采动力学与岩层控制关键理论及工程应用

研究岩体采动力学响应和岩层控制技术对促进煤炭安全高效开采、保障能源稳定供给具有重要意义,是实现煤炭资源科学开采的理论基础。矿山岩体灾害(围岩变形、冲击地压等)频发,其形成-演化-发生全过程与采动力演化分布、岩层运动、开采扰动和能量演化密切相关。基于实用矿山压力控制理论,提出并阐述了采场岩层控制进展与控制准则,建立了定量分析的力学模型和设计方法,发展了针对性的岩体灾害控制技术,并创新研制了配套试验研究装备。采动力学与岩层控制理论将岩层控制分为采场岩层控制和巷道围岩控制;提出控制或利用采动岩层运动改变致灾条件,给出“给定变形”和“限定变形”准则;调控“3S”因素准则(围岩应力环境、围岩结构属性、围岩支护结构)改变围岩自稳能力。以岩体灾害控制为目标,提出了以“应力主控”为核心的释能主控技术;建立了岩体灾害控制大小原理和弱面判据(安全系数K、冲击危险性系数U);研发了采场矿压机械模拟试验系统、采动力试验系统和蠕变及动力扰动冲击加载试验系统,实现了实验室尺度还原采动力作用下岩体变形-破裂-运动过程,为研究采动力作用下岩体力学响应提供了试验装备;分别从采场岩层控制、地质软岩巷道控制、工程软岩巷道控制及冲击地压控制4个方向进行了工程案例研究,相关研究成果在工程应用中得到了验证。

煤层采动巨厚松散层全断面监测及内部变形特征

开采沉陷是煤炭资源井工开发利用所面临的主要环境地质问题,尤其对于我国东部高潜水位矿区而言,巨厚松散层的移动变形控制与采动减损评价备受关注。为了研究巨厚松散层内部移动机制,明确其对地表移动变形影响,以淮南新集矿区某井田为研究区,通过采用分布式光纤与并行电法联合测试技术,构建超过600 m深度全断面钻孔监测系统,探究巨厚松散层变形特征和内部移动规律。全断面监测系统能够获取煤层采动区域巨厚松散层内部应变、位移信息及监测钻孔周围电阻率变化情况,量化地层监测断面松散层内部移动变形时空关系和渗流场变化数据,分析松散层内地层变形特征与发育形态。研究结果表明:多参量联合测试技术的应用,显著提高了对巨厚松散层移动变形的监测效率和变形定位的准确性,获得了工作面回采位置与松散层内部变形时空演变关系。并根据松散层变形特征,将采动影响过程划分为超前影响期、弱采动影响期、强采动影响期、采后沉稳期4个阶段,揭示了超前影响变形表现“台阶状”形态与采动影响期的“反向3字型”移动特征,同时分析了“反向3字型”移动模式的构成条件、影响因素。基于全断面监测数据,提出巨厚松散层变形多场可测信息量化评价方法,阐明了巨厚松散层在煤层开采过程中存在分层应力积累与释放的规律。研究内容为巨厚松散层内部移动变形的精细化监测分析提供重要的技术支持。全断面监测技术的应用,也可为采动损害过程监测与评价、矿山生态源头减损与减沉、沉陷区土地规划与复垦以及松散层内注浆改造等提供参考。

