采矿与安全工程学报

姜福兴, 姚顺利, 魏全德, 王富奇, 郝迎格, 王英德, 冯宇

2015, 32(3): 349-355.

摘要 ( 1421 )

PDF (1539KB) ( 2339 )

相关文章 | 计量指标

基于重复采动下巨厚岩层失稳仍引发大能量矿震的特点，通过分析重复开采中上覆岩层的冒落和移动规律，研究巨厚岩层关键块体的结构形态、在不同区域的受力情况以及断裂失稳特点，得出重复采动引发矿震的机理：一是采高增加造成采空区上方顶板“活化”，导致原铰接平衡岩层结构发生滑落或剪切失稳，引发矿震；二是顶板岩层移动线外扩，导致边界区域岩层在平面和高度方向活动范围增加，造成高应力集中区巨厚岩层大范围失稳，引发强烈矿震。依据矿震诱发冲击机理，通过优化工作面开采设计、降低对危险区域的扰动和优化巷道围岩结构强度，有效地保证了被解放层采场的作业安全，实现了“有震、无灾”的控制目标。

肥城煤田奥灰顶部注浆加固可行性分析

施龙青, 邱梅, 牛超, 韩进, 季小凯

2015, 32(3): 356-362.

摘要 ( 1383 )

PDF (617KB) ( 1963 )

相关文章 | 计量指标

针对肥城煤田不能够采用疏水降压的方法实现受奥灰突水威胁煤层安全开采的情况，开展了奥灰顶部注浆加固可行性试验研究。通过大量的钻孔资料统计、井下奥灰孔钻探工程、奥灰岩样X-衍射、显微镜下鉴定，获得了肥城煤田奥灰顶部岩溶裂隙宏观和微观发育特征，得出了肥城煤田奥灰顶部注浆改造的最佳深度是进入奥灰20 m 的结论。以肥城曹庄煤矿101002 工作面为试验对象，对该工作面奥灰顶部进行了注浆加固工程，通过注浆前后的物探及钻探勘查成果对比分析，验证了该结论的正确性。生产实践证明，通过注浆加固奥灰顶部岩层，能够实现高承压水体上煤层的安全开采。

新集二矿下组煤底板石灰岩层隔水性及应用研究

白海波, 戎虎仁, 杨城, 韦晓琪, 王延蒙, 陈耀杰

2015, 32(3): 363-368.

摘要 ( 1280 )

PDF (358KB) ( 2053 )

相关文章 | 计量指标

石灰岩层往往成为煤矿开采防水害的主要对象，且淮南老矿区也发生了多次底板灰岩层突水，为解决新区水压高、传统隔水层薄的问题，提出改造或直接利用底板石灰岩层相对隔水性实现带压安全开采的构想，选择地处煤田中西部南缘的新集二矿为现场，综合运用岩石成分、水化学成分、岩石力学指标测试和微孔隙结构、渗透性实验等室内实验和水文地质钻探、物探、现场试验等手段进行研究。结果表明：1) 四周为断层所切割，顶部为第四系和推覆体变质岩覆盖，500 m 埋深为界原地应力由浅部的张应力转变为压应力状态，深部岩层裂隙开启性差；2) 水化学类型为Cl-Na 型，矿化度大于1.5 g/L，岩层空隙处于沉淀充填状态；3) 下组煤底板灰岩渗透性和富水性很差，可以看作相对隔水层，井下钻孔证实出水钻孔多靠近大型断裂，且出水量小而衰减快。首采面安全开采和第2 个面的安全掘进证明下组煤底板灰岩为相对隔水层或稍加改造可以作为隔水关键层的结论是正确的。

深井宽条带开采煤柱稳定性及地表移动特征研究

郭惟嘉, 王海龙, 刘增平

2015, 32(3): 369-375.

