Mechanism of energy limit equilibrium of rock burst in coal mine

随采矿深度的增加，在煤采矿上冲破的岩石的效果正在变得越来越明显，岩石爆炸机制变得越来越复杂。来自许多国家的学者提出了不同机制，但是没有人把合理解释给了冲破的岩石的机制。在这份报纸，基于精力理论，我们学习了矿岩石冲破了的煤的精力限制平衡(ELE ) 。有冲破的岩石的煤缝接被划分成精力限制平衡地区(ELEZ )(A) 和有弹性的地区(B) ；我们也决定了岩石爆炸发生的位置，包括煤缝接的房顶和地板；另外，我们导出在限制宽度和冲破的岩石的出现机制之间的 ELEZ 和数学关系的限制宽度：精力差别功能(EDF ) ， w (x)= wj wp 一阶的衍生物 w (x) ，是不到 0。EDF 因此是 monotonically 减少的功能。精力差别功能的图也被决定，通过哪个我们分析了岩石的出现机制爆炸。

一种基于弹性理论的大采高区段煤柱合理尺寸计算方法

不同工况下区段煤柱两侧支承压力分布及岩体变形存在显著差异,考虑煤柱两侧不同支承压力对煤柱整体稳定性的影响,基于大采高区段煤柱的弹性力学计算模型,分析了支承压力下煤柱任一单元岩体的应力应变分量。通过建立大采高煤柱弹塑性界面上岩体的柱条模型,确定在0.65倍煤柱高度处单元岩体将首先发生水平拉伸破坏,利用虎克定律提出了该单元岩体极限拉应变与煤柱极限平衡区宽度的关系式。依据煤柱破裂区岩体的受力特征,运用摩尔库伦准则推导了煤柱破裂区宽度的计算公式。结果表明:①煤柱极限平衡区宽度与岩体极限拉应变和弹性模量反相关,与煤柱埋深和煤柱高度正相关;②煤柱高度及其与顶底板的界面摩擦角是影响破裂区宽度的关键性因素;③煤柱两侧不同工况下,煤柱岩体极限拉应变与其所受侧压呈正变关系,区段煤柱采空区侧所受侧压较巷道侧偏大,采空区侧岩体的极限拉应变也相应较大,表现为采空侧极限平衡区宽度较巷道侧偏小。最后,将上述理论公式应用于陕北某矿30109工作面大采高区段煤柱极限平衡区和破裂区宽度的分析计算,给出了该工作面两侧区段煤柱的合理宽度及其支护方案。工程应用表明,30109工作面区段巷道围岩变形控制效果良好,满足现场生产需求。

近距离煤层交叉工作面矿压特征及煤柱参数优化

近距离交叉工作面巷道分别位于上部煤层遗留煤柱和采空区下,其矿压显现特征与近距离煤层平行工作面布置有较大差异。三道沟煤矿2^(-2)与3号煤层层间距较小,且受无煤区等地质条件限制上下煤层工作面呈交叉布置。采用现场实测、理论分析和数值模拟的方法,对遗留煤柱和采空区下巷道矿压显现特征进行研究,确定受遗留煤柱集中力作用时下煤层区段煤柱优化尺寸。结果表明:3号煤层留设20 m区段煤柱条件下不同位置巷道稳定性均较好,巷道受遗留煤柱集中应力影响矿压显现比采空区下更为明显;考虑近距离煤层开采集中应力传递特征,提出近距离煤层开采影响系数α,遗留煤柱和采空区影响系数分别为1.22和0.62,确定遗留煤柱下区段煤柱最小宽度为12.82 m;留设8 m煤柱时应力呈单峰分布,煤柱整体塑性破坏,12~20 m煤柱宽度时应力呈双峰分布,煤柱中部存在约5~15 m弹性区,煤柱仍具有较高承载性能。确定近距离开采下煤层区段煤柱优化宽度为13 m并在地质条件相同的30102工作面进行验证,巷道稳定性较好。

考虑工程扰动和地质条件的巷帮极限平衡区分析

基于Hoek-Brown和Mohr-Coulomb强度准则,建立了与工程扰动程度D、岩体地质强度指标GSI相关的非线性岩体强度参数(内摩擦角、黏聚力)表达式,分析了参数D,GSI对内摩擦角和黏聚力的影响变化规律。以巷帮煤岩体处于完整与破碎两种极端条件为例,基于提出的非线性M-C准则,建立了与参数D,GSI有关的巷帮滑移面正应力和极限平衡区宽度方程式,并研究参数D,GSI对极限平衡区的影响。结果表明:参数D越小、GSI越大时,内摩擦角与黏聚力越大,说明岩体完整性越好,非线性岩体强度参数值越大;巷帮滑移面正应力随参数D的增大而减小,随参数GSI的增大而增大;极限平衡区宽度随参数D的增大而增大,随参数GSI的增大而减小。最后,通过工程实例分析,验证了研究成果的合理性。

