沿空巷道服务周期长,矿压显现强烈,一次采动后往往造成巷内围岩大变形,难以为下区段工作面开采继续服务。以丁集煤矿1452(1)工作面一次采动结束后留巷修复治理和重新加强支护为工程背景,现场测试留巷断面收缩程度,将其划分为3个不同变形特征的待修复治理区域。理论分析巷内围岩变形机理:切顶高度内的顶板破断、回转及采空区垮落矸石的反复压实造成了顶板的非对称变形;采动引起的高支承压力对煤帮破碎区挤压是造成巷帮变形的主要原因;上覆岩层载荷以实体煤帮和采空区矸石帮为媒介传递到底板引起巷道底板变形破坏。利用极小势能原理得到底鼓随应力集中程度的增加而线性增大的结论,并结合数值模拟分析一次采动后顶底板的最小主应力分布状况,以此反映顶底板的应力集中程度。确定留巷修复治理的最佳时机与修复工艺,基于对留巷围岩变形的分析,提出“围岩结构分级分区主被动协同支护”技术。现场监测结果表明,下区段工作面回采时,巷内围岩变形及恒阻锚索受力稳定,该控制技术能够有效控制巷道围岩变形,所留巷道能够满足复用要求。

在深部强烈采动应力作用下,巷道底板变形控制难度极大。针对深部巷道底鼓控制难题,以1103盘区大巷为研究背景,采用理论分析、实验室试验、数值模拟和现场试验等方法,研究深部强动压巷道底鼓控制机理及控制技术。结果表明:围岩强度低、采动应力高、支护-围岩关系不耦合是造成底鼓的主要原因,巷道底角出现大面积塑性破坏,底角是底板控制的关键部位;提出以“适度卸压”和“强化支护”为核心的底鼓控制技术,即采用“底角开槽”适度卸压与“卸压槽浇筑强化、锚索束强力支护、分层高效注浆和强韧筑层封闭硬化”多层次耦合加固技术,形成与底板应力及变形相适应的多层次卸固耦合强力承载结构,有效控制底板的变形和破坏;确定底板卸固耦合控制技术参数,并在深部强动压巷道底鼓治理中得到成功应用。

为解决传统留煤柱沿空留巷煤炭采出率低、采掘接续紧张、煤柱应力集中、巷道支护难度大等棘手的难题,以响水煤矿播土区东二采区120313工作面为研究对象,通过短臂梁顶板围岩破坏机制力学模型受力分析与计算、FLAC3D数值模拟巷道顶板切顶卸压效果分析、现场实验的研究过程,确定巷道主动支护参数、顶板爆破参数、挡矸参数和临时支护参数,提出中厚煤层巷道特厚高位顶板“恒阻大变形锚索+巷道顶板双向定向预裂爆破+巷帮补强支护+可伸缩性U型钢挡矸+单体液压支柱临时支护”围岩稳定性控制技术。结果表明:根据顶板的力学性质,特厚高位顶板单根恒阻大变形锚索补偿支护力所需最大值为309 kN;回风巷道顶板切顶与未切顶比较,切顶时工作面超前支承压力最大值减小15％,巷道侧向支承压力最大值减小27％;巷道变形得到有效的控制,在滞后工作面160～175 m范围内巷道围岩趋于稳定。该工作面单位煤柱长度回收煤炭12.48 t,提高了区段煤炭采出率,降低了采矿成本。

锚杆安装预紧状态对其后续服役工况有重要影响。依托自主研发的锚杆力学性能综合试验台,以托盘垂直于杆体安装为例,对真实锚杆系统施加不同的预紧扭矩,测试安装预紧、轴向拉伸等静载阶段锚杆的力学响应特征,揭示杆体受力的转化机制,阐释安装工况对锚杆后续工况的影响规律。试验发现,杆体预紧力与预紧扭矩呈线性关系,杆体扭矩与预紧扭矩呈非线性关系。轴向拉伸阶段杆体扭矩持续降低,尤其以杆体弹性阶段、屈服阶段降幅最为明显,杆体强化阶段扭矩大致保持恒定。拉扭组合状态杆体的极限承载值降低,相当于杆材强度的89.65％～93％。预紧扭矩对杆体极限承载值几乎没有影响,但预紧扭矩的增加会导致极限承载点的杆体伸长量不断减小。其中,预紧扭矩450 N·m时杆体延伸率较杆材降低2.2个百分点。对比各预紧扭矩方案的结果确定预紧扭矩的合理值为350 N·m。力学分析发现,杆体残余扭矩产生的切应力是其承载能力及延伸率降低的主要原因,建议采用张拉预紧方式安装锚杆,以消除螺纹预紧摩擦产生的不利影响。

