极高地应力硬岩隧道变形规律及施工优化研究

依托重庆市巫镇高速宝山隧道工程,采用数值模拟方法开展极高地应力无仰拱硬岩隧道的变形规律和施工优化研究,对不同施工工法、施工步距进行了比选。研究表明:1)不同施工工法隧道变形规律基本一致,竖向位移大于水平位移且基底隆起较拱顶沉降更明显,全断面法施工隧道变形收敛速度最快;2)不同施工工法均为基底应力释放程度最大,释放后基底应力仅为初始的55%,且全断面法拱脚处应力集中范围最小;3)隧道周围的岩体以拉伸破坏为主,部分位置存在剪切破坏,施工工法对塑性区的水平影响范围有限;4)该隧道选用全断面法施工可行且较经济。全断面法不同施工步距变形及应力分布基本规律相同,施工步距越大,水平竖向位移越大,拱脚处应力集中越显著,最小主应力值也越大,综合考虑现场施工建设速度、变形收敛情况、应力分布状态,采用1.6 m步距较经济合理。

深井高速涡轮钻配套同径取心技术研究

分析了涡轮钻具结构特征及性能特点,在深井、特深井的高温高压、强研磨性地层中,涡轮钻具基本上成为唯一可选的用于复合钻进提速降本的井下动力钻具。针对深部资源的勘探开发需求,阐述了现有涡轮钻具同径取心技术的优势及存在的问题,利用数值模拟仿真技术分析和研究了涡轮钻具同径取心过程中钻井液的流动状态对取心效果的影响,认识到涡轮钻具可耐高温,适于深井、特深井全面钻进及取心钻进,但其高转速在取心钻进过程也容易造成岩心磨损、岩柱螺旋,而改善同径取心钻具高速单动性能、加长涡轮钻具螺旋稳定器、利用反螺旋扰流板等技术措施,有利于减小取心钻具井底的涡动、降低岩心内外管轴向速度差,从而提高涡轮钻同径取心钻进的岩心质量。

基于ABAQUS的气动潜孔锤球齿碎岩及布齿优化

为提高坚硬地层大直径潜孔锤的破岩效率与使用寿命,运用ABAQUS软件建立了球齿碎岩仿真模型,对比分析?18 mm球齿在不同钻进参数下冲击切削碎岩过程中的破碎比功、侵入深度、破碎范围与应力影响范围等曲线,优选钻进参数和布齿。分析结果表明:当钻压为1.2 kN、冲击功为30 J时,对岩石的破碎效率较高,球齿入岩的位移可达0.67 mm,并对岩石进行应力界限划分,得出应力影响范围为43.4 mm;通过双齿冲击切削模拟确定了较为优秀的圈距与间距:圈距取47.4 mm,间距取43.4~51.4 mm;考虑到球齿的磨损,利用圈距与间距对?711 mm大直径潜孔锤进行了优化布齿。

超硬岩露天深孔台阶爆破参数优化研究

为解决在新疆金宝铁矿露天深孔台阶爆破过程中存在的大块率高、留有根底等影响铲装效率与后续生产的问题,通过现场调查统计与分析,摸清大块产出部位,剖析大块产出与出现根底的原因,并提出相应对策。基于矿岩物理力学性质与矿山现有条件,提出针对超硬岩露天深孔台阶爆破的小孔排距爆破方案,对孔网参数及起爆网路进行了优化提升,采用115 mm孔径,孔排距3.5 m×3.0 m、堵塞长度2.5~3.0 m,孔间毫秒延期时间为11、13、18 ms,排间毫秒延期时间为21、29、37 ms。工程实践表明,小孔排距深孔台阶爆破适用于铁矿石等超硬岩的深孔台阶爆破,相比原爆破方案大块率降低约8.7%,爆后无根底,大大提高了露天矿山采剥效率,很好地满足了生产要求。爆破振动速度降幅约为28.1%,减少了对边坡岩体的扰动和破坏。小孔排距深孔台阶爆破在超硬岩露天矿山矿岩采剥中体现了良好的适用性,能够有效减少大块和消除台阶根底,可为露天矿山超硬岩深孔台阶爆破提供借鉴与参考。