采动岩层整体移动“类双曲线”理论模型及验证——从二维“类双曲线”到三维“类双曲面”模型

煤炭开采会引起上覆岩层自下而上变形、破断及移动,并导致地表沉陷等问题,其本质是一个力学过程,故亟需发展基于岩层破断力学机理的移动理论模型。首先简要回顾了国内外岩层移动理论模型,然后重点介绍了本团队近年来在岩层整体移动理论模型方面的研究进展。基于不同层位岩层的破断形态的力学分析和相似模拟试验结果,提出了采动覆岩整体移动“类双曲线”模型,其顶点大约位于上覆岩层主关键层的层位。进而建立了岩层移动内外“类双曲线”整体模型,给出了采动覆岩内外整体移动表达式及物理意义参数体系。针对不同覆岩和煤层赋存条件,分析了岩层整体移动“类双曲线”模型的演化规律。在此基础上,进一步将二维“类双曲线”拓展到三维“类双曲面”模型,建立了采动覆岩全空间“类双曲面”立体移动模型,该模型包含“类单叶”和“类双叶”双曲面。该理论模型是在我国很多前辈及学者的研究基础上,从系统科学的角度考虑岩层的整体移动规律,初步形成了采动覆岩整体移动“类双曲线(面)”理论模型框架,希望能为我国煤炭科学开采提供理论指导。

覆岩导水裂隙带发育高度动态演化规律研究

为了研究覆岩导水裂隙带发育高度动态演化规律,以小保当矿区2^(-2)煤层为研究对象,通过理论分析、相似模拟实验及实例验证的方法,对导水裂隙带动态发育高度进行研究;借助概率积分法预计其上部岩层移动变形的理论公式,给出了1种基于覆岩曲率变形的导水裂隙带动态发育高度预计方法。研究表明:导水裂隙带上部岩层下沉系数是1个与挠度及下部自由空间高度相关的分段函数,上部岩层曲率变形大小是决定导水裂隙带发育高度的关键因素;导水裂隙带发育高度与工作面推进长度相关;理论预计小保当矿区2^(-2)煤层导水裂隙带发育高度为160.8 m,相似模拟实验发育高度为155 m,现场实测发育高度为152.01~175.57 m。

厚煤层大采高综放工作面覆岩断裂演化规律研究

大采高综放开采易形成强烈的矿压显现,上覆岩层的断裂演化规律对工作面安全生产至关重要。以羊场湾煤矿160206工作面为工程背景,运用相似模拟试验、数值模拟和理论分析的综合研究方法,对大采高综放工作面覆岩的断裂过程与覆岩运移规律进行系统研究。研究表明:导水裂隙带内岩层随工作面推进表现为“台阶下沉”,同层岩层下沉趋势沿走向表现为“急剧下降—稳定(最大值)—快速上升—稳定(最小值)”。工作面覆岩运动场由两区分布(加速下沉区、缓慢下沉区)演化为三区分布(加速下沉区、缓慢下沉区、稳定区)。对离层演化与地表下沉规律进行了定量描述,运用理论计算表达式深入地剖析了地表的动态下沉机理及其相关因素。结合相似模拟与数值模拟的试验结果,提出了覆岩断裂演化的形态变化特征:覆岩断裂形态由“单等腰梯形”演化为“双等腰梯形”,表土层影响区由“矩形”演化为“倒梯形”。分析了覆岩中垮落区、离层区、压实区、裂隙富集区的动态演化过程:垮落区逐渐增大至一定程度,高度小幅度降低并趋于稳定,离层区由下至上逐渐发育并随工作面向前移动,离层区逐渐闭合形成压实区,且压实区逐渐增大并最终保持稳定,裂隙富集区位于采空区前后端部并随工作面向前移动。

煤岩介质对水压裂隙扩展的影响机理

为研究不同煤岩介质压裂条件下水压钻孔裂隙起裂压力、起裂位置的变化规律,通过梳理现有理论,对连续介质弹性理论和非连续介质断裂理论2种经典模型进行比较。以王家岭煤矿等9个矿井为研究对象,针对不同介质岩石钻孔的压裂条件,开展室内试验并对结果进行比较,采用比较分析法进一步研究围岩压力、抗压强度对裂隙起裂压力、起裂位置的影响规律。结果表明:不同应力环境中,侧压系数越大,2种介质岩石钻孔开裂所需的起裂压力越大,相差越大,差值(2种压力差与连续介质岩石起裂压力的比值)越小,当侧压系数大于2时,差值无限接近于0;不同介质岩石的抗压强度具有差异性,抗压强度越大,2种介质岩石钻孔起裂压力越大;连续介质理论中起裂位置与围岩压力、抗压强度呈正相关,非连续介质理论中起裂位置始终沿水平应力方向。岩石介质对水压裂隙扩展规律的影响,可以为理论模型的优选提供参考,同时有助于裂隙起裂扩展行为预测。