树脂锚固剂外包装常用聚酯材料,具有自身不易溶解、与锚固剂主成分不发生化学反应的特性。针对锚杆搅拌锚固剂外包装碎片掺杂于锚固段中是否影响其锚固性能问题,采用理论分析、数值模拟及实验室实验相结合的方法,分析锚杆不同端部破碎不同外包装材料后碎片在锚固环区域分布特征及锚固性能。研究结果表明:树脂锚固剂外包装材料类型对破碎效果影响较大,相较于聚酯材料,铝塑膜材料破碎状态更好,破碎量增加16％;楔形尖端锚杆相较于倾斜尖端锚杆和普通锚杆,提升了对于外包装的破碎能力,楔形锚杆破碎能力相较于倾斜尖端锚杆和普通锚杆增加26％和63％;拉拔试验对比分析发现,楔形尖端搅拌铝塑膜外包装锚固剂时,锚固系统的锚固质量及抵抗破坏的能力得到明显增强,相比常规锚固试件拉拔力峰值的平均值提升约14％。研究成果对巷道支护时锚固剂选择及提高锚固性能具有一定的理论和工程应用价值。

巷道顶板岩层裂隙分布特征是影响安全开采的重要因素,目前钻孔成像法是裂隙探测的主要方法,但钻孔成像法缺乏裂隙智能识别系统,传统人工观察法速度慢,只能定性分析裂隙特征。针对上述问题,在多个矿区进行钻孔成像,形成丰富的岩层裂隙识别数据库,并将数据库分为训练集和测试集。基于卷积神经网络搭建结构面识别网络,网络(1)训练时的像素类别分为背景像素、结构面像素和干扰像素;网络(2)训练时的像素类型分为背景像素和结构面像素。提出裂隙区划分方法,设计裂隙区内结构面数量自动计算程序,优化传统的霍夫变换算法，可实现裂隙区内多个结构面准确识别,并开发结构面参数自动输出程序。研究结果表明:将干扰像素划分为一种类别可以有效改善结构面识别效果。网络(1)对结构面的识别率为76.70％,通过开发的程序使得识别率达到90.20％。对于结构面的起点和终点位置预测误差主要集中在5 mm内,倾向预测误差主要集中于20°范围内,倾角预测误差主要集中于10°范围内,裂隙宽度的平均误差为5.07 mm。该研究工作促使钻孔成像技术由人工观察的定性分析向智能化的定量分析转变,为煤矿智能化发展提供了重要的地质保障技术。

巨厚煤层开采地表塔体稳定性难以保证,明确合理的开采方案已成为巨厚煤层高效开采与塔体稳定问题亟待解决的关键。以崔家沟煤矿转角塔下压煤开采2311工作面为工程背景,研究了厚硬覆岩条件下巨厚煤层开采对地表特殊结构转角塔塔线体稳定性的影响。研究结果表明:对于转角塔塔线体结构,水平移动和倾斜对各项力学性能影响最大。覆岩中硬覆岩占比过大导致沉陷系数取值存在特殊性。利用实测数据训练后的沉陷参数反演预测模型预测值准确度高。通过开采方案中限厚开采段长度及位置因素阐明了塔线体稳定性演化特征。其中限厚开采段长度及位置存在阈值,小于阈值均不能满足塔线体稳定性要求。不同采深下塔线体稳定性演化特征相似,但取值范围呈现非线性关系。研究对于相似塔下压煤开采、煤炭采出率提高以及沉陷控制具有指导意义。

针对窑街三矿“三下”厚煤层压覆资源的安全开采问题,采用了下行分层膏体充填开采方法,通过构建膏体充填体假顶力学计算模型,得到了其厚度与极限强度关系式。利用尖点突变理论的势函数,推导了充填体假顶总势能,探究了充填假定的稳定性。采用FLAC3D数值计算软件,建立了下行分层膏体充填开采数值计算模型,研究了充填体假顶的移动变形特征。研究结果表明:充填体假顶的极限强度与其厚度呈幂函数负相关。充填体假顶厚度为3.2 m时,其极限强度为4. 9 MPa,当充填体假顶厚度大于3.2 m后,其极限强度逐渐稳定于2.9 MPa。充填体假顶的总势能满足失稳判别式Δ≥0,不会发生突变失稳破坏。充填体假顶与下分层充填体的最大主应力均为1～ 2 MPa,小于其极限承载的抗压强度,且塑性区出现在下分层充填体层位,充填体假顶未发生剪切或拉伸破坏,所受的拉应力稳定于0.65 MPa,远小于充填体的许用拉应力。现场实测表明:下分层充填开采时,充填体假顶下沉量与上、下分层充填体的压缩量累计仅为75 mm。因此,在上分层充填体假顶的基础上开采下分层,充填体假顶能够承受上部围岩所施加的覆岩荷载,保证其自身稳定性,不会发生破断失稳,从而保证窑街三矿“三下”厚煤层压覆资源的安全开采。

