锚注支护机理及参数优化研究

对锚注支护机理进行了分析，得出巷道锚注支护可改善锚杆，裂隙面及围岩的力学性能，减小围岩塑性区及巷道位移，提高围岩的稳定性，并运用正交设计方法对锚注支护参数进行优化，确定了主要影响因素，提出了可供参考的支护方案。     

基于分形维数的巷道围岩裂隙演化规律研究

为探究泥质巷道受水平应力及动力扰动影响下的围岩裂隙演化规律,以盘州市山脚树矿226轨道石门为工程背景,综合运用现场调研、数值模拟、分形理论分析等研究方法,对动力扰动下泥质巷道的变形破坏特征、围岩裂隙演化规律、围岩裂隙分形演化特征等问题展开研究。结果表明:动力扰动前,巷道裂隙区和塑性区扩展范围随侧压系数的增加而逐步增大,巷道发生较大变形;受扰动后,随侧压系数的增加,围岩裂隙密度逐步增大,浅部裂隙扩展贯通并逐步延展至深部,巷道裂隙区和塑性区呈现全面不规则扩展。在扰动影响下,巷道围岩裂隙的分形维数较扰动前表现出明显的升维现象,随着侧压系数的增加,裂隙网络更为复杂,浅部裂隙进一步向深部蔓延,使岩体破裂程度更大,导致巷道发生严重变形破坏。      

深部高应力巷道变形特性与支护时机

岩石的赋存环境及结构特征决定了岩石的强度准则,从而影响围岩的力学特征与变形特性。依托云南某矿山深部接替工程,以岩石强度准则为基础,分析围岩力学及变形特性,对巷道合理二次支护时机进行研究,以降低深部巷道高地应力环境下围岩呈现出的明显流变性能对巷道支护效果的影响。结果表明:以偏差绝对值之和为目标得出广义H-B准则平均拟合偏差mf最小;对摆佐组围岩进行力学及变形特性分析,最大塑性区半径及范围、最大巷道周边位移随围岩应力的增加近似呈线性增加,且随支护阻力增大逐渐减小;原岩应力大于36 MPa时,围岩流变现象显著,围岩应力增至51 MPa时,随支护阻力增加,巷道周边位移降低明显,但收敛变缓;引入蠕变损伤变量,以稳定蠕变速率为判据,得出当前巷道围岩应力41.5 MPa下巷道合理二次支护时机为开挖后133 h。      

基于统一强度理论的扰损围岩巷道脆塑性解答

钻爆法施工常造成岩质巷道扰损区围岩性能劣化。针对扰损围岩、扰损外围岩的弹塑性状态下不同的扰损围岩巷道力学模型,采用统一强度理论、弹-脆-塑性模型和非关联流动法则,建立扰损围岩巷道有关应力、位移和塑性区半径的脆塑性解答,探讨巷道力学模型的转换路径及判定方法,并将结果进行对比、验证,获得各因素的影响规律。研究表明：提出的巷道脆塑性解答合理反映了中间主应力、围岩扰损范围和峰后强度、剪胀特性的综合影响,通过参数组合变换可退化为多种解答并得到正确性验证,具有重要的理论意义和应用前景;巷道力学模型判定与中间主应力、围岩扰损范围密切相关,显著影响巷道应力-位移分布和围岩特征曲线;支护压力和巷道稳定变形随着围岩峰后强度下降、剪胀特性参数增加而明显增大。     

