巷道掘进围岩纵向变形分析与支护技术

为了研究开挖面空间效应对巷道掘进时的影响,利用Hoek拟合的位移释放系数方程来描述空间效应下的巷道围岩纵向变形规律,建立巷道径向位移与力学模型中虚拟支护力关系的数学模型,导出开挖面空间效应下虚拟支护力与距开挖面距离的关系式。基于Mohr-Coulomb强度准则,推导出巷道开挖时围岩应力、塑性区半径与开挖距离的数学表达式。根据巷道围岩纵向位移以及塑性区半径的变化规律,能够更好地对巷道进行支护设计。结果表明:以巷道开挖面为例,建立的模型计算与FLAC~(3D)模拟分析进行对比,在开挖面处围岩位移释放约为31%,利用开挖面的空间效应及时地对巷道进行支护,能够有效控制巷道前期变形,减缓巷道围岩塑性区的发展。     

基于遍布节理模型的深埋巷道稳定性分析

为研究深部开采矿山不同节理倾角对巷道稳定性的影响,建立了不同节理倾角的巷道模型,基于遍布节理本构模型进行了巷道稳定性分析。以应力、位移以及塑性区范围来定义稳定性分析指标,将其作为评估巷道稳定性影响的基础。通过分析发现：随着节理倾角的变化,巷道顶板下沉值、底板底鼓值呈下降趋势,而帮壁收敛率变化较小;应力集中系数随着节理角度的增大而增大,且集中区向巷道集中,集中区域面积减小;巷道周边塑性区分布与节理方向基本呈正交分布关系,塑性区分布先是在巷道顶板聚集,随着节理倾角的增大向两帮转移,塑性区分布范围受节理倾角影响明显。因此,在深部巷道支护时需要考虑各向异性的影响。     

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。     

厚煤层回采巷道开挖位置选择数值模拟

利用数值模拟软件,分析了厚煤层中巷道不同开挖位置时巷道围岩的稳定性。运用FLAC3D数值模拟软件建立了三维数值计算模型,对沿顶板和底板掘进巷道进行了数值模拟分析。分析了巷道开挖后巷道围岩的位移场、应力场分布和围岩塑性区分布。分析表明,在厚煤层的情况下,巷道布置在顶板的塑性区范围小于在底板时的范围,2种布置方式的应力分布特征变化不大,沿底板掘进时,帮部和顶板的垂直和水平位移都较大。总的来看,巷道布置在顶板优于布置在底板。     

深部高应力下不同巷道掘进速率对围岩稳定性的影响

研究了不同加卸荷速率条件下岩石破坏特性及其蠕变性质, 结果表明, 加卸荷速率越大, 岩体的强度越大, 蠕变越小。同时以金川二矿区巷道掘进工作面的工程地质情况及生产技术条件为背景, 研究了掘进速度对巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明: 掘进扰动在工作面前方和巷道周围尤其在四个角点位置引起围岩破坏, 随着掘进速率的增加, 破坏区体积减小; 岩体开挖卸载导致掘进工作面前方及两帮形成耳状应力集中区, 随着推进速度的加快, 掘进工作面前方应力区向工作面移动, 围岩应力及应力区面积均减小; 掘进扰动引起围岩的位移变形, 最大位移发生在巷道顶底部, 随着掘进速率的增加, 围岩的位移减小。现场生产时适当加快工作面掘进速率, 有利于保持巷道的稳定及改善巷道维护状态。     

前伏承压溶洞对巷道围岩稳定性影响分析

为研究前伏承压溶洞对巷道开挖围岩稳定性的影响,基于1条前伏溶洞巷道工程实例,采用FLAC~(3D)软件研究分析了巷道围岩应力、变形、塑性区以及涌水量在不同溶洞充填物与水压条件下的变化特征。结果表明:溶洞内部的软弱充填物将导致巷道近接溶洞时,掘进面与溶洞之间的围岩产生明显应力集中现象,使得巷道掘进面位移呈突变式增长;当巷道前方存在充填溶洞时,巷道掘进面前方岩体的剪切滑移破裂现象会受到溶洞阻隔作用而变得不明显;巷道掘进面涌水量与溶洞水压则近似呈指数递增关系。     