坚硬顶板特厚煤层开采矿压显现规律及控制技术研究

针对坚硬顶板特厚煤层开采过程中,临空巷道围岩变形矿压现象剧烈,巷道围岩变形程度较大,支护结构损坏严重现象。以岳南煤矿为工程背景,分析了坚硬顶板特厚煤层采矿临空巷道围岩变形破坏特征及规律。建立FLAC^(3D)数值计算模型,探究了坚硬顶板特厚煤层开采时覆岩应力时空演化规律,揭示了坚硬顶板特厚煤层覆岩力学作用机制。提出了覆岩切顶卸压控制方法,进行了工业性试验。试验结果显示:切顶卸压技术改变超前工作面临空巷道围岩应力环境,有效的切断了侧向覆岩活化的应力传递路径,降低工作面开采超前强采动影响,巷道围压变形得到了有效控制,顶底板最大移近速率由311 mm/d减小至64 mm/d,变形量大幅度降低,有利于矿井安全高效生产。

特厚煤层综放工作面冲击地压防治实践

以彬长矿区孟村煤矿为背景,针对煤层上覆坚硬难垮顶板瞬间破断诱发冲击灾害的风险,创新应用井上下立体联合卸压技术。通过地面L型水平井分段压裂对高位关键层坚硬顶板实施压裂改性,以及井下顶板定向长钻孔水力压裂及深孔预裂爆破对中、低位关键层坚硬顶板进行等距破断弱化,破坏岩层的整体性并降低破断强度。结合煤层大孔径钻孔卸压,阻断静载荷积聚及动载荷传递通道,从源头上消除(减小)冲击危险,开辟了冲击地压科学防控的新途径。实践表明,实施立体联合卸压方法消除了工作面上覆坚硬顶板岩层难跨悬顶积聚载荷,微震频次显著下降且杜绝了1×10^(4)J以上微震事件,为具有坚硬顶板破断诱发冲击地压风险的类似矿井提供了参考。

TBM施工超硬岩分类指标和确定方法研究

超硬岩分类指标和确定方法是TBM施工围岩分类需要关注的重要问题。完整岩体中隧洞施工,岩石坚硬程度和摩擦性是影响TBM掘进状态的主因。基于国内外TBM掘进预测模型和典型工程实测数据,重点分析岩石单轴抗压强度与TBM净掘进速度、现场贯入度指数的关系和敏感性,分析岩石摩擦性和TBM刀具磨损程度,讨论适用于划分超硬岩类别的阈值。综合分析岩石坚硬程度和摩擦性对TBM施工的影响,提出2类超硬岩划分标准:一类是单独由岩石坚硬程度决定的超硬岩(H 1),建议按单轴抗压强度UCS>200 MPa确定;另一类是由岩石坚硬程度和摩擦性共同决定的超硬岩(H 2),建议按单轴抗压强度UCS>150 MPa且摩擦性指数CAI>4.0确定。

特厚坚硬煤层超大采高综放开采支架-围岩结构耦合关系

针对榆神矿区坚硬特厚煤层综放开采所面临的顶煤悬顶距长、冒放性差、采出率低和采放不协调等问题,探讨了机采割煤高度6.0 m以上的超大采高综放开采可行性和必要性,分析超大采高综放开采支架-围岩耦合关系,在支架-围岩强度、刚度和稳定性耦合的基础上,提出超大采高综放开采支架-围岩结构耦合理论。从液压支架与围岩相互作用机理角度,阐释了支架-围岩支护系统“小结构”初次耦合主动支撑和“大结构”二次耦合被动承载概念和理论,分析了围岩“大、小结构”耦合对工作面围岩支护效果和适应性的影响,指出综采放顶煤液压支架结构设计除需满足“小结构”支护系统适应“大结构”周期性破断失稳形成的强动载矿压外,还需考虑液压支架结构(特别是放煤机构结构)对顶煤冒放运移规律和支架载荷演化过程的影响,通过支架结构与顶煤冒放结构耦合实现顶煤顺利放出,提高顶煤采出率。采用理论分析、相似模拟、数值模拟和现场调研等研究方法,分析了坚硬顶煤冒落和放出结构以及冒放过程的成拱机理,讨论了液压支架结构高度对矿山压力显现强度、顶煤冒放结构和资源采出率的影响,研究了放煤机构结构对顶煤成拱结构的影响,以及放煤机构结构对顶煤的二次破碎作用,提出了强力放煤机构结构改进和优化策略,并对破煤机理和效果进行探讨,以期为相似坚硬特厚煤层综放开采支架-围岩耦合提拱理论指导和借鉴。

