巷道围岩稳定性评价及应用

为预测巷道围岩稳定性,进一步优化5201运输平巷支护方案,通过建立模糊综合评判的数学模型,选择巷道顶板强度,煤层强度,底板强度,岩体完整性指数,巷道埋藏深度,本区段采动影响和相邻区段采动影响7个因素作为围岩分类指标,求解模糊综合判别矩阵,确定围岩指标权重和围岩的隶属程度。结果表明:5201运输平巷对5种类别围岩的隶属程度分别为0.184 6,0.211 7,0.186 6,0.177 6,0.239 4,其中Ⅴ类围岩的隶属程度最大,得出5201运输平巷为Ⅴ类极不稳定围岩;采用优化后的支护方案,经过矿压观测得到两帮最大移近量为220 mm,顶、底板最大移近量203 mm,围岩控制效果显著。     

极近距离煤层下伏回采巷道围岩控制技术研究

针对极近距离煤层下伏巷道支护难度大的问题，采用数值模拟、理论分析、现场实践相结合的研究方法，开展极近距离煤层开采底板下伏巷道围岩稳定性控制技术研究，得出：极近距离煤层开采底板下，将下伏回采巷道相对上覆残留煤柱中线错开12～16 m距离布置，有利于下伏回采巷道支护稳定，并在此基础上提出锚杆+金属网+金属棚架的联合支护方案，应用效果良好，为类似条件下的巷道支护提供了有意义的参考。     

极近距离下部煤层回采巷道支护稳定性研究

针对金达煤矿极近距离下部煤层回采巷道失稳难支护的问题,综合分析上下煤层之间及支护方式参数等因素对巷道的影响,研究了造成巷道破坏的机理。通过分析研究,提出了巷道采用锚网加工字钢棚联合支护的方案。运用FLAC3D数值模拟方法建立相应的计算模型,得到该支护方案下下部煤层回采巷道围岩变形规律。模拟结果显示巷道变形较小。现场应用表明,巷道顶底移近量最大251 mm,巷帮移近量最大83 mm,巷道支护效果较好。     

极近距离煤层下伏回采巷道分区支护技术及应用

针对极近距离煤层下伏回采巷道距上覆采空区间距不等的特点,采用统一性的支护方案易造成支护稀疏或支护过度的问题。基于有效锚固层“叠加梁”理论,根据极近距离煤层层间距变化将实验地段风巷划分为“大于6.0 m、4.0～6.0 m和小于4.0 m”三个区域,针对性提出极近距离煤层回采巷道顶板分区域支护方案,通过数值模拟计算论证了方案的可行性,并在任楼煤矿工作面回采巷道进行工业性试验。结果表明：不同区域采用针对性支护后围岩均较稳定,巷道围岩变形得到了合理的控制,巷道总体变形量较小,分区域式支护技术有效控制下伏巷道围岩变形,保证了矿井安全生产,降低了企业成本。     

极近距离煤层回采巷道合理布置与支护技术

为解决申南凹煤矿极近距离煤层回采巷道布置与支护难题,采用理论分析得出:回采巷道应以内错式的布置方式为主,错距在4.88m以上。通过数值模拟分析围岩应力变化规律,塑性破坏情况以及围岩变形情况,得出回采巷道的错距为7m,并根据模拟结果提出支护设计方案,为煤矿其他类似地质条件工作面巷道布置及支护提供借鉴。     

极近距离下煤层回采巷道支护技术研究

为了解决极近距离下煤层顶板受上煤层开采挤压破坏、回采巷道支护难度大的问题,采用数值模拟的方法,分析了下煤层受上煤层采动影响后围岩应力分布情况,掘进和回采期间回采巷道在采空区、煤柱下方及超前工作面区域的架棚受力情况,合理确定了架棚支护参数及加强支护的具体范围,巷道围岩变形符合设计要求,棚腿未出现弯曲现象。     

极近距离煤层工作面回采巷道布置与支护

为解决申南凹煤矿极近距离煤层回采巷道布置与支护难题,采用理论分析得出:回采巷道应以内错式的布置方式为主,错距在4.88m以上。通过数值模拟分析围岩应力变化规律,塑性破坏情况以及围岩变形情况,得出回采巷道的错距为7 m,并根据模拟结果提出支护设计方案,为煤矿其他类似地质条件工作面巷道布置及支护提供借鉴~([1-3])。     

极近距离下位煤层巷道合理布置与支护设计

依据平煤四矿己组极近距离煤层条件,综合采用数值模拟等方法,对下位煤层巷道合理位置与支护方式进行了系统研究。结果表明,不同层间距条件下巷道围岩变形随内错距离增加而减小,综合考虑回收率等因素确定巷道合理内错距离为30m,同时依据"分区支护,分源控制"和"及时主动支护,支护结构强化"围岩控制对策,提出了以煤层层间距为指标的"锚带网索棚"分区支护方案,并通过工业性试验验证了方案的有效性。     

