基于多功能模型箱的排土场相似模拟实验设计

提出一种自主设计的多功能模型箱,基于该模型箱可设计多种排土场相似模拟实验,以在降雨作用和不同位置抗滑槽作用下排土场相似模拟实验为例。分别探究了在3 d降雨及7 d降雨作用下(降雨强度分别为217.1 mm和279.6 mm)排土场浸润线的变化规律和在坡脚、坡面下方、坡顶下方处留设抗滑槽对排土场破坏模式的影响。为验证实验结果是否准确,分别使用有限元软件COMSOL和有限差分软件FLAC^(3d)运用强度折减法对降雨条件和不同位置抗滑槽下的排土台阶进行数值模拟分析,将相似模拟实验结果和数值模拟结果进行对比论证,结果基本一致,验证了两种实验方案的合理性和可靠性,说明了基于该模型箱设计的相似模拟实验可靠。

深部倾斜岩层巷道非对称变形机制及控制对策

针对深部倾斜岩层巷道围岩在开挖支护后所表现出的非对称变形破坏现象,对其变形破坏机制及耦合控制对策进行了数值模拟与工程应用研究。研究结果表明,深部倾斜岩层巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位是产生非对称变形破坏的关键部位;非对称变形破坏的机制主要表现为受岩体结构的非对称性影响而产生的层间剪切滑移变形机制及高应力扩容变形机制等差异性变形机制。基于上述研究,提出非对称耦合控制对策,即在锚网索耦合支护的基础上,利用锚索、底角锚杆等对产生差异性变形破坏的关键部位进行加强支护,从而达到控制巷道非对称变形的目的。数值模拟与工程应用结果表明,采用非对称耦合支护形式,可以有效地消除巷道围岩关键部位产生的差异性变形,巷道围岩稳定性大大提高。

爆炸应力波作用下分支裂纹动态力学特性试验

应用爆炸加载的透射式动焦散线测试系统,分析了平板中预制贯通裂纹在爆炸应力波作用下端部衍生分支裂纹及爆炸主裂纹的扩展规律。预制贯通裂纹面在压缩应力波及反射拉伸波作用下表现出明显的张开和闭合交替变化,预制贯通裂纹减弱了爆炸主裂纹的动态扩展行为,爆炸主裂纹难以穿过预制贯通裂纹继续扩展。分支裂纹是爆炸应力波在预制贯通裂纹端部衍射效应形成应力集中而衍生、起裂、扩展,其开裂角与预制贯通裂纹、爆炸应力波入射角密切相关,分支裂纹尖端沿着最大能量释放率方向起裂,逐渐平行于最大主应力的方向稳定扩展,中后期扩展多表现为复合型断裂。爆炸分支裂纹的动态应力强度因子、扩展速度低于爆炸主裂纹,获得了分支裂纹起裂韧度为0.50～0.65 MN/m3/2、止裂韧度为0.25～0.35 MN/m3/2。

济宁2#煤深部回采巷道变形破坏规律及对策研究

随着深部地质环境的不断恶化,深部资源开采中重大灾害事故增多,巷道支护出现冒顶、底臌、顶板下沉等破坏现象。以济宁2#煤矿九采区93上06回采巷道为研究对象,通过数值模拟手段再现变形破坏过程,分别对顶板下沉、底臌变形、轴向楔体破坏和沿结构面冒顶4种变形破坏规律进行分析。针对破坏特征,提出巷道支护的优化方案。工程实践表明,通过改变巷道的断面形式、挖掉直接底泥岩和打底角锚杆可以有效地控制巷道的底臌,调整支护参数可以有效控制巷道的顶沉和冒顶。

滑坡地质灾害远程监测预报系统及其工程应用

露天矿边坡稳定性监控预报技术研究,对滑坡地质灾害防控具有重要意义。以滑体、滑床和监控锚索相互作用力学原理为理论基础,提出滑体和滑床相对运动状态的力学监测原理,把多因素监测变为单一滑动力力学量监测,给出滑动力与监控预紧力的关系。通过滑坡物理模型试验得出,在滑坡发生前,边坡岩体内应力会连续发生变化,当滑动力大于抗滑力后,边坡岩体会发生变形和滑动,且捕捉边坡岩体内应力的变化优于对岩体位移的监测。基于上述原理和试验结果,开发了滑坡地质灾害远程监测预报系统,实现摄动力动态变化的远程实时监测。提出4种监测预警模型,通过对露天矿山边坡等的现场实践应用,该监控新技术成功地进行边坡稳态实时监控和预测预报。