提出了断层摩擦滑移室内试验方法,研究了不同倾角断层摩擦滑移过程中应力、应变、声发射、温度场等演化规律,探讨了断层倾角影响下断层滑移失稳的能量机制。研究结果表明:随着断层倾角增加,断层面阻滑特性及摩擦破坏程度均减小;在断层滑移失稳之前,断层面不同位置应变均产生分化现象,其中垂直断层面应变产生分化现象早于平行断层面,但随着断层倾角增大,断层面不同位置应变在滑移失稳之前协同性增强。声发射信号强度随着断层倾角增大而减小,尤其在滑移失稳阶段声发射b值随着断层倾角增大而显著增加,大尺度微破裂减少;随着断层倾角增大,断层滑移过程中释放的热量及滑移失稳阶段温度增幅均显著减小。大倾角断层不利于积聚能量,但易发生滑移且多次释放能量,易诱发断层煤体结构失稳型冲击地压,而小倾角断层利于积聚能量,单次失稳滑移释放能量更多,更易诱发断层强动载扰动型冲击地压。

为研究杨村煤矿十采区内两工作面揭露的同一条断层不同位置预开采煤层底板的断层带阻渗性,在两工作面内选取了A、B测试区域依次进行了针对断层带的原位压水试验。绘制了A测试区域4次,B测试区域3次共7次压水过程中的注水水压、监测水压和流量的历时变化曲线,获得了起始导渗和稳态渗流条件,并对起始导渗和稳态渗流条件下的差异性进行了量化分析。发现与A区域内测试断层带相比,B区域内测试断层带中的原生微裂隙在多次高水压压渗测试后发生了较大的连通反应。在此基础上,基于压水过程中的相关渗透系数公式进行了分析,计算结果表明两断层带的渗透性均弱;但通过对比A、B测试区域获取的渗透系数平均值,发现在A区域内渗透系数在多次重复压渗后升高了2.4倍,B区域内渗透系数在多次重复压渗后升高了20%,揭示了断层作为一种破碎胶结的裂隙岩体在两不同位置处具有明显的各向异性和非均质性。最后通过两位置处压水水压P和流量Q之间散点图所拟合的P-Q变化曲线特征,与相关规程及研究对比,认为两位置压水断层带类型属于冲蚀型和扩张型,断层带裂隙不发育,但裂隙中充填有密实程度不同的阻渗充填物,一旦压水水压超过临界值,部分充填物被冲蚀,微裂隙就会发生一定程度的扩展。但因充填程度不同,导致断层带不同位置渗透性发生差异性变化。

为优化开采沉陷区内油气管道安全距离的布置,以鄂尔多斯盆地气煤重叠区内风积沙沉陷区为工程背景,以概率积分法为研究基础,提出了地表下沉曲线高斯函数;结合沉陷区内管道的运动轨迹、极限变形量与地表下沉曲线相关关系,建立了沉陷区内油气管道安全距离控制预测方法,并采用数值模拟方法和工程实例进行对比验证。结果表明:沉陷区管道运动轨迹是沿着地表下沉曲线以直线方式指向采空区中心,其变形呈现偏向采空区的漏斗状;沉陷区内油气管道安全距离控制预测方法在兼顾油气管道和开采安全的前提下,缩短了采煤工作面与油气管道间的距离留设,为气煤重叠区内管道的布置方式提供了新方法;合理调节油气煤炭资源共采机制下的协调开采,为煤系共伴生资源的协同开发提供了新思路。

