综放采场来压阶段支架载荷的计算

基于综放采场支架围岩关系,建立了综放采场来压阶段支架载荷计算模型,引入三铰拱平衡原理推导出来压阶段支架冲击载荷的计算公式.以山东某矿1306综放工作面为例,应用上述模型和公式,得到来压阶段支架冲击载荷为7.19MN,支架载荷为13.3MN,与实测结果13.11MN基本一致,验证了计算模型的有效性,从而为综放采场来压阶段支架载荷计算和支架选型提供了理论依据.     

沙曲矿区地应力及采场地压的综合监测与分析

作为典型复合型顶板的矿山,沙曲矿区的工程地质条件受到多条构造带影响,采煤工作面顶底板均为不稳定性软岩,并含少量裂隙水。为了调查该矿区的地应力条件及地压规律,本文在沙曲矿区的主要开拓巷道中开展了6个地点的地应力测试,结果表明该矿区的地应力场比较均匀,属于准静水应力场。采用现场应力套孔解除和室内围压率测定的方法得到最大水平主应力数值在20.11～22.87(MPa)之间,侧压系数在2.25～2.85范围内,属较高应力; 针对24101等工作面的大采高综采巷道进行了煤柱支承压力的现场监测,结果表明24101工作面的巷道煤柱应力分布特点可以分为塑性破坏区、峰值应力区和原岩应力区; 同时,对南翼14204工作面顶板进行了离层监测和锚杆测力计载荷观测,结果进一步揭示了随着时间的推移,巷道顶板稳定性的衰减主要是由于离层数量的增加所造成的规律。该地应力及采场地压的综合监测及分析结果对沙曲矿区的支护设计和安全生产具有重要指导和实用价值。     

水平应力对顶板跨落角的影响及应用

为得到水平应力对顶板垮落角的影响,进而确定高位抽采钻孔布孔参数,采用理论分析及相似材料模拟实验的方法进行了研究。首先依据基本顶断裂位置围岩结构力学模型,将顶板岩层假设为梁结构,得到单一岩梁在不同水平应力作用下的断裂线位置变化规律。然后将各岩梁的断裂线位置叠加组合,得到水平应力对垮落角发育的影响。为验证理论分析结果,以水平应力值为影响因素设计了三组不同水平应力值条件下的双向加载相似材料模拟实验,得到了不同水平应力值对应的垮落角。研究结果表明:顶板垮落角由各岩梁断裂线位置决定。地基系数较小时,断裂线与地基初始接触位置距离随水平应力的增加表现为先减小后增加,垮落角变化规律同样为先减小后增加,但减小不明显;当地基系数增加时,随水平应力增加,断裂线与地基初始接触位置的距离减小趋势逐渐消除,仅表现为增加趋势,垮落角变化同样表现为增加趋势。现场应用表明,采用双向加载模型得到的垮落角对钻孔布置参数进行优化,优化后钻场抽采浓度及高浓度抽采时间均得到提高。     

预制装配式管廊的施工力学性能研究

以吉首市综合管廊一期工程为背景，基于预制管廊施工回填过程中的原型观测试验和ABAQUS中的“生死单元”功能，建立管廊施工回填过程的三维动态数值模型，研究施工回填过程中装配式管廊的受力变形特性。结果表明：回填阶段管廊结构受力变形呈“两阶段”变化，管廊覆土深度小于2 m时，管廊结构整体上受力变形较小，管廊覆土深度大于2 m时，管廊结构受力变形基本呈线弹性增长；覆土荷载对预制段、现浇段、预制段与现浇段搭接3种不同断面处的管廊结构产生的纵向受力变形整体上大于横向变形，管廊结构顶板和底板跨中位置受力变形明显；就断面变形差异而言，预制段与现浇段搭接处横向受力变形明显。考虑施工过程中管廊的受力变形特性，在管廊结构设计时，对管廊结构顶板和底板的跨中、预制段承插口、尤其是预制段与现浇段搭接等部位需加以特别考虑。     