露天矿多煤层软岩复合边坡底摩擦实验研究

以新疆某露天矿设有排土场的东帮复合边坡为研究对象,采用正交设计法设计实验方案,研究利用底摩擦实验相似模拟边坡的破坏过程。4种典型露天矿生产状态模型的底摩擦实验全面反映了露天矿多煤层软岩复合边坡的破坏过程,实验结果表明:21煤底板弱层是边坡滑动的关键因素,结合监测点位移变化规律分析得复合边坡的潜在滑移面具有4种形态,直线形、斜直线形、折线形、圆弧曲线形,通过分析实验现象得出边坡的破坏模式有2种,沉降、蠕滑-拉裂。讨论了弱层、时间和排土场对边坡稳定的影响以及底摩擦实验需要改进的地方,提出了提高边坡稳定性的合理加固时间,上覆排土场对边坡稳定性具有的两面性,它与弱层共同控制了潜在滑体的规模,以及合理制作底摩擦模型的重要性。

深部软岩巷道耦合支护关键技术研究

深部“三高一扰动”（即高地应力、高地温、高渗透压和强烈的开采扰动）的复杂地质力学环境，使得深部岩体表现出明显的软岩非线性大变形力学特性，从而导致单纯的主动支护已无法保证巷道围岩的稳定性，严重影响了深部煤炭资源的安全开采。“耦合支护”作为一种全新的支护理念，已成功解决了大量的软岩巷道支护问题。研究表明，在深部开采条件下，软岩巷道锚、网、索耦合支护成功的关键在于：在锚杆支护提高围岩强度的基础上，通过锚网-围岩耦合效应、锚杆-网-托盘耦合效应、锚索预应力耦合效应，实现耦合支护下的高应力转化效应，从而达到对深部巷道围岩的稳定性控制目标。

基于SVM的岩石图像分析软件的研发与应用

为便于支持向量机(SVM)技术在岩石图像分析中的应用与推广,研发了一套易用的基于SVM的岩石图像分析软件。说明了基于SVM的图像处理原理,使用LIBSVM实现多分类问题求解的算法;介绍了软件处理的流程、友好的交互界面及使用方法;给出了花岗岩成分分析与岩石裂缝识别的2个应用实例。

基于自组织临界理论的岩石声发射能量与时间的统计分析

自组织临界理论为无序和非线性复杂系统的行为特征和演化模式提供了新的解释,基于该理论探讨岩石破裂演化的规律。考虑到体型对其破坏特征的影响,制作了立方体和圆柱体两种体型岩石试件,开展单轴压缩和声发射试验,分析岩石破裂演化过程中自组织临界点前后的声发射信息,根据声发射能量概率密度、声发射空间定位及等候时间的分布,对临界指数k、余震分布指数α和等候时间分布指数δ等参数进行统计。结果表明:不论是立方体还是圆柱体试样,其破坏过程均是一个由低能值的无序稳定态向高能值的有序非稳定态发展的自组织过程,体型对其破坏的自组织过程影响较小,立方体试件相对圆柱体试件,前者从受压到自组织第一临界点(体积膨胀起始点)的持续时间相对较久,且由第一到第二临界点(峰值强度点)的自组织演化过程更迅速,其破坏更具规律性,破坏预测优于后者;立方体试件在受压过程中趋于多向应力状态,对岩石内部裂缝的发展具有一定的限制作用,破裂全过程的临界指数较大,圆柱体试件的局部屈服弱化特征较明显,在受压作用下更容易导致裂隙的发展,破裂全过程的临界指数较小;对于岩石的Omori定律分布统计指数α,立方体试件破裂自组织演化过程中第二阶段声发射余震分布的α值大于1,而圆柱体试件的α值小于1,表明立方体试件在第二临界点出现前已进入了临界失稳状态;在大的等候时间差范围内(>0.1s),试件破裂自组织演化过程第二阶段的临界指数相对第一阶段较大,意味着新裂纹出现的频率随着破裂的自组织演化而加剧,声发射能量的临界特征可以较好反映岩石破裂过程中的内部响应。

智能化露天煤矿分类分级评价体系研究

针对我国智能化露天煤矿尚未提出统一的建设思路和评价体系的问题,在以往智慧露天煤矿建设研究基础上,对我国当前露天煤矿生产条件和智能化建设情况进行了充分调研和分析;按智能化建设条件,选取工程地质、水文地质、煤层自燃倾向、生产规模、剩余服务年限、煤层条件、开采工艺、设备种类和信息化基础9类影响因素作为分类指标;创新建立了分类评价体系,将露天煤矿分为Ⅰ类、Ⅱ类、Ⅲ类。露天煤矿智能化建设包含信息基础设施、智能设计系统、智能穿爆系统、智能工艺系统、智能生产辅助和智能综合管控6个部分,以此作为分级指标建立了分级评价体系,将智能化露天煤矿分为初级、中级、高级3个级别。

