不同断面形状硐室围岩稳定性模拟研究

采用FLAC^3D软件进行四水平三因素(埋深、侧压力系数和硐室断面形状)条件下正交模拟试验以及变单因素下的模拟试验。采用极差分析方法对硐室围岩塑性区因子δ进行分析认为,影响塑性区因子δ最大的组合为A4B4C1,各因素的主次关系依次为硐室埋深、断面形状、侧压力系数。变单因素下的模拟结果认为,圆形硐室顶底板和两帮移近量及其周围水平应力随侧压力系数的增大呈线性递增;垂直应力随侧压力系数的增大呈线性递减。圆形硐室断面塑性区因子随侧压力系数增大呈指数函数增大;硐室顶底板及两帮移近量随埋深的增大呈指数函数增大,硐室周围水平应力和垂直应力随埋深的增大均呈线性递增关系。相同的外载条件下,直墙拱形硐室顶板变形量高于底板,矩形、梯形和圆形硐室的顶底变形量相当,且圆形断面硐室的变形量最小。     

大断面反井施工硐室围岩变形破坏机理及控制对策研究北大核心

针对大断面硐室围岩变形破坏严重的难题,以李家壕矿大断面反井施工硐室为研究背景,运用数值模拟、理论分析、现场监测等研究方法,分析了李家壕矿大断面反井施工硐室围岩变形破坏规律,揭示其围岩变形破坏机理,并提出了针对性控制对策。研究表明:大断面硐室顶板岩层为软弱岩层,受开挖扰动影响,顶板围岩破碎,顶板水平与垂直位移显著;大断面硐室空间较大,顶板岩层处于塑性区内,顶板垂直位移为1 450 mm,是常规断面巷道顶板垂直位移的2.8倍;大断面反井施工硐室围岩稳定性控制的关键在于顶板支护。工业性应用监测表明:常规断面硐室顶底板变形量无明显变化,大断面硐室顶板最大下沉值为132 mm,两帮最大移进量为74 mm,底板无明显鼓起现象,围岩变形得到了有效控制。     

大断面硐室顶板卸压机理及其应用技术研究

为了保持深部硐室的长期稳定,降低硐室维修费用,保证矿井的安全生产,以新庄煤矿暗斜井第2部大断面机头硐室为工程背景,采用数值计算研究了大断面硐室顶板卸压巷道的卸压机理。研究结果表明,顶板卸压以后硐室顶底板围岩垂直应力均大幅减小,且底板垂直应力减小的幅度较大;顶板卸压对硐室顶板的扰动较小;卸压以后硐室顶底板和两帮围岩水平应力、水平位移均明显减小,所以顶板卸压效果明显。在此基础上,设计了大断面硐室顶板卸压巷道的参数和卸压区域,并提出了卸压巷道掘出以后,采用定向抛掷爆破法进行顶板区域卸压的施工方法。     

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。     

大断面煤巷锚杆桁架联合支护技术

选取薛村煤矿厚煤层大断面1927运输巷为研究对象,采用FLAC^3D模拟研究了巷宽对围岩的影响,结果表明:顶、底、两帮塑性区呈“半椭圆”状分布,随巷宽增加,顶板的塑性区破坏范围增加速率最大,两帮次之、底板最小;巷道围岩变形破坏向深入逐渐降低,深部破坏变形曲线呈“负指数”形式;巷道顶板表面变形量及变形增加量最大,两帮次之、底板最小;帮支承压力呈浅部升高深部降低的趋势,支承压力峰值随巷宽增加向深部转移。从而得出:桁架锚索可锚固在肩角稳定区,封闭结构可兜护顶板;桁架锚索、锚固空间附加应力网,可有效加提高围岩共同承载能力,共同抵抗变形。基于此提出高强高预紧力锚杆与桁架锚索联合支护技术。工程实践结果显示,两帮移近量98 mm,顶底板移近量128 mm,顶板离层量3 mm。     

厚煤顶大断面煤巷关键部位及围岩控制

采用UDEC模拟了巷宽对山西磁窑沟煤矿10106输送带巷围岩稳定的影响,结果表明:顶、底塑性区呈"拱形"分布,两帮呈"三角形"分布。塑性区深度顶板两帮底板;塑性区深度增加迅速:两帮顶板底板;围岩表面变形:顶板两帮底板,表面变形增加量:顶板两帮底板。认为:两帮上部为第一控制关键部位,顶板为第二控制关键部位,两帮和顶板锚杆索空间应力骨架结构互相促进围岩稳定。基于此采用高强高预紧力锚杆索支护技术。     

大断面巷道围岩控制技术研究

1301工作面两回采巷道为大断面巷道,变形速度快,支护效果不够理想,顶底板和两帮变形速度和位移量都非常大。数值模拟分析了回采巷道围岩变形规律,分析结果表明:随着应力增高系数的增加,煤巷顶板下沉量和两帮移近量加剧,尤其是底板拉应力塑性区较大。巷道宽度一定时,随着巷道高度的增加,顶底板的塑性区保持不变,两帮塑性区增加,采取锚网索优化设计后,巷道围岩变形得到有效控制。     