巨厚坚硬顶板变形及垮落的动态演化特征研究

义马煤田赋存一层巨厚坚硬岩层,是矿区诸多动力灾害的主要诱因。本文以义马煤田千秋矿21221工作面为工程背景,开展了顶板岩层冲击倾向性的实验测定,采用相似模拟和数值分析方法研究了工作面回采过程中巨厚坚硬顶板运动特征,分析了巨厚坚硬顶板垮落垂直位移动态演化规律,建立了采动应力分布与顶板运移的关系。研究结果表明:巨厚坚硬顶板破断过程可分为初始平静期、稳定运动期和整体垮落期三个阶段;顶板垂直位移量在初始平静期变化小,稳定运动期基本集中在采空区,向上呈现梯形递减趋势,整体垮落期则急剧向上发展。巨厚坚硬顶板运动呈现离层、瞬间下沉、离层闭合、间歇性稳定、瞬间垮落压实的非稳定动态变化现象。在工作面回采过程中,巨厚坚硬岩层变形和运动对采场施加了持续且不稳定的下沉压力,其结构失稳导致采场矿压发生强突变和采动应力突降,是冲击地压发生的重要诱因。

“高位-低位”厚硬岩层综放面特厚煤层矿压显现特征研究

基于大同煤田马道头矿井为工程背景,建立了“高位-低位”厚硬岩层综放面物理相似模型,分析了特厚煤层综放面覆岩移动特征,监测了8404工作面矿压显现特征。研究结果表明:工作面推进80、110、155 m时,基本顶、上方中砂岩(低位岩层)、上方粗砂岩(高位岩层)依次发生初次垮落;工作面平均周期来压步距为14.11~16.19 m;支架最大工作阻力基本上低于额定工作阻力的55%;工作面第1次大周期来压步距为140 m,来压可持续10~20 m,动载系数为2.24~2.38;工作面ZF17000/27.5/42D型液压支架未出现压架、立柱收缩等现象,支架选型适用性良好。

中国TBM施工技术进展、挑战及对策

总结我国近30年来TBM设计与施工技术的发展历程,可归纳为以下5个阶段:1)研发探索和试用阶段;2)以国外施工承包商为主体,采用国外设计制造TBM施工我国隧道工程阶段;3)独立进行TBM招标采购和选型设计,并建立起自主的TBM施工队伍阶段;4)与国外厂家联合设计制造TBM,工程应用和自主施工快速发展阶段;5)实现TBM国产化,面向国内外TBM工程市场自主施工阶段。通过我国不同时期TBM施工的典型工程,介绍我国在复杂地质、大坡度、高海拔、不同直径、不同机型、超长隧洞TBM施工方面取得的经验、技术积累和业绩,展示我国TBM在穿越断层破碎带、软弱变形、岩爆、涌水等不良地质洞段取得的一系列施工新技术,以及最高月进尺1 868 m、平均月进尺超过600 m和掘进作业利用率超过40%的掘进技术水平。分析TBM在极硬岩、大断层破碎带、软弱大变形围岩、强岩爆围岩、涌水突泥洞段、高地热隧洞和超长隧洞工程中施工面临的风险和挑战,并提出一些相应的技术措施和对策,期望这些措施和对策在未来大量实际工程中进一步得到实践验证、优化和改进,不断积累和创新TBM设计与施工新技术。

抽水蓄能电站隧洞全深花岗岩导井反井施工技术

为实现抽水蓄能电站隧洞特硬岩洞竖井导井反井高效施工,以沂蒙抽水蓄能电站洞内380 m全深花岗岩高压管道竖井∅2.5 m导井反井施工为背景,介绍了定向+反井钻井施工技术。首先使用TDX-50型定向钻机,钻成∅216 mm先导孔;然后使用BMC200型反井钻机,扩刷成∅270 mm导孔;最后使用BMC600型反井钻机,扩刷成∅350 mm导孔,并扩孔钻进∅2.5 m导井。实践表明:该项技术可成功克服抽水蓄能电站特硬岩洞内深井反井施工技术难题,为类似工程反井施工提供了经验。