摘要 ( 1438 )

PDF (410KB) ( 1998 )

相关文章 | 计量指标

采用现场实测、三维相似材料模拟、数值模拟和理论分析，对深井宽条带法开采煤柱稳定性及地表移动特征进行研究。研究表明：深井开采其煤柱塑性区的宽度明显增大，条带煤柱承载应力分布为明显马鞍形；煤柱横向变形主要集中在边缘9.5 m 内，且呈现非连续、阶跃式、突变形态。随着煤柱留设宽度的变小，煤柱塑性区宽度显著增加，条带群开采地表下沉达到了该地质采矿条件的极值，下沉系数为0.22，下沉盆地面积大，但平缓且较均匀，移动变形连续且周期长，在下沉盆地外边缘出现了地表反弹轻微抬高的现象。针对深井宽条带法开采的特点，提出了深井宽条带法开采煤柱尺寸的计算设计方法。

采动覆岩变形BOTDA 分布式测量及离层分析

朴春德, 施斌, 魏广庆, 于霖, 陈恩玉

2015, 32(3): 376-381.

摘要 ( 1343 )

PDF (441KB) ( 2352 )

相关文章 | 计量指标

根据杨柳矿地下煤层开采和岩层特征，采用BOTDA 光纤传感技术：研究了覆岩变形分布式监测方法，分析了采动引起的覆岩变形特征，探讨了离层变化机理。研究结果表明，回采工作面在通过监测孔垂向线过程中，在经过监测孔之前，随着工作面与监测孔距离的减小，采动覆岩的应力越明显且压应力变化值越大，其应力变化范围为覆岩中变形位移顶部到其上稳定硬岩之间；回采工作面经过监测孔之后，随着工作面的推进，覆岩中逐渐产生离层，并在离层位置拉应力值逐渐增大，其拉应力值大小与稳定硬岩厚度及力学性质、开采范围和距煤层顶板的距离有关。离层分布式监测结果与理论计算结果基本吻合。

基于微震和应力在线监测的深井综放采场支承压力分布特征

王德超, 王琦, 李术才, 王富奇, 郭念波, 王保齐, 程相波, 潘锐

2015, 32(3): 382-388.

摘要 ( 1626 )

PDF (370KB) ( 1898 )

相关文章 | 计量指标

为研究深井综放采场支承压力分布特征，采用微震和应力在线监测技术对赵楼煤矿1306 工作面走向煤体垂直应力进行了现场实测。研究表明：工作面推进过程可分为初采阶段、工作面“见方”阶段和正常推进阶段。工作面“见方”阶段存在初始影响范围、显著影响范围和剧烈影响范围，初采和正常推进阶段超前支承压力没有明显的剧烈上升阶段；工作面“见方”阶段超前支承压力影响范围和相对垂直应力为其他2 个阶段的1.5~1.7 倍；数值模拟分析与现场实测结果吻合较好。根据支承压力分布特征，确定了不同回采阶段的合理超前支护距离和解危措施。

基于综合指数法的上提工作面压架危险性评价

李志华, 华心祝, 杨科, 葛胜文

2015, 32(3): 389-395.

摘要 ( 1352 )

PDF (234KB) ( 2046 )

相关文章 | 计量指标

由于提高回采上限工作面发生压架事故的复杂多样性和突发性，上提工作面压架危险性难以准确评价。在系统分析影响上提工作面压架危险状态的地质因素及指数和开采技术因素及指数的基础上，提出了上提工作面压架危险性的综合指数法分级评价方法，确定了上提工作面压架危险状态等级评定的综合指数。根据压架危险状态评定综合指数将上提工作面压架危险程度分为4 级：无压架危险、弱压架危险、中等压架危险和强压架危险，并依据不同的压架危险程度及主要影响因素提出了相关防治措施。通过工程实例对该评价方法进行了验证，结果表明该方法的评价结果与工作面实际回采情况基本一致，可应用于上提工作面压架危险性评价中。

煤层群混合开采采动裂隙发育规律研究

胡永忠, 刘长郄, 刘长友, 陈宝宝

2015, 32(3): 396-400.

摘要 ( 1522 )

PDF (410KB) ( 2054 )

相关文章 | 计量指标

鉴于煤层群开采采动裂隙的发育规律对于顶板控制具有重要影响，以贵州松河煤矿煤层群混合开采生产地质条件为背景，通过相似物理模拟，研究了煤层群混合开采过程中覆岩裂隙的发育规律。研究表明：煤层群采用混合开采顺序时，覆岩裂隙的发育程度受煤层群复合厚度、层间距、开采顺序的影响；煤层群下行开采时，下层煤开采将导致上层煤裂采比增大，煤层群上行开采时，上层煤开采后裂采比相对较小，但会引起邻近下层已开采煤层顶板内裂隙继续发育，使其裂采比增大；裂采比和煤层复合厚度之间呈对数关系，裂隙发展高度和煤层顶板下沉量之间呈三次多项式关系。研究结果可为煤层群混合开采顶板控制设计提供理论依据。

深厚表土综放采场顶板运动特征实测与数值分析

郭信山，刘金海，姜福兴

2015, 32(3): 401-406.