弹−塑性基础边界两侧采空(留煤柱)基本顶板结构初次破断特征

为了研究两侧采空留煤柱工程条件下基本顶板结构的断裂位态及工程指导意义,构建考虑实体煤弹塑性变形与两侧煤柱宽度及支撑能力弱化的基本顶板结构双塑化基础边界力学模型,基于有限差分算法与主弯矩破断准则系统计算了在非对称煤柱区和长边实体煤区的断裂线形态、区位属性及整体位态特征,并从7个层面、横纵向4对区域与传统模型对比,阐明新模型所得新结论及工程意义。结论如下:(1)两侧非对称煤柱参数对长边实体煤区域的基本顶主弯矩及破断位置影响小,但分别显著影响煤柱区的主弯矩大小、位置及断裂形态。两侧煤柱区(较强/宽煤柱区+较弱/窄煤柱区)基本顶断裂线形态有3类演化模式,随基本顶厚度及弹模增大而煤柱宽度、支撑能力及悬顶跨度减小,其变化规律为:非对称的“连续单弧形+连续单弧形”→“连续单弧形+开口间断双短弧形”→非对称的“开口间断双短弧形+开口间断双短弧形”。(2)长边实体煤区基本顶的断裂线主要有3类区位属性,随基本顶厚度及弹模增大而实体煤的塑性区宽度、塑化程度及悬顶跨度减小,其演变规律为:断裂线在塑性煤体区(C-S式)→弹塑性煤体分界区(C-TS式)→弹性煤体区(C-T式);(3)考虑断裂线区位属性,随基本顶厚度和弹模增大而煤柱宽度、支撑能力及悬顶跨度减小的基本顶全区域破断模式及演变规律为:C-S式的■→C-TS式的■→C-T式的■→C-T式的■→C-T式的■。针对研究两侧采空(煤柱)基本顶板结构破断的3类力学模型,从7个层面对比了3类模型的重要区别,从横向4个区域(开采区域的前方与后方、两侧煤柱区)与纵向4个区域(非对称遗留煤柱下伏、下伏开采空间出/进煤柱/体)阐明了其重要工程作用。

基于地表敏感变形和房屋因素的矿区建筑物损坏评价方法

针对目前建筑物采动损坏评价因素的不尽合理与区域性评判结果的局限性,提出基于地表敏感变形和房屋因素的矿区建筑物采动损坏评价方法。采用理论分析、数值模拟和现场调查等方法对建筑物采动损坏评价进行了研究与探讨。首先,采用数值模拟方法,揭示地表变形、建筑物结构类型、主变形方向与建筑物长轴的夹角等因素对建筑物损坏影响规律,模拟结果表明:①当沿建筑物长轴的变形增大时,建筑物的损坏程度增大,得出了平房建筑加速损伤的地表变形临界值为曲率K=0.6 mm/m^(2),水平变形ε=6 mm/m;②不同结构的建筑物损坏程度不同,其中具有圈梁或构造柱的建筑物抗变形能力强,研究并确定了二层砖混结构(圈梁和构造柱)损坏程度的地表临界变形值;③建筑物对其长轴方向的地表变形较为敏感,影响损坏大,但对其长轴的垂直方向的变形不太敏感,而变形与建筑物斜交方向的建筑物损坏程度介于2者之间。其次,基于地表敏感变形因素、主变形方向、房屋因素共选取7个评价指标,建立建筑物采动损坏评价的未确知测度模型,根据各评价指标对建筑物的重要程度,采用层次分析法定权;最后,应用于峰峰矿区和徐州矿区3个村庄的建筑物损坏实例,结果表明:在选取的50户140余栋建筑物评价中,预测准确率在80%以上,预测精度高于传统方法,且预测效果良好,弥补了传统评价方法的不足,验证了评价指标选取和评价模型的可靠性。

