软弱厚煤层沿空留巷变形破坏特征及控制研究

针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显,顶板易出现不均匀切顶下沉等问题。通过现场调研、理论分析和数值模拟,阐明了软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现特征和变形机制,提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置沿空留巷变形协同支护体系。研究结果表明：综放开采采出厚度大,沿煤层底板留巷时沿空留巷煤层顶板承载能力差,“底板−巷旁支护体−顶板”支护体系载能力不协调,是造成软弱厚煤层沿空留巷产生大变形的主要原因;沿煤层顶板留巷变形协同支护体系的提出提高了沿空留巷帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力,可有效地保证软弱厚煤层沿空留巷的围岩稳定。研究成果在古城煤矿的成功应用,证明了该支护体系在软弱厚煤层综放沿空留巷中的可行性。     

深井综放沿空掘巷实体煤帮变形破坏机制及控制技术

东滩煤矿1306轨道顺槽掘进期间,实体煤帮出现大变形破坏,挤压鼓出严重。采用离散元数值模拟分析了深井综放沿空掘巷掘进期间基本顶断裂位置的变化及围岩应力、位移的演化规律。揭示了实体煤帮大变形破坏机制:沿空掘巷诱发围岩大结构中关键块体的回转沉降,导致基本顶断裂线向实体煤侧转移。顶板结构的变化引起实体煤侧支承压力的显著升高并产生大范围的高应力挤压区,使实体煤侧表现出大变形与强流变的破坏特征。基于对实体煤帮变形破坏机制的分析,提出高强让压长锚索联合锚网的实体煤帮控制技术。数值模拟与现场试验表明,实体煤帮采用破断力为600 kN,让压点为260~300 kN的φ22 mm×6800 mm长锚索加强支护后,水平大变形得到有效控制,实体煤帮变形量控制在300 mm内,保证了巷道在掘进期间的稳定性。     

深井高应力软岩沿空留巷围岩破坏机制及控制

针对深井高应力软岩沿空留巷围岩大变形难题,通过现场调研、理论分析和相似模拟试验,分析了围岩特性、支护结构破坏形式及其破坏演化过程,并对围岩破坏机制和围岩控制技术进行了深入系统研究。结果表明:厚层泥岩低强度、软化吸水膨胀及其在强采动高应力状态下碎裂扩容、长期蠕变是围岩大变形的诱因;围岩变形破坏相对于巷道横截面铅垂和水平方向呈明显不对称状态;原有围岩支护系统没有形成一个完整承载结构,使支护体被各个击破,围岩破坏顺序:充填区域顶板破碎→充填体偏心受载压裂片落→巷内顶板急剧倾斜下沉→实体煤帮外鼓片帮,最终导致围岩失稳;提出顶板分区耦合支护和以充填区域顶板为关键纽带的"四位一体"围岩控制技术,该技术能够提高巷道整体稳定性,避免围岩局部破坏造成的支护结构失稳,保障巷道安全畅通。     

基于连续-非连续分析理论的隧道围岩破坏区判识方法研究

准确分析隧道挖破坏区的范围对合理确定支护参数有着重要的指导作用和工程意义,主要围绕连续介质分析方法和以有限元-离散元耦合方法（finite element-discrete element coupling method,简称FDEM）为代表的连续-非连续方法开展了隧道围岩破坏区判识方法研究。研究了连续介质分析方法与FDEM识别围岩破坏的判别标准;将岩体划分为弹性的岩石单元和弹塑性的界面单元,基于等效连续模型的思想,推导了界面单元力学参数与岩石单元及岩体单元力学参数的关系表达式,首次建立这两种方法参数取值的联系,解决了连续-非连续方法取值难的问题;对比了两种方法模拟不同岩性、断面铁路隧道开挖过程中围岩破坏区范围。基于规范中各级围岩的力学参数取值范围,给出了各级围岩下以FDEM中罚参数和断裂能等围岩主要破坏参数的取值范围;FLAC3D为代表的连续介质方法和FDEM两种方法对不同岩性、断面铁路隧道开挖过程模拟结果表明,连续介质方法得出的塑性区和以塑性极限应变得出的破坏区域和连续-非连续方法得出的裂纹扩展区和破坏区在分布范围、形态及破坏形式上基本一致,验证了提出的FDEM围岩破坏参数取值方法...     

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。     

非连续变形分析方法中人为参数的影响

非连续变形分析方法(DDA) 自创立以来,已在分析不连续体的大变形、大位移的问题中显示了其优越性。但DDA方法需要人为设置一些控制参数,通过一个简单的滑块模型,分别采用不同的时步大小、不同的接触弹簧刚度、并比较相对误差,分析了人为设定的参数对DDA计算结果的影响,指出仅在合理的取值范围内,大时步和大的接触弹簧刚度才能产生较好的计算结果;同时对造成这种影响的原因做了一定的探讨,并建议了参数取值的上下限原则。     