摘要 ( 1420 )

PDF (830KB) ( 1982 )

相关文章 | 计量指标

应用现场实测和数值模拟方法，对深厚表土综放采场顶板运动特征进行系统研究。结果表明：深厚表土综放采场支架载荷的时间效应显著；随着采场推进，直接顶周期性的形成“岩—矸” 结构，低位、高位基本顶先后破断并造成采场来压；沿倾斜方向采场来压顺序符合一般采场顶板断裂特征；采场支架需控岩层范围大，高位基本顶破断、回转迫使低位基本顶破断、回转造成的采场来压强度大；采场超前应力动态监测技术为采场来压预报提供了一种方法。最后，给出了深厚表土综放采场顶板事故防治的建议。

缓倾斜多层矿床充填法开采围岩变形及回采顺序试验研究

叶义成，施耀斌，王其虎，刘艳章，姚囝，鲁方

2015, 32(3): 407-413.

摘要 ( 1277 )

PDF (596KB) ( 2126 )

相关文章 | 计量指标

根据缓倾斜多层矿床特征，构建物理相似材料模型，采用相似模拟试验方法，研究前进式和后退式回采顺序开采矿床的围岩应变变化、巷道围岩应变变化和地表沉降及其演变规律，探讨嗣后充填采矿法回采上横山矿合理的回采顺序。结果表明：围岩的变形破坏依矿、岩层不同呈现出明显的不连续性和间歇性，矿、岩层边界附近应变变化梯度较大；前进式回采较后退式回采拉应变状态区域少15.28%；随采场与巷道间距的增加，巷道顶板和近矿体侧帮应变状态具有压应变向拉应变变化的趋势；地表沉降范围具有不以采空区为中心对称的特点。前进式回采顺序是较好的回采顺序。

考虑闭合效应下基于曲线扩展路径的劈裂模型研究

浦海，聂韬译

2015, 32(3): 414-419.

摘要 ( 1206 )

PDF (478KB) ( 1862 )

相关文章 | 计量指标

深部围岩常常产生较深的劈裂破坏区。针对这一现象，引入表征体积单元，考虑原生裂隙的闭合效应，采用双曲线模拟翼裂纹扩展路径，建立了基于曲线扩展路径的劈裂破坏模型。从微观角度出发，运用应力强度因子、最大周向拉应变理论推导了劈裂裂缝扩展演化方程，提出了劈裂破坏的预测新方法。采用FISH 语言，将方程内嵌入FLAC 软件中，使新方法程序化。新模型与Lajtai 经验公式计算结果具有很好的一致性。与旧模型相比，新模型计算结果具有更高的精度，最大相对误差减小量为25.5%。

煤样强度特征的浆液量效应试验研究

孔德中，杨胜利，张锦旺，徐文彬

2015, 32(3): 420-425.

摘要 ( 1313 )

PDF (282KB) ( 2041 )

相关文章 | 计量指标

煤壁注浆加固技术是防治煤壁片帮的有效措施，其关键环节在于注浆量的选择。针对注浆量选择这一难题，设计了“一种破碎煤体与注浆再次成型”的实验方案，采用岩石力学试验机对不同浆液比重下煤样试件进行单轴抗压与楔形剪切试验。研究结果表明：浆液的存在延续了煤样的变形，减少了煤样试件的脆性破坏；存在一个合适的浆液比重使得煤样的单轴抗压强度、残余强度达到最大，大于或小于此比重，含浆液煤样强度都未达到最大；浆液的存在增加了煤样的抗剪强度，表现在增加了煤样内聚力，而对摩擦角影响不大。研究结果为现场注浆量的选择提供了理论基础。

深部倾斜煤层沿空掘巷上覆结构稳定与控制研究

王猛，柏建彪，王襄禹，陈斌，韩志婷

2015, 32(3): 426-432.

