侧压系数对巷道软弱互层顶板岩体破坏影响规律研究

运用FLAC3D软件,对垂直应力不变、不同侧压系数条件下,巷道软弱层状顶板岩体的塑性破坏、位移和应力变化规律进行了三维数值模拟研究。巷道两帮和底板岩层较硬,顶板岩层相对软弱,并且层理发育。顶板各岩层及软弱夹层的物理力学参数分别相同。研究结果表明,层状顶板岩体的破坏特征是由侧压系数λ决定的。当λ<1时,顶板的塑性区和卸压范围较大,但顶板挠度却较小。当λ>1时,顶板的塑性区和卸压范围较小,但顶板挠度却较大。     

深井巷道底板岩体破坏机理及变形过程研究

为对深井巷道底鼓进行有效防治,需对底板岩体变形破坏机理进行研究,掌握底板岩体运移演化规律。利用弹塑性力学理论计算了巷道底板岩层的抗弯刚度和压曲临界载荷,得出了不同底板裸露长度、不同底板厚度情况下的压曲临界载荷曲线;以滑移线场理论为基础,以煤矿现场实测数据为参考,分析了底板岩层塑性区内岩体的运移演化过程,得出了塑性区内岩体的运移路径。     

高水平应力对复合顶板巷道稳定性影响的分析

水平应力是影响巷道围岩稳定的重要因素,采用纵横弯曲理论及其数值模拟的方法分析研究水平应力对复合顶板离层、煤层巷道围岩的位移及其应力分布状态的影响。研究结果表明:水平应力可使顶板的岩层的弯曲变形量增加,且水平应力越大,岩层的弯曲变形量越大,巷道顶底板的变形破坏程度大于巷帮的变形破坏程度。     

侧压系数对巷道变形及周边应力分布规律影响

为了确定侧压系数对巷道变形与周边应力分布规律的影响,使用岩体力学、FLAC3D有限差分数值模拟软件对1<λ<3与λ>3下圆形巷道顶板下沉量、底鼓量、左帮位移和右帮位移以及周边应力分布的影响进行了研究.结果表明,当1<λ<3时巷道周边应力为压应力,当λ>3时巷道周边应力既有压应力又有拉应力,且2种情况下周边应力分布基本上都以巷道中心呈对称分布;随着λ的增大巷道的右帮位移、左帮位移、底鼓量都增大,两帮位移比较接近,顶板下沉量随着λ的增大而减小.通过工程实例得到较大侧压下仅考虑顶压作用的传统支护设计不能有效地控制巷道帮部变形及底鼓,可选用能抵抗侧压的支架与加强帮部支护方式来控制巷道变形.     

深井巷道挠曲褶皱性底臌机理与控制技术

为研究巷道底臌的破坏机理,提高底板岩层的长期稳定和控制,保证矿井的运输生产正常,采用理论推导的方法,分析了巷道底板滑移线场、极限载荷和速度的运移演化特征,对大屯矿区千米深井层状岩体挠曲褶皱性巷道的底臌机理和控制手段进行了探讨。结果表明:巷道宽度和底板岩层内摩擦角是影响巷道底板应力区分布特征的主要因素,给合推导出的反底拱锚固梁力学模型可以对底板支护强度和锚固参数进行设计,可有效控制底臌。特别对于深井层状岩体巷道底板支护强度应达到0.4 MPa时,底板岩层可达到长时稳定,孔庄煤矿2 a期巷道底臌量小于10 mm,表明研究成果具有较强的可行性与实用性。     

基于煤巷两帮基础刚度效应的控帮护巷支护原理

煤层巷道两帮煤体相对顶底板岩层强度低、可变形性强,两帮煤体大变形对巷道围岩整体稳定性有着极其重要的影响。基于煤巷两帮煤体严重变形的工程实际,考虑巷道两帮煤岩体的可变形性,建立了由Winkler可变形基础支承的顶板悬梁力学模型,分析并揭示了顶板的弯矩和挠度分布特征及规律,提出了基于煤巷基础刚度效应的"控帮护巷"支护原理:通过加强两帮支护提高锚固煤体的基础刚度,控帮支护的直接控制两帮煤体的变形和破坏,并进一步通过基础刚度效应改善整个巷道围岩的应力状态,抑制顶底板变形破坏,提高围岩承载能力和稳定性。通过数值模拟分析与现场工程试验,对基础刚度效应和"控帮护巷"原理进行了分析和验证。研究表明:在两帮垂直集中应力作用下,巷帮煤体压缩变形明显,顶板岩层随基础变形而弯曲下沉,两帮基础刚度对顶板变形量影响显著,是顶板变形的关键影响因素;在顶板支护相同的条件下,加强两帮支护不仅使掘进和采动影响期间的两帮的塑性破坏范围和移近量显著缩小,还有效地控制了顶底板的变形破坏情况,是巷道围岩整体稳定性控制的有效途径。研究工作深化了煤巷围岩控制中对巷帮支护重要性的认识,揭示了控帮护巷的支护机理。     

