深部高应力硐室围岩稳定性分析

针对深部高应力条件下硐室围岩变形严重、围岩稳定性差的问题,采用现场调查、试验研究和数值模拟等方法,分析了硐室围岩变形破坏特征和围岩变形机理,对硐室围岩矿物成分进行了分析,模拟了相邻硐室和巷道开挖对硐室围岩的扰动影响,对硐室围岩进行了松动圈窥视探测,确定了硐室支护方案。结果表明,新的支护方案提高了硐室的安全稳定性,硐室支护效果良好。     

副井马头门围岩变形监测及支护结构补强设计

马头门是矿井的咽喉部位,因其位置的特殊性,在马头门硐室开挖过程中,其受力状态十分复杂。尤其是对于千米深的立井,处于高应力下的围岩受多次施工扰动,应力集中严重,围岩应力往往会超过岩石强度,可能会引起马头门硐室围岩失稳,造成支护结构破坏,甚至危及马头门硐室处上下段井壁结构的安全。为此,开展了副井马头门围岩收敛变形监测工作,并基于围岩变形监测结果,对马头门支护结构进行了优化补强设计。     

玉溪煤矿地下硐室开挖对主斜井的扰动破坏影响

以玉溪煤矿深部斜井交叉巷道与硐室开挖工程为工程背景,以研究机电硐室开挖对主斜井的扰动破坏影响为目标,采用Midas GTX NX和三维有限差分程序（FLAC^3D）,构建与实际工程条件相匹配的数值计算模型,揭示了主斜井、机电硐室和机头硐室开挖前后主斜井围岩应力变形规律。研究结果表明主斜井围岩主要破坏区域出现在斜井与落平位置交叉点附近,主要受叠加拉应力破坏影响显著,易出现大面积底鼓和片帮,提出采用注浆补强和底板锚索协同支护方法,显著改善了主斜井围岩变形破坏,应用效果显著。     

弱胶结软岩地层马头门稳定性分析

本文对影响马头门稳定性的因素及其作用方式进行了研究,认为开挖使围岩应力重分布并引起围岩的力学软化是首要因素;围岩的吸水软化性是重要因素;其他仅影响马头门局部稳定性的为次要因素。文中通过采用数值分析的方法对开挖后围岩的力学软化进行了研究,马头门右侧硐室底部、左侧硐室两帮、马头门与井筒相贯线位置以及井筒上下一定高度范围内的围岩破坏严重,最大竖向位移值的为相贯线位置,其次为马头门右侧硐室底部;通过现场观测分析可知,开挖之初围岩主要发生力学软化,塑性位移增长速率大,同时伴随着岩体完整性的降低,锚索支护能对抑制围岩内应力软化的扩展有较好的效果。     

大断面煤巷硐室群围岩稳定性分析及控制技术

为研究支巷高度与硐室间距对巷硐群围岩稳定性影响机制,以某矿北翼运输大巷硐室群为研究背景,分析了支巷开挖对围岩应力扰动规律,提出主巷、支巷高度一致时加强交叉点顶板支护,高度不一致时加强支巷顶板支护的差异化加固方案,并确定了最小硐室间距为6 m。现场实测表明,在锚网索+喷浆协同支护下,围岩深度超过2 m后基本无裂隙发育,支护效果理想。     

基于连续-离散耦合方法的小间距深埋硐室合理间距研究

硐间距的大小对于小间距深埋硐室的稳定性至关重要。基于连续-离散耦合方法,依托华东某铁矿实际工程,通过分析小间距相邻硐室开挖所产生的影响,确定合理的硐间距。结果表明:硐间距小于0.67倍硐宽时,中间岩柱发生以拉伸破坏为主的拉剪破坏,造成硐室失稳;硐室间距大于等于0.67倍硐宽时,开挖产生的变形量和围岩损伤程度均处于安全范围内,即4 m以上的硐室间距便能保证硐室及岩柱的稳定,这与现场实际相符。研究成果对深埋矿山工程的灾害预防具有一定的指导意义。     