某矿山断层附近采场地下开采对上覆岩层内井巷工程采动影响分析

某矿山矿围岩稳固性好,矿体厚度较厚,矿体埋藏很深。为了实现该矿山185中段F3断层附近的矿体安全回采,同时确保采场顶板上覆岩层内井巷工程的安全稳定,依据断层附近的矿体赋存条件、顶底板围岩岩性特征、地质构造与上覆岩层结构特征,构建了地表与井下采场的三维数值计算模型,采用FLAC^(3D)有限差分法来模拟地下开采在断层影响作用下对上覆岩层内井巷工程稳定性的影响分析,同时计算分析了地下矿体逐段开挖、逐段充填对保安矿柱及地表稳定性的影响。通过模拟计算结果表明:该岩层移动是一个自下而上传递的动态过程,断层附近矿体的开采通过采取设置10 m宽采场间柱和矿房之间采用“跳采”方式开挖后,大大缩短了采场空区的跨度,控制了断层附近的采场地压,并未引起采场顶板产生过多的塑性扰动区,上覆岩层产生的塑性扰动区范围非常有限,并未波及到采场顶板上部井巷工程,实现矿体顺利回采和上覆岩层内井巷工程的整体安全稳定。本文研究结果为深部矿体安全高效回采、采场地压管理和控制上覆岩层安全稳定提供了理论决策依据和技术指导。

不同加载角压剪耦合作用下岩石强度与渗透性演变特征

华北型石炭-二叠纪煤系基底普遍发育奥陶系灰岩含水层,煤炭开采受到底板承压含水层突水灾害和水资源流失的双重威胁,压剪耦合下岩石水力特性是大倾角承压水上开采底板岩层阻水性能评价的基础。综合采用理论分析及离散元数值计算等方法,建立了不同压剪比例下莫尔圆旋转的岩石失稳判据,揭示了压剪耦合作用下岩石强度衰减机制,提出了综合裂隙角度、裂隙扩展速度、改进体积应变等指标的应力阈值确定方法,明晰了不同加载角、渗透压差及围压条件下岩石微裂纹扩展及渗透性演化特征。主要结论如下:压剪耦合作用下岩石承载能力降低表现在强度降低与弹性模量增大2个方面;岩石弹性模量随加载角增大呈现先缓慢增大(0°~15°)后迅速增大(15°~30°)再减小(30°~45°)趋势,但仍大于初始值;岩石强度和加载角呈线性负相关关系,降低幅度和围压成正比,2 MPa围压下强度降低速度是无围压的1.9倍,由等效内摩擦角控制;随着加载角的增大岩石破坏程度降低、峰后应力由脆性跌落向塑性转变;压剪耦合作用下拉伸裂隙诱导起裂及拉剪复合裂隙主导非稳定扩展解释了不同压剪比例条件起裂应力、损伤应力阈值非线性演化的内在机制;渗透率回弹位置处于起裂与损伤应力阈值之间并接近后者,随着加载角的增大,拉剪复合裂隙(优势渗流路径)分布较为集中;岩石强度随渗透压差增大而降低,降低速率和加载角呈负相关关系;岩石峰值渗透率随着加载角的增大而减小,降低趋势随着渗透压差的增大由线性向非线性转变;加载角较大时,渗透压差与围压对岩石强度及渗透性控制作用减弱。

