动态荷载下胶结充填体力学响应及能量损伤演化过程研究

为研究尾砂胶结充填体的动态力学性能及能量损伤演化过程,采用分离式霍普金森杆对尾砂胶结充填体进行了不同应变率下的冲击加载试验。试验结果表明：充填体的动态抗压强度和动态抗压强度增强因子随应变率的增加呈指数函数递增规律,且水泥含量越低的充填体应变率效应更显著;充填体的峰前能耗量密度、峰后能耗量密度、单位体积应变能及总能耗量密度随应变率的增加均呈指数函数递增规律,且动态抗压强度与峰后耗散能密度具有明显的正相关关系;冲击载荷作用下,充填体变形破坏主要经历了线弹性变形、屈服破坏及峰后破裂这3个阶段;在充填体的线弹性变形及屈服破坏阶段,能量以弹性应变能的形式储存在试样内部,而在峰后破裂阶段,能量以耗散能释放为主;冲击加载下,充填体的受荷能量损伤演化过程划分为损伤稳定发展阶段、损伤加速阶段及损伤破坏阶段3个阶段。     

胶结充填体-顶板系统稳定性研究

在胶结充填采矿法中,胶结充填体弹性系数和其不接顶高度是空区顶板安全的重要影响因素。基于柔性支护原理,把顶板变形分为两个阶段：顶板在覆岩自重应力作用下产生挠曲变形;顶板与胶结充填体接触后共同承载顶板覆岩自重应力;并据此分别建立了力学模型。以广西盘龙铅锌矿为工程分析实例,研究在不同胶结充填体弹性系数和不接顶高度条件下顶板挠度的变化规律。结果表明：当胶结充填体弹性系数k≥0.1 GN/m3时,不接顶高度h是影响顶板挠度的主要因素,当胶结充填体弹性系数k较小时,弹性系数k是影响顶板挠度的主要因素;当k≥0.1 GN/m3且h≤300 mm时,胶结充填体能有效控制顶板岩层移动和降低储存在其中的应变能。现场勘探结果与理论计算基本吻合,验证了研究成果的可靠性。     

软弱厚煤层沿空留巷变形破坏特征及控制研究

针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显,顶板易出现不均匀切顶下沉等问题。通过现场调研、理论分析和数值模拟,阐明了软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现特征和变形机制,提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置沿空留巷变形协同支护体系。研究结果表明：综放开采采出厚度大,沿煤层底板留巷时沿空留巷煤层顶板承载能力差,“底板−巷旁支护体−顶板”支护体系载能力不协调,是造成软弱厚煤层沿空留巷产生大变形的主要原因;沿煤层顶板留巷变形协同支护体系的提出提高了沿空留巷帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力,可有效地保证软弱厚煤层沿空留巷的围岩稳定。研究成果在古城煤矿的成功应用,证明了该支护体系在软弱厚煤层综放沿空留巷中的可行性。     

厚松散含水层下固体充填采煤岩层移动控制与实践

为了避免近厚松散含水层下煤层开采地下水溃入工作面,对五沟煤矿CT101工作面采用固体充填采煤技术,通过FLAC~(3D)数值模拟软件分析了固体充填采煤地表下沉、岩层移动、支承压力分布和覆岩破坏高度特征,在此基础上,揭示了固体充填采煤岩层变形破坏过程。研究结果表明,固体充填能大幅度减小岩层和地表的移动变形,降低工作面周围支承压力和导水裂缝带高度;固体充填采煤上覆岩层移动变形分为未充填采煤、固体充填体填入和充填采煤推进3个阶段,充填前顶板弯曲变形产生微小断裂,充填后固体充填体支撑了悬露的顶板,限制了顶板进一步断裂。最后通过现场工程实践,得出CT101工作面充填综采工作面的岩层移动控制效果良好,导水裂缝带高度仅为9. 58 m,实现了厚松散含水层下煤层的安全开采。     

连续级配废石胶结充填体强度及变形特性试验研究

采用MTS815岩石力学试验系统与自制的胶结充填体制作装置,对骨架颗粒满足Talbol级配理论的废石胶结充填体进行单轴抗压试验研究,分析了Talbol幂指数、初始孔隙度、胶结材料种类及含量对充填体强度及变形特性的影响规律。结果表明:充填体单轴抗压强度、弹性模量、变形模量均随Talbol指数n呈先增大、后减小的趋势;采用2次多项式拟合充填体单轴抗压强度与骨架颗粒Talbol指数的关系,得到了使充填体强度及变形特性达到最优的Talbol指数n=0.45。充填体单轴抗压强度基本上随其初始孔隙度的增大而减小,但当孔隙分布均匀性较差时,其试验结果具有一定差异。满足Talbol分布的充填体强度随其胶结材料胶结性能的提高而逐渐增大,其中水泥胶结充填体单轴抗压强度可以达到黏土胶结充填体的6倍以上。另外,胶结材料含量的提高同样可以增大充填体的强度,并能够相应地缩短其应力-应变曲线中的孔隙压密阶段。     