基于双向聚能拉张爆破理论的巷道顶板定向预裂

为在切顶卸压沿空留巷中获得巷道顶板预裂炮孔的最优间距,基于双向聚能拉张爆破技术,采用以LS-DYNA动力分析软件为基础的数值模拟和现场试验对巷道顶板定向预裂进行研究,优化炮孔间距。数值模拟结果表明,当炮孔间距为400 mm时,应力波叠加后产生有效的拉应力;当炮孔间距为500 mm时,应力波叠加后也能够产生有效的拉应力,该拉应力大于孔壁围岩的抗拉强度,能够使孔壁围岩沿聚能方向形成裂缝,且利于炮孔间裂纹的扩展;随着炮孔间距进一步的增大,当炮孔间距为600 mm爆破时,由于间距过大,应力波无法有效叠加,不能产生连续裂缝。现场试验表明,间距为400和500 mm的炮孔间隔爆破时,未爆破孔自炮孔孔底至孔口产生连续有效裂缝,裂缝长度达2.4 m,相邻炮孔间沿炮孔中心线均能够形成连续有效的切缝面,能够有效控制沿空巷道顶底板位移及沿空巷道顶板压力。综合分析,在3种不同炮孔间距的试验方案中,确定间隔爆破、500 mm的炮孔间距为同一地质条件下3种试验设计中的最优方案。     

深部开采对覆岩破坏移动规律的实验研究

根据淮南矿业集团潘一矿2171（1）工作面开采实践,采用相似材料模拟实验。利用电子经纬仪与数字散斑相关方法相结合监测位移,分析研究了采场上覆岩层的“三带”特征及分布规律,上覆岩层移动发展趋势、演化规律、存在范围及形态,以及与开采宽度的关系。结果表明：一定采宽后顶板垮落规律显著,断层下顶板周期断裂步距减小;岩层下沉系数与岩层高度和采厚比成线性关系,上覆岩层沉降具有非对称性;离层裂隙的发生、扩展、闭合受关键岩层的影响和控制。数据分析还表明,数字散斑相关方法具有较高的精度,这一新的研究方法引入,丰富了上覆岩层活动规律的研究手段。本文结果可为指导工程实践提供重要理论依据。     

超千米深井巷道围岩变形破坏时空演化规律实验研究

针对超千米深井巷道围岩大变形破坏的难题,通过相似模拟实验,分析了巷道周围的应力应变演化规律和倾角对巷道稳定性的影响,揭示了超千米深井巷道变形破坏时空演化规律。实验结果表明:由于岩层倾角的存在,巷道底板两角出现应力集中现象。随外界载荷的增大,巷道拱部左上角与底板右下角首先发生破坏,随后向围岩深部扩展,且出现大范围变形破坏,巷道左帮和右帮应力集中现象加剧;巷道围岩各位置处产生的位移量差别较大,巷道拱部与底板产生位移量较大,两帮位移量相对较小,巷道变形量最大的位置达到30mm以上;超千米深井巷道围岩变形破坏特征分为3个阶段:缓慢变形阶段、剧烈变形阶段和严重变形破坏阶段,巷道围岩产生大变形非对称性破坏,且破坏范围较大,顶底板最大破坏深度达到34mm,巷道围岩失去承载能力,巷道空间完全封闭。将上述实验结果应用于工程实践,提出华丰煤矿超千米深井巷道全断面高强预应力锚网支护,特殊部位加强支护的方案,达到了理想的效果。     

圆宝山隧道炭质板岩大变形段初期支护结构受力特性研究

为了准确掌握丽香铁路圆宝山隧道炭质板岩大变形段初期支护结构受力特性,结合深埋炭质板岩隧道大变形特点,通过调查分析发现炭质板岩具有显著的各向异性特征,在地下水、高地应力及施工扰动等复杂因素作用下表现出显著的蠕变特性,从而导致隧道发生大变形。同时,对圆宝山隧道展开围岩变形及初期支护受力监测,监测结果表明,薄层炭质板岩段围岩的变形速率、变形量整体上较中厚层炭质板岩段围岩大,且达到稳定所需的时间更长;围岩压力与钢拱架应力基本呈从拱顶到拱脚减小的趋势,且围岩压力最大值出现在拱肩,而钢拱架应力最大值分布位置不固定,常见分布位置为两侧拱墙上下,这与钢拱架因发生扭曲而设置横支撑基本吻合;变更支护参数后,围岩的时效特性有明显改善,尤以薄层炭质板岩段围岩最为明显,同时围岩压力分布更加均匀,钢拱架出现拉应力现象不再集中。基于上述研究成果,选择I18型工字钢焊制钢架、设置间距为0.6m、喷射厚为27cm的C25混凝土作为初期支护,同时采用"弱爆破、短进尺"的掘进方式,以达到控制深埋炭质板岩隧道围岩变形的目的。     