陡倾结构金属矿山岩移规律的模型试验研究

陡倾地质结构金属矿床大部分形成于构造断裂带,崩落法开采会产生显著的岩层移动现象。以湖北黄石的金山店铁矿典型地质剖面为基础,构建地质结构模型。通过缩尺物理模型试验,研究陡倾地质结构对崩落法采矿岩层移动的影响规律。研究结果表明,受陡倾地质结构的影响,采空区岩层移动可分为缓慢增长、快速增长与地表塌陷破坏3个阶段,其中上盘岩移范围远大于下盘,上盘以倾倒变形破坏为主,下盘以剪切滑移破坏为主;采空区顶板岩层一方面不断崩落填充采空区控制岩移,另一方面形成冒落拱,以拱脚抵制上下盘陡倾岩层朝向采空区移动;当顶板崩落至地表后冒落拱的支撑作用消失,近采空区的上盘岩层发生倾倒折断塌陷,下盘岩层发生剪切滑移塌陷。

松软厚煤层区段煤柱剪切滑块运动机理及协同控制技术

松软厚煤层区段煤柱高、煤壁暴露面积大,加之煤质松软、裂隙发育,强采动作用下极易造成煤柱失稳,巷道维护难度极大。以山西伏岩煤业3号煤层开采为工程背景,基于剪切滑块理论,探究采掘扰动下煤柱变形破坏机理,求解煤柱剪切滑块运动范围及应力分布规律,揭示煤柱侧帮剪切滑块运动机理,提出煤柱稳定性协同控制对策并在现场进行工程实践验证。结果表明:①采用极限平衡理论与叠加理论,确定了煤柱剪切滑块运动范围及煤柱垂直应力分布规律,阐明煤柱剪切滑块安全系数分布规律:0~1.26 m深度,煤柱上部安全系数较小;在1.26~3.95 m处,煤柱中线部分大面积安全系数较小,易受顶板来压破坏。②提出了1种以“注浆加固—锚索强化—切顶卸压”为主体的区段煤柱协同控制技术,煤柱侧裂隙较无支护条件及原支护条件分别减少62.89%和46.26%,巷道围岩完整性大幅提高,形成了强承载结构,有效控制了煤柱变形及底臌。③根据松软厚煤层区段煤柱条件,合理确定了协同控制设计参数,并对煤柱防控效果进行试验监测评估。现场试验结果表明,煤柱裂隙得到充分填充,注浆后煤体强度提高63%以上;巷道位移、锚杆索受力、离层等均在可控范围,表明协同控制技术明显提高了煤柱承载力,回采巷道围岩变形得到有效控制,为工作面安全高效开采提供了空间保障。

NPR锚索对白云岩矿失稳边坡控制效应研究

节理裂隙是露天矿开采中边坡失稳的主要影响因素,因此,研究节理裂隙有利于解决矿区边坡开采的安全性问题。以北京黄峪口白云岩矿失稳边坡为工程地质背景,采用现场调查(测线法和赤平极射投影法)、NPR锚索数值模拟和现场监测方法,以NPR锚索主动支护思想为核心对其进行了试验研究。研究表明:①黄峪口白云岩矿边坡岩层基本呈水平状或与边坡走向方向一致,边坡体结构破碎,节理裂隙发育,存在软弱夹层和多条滑带,边坡有严重失稳的趋势。②NPR锚索入射角为20°时达到边坡最佳支护效果,边坡位移约2.55 cm,说明NPR锚索对破碎边坡起到较大的抗滑作用。③根据现场监测得出NPR锚索的锚索轴力可达300 kN左右,支护后的边坡较稳定。研究反映出,NPR锚索对节理裂隙发育的边坡控制效果较好,可为类似露天矿边坡治理提供参考。

基于GA-PSO混合优化SVR的边坡危岩体稳定性评价模型

边坡危岩体稳定性评价是地质灾害防治的重要内容之一。传统的稳定性评价方法在求解复杂非线性问题时存在着精度较低、收敛速度慢等问题,为此,提出了一种基于GA-PSO混合优化支持向量回归(SVR)的边坡危岩体稳定性评价模型。首先,通过采集大量的实测数据和监测数据,建立了边坡危岩体的训练样本集;然后,将SVR算法引入稳定性评价中,利用其非线性映射性能拟合边坡危岩体的稳定性函数。为提高SVR模型的优化能力,将遗传算法(GA)和粒子群优化算法(PSO)相结合,形成了GA-PSO混合优化算法,并用于求解SVR模型中的优化问题。选取了多个现场实际边坡危岩体工程案例进行了算法测试。结果表明:相对于传统方法,GA-PSO混合优化SVR模型能够准确预测边坡危岩体的稳定性,并且具有较高的精度和较快的收敛速度。