回采巷道煤体荷载传递机理及其极限平衡区的研究

基于支承压力作用下回采巷道两帮煤体的力学模型,分析了煤体与顶底板界面应力、煤体轴力的基本分布规律,首次对煤帮水平位移进行了力学推导,建立了极限平衡区宽度新的理论计算公式,讨论了塑性条件下煤帮极限平衡区宽度的主要影响因素。结果表明:①极限平衡区煤体的垂直应力、顶底板与煤层界面的剪应力及其水平压力均呈双曲函数分布;②煤帮处煤体垂直应力的大小随巷道高度及顶底板与煤层界面力学参数的改变而改变,其水平位移与弹塑性界面的侧压力系数、峰值应力及煤体极限平衡区宽度成正增长关系,与煤体综合弹性模量成反比;③煤体极限平衡区宽度与巷道埋深、上覆岩层平均容重、煤体与顶底板界面的强度参数、应力集中系数及侧压力系数、巷道高度及煤体综合弹性模量密切相关,随巷道埋深和巷道高度的增加而增大,随煤体与顶底板界面内摩擦角和黏聚力的增加而减小。最后,通过工程实例,验证了分析结果的合理性。

极限平衡区顶煤自燃三维非均质动态数值模拟

为探究极限平衡区内顶煤自燃规律,利用Fluent软件对顶煤自燃进行数值模拟研究。通过对顶煤移动变形及自燃特点的分析,确定顶煤自燃过程的模拟为三维非均质动态模拟,并建立数学模型,给出相关参数及边界条件的确定方法。以恒大矿某工作面为例,对其顶煤的自燃过程进行数值模拟,并分析工作面风量及煤体耗氧速度与自然发火期之间的关系。结果表明:对计算区域进行模拟所得到的速度场、氧浓度场及温度场与现场观测结果及理论结果比较吻合;工作面风量对煤体自然发火期影响较小,而对高温区域中心点位置影响较大;煤体耗氧速率与自然发火期近似成负指数函数关系。

关于错层位采煤法接续面巷道合理位置的选择

本文重点研究相邻接续面巷道布置的合理位置。以某矿为工程背景,理论分析给出了实体煤侧垂直方向上的分区:一侧采空实体煤分区、过渡区和沿底弹性区。根据巷道布置原则,将巷道在垂直方向上沿9号煤层底板布置在弹性区,在水平方向上布置在极限平衡区的低应力区域内。采用理论分析、FLAC3D数值模拟等研究方法,确定了在该工程背景下的水平方向上的合理错距为2 m。工程应用中结合现场试验对接续面进风巷采取联合支护,通过对巷道的顶底板移近量和两帮位移量进行实测,发现围岩变形量得到有效控制。

错层位采煤法非常规区段煤柱稳定性理论研究

错层位采煤法将采煤工作面两端的巷道布置于煤层中的不同层位,相邻工作面巷道立体交错,形成一种新型非常规区段煤柱。应用极限平衡理论建立了该区段煤柱力学结构模型,对其稳定性进行了研究,得到煤柱极限平衡区宽度表达式及其支承压力的分布规律,并根据研究结果得到煤柱应力区域划分规则。研究结果表明,这种新煤柱极限平衡区宽度明显减小,煤柱的稳定性和煤炭资源采出率得到提高;煤柱内应力多出两分区,即免压区(不受或仅受少量矸石的重力作用)和直接顶垮落矸石自重作用区。该研究在长壁开采煤柱设计、提高煤炭采出率等方面具有一定意义。

基于弹性理论的煤帮极限平衡区宽度确定方法探讨

回采巷道开挖后,其围岩应力重新分布,两侧煤体在上方集中应力的作用下产生变形后形成极限平衡区,其理论宽度是合理确定巷道煤帮支护方案及其参数的重要依据,目前,计算煤帮极限平衡区的主要方法有:利用松散介质平衡理论建立煤帮应力平衡微分方程来求解极限平衡区宽度;或考虑工程扰动程度和煤体地质强度,运用非线性摩尔-库伦准则建立极限平衡区宽度方程。本文在总结现有研究成果的基础上,建立了回采巷道煤帮在高支承压力作用下体的力学计算模型,运用弹性力学理论分析了帮部任一点煤体的应力应变分量。基于弹塑性界面煤体在峰值支承压力发生片帮的柱条模型,确定该界面上发生最大水平拉应变的单元煤体位于距离底板0.65倍巷道高度处,进而提出了该单元煤体极限拉应变与煤帮极限平衡区及其破裂区宽度的理论计算公式。分析表明,煤帮极限平衡区宽度不仅取决于煤体的极限拉应变、泊松比及弹性模量,而且与原岩应力大小及巷道开挖后发生重分布的最大支承压力及煤帮弹性区宽度密切相关。具体表现为煤帮极限平衡区宽度随巷道埋深增大而不断增加,但随煤体弹性模量及其极限拉应变的增加却快速减小。在此基础上,利用所提出的理论公式计算了百良矿14501工作面运输巷350~400 m区段的煤帮极限平衡区和破裂区宽度,进而优化了巷道帮部锚杆支护参数,取得了良好的支护效果。结果表明,上述研究成果能够较好地进行深埋煤层巷道煤帮极限平衡区的预测分析。