大断面厚顶煤巷道顶板冒落破坏的上限分析

根据大断面厚顶煤巷道顶板的破坏特性,考虑了顶板围岩应力水平与支护荷载的影响,利用Hoek-Brown强度准则及其相关联的流动法则,构造出厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机构。基于塑性力学中的上限分析方法,结合变分原理,推导得到了大跨度厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机制,并以赵楼煤矿某巷道现场实践为例,分析了不同计算参数对顶板冒落破坏机制的影响。计算研究表明：随着岩体经验参数A、抗拉强度、抗压强度及支护荷载的增加,冒落体尺寸随之增大,而当岩体经验参数B、围岩应力及岩体重度增加时,冒落体尺寸则随之减小;冒落体尺寸代表了巷道顶板安全性能的大小,其尺寸越大,表明使巷道顶板发生冒落破坏所需外力功越多,顶板安全性能也越高;岩体经验参数B、围岩应力水平与支护荷载对顶板围岩破裂机制影响较为显著,参数B决定了冒落体的破裂形状,随着参数B的增加,冒落破裂迹线的曲率不断减小;增大支护阻力是提高顶板稳定性的有效途径,其研究结果可为大断面厚顶煤巷道支护设计提供一定的理论依据。     

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。     

重复采动巷道塑性区调控原理与稳定控制

为研究双巷布置工作面留巷受重复采动影响围岩的变形破坏规律及稳定控制问题,综合运用数值模拟、理论分析和现场观测等方法,研究双巷间距对重复采动下留巷围岩塑性区空间分布特征及偏应力的影响规律,揭示二次采动对留巷塑性区的诱导扩展机制,提出围岩塑性区二次扩展抑制方法。结果表明：重复采动巷道围岩塑性区在巷道轴向上均可划分为6个区域,整体表现为双巷间距越大,则塑性区破坏深度越小的特征,且其形态由非对称分布向对称分布状态转化,双巷距离增加造成的应力旋转程度和偏应力峰值低是主要原因。一次采动滞后影响稳定区维护距离及周期最长,且为二次采动塑性区叠加扩展的基础,是重复采动巷道围岩稳定的关键控制区域。据此提出通过调整巷道空间位置,达到改善应力环境、调整巷道围岩破坏状态的目的,并建立了分区补强支护相结合的调控方法和控制技术体系。现场实测结果表明,该技术体系能够达到巷道安全稳定目的,效果良好。     

巷道蝶形破坏强度准则低敏感性研究及工程应用

巷道围岩的塑性区形态对巷道的破坏形式及破坏程度有重要影响。为探究三向应力场下塑性区形态演化过程,基于弹性力学推导了轴向应力表达式,并依据蝶形塑性区边界方程求解思路,确定了三维强度准则下三向塑性区近似解的求解方法。通过等球应力p、等偏应力q以及不同Lode角θ_σ来确定围岩应力加载方案,对不同三维强度准则下的围岩塑性区形态演化规律进行深入研究,论证了蝶形破坏的准则低敏感性。基于蝶形破坏理论对羊场湾160206回风巷道的非对称变形破坏机制及控制技术进行深入分析。研究结果表明：(1)在相同p、q及不同θ_σ的应力加载条件下,5种强度准则下的塑性区形态均呈现圆形、类椭圆及蝶形的演化规律,且每种强度准则在相同θ_σ的情况下围岩的塑性区形态基本一致。(2)相同应力大小、不同应力方向的加载方案下,围岩的塑性区形态大不相同。圆巷围岩的塑性区形态很大程度上由水平侧压比决定,轴向侧压对围岩的塑性区尺寸影响较大,对塑性区形态影响较小。(3)羊场湾160206回风巷道在叠加采动影响下顶板呈现非对称大变形破坏,基于蝶形塑性区支护思路,应用非对称锚杆索+...     

铁矿深埋巷道围岩变形与地应力关系研究

随着大量深埋地下工程的建设,尤其是大型矿山,与巷道围岩稳定有关的各种地质灾害问题突出,因此其一直备受关注。某铁矿巷道埋深450～800m,变形剧烈,局部持续大变形,呈条带状臌出。地应力实测结果表明,矿区地应力总体特征为σv≥σH〉σh,现今水平构造作用明显,最大水平主应力为13-21MPa,接近岩体自重。大变形洞段围岩为裂隙化岩体,强度低,蠕变性明显。有限元分析表明,巷道开挖后在边墙与顶拱和底板交界处产生约40MPa的高应力,造成了围岩变形破坏。后期围岩在高应力作用下产生大变形,其宏观变形破坏特征与软岩相似。另围岩加固与支护发现,普通的挂网喷锚支护已很难适应高应力条件下的岩体大变形。论文基于地应力实测结果,通过对巷道围岩大变形成因机制的探讨以及原加固支护效果的总结,为后期巷道围岩变形破坏的防治提供了参考。     