不等长工作面覆岩活动及回采巷道采动影响变形规律

受断层影响,冀中能源股份有限公司邢东矿2225工作面沿推进方向斜长依次为50 m、80 m和126 m 3段。为研究不等长工作面覆岩活动规律和回采巷道采动影响变形规律,在工作面顶底板、巷道围岩中布置监测仪器,监测工作面生产过程中的顶板岩层位移、底板破坏深度以及巷道围岩表面位移。结果表明：随着工作面的推进,顶底板岩层移动和巷道变形逐渐增大;在工作面距一号测站-32~-42.8 m时测点底板岩层位移斜率达到4 mm/m,底板最大破坏深度超过45 m;当工作面推进至距三号测站40.1 m处时,顶底板相对位移为0.45 m左右,巷道两帮相对位移约0.5 m,位移相对速率达到20 mm/d。随工作面长度增加,工作面前方底板岩层扰动距离和底板岩层变形量明显增加;二号测点工作面长度为126 m,底板前方扰动距离约为40.5 m,该测点底板岩层位移已达300 mm左右;而一号测点工作面长度为50 m,前方扰动距离约为92.8 m,底板岩层位移最终只有90 mm。     

孤岛工作面围岩运移及冲击破坏数值模拟研究

针对孤岛工作面"T"型覆岩结构特征,采用数值模拟方法分析孤岛工作面回采过程中覆岩屈服破坏特征、应力分布规律,研究了孤岛工作面覆岩破断产生强冲击动载荷条件下巷道应力、加速度、位移以及变形速度的变化规律。结果表明:回采初期围岩塑性破坏主要集中在工作面顶板,回采后期覆岩的塑性区逐渐向上覆岩层发展,呈"弧形"对称分布形态;在矿震动载作用下,孤岛工作面巷道左、右帮变形量小于顶、底板变形量,巷道右帮和顶板的变形速度变化较大,且顶板的下沉量最大,左右两帮的垂直应力比顶底板的垂直应力大。研究得出的孤岛工作面覆岩运移、冲击破坏规律,可为工作面防冲工作提供理论指导,以制订针对性的防冲措施,确保工作面安全回采。     

基于薄板理论的巷道层状顶板破断模型分析

基于弹性薄板理论,对巷道单层厚度较小的层状顶板进行力学分析,建立不同边界条件下层状顶板岩层的薄板力学模型,通过推导四边简支板和两对边固支板边界条件下顶板岩层所受的最大弯矩理论解,依据第一强度理论建立顶板岩层最大拉应力方程,并结合数值模拟分析得到了顶板岩层应力分布特征与破断机理。     

不同侧压系数下深部软岩巷道应力演化规律及支护研究

针对深部软岩巷道变形破坏严重问题,以谢桥煤矿11316运输巷为研究对象,采用现场调研、数值模拟及应用实践等方法,研究了不同侧压系数下深部软岩巷道围岩力学演化特征,以及位移场、破坏场的分布规律和优化支护技术。研究结果表明,随着侧压系数的增加,巷道围岩应力集中程度逐渐从巷道两帮向顶底板移近,进而导致巷道顶底板的剧烈变形破坏。提出了等强预应力让压锚杆及高强度预应力锚索的优化方案,加强了对巷道顶板及帮部底角位置的支护。实践结果表明,采用该优化方案实现了对高水平应力软岩巷道的稳定支护。     

锚杆支护对层状岩层巷道作用的二维有限元分析

应用 ANSYS 有限元软件,在巷道高度不变、改变巷道跨度的情况下,对层状结构岩层巷道开挖施工进行了弹塑性二维的模拟分析,分析了其应力、变形以及破坏规律,讨论了不同埋深巷道围岩变形情况,得出了顶板、底板及煤帮的应力、变形及破坏规律.     