综放回采巷道支护形式选择的距离判别分析方法及应用

选择支护形式是综放回采巷道支护设计的重要内容。根据综放回采巷道的围岩特征, 以围岩强度、煤层强度、巷道埋深、围岩节理裂隙发育程度、采动影响系数、顶煤厚度、护巷煤柱宽度和断面面积作为支护形式选择的指标, 借鉴距离判别分析理论, 建立了综放回采巷道支护形式选择的距离判别分析模型。应用表明: 距离判别分析模型选择能力强, 识别精度高, 是综放回采巷道支护形式选择的一种有效方法。该方法对综放回采巷道围岩道稳定性分类及支护方案选择等具有重要意义。     

首阳煤业15~#煤井巷锚杆支护技术研究

基于我国《缓倾斜和倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》,根据首阳煤业15~#煤层巷道围岩稳定性分类指标,确定了巷道锚固支护参数并采用数值模拟方法验证了支护效果,得出巷道锚杆支护参数设计应加大两帮锚杆的长度与强度,达到防止两帮围岩向巷道内滑移和减小巷道底鼓量的结论。     

一种基于模拟退火算法岩体可爆性分级的投影寻踪回归方法

在分析影响岩体可爆性因素的基础上,选择岩体坚固性系数、声阻抗、炸药消耗量、平均裂隙距作为岩体可爆性分级评判指标,建立岩体可爆性分级的投影寻踪综合评价模型,利用遗传算法优化其投影方向,根据投影特征指标值对岩体可爆性进行分级评价,并将其应用于某地下岩体可爆性分级。评价结果表明,该评价模型可以避免主观因素对权重确定的影响,评价结果客观准确,为岩体可爆性综合判别提供了一种新的方法。     

基于GSI指标确定节理岩体的峰值和残余强度

岩石的地质强度指标GSI广泛应用于节理岩体的强度参数计算.首先采用定量化的GSI系统确定岩体的峰值强度参数,通过对峰值GSI值进行折减,得到残余地质强度指标GSIr,计算残余强度参数,根据Hoek-Brown强度准则计算节理岩体的抗压及抗拉强度.然后针对四种典型岩体做了峰值和残余强度的计算分析.最后,利用适用于岩石类脆性材料的弹塑性损伤模型,分析模拟残余强度对地下开挖围岩塑性区范围的影响.     

煤巷锚杆支护设计中的围岩地质力学评估方法

在分析原岩应力对巷道围岩的影响基础上,介绍了岩石力学参数的获取方法,在岩体基本质量分级和回采巷道围岩稳定性分类的基础上,提出了一种新的巷道围岩岩体工程质量级别划分方案及参数确定,针对锚杆支护巷道特点,按一定方法将反映岩体整体特性相应的地质力学参数归结为一个统一指标,即“岩体工程质量指标”,并对其进行分级,并与地应力一起作为数值模拟分析的基本地质力学指标,为进行数值模拟分析提供了比较科学的地质力学参数。     

玲珑金矿深部开采岩爆分析

在金属矿山的深部开采过程中,岩爆的问题时有发生,现阶段对于岩爆问题的致灾原因分析主要集中在高地应力的领域,具有一定的局限性。通过引入能量指标以及冲击危险性应力指标,将岩石自身性质以及岩体所处应力状态等指标引入,丰富了岩爆研究的参数。借助FLAC3D数值分析手段,对玲珑金矿未来深部开采过程中可能面临的岩爆问题进行模拟研究,,初步确定了玲珑金矿岩爆的危险性指数以及岩爆释放能量的大小,明确了岩爆的发生范围,并与现场的实地情况进行对比,较好地吻合了现场的实际情况,这也为玲珑金矿的安全生产、下一步的回采工作及岩爆的安全控制提供了依据。     

基于熵权-云模型的岩体质量分级研究

为对岩体质量进行评价,提出了采用熵权-云模型建立岩体质量评价体系。综合选择岩石单轴抗压强度、岩石质量指标、节理间距、节理条件、地下水条件和地应力等6个影响因子作为岩体质量评价的指标,建立了相应的评价指标体系;通过对各评价指标分级,确定云数字特征,在此基础上生成单指标评价云图,并计算指标确定度;采用信息熵理论确定各指标权重,通过计算综合确定度确定评价等级。将建立的熵权-云评价模型应用到某金矿矿区岩体质量分级工作中,并将分析结果与RMR法进行对比,结果显示两类方法的评价结果相符,说明熵权-云模型在岩体质量分级评价中具有一定的可靠性,为岩体质量分级评价提供了一条新思路。     