风机叶片涂层雨蚀研究

研究了风电叶片在雨水冲击下的失效过程,利用有限元方法建立雨水冲击的数值模型,分析了雨滴的冲击角度、直径、涂层性能等对涂层受力的影响,并对双雨滴及四雨滴耦合模型进行了研究。结果表明:风雨耦合流场中叶片最大载荷在叶尖处,涂层的冲击受力与雨滴冲击角度和雨滴直径的大小呈正相关。低模量涂层能大幅降低涂层受冲击时的拉伸应力,小幅增加其压缩应力。同一平面内的双雨滴耦合时,拉伸应力受影响的范围较大,压缩应力受影响的范围较小。不同高度差下的双雨滴耦合中,随着高度差的增大,材料拉伸和压缩应力都呈现先增后减的趋势,其中压缩应力随高度差的变化幅度明显大于拉伸应力。四雨滴耦合时压缩应力对间距的变化更加敏感。涂层失效的过程主要为:涂层表面拉应力疲劳产生微裂纹;液压渗透引起裂纹扩展,涂层质量减少,表面粗糙度增加;表面小范围破坏后形成的凹面结构促进涂层的失效。     

THE SHEAR LAG EFFECT OF BOX BEAMS WITH VARYING LATERAL LOADING LOCATIONS 1)

对箱梁各翼板(顶板、悬臂板、底板)分设不同剪力滞广义纵向位移,其横向分布均取二次抛物线形式,并引入载荷横向位置参数η,以分析载荷横向变位对剪力滞效应的影响.运用能量变分原理,建立剪力滞控制微分方程,求解了简支梁和悬臂梁在均布载荷作用下的控制微分方程的解.算例分析表明:载荷横向变位改变直接承受载荷的翼板的正负剪力滞特性,对非直接承载翼板只改变其应力幅度;箱梁横向框架效应对直接承载翼板纵向应力的贡献远远大于剪切变形.与块体有限元分析结果较吻合,表明该算法能较准确分析载荷横向变位作用下箱梁剪力滞的变化规律.     

高瓦斯综采面顶板覆岩卸压抽放瓦斯试验研究

针对我国高瓦斯低透气性煤层瓦斯预抽效果差的特点，在分析煤炭回采过程中顶板覆岩卸压移动规律基础上，提出了利用采动煤层顶板覆岩卸压裂隙发育特征，实施覆岩卸压区走向长钻孔抽放瓦斯。实践证明，顶板走向长钻孔覆岩卸压瓦斯抽放是解决低透气煤层瓦斯抽放率低的有效方法，回采面的瓦斯抽放率在20％以上；分析了顶板覆岩结构及关键层层位对覆岩移动规律的影响，给出了顶板走向长钻孔卸压抽放的合理布置区域。     

高瓦斯煤层冲击地压发生条件与影响因素

针对高瓦斯煤层冲击地压问题,用解析方法得到冲击地压发生条件,分析了主要影响因素对满足冲击地压发生条件的临界塑性区半径和临界应力的影响规律.结合五龙矿开采实际情况对影响高瓦斯煤层冲击地压的煤的模量比、煤层瓦斯孔隙压力、支护应力和内摩擦角4个因素做了对比分析.研究发现:高瓦斯煤层在巷道掘进面附近由于存在开挖面空间效应,掘进面前方尚未开挖的煤体对巷道变形起到了限制作用,减少了冲击地压的发生,随着掘进面向前推进,后方一定距离范围内的巷道支护应力增大.随着瓦斯解吸渗流的进行,巷道壁处孔隙压力降低,巷道冲击地压危险性明显提高,此时提高支护应力,冲击危险性有所降低.高瓦斯煤层巷道发生冲击地压的临界塑性区半径和临界应力随模量比、瓦斯孔隙压力的增大而快速减小,随支护应力的增大而增大,临界塑性区半径随内摩擦角的增大而增大,临界应力与内摩擦角不是单调函数关系,存在一个极小值点,当内摩擦角小于此极小值时,临界应力随内摩擦角增大而减小;当内摩擦角大于此极小值时,临界应力随内摩擦角增大而增大.     