动载传播规律及对巷道影响的模拟研究

煤矿动载扰动易诱发巷道冲击破坏,为研究动载对煤层巷道冲击矿压的影响,运用FLAC2D中的动态模块,研究分析了不同动载强度下震动波在巷道顶板传播的速度、位移变化规律及震动波引发的巷道顶、底板和左、右帮移动速度和位移的变化规律,并对规律进行分析和解释,为预防冲击矿压提出了技术措施。研究表明:震动波在巷道顶板中传播时,随着传播距离增大,震动引起的顶板岩层质点速度和位移呈递减趋势,但在接近巷道时会有一定程度增大;传播距离相同时,动载强度越大,震动引起的顶板岩层质点速度和位移越大;动力扰动发生在巷道上方一侧,巷道顶板和靠近动力扰动一侧的巷帮比巷道底板和另一侧的巷帮更易发生冲击破坏。     

深部厚煤层巷道失稳破裂演化过程离散元模拟研究

为研究深部厚煤层巷道围岩失稳破裂演化过程,以某煤矿厚煤层巷道为工程背景,采用离散元中随机分布三角形单元块体集合模型研究巷道开挖失稳。对深部厚煤层巷道围岩失稳破裂过程中位移、应力演化规律分析发现:两帮围岩水平应力释放相对于顶底板剧烈,竖向应力反之;围岩竖向应力释放的主要部位是巷道中部。结果表明,深部厚煤层巷道失稳破裂演化的2个主要特征为:1)顶板出现"尖顶型"垮冒,巷中是围岩失稳的关键部位;2)顶底板离层破坏严重。并对其相应机制进行分析:顶底煤岩松散破碎,自稳能力差,顶底板径向应力释放相对剧烈,巷道矩形断面顶、底板受力能力差等因素,导致围岩顶底板离层变形。基于深部厚煤层巷道失稳破裂的演化规律,给出锚索悬吊组合支护方式,结果表明该支护方式可有效地控制厚煤层巷道变形。     

大断面综放沿空巷道基本顶破断结构与围岩稳定性分析

综放沿空巷道围岩稳定性与上覆基本顶破断运动及其形成的结构密切相关。以王家岭矿为工程背景,建立综放沿空巷道覆岩结构力学模型,推导基本顶破断位置表达式并确定沿空巷道上覆岩层破断结构形式;采用UDEC数值软件分析不同破断结构形式下综放沿空巷道围岩塑性区、应力和位移演化规律。研究表明:1)侧向基本顶的破断位置与基本顶厚度和力学性质、地基系数、破断块体间的相互作用力等因素有关,结合试验工作面地质生产条件确定基本顶于距煤壁约6.2m处破断。2)随着煤柱宽度由大到小,煤柱承载性能及对顶板支撑作用降低;加之巷道与基本顶破断线间距逐渐减小,巷道受基本顶回转运动影响愈发剧烈,致使沿空巷道顶板中心线两侧应力不均匀分布,进而诱发顶板和两帮不对称变形破坏现象,而且煤柱宽度越小,不对称矿压显现越强烈。3)窄煤柱沿空巷道围岩控制的关键在于对煤柱侧顶板和煤柱帮等变形破坏起始部位进行有效支护,限制变形破坏扩展。工程实践表明,35 d后巷道变形趋于稳定,顶板下沉量47 mm,煤柱帮变形量35 mm,实体煤帮变形量19 mm,巷道控制效果明显。     

非构造应力下圆形巷道的内部变形破裂规律研究

为获得高应力作用下岩体内部的变形破裂时空演化规律,以平煤集团的一条深埋巷道为背景,分别采用透明岩体相似材料和三维离散颗粒流软件PFC3D对其开挖过程进行物理模拟和数值模拟,并在获得岩体内部变形破裂随开挖时间的发展演化规律的基础上,提出深埋圆形巷道的支护对策。研究结果表明：1)本文提出的透明岩体实验方法能够有效获得深部岩体的内部变形破裂时空演化规律。2)巷道顶底板处的岩体径向位移y均与其距巷道表面的距离x呈指数衰减关系;围岩变形在巷道刚开挖通过的1~2h内增长速度最快,当开挖通过2h后,如不进行后续推进开挖,围岩变形发展就基本保持稳定。3)巷道开挖后,巷道顶底板处的岩体均不发生破裂,而巷道两帮岩体则在拱腰处先出现剪切滑移破裂并随时间逐渐往深部和顶底板方向扩展。     

层状岩体圆形巷道破坏特征及锚固支护对比试验研究

为获得层状岩体圆形巷道变形破坏特征及锚固效果,采用CM60/10平面应变试验台配合三轴伺服试验机,通过相似材料模拟技术,对初始埋深400 m的层状岩体圆形巷道模型逐级施加载荷,对比分析了高垂直应力(λ1)条件下无支护及锚网索喷支护圆形巷道围岩变形破坏特征。试验结果表明:无支护状态下巷道两帮围岩出现明显的"楔形"破坏区域,以巷道腰线为中心,两帮浅部围岩亦出现相向垂向移动,顶板出现"月牙状"块状冒落,底板出现明显鼓胀,巷道围岩整体变形破坏严重;加载后期,无支护状态下巷道顶板下沉量、底板底鼓量明显增大,而锚固支护在相同地应力作用条件下,顶板下沉量、底板底鼓量基本呈线性增长且增长速率较慢,有效控制了巷道围岩的变形破坏。     

