基于收敛-约束法的隧洞纵向变形演化规律研究与支护时机估算

依托某供水工程输水隧洞建立三维数值模型,采用有限差分法和Mohr-Coulomb屈服准则进行施工开挖过程的数值模拟,研究不同围岩条件下隧洞支护时机的估算。首先,基于收敛-约束法进行隧洞开挖推进过程中的变形规律研究,分析监测断面的围岩变形特征,研究发现围岩位移的收敛规律与围岩质量相关,提出隧洞纵向变形曲线的修正公式。然后,采用一步挖穿分期释放的模拟方法,研究监测断面位移随开挖荷载释放的变化规律,以相同的位移释放系数为出发点,构建,开挖面推进距离与荷载释放率之间的关系,并将对应的围岩位移陡增点作为施加支护的推荐时机,得出不同围岩条件下施加支护与开挖面之间的控制距离。研究结果表明,提出的纵向变形公式相关参数确定过程简单,拟合效果良好,推荐的支护与开挖面之间的控制距离符合工程实际规律。     

采矿巷道围岩变形机制数值模拟研究

研究了大冶铁矿龙洞-62 m、-74 m水平采矿巷道开挖后的二次应力分布及巷道变形机制。首先根据现场工程地质勘查和室内岩石力学试验对巷道围岩进行了工程地质分组和岩石力学参数确定;在此基础上运用FLAC3D数值模拟软件研究了巷道开挖后的应力应变状态,分析了围岩变形机制;并根据-74 m水平采矿巷道的收敛监测数据对比验证了数值模拟结果。研究结果表明,围岩条件不同的采矿巷道其二次应力分布影响范围有所差异,但围岩主应力总体上表现为由巷道边墙中下部位的压应力集中带逐步过渡到拱顶、底板一定范围内的拉应力集中带。     

深部巷道软弱围岩破裂碎胀过程及锚喷-注浆加固FDEM数值模拟

针对深部巷道软弱围岩的破裂碎胀大变形预测及围岩控制存在的难题,采用了有限元与离散元耦合程序(FDEM)数值模拟方法对上述问题进行了研究。首先阐述了FDEM的基本原理;然后采用单轴压缩、巴西劈裂和三轴压缩模拟试验与室内试验对比,进行了输入参数的标定;最后对深部高地应力条件下的巷道开挖后软弱围岩破裂碎胀大变形进行了模拟,并基于实体建模的方法采用了锚喷(锚杆+喷浆)-注浆对巷道围岩加固进行了模拟。研究结果表明:巷道的大变形主要是由于围岩的破裂、碎胀造成的,浅部以拉伸破坏为主,向深部过渡到剪切破坏;剪切破坏角与单轴压缩试验结果一致,为58°;裸巷的裂纹最大扩展范围为10.6 m、表面最大位移收敛量20.7 cm。采用锚喷和锚喷-注浆加固后能有效地控制围岩的变形,抑制了裂纹的扩展范围(减小到5.8 m、5.1 m),且围岩表面收敛量大幅减小(5.1 cm、4.2 cm)。     

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。     

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。     

公路隧道下穿3层采空区施工模型试验研究

隧道近接下穿3层倾斜采空区施工容易引起围岩松动范围叠加、增大,地层的非对称移动易使隧道结构受非对称荷载作用。采取室内模型试验模拟公路隧道下穿3层煤层采空区的开挖过程,通过埋设土压力盒、电阻应变片、地中位移计,测量隧道开挖过程中初期支护受力和地层位移。试验结果表明,一定范围倾角越小,隧道测试断面开挖过程中的采空区地层的沉降速率越大,时程曲线越陡,后期沉降值较大,扰动程度随地层与隧道距离的增加先增大后减小;一定倾角的采空区会使离采空区较远一侧的仰拱处土压力明显增大,结构设计时应予以加强;在15°～30°范围内,倾角对围岩压力的分布形态、量值影响不大,对钢拱架内力影响较大,倾角越大,初期支护偏心距越大。对于Ⅳ级围岩,双车道隧道近接（2 m）3层采空区地层施工时,建议先进行超前支护,再采用台阶法开挖,进尺不大于1 m,钢拱架间距不大于0.5 m。     

