急倾斜软硬互层巷道变形破坏机制及支护技术研究

针对急倾斜软硬互层巷道围岩大变形控制难题,采用现场试验、理论分析和数值仿真等多种手段,研究急倾斜巷道围岩变形破坏机制,研究结果表明：急倾斜软硬互层巷道的变形与破坏具有非对称性,偏压作用明显,呈现顶板下滑,底板臌起的相互错动变形特征,底臌严重且易片帮冒顶。巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位受侧向约束小,因而剪切滑移变形较大,是产生非对称变形破坏的关键部位;下帮围岩变形破坏较上帮更为严重。基于急倾斜巷道的变形破坏特点,提出在锚- 网-索耦合支护的基础上利用锚索、底角锚杆等对产生差异变形破坏的关键部位进行加强支护的方法,巷道大变形得到了有效控制。     

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。     

煤矿软岩巷道耦合支护技术研究

通过对软岩巷道变形破坏机理的研究,指出其破坏主要是由于支护体力学特性与围岩力学特性在强度、刚度以及结构上出现不耦合所造成的,并且首先从关键部位开始,进而导致整个支护系统的失稳.在此基础上,通过对锚杆围岩、锚网围岩以及锚索关键部位耦合支护作用的分析,提出了煤矿软岩巷道耦合支护技术,并给出了具体实施和判断方法.实践证明,该技术可以有效地解决煤矿软岩巷道支护问题.     

煤矿深部巷道破裂围岩非线性大变形及支护对策研究

针对淮南矿区顾北煤矿-648 m水平南翼回风大巷围岩处于破裂状态,且表现出强烈非线性力学现象的特点,采用离散元计算软件UDEC,分析其变形破坏过程及非线性大变形机制,并在此基础上提出应用分步联合支护的技术方案进行支护,进而通过数值模拟与现场监控量测相结合的方法进行分析验证。结果表明,破裂围岩开挖后的变形破坏过程是一个渐近发展的过程,局部关键块体的垮落或滑移是导致其他部位失稳和巷道产生非线性大变形的主要原因;分步联合支护技术能实现巷道的长期稳定性,是一种有效控制深部巷道破裂围岩非线性大变形的支护型式。     

煤巷弱胶结顶板稳定性分析与变形控制技术

煤层顶板为弱胶结岩体时稳定性差,常在煤炭回采过程中或巷道掘进时发生大变形或失稳等现象,维护难度较大。针对煤巷弱胶结粉砂岩顶板力学特征与变形控制等问题,以广西林场煤矿煤巷弱胶结粉砂岩顶板支护工程为工程背景,采用现场调研、实验室试验、理论分析等方法进行研究。通过现场调研,发现研究巷道有顶板岩层自承能力差、受水环境影响、支护结构失效率高、底板受水影响底鼓量大、受采动影响等特征;顶板岩石点荷载试验表明,其单轴抗压强度仅为1.9～ 2.3 MPa,采用电镜扫描发现,弱胶结粉砂岩以粗粒矿物为骨架;在普氏理论的基础上,推导了巷道顶板和两帮承压极限表达式,提出了提高巷道围岩整体强度和承载能力、确定合理的锚杆支护参数、顶板设计锚索加强支护等弱胶结巷道围岩控制要点。依据试验分析与理论研究成果,提出了以注浆加固为基础,锚杆和锚索联合支护的控制方案,并在林场煤矿进行了工业性试验。现场监测数据表明,设计的支护方案可以有效地控制煤巷弱胶结粉砂岩顶板变形。     

金川1号力学试验巷道的设计与施工——喷锚网支护结构在金川高应力破碎岩体中的应用

金川不良岩层中巷道的变形破坏十分严重,是影响金川有色金属公司生产成本和矿山建设的关键所在。多年来,围绕不良岩层中巷道地压的控制管理,金川有色金属公司组织了几十个科研、设计、生产、高校等单位的科技人员进行联合攻关,并取得了不少重大成果。但是,要想真正把握金川不良岩层中地压显现的规律,制定一套有效控制高应力破碎岩体中巷道地压的措施,还有待进一步的深入研究。本文所介绍的“金川1号岩石力学试验巷道的设计与施工”:是采用喷锚网支护结构,利用二次支护方法,制服金川高应力破碎岩体中巷道围岩变形破坏的一个示范。     