爆破荷载下近断层巷道稳定性研究

为研究爆破荷载对近断层巷道突水以及稳定性的影响，以屯留煤矿回风大巷为背景，采用FLAC3D对不同爆破荷载作用下近断层巷道的应力、位移、涌水量以及塑性区分布特征进行了数值模拟分析。研究结果表明：①爆炸荷载作用下近断层巷道顶板、底板、两帮以及开挖面的最大位移要比不考虑爆破荷载时分别大约5%～12%、12%～14%、89%～143%、33%～61%|②爆炸荷载作用下巷道在开挖面距断层破碎带等于7m时，巷道前方岩体塑性区就会与断层破碎带贯通形成导水裂隙通道，此时，开挖面涌水量会随开挖面距断层距离减小而逐渐增大，且增大速率越来越快|③随着爆炸峰值应力的增大，近断层巷道周边岩体最大位移、塑性区破坏深度分别呈指数递增式和指数衰减式增长|同时，巷道开挖面涌水量随开挖面推进表现出的“渐进增长”特征也会越加明显|④相同爆炸峰值时间下，巷道与断层破碎带之间水力通道被打通的时间节点大体一致，但爆炸峰值时间越大，相同进尺下巷道开挖面的涌水量也将越大。     

层状节理巷道分步开挖离散元模拟

依据现场节理调查结果划分单元建立计算模型,采用三维离散单元法对巷道分步开挖全过程进行模拟,研究层状节理巷道三维应力场空间变化规律。结果表明,当掘进面接近和通过某一断面时,巷道断面对平面σ_xx,σ_yy空间主应力的影响范围约为2.0B(B为巷道净宽)。     

隆尧邢周石膏矿巷道围岩特性声波测试

介绍了隆尧邢周石膏矿的地质与采矿简况,采用声波法方便地测试了在该矿石膏岩层内掘进的采矿进路巷道岩体的声波特性.测试数据表明,石膏巷道开挖爆破的松动范围在1m以下,范围较小,说明石膏层的完整性较好,凝聚力较高,有较好的抵抗爆破破坏的能力.应力升高区在1～1.4m范围,随后波速下降并稳定在7 000m/s左右.在巷道右侧岩体2.90～3.40m范围测试到声波波速降低区,表明该处原生节理较发育,但下降幅度不大,对岩体的稳定性不会产生明显的影响.     

围岩扰动系数D的量化取值

本文根据Hoek-Diederichs公式,直观给出巷道围岩变形模量估计图表,计算出不同扰动参数D对岩体变形模量的影响。岩体开挖扰动系数D与扰动程度和扰动范围有关,提出了基于岩芯弹性模量分布的D值计算方法,以积分和距离均一化的形式给出D的量化公式。基于地质强度指数GSI、扰动系数D和Hoke-brown准则,估算深埋巷道岩体力学参数。数值计算出钻爆法施工巷道围岩的塑性区范围和位移值大小,并与现场实测值对比,塑性区相对误差低于11%,位移相对误差低于15%,该D值的估算方法有一定工程应用价值。     

节理岩体中巷道围岩损伤演化与时效破坏研究

基于对岩石长期强度特征的认识,从岩石的强度、弹模等物理力学性质受环境影响随时间劣化以及岩石内部细观损伤积累的角度出发,通过引入岩体细观表征单元体的强度退化方程,应用RFPA数值分析方法,模拟了节理分布对巷道围岩的损伤演化和时效破坏机制的影响。在节理的影响下,巷道开挖后,围岩的应力分布规律发生明显的改变;节理为水平节理,巷道以两侧边墙片帮破坏为主;随着节理面倾角的变化,巷道围岩的时效损伤破坏模式也发生了明显的变化,巷道破坏区随节理倾角的增大相应旋转;当节理方向竖直时,巷道破坏主要集中于拱顶和拱底部位,出现了严重的冒顶和底鼓现象。同时,巷道周围围岩的位移也发生明显的变化,并且随着节理倾角的增大,巷道位移呈现出先增后减的大致趋势。     

