顶板诱导崩落模式选择时变数值分析

顶板诱导崩落是一种新的空区处理技术,其实施效果与诱导崩落施工路径、方法和顺序有关,同时矿岩体作为一种弹塑性体,具有非线性时变力学特征。运用时变力学的基本理论,建立了顶板诱导崩落的时变力学有限元基本方程。针对大厂铜坑矿92号矿体试验采场的地质特征,构建了顶板诱导崩落的时变力学有限元模型,采用多步骤开挖模拟两种不同顶板诱导崩落模式,研究两种不同工序的顶板塑性区发展、东西预裂与崩顶硐室的位移及其安全系数,分析了其对采场的综合效应。结果表明,先预裂后崩顶的顶板诱导崩落模式有利于顶板崩落诱导,并综合考虑诱导崩落效果与作业安全,建议采用先预裂爆破后强制崩顶的微差爆破一次成型工艺。     

西南煤系地层山区采动型崩滑灾害研究关键问题

文章在分析采矿型崩滑灾害发育特征的基础上,得出西南煤系地层山区地下采动型崩滑灾害常发生在层状碳酸盐岩与碎屑岩地层组成的褶皱翼部和核部的陡崖带上,与地形地貌、地层结构与地下采矿工程活动等因素关系密切,并指出薄矿层开采诱发大型山体崩滑灾害的具体过程:①采空后覆岩顶板塌落—覆岩顶板离层,采空区上覆岩层内部及层间自下而上应力传递;②地下水运移通道形成,并加快更大范围岩体结构破坏及扩展,加速了岩体结构面的松动与破坏;③上覆岩层不均匀沉降导致坡脚压裂,山体大型岩体结构面逐渐拉剪或压剪变形扩展,最终山体发生累积损伤与大规模崩滑灾害。此外,传统经验公式的计算方法对此类采矿型崩滑灾害已不适用,建议开展西南煤系地层山区地质结构与地下采动诱发崩滑灾害的相互作用关系、薄矿层采空区上部山体累积断裂损伤—岩体松动、裂隙扩展-岩溶管道流、裂隙流变化的链式响应机制、地下采动型崩滑灾害评价方法等关键科学问题的研究,以推动采矿型地质灾害防灾减灾工作的发展。      

回采巷道片帮机制及控制技术研究

根据大采高工作面回采巷道帮部围岩的特点,采用断裂损伤理论、弹塑性理论建立了巷帮围岩层裂板结构力学模型,分析了霍州煤电辛置煤矿回采巷道帮部围岩失稳机制,并将注浆锚索支护方式首次应用于巷道帮部围岩的片帮治理。研究表明：回采巷道帮部围岩内部存在大量的裂纹,在高应力的作用下裂纹扩展发育,巷帮围岩演化为层裂板结构,当作用在巷帮围岩上的多重支承压力大于最小临界失稳载荷时即发生片帮;随煤岩体弹性模量、层裂板厚度的增大,层裂板发生失稳时破坏范围扩大;采用注浆锚索支护巷帮时浆液能够填满巷帮围岩深部裂隙,使巷帮围岩成为一个整体,提高了巷帮围岩支护结构的承载能力,控制了巷帮围岩片帮的发生。     

薄基岩煤层大采高综采工作面漏顶机制及控制技术研究

针对淮南矿区薄基岩煤层大采高综采工作面漏顶事故频发现象,采用实验室试验、理论分析及现场实测的方法对薄基岩工作面漏顶机制及控制技术进行深入研究。研究结果表明:薄基岩煤层大采高综采工作面顶板存在大小周期来压现象;直接顶的变形能与其所承接的上覆岩层自重成正比、与其岩体的弹性模量成反比关系;工作面漏顶与顶板来压密切相关,工作面顶板周期来压(关键层断裂回转)时,直接顶的变形能增加,导致直接顶岩体原生裂隙扩展、次生裂隙发育,从而增加漏顶的几率;采用废旧钢丝绳与注浆联合加固的方法对直接顶薄弱区域进行预加固,形成一个独特的空间网格加固结构,加固效果明显,能够有效防止工作面漏顶现象地发生。     

厚煤层快速回采切顶卸压无煤柱自成巷工程试验

基于切顶卸压自动成巷技术原理,分析了沿空切顶巷道顶板结构演化过程,得出厚煤层快速回采切顶成巷围岩应力、位移传递机制,形成了人为主动构建“基本顶上位岩层-采空区碎胀矸石-巷道切顶短臂梁”围岩稳定结构的控制思路。提出厚煤层快速回采沿空切顶巷道围岩协同控制体系,以“恒阻大变形锚索+墩式单元支架”控制顶板,以“滑移式让位护帮结构+自移式动压防冲结构+波浪式多阻护帮锚杆”控制帮部,形成了应对顶板结构位态、碎石运动状态变化的针对性控制技术。以柠条塔煤矿S1201胶运顺槽为工程背景,完成了厚煤层快速回采条件下切顶卸压无煤柱自成巷现场工业性试验。研究表明,采高增大、采速加快后,基本顶上位岩层易引发少量不宜强制控制的回转变形,支护结构可控让位是构建围岩稳定结构的有效途径之一;巷内压力与采空区矸石运动状态密切相关,增强预裂效果有利于减少动压冲击;成巷过程中巷道顶压首先达到恒阻状态,而后位移趋于稳定,最后形成围岩稳定结构。所设计的配套支护结构可有效协同围岩运动,留巷效果良好。     