冲击矿压巷道围岩控制的强弱强力学模型及其应用分析

根据巷道冲击震动破坏的原因和机理,建立了冲击矿压巷道围岩稳定性控制的强弱强（3S）结构力学模型,分析了该力学模型防冲抗震机理,在结构自身强度、应力转移和吸收、变形及能量耗散等方面分别表现出不同的3S特征,并推导得到了巷道支护体内强小结构发生冲击震动破坏的应力判据和能量准则。最后,对该模型在工程中的应用做了理论分析,提出要通过减小外界震源载荷、合理设置弱结构、提高支护强度等措施来防范巷道冲击矿压动力灾害。     

泥化弱胶结软岩地层中矩形巷道的变形破坏过程分析

在西部地区,一定数量的矿区处于泥化弱胶结软岩地层,此类软岩胶结性差、强度低、遇水泥化。矩形是采区巷道的常用型式,但其断面受力不均、稳定性差。在上述软岩地层中的矩形巷道承载力低、变形量大、变形持续时间长,给煤矿的安全生产带来极大困难。以内蒙古新上海一号煤矿皮带顺槽矩形巷道为背景,运用FLAC3D软件中的Cvisc黏弹塑性模型,对矩形巷道的变形破坏进行了数值模拟,并将模拟结果与现场监测结果对比分析。结果表明:巷道开挖支护后,受断面形状影响,矩形巷道四角出现压应力集中和顶板受拉区,巷道顶板下沉量大,底板底臌严重,两帮向巷道挤出;受围岩岩性影响,围岩进入塑性的时间快短、范围大,塑性区超出了支护体的作用范围,造成锚杆(索)的锚固效果难以完全发挥,围岩出现整体滑动的现象;巷道变形呈现出流变变形的特性,变形量随时间持续增加,持续的蠕变变形超出了支护体的可控范围,最终引起巷道的失稳破坏。     

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。     

采动影响下巷道围岩变形与破坏的弱结构面效应

岩体中弱结构面的产状要素和力学参数是影响深部巷道围岩变形和破坏的重要因素。通过对金川矿区地下开采过程中发生的与弱结构面效应有关的巷道变形特征、破坏模式与机理分析得出,在断层附近或穿过断层开挖时,往往会引起断层活化,引发巷道变形和破坏。当在节理岩体中开挖时会使围岩中低强度的节理裂隙等弱结构面正应力减小,抗剪强度降低,从而发生相对滑移、变形。此外,与巷道开挖相比,矿体开采的影响不仅在持续时间上,还是在影响以及程度上都是造成巷道变形和破坏的弱结构面效应更加显著的主要原因。     

深部高应力软岩巷道耦合支护效应研究及应用

巷道要经历开挖前稳定、开挖扰动、支护稳定或再破坏的演化过程,巷道稳定状态受原岩应力场-开挖扰动应力场-支护应力场相互作用的影响。采用FLAC~(3D)分析了不同预紧力与间排距条件下锚杆、锚索产生的围岩支护应力场的分布特征,定义了围岩应力扩大系数k来表征围岩应力的扩散效果,揭示了锚杆、锚索预紧力耦合支护效应。针对朱集西矿深部巷道特征与地质条件,提出了锚网索喷+U型钢支架+注浆+底板锚注分步联合支护技术方案,开展了三维相似材料模型试验,验证了该支护技术方案的合理性与可行性,揭示了深部高应力软岩巷道围岩变形破坏与支护结构受力演化规律,并成功应用于工程实践,解决了深部高应力软岩巷道支护难题。监测结果表明,该联合支护方案有效地控制了深部高应力软岩巷道围岩大变形与底臌,保证了巷道围岩与支护结构的长期稳定及安全。     

