极近距离煤层开采无煤柱自成巷控制方法研究

极近距离煤层传统长壁开采,受上层遗留煤柱和采空区垮落等因素的影响,下煤层开采过程中应力环境复杂、矿压显现剧烈,易诱发巷道围岩大变形。为解决上述问题,提出了极近距离条件下巷道定向切顶–约束高强支护无煤柱自成巷控制方法。通过顶板定向预裂切顶,主动改变顶板悬臂结构,切断采空区向巷道顶板的应力传递。充分利用矿山压力和岩体碎胀特性,取消煤柱留设,结合高强支护加强巷道顶板整体性,共同实现切顶自成巷。建立了极近距离煤层开采覆岩结构模型,计算了下煤层切顶自成巷巷旁支护阻力。以典型极近距离煤层为工程背景,开展了不同开采方法的数值试验对比研究,结果表明,提出的自成巷控制方法使巷道围岩应力降低59.8%,巷道顶板变形减少70.8%,并明确了极近距离煤层开采无煤柱自成巷控制机理。在此基础上,开展了典型极近距离煤层工程设计及现场应用研究,结果表明该方法有效降低了矿压显现程度,保证了自成巷的安全稳定控制。

多元化护理方式减轻产妇产后奶涨及预防乳腺炎发生的影响分析研究

探讨多元化护理方式减轻产妇产后奶涨及预防乳腺炎发生的影响。方法 以医院收治114例产妇随机分组,对照组、观察组各57例,分别常规护理、多元化护理。结果 观察组奶涨程度明显低于对照组(P<0.05);观察组乳腺炎等并发症发生率低于对照组(P<0.05);观察组泌乳始动时间、24h泌乳量等研究指标评估效果均更优(P<0.05)。结论 对产妇给予多元化护理,可有效改善奶涨程度,预防乳腺炎发生,有助于产妇产后更好哺乳,提高哺乳率,增强舒适度。

大断面隧道初期支护中纵向连接与拱架联合承载效应

针对大断面隧道初期支护拱架在承载时易发生平面外失稳的问题,本文通过开展单拱架全比尺试验和考虑纵向连接的拱框架结构的数值试验以及现场对比试验,对纵向连接与拱架组成的拱框架结构进行优化研究,使其横向上有足够承载能力、纵向上有较高稳定性。研究结果表明,单个拱架的破坏模式是局部面外失稳导致整体承载力丧失,考虑纵向连接的拱框架结构的平面内承载力和平面外稳定性都得到增强。通过调整纵向连接间距和拱架间距也可以调整初期支护拱框架结构和喷射混凝土的内力分担比,以充分发挥初期支护的承载能力,但纵向连接间距应小于1500 mm,拱架间距也应小于1200 mm。因而,在不改变初期支护现有结构形式的前提下,通过合理地布设纵向连接与拱架形成的具有空间承载效应的拱框架结构,不仅可以保证初期支护的承载能力,而且还提高施工效率和经济效益。研究成果可指导大断面隧道初期支护结构设计。

基于切削能密度的岩体强度-裂隙随钻识别方法

岩体强度与裂隙参数是反映工程岩体质量的基本参数,其准确获取是进行地下工程围岩分级与支护合理设计优化的前提。传统的岩体强度测试方法需要对现场围岩取芯并运至实验室测试,测试结果难以反映工程现场环境下的岩体力学性质,而对于岩体强度与裂隙参数的原位测试方法研究较少。本文基于能量守恒定律,建立了岩石切削能密度与随钻参数的关系式,构建了岩体等效强度随钻反演模型(ES-DP模型),系统开展了岩体数字钻进试验。结果表明,相对于传统测试方法,岩体等效强度随钻测试结果平均差异率为2.4%,验证了ES-DP模型对岩体等效强度测试的有效性。在此基础上,建立了岩体裂隙参数随钻识别模型,与实际测量结果相比,该模型测得的岩体裂隙位置与宽度平均精度分别为1.8和1.6 mm,测试精度较高。基于上述研究,本文提出了一种岩体强度-裂隙随钻识别方法,为实现地下工程围岩强度参数与结构特征的原位实时测试提供了新方法。

Bearing mechanism of roof and rib support structure in automatically formed roadway and its support design method