松软破碎硐室群围岩稳定性数值分析

为了确定平顶山矿区某矿井底车场硐室群加强支护的范围,给硐室加固提供技术支持,运用大型数值计算软件对矿井副井附近的硐室群开挖后围岩的应力场、位移场、破坏区进行了分析。研究表明：巷道开挖后,围岩应力重新分布,巷道两帮围岩出现生应力集中区和塑性破坏区。在巷道交叉处和巷道拐角处,二次应力场进行了叠加,叠加后部分区域的应力峰值达到原岩应力的2～3．17倍,围岩塑性破坏区域加大。硐室群的稳定性不同于单个巷道、硐室。存在集中应力叠加现象,在巷道交叉口和拐弯处尤其明显,巷道间距过小时,这种应力集中叠加会造成巷道稳定性控制困难。     

深部高应力硐室支护技术应用与实践

恒源煤矿-720 m水平变电所泵房由于该处巷道布置密度大,围岩应力比较复杂,各巷道施工时会相互扰动,造成硐室发生持续变形与破坏。为了控制深部高应力大断面硐室破坏,结合加固支护实例,提出了锚梁网喷一次支护,锚索、注浆二次支护的联合支护技术,有效地控制了硐室的变形,围岩稳定效果良好。     

深井降温硐室支护设计结构模拟与应用

结合现场支护条件采用数值模拟方法研究硐室支护结构。采用一次支护动态设计,充分考虑支护材料在热害条件下的力学性能和施工巷道开挖对围岩的扰动影响,给出其硐室结构支护设计方案,为其他井下车场和硐室的设计提供参考。     

复杂岩层大断面硐室群围岩破坏机理及控制

针对复杂岩层巷道交叉点高应力集中区四周硐室群开挖围岩稳定性控制和支护技术等难题,通过对现场取样测试硐室群围岩物理力学参数、黏土矿物成分和松动圈大小,分析了赵庄煤矿三盘区带式输送机头硐室群及周边巷道围岩变形破坏特征和机理,表明硐室帮部煤柱和底板围岩是加固支护重点。利用FLAC3D数值模拟软件分析了硐室群开挖对硐室群及周边巷道围岩应力分布和塑性区分布范围的影响。基于理论分析和数值模拟提出了硐室及周边20 m范围内巷道围岩"强柱固底"的加固支护方案。现场工业试验表明,加固支护后,硐室群及周边巷道围岩变形得到了有效控制,围岩内部裂隙基本被浆液填充,60 d内围岩顶底板和两帮最大移近量分别为30 mm和50 mm,达到了理想的加固支护效果。     

近断层巷道开挖稳定性分析与支护技术

为研究近断层巷道开挖稳定性及其合理的支护措施,以安里煤矿回风大巷为工程背景,采用FLAC3D对其开挖过程中FD49断层破碎带前后方围岩的应力场、变形场、渗流场以及塑性区进行了系统的分析,并在此基础上研究了锚杆排间距以及注浆加固范围对巷道围岩变形破坏特征的影响。结果表明:近断层巷道围岩越硬,其在靠近富水断层破碎带时的突水变形前兆特征就越不明显,因此,需在预留一定防突厚度的情况下对断层破碎带进行提前疏水降压处理;当巷道开挖揭露断层破碎带后,应对断层破碎带围岩进行注浆加固以及锚喷支护,其中,注浆加固范围宜取3~5 m,锚杆长度和间排距则可选2.4 m和0.8 m。     