大柳塔露天开采区厚黄土层边坡稳定性研究

为了预测和控制滑坡对露天矿山生产安全的影响和制约,以大柳塔煤矿三盘区露天开采区为研究对象,通过岩土力学试验获取相关的岩土体物理力学参数,应用数值模拟软件FLAC3D对大柳塔煤矿三盘区厚黄土层采场边坡进行模拟分析,判断其失效形式;通过Geo-studio软件运用极限平衡方法计算得到各边坡的稳定性系数,进行稳定性评价。发现7-7边坡安全系数低于规范要求;对其进行工程削坡和抗滑挡墙支护控制性工程,当边坡角削至50°时,边坡安全系数从1.154增至1.312;当使用抗滑挡墙支护后,边坡安全系数从1.154增至1.612,表明所采用措施均具有积极作用。

基于统一强度理论的破裂围岩劣化弹塑性分析

基于深部岩体良好的塑性变形能力和高地应力下瞬时破坏特性,建立了适用深部岩体力学行为的弹塑脆性模型。针对长的圆形巷道,将巷道围岩分成破裂区、理想塑性区和弹性区,同时考虑中间主应力和破裂区围岩弹性模量劣化的影响,采用统一强度理论进行非关联弹塑性分析,获得了围岩应力场和变形场的解析解。并通过补充围岩破坏条件获得了确定围岩破裂半径和塑性半径的解析式。最后结合算例,分析了中间主应力、破裂区围岩弹性模量劣化程度对破裂区范围和围岩变形的影响。

再论露天矿群开采-采排复一体化协同采矿技术

我国大型矿田上一般同时存在多个相邻露天矿,针对相邻露天矿山独立开采时常存在边帮压煤、内排土场空间不足,以及土地复垦滞后等诸多问题,基于笔者提出的露天矿群协调开采技术,通过运用露天采矿学的基本原理,引入协同理论,提出了露天矿群开采-采排复一体化协同采矿技术的概念,详细阐述技术理念及内涵,重点研究了露天矿群开采、排土、复垦3个环节及协同作业的关键技术内容,并将其用于卡布其露天矿群。具体包括:借助3DMine软件构建卡布其露天矿群三维地质模型,根据卡布其矿区三矿开采推进的时空关系,确定露天矿群协调开采模式为同向协调开采,平行布置工作线,贯通相邻采场,优化总平面布局,让压帮煤随工作线推进顺利回采,合理分配与利用排土空间,提出共享排土场的方法以减少剥离物外排,缩短运距;在露天矿群开采方案的基础上制定协同复垦方案,建立露天矿群分期开采-内排-土地复垦一体化时空模型。实例证明:卡布其矿群在运用露天矿群开采-采排复一体化协同采矿技术后可有效增加煤炭资源采出率,降低剥采比,增加内排空间,实现矿群采剥工程与复垦工程的协调统一,降低复垦成本,提高露天矿直接经济效益。

露天矿背斜区内排土场边坡基底处理方式优选研究

露天矿内排土场边坡的稳定是露天矿顺利生产的重要保障,而排土场基底的岩层赋存条件是影响排土场边坡稳定性的重要因素。安家岭露天矿开采进入背斜影响区,现有内排空间无法满足排土需求,需要在背斜区进行排土。为解决露天矿背斜倾角较大区域倾斜基底排土场稳定性问题,以安家岭露天矿内排土场为研究对象,提出了针对背斜区倾斜基底进行处理的3个方案:基底麻面爆破处理,跟踪排弃台阶坡脚处拉抗滑沟处理以及背斜区倾角12°位置留设抗滑煤柱;使用Geo-studio软件Morgenstern-Price法研究在不同基底处理方式下进行背斜区单台阶跟踪排土,排土台阶的滑移模式以及稳定性变化情况。通过计算各个方案的经济成本,跟踪排土台阶稳定性系数以及背斜区域的单位排土量,构建了成本、稳定性系数、排土量3个评价指标,采用基于熵权TOPSIS法对所选指标进行加权,并根据方案与理想解的贴近度大小确定基底处理的最佳方案。研究结果表明:背斜区单排土台阶滑移模式为以排弃台阶坡顶至排弃物料内部的圆弧滑面为侧滑面,以沿着基底平面为底部滑面的切层-顺层滑动;相同排弃参数的排弃台阶,在基底坡度从陡变缓的过渡区域,排土台阶的基底平面接近于圆弧面,且单台阶排弃量增加,台阶稳定性发生突变,安全系数较上部台阶显著降低;通过基于熵权TOPSIS法对3个方案进行优选,确定麻面爆破方案为基底处理的最优方案。

