大范围采动影响下特大断层构造区微震活动规律及调控方法

为大范围采动影响下特大断层构造区冲击地压防控提供参考,以济宁二号煤矿落差达百米级八里铺断层构造区为工程背景,研究了全矿井及八里铺断层上下盘采区的微震活动规律,基于微震累积能量分析了八里铺断层活动性,探讨了特大断层构造区微震活动调控方法,同时进行了工程实践。研究结果表明:大范围采动影响下,济宁二号煤矿微震事件以均匀分布于工作面及巷道区域的低能量量级事件为主,主要来源于顶板岩层运动;沿八里铺断层面没有产生集中、连续、大范围分布的微震事件,但微震事件随着工作面与断层距离减小而增加,即开采对断层具有明显扰动效应,但目前采动强度不足以造成八里铺断层活动;断层构造区微震最高累积能量整体呈稳定趋势,但集中位置随采掘状态改变而不断变化,尤其受工作面回采速度及强度影响较为明显;留设大宽度保护煤柱是调控特大断层构造区微震活动的有效方法,同时辅以顶板预裂和煤体卸压,能够实现特大断层构造区域煤层安全开采。基于不同类型断层在回采过程中的冲击地压防控思路,针对八里铺断层构造区103下03工作面进行了工程实践,发现回采过程中工作面微震活动强度明显减弱,单日微震总能量降低,而单日微震频次增加,即能量释放呈多次低能释放的特征。

损伤岩石声发射演化特征及响应机制试验研究

岩石内部损伤演化是导致岩土工程灾害的原因之一,揭示岩石破裂过程中的关键参数响应特征可为岩石破坏后失稳状态识别提供依据,对于岩体工程灾害预警防控至关重要。通过循环加载-卸载(加卸载)试验制备不同损伤程度粉砂岩试样,利用损伤试样开展单轴加载试验,分析试样损伤程度与波速关系及声发射演化规律,探讨不同损伤程度岩石的声发射响应机制。结果表明:(1)损伤试样纵波波速随着损伤程度增加呈线性减小趋势,但声发射振铃计数由阶段性递增转变为加载全过程迅速增加,声发射能量在屈服阶段由小幅度突增转变为快速增加。(2)反映岩石内部不同尺度裂隙发展趋势的声发射b值峰值区由峰后破坏阶段向压密阶段转移,造成峰后破坏阶段失稳特征不明显,反映岩体内部声发射源集中程度和能量尺度的S值在压密至屈服阶段由低位中幅度波动转变为高位小幅度波动,表明岩石在峰前阶段产生非稳定破坏。(3)损伤试样破裂过程随着损伤程度增加由晶间滑移主导型转变为裂隙发育主导型,导致声发射高频低能(400~800 kHz、0~250 aJ)信号由零星出现转变为加载全过程密集分布,以及高频信号带变宽。(4)损伤岩石内部裂隙发育程度不同是导致声发射响应机制差异化的根本原因,岩石内部裂隙密度随着损伤程度增加而增大,造成其在受载过程中由渐进式稳定破坏模式向突发式非稳定破坏模式转变,同时加载过程中声发射信号活跃度及强度增强。研究获得了不同损伤程度岩石的声发射参数特征,可为工程岩体损伤程度识别提供理论依据。

