The exploitation of hydrothermal geothermal resources (HGR) in fault zone is one of the most promising technical schemes for geothermal energy development. To understand the hydraulic and mechanical behaviors of rock mass in fault zone, a series of thermal-hydraulic-mechanical (THM) coupling tests of fault rocks were conducted, and the influence of the fault gouge content, water temperature, seepage pressure and stress on the permeability, porosity, secant Young's modulus, cohesion and internal friction angle of fault rocks was investigated. The results show the permeability evolution can be divided into four stages: slight decline stage, slight rise stage, steady increase stage and rapid increase stage. The porosity evolution can be classified into two stages: seepage dominant stage and axial compression dominant stage, and the time-varying law of porosity of cemented rock mass are significantly different. With the increase of content of fault gouge, the secant Young's modulus, cohesion and internal friction angle of fault rocks gradually increase; while the temperature has little significance on the three parameters. With the increase of seepage pressure, the secant Young's modulus, cohesion and internal friction angle decrease; while the three parameters increase accordingly with the increase of the axial and confining pressure. The research results enrich the study of THM coupling properties of fault rocks, and provide a theoretical basis for exploiting HGR by fault.
For a better understanding of the mechanism of the roof cavity in the face-to-tip area and the shield-strata interaction, a roof stability mechanical model was developed based on the Timoshenko beam theory. A new type of canopy load measuring system for a physical shield and the digital image system for measuring strata displacement were also developed and used in the large-scale physical modeling study to reproduce the roof cavity and the massive roof fall in the face area. The deformation of the immediate roof was obtained under different influencing factors including the shield stiffness, the immediate roof elastic modulus, the buried depth of the coal and Poisson’s ratio of the roof strata, as well as the processive development of the roof fall, the strata displacement field and the variation of the shield load. The results show that: the deflection and rotation angle of the immediate roof were significantly improved when the shield stiffness was increased or at a high strata modulus. The deformation, i.e., the deflection and rotation angle of the immediate roof, increased with an increase of the buried depth, though the Poisson’s ratio increases the deformation of the immediate roof in a rather insignificant manner. The development of the physical longwall face was classified into three stages, i.e., the stable stage, the cavity stage and the major fall stage, based on the stability of the roof in the face-to-tip area. In the stable stage, the immediate roof became broken and the roof fall cutting line moved forward to the position above the shield canopy, leading to the head drop of the canopy and incomplete contact between the canopy and the roof. The maximum shield load, therefore, decreased from 2.5 kN to 1.7 kN. During the roof cavity stage, however, the roof cavity occurred 3 times and developed upward. The caved shape evolved from a trapezoid to a triangle, and the shield load saw a further decline to 1.3 kN. During the massive roof fall stage, the entire fall of the roof along the coal wall occurred and the rotation of the massive thick roof to the gob area was also seen. The longwall shield simulated a complete load-increasing stage typically observed in the field, and the shield resistance recovered to 1.7 kN.
为探究不规则煤柱变形破坏机理,为采场煤柱失稳型动力灾害防治提供理论参考,基于不规则煤柱区微震监测数据,利用矩张量反演、应力场反演及波速层析等方法,研究不规则煤柱破裂类型、震源机制、主控因素、应力分布及变形破坏特征,并由此提出不规则煤柱变形破坏机理.结果表明:不规则停采煤柱胶带巷侧发生压缩破坏,辅运巷侧主要表现为拉伸破坏;区域震源机制为左旋斜滑正断层,推断真实断层面为走向214°、倾角55°、滑动角-145°;煤柱变形破坏主要受最大主应力σ1控制,相邻矿井采空区侧向压力是煤柱破坏的主导因素;在最大主应力σ1主控作用下,煤柱发生压缩破坏,并造成应力集中及煤岩体变形破坏向煤柱内部转移.