深部巷道开挖加卸荷诱发围岩失稳的模拟研究

为研究深部巷道开挖引起的加卸荷现象及其诱发的围岩失稳,以埋深为1 275m的云南某矿山8#矿体1261中段沿脉巷道为背景,采用FLAC3D软件对巷道的应力场、位移场和塑性破坏区的演化规律进行模拟分析,探究开挖引起的加卸荷情况及其对巷道围岩稳定性的影响。结果表明:开挖结束后,巷道围岩应力重新调整,其帮部、斜底脚以及斜拱顶处加卸荷现象明显;随着开挖的进行,巷道斜底脚处围岩应力逐渐增加,而其余位置的围岩应力逐渐减少。8#矿体有着中等至强烈岩爆倾向,主要危险区域为巷道折角处;巷道围岩位移量:拱顶帮部底板斜拱肩拱肩斜底脚。     

深部破碎岩体巷道围岩控制技术研究

某金矿进入深部开采后，由于围岩破碎，巷道开挖后出现了明显的变形和破坏现象，难以满足其服务期间的稳定性要求。针对这一问题，采用现场调查、数值模拟和现场试验等手段开展了研究。首先，分析了巷道变形和破坏特征，认为该矿巷道破坏表现为两帮破坏，然后发展至顶板。其次，从充分利用深部破碎岩体自承能力的角度出发，提出了马蹄形巷道设计方案，并采用数值模拟的方法分别模拟了矩形巷道，直墙半圆拱巷道，直墙三心拱巷道和马蹄形巷道的开挖过程，结果显示当采用马蹄形巷道时，能够减小围岩应力松弛区的范围，改善围岩的受力条件，极大限度地抑制了围岩的变形和破坏。再次，给出了优化的马蹄形巷道支护方案，在传统只采用顶板锚杆的基础上增加两帮锚杆和穿带，其中，顶板锚杆间距 1.5 m，两帮锚杆间距 1.0 m，排距均为 1.0 m。最后，将得到的马蹄形巷道方案应用到该矿-900 m 分段联巷的工程实践当中，结果表明马蹄形巷道施工后围岩没有发生明显的变形和破坏，取得了较好的施工效果，保证了巷道的稳定性。通过本研究可以为该种类型的深部破碎岩体巷道的围岩控制技术提供参考和借鉴。     

不同围压巷道开挖应力场演化规律模拟试验研究

在实验室利用自制模具对模型边界进行约束,采用微机控制电液伺服万能试验机进行加载,采取卸除前约束板模拟煤矿井下煤层巷道开挖,得出了不同应力煤层开挖前后轴向应力变化特征,探讨了低应力、中等应力、高应力条件下巷道围岩开挖前后的应力场变化特征。研究结果表明:在低应力条件下,模型开挖造成应力的重新分布,在开挖面附近形成拉应力区,但模型内应力值较小,整体处于弹性状态,围岩抗开挖扰动能力较强;在中等应力条件下,模型开挖造成围岩浅部拉应力区进一步加大,岩体接近或达到屈服状态,围岩受开挖扰动比较强烈,开挖后应力场开始呈现"拉—压—拉"交替现象;在高应力条件下,围岩出现明显的塑性破坏,模型内部整体处于受拉状态。受到开挖扰动,围岩表面迅速恢复到受压状态,并再次向深部转移,形成明显的动态"拉—压—拉—压"交替现象,围岩破坏深度大、抗扰动能力差,呈现深部开采特征。     

地下掘进巷道富水破碎围岩锚杆支护参数优化

针对矿山掘进巷道富水破碎区支护方案不合理,出现冒顶、片帮等问题,以1 660 m水平YM-Ⅱ巷道迎头大理岩破碎区为工程背景,进行巷道支护参数优化研究。为了合理有效地支护巷道和降低支护成本,结合现场实际建立巷道模型,采用正交试验设计的支护方案,利用FLAC^3D数值模拟软件模拟计算,通过模拟结果对比分析巷道围岩的稳定性。结果表明：锚杆长度主要影响巷道围岩变形量,锚杆间排距主要影响是巷道围岩破坏情况;最优支护方案为锚杆直径40 mm、长度1.8 m、间排距0.9 m×0.9 m,可减少巷道围岩位移量70.77%、塑性区体积63.91%、垂直应力12.96%,有效控制巷道围岩稳定性,为矿山安全生产提供保证。研究结果可为富水破碎区围岩巷道支护设计和地压治理提供参考。     