大采高综放面区段煤柱合理留设研究

侧向支承压力分布、资源回收率以及煤柱和巷道的稳定性是大采高综放面区段煤柱宽度留设要兼顾的因素,为了确定大采高综放面区段煤柱宽度,以某矿8103面为工程背景,首先,采用理论计算和现场应力监测等方法确定大采高综放工作面倾向支承压力分布规律,得出应力降低区宽度约为8 m,原岩应力区为巷帮侧28 m外。其次,采用工程类比方法确定大采高综放工作面巷帮外侧煤体严重破裂区宽度约为4 m。最后,采用FLAC3D数值软件分析了下区段工作面回采时窄煤柱（6、8 m）和宽煤柱（28、30 m）的应力场、位移场及塑性区特征,获得不同煤柱宽度时巷道和煤柱力学特征。研究表明：当煤柱宽度6 m和8 m时,在采动支承压力下煤柱几乎无承载能力,且巷道变形量较大;当煤柱宽度28 m和30 m时,在采动支承压力下煤柱中央仍有一定的弹性核,煤柱保持稳定且巷道变形量较小。综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定大采高综放工作面区段煤柱宽度为28 m。     

超细全尾砂材料胶凝成岩机理试验

矿山充填是保护土地资源、生态环境,实现矿山无废开采和消除重大安全隐患的理想途径。以某矿全尾砂为试验材料,在分析该矿全尾砂材料的化学成分、粒径级配组成等基本物理、化学特性基础上,借助XRD能谱分析和电镜扫描（SEM）方法,得到不同条件下的超细全尾砂材料胶凝成岩微观规律。对比以水泥、固结剂1#和固结剂2#分别为胶结剂时充填体的强度结果表明,在灰砂配比、浓度和龄期相同的条件下3种胶结材料充填体的强度大小为：固结剂1#＞固结剂2#＞水泥;固结剂1#可替代水泥作为矿山全尾砂胶结充填的胶结剂,且价格比水泥便宜,有利于降低矿山充填成本。对不同条件下的充填体强度曲线进行拟合,得到充填体的单轴抗压强度增长规律：在养护龄期28 d之内,充填体单轴抗压强度增长规律随龄期变化基本相同,皆遵循指数函数曲线增长规律;当以固结剂1#、2#分别作为胶结材料时,强度增长规律与水泥为胶结剂时相同;强度增长曲线趋势与灰砂配比、料浆浓度以及养护龄期正相关。     

不同级配陷落柱充填体力学特征实验研究

为研究不同颗粒级配陷落柱充填物在不同固结荷载下的力学特性,基于土工固结试验制备不同状态下的相似模拟充填体试样,通过充填体在不同状态下的三轴加载实验、压汞及扫描电镜实验,研究了陷落柱充填体三轴应力状态下的力学特征及微观结构演化机制。结果表明：充填体具有明显的塑形特征,其应力-应变曲线可以划分为4个阶段：孔隙压密段、稳定变形段、变形破坏段和类蠕变阶段。充填体偏应力随Talbol指数n呈先增加后减小的趋势,充填体三轴抗压强度与Talbol指数之间符合二次多项式关系,均满足较高的拟合度并且偏应力强度达到最优的Talbol指数分别为0.71、0.65和0.64;偏应力随着固结荷载的增加而线性增加,增长率随着固结荷载和Talbol指数的增加呈逐渐减小的趋势。结合压汞和扫描电镜测试结果,固结荷载和Talbol指数的变化改变了颗粒间的接触状态,影响着岩土体试样的偏应力强度;随着Talbol指数的增加,充填体内颗粒间的相互作用增强,初始承受的外荷载比例增大,骨架结构效应更加显著,偏应力则主要来自岩土颗粒的接触应力集中。通过力学强度和微观结构特征研究在宏观和微观尺度上解释了充填体的颗粒级配效应提供参考。     

急倾斜煤层工作面下端头区巷旁充填技术研究

采用理论分析与实践、实测相结合的方法,对急倾斜煤层工作面下端头区沿空留巷技术理论及系统工艺问题进行探讨,弄清了充填体受力的影响因素,提出了急倾斜煤层巷旁充填工艺系统。研究表明,急倾斜煤层巷旁充填体承载受采空区矸石有效充填长度、煤层赋存倾角、充填体筑设宽度以及煤岩赋存厚度的影响,受顶底板锚索安设的影响较小;单轴压缩条件下矸石碎块的承载变形规律呈阶段特征,且每一阶段内的应力-应变近似呈线性关系;充填体的承载与变形随着距离工作面位置的不同具有阶段特征,距离工作面煤壁越远,充填体承载变形率越小;以七台河新强煤矿生产实际为背景,现场实践证明,急倾斜煤层矸石混凝土充填工艺系统实施方便、操作简单,沿空留巷整体效果较为明显。     