Non-pillar mining technology with automatically formed roadway is a new mining method without coal pillar reservation and roadway excavation.The stability control of automatically formed roadway is the key to the successful application of the new method.In order to realize the stability control of the roadway surrounding rock,the mechanical model of the roof and rib support structure is established,and the influence mechanism of the automatically formed roadway parameters on the compound force is revealed.On this basis,the roof and rib support structure technology of confined lightweight concrete is proposed,and its mechanical tests under different eccentricity are carried out.The results show that the bearing capacity of confined lightweight concrete specimens is basically the same as that of ordinary confined concrete specimens.The bearing capacity of confined lightweight concrete specimens under different eccentricities is 1.95 times higher than those of U-shaped steel specimens.By comparing the test results with the theoretical calculated results of the confined concrete,the calculation method of the bearing capacity for the confined lightweight concrete structure is selected.The design method of confined lightweight concrete support structure is established,and is successfully applied in the extra-large mine,Ningtiaota Coal Mine,China.

基于非连续变形分析方法的深部沿空掘巷围岩变形破坏及控制机制对比研究

利用非连续变形分析方法(DDARF)对单节理锚固试件在单轴压缩条件下的变形破坏及裂隙扩展过程进行分析,并以深部厚顶煤综放沿空掘巷——赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,应用DDARF对沿空巷道围岩的变形破坏及控制机制进行研究,同时利用地质力学模型试验及现场试验进行对比验证。重点分析了沿空巷道围岩裂隙演化规律,并定义裂隙率cR及裂隙减少率rR两个指标对DDARF计算中的沿空巷道裂隙演化规律进行定量分析。研究结果表明:采用DDARF方法对单节理试件在无锚和加锚条件下的单轴压缩试验计算与室内试验结果相吻合;对沿空掘巷过程中巷道围岩变形情况进行DDARF计算,结果显示,围岩变形呈现沿空帮>顶板>实体帮>底板的变化趋势,与模型及现场试验监测数据相符;根据cR及rR两个指标对计算得到的无锚和加锚沿空巷道围岩裂隙发育情况进行定量分析,结果显示,沿空巷道围岩破坏趋势为cI cII cIIIR?R?R,与变形趋势相一致;虽然锚固效果明显,但由于Ⅰ区、Ⅱ区本身围岩破碎严重,支护后裂隙率最大的cIR仍然是裂隙率最小的cIIIR的2.13倍,为了维护围岩稳定性,除了进行锚杆(索)非对称支护外,还应对Ⅰ区、Ⅱ区关键部位增加支护措施。DDARF方法关于沿空巷道围岩变形破坏的计算结果与实际工程相近,可有效开展裂隙演化与变形破坏机制研究,分析此类巷道的控制对策。

三软煤层巷道破坏机制及锚注对比试验

针对龙口矿区梁家煤矿典型软岩巷道—4606改造开切眼巷道围岩控制难题,通过现场监测和试验,分析原支护方案下围岩变形破坏机制。煤层结构复杂,围岩易膨胀、软化,围岩破坏范围大,拱架变形破坏严重,锚杆支护潜力无法有效发挥是巷道变形破坏的主要原因。支护构件锚固性能试验表明,与注浆前相比,注浆10 d后注浆锚杆拉拔力提高214%,高强锚索提高89%。在此基础上,以锚注支护为核心,实施了U型棚+注浆锚杆,注浆锚杆+高强锚索两种联合支护对比试验方案。结果表明:方案实施后,巷道围岩变形量小于原支护方案59%以上,锚注支护可有效控制该类条件下巷道围岩变形;两种试验方案的围岩整体平均变形量相差6.6%,采用注浆锚杆+高强锚索联合支护方案可替代传统的U型棚支护。

基于上限法的深部大断面回采巷道顶板锚索设计方法研究

针对目前深部大断面回采巷道控制难题和相应的高强锚索控制技术,考虑顶板围岩应力与支护荷载影响,利用Hoek-Brown强度准则及塑性力学中的极限分析上限法,得到了大断面巷道顶板的冒落破坏机制,提出了顶板锚索长度及匹配预紧力的设计方法。基于建立的锚索设计参数影响因素敏感性指标对巷道宽度、岩体重度、围岩应力、岩体抗压强度、抗拉强度、锚索布设间距、顶角锚索布设倾角等因素的影响进行了分析。结合现场实际情况,提出了深部大断面回采巷道围岩控制的工程建议。将此设计方法应用到千米深井赵楼煤矿1305孤岛工作面的运输顺槽顶板锚索参数确定中,有效地控制了围岩变形。研究表明:在高应力大断面回采巷道中,顶板锚索需锚固在稳定岩层中,并施加足够的预紧力,才可有效控制顶板围岩冒落或破坏;顶板锚索所需预紧力随岩体抗拉强度、抗压强度及岩体经验参数A的增大而减小,随巷道宽度、岩体重度、围岩应力、锚索布设间距、顶角锚索布设角度以及岩体经验参数B的增大而增大,其敏感性最高的影响因素为围岩应力。因此,在深部高地应力巷道设计中,需特别重视地应力的影响,采用高强、高延伸率锚索,增设锚索定量让压装置,高阻让压有效释放围岩应力,并通过施加高预紧力或注浆加固等方式来提高围岩完整性,获得较好的围岩控制效果。