深部大变形回采巷道围岩拉压分区变形破坏的模拟研究

为研究深部回采巷道围岩大变形破坏规律,在地质力学评估及矿压显现特征实测的基础上,采用真三轴相似模拟方法,模拟了不同加载梯度下巷道围岩应变特征。结果显示,在浅埋静水压力条件下,巷道围岩呈现“浅部拉应变、深部零应变”的特征;深埋静水压力及初掘采动应力下巷道围岩出现“径向应变拉压交替分布”现象;当采动应力集中系数大于2时,深埋巷道围岩应变进入非线性大应变状态。采用FLAC3D的应变软化模型与摩尔-库仑模型,对比研究了深部回采巷道围岩位移、塑性区分布规律。结果表明,应变软化条件下,巷道围岩产生拉、压分区破坏且软化后的围岩位移与实测结果更吻合。综合研究结果,揭示了深部回采巷道围岩拉、压分区的产生机制,初步提出了注浆、喷层等措施,防止过度应变软化引起深部回采巷道围岩大变形,为类似巷道稳定性控制提供了一定的参考。     

基于连续-非连续方法的裂隙破坏与相互作用研究

岩体内裂隙等非连续结构面对岩体的强度及变形等力学特性有着显著的影响,研究岩体裂隙起裂、扩展、相互作用和贯通机制,对工程岩体力学行为的表征和工程性能的评价十分重要。本文基于连续介质力学模型的离散元方法,通过考虑裂隙分布、模型加载条件及其与裂隙产状的关系,建立了一系列裂隙力学计算模型,研究了不同模型裂隙扩展演化特征和岩体破裂机制,分析了岩体裂隙扩展规律及其对岩体破坏路径和强度的影响,研究结果表明:（1）裂隙岩体模型加载条件下的破坏起裂点、最终贯通破坏特征及损伤分布受控于裂隙的产状及其与最大主压应力取向角度大小及围压大小。（2）裂隙弱面走向与最大主压应力取向斜交时,裂隙弱面在加载条件下其端部裂隙扩展、贯通破坏表现比较明显,反之,当裂隙弱面走向与最大主压应力取向一致时,裂隙弱面被动影响裂隙模型内新生裂隙的萌生、扩展和贯通模式,自身未出现新的扩展破坏。（3）裂隙数目的增多和围压的增大会显著增加模型内部剪切裂缝的数量和模型破坏后的破碎程度,模型内部的损伤区域主要围绕破裂面呈滑移线型交叉分布,非破裂面区域损伤呈条带状X型分布。（4）裂隙弱面走向与最大主压应力取向斜交时,裂隙对岩体模型强度的弱化程度高于裂隙弱面走向与最大主压应力取向一致的情况,而裂隙模型破坏后的残余强度则正好相反。     

软岩巷道变形破坏的非均一性及其控制对策

归纳了煤矿软岩巷道变形破坏的非均一性的表现形式，从地质工程角度分析探讨其产生的原因。认为软岩巷道变形破坏的非均一性与软岩及其环境的非均一性和工程因素有关，是这些因素导致巷道软岩力学行为过程与支护结构体系力学行为过程不相适应、非耦合之故。文中总结了相应的控制对策，指出多种对策的有机结合的必要性,强调要正确使用这些技术对策，必须首先对巷道工程地质进行细致研究，要全面掌握巷道工程地质条件，掌握软岩的力学行为特征。强调支护设计要遵循大变形岩土工程设计的思想与原则。     

基于透明相似模型试验的主控裂隙边坡变形破坏演化机制研究

岩质边坡灾害孕育期的变形破坏发展过程通常受其内部长大裂隙（主控裂隙）控制,揭示主控裂隙边坡变形破坏演化机制对滑坡灾害防治具有重要意义。基于透明相似模型试验技术,选取2种典型主控裂隙（后缘陡倾角裂隙和前缘缓倾角裂隙）边坡为研究对象,在自研设备上开展了主控裂隙边坡内部变形破坏演化过程的模型试验研究;分别以位移速率和应变速率作为边坡变形和裂隙扩展的表征量,以无裂隙边坡变形破坏演化规律为参照,对比分析了后缘和前缘主控裂隙影响下边坡内部变形破坏的时空演化机制。结果表明：（1）通过模拟无裂隙边坡内部变形累积以及破裂萌生、扩展与贯通的渐进过程,验证了所采用的试验方法在研究边坡内部变形破坏演化过程方面的可靠性;（2）主控裂隙边坡内部变形破坏过程与无裂隙边坡相似,可分为变形累积、破裂带萌生/初始裂隙起裂、破裂带/裂隙扩展调整、破裂带/裂隙快速扩展贯通等4个阶段;（3）在初始主控裂隙滑移变形的作用下,后缘陡倾角裂隙尖端因受推移作用而发生拉张-剪切混合型起裂并向下扩展,前缘缓倾角裂隙尖端因受牵引作用而发生拉张型起裂并向上扩展,裂隙扩展速率随扩展长度的增加而呈指数型增长;（4）裂隙扩展类型随边坡变形与裂隙扩展...     