为研究不同种类添加剂对地聚合物界面过渡区(ITZ)的影响,设计了变角剪切试验以研究地聚合物材料对界面力学行为的影响,采用 Mohr-Coulomb 准则表征了界面内摩擦角与黏结强度,并通过扫描电镜结合能谱(SEM-EDS)分析了破裂面的微观结构。研究结果表明:地聚合物与岩石界面的内摩擦角在38° ～ 48°之间,同一组对照实验中界面内摩擦角与黏聚力呈负相关。对于同一种类岩石,强度更高则表现出更高的界面黏结强度。3种纤维材料对矿渣地聚合物材料与骨料的黏结强度都有积极影响,其中玻璃纤维增强效果最为显著,为3.72 MPa。在所有的试验结果中,硅灰对界面黏聚力的增强效果最大,为3.79 MPa。ITZ仍是矿-地聚合物混凝土中最薄弱的区域,SEM-EDS检测结果表明地聚合物-岩石界面过渡区域主要存在于地聚合物材料中,界面过渡区域宽度在10～20 μm之间。

矿柱轴向与最大主应力方向呈一定夹角分布时,常受到压缩载荷和剪切载荷的共同作用,其力学行为与纯受压矿柱存在显著差异。采用改进的压剪复合加载系统分析了煤岩在压剪复合载荷共同作用下的蠕变力学特性变化规律,结合声发射技术,探究了煤岩微裂纹演化规律和声发射能量特征,总结了不同加载倾角下煤岩力学性能损伤机制。结果表明:随着加载倾角的增加,煤岩峰值强度、蠕变试验总时长、蠕变破坏应力和长期强度总体呈逐渐减小的特征,但蠕变破坏应力和长期强度与峰值强度的比值随倾角变化甚微;煤岩破裂模式由张拉破坏(θ=0°)向剪切破坏(θ=5°，10°和15°)转变;累计声发射能量与其长期强度具有高度相关性,煤柱长期强度越低,其累计声发射能量越小,说明剪切应力分量可使裂纹在较低的能量吸收下扩展;煤岩内部微裂纹的萌生和扩展以及矿物颗粒间摩擦阻力的衰减是导致试样破坏的重要因素。研究结果可为受剪矿柱长期稳定性评估提供重要的理论依据

为探究不同冻融条件下砂岩冻融损伤规律及其力学特性,对不同冻融周期和不同循环次数的冻融砂岩进行单轴压缩破坏性试验,监测其声发射信号,并基于试验结果和统计损伤理论建立了损伤演化方程。结果表明:冻融循环时,冻融周期和循环次数的增加均会造成砂岩冻融损伤的增加,砂岩单轴抗压强度和弹性模量随冻融周期的增长呈指数型衰减,随循环次数的增加呈线性降低;声发射累计振铃计数变化趋势与应力-应变曲线表现出较好的一致性,压密阶段和线弹性阶段累计振铃计数很小,塑性变形阶段累计振铃计数逐渐增加,且增速不断上升,峰后破坏阶段累计振铃计数剧增,冻融周期越长、循环次数越多,砂岩破坏时累计振铃计数越小;冻融损伤变量决定冻融载荷作用下总损伤变量的初始值,冻融周期越长、循环次数越多,砂岩初始总损伤变量越大,损伤演化曲线分为3个阶段,初始阶段损伤几乎不增加,发育阶段损伤逐渐增加,且增速越来越大,加速阶段损伤剧增并造成砂岩宏观破坏。

为探究偏心裂隙对岩石拉伸力学性能的影响机制,利用自主设计的加工装置制备了具有不同偏心距和倾角的预制裂隙类岩石试样,对其开展平台巴西劈裂试验和非接触全场应变监测试验,并基于载荷-位移曲线和表面应变场演化,分析了偏心距和倾角对变形、拉伸强度和劈裂破坏的影响,揭示了拉伸强度劣化规律及劈裂破坏原因。结果表明:试样表面应变在压密和近似线弹性变形阶段基本不变,在裂纹稳定扩展和非稳定扩展阶段发生从缓慢增加到急剧增加的变化;相同裂隙倾角下,偏心裂隙试样的拉伸强度随偏心距增大而增大,且偏心距对拉伸强度的劣化影响远大于裂隙倾角的影响;预制裂隙的偏心距是影响试样劈裂破坏的主控因素,随着偏心距的增大,劈裂主破坏外的横向和竖向次生破坏越少,破坏模式越简单,可分为“Z”字型、“一”字型和中心劈裂破坏3类;拉伸应力诱使试样产生劈裂主破坏和竖向次生破坏,而横向次生破坏则由压缩应力诱发,且偏心距越小,预制裂隙尖端的应力集中对劈裂破坏的影响越显著。