基于切削理论的数字钻探参数与岩石单轴抗压强度关系研究

为实现岩石力学参数的现场实时测试,利用数字钻探技术准确获取岩石单轴抗压强度,考虑钻进过程中岩石碎屑对切削荷载的影响,建立基于岩石碎屑区的切削力学模型。基于该模型得到数字钻探参数与碎屑区边界压力(碎屑压力)的关系式,结合数字钻探试验结果建立数字钻探参数与岩石单轴抗压强度关系模型(DP-σ_(c)模型),将该模型应用于岩石单轴抗压强度的随钻测试,并验证基于DP-σ_(c)模型实时获取岩石单轴抗压强度的有效性。研究结果表明:通过随钻测试反演得到的岩石单轴抗压强度与室内单轴压缩试验结果差异率平均值小于5%,建立的DP-σ_(c)模型应用于岩石单轴抗压强度的随钻测试是合理、有效的。

n Star虫蚀寻径网络中的一种广播算法

文章介绍了一种采用虫蚀寻径机制的ｎ Ｓｔａｒ互连网络结构，讨论了在该结构上传送消息的广播算法，并对这一算法加以分析．

深部厚顶煤巷道让压型锚索箱梁支护系统现场试验对比研究

针对巨野矿区深部高地应力厚顶煤巷道支护特点,以"先抗后让再抗"支护理念为指导,研制高强让压型锚索箱梁(PRABB)支护系统。该系统具有预紧力损失小、定量让压、支护力传递效果好、护表面积大等特点。分别以箱型支护梁和矿用12#工字钢为托梁设计了横梁、纵向单梁和纵向双梁共6种支护系统。以赵楼煤矿深部厚顶煤巷道为工程背景,利用数值试验对其支护效果进行初步分析,并在3302工作面顺槽进行6种支护系统的现场试验对比研究。现场试验结果表明:(1)相对于原支护方案,6种锚索梁支护系统均能有效控制巷道围岩变形;(2)PRABB支护系统试验段巷道支护效果整体优于工字钢锚索梁方案,前者围岩变形量比后者小15%～25%;(3)纵向单梁支护系统对巷道围岩的控制效果最好,纵向双梁支护系统次之,横梁支护系统相对较差。根据试验结果对钢梁不同布置方式的围岩控制机制进行分析表明:纵向单梁支护系统可有效控制厚顶煤巷道顶板关键部位的变形,调动围岩自承能力,使巷道变形得到较好控制。在深部厚顶煤巷道支护时,采用PRABB支护系统纵向单梁方案,可达到经济有效控制巷道围岩变形的目的。

数字钻探随钻参数与岩石单轴抗压强度关系

针对常规的现场岩石单轴抗压强度测试方法周期长、成本高的问题,提出一种基于数字钻探测试岩石单轴抗压强度的方法。根据岩石钻进过程中的受力特点,基于能量分析法,推导了岩石单位切削能与随钻参数的关系式。同时,基于自主研发的多功能岩石钻探测试系统,开展了砂岩及不同强度砂浆试件等完整岩石的数字钻探试验,通过试验结果分析,建立了随钻参数与岩石单轴抗压强度的定量关系模型(DP-UCS模型),并对其进行了验证,结果表明:DP-UCS模型预测的单轴抗压强度与单轴压缩试验测定的单轴抗压强度的差异率平均值小于10%,证明了该模型的有效性。