充填料浆流动沉降规律与充填体力学特性研究

采场中充填体的几何结构和力学特性是影响充填体质量的控制性因素。通过开展充填料浆流动沉降相似模拟试验及充填体单轴和常规三轴压缩试验,揭示采场充填体的结构特征与强度分布规律,研究不同围压下不均匀充填体的变形特征与破坏模式。结果表明,(1)采场内充填体存在两个分界面和粗骨料、细骨料及灰砂3个不同区域,沿充填料浆流动方向,充填体的强度呈减小–增加–减小的"S"型分布;(2)充填体三轴压缩轴向应力–应变曲线包括压密、弹性、屈服、应变软化、残余强度5个阶段,相同区域充填体的强度随围压增加而上升,相同围压下不同区域的充填体强度大小依次为灰砂区域细骨料区域粗骨料区域。不同区域充填体的黏聚力大小依次为灰砂区域细骨料区域粗骨料区域,内摩擦角大小依次为粗骨料区域细骨料区域灰砂区域;(3)随围压的增大,充填体宏观破坏裂纹呈增多的趋势,宏观破坏主要为单斜面剪切破坏、张剪复合破坏和"Y"型破坏3种破坏形态。研究成果能为采场的充填钻孔数量与位置设计及稳定性分析提供理论依据。     

静力压缩下煤岩组合体的裂前宏观弹性模型

煤岩组合体在静力压缩下的宏观变形受界面效应影响,与煤、岩单体存在显著差异。在岩石单体材料的有效介质模型基础上进行改进,考虑了煤岩组合体的构成特征,提出一种适用于不同类型的煤岩组合体的裂前宏观弹性模型。模型参数基于轴向裂纹应变确定,均可从试验曲线获得,方法简单方便。通过现有文献的数据验证,表明了模型的合理性、有效性和普适性。对模型参数进行讨论,结果表明：（1）在煤岩组合体的裂前阶段,煤岩组合体裂纹差异可以忽略;（2）模型通过对煤岩组合体基质进行解耦,反映了界面效应对煤岩组合体弹性性能的影响;（3）模型中岩体基质的有效占比随着煤体比例的提高显著下降;（4）存在岩体与煤体弹性模量的最佳比值,使岩体基质的有效占比最大。模型可为矿井支护方案设计与材料选择提供一种新的思路。     

孔隙压力梯度对煤的渗透性影响实验

为了研究煤体渗透率与压力梯度之间的关系,在考虑煤体吸附变形的基础上建立了煤体渗透率与瓦斯压力梯度的数学模型,并在恒温条件下进行同一压力梯度不同吸附平衡压力的条件下和同一吸附平衡压力不同压力梯度条件下的渗流实验。研究结果表明:在较低的孔隙压力条件下,煤体渗透率随着吸附平衡压力和压力梯度的增加而减小;建立的渗透率动态演化模型能够较好地描述煤层瓦斯抽采过程中瓦斯的流动规律。研究结果可以为我国煤矿瓦斯治理和抽采工作提供一定的理论支撑,具有一定的指导和实践意义。      

开采覆岩破坏工程地质力学模型实验研究

在对工程地质力学模型材料配比研究的基础上，以太平煤矿8301工作面近风化带开采为工程地质原型，建立了工程地质力学试验模型，模拟了不同开采方案的覆岩及松散层底部粘土层的变形破坏状况，为防水煤岩柱留设高度决策提供了依据。     

煤巷与支护相互作用的冲击破坏试验与数值分析

采用相似材料试验和数值模拟相结合的方法,对锚网锚杆、U型钢和吸能支护条件下煤岩巷道冲击破坏过程进行研究,揭示了巷道与支护相互作用下的巷道冲击破坏机制。试验和数值计算研究结果表明,不同支护作用下巷道冲击破坏规律表现基本一致,在冲击载荷作用下,巷道顶板有明显下沉,底板出现起鼓现象,两边帮均向巷道内部方向发生弯曲变形,形成裂缝,进而扩展和贯通,并有抛出物冲入巷道内。根据模型试验和数值计算结果可知,不同支护条件下冲击破坏程度不同,吸能支护具有良好的缓冲和吸能特性,巷道变形较小,整体稳定性好,更适合于冲击地压巷道的支护。     