煤层厚度影响下大直径钻孔卸压释能机理

煤层厚度变化是影响大直径钻孔卸压效果的重要因素之一。基于等效弹性模量原理建立了大直径钻孔卸压弹性力学模型,以某矿不同工作面为工程背景,研究了不同煤层厚度条件下大直径钻孔卸压煤体应力分布特征和能量释放规律,探讨了煤层厚度影响下大直径钻孔卸压释能机理。研究结果表明:当大直径钻孔卸压参数相同时,薄煤层中原岩应力、钻孔切向应力及其塑性区范围均大于厚煤层;大直径钻孔周边应力峰值随煤层厚度增加呈非线性减小趋势,当煤层厚度由1 m增加到9 m,应力峰值由23.2 MPa降低到20.2 MPa,降低12.9%;大直径钻孔卸压释能率随着煤层厚度增加呈减小趋势,当煤层厚度由1 m增加到9 m,大直径钻孔卸压释能率由68.7%降低到45.8%,即相同大直径钻孔卸压参数条件下薄煤层卸压效果更好;当大直径钻孔卸压参数相同时,钻孔切向应力随着煤层厚度增加而减小,导致煤体破碎区和塑性区范围以及存储弹性能释放量减小,即钻孔卸压释能率降低。某矿1208工作面和1203工作面煤层厚度分别为9.08、4.95 m,虽然两工作面采取了相同的大直径钻孔参数,但1208工作面巷道围岩变形破坏更为严重,对大直径卸压钻孔参数优化后,煤体平均钻屑量由2.48 kg/m下降到1.76 kg/m,表明随着煤层厚度增加,需采取减小钻孔间距、增大钻孔直径等措施来达到更好的卸压效果。

不同采高下深埋厚煤层综放采场的数值模拟研究

为了研究不同采高对采场顶煤与顶板运动规律的影响,采用UDEC数值模拟软件,研究了不同机采高度条件下,煤岩体中超前支承压力、剪切应力和塑性区的分布规律。结果表明:随着采高增大,顶煤和机采煤中超前支承压力峰值位置均向煤层深部转移,剪切应力集中分布区域和煤壁上方顶煤中的最大剪切应力也均会增大。

煤矿深部开采冲击地压监测解危关键技术研究

针对煤矿深部开采冲击地压监测防治难题,采用理论分析、数值模拟、室内试验和现场监测相结合的综合研究方法,研究了深部应变型、断层滑移型和坚硬顶板型3类冲击地压的致灾机理,提出了煤岩组合冲击能速度指数和卸围压冲击能速度指数两个新指标,建立了与冲击地压类型相适应的煤岩冲击倾向性评价体系,获得了深部开采3类冲击地压的前兆信息特征,给出了以深部开采冲击地压类型为导向的监测预警及组合式卸压解危方法,研发了钻孔施工与预警同步一体化技术。结果表明:(1)深部应变型冲击地压是围岩系统能量积聚大于能量释放与耗散之和的结果;与浅部开采相比,深部坚硬顶板破断释放的变形能明显增大,以及深部断层更易发生错动滑移;(2)深部应变型和深部坚硬顶板型冲击地压的冲击倾向性评价需在国家标准基础上分别增加卸围压冲击能速度指数、煤岩组合冲击能速度指数,而对于深部断层滑移型冲击地压,这两个指标均需增加;(3)深部应变型和深部坚硬顶板型冲击地压监测预警应以能量和应力判据为主,但深部断层滑移型冲击地压应以能量判据为主;(4)深部应变型冲击地压解危方法优先顺序为开采保护层、大直径钻孔、断底和煤层注水;深部坚硬顶板型冲击地压解危方法优先顺序为开采保护层、深孔断顶爆破、大直径钻孔、断底和煤层注水;深部断层型冲击地压解危方法优先顺序为开采保护层、大直径钻孔和煤层注水;(5)采用钻孔施工与预警同步一体化技术,可在钻孔施工过程中通过监测煤粉量和应力变化信息,对施工过程中可能发生的冲击危险进行同步预警。煤矿深部开采冲击地压防治作为一个复杂的系统工程,以科学分类为基础的系统防治技术体系仍是深部开采冲击地压需要重点攻关的研究方向。