采动作用下岩溶山体深大裂隙扩展贯通机理研究

岩溶坡体裂隙的扩展贯通是造成坡体失稳破坏的重要因素。为研究采动作用下高陡岩溶坡体随裂隙扩展贯通的失稳破坏机理，采用离散元（Universal Distinct Element Code，UDEC）数值模拟，研究了采动作用下坡体裂隙的发展规律。研究结果表明:采动作用对岩溶坡体的稳定性具有重要的影响作用，主要表现在煤层上覆岩体新生裂隙的发育以及诱发坡体原有裂隙的扩展；坡体内部裂隙的发育具有一定的时空效应，裂隙带高度随着采空区范围的增加而增加；坡体原有深大裂隙对坡体的破坏具有控制作用，坡体破坏时崩滑体沿着主控裂隙发生滑动；二维模型显示，含深大裂隙岩溶坡体在采动作用下形成类似"悬臂梁结构"，悬臂梁结构沿着主控裂隙发生断裂，坡体中间软岩被挤出，最终主控裂隙与临空面扩展贯通，坡体发生崩塌破坏。      

可控源音频大地电磁测量在花岗岩型铀矿勘查中的应用

花岗岩型铀矿床一般产在岩体内部或岩体周边,因此岩体发育情况的探测对铀矿勘查工作的进一步开展具有重要意义。简要介绍了可控源音频大地电磁法在卫境地区的实际应用,结合地质资料和岩石电阻率特征,利用可控源音频大地电磁测量资料,查明了花岗岩体的厚度以及花岗岩和变质岩接触带的深部发育特征,经钻孔验证,效果较好。综合分析认为:可控源音频大地电磁测深法有较好的垂向分辨力,能够较准确探测岩体的厚度、断裂发育的位置及向深部延伸情况、确定破碎带及裂隙带和脉体的空间展布特征,是花岗岩型铀矿勘查的有效技术手段。     

地下采动下含深大裂隙岩溶山体变形响应特征

为了研究岩溶山区地下采矿活动对上覆岩层及山体的变形影响,依托贵州纳雍普洒“8.28”特大崩滑案例,在现场地质调查的基础上,分析了纳雍普洒“8.28”崩塌体特征和山体变形发展过程,采用UDEC离散元数值方法研究了地下采动作用诱发强烈岩溶山体崩滑失稳过程及变形特征。结果表明:山体上部灰岩溶蚀强烈,形成众多裂隙和岩溶管道,在地下采动作用下经历了较长的变形发展过程;地下采动影响下,山体上覆岩层向采空区方向变形,并随着顶板岩层冒落,岩层变形显著增大;上覆岩层深大裂隙对山体变形有重要影响,上部岩层沿着裂隙向下形成沉降带,同时裂隙也得以扩展;崩塌区前缘岩体由于开挖卸荷,向坡外发生挤出变形,前缘阻滑力降低;随着采空区不断扩大,山体稳定性不断降低,最终山体整体溃屈,发生破坏。普洒崩滑模式为“山体后缘拉裂沉陷—裂隙扩展贯通—整体溃屈”。本研究为开展西南地区地下采动对岩溶坡体稳定性影响评价提供借鉴。     

大水金矿采空区群稳定性分析与治理研究

针对大水金矿采用浅孔留矿法遗留的急倾斜采空区规模大、形态复杂,安全隐患突出问题,根据三维激光扫描探测结果及现场调查,选取了8个主要空区的结构参数,利用顶板跨厚比法、简支梁模型分析法、Mathews图解法评价了采空区的稳定性,结果显示：8号采空区顶板处于Ⅰ级安全状况（稳定区）,3号、5号采空区顶板处于Ⅲ级较不安全状况（支护过渡区）,1号、2号、4号、6号、7号采空区顶板处于Ⅳ级危险区状况（崩落区）。分别采用干式充填法、β崩落法及封闭空区的处理方法对所有空区进行治理,有效阻止采空区围岩发生大规模的地压活动,取得较好的治理效果,为矿山持续、安全生产提供保障。     