深立井大水工作面注浆堵水技术

结合山东菏泽龙固煤矿主井井筒在穿过高压、大水量含水层时的现场工程条件,提出了注浆堵水综合治理方案。方案采用"一个关键,四条原则"的设计施工方针。利用综合超前预报手段为先导,确定含水区域的位置、水量与裂隙通道的分布情况。为确保井壁和注浆安全,先进行井壁和止浆垫外围注浆,在井壁周围形成帷幕后再进行工作面注浆。对高压、大水情况下的注浆,采取"分次注浆,逐步降水"的方案。同时对分次注浆、钻孔布置等注浆技术参数的设计依据进行了阐述。总结了集"地质分析、综合探测、理论设计、施工反馈"于一体的注浆设计理念和技术经验,不仅成功封堵了涌水,而且对注浆施工期间的安全控制有显著效果。

三软煤层沿空巷道破坏机制及锚注控制

针对龙口矿区梁家煤矿典型三软地层沿空巷道-4606材料巷围岩控制难题,通过现场监测和试验,分析原支护方案下围岩变形破坏机制。煤层结构复杂,围岩易膨胀、软化,围岩破坏范围大,拱架变形破坏严重,锚杆支护潜力无法有效发挥是巷道变形破坏的主要原因。以锚注支护为核心,实施了U型棚+注浆锚杆+注浆锚索和注浆锚杆+注浆锚索2种联合支护对比试验方案。结果表明:方案实施后,巷道围岩变形量均小于原支护方案37%以上,U型棚+注浆锚杆+注浆锚索联合支护方案中U型棚对围岩的控制作用不明显,注浆锚杆+注浆锚索联合支护完全可以取代传统的U型棚支护。

深部高强锚注切顶自成巷方法与验证

针对深部高应力回采巷道围岩控制难题,以我国最大采深矿井——山东泰安孙村煤矿为工程背景,对传统沿空掘巷、锚杆(索)支护巷道进行监测分析,结果表明:巷道围岩变形量大,破坏范围广,锚杆大部分处于强度劣化区内,难以发挥支护作用,锚索受力大,接近极限破断力。为解决上述问题,系统开展了不同煤柱宽度、地应力大小、顶板围岩强度、切顶高度等影响因素下的数值试验研究,建立了顶板应力释放率、侧向支承压力提升率与围岩变形控制率等定量评价指标,对比分析了多种因素下切顶自成巷与沿空掘巷矿压变化规律与围岩控制机制。基于此,提出了深部高强锚注切顶自成巷方法,利用高强锚注提高巷道顶板完整性,利用顶板预裂切缝切断采空区与巷道顶板之间的应力传递,使巷道处于应力降低区。为进一步验证该方法的合理性,利用自主研发的地质力学模型试验系统,开展了模型试验对比研究,高强锚注切顶自成巷围岩应力比沿空掘巷平均降低20.8%,围岩变形量为后者的45.1%,应力释放与围岩控制效果明显。结合上述研究,提出了相应的工程建议,并在孙村煤矿2215工作面进行了现场应用,监测表明该方法有效控制了巷道围岩变形,实现了无煤柱开采。

煤巷断层区顶板破断机制分析及支护对策研究

针对断层区煤巷顶板破断问题,分别建立了正断层和逆断层构造区的顶板弹性深梁力学模型,研究了顶板应力分布规律,并以Mohr-Coulomb破坏准则为判据,分析了不同顶板压力、支护强度、跨高比等因素下的顶板破断机制。理论分析表明,顶板深梁最大有效剪应力随跨高比增大而增大;其随跨高比不同而呈现出3种不同破断模式;穿越断层的巷道在断层区域应尽早使用强力支护系统,提高支护强度;穿越正断层的巷道在断层面附近应当提高护表效果。根据理论分析结论提出,在煤巷断层区使用让压型锚索箱梁支护系统,可对顶板围岩进行及时强力支护,实现"先控后让再抗",既能有效发挥支护系统作用,又能充分发挥围岩自承能力。上述支护对策应用于巨野矿区断层区煤巷支护方案设计中,有效防止了顶板事故的发生,验证了理论分析的正确性。

深部厚顶煤巷道大型地质力学模型试验系统研制与应用

为研究深部厚顶煤巷道围岩应力演化规律与变形特征,研制了大型地质力学模型试验系统。该系统由反力装置、柔性均布压力加载装置、数字智能液压控制系统和高精度多元实时监测系统组成,具有可自由拼装、模拟空间大、荷载集度高、边界加载均匀和模拟精度高等特点。以赵楼煤矿3302工作面运输巷为工程背景,通过大量的相似材料配比及力学参数测试,确定了两种不同系列的材料分别模拟砂岩和煤层;设计制作了预应力锚杆(索)、箱型支护梁、钢带及托盘等相似构件;对让压型锚索箱梁支护系统进行了大比尺模型试验研究,得到了深部厚顶煤巷道开挖支护过程中的围岩内部应力演化与变形规律。结果表明,该系统能够较好地进行深井煤巷及其他大型地下硐室开挖支护全过程的模型试验研究。