深部煤巷帮部失稳诱冲机理及“卸-固”协同控制研究

采用室内试验、理论分析、数值模拟和工程实践相结合的综合研究方法,研究了“煤体”自身能量释放型和“煤体+顶底板”共同能量释放型两类煤巷帮部失稳诱冲机理,分析了深部煤巷帮部不同破坏类型的能量释放特征,揭示了深部煤巷帮部“卸-固”协同控制机理,研发了深部煤巷帮部失稳“卸-固”协同控制技术。结果表明:①顶底板及煤体内积聚弹性变形能共同释放是导致深部煤巷帮部发生冲击破坏的基本力学机制;②深部煤巷帮部按破坏程度由弱到强依次为产生宏观裂缝、轻微帮鼓片帮、严重片帮和帮部整体抛出共4类破坏形态;③产生宏观裂缝和轻微帮鼓片帮破坏驱动能量主要来自煤体本身,而严重片帮和帮部整体抛出破坏驱动能量来自煤体和顶底板共同作用;④深部煤巷帮部冲击地压防控应从“卸”和“固”两方面入手,包括巷帮浅部破裂区煤体加固和巷帮深部完整区煤体及顶底板卸压,实现煤巷帮部冲击地压“卸-固”协同控制。如何提升巷道锚固支护系统与围岩结构耦合吸能水平,构建冲击地压灾害"卸-固"协同控制理论与技术体系,是深部开采冲击地压防治工程中需重点研究内容之一。

坚硬顶板型冲击地压发生机理及监测预警研究

针对坚硬顶板条件下冲击地压发生频率高、强度大、破坏范围广等问题,以华丰煤矿1411工作面为工程背景,采用理论分析研究了坚硬顶板型冲击地压发生机理,分析了坚硬顶板型工作面的声发射及应力前兆信息特点,最后进行了现场实践。研究结果表明:坚硬顶板型冲击地压以能量及应力判据为主,冲击地压前兆信息主要有2个特点,即能量增大和应力突变;坚硬顶板悬空长度大,导致煤体内部集中应力持续升高,若积聚的大量弹性能不能有效安全释放,可能会导致冲击地压的发生;采用声发射和应力监测手段可及时得到坚硬顶板工作面回采过程中煤体应力及能量动态发展情况,从而对冲击危险进行预警。结合现场条件,设计采用大直径钻孔和深孔断顶爆破进行卸压解危,卸压前后最大钻粉量由4 kg/m降为3 kg/m、应力集中系数由2.03降1.72,且支承压力峰值向深部转移,煤体应力集中得到明显释放,卸压效果较好。

煤厚变异区开采冲击地压发生的力学机制

针对地质构造区域煤层开采容易发生冲击地压的情况,建立了煤岩组合体力学模型,研究了煤厚变化对超前支承压力分布特征和能量演化规律的影响,揭示了煤厚变异区煤层开采冲击地压发生的力学机制。研究表明:煤厚变薄区的原岩应力比变厚区大,煤厚减小率或岩煤弹性模量比越大,应力变化梯度越大;工作面由厚向薄回采,超前支承压力呈"双峰值"分布,而工作面由薄向厚回采,超前支承压力呈"单峰值"分布;冲击地压发生时,工作面由厚向薄回采,第2峰值应力区内形成高能区会阻碍能量向煤壁深部传递,产生的冲击能量将主要向巷道或工作面临空面释放,而工作面由薄向厚回采,冲击能量可向煤壁深部转移,冲击影响范围小。现场案例分析及工程实践表明,工作面由薄向厚回采更有利于防冲。

大松动圈围岩锚网索联合支护参数确定方法探讨

对大松动圈围岩巷道,单一锚杆支护难以实现对整个破裂区围岩的锚固控制,采用锚网索联合支护时,应考虑锚杆支护对联合支护设计的作用。通过分析大松动圈围岩锚杆锚固支护机制,提出量化锚杆支护作用的锚固承载系数,形成锚网索联合支护参数量化计算方法。研究结果表明：锚杆锚固支护后将大松动圈围岩分为浅层锚固区和深层破裂区,浅层锚固区具有一定承载能力,可视作锚索的等效托盘;在锚网索联合支护中,浅层锚固区承载结构稳定的条件是锚固结构承载力大于环向轴力且能够有效控制破裂区围岩;锚固承载系数大小主要取决于浅层锚固区与破裂区和锚杆预紧力与设计锚固力的关系,对于大松动圈围岩其取值范围为0.45~0.75。经现场试验可知,巷道顶底板移近量为273 mm,两帮移近量为393 mm,表面位移曲线趋于平稳,采用该方法得到的锚网索支护参数有效保证了巷道的正常使用。