某矿原切眼段切顶留巷围岩变形机理及防控技术

某煤矿21304工作面采用切顶沿空留巷技术,至安全回采留巷584 m时,为降低工作面排水成本,陆续对底板排水孔进行注浆封闭,从而导致原切眼段留巷迅速产生了较大变形。以上述问题为背景,对原切眼段切顶留巷围岩变形机理及防控技术进行了研究。结果表明:原切眼段留巷围岩变形受注浆封孔导致底板水压增大﹑积水导致底板吸水膨胀﹑支承压力降低区应力环境和巷道围岩完整性差等因素影响,其中底板排水孔注浆封闭导致底板水压升高是该段巷道变形的主要原因,巷道顶底板移近量以底鼓量为主,在此期间产生的底鼓量是顶板下沉量的2倍之多。提出了"重新疏通排水孔﹑加大支护强度﹑提高区域排水能力和矿压及排水量监测"等防控措施,有效控制了围岩变形,巷道卧底返修后能满足下一工作面使用要求。

浅埋煤层覆岩离层开裂极限跨距研究

为解决浅埋煤层"三下"开采引起的地表沉陷问题,从"离层-注浆-减沉"角度出发,以分析离层发展机理为先要,基于岩梁理论和最大线应变理论来研究浅埋深覆岩离层发展破坏规律,得出离层岩梁开裂的极限跨距理论公式;运用该开裂理论分析了浅埋深大采高某矿井离层岩梁开裂跨距。

厚煤层切顶留巷动载期间临时支护技术现场试验研究

为解决厚煤层切顶留巷动载期间临时支护困难的问题,本文以陕煤集团柠条塔煤矿切顶留巷开采工业性试验为工程背景,分别设计了两种巷道顶板临时支护方案,并对两种临时支护条件下的散体帮顶底板移进量进行了对比分析。结果表明:采用墩式护帮支架比采用单体液压支柱控制顶底板移进量效果更为明显,其提供了更加稳定可靠的支护条件,研究结果为采用切顶留巷开采方式的工程提供了一种厚煤层切顶留巷动载期间临时支护的新思路,对切顶留巷技术的推广具有重要意义。

基于“三铰拱-弹簧”模型的复合底板巷道非对称底鼓机制及卸压控制

为解决动压巷道非对称底鼓变形难题和诱发动力学事件的隐患,基于巷道非对称变形几何形态和受力特征建立“三铰拱-弹簧支撑”模型,分析系统能量的耗散特征和系统总势能函数的尖点突变失稳的充要判别条件,研究表明底板在平衡曲线变形为两种形式,当沿路径I时变形是线性渐进的,不会发生大能量释放的动力学事件;当沿II路径时,变形是非线性的突发式底鼓,其中巷道底板的岩性、尺寸及侧应力是影响系统失稳的关键因素,可通过卸消压力方式来防治底板动力学事件发生。因此,提出切顶卸压底鼓控制技术,分析卸压机制,并在曹家滩煤矿开展卸压试验。研究表明,切顶是通过改变悬顶板支座形式来缩短顶板的垮落步距,进而来实现采场横、纵向压力卸载和集聚能量的释放,且横向压力卸压较纵向更为明显,进而有效控制了巷道底鼓变形。

坚硬顶板下综放工作面过空巷关键技术

针对工作面过空巷易出现矿压显现剧烈及空巷围岩大变形等问题,基于岩层运动中心建立的矿山压力理论为指导思想,以切顶短臂梁为理论基础,提出了综放工作面过空巷切顶卸压+恒阻大变形锚索支护技术。利用理论分析和数值模拟的方法分析了巷道围岩的稳定性、估算出周期来压步距及构建空巷理论力学模型,通过预裂爆破和等压小煤柱技术,使得超前支撑压力峰值处于空巷前方的煤壁深处,同时结合恒阻大变形锚索耦合支护技术控制巷道顶板的大变形。数值模拟结果显示,工作面周期来压步距约23.4 m,周期来压时超前支承压力位于煤壁前方12 m处。