清水营三软煤层巷道支护技术研究

为解决清水营煤矿"三软"煤层110202工作面辅运巷难以支护的问题,通过分析工作面巷道来压情况和巷道破坏的主要因素,认为围岩工程力学性质差和支护与围岩不适应是导致工作面巷道严重破坏的主要原因。根据巷道支护与围岩的耦合性原理,应用理论计算和FLAC3D数值模拟方法,设计了锚网索+钢支架联合支护的综合治理方案。

岩爆孕育和发生全过程数值研究

岩爆与地震、高速滑坡以及冲击地压等都属于岩石动力灾害.按照多尺度力学的观点,它们有相同的发生机制,即损伤演化诱致灾变.岩爆是工程尺度的灾变,是材料微损伤成核、生长和贯通等演化的结果.利用FEM数值方法,通过隧道断面损伤斑图的生长过程模拟工程灾变的演化过程.结果显示,岩爆区与炸药爆破坑具有相同的形状,岩爆的冲击性来自应变能的突然、集中地释放.岩爆事件可以分为2个阶段:第一阶段是岩爆体从母岩中被"V"形的软弱损伤带分划出来;第二阶段是岩爆楔形体内应变能的释放阶段.岩爆的监测、防治措施必须在第二阶段开始前完成.

岩土体物理力学参数对岩质滑坡稳定性的影响

采用有限元-极限平衡法研究了含软弱滑动带的岩质滑坡滑动体、滑动带和滑床的密度、弹性模量和泊松比及滑动带的抗剪强度对滑坡稳定性的影响。结果表明:滑床密度、滑体及滑动带的弹性模量、滑动带及滑床的泊松比和滑动的抗剪强度指标与滑坡稳定性系数呈正相关关系,而滑体及滑动带土体密度、滑床的弹性模量和滑体的泊松比与滑坡稳定性系数呈负相关关系;软弱滑动带的抗剪强度对滑坡稳定性的影响最显著,其次为软弱滑动带的泊松比和滑床的弹性模量,其他参数的影响相对较小。

基于正交试验设计的滑带土参数敏感性分析

论文以水厂铁矿滑坡作为研究对象,在工程地质调查研究等前期工作的基础上,运用正交试验,选取滑带土的内摩擦角、粘聚力、滑体容重作为试验因素,以边坡的安全系数作为试验指标,应用极限平衡理论的简化Bishop法、精确Janbu法和Sarma法计算其安全系数,进行了包括极差分析、趋势分析和方差分析的滑带土力学参数敏感性分析。

煤矿跨采遗留煤柱合理尺寸的估算研究

以赵固一矿11031工作面轨道顺槽与11011工作面带式输送机顺槽之间留设56 m宽煤柱为研究背景,通过理论分析的方法,计算出支承压力分布高峰位置,并计算出极限平衡区,得出理论上的合理煤柱尺寸。同时利用FLAC3D数值模拟的方法,模拟出留设不同宽度煤柱下的巷道的最大主应力分布规律,再利用深基点位移计进行矿压观测,得出不同位置处围岩的变形规律,从而对跨采遗留煤柱合理尺寸进行估算,以提高煤炭资源利用率。

露天高边坡滑坡灾害风险性评价及动态信息化分区

以某大型露天矿边坡工程为背景,应用改进的极限平衡理论,建立MSARMA边坡稳定性计算模型,计算边坡安全系数并开展不同因素影响下边坡敏感性分析。依托GIS平台和三维可视化技术手段,构建该露天边坡三维可视化工程地质模型,将边坡稳定性安全系数导入GIS平台,利用空间插值、数据叠置等手段对该露天矿边坡进行三维可视化风险性分区。应用以上计算方法及信息化手段,得出了边坡稳定性计算数据、动态曲线,以及边坡三维可视化分区图像,多角度、多维度地实时反映该露天矿边坡安全稳定状况。