恒阻吸能锚杆力学特性与工程应用

地下工程面临大量高应力、极软岩等复杂条件,导致围岩应力集中、能量积聚,易发生围岩大变形。高强度、高预紧力、高延伸率以及高吸能特性的锚杆支护是大变形围岩的有效支护方式。传统锚杆支护存在强度低、延伸率不足等问题,支护体系易发生破断。基于此,自主研发了具有高强、高延伸率特性、可施加高预紧力的恒阻吸能锚杆,开展了新型锚杆、普通锚杆与恒阻大变形锚杆的静力拉伸与动力冲击对比试验。结果表明,在静力学性能方面,新型锚杆的屈服强度和破断强度分别为普通锚杆的2.06和1.62倍以上,具有高强、恒阻的力学特性。新型锚杆的最大力延伸率和断后延伸率分别是普通锚杆的1.52和1.26倍以上,单位长度吸收的能量是普通锚杆的3.05倍,具有高延伸率、高吸能特性。在动力学性能方面,新型锚杆的单次冲击平均位移量相比普通锚杆降低了47.0%,延伸率是普通锚杆的1.53倍,单位长度吸收的能量是普通锚杆的2.77倍,表明新型恒阻吸能锚杆具有良好的抗冲击能力和整体变形能力。恒阻吸能锚杆具有高强、高延伸率、高吸能特性,提出了恒阻吸能锚杆支护思路,并将新型锚杆在大断面隧道和深部高应力矿井现场进行了应用,现场监测结果表明,采用恒阻吸能锚杆的支护方式能够有效控制围岩变形。

地下工程约束混凝土支护理论与技术研究进展

随着我国地下工程的迅速发展,建设规模不断扩大,工程建设过程中面临大量高应力、极软岩、强采动和断层破碎带等复杂条件,导致围岩变形严重、控制困难,联合支护是复杂条件围岩有效控制的必然选择。工程实践表明,拱架作为联合支护的最后一道防线,其承载能力不足导致冒顶、塌方等事故频发。约束混凝土支护具有承载能力高、塑性韧性好、经济性能优等特点,近年来在矿山工程与隧道工程等领域得到了广泛应用。众多学者在室内试验、理论研究、设计方法、现场施工等方面进行了系统研究。在室内试验方面,进行了约束混凝土基本构件与拱架的力学性能试验研究,为约束混凝土拱架承载力计算理论与设计方法提供了依据。在理论研究方面,建立了拱架内力计算模型,形成了约束混凝土支护强度计算理论。在设计方法方面,进行了约束混凝土拱架整体选型设计、核心混凝土设计、灌注口与排气口设计、节点设计以及拱架间距与纵向连接设计研究。在现场施工方面,形成了矿山巷道复合施工与交通隧道机械施工两大类工法,研发了成套关键技术与装备。对上述研究内容进行了总结,同时对下一步约束混凝土体系设计、施工与验收规范制定以及在交通、水利、市政等不同工程领域的推广应用方面进行了展望。

大断面厚顶煤巷道顶板冒落破坏的上限分析

根据大断面厚顶煤巷道顶板的破坏特性,考虑了顶板围岩应力水平与支护荷载的影响,利用Hoek-Brown强度准则及其相关联的流动法则,构造出厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机构。基于塑性力学中的上限分析方法,结合变分原理,推导得到了大跨度厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机制,并以赵楼煤矿某巷道现场实践为例,分析了不同计算参数对顶板冒落破坏机制的影响。计算研究表明:随着岩体经验参数A、抗拉强度、抗压强度及支护荷载的增加,冒落体尺寸随之增大,而当岩体经验参数B、围岩应力及岩体重度增加时,冒落体尺寸则随之减小;冒落体尺寸代表了巷道顶板安全性能的大小,其尺寸越大,表明使巷道顶板发生冒落破坏所需外力功越多,顶板安全性能也越高;岩体经验参数B、围岩应力水平与支护荷载对顶板围岩破裂机制影响较为显著,参数B决定了冒落体的破裂形状,随着参数B的增加,冒落破裂迹线的曲率不断减小;增大支护阻力是提高顶板稳定性的有效途径,其研究结果可为大断面厚顶煤巷道支护设计提供一定的理论依据。