深部大断面厚顶煤巷道围岩稳定原理及控制

针对深部高地应力、大断面、厚顶煤巷道围岩控制难题,采用理论分析、数值计算等方法研究了其变形破坏机制及其控制技术。研究结果表明,深部大断面厚顶煤巷道顶煤塑性区呈“拱形”或上宽下窄的“倒梯形”形态,直接顶塑性区则呈“矩形”形态,且存在肩角稳定区域。提出了“倒梯形”塑性区形成的层理面剪切破坏作用机制：在深部高应力（尤其是高水平应力）以及顶煤较大下沉产生的附加水平应力作用下,顶煤和直接顶之间的层理面发生剪切破坏,并引起其附近煤体破坏,促进了顶煤“倒梯形”塑性区的形成。基于此,提出了高强高预紧力锚杆和斜拉锚索梁联合支护围岩控制技术,认为斜拉锚索可锚固在肩角稳定区域,并起到限制顶煤与直接顶岩层之间层理面的剪切变形、阻止顶煤塑性区由“拱形”向“倒梯形”发展的作用。研究成果成功应用于工程实践     

深部巷道围岩变形破坏机制分析

采用弹脆性本构模型以及滑移破坏理论,对深部围岩应力分布以及变形破坏机制进行分析。计算结果表明,开挖卸荷将引起剪应力的增长,滑移剪切变形的发展将围岩划分成具有一定尺度的块体（或条带）,它们之间的相互摩擦决定着残余强度的大小;在各向不均匀压缩的作用下,深部围岩能够产生区域拉伸破碎,使围岩开挖断面监测到的位移大大超出按连续介质理论计算得到的数值。采用考虑扩容的计算模型可以得到围岩产生区域拉伸破碎的条件,计算得到的该条件与岩体力学性质以及破碎尺度密切相关。     

煤矿深井巷道掘进全过程围岩变形破坏原位测试

传统研究对于煤系地层巷道围岩的变形破坏监测均在掘进面后方进行,无法获得巷道掘进全过程的围岩变形,更缺乏对煤矿深井巷道掘进全过程中围岩变形破坏规律的认识。为此,针对济宁三号煤矿深井巷道,通过超前布置监测断面,首次获得了煤矿深井巷道掘进全过程的围岩变形破坏规律;利用考虑体积应力的改进横观各向同性应变软化模型对巷道开挖全过程的围岩变形破坏特征进行分析。研究结果表明：在济宁三号煤矿七采区巷道地质条件下,浅部围岩的累计变形量和变形速率均大于深部围岩;巷道掘进全过程中,围岩变形随掘进面的推进经历了缓慢增长、迅速增长和变形稳定3个阶段;变形稳定后围岩松动圈深度约为1.0 m;巷道两帮围岩位移与破坏深度均在控制范围内,顶底板围岩破坏相对严重,并给出了相应解决方案。研究成果可为揭示煤矿深井巷道掘进围岩的变形破坏规律以及合理确定支护方案和参数提供重要的科学依据。     

朱集矿深井软岩巷道大变形机制及其控制研究

为了研究深井软岩巷道大变形机制及其控制对策,以淮南矿业集团朱集矿 885 m东翼轨道大巷为支护工程实践。该巷道为典型的深井高地应力软岩巷道,开挖后围岩表现出强烈非线性大变形特点,变形速率大。首先进行了围岩大变形等级识别,并基于Hoek-Brown弹塑性模型分析了巷道围岩的应力场、位移场,考虑巷道断面形状、围岩强度特征、巷道群扰动等影响,揭示了该巷道的大变形机制。针对 885 m轨道大巷提出了新支护方案,该方案尤其注重底板支护和底角抗剪支护。数值模拟和现场监测表明,该支护方案取得了良好效果,是一种有效控制深井软岩巷道大变形的支护方法。     

深部洞室开挖卸荷分区破裂机制的动力分析

随着地下工程开挖深度的增加,深部岩体将处于高应力和复杂的地质环境中,产生与浅埋洞室破坏模式迥异的分区破裂现象。深部洞室在动力卸荷作用下,基于应变梯度理论和损伤软化模型,建立了弹塑性损伤软化动力模型,推导了含有应变梯度项的运动方程、平衡方程和边界条件,提出相应的破坏判据,采用Runge-Kutta方法和Matlab数值软件求得不同卸载时刻围岩附加位移场、应力场和开挖后围岩总位移场、应力场,得到深部洞室围岩分区破裂的动态形成过程和发展规律。由理论计算值与地质力学模型试验实测值对比分析得知,围岩的径向位移、径向应力和切向应力出现波峰和波谷交替振荡的变化规律,理论计算得到的破裂区和非破裂区的宽度和数量与试验实测值有很好的一致性,证实了该模型分析分区破裂现象的适用性,对以后深部地下工程围岩变形破坏和支护设计提供理论支持。     

含水砂层隧道围岩失稳破坏机制及控制研究现状综述

饱和动态含水砂层的工程力学特性及隧道围岩的失稳破坏机制及稳定性控制是含水砂层隧道设计与施工中的重要课题。在回顾砂土应变局部化问题研究现状基础上,重点介绍了含水砂层隧道工程中隧道围岩稳定性问题的研究现状及存在的问题。提出了含水砂层隧道围岩渐进性失稳破坏过程中有待研究的问题,这将有助于含水砂层隧道设计与施工水平的提高。