沿空留巷作为无煤柱开采技术的一种,在提高煤炭回收率、降低开拓掘进量的同时,也给后续留巷巷道的维护带来诸多挑战.以沿空留巷技术的应用为主线,选取Y型通风的后退式留巷工艺(常规留巷工艺)和超前预掘运输巷的前进式留巷工艺(超前预掘留巷工艺)为研究对象,研究2种不同留巷工艺下回采巷道的破坏特征,通过分析回采巷道三维应力场的演化规律,揭示不同留巷工艺下回采巷道差异破坏的力学机理.结果显示,围岩主应力方向的分布与开挖空间的形成密切相关,在开挖空间附近的"应力扰动区"内,岩体的最小主应力总是近似指向开挖空间的几何中心,最大主应力呈椭球形将开挖空间环向包裹;不同留巷工艺下回采巷道围岩应力场的分布规律也不尽相同,巷道主应力的大小和侧压系数的高低在一定程度上共同决定了巷道的破坏形态;采动应力对回采巷道的影响并不总是不利的.应力场是矢量场,具有大小和方向,回采巷道的破坏特征取决于采动应力和原岩应力矢量相加所形成的"复合应力场",而不是两场的代数和.因此,开拓方式的选取和支护参数的确定不仅要考虑原岩应力场的分布规律,还需要考虑采动应力场的影响.在一定条件下,合理利用采动应力可以改善围岩的应力环境,降低回采巷道维护难度.
针对传统采用倾角传感器与测高传感器对液压支架支护姿态、支护高度进行解算存在的诸多问题,提出了基于立柱千斤顶行程、平衡千斤顶行程驱动的液压支架支护姿态与高度解析方法.基于液压支架的骨架结构参数模型,构建了液压支架主体结构件各铰接点的位置关系方程,通过分析液压支架各部件的运动参数关联关系,得出了液压支架支护姿态与支护高度的数学表达.分别采用牛顿-拉夫逊方法、弦割法、布罗伊登法对液压支架支护姿态与高度进行数值求解,开发了基于3种方法的液压支架支护姿态与高度解析算法.通过对比分析发现,牛顿-拉夫逊方法、弦割法的求解精度不受迭代初始参数影响,而布罗伊登法的求解精度则受初始参数影响较大,且牛顿-拉夫逊方法、弦割法的解算精度、解算效率、稳定性均明显高于布罗伊登法.牛顿-拉夫逊方法、弦割法的求解精度基本相同,均能达到角度误差小于1°、高度误差小于0.1m,但牛顿-拉夫逊方法的求解效率显著高于弦割法.通过对40组骨架模型进行求解对比分析,以及多组液压支架现场实测求解对比分析,验证了基于立柱千斤顶行程、平衡千斤顶行程驱动的液压支架支护姿态与高度解析方法的可行性、稳定性与实用性,确定牛顿-拉夫逊方法作为液压支架支护姿态与高度的解析方法.
为探究不同初始瓦斯压力下煤体动力学特性和破坏特征,利用含瓦斯煤SHPB试验系统,开展不同瓦斯压力下煤体动态冲击试验,分析含瓦斯煤宏观力学参量随瓦斯压力的变化规律.此外,通过数字图像相关法(DIC)实时观测煤体动态破坏过程,并剖析瓦斯气体对煤体破坏模式的影响.研究结果表明:含瓦斯煤动态冲击应力-应变曲线可分为3个阶段,且其峰值强度、峰值应变和动态弹性模量均随初始瓦斯压力增加呈劣化趋势;基于数字图像相关法,发现低瓦斯压力时,应变集中区首先在试样中部出现并沿轴向往两端扩展,逐渐演化为横向主应变集中带,随着初始瓦斯压力的增加,试样应变集中区呈多块区分布,多个应变集中区相互贯通,形成无规则演化趋势的主应变集中带;不同初始瓦斯压力下,煤体均先在中部出现横向层裂裂隙,随后萌生多条次生劈裂裂隙,但随着初始瓦斯压力的增加,次生裂隙数量快速增长,煤体破坏形式由横向层裂破坏转变为横向层裂、纵向劈裂共存的复合型破坏;基于游离态瓦斯和吸附态瓦斯,构建瓦斯压力下煤体裂隙尖端应力强度因子K1(p),并揭示煤层瓦斯压力对煤体力学特性劣化和破坏特征变化的内在机理.
