栗木山隧道层状硬岩掘进控制爆破技术

岩体中的节理会造成爆炸应力波的耗散和泄露,从而影响爆破效果。平罗高速栗木山隧道围岩以Ⅲ、Ⅳ级为主,岩层中厚层状、质地坚硬,因水平节理的影响施工过程中易出现炮孔利用率低、周边超欠挖现象。通过采用楔形加直眼混合掏槽形式、合理布置炮孔、控制单孔装药量、周边孔采用空气间隔装药结构等措施,增强掏槽爆破能量而控制周边孔、二圈眼的装药量,减少了节理面附近的岩体过度破坏;同时严格按设计爆破图表施工,提高了炮孔利用率和光面爆破半孔率,研究取得了良好的爆破效果。     

深孔聚能预裂爆破切顶卸压机理与应用

为解决悬顶导致的煤柱及邻近巷道高应力和大变形问题,结合工作面顶板地质条件,提出深孔聚能预裂爆破切顶卸压专项方案,采用数值模拟及现场试验对卸压效果开展综合研究。研究结果表明,煤层顶板在切顶后垂直应力减幅为21.62%,预裂切顶措施可显著降低煤柱及邻近巷道围岩应力水平。试验发现,炮孔内轴向贯穿裂缝明显,可实现采空区顶板及时垮落。顶底板在切顶后累计位移量减幅达59.27%,巷道两帮及顶底板移近变形得到有效控制,煤柱垂直应力增量显著降低。实践证明,采用深孔聚能预裂爆破切顶卸压效果显著,可大幅提高作业效率,为类似矿压防治工程提供借鉴。     

爆炸荷载下刚-柔耦合围岩支护结构二维平板动态损伤破坏特征试验研究

为探究爆炸冲击荷载下以橡胶水泥砂浆(RCM)作为柔性吸能材料的“刚-柔耦合”围岩支护结构的动态稳定性,通过搭建二维平板爆炸冲击试验系统,开展单体平板试件在中心起爆方式下和组合体平板试件在偏心起爆方式下的单孔爆炸冲击荷载试验;并从炮孔动态膨胀响应特征、剥落区形成机理和爆生裂缝扩展机理3个方面,探究“刚-柔耦合”围岩支护结构二维平板试件的动态损伤破坏特征。最后,从应力波传播和协调变形2个方面分析讨论“刚-柔耦合”围岩支护结构中多层材料间的耦合作用特征与围岩稳定性机理,进一步印证以RCM作为柔性材料的“刚-柔耦合”围岩支护结构降低围岩及其支护结构动力损伤的潜力。研究结果表明：随橡胶体积分数增大,平板试件整体的损伤破坏程度明显减小;尽管RCM单体平板试件的爆后炮孔直径和剥落区面积因橡胶体积分数的增大而有所增大,但RCM有效降低了组合体平板试件的爆后炮孔直径、剥落区面积和爆生裂缝总长度。平板试件在爆炸冲击荷载作用下主要受到爆炸冲击波与爆轰气体的共同作用,尤其在底板对炮孔的封闭约束下,炮孔中也因爆炸能量的瞬间释放形成了向上的聚能射流效应,进一步导致了V形爆坑剥落区的形成。在同一起爆方向下,当橡胶体...     

爆炸应力波对深埋巷道的作用效应分析

运用工程分析软件ANSYS模拟几种常见形状的巷道结构在爆炸应力波作用下围岩的位移时间历程和Mises等效应力时间历程,进而分析这些不同形状巷道结构在爆炸应力波作用下的位移、振动、变形情况,得出在爆炸应力波作用下巷道结构易破坏的位置并给出防护对策。     

特厚煤层回采巷道顶板变形特征及控制技术

为了解决特厚煤层回采巷道顶板变形严重、支护困难等问题,通过现场观测和理论分析得出特厚煤层回采巷道变形因素及其特征,并利用FLAC3D数值模拟软件分析了在原支护和高强恒阻让压锚网索联合支护2种护巷方式下巷道围岩变形情况.研究结果表明:含软弱夹层的特厚煤层回采巷道自稳时间短,变形速度快,顶板破碎严重,塑性区破坏范围较大,巷道顶板整体变形明显;高强恒阻让压锚网索支护系统能够适应围岩高应力的特点,遏制顶板过度变形破坏,满足该地质条件下巷道顶板大变形的趋势.工程实践表明,高强恒阻让压锚网索支护时巷道顶板最大下沉量为206 mm,并且现场未出现锚杆(索)破断失效的情况,支护结构能够满足巷道顶板变形特征,保障综放工作面的安全高效生产.研究结果可为类似条件下的巷道顶板控制提供参考.     