煤层重复采动对水渠稳定性及渗漏性影响评价

为了科学评价煤层重复采动对拟建水渠工程安全性的影响程度,围绕"采煤安全"、"水渠安全运行"这两条主线,在现场调研的基础上,采用理论分析、数值模拟和概率积分法等手段,对重复采动影响下水渠的变形特征进行了分析评价。首先从地层的工程地质结构、水文地质结构、力学结构和开采结构4方面分析了岩土体的结构特征,利用FLAC3D对各煤层开采引发的导水裂隙带发育高度的变化规律进行了模拟分析,同时,根据地表移动和变形预计结果,分析了重复开采引发的地表下沉、倾斜变形及水平变形对水渠坝体的影响。结果表明:多煤层开采后导水裂隙带不会波及到水渠内的地表水,不会影响采煤安全;重复采动会引起水渠不同程度的沉降,堤体地面标高由69.34 m沉降至65.50 m,沉降后的堤体顶面比设计水面降低了1.94 m,过水断面由580 m2减少至196 m2,设计流量将损失66%,对水渠安全运行构成影响。      

Shaft failure characteristics and the control effects of backfill body compression ratio at ultra-contiguous coal seams mining

Solid backfill coal mining is a mainstream method in green coal mining, which has gradually become a key technology to control shaft deformation when recovering industrial square pillars during mining of ultra-contiguous coal seams. On the basis of the engineering background of Nantun Coal Mine, this paper combined physical simulation, numerical simulation, and theoretical analysis for studying shaft deformation, failure characteristics, and stress variation rules during the mining of ultra-contiguous coal seams. The results revealed that shaft deformation and failure were the results of the movement of strata caused by coal mining; in addition, the backfill body compression ratios in two adjacent coal seams were the key factors in shaft deformation control during the mining of ultra-contiguous coal seams. Moreover, the effects of the backfill body compression ratios on shaft deformation in ultra-contiguous coal seam mining were simulated by ABAQUS, and the optimal compression ratios of backfill body in two coal seams were determined. Finally, based on the probability-integral method, the vertical compressive deformation and the inclined deformation of shaft were estimated and the results showed that the shaft safety and stability at ultra-contiguous coal seam mining can be provided when the backfill body compression ratios of 3_upper and 3_lower coal seams were set at 85%.     

Experimental study on excavating strip coal pillars using caving zone backfill technology

Strip mining was the major method to control surface subsidence when mining under buildings in China; however, its coal recovery ratio was only 30 to 50%, resulting in a large amount of coal resource waste due to the retained strip coal pillars. As such, it is of important significance to recover the retained pillars while guarantee the safety of the buildings at surface. In order to address this issue, excavating strip coal pillars using caving zone backfill technology was proposed in this study. The process of this technology was to grouting backfill the original strip caving zones using high-water content material at first, creating a combined backfill body of caved gangue and high-water content material, the backfill body acted as the temporary support. Then the retained pillars were excavated and the newly produced caving zones were backfilled with one interval, which effectively prevented the movement and deformation of the strata. The backfilling system and technology were designed and trailed to excavate the retained pillars at mining area 911 in Bucun colliery. It was found that the backfilling rate reached 96.8 to 98.7% in the original caving zones, the backfilling body in caving zones was highly compacted, and the maximum surface subsidence was only increased to 67 mm with no growth in the failure depth of floor. The retained coal pillars in three of the mining areas were safely excavated and the safety of buildings on the ground was preserved.     

截齿截割煤体变形破坏过程的散斑测试研究

采用白光数字散斑相关测定方法,在压力机上,在截割模拟实验台上分别对煤试件进行刀齿、镐齿的截割实验,研究被截割煤体的变形破坏过程。研究表明：截齿截割煤体过程中,煤体出现稳定的变形局部化带,且最终发展为宏观裂纹;煤体变形局部化带为一个倾斜带;刀齿截割时,变形局部化发展较慢,但产生变形局部化后,局部化带宽且带内应变值较高;而镐齿截割时,变形局部化发展较快,但产生局部化后,局部化带窄且带内应变值不如刀齿高。截齿截割作用下的煤体变形破坏主要是剪破坏。     

小断层影响下薄基岩变形破坏模拟

以神火集团刘河煤矿风氧化带开采区域典型工作面地质资料为基础,概化出硬过小断层开采地质模型。以此为出发点,采用相似材料模拟试验,研究了小断层影响下薄基岩变形破坏特征,得出断层的产状、性质以及在相同断层条件下覆岩层厚度对开采覆岩破坏产生影响的规律。最后采用UDEC离散元数值模拟方法,模拟相应条件下的采煤活动,结果显示数值模拟结果与相似材料模拟吻合。