为建立一种基于离散元方法的岩石时效变形模型,采用MTS Criterion 64.206试验系统和PCI-2声发射系统开展砂质泥岩单轴流变试验,分析砂质泥岩时效变形和声发射特征,基于等效变换的摩尔库伦准则、岩石长短期强度关系和裂纹静态疲劳失效机制,在UDEC中建立岩石时效变形模型.研究结果表明:岩石流变期间内部裂纹不断孕育扩展,加速流变破坏前,岩石发出大量声发射信号;岩石时效强度主要受内聚力控制,建立内聚力与时间的函数关系可实现块体强度衰减;以接触面两侧块体内屈服变形体数量比例关系作为转换系数,可将块体强度衰减机制运用于接触面;屈服变形体个数与岩石流变失稳密切相关,屈服变形体的增加导致接触面强度下降;模拟与试验的应变及损伤特征匹配度较好,验证了模型的合理性.以淮北某矿轨道上山为工程背景,运用开发的模型进行数值模拟,模型较好地反映了巷道围岩破坏特征,揭示了巷道围岩阶段变形特征及巷道大变形机制.
为促进工作面及巷道围岩稳定性控制,利用应力监测装置对不同矿区采场支承压力进行了连续监测,总结了采场支承压力全程动态演化特征,分析了不同演化特征的机理.结果表明:采场超前支承压力的传递呈现"工作面中部向两端头扩展"的动态迁移特性,在工作面中部区域,应力的传递沿倾向方向具有同步性及均衡性,沿走向具有差异性及不均衡性,应力增量呈"工作面中部区域＞临空侧＞实体煤侧"的区域差异性.采场不同区域覆岩破断的时序性是超前支承压力动态迁移特性的根本原因,中部区域破断岩块同步整体回转的特性决定了应力传递的同步性及均衡性,岩块破断步距、回转角度的差别决定了应力传递的差异性及不均衡性,覆岩破断块度、空间位置决定了应力增量的区域差异性.采场侧向支承压力演化存在"单峰起伏"和"双峰起伏"两种形式,单峰状态下采空区侧向顶板处于长期悬顶状态,双峰状态下侧向顶板依次经历了破断、回转失稳及再稳定过程.工作面煤柱较宽时,双巷掘进、单侧工作面采动下,侧向支承压力呈"双承载点同步传递"的状态,侧向顶板偏载应力、煤柱内刚度区域差异化是双承载点同步传递的原因.该研究结论对工作面回撤通道支护、煤柱宽度优化的确定具有重要参考意义.
岩巷掘进中"速度的关键在掏槽".针对目前掏槽爆破中单循环进尺小、200 mm掏槽孔超深爆破技术已经较为落后等问题,研究深孔掏槽超深爆破破岩机制,并采用数学建模的方法,推导超深爆破中岩石破碎抛掷所受阻力和动力公式,分析不同超深值对掏槽体积的影响;利用AUTO-DYN模拟掏槽范围内岩石的抛掷速度变化规律,初步确定最优掏槽孔超深值为400 mm;在岩巷掘进现场应用深孔掏槽超深爆破技术,对比不同超深值爆破方案及传统楔形爆破方案的爆破效果评价指标.结果表明,适当增加超深值会使裂隙充分延伸,岩石破碎得更为彻底,形成体积更大的掏槽槽腔;但过度增加超深值会导致岩石抛掷阻力过大,裂缝延伸长度降低,不利于增大掏槽槽腔体积.工程实践表明,400 mm的掏槽孔超深值能够在取得理想爆破效果的同时提高工作效率,具有良好的经济社会效益.