洼东煤矿软岩巷道支护方式选择

结合山东龙口洼东煤矿软岩巷道支护实践,通过主要含煤地层的物理力学性质分析和软岩岩层的工程地质特征研究,指出随着开采深度的增加,巷道围岩应力和变形量明显增大、返修率高,成为影响巷道层位及其支护方式选择的主要因素,应采取符合围岩工程地质特征和力学机制特点的联合支护方法取代单一支护。研究结果对软岩巷道支护具有一定的指导意义。     

深部高应力软岩巷道耦合支护效应研究及应用EI北大核心CSCD

巷道要经历开挖前稳定、开挖扰动、支护稳定或再破坏的演化过程,巷道稳定状态受原岩应力场-开挖扰动应力场-支护应力场相互作用的影响。采用FLAC^(3D)分析了不同预紧力与间排距条件下锚杆、锚索产生的围岩支护应力场的分布特征,定义了围岩应力扩大系数k来表征围岩应力的扩散效果,揭示了锚杆、锚索预紧力耦合支护效应。针对朱集西矿深部巷道特征与地质条件,提出了锚网索喷+U型钢支架+注浆+底板锚注分步联合支护技术方案,开展了三维相似材料模型试验,验证了该支护技术方案的合理性与可行性,揭示了深部高应力软岩巷道围岩变形破坏与支护结构受力演化规律,并成功应用于工程实践,解决了深部高应力软岩巷道支护难题。监测结果表明,该联合支护方案有效地控制了深部高应力软岩巷道围岩大变形与底臌,保证了巷道围岩与支护结构的长期稳定及安全。     

弹塑性变形条件下围岩-支护相互作用全过程解析

围岩-支护作用机制是正确认识支护结构对围岩进行有效支护作用的基础理论问题。根据开挖面的空间效应及Hoek拟合方程计算了某工程实例的巷道顶板径向位移沿巷道纵向剖面方向分布的曲线,建立了围岩-支护耦合作用的力学模型,进而建立了描述巷道顶板径向位移与力学模型中的虚拟支护力的关系的数学模型。通过对数学、力学模型的解析与分析,研究了围岩-支护在其相互作用的全过程中的相互作用路径。在此基础上,对弹塑性变形阶段围岩-支护的相互作用原理给出了最新的认识。应用该研究成果,对某工程实例进行了支护作用效果的计算与分析研究。本文的研究成果实现了对围岩-支护耦合作用的全过程解耦,可以对围岩-支护的相互作用进行实时地预测或再现。     

地下硐室锚注围岩的变形分析

地下硐室工程加固后围岩存在着继续位移。通过对工程实例的现场实测和大量测定结果进行统计分析,初步掌握了地下硐室工程破碎围岩加固后的岩体位移存在着方向变异性、破坏周期性和速度差异性。变形过程可分为急剧变形、调整变形和缓慢变形3个阶段。在一定的地压条件下,岩性和构造弱面决定着岩体位移的方向、速度和破坏周期。围岩加固后的位移在调整变形阶段可能改变位移方向,注浆加固岩层比未加固岩层的累计位移量小、但每次破裂的位移量大,破坏周期要短。及时锚注,滞后补注,分步加固是充分利用围岩自稳性,加强破碎围岩长期强度的最佳动态支护技术。     

乌东德左岸地下厂房洞室群施工期围岩变形特征及反馈分析

对陡倾层状岩层中乌东德水电站左岸地下厂房洞室群施工期围岩变形特征和支护体系受力进行分析,以主厂房为重点,采用现场原位监测、地质调查、数值仿真反馈等多手段研究岩体结构及岩性差异对巨型洞室围岩变形及松弛影响,分析变形随开挖时空变化规律、浅层锚杆与深层锚索对岩体结构控制效应。研究结果表明,地下厂房围岩位移为0～40 mm,位移较大部位出现在主厂房上游边墙中部、B类角砾岩区域以及"小夹角"部位;开挖揭露量级较大部位主要受岩体结构面及角砾岩岩性控制,结构面对施工爆破开挖敏感,施工期洞室最大位移达到65 mm,深部结构面张开位移是该部位主要位移;锚索(杆)支护起到了很好的控制作用。位移主要发生在开挖施工期,且随着开挖过程表现出台阶型特征,时效性特征不明显,洞室群总体稳定较好,支护系统处于正常工作状态。     