工作面回采速度影响下煤层顶板能量积聚释放分析

为了揭示工作面回采速度与顶板弯曲变形能相关性,采用理论分析、数值模拟和现场实测方法,首先研究了回采速度效应下顶板能量积聚规律,然后分析了顶板能量释放特征,最后探讨了回采速度影响下顶板能量积聚释放机制。结果表明:随着加载速率增大,岩梁的抗拉强度呈线性增大趋势,而积聚能量呈指数型增加趋势;随着回采速度增加,顶板释放能量也呈指数型增加趋势;工作面回采速度为5.0～6.0 m/d时,微震活动为高能量低频次,而保持在4.0 m/d左右时,微震活动为低能量高频次;回采速度由慢变快时,顶板积聚能量增加的本质是受到的加载速率增大,而能量释放的本质是增加的弹性能致使煤岩系统的非稳定动态平衡被打破,从而诱发冲击地压。

深部巷道应变型冲击地压能量模型及近场围岩供能规律研究

近场围岩弹性变形能的积聚及突然释放是深部巷道应变型冲击地压发生的本质。为了进一步认识近场围岩能量对冲击地压灾害的作用机理,采用理论分析和数值模拟相结合的方法,建立应变型冲击地压“供能体-冲击体”模型,提出应变型冲击地压发生的能量分阶段作用过程,揭示了不同因素下应变型冲击地压能量源对冲击体的供能规律。结果表明:应变型冲击地压发生过程中,供能体能量占近场围岩系统总能比例与供能体-冲击体刚度比呈负相关;顶底板弹性模量越高,深部煤体供能占比越高,顶底板供能占比越低;冲击深度越大,对应深部煤体供能占比越低,顶底板供能占比越高;在顶底板岩层较硬的条件下,应变型冲击地压的防治在于降低深部煤体储能,减小深部煤体供能;在顶底板岩层较软条件下,应变型冲击地压的防治应加强顶板支护与底板卸压,减小顶底板供能;顶底板岩层是强应变型冲击地压的主要能量源,深部煤体能量对弱应变型冲击起到主导作用。

巷道近场围岩能量释放规律及诱冲机制

针对冲击地压发生伴随大量能量释放这一特征,通过理论分析和数值模拟建立了巷道近场围岩能量释放模型,分析了巷道近场围岩能量释放规律,揭示了巷道近场围岩动能释放致冲机制,并进行了工程案例验证。结果表明:冲击体破坏释放的动能大小随应力集中系数、冲击体宽度增加呈非线性增大趋势,但随塑性区宽度增加呈非线性减小趋势;当支承压力影响范围一定时,弹性区煤体驱动冲击体动力破坏的能量随塑性区煤体宽度增加呈非线性减小趋势;顶底板驱动冲击体动力破坏的能量随冲击体宽度、顶底板厚度增加而增大,但随塑性区煤体宽度增大而减小;随着顶底板弹性模量增大,其驱动冲击体动力破坏的能量减小并趋于稳定,但此时弹性区煤体的驱动能量呈线性增大趋势;近场围岩能量释放过程中,巷帮煤体各区域的能量调整不协调,造成煤体内部高能量梯度的产生,使煤体更易向巷道临空面释放冲击能量。近场围岩的冲击体宽度增加,不仅冲击体自身释放能量增加,而且弹性区煤体和顶底板的驱动能量均增加,极易使冲击体储存的弹性应变能与弹性区煤体及顶底板的驱动能量之和与冲击体破坏消耗的能量之比大于1,达到冲击地压灾害发生的临界值。

浅埋煤层破碎围岩回采巷道支护参数优化

以黄河北煤田某矿2107工作面工程地质和开采条件为背景,在围岩分类和矿压监测的基础上提出了2种合理的巷内支护改进方案,并采用FLAC3D数值模拟方法优选出最佳方案。结果表明,采用改进方案进行巷内支护能够充分发挥锚杆的承载能力,控制巷道变形在合理的范围内,实现了支护参数优化,取得了较好的支护效果和经济效益。