综放大跨度三心微拱形开切眼围岩破坏机理与控制技术

针对松软厚煤层综放大跨度开切眼围岩控制难题,以魏家地煤矿2303工作面开切眼为工程背景,采用数值模拟与现场实践相结合的方法,提出了三心微拱形开切眼断面形状,探讨了三心微拱形开切眼围岩应力分布特征及破坏机理,并与矩形切眼对比分析。结果表明:三心微拱形开切眼的肩角和顶板受力均匀,能够将顶板垂直应力传递到两帮,肩部所受压应力明显减小,未出现较大应力集中现象;肩角附近围岩主要受到压剪破坏,破坏区域集中,呈"蝶形"分布;顶板围岩受到拉剪破坏,破坏区域面积减小,围岩相对稳定;且弧形顶板、肩角有利于锚杆安装。基于三心微拱形开切眼围岩破坏特征,提出了锚杆-锚索-锚网联合支护的围岩控制技术,顶板下沉量减少50%,两帮移近量减少55%;在2303工作面进行工业性试验,现场实测顶板下沉量为170 mm,两帮相对移近量为220 mm,围岩控制效果良好。     

圆弧形聚能装药结构爆破破岩效果数值模拟

为了研究不同圆弧形聚能装药结构下爆破参数最佳的爆破效果,以实现现有煤矿岩巷掘进高效破岩的需求。基于非线性动力模拟软件ANSYS /LS－DYNA 建立了圆弧形聚能装药爆破几何模型,研究了炮孔直径42mm时聚能圆弧半径10mm、圆弧边缘至炮孔中心距离分别为6mm、8mm、10mm、12mm下的聚能爆破破岩效果,通过添加失效关键字得到各个工况的裂纹发展情况,对比分析了不同工况下的聚能过程和距炮孔中心聚能和非聚能方向的有效应力时程曲线;展现了聚能装药情况下的岩体损伤演化历程。研究结果表明：四个工况都出现了不同的聚能效果,对裂纹的发展起到一定的导向作用;随着聚能穴内边缘至管中心距离的增大,有效应力峰值先减小后增大,其中聚能穴内边缘至管中心距离12mm,单位装药量为10.47cm3时有效应力峰值最大;聚能穴内边缘至管中心距离12mm在距炮孔15cm处最先达到完全损伤破坏,说明聚能穴内边缘至管中心距离12mm的装药结构参数聚能效果最佳。     

深部采场无底柱深孔后退式开采围岩力学响应特征

 运用Surpac 和FLAC^3D组合建模技术建立深部矿区三维数值分析模型,基于多元线性回归分析方法模拟反演出深部区域现存地应力场,采用模型重构方法获取了采场及周边的局部地应力分布规律.研究某采场利用无底柱深孔后退式采矿方法开采的围岩力学响应特征,结果表明:1)采场围岩的最大拉应力为0.40 MPa,最大水平位移为28.2 mm,出现在采场 Y 向中轴线附近南帮位置,最大垂直位移为27.43 mm,出现在 Y 向中轴线附近顶板位置,采场围岩发生了一定范围的塑性破坏;2)采场 Y 向中轴线附近位置顶板位移较大,应加强地压监测;采场东头由于受到爆破积累损伤的影响,在对东头侧向崩矿时,要适当调整孔网参数;采场南帮临近区域要增加预裂孔、减小单孔装药量及每段起爆药量,防止爆破超挖矿柱,影响整个盘区的稳定.     