冻融循环下裂隙性泥岩的力学特性与细观损伤规律

冻融循环作用是加速岩石材料性能劣化的重要环境因素之一,也是影响露天矿边坡稳定性与安全性的重要隐患。为研究冻融循环作用下裂隙性泥岩的力学强度衰减特性和损伤效应,分别对经过0、5、10、20、50次冻融循环处理后的泥岩试样进行了单轴压缩试验和计算机层析CT扫描试验。同时,开展了扫描电镜试验对泥岩的微观损伤机理进行探究。试验结果表明:泥岩单轴抗压强度和弹性模量随冻融循环次数的增加逐渐降低,且衰减速度在0~10次冻融循环时最为显著,随后衰减速率逐渐变缓;二维CT图像显示冻融循环使泥岩试样的孔隙结构不断发育,孔隙率与循环次数和弹性模量分别呈指数关系和负线性相关,该现象说明泥岩细观结构损伤的累积与宏观力学特性衰减程度显著相关;在冻融循环作用下,裂隙性泥岩内部微观结构的损伤程度逐渐加深,裂隙的拓展和颗粒接触关系的改变是导致泥岩强度下降的重要因素。上述分析对于裂隙性泥岩分布地区的露天矿山边坡设计与施工有一定的参考意义。

深部矿井软底回采巷道底鼓机理及防治研究

针对山阳煤矿软底回采巷道严重底鼓的难题,采用理论分析、数值模拟和现场应用的方法,基于塑性理论建立了巷道底板岩体滑移线底鼓力学模型。研究表明,巷道底板破坏岩体主要分为3个区,分别为主动极限区、过渡区和被动极限区,推导了巷道底板岩体的最大破坏深度,提出了锚索+卸压槽联合控制底鼓的方法。采用数值模拟的方法验证了联合控制方案的可行性,现场应用效果表明该方法能够有效控制软底巷道底鼓,为相似地质条件底鼓问题的研究提供了一定的帮助。

急倾斜薄矿体采场围岩及假底应力分布规律研究

急倾斜极薄矿脉是有色、黄金矿山常见的矿体形态,多采用人工假底的留矿法或削壁充填法回采,研究采动过程中围岩和人工假底的受力分布对于设计假底参数和安全开采具有重要意义。以某金矿削壁充填采场为工程背景,模拟研究了人工假底及围岩采动过程中应力变化规律。上、下盘围岩采动后最大主应力和最小主应力减小,回采区域顶板应力集中。假底中心处垂直压力最小,越靠近上、下盘边壁垂直压力增加,随着采高增加,假底各部位的垂直压力增加,最后呈收敛趋势。人工假底主要是剪应力破坏,假底破坏主要是上、下盘高水平应力未作用在同一轴线而产生的剪应力造成的。根据散体侧压力和采动应力变化规律,提出在采场内每隔10m利用混凝土铺底,增加人工假底中混凝土强度及垂直方向的配筋,提高假底抗剪强度,从而提高深部采场回采的安全性和人工假底的稳固性。