地下工程开挖面空间效应特征研究及应用

地下工程开挖面对围岩变形具有约束作用,在该约束作用下开挖面表现出显著的空间效应。通过开展地下工程开挖面空间效应现场试验,获得了开挖面空间效应特征。根据现场试验结果,提出了描述开挖面空间效应的双曲正切函数经验公式。利用上述经验公式,开展了洞室围岩稳定性控制研究,获得了不同预警等级条件下拱顶沉降值控制标准。研究发现,对某特定断面,空间效应最显著时并非开挖面透过该断面时;地下工程围岩稳定性越差,开挖面空间约束效应越不明显;若采用常规先开挖再监测的方法,不能监测到围岩全部位移,从而影响参数反分析的准确性;利用开挖面空间效应原理可以获得地围岩稳定性位移控制标准。研究结果为深入了解地下工程空间效应和开展地下工程稳定性控制提供了借鉴和参考。     

城市地下软弱围岩超大断面隧道施工工法

如何保障超大断面隧道的稳定性是当前国内外地下工程亟需解决的技术难题,而超大断面隧道在穿过软弱围岩地带时更容易发生变形失稳破坏等现象.选择合理的开挖工法对隧道施工时的安全性以及围岩的支护控制效果都具有重要意义.以深圳侨城东路北延通道工程东路隧道标准段为研究背景,针对超大断面隧道、地质条件复杂、围岩多为Ⅳ至Ⅴ级的复杂特征,通过原位钻探和室内岩石物理力学实验,获得隧道围岩关键参数,分析隧道围岩大变形机理;利用FLAC3 D数值模拟软件建立隧道模型,模拟全断面法、CRD法、三台阶法和三台阶七步预留核心土法4种不同开挖工法对隧道软弱围岩稳定性的影响;通过揭示其位移应力变化规律,结合室内相似比物理模型试验结果,总结大跨度隧道围岩的应变特征.研究表明:三台阶七步开挖法为侨城东路隧道标准段的最优开挖工法.     

开挖断面曲率半径对高应力下硬脆性围岩板裂化的影响

围岩板裂化是深埋高地应力条件下硬脆性围岩开挖后出现的一种典型破坏形式。影响围岩板裂化形态和形成机制的因素很多,开挖断面的曲率半径是其中的关键因素之一。为了研究开挖断面曲率半径对深部硬脆性围岩板裂化的影响,首先总结、分析了锦屏二级水电站深埋隧洞不同开挖断面曲率半径所对应的板裂化形态和特征。在此基础上,设计了室内物理模型试验,研究不同孔径的圆形洞室和不同尺寸的直墙拱洞室在平面应变条件下的板裂化破坏形态。研究结果表明,开挖断面的曲率半径对围岩板裂化的影响机制表现在尺度效应和结构效应两个方面,影响着板裂化的破坏形态和破裂机制,当同一洞室断面包含不同曲率半径段时,板裂化破坏表现出曲率半径影响下的组合破坏特征。最后,利用数值模拟结果分析和验证了开挖断面曲率半径对围岩板裂化的影响效应。     

无底柱崩落采矿大断面结构参数的数值模拟研究

针对金山店铁矿亟需确定的大断面结构参数问题,采用东北大学研制的SLS崩落放矿模拟系统和ITASCA公司的岩土工程软件FLAC3D,对该矿三期的采场结构参数进行了模拟分析和研究。数值放矿试验表明,崩矿步距对矿石回收指标影响较大,崩矿步距3.5～4.5 m更有利于指标回收,兼顾爆破参数因素时推荐为3.5 m。通过进路群开挖的数值模拟,并对开挖过程围岩的位移、应力和塑性区进行分析,发现开挖后塑性区范围不大,巷道具有良好的稳定性。因此,拟采用的进路参数从矿石回收指标和巷道稳定性方面看是较合理的方案。     