侧压影响下圆形洞室岩爆双轴物理模拟试验研究

为研究侧压影响下圆形洞室岩爆机制,采用双轴加载装置对含孔洞红砂岩试样进行了物理模拟试验,期间采用高速相机观测了孔洞破坏全过程。研究结果表明:岩爆过程可划分为平静期、剥落期、屈曲期和岩爆期四个时期;洞壁垂直起裂应力和岩爆V型槽破坏深度均随侧压增大而呈线性增大趋势。侧压主要从两方面影响岩爆发生:一是影响洞室破坏机制,当侧压较低时,洞壁垂直方向起裂应力小、水平方向应力梯度小,以拉伸破坏机制为主,破坏范围小,而侧压较大时,洞壁浅部区域破坏机制与低侧压时类似,但洞壁深部区域由于水平应力增加,受力类似三轴压缩,以剪切破坏机制为主,破坏范围大;二是影响洞壁能量积聚释放特征,由于侧压增大,平静期持续时间增加,而破坏期持续时间减小,造成洞壁破坏时单位时间内能量释放率增加,岩爆发生更加剧烈。

双轴加载条件下红砂岩基本力学特性及破坏机制

为研究巷道开挖卸荷后岩体的变形破坏机理,开展了不同侧压条件下红砂岩双轴加载试验,分析侧压影响下双向应力状态红砂岩基本力学特性及声发射演化规律,揭示侧压影响下双向应力状态红砂岩破坏机制。结果表明:随着侧压增大,红砂岩峰值强度及弹性模量呈先增大后减小趋势,而峰值应变呈逐渐减小趋势,其破坏模式由劈裂破坏向剪切破坏转变;加载过程中声发射累计能量随侧压增大而逐渐减小,但试样破坏阶段声发射能量逐渐增大,表明双轴加载情况下剪切破坏释放能量大于劈裂破坏。研究结果可为巷道围岩控制及冲击地压灾害防治提供一定的理论支撑。

加载速率对锚杆及其锚固效应影响的实验研究

研究加载速率对锚杆及其锚固效应意义重大。对金属锚杆杆体进行了不同加载速率的室内拉伸实验,并用PFC2 D颗粒流软件模拟加载速率对锚固效应的影响。结果表明:锚杆杆体强度随加载速率的增加而增大,有效检测锚杆杆体强度的加载速率应在0.5 mm/s左右;拉拔荷载随加载速率的增加而增大,且锚固体的破坏拉拔荷载与加载速率为线性关系,有效测试拉拔力的加载速率为10 mm/s;随着加载速率的增加,破坏形态最终会向锚杆拔出及产生大范围破碎区转变;根据加载速率对锚固强度的影响,可将其分为弱影响范围(v<10 mm/s)、中等影响范围(10<v<100 mm/s)和强影响范围(v>100 mm/s),强影响范围内加载速率对轴应力及剪应力大小有着明显影响,易造成锚固段上部应力严重集中。

卸压煤体缓冲吸能效应模拟分析

为了研究卸压煤体对冲击能量的缓冲吸能效应,利用颗粒流软件建立了巷道围岩局部模型,分析了完整煤体与卸压煤体对冲击能量的缓冲吸能效果,不同损伤度和破碎深度卸压煤体的缓冲吸能效果,不同损伤度和破碎深度条件下支护体受力变化。结果表明:与完整煤体相比,损伤度40%卸压煤体对冲击能量的消耗是完整煤体的2倍,卸压煤体吸能效果远高于完整煤体;随着卸压煤体损伤度或破碎深度增加,静载作用下支护体受力递增,但冲击作用下支护体受力递减,强卸压煤体对冲击能量的缓冲效果更明显,但静载下支护强度相应增加;当卸压煤体的损伤度在40%,破碎深度为3 m时,卸压煤体能达到较为理想缓冲吸能效果。