为研究孔隙水压力实时作用下冻结饱水砂岩的力学特性,开展了4个地应力梯度下砂岩常温(20 ℃)和负温(-5 ℃)、有孔隙水压力和无孔隙水压力条件下的三轴压缩力学特性研究,并对冻结前后砂岩试样进行微观扫描电镜测试。结果表明:低温冻结可以强化砂岩试样的三轴抗压强度,冻结后形成的孔隙冰可以隔绝孔隙水的流动;孔隙水压力在常温和负温情况下均会弱化砂岩三轴抗压强度,且在常温状态下更为显著;随着地应力的增大,常温情况下孔隙水压力对砂岩试样三轴抗压强度的弱化作用逐渐变强,负温情况下则相反;有孔隙水压力冻结的砂岩弹性模量普遍低于同地应力条件下无孔隙水压力冻结砂岩试样,且弹性模量随着地应力的增大先增长然后逐渐衰弱;砂岩试样在常温条件下加载破坏面多为平滑的剪切破坏,冻结之后破坏面多呈“S”状;有孔隙水压作用的砂岩试样微观结构中有更多的冻结散落颗粒和碎屑,冻结条件下更为显著。

围绕地应力测试钻孔合理深度,采用弹性力学理论,建立了巷道围岩应力分布的无量纲数学模型,分析了不同侧压系数和误差等级下巷道围岩中原岩应力边界范围;采用数值模拟方法,研究了不同巷道宽度和高度时巷道围岩中的应力分布规律,揭示了巷道围岩中原岩应力边界深度与巷道尺寸的关系,得到了地应力测试钻孔的合理深度并在现场进行了验证。结果表明:巷道围岩应力分布与巷道无量纲半径R及侧压系数λ密切相关;巷道开挖应力影响范围为3～5倍巷道半径;当λ<1时,巷道围岩应力影响范围边界为长轴过巷道中心且水平的椭圆形;当λ>1时,影响范围边界为长轴过巷道中心且竖直的椭圆形;|λ-1|的值越大,长轴与短轴的比值越大;垂直巷道帮部施工地应力测试孔时,钻孔深度取1～2倍的巷道宽度;垂直巷道顶板施工钻孔时,深度为1.5～2.5倍巷道宽度;随着巷道宽度和高度的增加,巷道围岩中原岩应力边界深度逐渐增加;巷道宽度对原岩应力深度的影响明显大于巷道高度。综合来看,2倍巷道宽度可以作为地应力测试钻孔深度下限。

压缩空气储能是关退煤矿地下空间资源具有广阔前景的规模化利用方式,但当前对高气压作用下煤矿软岩储气库复合结构受力和变形规律认识不清,严重制约了其发展。为此,研制了一套模拟煤矿软岩地下空间压气储能的大型模型试验系统,该模型试验系统主要由电液伺服大型真三轴加载平台、高压空气加载控制系统、储能硐室复合结构模拟系统及数据监测系统组成。其中,电液伺服大型真三轴加载平台用以模拟初始地应力;高气压加载控制系统由空气压缩机、高压气罐、控制系统、高压管路、压力阀和压力表等组成,用于精准控制充放气;基于相似理论,储能硐室复合结构模拟系统模拟软岩-配筋混凝土内衬-滑移层-密封层组成的复合结构;数据监测系统包括应变、压力和温度等传感器、光纤线缆及配套的数据采集分析仪器、软件,用于监测试验过程中关键参量的演化信息。针对曹庄煤矿压缩空气储能科研需求,开展了不同地应力组合、循环充放气及高压保持等工况下的模型试验。结果表明,该试验系统可以获得不同工况下压气储能硐室复合结构受力和变形规律,是开展进一步研究的有力工具。

为研究高地应力作用下深孔控制爆破损伤情况及裂隙演化规律,以淮南潘三矿深孔松动控制爆破瓦斯增透为工程背景,通过对控制孔导向、应力波传播及地应力下控制孔周围岩体应力理论分析和数值模拟,结合岩石爆破裂隙分形维数,探讨了高地应力对岩体控制爆破裂隙的演化影响。结果表明:控制孔对爆生裂纹的扩展有一定的定向效果,但深部矿区处所受高地应力会影响该定向效果。当控制孔与爆破孔的连线方向与最大主应力方向一致时,爆破定向效果达到最佳;刚起爆时,控制孔为爆破孔提供自由面,降低最小抵抗线;随着地应力的影响,裂纹扩展方向沿最大主应力方向进一步促进爆破孔与控制孔之间的岩体损伤。最后,通过分析不同地应力状态下爆破裂隙的演化情况和分形维数,建立了裂纹分形维数D与损伤量w的预测模型,能较好地预测高地应力下岩体的损伤程度。