断续节理方位对巷道稳定性的影响

采用模型试验,研究了不同节理方位的断续节理岩体中巷道围岩破裂区的产生与扩展机理,分析了围岩破坏和碎胀变形的发展规律.研究表明：随着应力的增大,围岩破裂区历经初始阶段、发展阶段与稳定阶段;不同的节理方位,巷道两帮位移的大小不同,具有节理临空面的巷道上帮位移大于下帮;围岩收敛速率的每一次突然增大,意味着巷道围岩产生一次剧烈的破坏,因此必须及时地加强支护;当节理角度在30～75°时,节理方位对岩体强度的影响较大,并且影响最大的角度在60°左右,此时围岩的强度最低,稳定性最差;相比节理岩体,完整岩体的变形量小、稳定性更好.     

硐室围岩塑性区的位移分析

为了进一步研究硐室受开挖影响围岩的力学性质对塑性区位移的影响,考虑岩体剪胀特性和塑性区的弹性变形,基于SMP屈服准则得到的塑性区位移的解析公式。探讨了硐室受开挖影响下内摩擦角的变化以及岩体的剪胀对塑性区位移的影响。     

厚煤层沿空留巷掘进变形破坏规律研究

为研究厚煤层下回风巷道掘进过程中围岩的变形破坏规律,以朔州煤电铁峰公司南阳坡矿5800回风顺槽为背景,采用FLAC3D对其应力、变形和塑性区变化情况展开数值模拟分析,得到了3个成果:(1)巷道开挖完成后,巷道围岩最大主应力出现在巷道煤柱帮表面以及实体帮深部约2 m的位置,最大剪应力出现在巷道两帮位置;(2)巷道顶板和两帮在巷道表面上的位移均呈抛物线分布,且其最大值与巷道开挖推进距离呈"指数衰减式"增大关系;(3)巷道开挖过程中,巷道煤柱侧的塑性区范围要明显大于实体侧,巷道顶板靠近煤柱侧的塑性区范围大于另一侧,而巷道底板则基本不发生破坏,整个巷道围岩破坏范围约为1.5～2 m。     

富水弱胶结软岩巷道围岩变形破坏特征分析

弱胶结软岩巷道围岩稳定控制是煤矿安全生产需要解决的一个技术难题。为研究弱胶结软岩巷道围岩的变形破坏特征以及合理的支护技术,以色连二矿12307巷道为研究背景,考虑采空区积水下渗对弱胶结软岩强度的影响,采用FLAC^3D对“锚杆索网”以及“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”两种支护方案下弱胶结软岩巷道的应力、变形、塑性区等分布特征进行了数值模拟分析。研究结果表明,常规“锚杆索网”联合支护下富水弱胶结软岩巷道很难维持自身的稳定,其围岩变形量以及破坏范围将随着巷道的向前开挖而持续增长,最终在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为630、410、155 mm,而塑性区深度则可达5.9、4.0、6.0 m。而“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护下,富水弱胶结软岩巷道则在巷道开挖后会迅速保持稳定,并且其在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为37.0、31.2、9.8 mm,塑性区深度仅为2.0、1.5、1.1 m。应用表明,采用“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护能够有效控制富水弱胶结砂质泥岩的泥化现象,有利于巷道的掘进与使用安全。     