摘要 ( 1225 )

PDF (344KB) ( 1813 )

相关文章 | 计量指标

采用理论分析方法，建立了深部倾斜煤层沿空掘巷上覆结构力学模型，分析了回采期间上覆关键块体稳定性与煤层埋深、倾角间的关系，发现沿空掘巷回采期间关键块体主要以发生转动失稳为主，控制关键块体转动失稳是维护巷道整体稳定的前提条件；并通过巷内支护阻力对关键块体转动失稳系数作用规律分析，得知关键块体转动失稳系数对窄煤柱与顶板承载能力的敏感性远大于实煤体帮，提高二者承载能力可有效抑制关键块体转动下沉。基于高强锚杆支护体系，提出以顶板高阻让压支护和倾斜穿层锚索加固窄煤柱为核心的深部倾斜煤层沿空掘巷非对称耦合控制技术，采用系统信息设计方法确定了试验巷道锚杆支护参数，成功地应用于工程实践。

松散软岩巷道围岩塑性区扩展分析及支护实践

张继华，王连国，朱双双，李青海

2015, 32(3): 433-438.

摘要 ( 1162 )

PDF (397KB) ( 1948 )

相关文章 | 计量指标

针对松散软岩胶结程度差、松散易碎及岩层粒状力学行为明显的特性，引入粒状材料的概念对松散软岩巷道失稳机理进行研究。在粒状材料力学行为分析的基础上，获得了粒状材料库仑屈服准则，并结合某矿现场情况建立了松散软岩巷道力学模型，获得了其围岩塑性区半径扩展公式。通过分析得出：巷道围岩塑性区半径随着初始支护强度与原始地应力比值的增加逐渐减小，但塑性区范围仍然很大。因而仅仅通过提高巷道初始支护强度并不能有效控制该类巷道围岩塑性区的扩展，还需改善围岩物理力学性能，提高支护结构的承载能力。针对该矿区具体情况提出了 “超前预注浆+锚网棚+锚注”联合支护方案，取得了良好成效，保证了施工的顺利进行。

动压巷道多次扰动失稳机理及开采顺序优化研究

李家卓，张继兵，侯俊领，王磊，殷志强，李传明

2015, 32(3): 439-445.

摘要 ( 1212 )

PDF (991KB) ( 2152 )

相关文章 | 计量指标

应用计算机模拟、现场实测和理论分析综合研究方法，分析了煤层群开采条件下的张集煤矿1113(1)工作面轨道巷多次扰动失稳机理，并对煤层群邻近层多工作面回采顺序进行了数值计算，再现了不同开采顺序下的底板动压回采巷道围岩力学环境。研究表明：目前采用的邻近层交错同采方式，1113(1)工作面轨道巷失稳的力学本质为，本工作面回采活化了已破坏的上覆层间似连续-非连续-散体结构，加剧了工作面前方受多重采动影响的轨道巷浅部高应力环境下的大范围持续强变形，突出表现为巷道底鼓强烈；回采顺序显著影响煤层群回采巷道围岩稳定性，下行开采下伏回采巷道受扰动程度最低，巷道变形及围岩破坏范围最小；邻近层对应同采，下伏工作面轨道巷受上覆工作面底板聚压影响区高应力、巷道开挖、本工作面开采扰动等多重因素叠加作用，巷道围岩破坏范围最大、变形最严重。煤层群开采采区设计中应尽量采用下行开采，同时避免或减少巷道受多次采动影响。

沿空掘巷窄煤柱宽度确定

张科学, 张永杰, 马振乾, 毕文广, 杨英明, 李杨

2015, 32(3): 446-452.

摘要 ( 1462 )

PDF (776KB) ( 1833 )

相关文章 | 计量指标

沿空掘巷是我国煤矿回采巷道布置和维护的一种技术。本文针对具体生产地质条件，运用极限平衡理论、数值分析和现场工业性试验相结合的方法，通过应力场分析，得出：煤宽为3~5 m 时，垂直应力分布近似呈钝角三角形；煤宽为5~8 m 时，垂直应力分布近似呈锐角三角形；煤宽为8~10 m 时，垂直应力分布近似呈梯形。通过位移场分析，得出煤柱向巷道内位移普遍大于向采空区侧位移，且随着煤柱宽度增大向巷道内位移增大，向采空区侧位移相对影响较小。最后得出沿空掘巷窄煤柱宽度的确定方法，即从上区段采空区侧向支承应力分布规律和应力场分布、位移场分布、巷道围岩变形与煤柱宽度的关系及窄煤柱宽度的极限平衡理论计算5 个方面综合考虑窄煤柱的宽度，最终确定窄煤柱宽度为5 m。现场工业性试验表明，沿空掘巷巷道变形大、破坏严重的现状得以改善。

近距离煤层群下位煤层沿空留巷合理布置研究

程志恒，齐庆新，孔维一，张浪，季文博，刘晓刚

2015, 32(3): 453-458.

