但由于穿层爆破中煤岩交界面的存在，使得应力波出现复杂的反射、透射、叠加效应，造成煤层内裂隙无序发育，工程现场应予以重视。     

高应力巷道底臌变形机理及控制技术分析

为了分析高应力巷道底臌变形机理，以铜川玉华煤矿2407工作面巷道为研究背景，采用理论分析和现场观测相结合的研究方法。根据巷道底臌主要由原岩应力、支承应力、围岩遇水膨胀、流变作用而引起进行分析，推导出计算底臌量的表达式。针对玉华煤矿高应力巷道底臌变形，提出在巷道顶板采用锚网梁索支护，帮部采用锚网支护的原支护条件下，底板采用锚杆注浆和切槽联合支护方式控制底臌。现场观测结果表明:这种联合支护方式能够有效控制巷道底臌变形，底臌量降低了61.5%。将底臌量理论解与现场监测的结果进行比较，误差小于8.93%，验证了理论的合理性，为巷道底臌量分析提供了参考。