薄分层软顶回采工作面常规连续柔模留巷方式留巷速度慢、支护成本高,难以实现采留平衡与围岩稳定.通过对薄分层软顶沿空留巷围岩变形破坏特征与失稳原因分析,探讨薄分层软顶巷道力学变形机制与转化对策,建立薄分层软顶沿空留巷顶板稳定性力学模型,研究不同粉煤灰替代率与柔模充填材料强度、应变及弹性模量的关系,确定柔性充填材料粉煤灰最佳替代率,开发适于留巷充填的新型粉煤灰基充填材料,提出密集切顶-间隔柔模快速留巷围岩控制技术,并进行现场工业性试验.结果表明:U型钢柱腿沿空留巷段顶板破碎变形呈倾斜式整体下沉,帮部呈非均匀移动变形,煤帮整体移动剧烈,底鼓量大,整体断面收缩率达到46.43％;巷道围岩应力叠加、薄分层顶板胶结差与切顶强扰动是沿空留巷围岩失稳的主要原因;沿空留巷顶板稳定性与柔模墙体承载能力密切相关,控比系数与富余系数越大,柔模墙体支护强度要求越大,计算得到沿空留巷连续柔模墙体最小支护阻力为11.74 MN;随着粉煤灰替代率增加,充填体强度呈先增加后降低趋势,峰值应变与弹性模量分别呈增加与降低趋势,最佳充填材料粉煤灰替代率为30％(FS30组),其28 d单轴抗压强度为25.98 MPa,峰值应变为1.38％;新田煤矿薄分层软顶沿空留巷围岩为膨胀-高应力-节理化(HJS)复合型软岩,控制对策力学转化机制为ⅠCⅡABⅢBCD→ⅡABⅢBCD →ⅡBⅢBCD→ ⅡB;提出薄分层软顶超前段密集切顶-留巷段间隔柔模快速留巷技术,理论计算确定柔模墙体合理间隔为1 200 mm,采用设计控制方案后,柔模墙体承载富余,顶板围岩破碎区发展6.35％,巷道断面收缩率小于15％,围岩控制效果显著.
以库拜煤田近距离煤层开采突水工作面为例,通过岩石力学声发射测试,获得了风化岩石加载变形破坏过程中裂隙扩展演化和声发射特征.建立力学模型分析了近距离煤层开采岩体破断特征及风化岩体的载荷传递效应,并通过数值模拟验证了风化岩体对下部岩层破坏的影响.采用三轴加卸载声发射实验模拟研究重复采动条件下岩石裂隙扩展演化特征,并结合现场观测统计分析了采动裂隙发育特征及风化岩体对采动裂隙发育规律的影响.基于三轴渗流特性测试,研究了水压作用下风化岩石裂隙渗流规律.研究结果表明:风化岩石声发射特征累计统计值呈连续光滑增大,但声发射能量、事件均较弱,受埋深浅、围岩应力小的影响,采动易引起裂隙扩展形成导水通道.风化带使上部岩体载荷传递增大,促进下部岩层的损伤及主关键层的破坏,近距离煤层开采顶板硬岩发生复合破断后,应力-渗流耦合作用岩体裂隙进一步扩展,产生发育的地表地裂缝.近距离煤层开采岩体发生重复扰动破坏,采动裂隙产生叠加破坏,风化带成为上下部裂隙的连接纽带,使导水裂隙带高度增大.风化岩石原始渗透率较大,发生塑性变形至裂隙贯通破坏后渗透率增大2～3倍,水压作用促进风化岩石裂隙扩展,发生强度劣化效应,成为良好的导水通道,导致松散层水和地表水涌入工作面,发生突水事故.