不同强度动载叠加下巷道围岩力学特征数值模拟研究

为研究不同强度叠加动载作用下底板巷道围岩力学特性,以朱仙庄煤矿Ⅱ5采区879瓦斯抽采巷道为工程背景,运用数值模拟软件FLAC~(3D)对不同强度叠加动载作用下,巷道围岩应力、位移及塑性区分布规律进行研究。结果表明:巷道应力集中系数随扰动强度增加以不规则简谐运动波形形式增加,巷道顶底板及两帮应力集中程度加剧,峰值位置朝围岩深部转移;巷道顶板及两帮变形量随着扰动强度增加呈增加—下降—增加的变化趋势,其中右帮变化速率最大,顶板次之,左帮最小;巷道在剪切破坏的主导作用下产生破坏,且当扰动强度小于40 MPa时,巷道围岩塑性屈服网格数增量每兆帕0.2个,强度超过40 MPa时,塑性屈服网格数平均增量为每兆帕0.6个。     

非构造应力下巷道纵断面岩体变形破裂规律

巷道顶底板岩体变形破裂随开挖的变化发展规律是事关围岩稳定性与控制的关键性问题。为有效获得巷道顶底板岩体内部全域变形破裂随开挖的时空演化特征,以一条深埋巷道工程为背景,考虑其对称性,自制一套试验装置并采用透明岩体相似材料来模拟实际巷道半边的开挖推进过程。结果表明:1)这种方法能够有效获得不同开挖分步下巷道纵断面岩体的变形破裂演化规律;2)巷道顶底板任一横断面处岩体的竖向位移随开挖时间均呈"台阶式"增长,其增长幅度在巷道刚开挖通过该处位置时最大,通过之后次之,通过之前最小,当巷道开挖通过后,顶底板岩体竖向位移就与其距巷道表面的距离呈指数衰减关系;3)分步开挖过程中,巷道每步开挖均会导致工作面前方中心约10~20 mm(对应实际0.4~0.8 m)范围内的岩体发生严重变形破裂。     

巷道底鼓机理数值模拟

在岩石破裂过程分析系统（RFPA_2D）的基础上,引入岩石蠕变演化模型,考虑岩体在恒定荷载情况下,其长期强度随着时间变化,造成巷道围岩的强度与弹性模量衰减。数值结果表明,底板岩层在水平应力的作用下,出现初始变形破坏、离层,导致垂直应力降低,巷道围岩的两帮和底板出现裂纹扩展。由于岩石的蠕变特性,其底板岩层的强度和弹模随着时间增加其值不断衰减,水平应力沿底板岩层方向开始向深部岩层转移,造成巷道底板岩层在水平应力作用下不断地向巷道内鼓出,底板岩层达到最终破坏深度。     

煤层巷道围岩破断失稳演化特征和分区支护研究

为研究煤层巷道围岩失稳过程及裂隙演化特征,并对支护方式选择提出建议,通过数值模拟获得工作面附近围岩应力分布特征,并将围岩受力状态简化成平面应变问题、准平面应变问题和三维复杂应力问题3种。采用自行研制的相似材料模拟试验台及煤岩体细观力学试验装置,分别针对平面应变和准平面应变2种应力状态下煤岩体的破坏过程及裂隙演化特征进行试验研究。结果表明:1)层状围岩梯形巷道受载失稳存在3个阶段,即楔形破坏阶段、滑移失稳阶段、顶底板大挠度断裂阶段。高垂直应力条件下,顶、底板初始变形造成两帮出现明显剪切滑移后,直接顶、底板分别出现"三铰拱"形态冒落及鼓胀断裂。2)准平面应变条件下,煤体自由端首先出现张拉破裂失稳,造成上覆直接顶砂岩受力不均,并出现一次弯曲断裂;随载荷增大,煤体出现滑移失稳并呈现出"弧线"压出形态,顶板砂岩发生断裂;裂隙煤体与砂岩反复作用形成多对贯通裂隙,说明顶板断裂位置、形态与煤体失稳过程具有显著的对应关系。结合压剪和拉伸破坏机理,对单一煤层巷道和沿空留巷煤层巷道围岩的支护进行分区研究,并提出相应的支护建议。