预裂爆破成缝机理及预裂孔间距的设计方法

通过对不同不耦合系数条件下裂缝扩展速度和爆生气体扩散速度进行计算分析,发现裂缝的扩展速度和爆生气体扩散速度随着不耦合系数发生变化,两者量值的对比关系决定了爆生裂缝是由爆炸应力波和爆生气体共同作用的结果,从而揭示了预裂缝的形成机理具有随时间和装药参数动态变化这一特征.基于炸药爆炸应力波和爆生气体作用下炮孔周边应力分布特征,提出了预裂孔间距的设计方法,给出了运用岩体的动态抗压强度和动态抗拉强度计算孔间距的公式.     

水库蓄水土质岸坡拉剪断裂破坏机制研究

基于土体结构特征从土体宏微观变化、岸坡变形、掏空等方面解释了水库蓄水期间土体浸泡软化机制。采用断裂力学方法推导求证了土质岸坡浸泡软化拉剪断裂破坏机制,并将土质岸坡浸泡软化拉剪断裂破坏进一步分为基座软化拉剪破坏模式和基座掏空拉剪破坏模式,给出了两种破坏模式的地貌演绎过程。通过建立两种破坏模式的物理模型和力学模型,从断裂力学角度推导出了潜在坍塌体裂缝尖端应力强度因子表达式。算例分析表明,土质岸坡破坏表现为显著的浸泡拉剪断裂破坏模式,并讨论了潜在坍塌体长度、高度、裂缝角度以及裂缝垂直长度对应力强度因子的影响。土体断裂韧度较小,导致岸坡坍塌体规模不大,土质岸坡的浸泡软化整体滑移破坏往往是滞后的,通常岸坡先局部软化,基座变形后发生塌岸破坏,后续上覆岸坡失去支撑发生整体式滑移。
     

岩石巷道周边双向聚能定向断裂控爆技术

传统光面爆破法受原理本身的局限应用效果不佳。针对这一情况,基于聚能爆破原理,采用ANSYS/LS-DYNA软件对无限岩体中的柱形药包爆破进行数值模拟。根据爆破特性,选取塑性炸药,采用高能炸药燃烧模型、Johnson-Cook塑性材料模型及切缝聚能爆破的定向断裂爆破方式。结果表明:聚能爆破比传统光面爆破形成的岩石裂缝长,裂纹增长率为91%～117%。根据东保卫煤矿地质条件,将PVC聚能被筒作为双向聚能爆破装置,确定技术参数。工业实验结果证明,双向聚能定向爆破有效提高了岩石巷道成型质量及巷道掘进速度,经济效益良好,具有推广应用价值。     

瑞能煤矿区段煤柱中巷支护技术

在瑞能煤业有限责任公司采空区留下的相临的2条块区段煤柱中间试掘运输巷和回风巷(简称区段煤柱中巷)。由于2条巷道均出现压力大,造成巷道难以支护,影响正常掘进。以该矿区段煤柱中巷支护为工程背景,采用三维有限差分法数值计算软件(FLAC3D)分析巷道掘出后围岩的应力场和位移场并对不同支护方式巷道的变形破坏机理进行对比性模拟,并根据模拟实验结果制定支护方案,为区段煤柱中巷支护方案的优化确定提供科学依据。     

深部矿井倾斜煤层采空区下回采巷道布置的数值模拟

为减少深部矿井倾斜煤层采空区下回采巷道的变形量和卧底量,降低回采巷道的返修率,以某矿为例,分析采空区下布置回采巷道的矿压显现规律及回采巷道位置参数,并采用FLAC^3D快速拉格朗日差分分析法进行数值模拟计算。结果表明：两层煤联合开采的下层位煤层回采巷道,应布置在上层位煤层已经稳定的采空区下;回采巷道与上层位煤体边缘之间的水平距离可通过取其在下层位煤层应力降低区域与下层位煤层小变形区域的取值范围的交集获得。该研究为采空区下回采巷道的位置选择提供了可靠的理论依据。     

活鸡兔煤矿顶板稳定性分析与支护方案设计

为精细化研究活鸡兔煤矿2-2煤层顶板岩层稳定性并提出针对性的支护方案,采用理论分析、现场探测、数值模拟等方法对活鸡兔2-2煤层范围内岩层顶板稳定性进行了分析与计算。结果表明：活鸡兔2-2煤层巷道以Ⅰ类顶板为主,局部区域出现Ⅱ类和Ⅲ类顶板;巷道顶板整体完整性好,局部小裂隙发育;工作面回采扰动对Ⅰ类顶板巷道稳定性影响较小,对Ⅲ类顶板巷道存在有限影响。据此提出了活鸡兔2-2煤层Ⅰ类、Ⅱ类和Ⅲ类顶板条件下巷道支护方案并进行了现场试验,结果表明所提出方案能有效地维护巷道顶板稳定。     