护巷煤柱宽度是沿空掘巷技术成功与否的关键.以芦子沟矿8103工作面沿空掘巷工程为背景,采用理论分析、数值模拟和现场试验等方法,研究沿空掘巷内外应力场传递演化规律,确定沿空掘巷内应力场分布范围,对比分析不同宽度护巷煤柱下巷道围岩的形变特征,得到最优护巷煤柱宽度为8 m.结果表明:内外应力场呈"双驼峰"状分布,内应力场范围为12.2～13.8 m,巷道布置在内应力场范围内不会引起支承压力的明显变化,能够保持巷道相对稳定;煤柱宽度由3 m增加至35 m时,煤柱内垂直应力增长率出现先增大后减小的趋势;煤柱宽度为3～8 m时,煤柱内垂直应力分布近似为"单驼峰",煤柱宽度为10～35 m时,煤柱内垂直应力分布近似为"双驼峰".随着煤柱宽度的增大,煤柱内部弹性核区不断增加,煤柱塑性区形状由"贯穿"状向"H"形过渡,直至发展为"X"形;煤柱内部破坏方式由"拉、剪复合破坏"向"剪切破坏为主"发展,最终破坏形式为"全剪破坏".现场试验表明:宽度为8 m的护巷煤柱可以有效地控制巷道围岩变形量,能够维持巷道整体稳定;与原护巷煤柱相比,煤炭损失率降低了 77.15％,提高了煤炭资源采出率.
阳泉矿区地质构造形态属于大型不规则单斜构造,以叠加褶皱为主.采用小孔径水压致裂地应力测量装置,开展8对煤矿4层煤层巷道36处测点原位测试及分布规律研究.研究结果表明:阳泉矿区原岩应力总体以水平应力为主,属于构造应力场类型(σH＞σv＞σh),埋深较大的9#煤和8#煤局部所在区域属于自重应力场类型(σv＞σH＞σh).矿区主采3#煤、8#煤和9#煤所处区域地应力值属于中等应力值水平,15#煤所处区域属于中等偏高应力值水平,最大水平主应力值为25.12 MPa.基于实测数据,绘制了阳泉矿区地应力分布图,最大水平主应力具有明显的方向性和区域性,66.67％的测点最大水平主应力集中在NNE方向且分布在矿区中西部,而矿区南部最大水平主应力集中在NNW方向,水平地应力方向在桃河向斜附近发生偏转,这由该区域强烈叠加褶皱发育及桃河弧形向斜造成.水平主应力差值随着埋深增加而增大,但相同埋深下不同煤层所处区域水平主应力差值差别大、离散性强,这与不同煤层区域受褶皱运动影响差异大有关;矿区水平主应力差比集中在0.5附近,水平主应力差值大导致井下煤体受较大剪应力,稳定性差.获得了平均水平主应力与垂直主应力的比值k随深度变化关系式,且k值落在霍克-布朗内外包络线之内.研究成果对于阳泉矿区煤矿巷道围岩控制具有重要的参考价值.
提高煤层渗透率是实现煤层瓦斯高效抽采、防治矿井瓦斯灾害的重要途径.针对瓦斯在煤结构微孔堆积、孔隙渗透率低的问题,提出孔壁反应性消解的煤结构扩孔增容思路,采用活化过硫酸盐生成羟基和过硫酸根等高能自由基活化消解煤有机结构,分析了作用煤体的孔隙分布、孔容、比表面积及孔隙分形特征的演变规律,阐明了煤活性官能团及结构特征参数的变化规律,揭示了煤孔壁芳香结构反应性溶蚀的扩孔增容机制.结果表明,羟基和过硫酸根高能自由基活化作用煤体后,煤样的微孔增加主要集中在0.7nm以下的超微孔,且微孔扩孔作用显著,生成了大量的介孔和大孔,含瓦斯高阶烟煤介孔体积增长了 50％以上,大孔体积增长了 40％以上.随着煤阶增加,扩孔增容率显著提升,无烟煤介孔体积增长达到了 578.91％,大孔体积增长达到了 331.37％.煤的比表面积增大均在50％以上,同时处置后煤体分形维数D,增大,孔隙粗糙度增大,增加了孔隙宽度和孔隙连通性.煤侧链的甲基亚甲基含量降低,芳香环含量和芳香度显著增大,阐明了煤孔壁中侧链脂肪烃和低聚合度芳香环反应消解的扩孔增容机制.研究结果为活化过硫酸盐在煤层瓦斯增透抽采中的现场应用提供了理论基础.