RESEARCH OF STEPPING PRESSURE AND CONTROL OF NEAR FIELD ROOF OF TASHAN COAL MINE BASED ON NUMERICAL SIMULATION1)

煤层坚硬顶板采用水力压裂技术进行定向弱化可有效控制来压步距,降低事故风险。基于黏聚力模型,利用有限元二次开发建立了压裂前后煤层开采数值计算模型,模拟分析了顶板垮落规律及影响因素,优化裂缝间距设计。结果表明：来压跨距与顶板厚度、强度呈正相关性,与埋深呈负相关性。预制裂缝在拉应力集中区可促进起裂扩展,应全面勘测各岩层位地质参数,利用计算出的应力集中区位置设计裂缝间距,实现经济有效地控制来压步距。     

Plane steady-state incompressible fluid flow through a porous medium with a nonlinear resistance laws in the presence of a sink

Plane nonlinear fluid flows through a porous medium which simulate a sink located at the same distance from the roof and floor of the stratum for two nonlinear flow laws are constructed. The following flow laws are taken: a power law and a law of special form reducing to analytic functions in the hodograph plane.     

采动影响下井筒壁后岩体空间附加应力变化规律

本文较为详细地介绍了某矿井筒应力观测情况。得出了井筒壁后岩体空间附加应力随工作面推进的变化规律。观测结果表明 :井筒上部壁后岩体在铅垂方向上受张应力影响 ,而井筒底部壁后岩体应力的大小和性质与工作面的布置方式、开采顺序以及井筒与工作面的相对位置有关。     

工程因素对围岩稳定性影响三维数值模拟分析

结合某地下工程实际,运用FLAC^3D模拟了巷道断面形状、开挖面距离以及开挖顺序对巷道围岩稳定性的影响,并模拟了围岩深部多点位移规律。结果表明,相同围岩条件下,不同断面形状其力学效应不同,同一断面在不同围岩条件下变形不一样;围岩水平位移曲线随开挖面的距离呈“S”形,围岩水平最大位移主要发生在距开挖面后方 2倍巷道长径的范围内;Ⅲ级围岩深部位移影响范围约 2 .8～ 4 .3m,Ⅳ级围岩影响范围 6 .9～ 7.8m;对较大断面,分步开挖有利于围岩控制。     

多煤层开采覆岩破断过程的模型试验与数值模拟

首先分析了研究区煤矿山西组煤层剖面和水文地质特征,针对多煤层联合开采的特点和覆岩的工程地质特征,采用工程地质力学模型实验、数值模拟计算相结合的综合研究方法,分析了多煤层开采的采动影响及岩层动态断裂机理,得出了有关岩层移动参数和多层煤同采时应力分布状态,计算得到了多煤层开采垮落带与导水裂隙带的发育高度分别为32m和81.5m,导水裂隙带高度影响范围已经达到风化带,未形成切冒,局部穿透粘土层。     

采场顶板稳定性动态预测及控制研究

运用人工神经网络技术,综合岩石介质条件、赋存环境条件以及工程因素3大方面的5个指标,即岩石单轴抗压强度、岩石质量指标、煤体强度、地下水状况、工作面月推进速度,建立了采场顶板稳定性动态预测模型。并以工作面月推进速度40m、60m、80m、100m分别预测了新集井田顶板稳定性分区。根据5个指标因素分析结果,对顶板稳定性影响程度由大到小排序为岩石质量指标、地下水状况、岩石单轴抗压强度、煤体强度、工作面月推进速度。