地下矿山极坚硬矿岩中深孔采矿降低大块率措施

地下矿山极坚硬矿岩中深孔采矿一次爆破大块率高,不仅严重降低了采场的出矿能力,而且产生的大块矿石需再次爆破,增加了炸药消耗量,也给矿山的安全生产带来了隐患。结合会宝岭铁矿井下采场中深孔爆破试验,分析了采用分段空场法开采极坚硬矿岩时爆破产生大块的主要影响因素,并提出了降低爆破大块率的措施,取得了较好的经济技术指标。

特厚煤层工作面长度对矿压显现的影响

为了分析特厚煤层工作面长度与矿压显现的关系,采用理论分析和数值模拟方法,从工作面支架载荷、覆岩破坏高度和采场围岩应力等方面进行了深入研究。根据普氏平衡拱理论,计算得到不同工作面长度支架所需的载荷;采用关键层理论,确定工作面长度大于178 m主关键层将发生破断,工作面开采将受到侏罗系覆岩采动影响;采用FLAC^(3D)数值模拟方法,对不同工作面长度的围岩应力进行了分析。研究表明:工作面长度的变化导致支架载荷、覆岩破坏和围岩应力发生变化,当工作面长度小于178 m时,有利于减弱矿压显现强度,避免强矿压的发生。

特厚煤层坚硬顶板水力压裂控制技术研究

为了解决了矿井特厚煤层坚硬顶板岩层高应力集中及冲击地压的难题,采用特厚坚硬顶板水力压裂施工工艺,在彬长矿区孟村煤矿401101工作面采用水力压裂技术进行压裂现场试验,通过理论和现场监测等多种手段对压裂孔应力场进行了综合分析。结果表明:钻孔孔壁在压裂位置处都有不同程度的破坏,产生斜切、纵向和横向三种裂隙,压裂后孔间岩层裂隙在最小水平应力方向上能较好地贯穿,在垂向上老顶压裂效果可观;工作面进入水力预裂区域后高级别能量微震事件频次占比显著降低,微震事件逐渐由工作面后方转移向工作面前方;工作面推进至高压水预裂区范围后,端头范围内顶板垮落充分,支架工作阻力峰值和增载系数普遍较未压裂区增大,支架的空载和漏失率降低。表明顶板水力压裂技术工艺可以有效为特厚煤层坚硬顶板卸压控制提供有力技术支持。

综采放顶煤工艺在缓倾斜特硬厚煤层中的应用

在特硬厚煤层综采放顶煤现场实践的基础上，针对晋城矿区３号煤层采用综放的顶煤活动规律、放煤工艺和参数进行了分析和总结，从提高资源回收率和综放产量方面提出了合理的建议。

坚硬厚煤体冲击地压防治研究与应用

630采区煤层埋藏深、厚度大、煤体坚硬,掘进期间巷道变形小,但煤炮声等应力显现较明显。通过参考相似条件矿井的防治技术及矿井实际情况,对该区域的防冲工作提出治理意见,充分释放围岩弹性能,确保了巷道的稳定。

复杂坚硬岩层井上下联合水力压裂控制技术研究

本文开展复杂坚硬岩层井上下联合水力压裂控制技术研究,基于板壳力学理论,揭示了坚硬岩层失稳临界弯曲应变能特征,提出了基于弯曲应变能指标的压裂目标层确定方法,建立了井上下联合水力压裂控制技术体系。以大同矿区石炭系特厚煤层综放开采矿井为工程背景,确定了井上下联合水力压裂技术方案,并进行了现场工业性试验。通过分析微震、液压支架工作阻力、巷道变形量监测数据和回采巷道超前支护形式等方面,验证了井上下联合控制技术的适用性和有效性。结果表明:井上下联合水力压裂控制技术可在坚硬岩层中形成明显裂缝,破坏了复杂坚硬岩层的整体性及其强度,平均来压步距减小了34.6%,平均液压支架工作阻力降低了约15.1%,平均超前巷道变形量减小了约35.0%。研究成果为复杂坚硬岩层控制开辟了新路径,可为复杂坚硬岩层的精准控制提供技术支撑。