岩石的长期稳定性是影响岩土工程设计和施工的重要因素.在由弹性元件和Abel黏壶元件串联组合得到Abel黏壶蠕变模型的基础上,进一步提出适用于描述流变各个方向应变随时间演化的流变模型——广义Abel黏壶模型.根据不同围压条件下凝灰岩广义应力松弛特性试验结果,对凝灰岩流变特性进行分析计算,并将适用于蠕变方向的广义Abel黏壶模型与Kelvin蠕变模型进行对比.结果表明:构建的广义Abel黏壶模型能很好地描述凝灰岩广义应力松弛流变减速阶段和稳定阶段中的应变变化规律,对凝灰岩广义应力松弛特性的分析具有更好的拟合优度.
钻井法凿井具有本质安全、机械化程度高和成井质量好等优点,是我国深立井施工自动化、智能化的发展方向.开展钻井井壁、充填层和含水弱胶结围岩共同作用机理研究,为钻井法凿井在西部深厚含水弱胶结岩层中应用提供基础.首先,针对钻井井壁在正常使用阶段的工作条件,构建含水弱胶结围岩-充填层-钻井井壁流固耦合作用模型,基于厚壁圆筒理论、广义有效应力原理和达西渗流理论推导渗流场、应力场解析解;然后,以即将建设的陶忽图煤矿北风井为工程背景,得到该井筒周围渗流场及应力场分布规律,并通过数值计算方法对解析解进行验证.在此基础上,研究充填层的作用机理,分析充填层对井壁长期外荷载的影响.结果表明:径向有效应力分布曲线与孔隙水压力分布曲线的变化规律相似,越靠近井筒中心,孔隙水压力及径向有效应力越小;环向应力总体表现为越靠近井筒中心越大,最大值出现在井筒内侧.降低充填层的渗透率和增加充填层的厚度,提高了充填层分配有效应力和孔隙水压力的能力,传递到井壁的有效应力和孔隙水压力均降低;增大弹性模量,提高了充填层分配有效应力的能力,传递到井壁的有效应力降低.在西部地区钻井法凿井中,不应采用碎石充填,应研制高性能水泥砂浆充填材料;在钻进过程中,应控制偏斜率,提高充填层有效厚度.研究结果揭示了西部含水弱胶结岩层钻井井壁在使用阶段的受力机理,为钻井井壁长期受力分析提供了基础.
水环境是影响煤体强度和孔隙发展的重要因素.基于不同pH浸润条件对煤样内部孔隙的影响,分析了不同浸润煤样三维分形与含水率关系,建立了浸润煤样三维分形与强度、弹性模量数学模型,开展了不同pH浸润条件下4组共12个煤样动态浸润试验,研究了不同pH浸润煤样含水率、分形维数、孔洞分数与抗拉强度、峰值应变、弹性模量的关系,探讨了不同pH浸润煤样细观裂隙扩展规律与宏观失稳破裂机制.结果表明:水-煤作用下,煤样孔隙结构增大主要由矿物成分膨胀消蚀和圆润颗粒带走所致,酸性浸润对孔隙影响最大,碱性次之,中性最小;浸润煤样分形维数可通过含水率进行表征,分形维数与煤样抗拉强度、弹性模量呈近似反向线性关系;浸润煤样含水率、分形维数与时间呈幂函数关系,且前期含水率、分形维数增加较快,后期趋势相对稳定,相同浸润时间、3种pH浸润下,煤样分形维数及增幅均为pH=5＞pH=9＞pH=7,浸润12 d煤样分形维数为2.041～2.163;孔洞分数增量与分形维数呈正线性关系,随着分形维数(孔洞分数增量)的增加,不同pH浸润煤样的抗拉强度、峰值应变和弹性模量均呈降低趋势;浸润煤样较未浸润煤样的峰值抗拉强度降低超过28.37％,所对应的峰值应变降低超过16.55％,弹性模量降低超过14.21％;酸性浸润易导致多含量CaMg(CO3)2快速溶蚀搬运,碱性浸润易导致少含量NaAlSi3O8溶蚀搬运,不同pH环境对浸润煤样微裂隙扩展和劣化度表现为pH=5＞pH=9＞pH=7,不同pH浸润煤样破坏形态可分为中轴拉伸破坏(pH=7)、多裂隙拉剪破坏(pH=5)、偏中轴拉伸-拉剪破坏(pH=9);分形维数-抗拉强度、弹性模量关系试验结果与理论曲线较为吻合,相关系数分别为0.950和0.997.