整体锚固结构的变形适应性分析

运用相似模拟实验对回采巷道整体锚固结构适应围岩大变形的力学机理进行了探讨,结果表明,与普通支护结构不同,支护过程中整体锚固结构中的锚杆并不需要发生与围岩相当的变形量,因此,整体锚固结构对回采巷道围岩的大变形特征具有较强的适应性;随着围岩变形的增加,锚固结构的稳定性表现出较强的阶段性特征.     

层状岩体巷道弯曲变形的有限元模拟

在缓倾斜或水平层状岩体中开挖巷道时巷道顶底板弯曲变形和破坏的问题十分突出,巷道往往因这些部位发生过大变形而率先破坏,导致结构的整体失稳。根据层状岩体的特点,分析了其弯曲变形破坏的机理和条件,利用考虑偶应力的Cosserat介质理论,基于Matlab平台编制了相应的计算程序,对水平层状岩体巷道的变形特征及影响因素进行了模拟研究,结果表明Cosserat理论对层状岩体巷道的开挖模拟是适用的,而且简便。     

大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度与围岩控制

确定合理的区段煤柱宽度及巷道支护型式和参数,对于提高资源回采率和巷道安全性及实现综放开采高产高效意义重大。以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值分析了不同煤柱宽度下围岩主应力差、变形及破坏演化规律,认为合理煤柱宽度为6～10 m,并结合实际地质和生产条件确定试验巷道煤柱宽度为8 m。采用理论分析和现场钻孔窥视方法综合确定基本顶断裂线位于距采空区约7 m处,认为由于综放沿空巷道围岩性质结构和应力分布沿巷道中心线呈明显非对称性,将引发煤柱侧顶板严重下沉和肩角部位煤岩体错位、嵌入、台阶下沉等非对称破坏特征,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位。在此研究基础上,针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术,详细阐明了具体支护措施的控制机制,并进行现场应用。工程实践表明,8 m煤柱宽度合理,该支护技术能够保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定,并已在王家岭煤矿大面积推广应用,对类似工程条件的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

围岩弹塑性变形条件下锚杆、喷混凝土和U型钢的支护效果研究

已给出弹塑性变形条件下围岩-支护相互作用的全过程解析求解,在此基础上深入研究3种常用支护结构的支护作用效果,是非常必要的。考虑开挖面空间效应,根据弹塑性变形条件下围岩-支护相互作用的全过程解析求解,针对6、5、4 m直径的工程算例,分别对素喷混凝土、锚杆和U型钢等3种支护结构的支护作用效果进行了理论计算与分析,主要包括:3种支护结构极限承载能力理论计算、基于开挖面空间效应的3种支护结构控制围岩弹塑性变形的理论计算与效果分析、剩余支护承载力对普氏围岩压力支护效果的计算与分析;研究了U型钢支架的荷载-径向变形本构关系、提出了剩余支护承载力的概念、分析了支护结构支护围岩各类形变压力的支护机制。研究结果表明:(1)3种支护结构能提供的支护承载力ip(<1 MPa)相对于原岩应力0p(>10 MPa)来说量级太低,控制5⁶ m及更大直径的巷道围岩弹塑性变形是无效的,但控制4 m直径的巷道围岩弹塑性变形是有效的;(2)对于直径达56 m及更大直径的巷道围岩弹塑性变形是无效的,但控制4 m直径的巷道围岩弹塑性变形是有效的;(2)对于直径达5⁶ m甚至更大的巷道围岩,若支护结构的剩余支护承载力i2p能有效地被保存,则支护结构还可以起到有效地支护普氏围岩压力的作用。