摘要 ( 1416 )

PDF (598KB) ( 1646 )

相关文章 | 计量指标

为了解决近距离煤层群下位煤层沿空留巷受多次采动影响，巷道围岩变形破坏严重的问题，采用理论分析、数值模拟和现场实测方法，研究了巷道与回采空间合理的相对位置及支护参数。研究结果表明：上位煤层开采后在采空区正下方出现一定范围的应力降低区，为沿空留巷的布置创造了有利条件；上位煤层残留煤柱下方一定范围出现应力集中，煤柱影响范围和3+4 煤层的交接与煤柱的水平距离为10.8~11.54 m。现场矿压观测表明，沿空留巷布置及巷道支护设计是合理的，巷道顶底板移近量以及墙体受力大小都在可控的范围内，为相似条件下沿空留巷合理空间布置及支护设计提供了依据和指导。

基于 ANSYS 的U 型钢反拱梁承载性能及稳定性分析

郑西贵，刘娜，冯晓巍，张农，付世雄，花锦波

2015, 32(3): 459-464.

摘要 ( 1559 )

PDF (343KB) ( 1941 )

相关文章 | 计量指标

针对U 型钢截面反拱梁失稳破坏问题，应用CAD 与ANSYS 两软件联合建立U 型钢反拱梁有限元模型，采用ANSYS 内置的非线性屈曲分析模块，模拟分析U25，U29 和U36 这3 种不同截面反拱梁在承受径向均布载荷条件下临界屈曲载荷和极限承载力与反拱圆心角之间的关系，并在求解过程中监测跨中节点竖向载荷-位移曲线。ANSYS 数值模拟分析结果表明：3 种截面反拱圆心角在70°时临界屈曲载荷达到最大值，随后圆心角加大则屈曲载荷平均以4.0%的速度缓慢下降，表明反拱梁在圆心角70°时稳定性最好；当反拱梁圆心角小于70°时，反拱极限承载力以34.3%的增幅递增，呈快速增长趋势；当圆心角大于70°时，反拱承载力则以14.5%的增幅缓慢增长，增幅速度较为平缓。研究结果为工程应用提供了可行方法和理论依据。

综采动压区沿空掘巷“时-空”关系分析

马德鹏，王同旭，刘阳

2015, 32(3): 465-470.

摘要 ( 1356 )

PDF (416KB) ( 1548 )

相关文章 | 计量指标

针对油页岩综采动压区沿空掘巷中面临的支护困难、围岩变形量大等问题，对掘进与回采的“时-空”关系、巷道支护加固方案及修复技术进行研究。基于理论及数值模拟分析，得到巷道围岩变形及应力分布规律，初步确定巷道掘进方案；结合掘进期间的矿压观测结果，确定掘进与回采合理的时空关系。追尾掘进时，巷道合理的滞后距离为136 m，滞后天数不应小于36 d；对头掘进时，巷道进入停采线的距离应小于50 m。根据围岩变形观测情况，对不同地段巷道分别设计了加固及修复方案，加固维修后的巷道能够满足生产要求，对类似条件下巷道掘进具有指导意义。

层间弱接触面对穿煤层页岩气井稳定性的影响

梁顺，李学华，姚强岭，杨栋

2015, 32(3): 471-477.