新城金矿滕家矿区深部巷道围岩破坏与数值分析

针对新城金矿滕家矿区深部巷道围岩进行现场工程地质调查、岩石力学实验，分别应用RMR、Q和GSI方法对巷道围岩进行岩体质量分级，确定其围岩体质量等级为III级，岩体质量差~一般。以岩体质量分级为基础，应用Hoek-brown准则和经验公式估算岩体力学参数。应用弹塑性力学解析巷道围岩塑性区破坏范围，并以此为基础应用Phase2对巷道围岩稳定性进行分析。结果表明：巷道顶板塑性破坏范围为0.598 m，两帮塑性破坏范围分别为0.84 m和0.695 m；巷道顶板位移为7.2 mm，两帮位移分别为7.6 mm和6.8 mm；从巷道围岩应力分析可以看出，深部巷道开挖产生的应力集中超过岩体强度，由此判断深部巷道围岩破坏主要是开挖扰动应力作用在节理化岩体上致使巷道围岩失稳破坏，本研究结果对该矿深部巷道围岩支护提供依据。     

深井沿空巷道合理位置确定及围岩控制技术

针对深井高地应力矿井煤柱应力大、巷道围岩变形严重及煤柱宽度大造成资源浪费等特点,以麦地掌煤业21214工作面为研究背景,通过地应力测试、钻孔应力测试了解工作面侧向应力峰值位置及大小。通过现场实测及分析得侧向应力峰值约为43MPa,且位于距巷帮约17m处。并运用理论计算、数值模拟,研究沿空掘巷围岩在掘采期间的变形破坏特征、合理窄煤柱尺寸的确定及沿空巷道的围岩控制。结果表明：煤柱宽度为6.5m时巷道围岩稳定性较好,掘进初期,围岩变形量及变形速率较大,后逐渐减小,掘进影响期为15天,回采期间由于小煤柱侧的支护强度大于工作面侧,小煤柱侧的变形量小于工作面侧的变形量,最大变形量分别为110mm和248mm,均在可控的范围内。     

沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素研究

为了研究沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素,采用理论研究、数值模拟和现场实测相结合的方法,研究了沿空动压巷道围岩结构分类、沿空动压巷道围岩变形破坏特征以及围岩变形破坏影响因素。研究得出:巷道围岩层位的物理力学性质与护巷煤柱侧开挖空间的差异,把沿空动压巷道分为8个类型;围岩破坏主要集中在岩性较弱的巷道顶板以及护巷煤柱侧;影响巷道稳定性的主要因素有巷道开挖顺序与布置、构造应力、巷道支护、两次动压。研究对沿空动压巷道在采动影响下的围岩控制技术和破坏失稳机理提供了技术支持。     

回采空间变化对无底柱分段崩落法进路地压的影响

以北洺河铁矿为工程背景,采用现场监测的方法,探究无底柱分段崩落法下进路地压随回采空间的变化规律。监测断面处的进路顶板、拱脚、及两帮处的径向受力随回采工作面的推进大致分为3个阶段：稳定阶段、承压阶段、卸压阶段。当监测断面与回采工作面的距离大于15排炮排间距时,进路围岩处于稳定状态,不受回采空间变化的影响。当监测断面与回采工作面的距离在5~15排炮排间距时,进路围岩处于承压阶段,且当回采工作面推进到5~10排炮排间距范围内,开始出现应力拐点,即岩体变形加剧,应力上升加快。当回采工作面推进到1~5排炮排间距范围内,径向受力处于来压峰值阶段,或处于来压峰值与卸压2个阶段。现场的钻孔取样结果表明,在距爆破工作面5 m以内,顶板深度2 m以内,岩体的损伤程度较高,完整性较差,这主要是爆破应力波与回采所引起的来压作用共同造成。研究结果为进路围岩的合理支护以及安全回采提供理论依据。