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。     

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。     

宽断面预留墩柱沿空留巷墩柱支护阻力计算研究

针对常规沿空留巷技术在工作面回采速度和采空区作业危险性方面存在的局限性,提出了一种新型沿空留巷技术——宽断面预留墩柱沿空留巷技术,该技术的实施步骤为：首先掘进一条宽断面巷道,随后在巷道断面中心安设一排墩柱,墩柱的一侧为本工作面的运输巷,另一侧作为下一工作面的轨道巷,墩柱作为巷旁支护体使下一工作面的轨道巷保留下来以供使用。结果表明：在掘巷时设立墩柱能够维持宽断面巷道围岩的稳定,同时避免了传统沿空留巷在工作面后方作业,安全性得到了较大提高。在巷道掘进阶段,采用二次成巷技术和锚杆-墩柱联合支护技术可保证巷道的稳定;在留巷阶段,高强度的墩柱对沿空留巷顶板的切断和支撑有较好的控制效果,当墩柱间距为1.5 m时,切顶所需墩柱阻力为21.53 MPa,小于墩柱抗压强度（42 MPa）,墩柱承载力满足沿空留巷要求,顶底板相对移近量为652 mm,墩柱压缩量最大值为164 mm,墩柱能起到一定让压作用,同时对顶板有较好的支撑,可以很好地适应沿空留巷顶板活动规律,现场应用效果良好。     

基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性影响研究及工程应用

倾斜煤层沿空半煤岩巷由于围岩结构的非对称性和非均质性,受采掘扰动影响,巷道围岩呈现更严重的变形破坏。为揭示不同基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性的影响规律,采用数值模拟方法针对该类巷道4种基本顶断裂形式下巷道围岩变形特征进行了研究。结果表明:基本顶断裂线位置对该类巷道围岩稳定性的影响程度由小到大依次为:采空区侧、煤柱上方、实体煤侧、巷道上方;基本顶断裂线位于采空区侧时,煤柱轴向、横向应力增速均小于其他情况,垂直位移也最小,煤柱变形在允许范围内,可保持后期对顶板的支承能力,对巷道维护最有利。在此基础上,以贵州某矿1511工作面回风巷为工程背景进行了工业试验,通过理论计算和现场钻孔探测综合分析得出,为避免基本顶断裂线位于煤柱上方靠巷道侧,下一步掘进时煤柱宽度应由3 m改为5 m。掘采期间断面检测结果显示,断面最大收缩率为23.3％,最大非对称变形率为5.2％,巷道整体均匀协调变形,进一步验证了研究成果的可靠性。      

拉张盆地不同埋深复合地层中隧道围岩变形破坏数值模拟研究

不同埋深的软硬岩层叠置复合地层变形破坏形式复杂而使得软岩大变形和硬岩岩爆位置相关关系不够明确。在拉张盆地中自重应力为主,侧压系数一般较小且多数在1.0以内。本文以在水平和铅垂叠置复合地层中TBM开挖圆形断面隧道为例,采用有限差分程序FLAC^3D对拉张盆地中不同埋深、不同叠置型式复合地层中TBM开挖后的三维弹塑性位移变形、主应力和塑性破坏分布变化特征展开数值模拟研究。模拟结果表明,围岩变形主要发生在软岩层地层中,埋深超过800 m后沿隧道轴向软岩大变形藕节状分段开始显现;随埋深增加,硬岩稳定性变差,顶拱位移增加尤其明显;随埋深增加,软岩和硬岩地层之间主应力差异变小,硬岩中储能明显;埋深越大塑性区分布范围越大;埋深较小时岩层以拉张破坏为主,埋深较大时以剪切破坏为主,两种状态的转换埋深(临界深度)约为800 m。由此对拉张盆地中深埋界限值给予了理论验证。     

Arch Height Effect and Optimal Section Selection of Strata Behavior of Straight Wall Arch Roadway Under Mining Condition

In order to reduce roadway excavation and effectively control roadway surrounding rock deformation, different combinations of roadway width (4.5 m, 4.8 m, 5 m, 5.2 m), roadway height (3 m, 3.3 m, 3.5 m, 4 m), and arch height (0.3 m, 0.5 m, 0.8 m, 1 m) are selected. Through L₁₆(3⁴) three-factor four-level orthogonal test and numerical simulation, the surrounding rock deformation and plastic zone area evolution after roadway excavation are studied based on FLAC^3D. The results show that arch height is negatively correlated with plastic zone area in roadway roof surrounding rock and positively correlated with failure of roadway sides and corners. Further investigation finds the optimal combination to be roadway width 4.5 m, roadway height 3 m, and arch height 1 m. Compared with the original scheme, the new straight-wall arched section reduces plastic zone area by 35.07%, roof subsidence by 19.2% and side displacement by 22.4%. The optimized roadway section effectively reduces the failure range of surrounding rock plastic zone and contributes to long-term roadway stability.