露天矿节理岩质边坡稳定性分析

针对弓长岭露天铁矿东帮节理岩体边坡的结构特征,使用3GSM三维岩体不接触测量系统,进行了结构面调查及统计分析,获取了结构面倾向、结构面倾角以及节理迹长、节理间距的详细统计数据。基于Monte-Carlo随机模拟方法,使用结构面网络模拟的软件Frac Sim3D,得到节理岩体的三维网络模型。在建立的三维网络模型基础上,采用钻孔取样方法获取节理岩体的岩体质量指标RQD,结合现场点荷载强度试验,进而获取RMR指标,基于Hoek-Brown经验方法得到节理岩体的抗剪强度参数。通过FISH语言编程实现了对复杂节理岩体的精细建模,采用离散元软件UDEC对边坡进行稳定性分析。结果表明:边坡整体处于稳定状态,局部发生岩体变形,受顺倾结构面控制,边坡顶部岩体沿结构面产生楔体破坏,局部散体区域出现掉块现象。     

三轴压缩岩石应变软化及渗透率演化的试验和数值模拟

三轴压缩下岩石峰后应变软化行为及渗透率演化规律是岩石工程稳定性分析的基础。取新疆巴里坤砂岩样在室内开展了三轴压缩试验和三轴渗流试验,获得了不同围压下巴里坤砂岩的全程应力应变曲线、体积应变与渗透率关系曲线。试验结果表明：随着围压增加,岩石峰后残余强度增加,体积扩容和脆性减弱;随着轴向应变增加,岩石先发生弹性压缩,空隙空间减小,渗透率降低;当应力达到屈服强度,岩石内裂隙开始扩展,渗透率降低速率趋缓;在峰值应力后,岩样破坏,裂隙扩展加速,并伴有新裂隙的萌生,岩样渗透率开始快速增长,岩样的渗透率呈“V”型变化。提出了描述围压对岩石峰后脆性影响的新参数,即脆性模量系数,围压与脆性模量系数之间服从负指数关系。基于脆性模量系数、强度退化指数和扩容指数,建立了考虑围压影响的岩石应变软化模型。在分析体积应变与岩石渗透率之间关系基础上,建立了基于体积应变增透率的岩石渗透率演化模型。在FLAC下模拟了巴里坤砂岩不同围压下的应变软化行为和渗透率演化过程,结果表明：岩石应变软化模型能很好地模拟围压对岩石残余强度、体积扩容和峰后脆性的影响;所示模型能较好地模拟围压和剪胀对岩石渗透率的影响;岩样峰后内部出现了明显的剪切破坏带,剪切破坏带与大主应力的夹角随着围压的增加而增大。在剪切破坏带内单元的渗透率显著增长,最后形成了一个流动通道。     

岩体可爆性分级的PSM-CM方法

针对岩体可爆性分级中尚未解决的模糊性与随机性问题, 结合乘积标度法(PSM)和云模型(CM)理论, 提出了一种岩体可爆性分级的PSM-CM方法。选用岩石容重、抗拉强度、冲击动载强度和完整性系数作为分级指标, 依据分级标准, 计算各指标隶属于不同等级的云模型参数, 通过正向高斯云发生器, 求得实测样本指标值各等级确定度, 再结合基于乘积标度法得到的各指标权重, 计算样本综合确定度, 根据最大综合确定度隶属等级确定岩体可爆性级别。该方法能解决可爆性分级中诸多因素的不确定性问题, 还可对同一等级的岩体可爆性大小进行排序。将该方法应用于贵州某磷矿山岩体可爆性分级中, 结果表明, 该方法具有较高的准确性和可靠性, 可在工程实际中推广应用。     

基于多源信息融合的矿岩可爆性评价及应用

在数据挖掘的基础上, 采用粗糙集对矿岩可爆性数据进行了数据级融合, 除去冗余属性, 然后采用BP神经网络进行特征级融合, 从而建立基于多源信息融合的矿岩可爆性评价模型。对原始数据进行了离散归一化处理, 应用粗糙集对决定矿岩可爆性指数的6个因素进行了属性约简, 剔除了平均合格率, 而保留了漏斗体积、大块率、小块率、岩体声波速度和波阻抗等5个因素, 并对约简的准确性进行了验证。分别建立了矿岩可爆性评价的BP神经网络模型和粗糙集-BP神经网络模型, 前者对矿岩可爆性指数的预测值与实际值的平均偏差为8.33%, 而后者为6.75%。利用建立的粗糙集-BP神经网络模型预测某矿山井下采场的矿岩可爆性指数为78.43, 计算出采场的炸药单耗为0.65 kg/m³, 而现场试验值为0.67 kg/m³, 进一步验证了该模型的正确性。     

基于岩体破裂规律的下沉系数变化

采动岩体是一个运动变化的过程,根据其结构演化特征,建立了岩体运动破坏模型。而后根据采动岩体的运动破断规律,研究了岩体下沉系数衰减指数与单位长度断裂块数间的相互关系,并进一步根据现场矿压观测资料,回归出了不同岩性岩体垮落步距与采深之间的函数关系,进而通过推导得出了下沉系数与采深和岩性影响系数间的关系式。计算结果表明：下沉系数随着采深的增大而减小,近似呈负对数关系;不同岩性条件下沉系数也不相同,岩性越硬,下沉系数越小,岩性越软,下沉系数越大。