层理方向对含预制裂纹页岩Ⅰ型断裂特性的影响

层状页岩受内部层理方位分布特征的影响,其力学性质常表现出明显的各向异性特征。为了探究层理方向对层状页岩Ⅰ型断裂特性的影响,针对不同层理倾角β、预制裂纹角度为0°的半圆盘试件开展三点弯曲静态压缩试验和数值模拟试验。试验结果表明,试件的Ⅰ型标准化应力强度因子YⅠ会随着层理倾角的变化呈现出明显的差异性,并与层理倾角呈现出良好的三次函数关系,且仅在层理倾角β为0°和90°时,试件表现为纯Ⅰ型断裂模式,即层理倾角的变化会改变试件的断裂模式。同时,试件的Ⅰ型断裂韧度随着层理倾角的增大而逐渐减小,并与层理倾角呈二次函数关系;当层理倾角与预制裂纹角度垂直时,试件的Ⅰ型断裂韧度最大;而当层理倾角和预制裂纹角度平行时,试件的Ⅰ型断裂韧度最小。另外,基于扩展有限元法(XFEM),对半圆盘层状页岩试件的破断机制进行研究,验证了试验和计算结果的准确性。

层状岩石逆倾向与顺倾向剪切破坏特征的差异性研究

层状岩石层理效应的研究对深部岩体稳定性分析具有重要意义,而天然层状岩石逆倾向与顺倾向剪切力学行为差异性仍认识不清。为此,开展了0°≤ψ≤180°(ψ为剪切面顺时针旋转至层理面的滑动倾向角)的页岩全角度剪切试验,详细地研究了逆倾向与顺倾向下剪切力学特性和破坏模式的差异性,并结合离散元模拟进行了补充分析与验证。研究结果表明:顺层面剪切时抗剪强度取得最小值,ψ=30°时取得最大值,90°与135°时取得局部极大值,逆倾向抗剪强度相对更高,ψ>30°时随滑动倾向角增加抗剪强度总体呈减小趋势;根据不同滑动倾向角下剪切力学行为的差异性,按滑动倾向角将层状岩石分为三组,即层面张拉与基质剪切组(15°~60°)、基质剪切组(75°~120°)、基质与层面剪切组(135°~180°);基质剪切组在剪切应力-位移曲线峰前均存在应力降现象,层面张拉与基质剪切组在峰后呈“阶梯”状应力降低;张拉破坏与剪切破坏同时存在且以剪切破坏为主;顺层面剪切时层面的剪切裂纹数目占优,ψ=90°时基质体的剪切裂纹数目最多,ψ=30°时层面的张拉裂纹数目最多,其次是基质体的剪切裂纹,ψ=150°时以层面、基质体的剪切裂纹为主。研究揭示了层状岩石逆倾向与顺倾向剪切的各向异性特征及差异性根源,可为各向异性力学模型完善、灾变机制及围岩稳定性分析提供科学依据。

乌兰木伦煤矿大断面硐室围岩变形破坏规律及控制

针对煤矿井下巷道大断面硐室的围岩变形破坏问题,以乌兰木伦煤矿井下分选及充填大断面硐室为研究对象,采用相似模拟实验方法,进行单调递增加载和恒定荷载加载单轴压缩实验,对大断面硐室围岩变形破坏规律进行了研究。结果表明:①2种加载方式在压密阶段、弹性变形阶段及微破裂稳定发展阶段破坏演化和变形位移趋势相似。②采用单调递增加载方式的试样裂纹较少但裂纹缝隙较大,试样沿着主裂纹突然发生破断,期间有大量碎屑飞出,试样变形位置主要集中在围岩边界,破坏时释放能量较多,但峰后释放能量持续时间较短。③采用恒定荷载加载方式的试样应力保持不变,应变缓慢增加,期间产生大量微小裂纹,试样变形位置主要围绕在硐室周围,破坏时释放能量较少,但峰后释放能量持续时间较长。依据大断面硐室围岩变形破坏规律,提出了锚杆索支护方案:硐室顶部打长锚索,将顶板和上方坚硬岩石连成整体;在硐室煤岩交界处打倾斜锚杆,将煤岩交界面与周围岩体紧密连接。数值模拟结果表明,支护后围岩应力、位移、塑性区均明显减小,围岩稳定性大幅提高,支护效果良好。