摘要 ( 1174 )

PDF (358KB) ( 1452 )

相关文章 | 计量指标

不同性质岩层间的弱接触面是影响边坡、地下巷道及硐室等岩土结构稳定的关键因素之一，煤层开采引起的覆岩运动是导致采动影响区内垂直页岩气井破坏的主要原因，针对垂直穿过长壁煤柱的页岩气井井筒稳定性问题，利用二维地质模型，对井筒剪切、离层、拉伸及压缩等变形量进行了预测，对比分析了层间弱接触面对穿煤层垂直页岩气井稳定性的影响；根据煤柱内不同布井位置条件下井筒各类变形的大小及轴向分布规律，得到了井筒沿轴向易于失稳的危险高度并优化了布井位置。结果表明，FLAC 程序中的接触面单元能够很好地表征由采动引起的、沿软硬岩层间弱接触面出现的动力响应，对井筒的主要失稳模式——剪切失稳展现效果良好。

煤柱底板主应力差演化特征及巷道布置

许磊，张海亮，耿东坤，李博

2015, 32(3): 478-484.

摘要 ( 1203 )

PDF (735KB) ( 1698 )

相关文章 | 计量指标

采用FLAC3D 和理论分析研究了龙门塔矿8#煤层残余煤柱底板下主应力差分布规律，结果表明：① 煤柱边缘主应力差呈45º 向底板扩散，距离煤柱越远扩散范围越广且逐渐衰减；② 煤柱较窄时，中线和边缘主应力差影响深度浅，煤柱增大到中部具有弹性核时，底板主应力差变化和影响深度较大，当煤柱宽度足够大时，中部趋于原岩应力；③ 中线处、煤柱边缘处主应力差呈负指数规律向深部衰减；④ 同一水平面上，主应力差呈马鞍状分布；⑤ 煤柱宽度增加，煤柱中线处和边缘处主应力差先增大后减小，但煤柱边缘主应力差峰值位置先减小后增大。认为：① 内错布置可以避开主应力差峰值，巷道处于低主应力差环境；② 内错足够距离可避开较大的主应力差变化率。9207 胶带巷内错20 m，其承受平均主应力差小于1.5 MPa，两帮最大相对移近速度6 mm/d、顶底最大相对移近速度7 mm/d，10 d 实现自稳，两帮相对移近量87 mm，顶底相对移近量97 mm。

深部倾斜煤层沿空掘巷围岩变形特征与控制技术研究

陈新忠，王猛

2015, 32(3): 485-490.

摘要 ( 1257 )

PDF (347KB) ( 1334 )

相关文章 | 计量指标

通过对深部倾斜煤层沿空掘巷掘、采两阶段围岩应力场与位移场的分析，揭示了该类巷道围岩非对称大变形特征：窄煤柱帮与底板变形量远大于实煤体帮及顶板，巷道整体断面收敛率大。产生该变形破坏特征的原因：1) 巷道埋深大，围岩处于较高的应力环境中；2) 护巷煤柱宽度及支护阻力过小，使其过早进入残余承载阶段；3) 无支护底板作为变形破坏能量主要释放通道，加剧了巷道顶帮围岩整体下沉。通过对不同宽度护巷煤柱方案的数值模拟，合理确定了试验巷道护巷煤柱宽度及试验巷道支护技术与参数。工程实践表明，采用新支护技术后，巷道窄煤柱与底板非对称变形大变形得到了有效控制，保持了巷道长期稳定。

非构造应力下圆形巷道的内部变形破裂规律研究

林志斌，李元海，高文艺，张顺金，桂常林

2015, 32(3): 491-497.

摘要 ( 1114 )

PDF (527KB) ( 1601 )

相关文章 | 计量指标

为获得高应力作用下岩体内部的变形破裂时空演化规律，以平煤集团的一条深埋巷道为背景，分别采用透明岩体相似材料和三维离散颗粒流软件PFC3D 对其开挖过程进行物理模拟和数值模拟，并在获得岩体内部变形破裂随开挖时间的发展演化规律的基础上，提出深埋圆形巷道的支护对策。研究结果表明：1) 本文提出的透明岩体实验方法能够有效获得深部岩体的内部变形破裂时空演化规律。2) 巷道顶底板处的岩体径向位移y 均与其距巷道表面的距离x 呈指数衰减关系；围岩变形在巷道刚开挖通过的1~2 h 内增长速度最快，当开挖通过2 h 后，如不进行后续推进开挖，围岩变形发展就基本保持稳定。3) 巷道开挖后，巷道顶底板处的岩体均不发生破裂，而巷道两帮岩体则在拱腰处先出现剪切滑移破裂并随时间逐渐往深部和顶底板方向扩展。

加锚节理岩体锚杆横向抗剪导轨作用规律研究

周玉，宋宏伟，赵斌

2015, 32(3): 498-503.