随机节理岩体巷道再生顶板失稳机理与控制研究

为研究随机节理岩体巷道再生顶板失稳机理及控制方法,基于龙口某矿油页岩上分层巷道节理参数统计结果,结合蒙特卡罗模拟方法,采用UDEC软件内置FISH语言编写了随机节理模拟程序,建立了随机节理岩体巷道数值模型,对随机节理岩体巷道再生顶板的失稳破坏过程及支护方式进行了模拟,并通过工程应用对数值模拟进行了验证。结果表明:再生顶板巷道开挖后预留护顶中小的易冒块体首先沿节理面滑落,之后关键块体在上部破碎岩块压力作用下沿节理面滑动下沉,当关键块体一端滑离巷帮节理面时,关键块体失稳,发生冒顶;再生顶板下预留护顶掘进巷道合理支护方式为锚索-架棚联合支护,可有效控制巷道顶板变形并防止顶板破碎块体冒落。     

深部破碎易风化巷道失稳机制及治理分析

针对深部破碎易风化岩体中巷道失稳破坏机制及支护加固方案开展研究。通过总结分析破碎易风化岩体中巷道失稳破坏模式,探讨巷道破坏失稳机制,提出现有支护方案的不足；通过理论分析得到适用于此类条件下巷道稳定性控制对策和支护结构参数；采用数值分析研究破碎岩体中巷道支护前后围岩位移及应力演化规律,验证优化支护方案的合理性。研究结果表明：破碎易风化巷道开挖,如不及时支护将导致岩体发育节理劣化、膨胀变形,产生拱形垮落及岩块滑塌；巷道拱顶采用Φ22mm快硬水泥锚杆、侧帮采用Φ42mm管缝锚杆且间排距1.0m、拱顶及侧帮5mm薄喷层+钢筋网为合理支护方案；数值分析围岩位移及应力演化规律验证支护方案的合理性,能保证巷道在掘进和回采时围岩稳定性,将变形及应力控制在合理范围内,满足矿山安全和正常生产需求。     

腾晖矿复采采区大巷过老空区支护技术

为解决腾晖煤矿2#煤过老空区巷道掘进期间的冒顶问题，开展了掘进工作面揭露老空区期间的顶底板位移场与应力场演化规律研究。采用理论计算、现场监测与数值模拟结合的方式得到了掘进巷道在揭露老空区期间不同阶段的应力状态及受影响范围，确定了掘进巷道过老空区支护方案。计算结果表明：在煤层中老空区边缘存在5～10 m的塑性区域，当巷道不断向老空区方向推进时，掘进工作面同老空区之间的柱状煤体应力状态从弹性向塑性转变；巷道掘进期间顶底板位移演化趋势并不同步，随着巷道不断靠近采空区，顶板位移变形速率增加20%，底板变形量则随着掘进工作面靠近采空区变形速率逐渐降低直至达到稳定值。现场实验结果表明：50 d内顶底板相对变形量的增加控制在25 mm，两帮相对变形量的增加控制在23 mm，巷道围岩变形情况得到了有效控制。     

逆断层下盘侧巷道掘进稳定性研究

为了研究逆断层下盘侧不同断层煤柱尺寸对掘进巷道的影响,采用UDEC数值模拟软件,建立了逆断层下盘巷道掘进的数值模型,研究了5 m、10 m、20 m、30 m、40 m断层煤柱下巷道掘进时的应力分布、塑性破坏区范围和巷道围岩的变形量。结果表明,当断层煤柱尺寸小于20 m时,巷道附近应力受断层影响显著,巷道远断层侧应力集中明显;巷道底板受断层煤柱尺寸影响较小;当断层煤柱尺寸大于30 m时,随着断层煤柱尺寸的增加,巷道塑性区及围岩移近量变化趋于稳定,受断层影响较弱。     

基于扩容和软化的围岩-支护体耦合作用机理

基于巷道开挖面的空间效应、岩体的扩容和塑性软化特性,建立围岩-支护结构耦合作用的稳态模型,分析支护位置与巷道位移和支护反力之间的关系。结果显示,岩体的软化和膨胀对支护反力和巷道位移等都有一定的影响,并且这一影响随着支护位置与开挖面距离的增大而减小。