     

黄土洞室掘进深度与围岩位移变化规律研究

应用PLAXIS 2D/3D有限元分析软件,对某黄土洞室进行了二维、三维分步掘进、三维一次掘进等工况的弹塑性有限元分析,研究分析了不同工况下洞室围岩位移的变化规律,并对掌子面的空间效应进行了分析。分析结果表明,二维与三维分步计算的最终位移基本一致,可以用二维的计算结果来估算洞室开挖的最终位移。三维分步掘进的分析表明,不同埋深的洞室其位移比的变化规律基本一致,当L/B<1时(L为掘进深度,B为洞室跨度),位移比呈线性增加;当L/B>1时,位移比呈非线性增加;当L/B>3时,其最大位移接近最终位移。掌子面的空间效应分析表明,在掌子面处的位移约为最终位移的1/3,距掌子面0.5倍跨度处的位移约为最终位移的2/3,距掌子面2.5倍跨度处的位移基本达到了最终位移。     

Optimization Methods of Blasting Parameters of Large Cross-Section Tunnel in Horizontal Layered Rock Mass

For large cross-section tunnel in horizontal layered rock mass, blasting excavation often causes serious overbreak and underbreak. In this study, blasting excavation tests of tunnel upper face were conducted, blast-induced excavation damage and the influence mechanisms of weak beddings and joints were analyzed based on the Panlongshan tunnel. In order to achieve fine excavation, the cut mode of “center holes and four-wedge cutting holes”, the blasthole pattern of “empty holes, long holes, short holes and additional relief holes”, the maximum single-hole charge and the air-deck charge structure were proposed. Compared with the damage characteristics, overbreak and underbreak, and deformations of surrounding rock before and after optimization, the latter was better in tunnel contour formation and surrounding rock stability. The results show that after optimization, the large-area separation of vault rock mass is solved, the step-like overbreak of spandrel rock mass is reduced and the large-size rock block and underbreak are avoided. The maximum linear overbreak of vault, spandrel, and haunch surrounding rock is decreased by 42.3%, 53.7% and 45.1%, respectively. The underbreak at the bottom of the upper face is reduced from ??111.5 to ??16.5 cm. The average overbreak area is decreased by 61.1%. The surrounding rock displacement after optimization finally converges to the smaller value. The arch crown settlement and the horizontal convergence of haunch are reduced by about 21.6% and 18.3%, respectively. Furthermore, from the completion of blasting excavation to the stabilization of surrounding rock, it takes less time by using the optimized blasting scheme.

     

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。      

深部硬煤掘进工作面煤与瓦斯突出机制探讨

为深入探讨硬煤的煤与瓦斯突出机制,对深部硬煤掘进工作面煤与瓦斯突出的相关理论和模型试验进行研究。根据断裂力学、岩石力学及煤与瓦斯突出有关理论,提出深部开采过程中硬煤掘进工作面薄板理论假设,并将该理论应用于深部硬煤掘进工作面煤与瓦斯突出模拟试验研究。对硬煤掘进工作面薄板理论分析,认为工作面尺寸、煤的弹性模量、围岩侧压系数、瓦斯压力等因素对硬煤掘进工作面突出具有较大影响。试验结果表明,在围岩应力、煤的坚固性系数较大的情况下,硬煤突出临界条件主要受围岩应力、煤的弹性模量、围岩侧压系数及工作面尺寸等因素影响,而受瓦斯压力影响相对较小;在围岩应力、试样的坚固性系数较大且煤的弹性模量和侧压系数稳定不变的情况下,发生突出的临界轴向应力随模拟工作面尺寸增大而近似呈线性减小。试验结论基本符合本硬煤突出薄板模型理论公式,在一定程度上验证了硬煤掘进工作面煤薄板模型理论及硬煤掘进工作面突出机制假设。