为探究裂隙岩体表观变形场非均匀变形特征并判识其损伤不稳定发展状态,预制含不同角度裂隙的砂岩试件并开展单轴压缩试验,联合AE和DIC方法,获取试件应力-应变曲线和表观变形场演化过程,并训练基于AdaBoost、RF和LightGBM算法的状态判识模型.结果表明:各裂隙砂岩试件应力-应变曲线均经历压密阶段、弹性变形阶段、新生裂纹稳定发展阶段、新生裂纹不稳定发展阶段和峰后破裂阶段,其表观剪应变场γxy呈非均匀演化特征,促使试件表观应变分区异化,表现出数值差异和空间汇聚两个特征;γxy应变场非均匀变形空间指标和程度指标均呈现三阶段演化特征,并在第一次演化阶段转变中蕴含着损伤破裂的开始.四特征参数组合训练的判识模型具有较高的泛化能力和较强的判识能力,其次是双特征参数组合,单一特征参数训练的判识模型效果最差;多特征参数组合下训练的LightGBM模型中各单一特征参数的贡献率更为平均,即LightGBM模型对裂隙砂岩状态的判识能力最强、鲁棒性好.
平顶山矿区是我国典型的深部开采矿区之一,区内多数软岩巷道面临支护结构易失效、持续变形难控制的难题,给矿井安全生产带来严峻挑战.基于平煤一矿戊一采区回风上山的工程地质条件,明确三轴应力下围岩(砂质泥岩)蠕变特征,结合数值模拟,揭示软岩巷道蠕变破坏机制,针对性地提出深部软岩巷道蠕变控制对策并进行工业性试验.研究结果表明,围岩应力水平高、顶板及两底角应变大是巷道蠕变破坏的主要原因,同时围岩软弱破碎、受理化作用强,加剧了围岩破坏程度,致使部分支护结构无法发挥应有作用、巷道产生大变形,这又使锚杆等结构失效,巷道破坏更加剧烈.基于此提出分阶段、分层次深部软岩巷道蠕变控制对策及加固方案并进行工业性试验,围岩控制效果显著.
煤炭地下气化等工程均涉及显著的高温热效应,导致地下煤岩体的强度、变形和断裂特性变得异常复杂.采用预制裂隙圆盘三点弯曲加载方法,对25～800℃高温热处理砂岩试样的Ⅰ-Ⅲ混合断裂特性进行了试验研究,探讨了温度对有效断裂韧度、断裂能以及微观结构的影响.研究结果表明:砂岩的有效断裂韧度随断裂混合系数M13的增大而线性增大,相同条件下Ⅰ型断裂韧度最大,而Ⅲ型断裂韧度最小;随着温度的逐渐升高(25～800 ℃范围内),有效断裂韧度和断裂能均呈现先缓慢增大,400 ℃以后急剧减小的趋势,这主要与石英的相变有关;400 ℃热处理后砂岩微观形态以沿晶裂纹为主,而800 ℃时由于矿物相变和分解,形成了较多的穿晶裂纹;砂岩的Ⅲ型和Ⅰ型断裂韧度总体服从线性规律,即KⅢC=0.65KⅠC,同时,Ⅲ型和Ⅰ型断裂韧度与抗拉强度均呈现较好的正相关性.