摘要 ( 1143 )

PDF (294KB) ( 1684 )

相关文章 | 计量指标

采用数值模拟计算与物理模型相似试验，并与正交设计相结合，分析了锚杆“导轨作用” 效应受各影响因素的影响程度以及影响趋势规律。结果表明：对锚杆轴力影响最大的是岩性，随着节理错动，锚杆直径和节理性质的影响增大；直径和锚固角是分离量的主要影响因素，剪切位移最大时，岩性成为最大影响因素，交角与分离量呈负增长，其他因素均为正相关；对岩体剪切强度影响最大的因素是岩性，节理性质次之，除锚固角外，其他因素均与剪切力呈正增长。在影响规律基础上，分析了各因素对锚杆导轨效应影响的内在机理，并通过室内试验做了进一步验证。研究成果对煤炭开采等工程载荷下裂隙岩体稳定性的锚杆加固控制以及保证工程安全具有积极意义。

主应力对深部软岩巷道围岩稳定性影响规律研究

赵维生，韩立军，张益东，赵周能，王桂峰

2015, 32(3): 504-510.

摘要 ( 1565 )

PDF (368KB) ( 1491 )

相关文章 | 计量指标

以某矿为工程背景，根据深部软岩巷道可能存在的地应力场类型和巷道轴向角度α(轴向与最大水平主应力的夹角)，设计出105 组数值模拟方案，研究了深部软岩巷道围岩稳定性随轴向、径向侧压系数(λy，λx)及巷道轴向角度(α)变化的规律，研究了侧压系数因子Nλn 和轴向角度因子Nα 对巷道围岩稳定性的影响权重。研究结果表明：深部软岩巷道布置的合理轴向角度(α)并非只沿最大水平主应力方向布置时才最有利于巷道的稳定，而与巷道所处的具体地应力场有关；当巷道轴向与水平主应力方向不平行时，可将更靠近巷道轴向的水平主应力视为轴向应力，将另外一个水平主应力视为径向应力。

煤矿井巷上方大型老滑坡复活机理与致灾过程

龙建辉，张吉宁

2015, 32(3): 511-517.

摘要 ( 1252 )

PDF (921KB) ( 1724 )

相关文章 | 计量指标

我国不少矿井直接坐落在高陡斜坡或老滑坡的坡脚，工程活动使边坡失稳或使老滑坡复活诱发地质灾害现象时有发生。对大型老滑坡而言，其复活变形持续时间长、滑移方向因应力场条件变化而改变、且具有多级非连续破坏等特征，给滑坡的稳定评价与科学防治带来难题。本文以朱家店煤矿滑坡为例，通过现场勘查和监测研究，详细查明了滑坡区工程地质条件、滑坡复活的各种诱发因素、滑坡的变形破坏特征以及工程活动与滑坡复活的时空关系等；在此基础上，对滑坡在井洞修筑、坡体堆载前后及坡脚开挖不同应力环境下的稳定性和变形特征进行了FLAC3D 数值模拟分析，再现了滑坡质点位移、塑性状态和应变增量的变化规律，以及滑坡下部采煤巷道的受力和位移的变化特征，所得结论与现场监测结果一致。

王洼煤矿软岩巷道变形破坏及支护对策

张杰，杨涛，王斌，肖琦，刘东

2015, 32(3): 518-522.

摘要 ( 1262 )

PDF (599KB) ( 1687 )

相关文章 | 计量指标

为了有效控制软岩回采巷道的变形破坏，对王洼1522-1 工作面回采巷道进行了围岩结构、力学参数、岩石成分和现场监测分析。研究表明，巷道顶底板属遇水膨胀软岩，全煤巷道煤层内裂隙发育，端头锚固的长度对锚固支护的有效性差，难以形成有效的承载结构。现有支护条件下围岩应力不能保持平衡，巷道顶底板和两帮变形大，底鼓严重，满足不了软岩回采巷道围岩变形要求。在实验和实测的基础上，得到了软岩回采巷道的变形破坏原因，提出了全长锚固支护方式及合理参数，取得了良好的应用效果。

当期目录