岩石Ⅰ型裂纹定向扩展规律试验研究

为精准获得岩石Ⅰ型裂纹扩展演化全过程,采用一种简易裂纹定向扩展装置开展了不同岩性试样裂纹扩展试验研究,借助声发射及数字散斑技术对裂纹扩展全过程进行了监测,建立了裂纹定向扩展力学模型,分析了裂纹扩展过程中声发射及变形场的演化规律,提出了评价岩石Ⅰ型裂纹扩展难易程度的能量指标C_(E),探讨了Ⅰ型裂纹定向起裂扩展机制。结果表明:该简易裂纹定向扩展装置能够有效实现Ⅰ型裂纹沿预定方向稳定扩展,其起裂角均小于10°,同时通过简化力学模型计算得到白砂岩、灰砂岩的裂纹扩展峰值强度与巴西劈裂抗拉强度相比偏差分别为22.76%、7.53%;根据变形场演化规律,可将裂纹扩展分为微裂隙发育(散斑变形场分区不明显)、主控裂纹孕育(散斑变形场出现分区现象)和主控裂纹扩展3个阶段;声发射演化过程可分为平静期、缓增期、急增期和降低期4个阶段,由于灰砂岩相较于白砂岩质地更致密、更坚硬,导致其声发射平静期长,而后3个阶段持续时间短;将载荷-位移曲线峰前与峰后的面积之比定义为评价岩石Ⅰ型裂纹扩展难易程度的能量指标C_(E),计算得到灰砂岩、白砂岩的C_(E)分别为13~16、1~2,表明C_(E)可有效评价岩石Ⅰ型裂纹扩展难易程度;岩石Ⅰ型裂纹起裂扩展机制可概况为:在加载峰值前裂隙尖端受最大拉应力作用,存储的弹性能快速增加、耗散能缓慢增加,但在加载峰值后裂隙尖端存储弹性能超过其储能极限迅速释放,此时输入能大部分转化为耗散能促进主控裂纹快速扩展。后续将对裂纹定向扩展试验装置进一步优化改进,以期为裂纹扩展机制、岩石破坏前兆信息、裂纹止裂原理等研究提供一种新方法,同时为工程现场煤岩层定向爆破、压裂、止裂等相关技术优化提供理论指导。

均质度对圆形硐室破坏形式影响的模拟研究

为了研究均质与非均质度对圆形硐室3种经典破坏形式的影响,利用颗粒流软件PFC^(2D) 对均质圆形硐室和服从Weibull分布的非均质圆形硐室进行了双轴压缩模拟试验。研究表明:采用颗粒流方法模拟硐室的破坏演化过程是具有优势的;弹性模量均质度m_E对圆形硐室的3种破坏形式影响程度较弱,但对硐室的体积应变随着m_E的增大而减小,表明m_E对硐室变形有着重要影响;随黏结强度均质度m_σ的增大,裂纹及裂隙的数量和分布离散性均减小,表明m_σ对硐室破坏有着重要影响。

Anchoring effect and energy-absorbing support mechanism of large deformation bolt

To research the anchoring effect of large deformation bolt,tensile and drawing models are established.Then,the evolution laws of drawing force,bolt axial force and interfacial shear stress are analyzed.Additionally,the influence of structure element position on the anchoring effect of large deformation bolt is discussed.At last,the energy-absorbing support mechanism is discussed.Results show that during the drawing process of normal bolt,drawing force,bolt axial force and interfacial shear stress all gradually increase as increasing the drawing displacement,but when the large deformation bolt enters the structural deformation stage,these three values will keep stable;when the structure element of large deformation bolt approaches the drawing end,the fluctuation range of drawing force decreases,the distributions of bolt axial force and interfacial shear stress of anchorage section are steady and the increasing rate of interfacial shear stress decreases,which are advantageous for keeping the stress stability of the anchorage body.During the working process of large deformation bolt,the strain of bolt body is small,the working resistance is stable and the distributions of bolt axial force and interfacial shear stress are steady.When a rock burst event occurs,the bolt and bonding interface cannot easily break,which weakens the dynamic disaster degree.