软岩巷道顶、帮、底全支全让O型控制力学模型及工程实践

软弱岩体的阶段性、持续性流变,导致软岩巷道围岩深度破坏和支护失效。软岩巷道顶、帮、底三者在围岩系统稳定过程中所起的作用不同,软岩巷道围岩稳定性控制应做到整体性和协调性支护。在分析巷道顶、帮、底相互作用效应基础上,针对软岩巷道强流变四周均表现出大变形的破坏特征,提出了全断面、全支全让O型封闭控制的支护原理。该原理强调,开挖初期就应对软岩巷道顶、帮、底全断面进行强力支护,同时全断面又适时让压,在高阻支护力作用下又能适当释放围岩应力,达到对软岩巷道的整体性和协调性控制。通过力学模型对软岩巷道围岩塑性区范围和表面位移与支护力的作用关系进行了分析计算,得出巷道围岩变形破坏与支护力呈负相关关系。工程实践表明,采用该支护原理有效控制了深部软岩巷道的大变形。研究成果对类似工程实践具有一定的参考借鉴价值。     

基于量化GSI系统的破碎岩体应变软化行为研究

松软破碎岩体的复杂力学特性给深部开采工程带来一系列棘手的问题,深入研究破碎岩体峰后力学行为,对于深部巷道围岩稳定性分析及支护结构设计具有重要意义。基于量化GSI围岩评级系统及连续介质理论,建立了考虑围压影响的破碎岩体峰后应变软化力学模型。通过工程应用实例验证了数值模型的可靠性。研究结果表明：通过计算围岩与支护结构相互作用关系可知,理想弹塑性模型和应变软化模型所得计算结果差异较大,采用理想弹塑性模型进行支护设计,可能导致支护结构的安全性偏低,甚至失稳。现场应用结果表明：数值计算结果与现场实际情况吻合;提出的深部破碎岩体应变软化模型能够较为真实地反映破碎岩体的非线性破坏行为,可为硐室围岩稳定性分析及支护结构设计等提供新的思路。     

古汉山矿软岩巷道地质因素分析

针对古汉山矿软岩巷道围岩变形破坏和严重底膨问题, 通过对巷道围岩进行地应力测量、物理力学性质分析测试、矿物成份分析和节理裂隙调查, 确定了底膨巷道的软岩类型, 这为解决软岩巷道的支护问题提供了基础。      

深井孤岛工作面巷道围岩采动应力分区演化特征

针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题,采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明：深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征,工作面前方大于250 m范围,巷道围岩未受采动影响,围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝;工作面前方100～250 m支护结构受力增大,巷道浅部围岩破碎,顶底板移近及煤柱内挤变形突出,巷道出现明显的非对称变形破坏;工作面前方100 m为强烈采动影响阶段,尤其是在工作面前方20～22 m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈,顶底板移近与两帮内挤变形更加突出,巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征,提出了巷道支护对策,以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。     

采动影响下软岩巷道破坏机理及控制

以淮北某煤矿109轨道大巷为研究对象,构建采动影响下大巷破坏的弹塑性力学模型,从而得出巷道围岩内表面的位移解。对轨道大巷进行“锚杆注浆”,通过现场实测,得出“锚杆注浆”能提高破碎围岩的强度,改善岩体的性质,有效控制围岩的变形。对采动影响下巷道围岩变化机理以及巷道围岩应力变化进行系统分析,为该矿后续巷道支护以及相近条件下巷道的治理提供了借鉴。      