地质条件对隧道工程影响分析

通过采用浅层地震弹性波速度分析、孔内波速测试、钻孔数字测井和井下电视摄像，钻探工程以及钻孔围岩物理力学测试数据等方法，对隧道工程作了简要的概括。着重对隧道区特殊地质条件(地形地貌、地层岩性、地质构造、地震、水文地质条件、围岩物理力学指标及类别)进行了综合分析及合理划分，将大同煤田侏罗系含煤地层对隧道区产生的严重影响论述如下：①煤层采空区、开采面积、开采深度、煤柱比例、顶板垮落、地质构造、冒落带、裂隙所引起的地层稳定性。②褶皱带、断层、片麻岩风化带、节理、裂缝、岩石质量低等所引起的地层稳定性做了详细的、科学的论证与评价。最后对隧道区各段施工中出现的问题和采取的措施提出了建设性的建议如下：①对煤层冒落带或裂隙带应采取有效治理和防范措施。②对基岩风化带、岩体破碎应采取围岩加固措施。③对褶皱造成岩体破坏和破碎应采用导管注浆锚固等措施加固围岩。④对处于煤层火区内，隧道施工中会受到高温有害气体的危害，应进行钻孔帷幕灌注，密闭火区。⑤对煤层采空区瓦斯气体有可能沿裂隙、裂缝转移或富集应加强监测与防范。⑥对塌陷裂缝应进行分段支护。⑦对地表裂缝应进行灌浆或充填处理等。     

深孔预裂强制放顶断裂力学模型研究

预裂强制放顶是一种保障煤矿安全生产的重要技术。为确定初采期间深孔预裂强制放顶的合理参数,根据基本顶岩层的结构特点,基于断裂力学理论,建立含斜裂隙的深孔预裂强制放顶断裂力学模型,推导基本顶初次破断距及支架阻力表达式,对模型参数进行了敏感性分析。分析结果表明:基本顶初次破断距随预裂裂隙倾角或垂深比的增大而减小,随支架阻力的增大而增大;裂隙倾角从10°增加到90°,基本顶初次破断距的最大减幅为83.16%;裂隙垂深比从0.1增加到0.9,基本顶初次破断距的最大减幅为65.84%;支架阻力从3 MN增加到18 MN,基本顶初次破断距的最大增幅为1.4倍;理论计算与现场实测对比,验证了该模型的合理性,研究结果可为坚硬顶板煤层深孔预裂强制放顶参数设计和施工提供指导。      

爆破荷载作用下岩体损伤破坏的分形研究

通过对现有损伤参量的定义方法的分析,尝试采用分形维数作为表征岩石损伤的参量,建立分形维数与损伤程度的相对关系。根据盒维数算法思想及数字图像存储原理,编写了基于Matlab的数字图像的简易盒维数算法。结合实际工程爆破施工,采用数字式全景钻孔摄像系统进行了现场测试。通过对实测的爆前、爆后岩体的影像资料进行裂纹提取及图形处理,得到了爆破前后岩体损伤裂纹对应的分形维数,确定了爆破作用下所产生的损伤增量。结果表明,用分形维数来描述岩石的损伤,克服了其他定义方法涉及过多岩石特性参数的不便,其结果为研究岩石的损伤程度及演化过程,探索了一条新的途径。     

节理岩体爆破的DDA方法模拟

在非连续变形分析（DDA）方法中,通过跟踪炮孔扩张和炮孔周边裂隙的发展贯通求得爆腔的即时体积,进而根据爆生压力状态方程计算爆腔即时压力,并将爆生压力载荷作用到主炮孔内壁和贯通裂隙面上,实现了爆生产物作用下节理岩体爆破的DDA方法模拟。采用DDA方法模拟了节理岩体中的水平柱状炮孔抛掷爆破问题,得到了爆腔的体积扩张和压力衰减时间曲线,模拟很好的再现了岩石爆破过程中的炮孔扩张、岩体破坏、块体抛掷和爆堆形成过程。     

Fractural structure of thick hard roof stratum using long beam theory and numerical modeling

The thick hard rock (THR) roof of the long-wall mining face is prone to the large-sized cantilever roof, and its sudden fracture will cause serious rock dynamic disasters, such as coal and gas outburst and rockburst. In this study, based on the long beam theory, the initial fracture mechanical model for THR was established, and the first weighting characteristics and extreme fracture step distance were calculated. This study introduced a new technology called deep-hole pre-splitting blasting (DPB) which could break the THR by drilling holes with different depths and angles at different levels of roof rock and then blasting it. Field measurement analysis indicated that the immediate roof and lower thick hard strata were fully collapsed to fill the goaf, and the upper thick hard stratum was effectively cut off. The results showed that mechanical model and drilling holes method and DPB technique were so notably that would lead to a foundation for large-scale popularization and application in a Chinese Mine.     