一种基于滑动带的土坡稳定分析方法研究

实际土坡发生失稳破坏时通常沿滑动带(剪切带)进行,而目前进行土坡稳定分析的方法几乎均仅考虑滑动面,这与实际有一定差别。为更符合滑坡的实际特点,提出了一种基于滑动带的土坡稳定分析新方法。该方法以黏性土坡为研究对象,基于土坡稳定分析的极限平衡条分法,认为土体沿滑动带发生的失稳破坏是以最危险滑动面为基础,多个非最危险滑动面共同作用的结果,通过模拟滑动带并筛选满足特定要求的滑动面,对其安全系数进行加权处理,计算最终安全系数。通过几个算例对新方法进行了验证,研究表明:新方法的计算结果较基于滑动面的Morgenstern-Price法结果、基于滑动面的Bishop法结果及有限元法结果偏小,偏于保守,新方法有一定合理性,可为以后的研究提供参考。

动压巷道两帮煤体刚度劣化对顶板变形的影响

为了研究动压巷道两帮煤体刚度劣化对顶板变形的影响,以大阳煤矿3405运输巷的地质及开采条件为工程背景,采用弹性地基梁理论、极限平衡区理论和现场监测手段,讨论了考虑与不考虑两帮极限平衡区内煤体弹性模量劣化情况下顶板位移的差异。结果表明:考虑与不考虑弹性模量劣化时,巷道顶板最大变形分别为267 mm和138 mm;考虑弹性模量劣化后顶板变形计算结果与实测结果平均误差减少了45.9%;顶板最大位移随弹性模量劣化程度降低呈指数降低,随极限平衡区宽度增加呈对数增加;采掘扰动导致两帮内裂隙发育,其等效弹性模量减小,两帮对顶板支撑能力减弱导致顶板位移增加,故基于巷道顶板变形设计支护方式时需考虑两帮极限平衡区内煤体弹性模量劣化的影响。

大倾角综放开采顶煤极限平衡状态界面位置

为确定大倾角煤层长壁综放工作面顶煤极限平衡状态的形成位置,指导该类采场顶煤与支架的相互作用关系分析,以长山子1125工作面为研究对象,采用数值分析、连续介质损伤力学分析、物理相似材料模拟实验相结合的研究方法,对顶煤的渐进损伤过程与应力边界,极限平衡状态的宏观等效损伤表征方法,大倾角长壁综放采场覆岩“关键域”层位影响下顶煤极限平衡状态界面沿倾斜方向的展布形态进行了研究。结果表明:支承压力峰值处顶煤内部的细观裂隙加速贯通为宏观裂隙,损伤累积开始加速,是顶煤极限平衡状态的起始边界;长山子1125工作面顶煤极限平衡状态界面处的宏观等效损伤D L=0.16;在不同覆岩“关键域”层位高度控制作用下,顶煤极限平衡状态界面分布在煤壁前方1.96~3.90 m,沿工作面倾斜方向呈“中上部距煤壁最远、中部次之,上下端头最近“的非对称展布。工作面端面顶煤的漏冒次数与倾斜方向支架工作阻力分布统计结果验证了顶煤极限平衡状态界面展布形态的合理性。

坡向加速度法在边坡稳定分析中的应用

边坡稳定是一个经典而普遍的岩土力学问题,也一直是岩土工程分析的热点。为克服强度折减法中折减系数与工程实际强度不符的失真现象,真实反映边坡地震动载失稳的实际情况,通过引入坡向加速度,提出一种操作简单、物理意义明确的边坡稳定计算方法,即坡向加速度法。该方法通过不断增加坡向加速度直至边坡失稳为止,由极限平衡的思想求得安全系数。通过算例,将该方法与传统极限平衡法和有限元强度折减法进行对比,对强度变化敏感性进行分析。结果表明:坡向加速度法计算所得的安全系数与极限平衡法所得的安全系数非常接近,塑性区与强度折减法塑性区基本一致,计算结果准确,而且操作简单无需假设滑动面;与坡向离心法相比,坡向加速度法计算得到的安全系数更精确且适用于非均质的边坡稳定分析,说明该方法在边坡稳定分析中的适用性和优越性。因此,可将坡向加速度法应用于边坡稳定性分析,其结果可供工程应用参考。

多层滑带滑坡抗滑桩桩后推力分布计算方法研究

多层滑带滑坡演化过程具有多级滑体相对运动、应力非连续性特点,由于不同层滑体间的相对运动,多层滑带滑坡内的推力分布形式往往比较复杂,亟需提出针对多层滑带滑坡的抗滑桩桩后推力分布计算方法。本文采用水平极限平衡法对多层滑带滑坡进行分析,根据水平微段极限平衡状态下的受力分析,可计算抗滑桩桩后每层滑体内的滑坡推力。在分析竖直方向的受力平衡时,需要考虑不同层滑体向下的受力传递,从而导致滑坡推力分布函数在滑带处存在突变。据此推导出了多层滑带滑坡的抗滑桩桩后推力分布函数,并通过数值模拟进行了工程案例验算分析,验算结果表明了该方法的可靠性。本文提出的多层滑带滑坡抗滑桩桩后推力分布计算方法,为多层滑带滑坡的防治理论提供了一定的参考。