管索组合结构及其力学性能研究

为防止在巷道围岩中锚索发生剪切破断,进一步提高锚索的抗剪强度,自主研发的管索组合结构能更好地提高围岩的抗剪强度及稳定性,该结构主要由C型钢管和锚索组成。在详细介绍了管索组合结构支护结构的基础上,为了更好地研究管索组合结构的力学性能,利用自主研发的新型管索拉剪试验系统分别对不同类型、不同预应力、不同索径的管索组合结构及纯锚索进行了室内力学特性试验,分别从受力?剪切位移曲线特征、支护构件类型影响和支护结构破断模式等方面对比分析了试验结果。结果表明,管索组合结构在剪切过程中经历孔壁岩石自由变形、孔壁岩石压缩C型管、C型管握裹锚索共同变形3个阶段;管索组合结构的剪切破断形式表现为拉伸破断和拉剪复合破断,其峰值剪力与预紧力呈负相关,且与纯锚索相比,管索组合结构的剪切塑性铰的轴向距离较大,管索组合结构的最大剪力、最大轴力以及整体结构变形能力均得到提高,提升率分别达到26.8%、3.5%和7.0%以上。试验结果表明,采用管索组合结构可以有效提高结构面的整体抗剪能力。当围岩发生变形破坏时,锚索与C型钢管的组合结构不仅可以增加整个支护系统的抗剪强度,而且可以同时提高锚索的抗拔能力,从而实现锚索+C型钢管1+1＞2的支护效果,在巷道周围组成有效的围岩承载圈,实现巷道围岩的稳定。     

深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究

为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明：巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征：顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制：顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。     

工程因素对围岩稳定性影响三维数值模拟分析

结合某地下工程实际,运用FLAC3D模拟了巷道断面形状、开挖面距离以及开挖顺序对巷道围岩稳定性的影响,并模拟了围岩深部多点位移规律。结果表明,相同围岩条件下,不同断面形状其力学效应不同,同一断面在不同围岩条件下变形不一样;围岩水平位移曲线随开挖面的距离呈S形,围岩水平最大位移主要发生在距开挖面后方 2倍巷道长径的范围内;Ⅲ级围岩深部位移影响范围约 2 .8～ 4 .3m,Ⅳ级围岩影响范围 6 .9～ 7.8m;对较大断面,分步开挖有利于围岩控制。     

Coal Mine Roadway Stability in Soft Rock: A Case Study

Roadway instability has always been a major concern in deep underground coal mines where the surrounding rock strata and coal seams are weak and the in situ stresses are high. Under the high overburden and tectonic stresses, roadways could collapse or experience excessive deformation, which not only endangers mining personnel but could also reduce the functionality of the roadway and halt production. This paper describes a case study on the stability of roadways in an underground coal mine in Shanxi Province, China. The mine was using a longwall method to extract coal at a depth of approximately 350 m. Both the coal seam and surrounding rock strata were extremely weak and vulnerable to weathering. Large roadway deformation and severe roadway instabilities had been experienced in the past, hence, an investigation of the roadway failure mechanism and new support designs were needed. This study started with an in situ stress measurement programme to determine the stress orientation and magnitude in the mine. It was found that the major horizontal stress was more than twice the vertical stress in the East–West direction, perpendicular to the gateroads of the longwall panel. The high horizontal stresses and low strength of coal and surrounding rock strata were the main causes of roadway instabilities. Detailed numerical modeling was conducted to evaluate the roadway stability and deformation under different roof support scenarios. Based on the modeling results, a new roadway support design was proposed, which included an optimal cable/bolt arrangement, full length grouting, and high pre-tensioning of bolts and cables. It was expected the new design could reduce the roadway deformation by 50 %. A field experiment using the new support design was carried out by the mine in a 100 m long roadway section. Detailed extensometry and stress monitorings were conducted in the experimental roadway section as well as sections using the old support design. The experimental section produced a much better roadway profile than the previous roadway sections. The monitoring data indicated that the roadway deformation in the experimental section was at least 40–50 % less than the previous sections. This case study demonstrated that through careful investigation and optimal support design, roadway stability in soft rock conditions can be significantly improved.