基于颜色特征的数字钻孔图像溶隙结构识别方法

针对数字全景钻孔摄像系统获取的实测图像,提出了一种基于颜色特征的数字式钻孔图像溶隙结构识别方法。利用岩层中的典型结构,如土质层、溶隙在颜色上与普通岩石具有较大差异性的特点,首先建立了一个自适应HSV颜色空间溶隙结构检测模型,利用该模型获取溶隙结构的二值化图像;对该二值化图像进行滤波处理;然后从处理后的二值化图像进行分区像素密度统计来确定土质层或溶隙区域的深度、面积及方位角等信息,从而实现数字式钻孔图像中溶隙结构的自动识别。通过对大量数字式钻孔图像进行试验并与对应的钻孔雷达图像进行结果对比表明,其方法能对全孔图像的溶隙和土质层进行快速、准确地自动化检测与定位,为钻孔图像岩体结构的自动识别与工程应用提供了一种新的可靠方法。     

爆破开挖对岩体含水裂纹扩展的扰动机制

岩体裂纹的水力劈裂是岩体开裂渗漏甚至施工涌水的重要影响因素之一,也是岩土工程界的研究热点。从断裂力学角度分析了爆破开挖对岩体含水裂纹扩展的扰动作用,结果表明,爆破开挖扰动下,岩体含水裂纹的扩展,与爆炸应力波强度及其入射角、地应力的大小与方向、孔隙水压大小、裂纹的倾角及断裂韧度等因素相关;爆炸应力波的作用,相当于增大了岩体裂纹中的孔隙水压力,每1 cm/s的峰值振动速度相当于增大100 kPa的孔隙水压力,爆破振动速度越大,所产生的爆破扰动荷载越大;岩体开挖引起的岩体裂纹近区地应力及其孔隙水压力的变化,对裂纹的失稳与扩展具有较复杂的影响,可改变裂纹的失稳扩展模式。     

Fracture plane control in rock blasting

ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＴｕｎｎｅｌｅｘｃａｖａｔｉｏｎｂｙｂｌａｓｔｉｎｇｍｅｔｈｏｄｉｎｈａｒｄｒｏｃｋｉｓｕｓｕａｌｙａｃｃｏｍｐｌｉｓｈｅｄｗｉｔｈａｄｒｉｌａｎｄｂｌａｓｔｐｒｏｃｅｄｕｒｅｗｈｅｒｅａｂｏｒｅｈｏｌｅｉｓｄｒｉｌｅｄｉｎｔ...     

数字钻孔摄像在小浪底帷幕灌浆检测孔中的应用

为了评价帷幕灌浆效果,将数字钻孔摄像技术应用到小浪底水利枢纽3号灌浆洞3个灌浆质量检查孔中。通过数字钻孔摄像得到的孔壁图像资料, 对钻孔内发育的节理裂隙、破碎带和砂浆充填情况进行了分析研究,结果表明：?灌浆时浆液在外压下,主要沿连通性较好、延伸较远的裂隙向孔外岩体渗透。与渗流路径相连通的裂隙或延伸较短的裂隙,被浆液直接充填凝固后形成水泥结石。与渗流路径没有连通的裂隙则被忽略,或在灌浆压力下劈裂而部分充填,造成全充填、半充填和砂浆流出等几种充填效果;?破碎带充填与否主要与破碎带的规模、性质和与灌浆洞连通性有关。小浪底水利枢纽3号灌浆洞内的灌浆效果是明显的;将数字钻孔摄像技术应用于检查帷幕灌浆质量,分析灌浆浆液渗流路径,也是可行的。     

崩落法转充填法采矿地表移动二维离散元程序数值模拟及其规律验证

基于数字式全景钻孔摄像系统及现场统计对井下矿体及围岩进行了节理调查分析,利用Surpac建立了采空区三维模型并进行剖分,最终建立了二维离散元模型（UDEC）,研究不同水平矿体开采时位移场的变化规律和采空区上覆岩层的冒落形式,记录并分析矿体开采过程中岩石移动角变化规律并进行了对比验证。研究结果表明：充填法开采-430～-500 m矿体时,采空区最大位移为205.6 cm,小于崩落法的215.2 cm;对比充填法和崩落法新副井沉降值和水平位移值发现,充填法地表倾斜率为0.56 mm/m,小于崩落法的1.22 mm/m,水平变形率为1.03 mm/m,小于崩落法的1.31 mm/m,对于控制新副井沉降和地表移动具有良好效果。在崩落法开采时覆岩移动存在一定间歇性和跳跃性,冒落过程中可能形成自稳平衡拱,从而形成隐伏采空区。根据实际监测与模拟结果对比,在同一水平开采时间较长时,移动角减小速率呈跳跃性非均匀变化,表现为缓慢变化-加速变化-缓慢变化-加速变化的循环过程,进一步验证了自稳平衡拱和隐伏采空区的存在。