大采高综采工作面区段煤柱的合理尺寸

以晋城煤业集团赵庄矿五盘区首采面巷道间的煤柱留设为工程背景,通过理论计算、数值模拟及现场观测方法,分析大采高工作面煤柱尺寸对巷道围岩稳定性的影响.结果表明：赵庄矿五盘区首采面巷道间的煤柱宽度应为40 m.5302工作面采用宽度40 m的煤柱进行巷道锚杆支护,效果良好,围岩完整、稳定.理论计算、数值模拟结果与实际情况相吻合,说明所设计的煤柱尺寸满足安全生产需要.该研究为大采高综采工作面区段煤柱合理选择提供了依据.     

煤层巷道预排瓦斯带的流固耦合效应数值模拟

针对在研究本煤层瓦斯涌出规律时,没有准确方法确定煤层巷道预排瓦斯带宽度的问题,基于瓦斯渗流和煤岩变形理论,建立含瓦斯煤岩体瓦斯渗流方程和煤岩巷道变形场方程,确立了煤层巷道预排瓦斯带流固耦合数学模型,以沁水煤田综掘煤层巷道作为实例进行数值模拟计算,研究得出含瓦斯煤岩巷道损伤的时空演化规律.提出基于示踪原理的实测煤层巷道预排瓦斯带宽度的方法,实测考察与数值计算结果具有一致性.研究提出的方法能够解决煤矿工作面瓦斯涌出量预测精度问题.     

近距离煤巷群围岩稳定性计算与分析

基于潘家窑矿煤巷群的现场实际和拟建巷道的不同设计位置,建立了六种工况模型。分别采用FLAC3D数值模拟软件进行开挖模拟,并从位移、锚杆、锚索受力、塑性区分布等方面进行了分析,获取了对应工况下受力分布规律,为类似条件下的煤巷群围岩变形控制提供理论参考和技术借鉴。     

深井巷道围岩滞后注浆加固的合理时间

合理滞后注浆时间的确定是深井巷道围岩加固支护技术的关键,在分析深井巷道最佳支护时间原理的基础上,以望峰岗矿-817 m水平巷道为研究背景,通过现场实测及UDEC数值模拟对巷道掘进后围岩变形及裂隙发育特征进行深入研究,获得了深井巷道围岩滞后注浆加固的合理时间。结果表明,注浆加固应在巷道剧烈变形阶段后的缓慢变形阶段初期,在巷道围岩裂隙发育相对稳定时,合理时间为巷道掘进后15～20 d。工程实践表明,合理时间的滞后注浆有效地控制了深井巷道围岩稳定性。     

巷道煤柱自燃温度场数值模拟与火源定位的研究

对于巷道自然发火,我国当前煤矿现场往往采用试探法打钻,然后灌注泥浆或水实施救灾.但在救灾时,准确确定火源位置是救灾关键;由于影响条件的复杂性,目前对相关机理的研究未进行深入研究.针对这一问题,论文针对巷道自燃可能的5种自燃情形,采用动态数值模拟方法研究巷道自燃后温度场和温度曲线图的分布,得出了不同火源位置,巷道表面温度分布规律为当前煤矿现场救灾确定火源点、实施打钻注浆灭火时提供技术指导.图11,参8.     

特殊条件下巷道锚索支护结构与参数研究

现场采集五家沟矿5#煤层及顶板煤岩试样,实验室测定其力学参数。运用数值模拟方法,研究简式桁架锚索与单体锚索不同组合结构围岩控制效果,得出厚煤顶块裂煤巷简式桁架锚索关键支护参数。结合工程类比法设计5#煤层辅运大巷简式桁架锚索与单体锚索"交错布置"组合支护方案。实测顶底板相对移近量152 mm、两帮移近量125 mm,围岩控制效果良好。