深部高应力软岩硐室注浆加固技术

为解决城郊煤矿深部高应力软岩硐室的支护难题,针对城郊矿二水平南翼变电所的地质条件,提出在硐室帮顶采用壁后注浆和底板采用预应力注浆锚索的方式进行加固。矿压观测表明,加固修复90 d后,硐室两帮最大移近量为110 mm,顶板最大下沉量为80 mm,底板最大底鼓量为38 mm。断面收敛在设计范围内,支护效果理想,硐室围岩持续大变形得到控制,硐室维护满足矿井安全生产的需求。     

小煤柱沿空掘巷巷道变形规律研究

采用钻孔观测、位移及应力监测与数值分析方法研究了小煤柱沿空掘巷巷道变形及锚杆锚索受力特征。研究结果表明:留设的小煤柱分为破碎区、裂隙发展区与煤体完整区3个作用区,煤柱两帮在采动应力作用下破碎较为严重,煤柱内部完整性较好;巷道两帮位移量及位移速率均高于顶底板,巷道开挖初期巷道位移量及位移速率发展较快,后续逐渐平稳;煤柱侧锚杆受力强度整体高于工作面侧,两帮表现为巷道中间部位锚杆受力强度高于近巷道顶底部锚杆;切顶高度为10 m时最有利于巷道的稳定,大煤柱巷道两帮及顶底板变形量分别为小煤柱的3.4与2.6倍,变形稳定期约为小煤柱的1.8倍,小煤柱的留设具有较好的实践效果。     

不支护情况下不同断面尺寸硐室围岩稳定性数值模拟研究

以许疃煤矿3_238风巷地质条件为背景,运用FLAC3D数值模拟方法,分析该风巷不同断面尺寸硐室在硐室开挖后,在没有支护情况下的断面尺寸对硐室围岩稳定性的影响。研究表明:随着硐室断面尺寸的增大,围岩垂直应力峰值增大,且峰值位置不断向围岩深部转移;更大范围的围岩通过硐室开挖来释放应力,硐室两帮水平应力回升至原岩应力所需的距离越远。塑性区变化,主要发生在硐室上下方。在距围岩表面4 m深以内,顶底板围岩位移差异明显;帮部围岩位移则随深度增加,越发明显。     

下山穿煤巷道的围岩应力分布及变形破坏规律

基于新光集团淮北刘东煤矿下山穿煤层巷道的地质赋存条件,采用UDEC数值模拟方法,分析了埋深、煤层厚度、水平地应力及岩层角度对巷道围岩的应力分布及变形破坏规律。分析结果表明,顶底塑性区是沿着垂直于岩层的方向分布,两帮塑性区是沿煤层分布的方向分布;巷道围岩中的煤体最易发生破坏,且煤层越厚破坏就越严重;随着埋深增加,巷道表面位移量显著增大,塑性区范围扩大,顶底板的破坏程度尤为明显;随着侧压系数的增加,巷道围岩塑性区的分布范围由两帮向顶底板转移,造成巷道两帮塑性区范围呈缩小的趋势,而巷道顶底板、两底角、两肩的围岩塑性区范围呈扩大的趋势;随着岩层角度的增加,垂直应力分布由“椭圆形”分布向“矩形”分布转变,两帮煤体内的塑性区范围有明显的增加,底板变形破坏程度加大。     

主应力对弱胶结软岩马头门围岩稳定性影响

以弱胶结围岩条件下马头门为工程背景,采用岩石力学实验、理论分析和数值模拟等技术手段,研究了主应力大小和方向对马头门顶板、底板和两帮围岩变形规律的影响及最大主应力区的分布特征。研究结果表明:随?和H的增加,马头门围岩的最大位移值和应力扰动区深度呈线性增加,围岩变形受侧压力系数影响程度表现为两帮底板顶板;马头门布置最危险的走向并非与最大水平主应力垂直,而夹角?在20°与60°时马头门顶板围岩应力集中系数最大,夹角?=0°时,马头门围岩相对最稳定,围岩变形量受夹角变化影响程度表现为顶板底板两帮;马头门围岩变形、应力分布及应力集中程度受马头门断面形状的影响显著,夹角?与应力集中系数呈非线性关系。根据研究结果对马头门的支护结构进行设计优化。     

大断面煤巷巷宽效应及支护技术

针对煤巷宽度增加后的围岩控制难题,选取磁窑沟煤矿10104轨道巷为研究对象,采用FLAC3D模拟研究了巷宽对围岩的影响,结果表明:顶、底、两帮塑性区呈"半椭圆"状分布,随巷宽增加,塑性区面积和深度增加速率为顶板大于两帮大于底板;顶、底、两帮深部变形呈"负指数"关系向深部降低;同一围岩深度,表面变形量及变形增加量为顶板大于两帮大于底板;帮浅部支承压力随巷宽增加而降低,且支承压力峰值向深部转移。根据桁架锚索、高强高预紧力锚杆支护特点,提出高强高预紧力锚杆与桁架锚索联合支护技术,工程实践结果:帮移近量97mm,顶底板移近量127mm,顶板离层量3mm。     

动压影响硐室底鼓控制综合加固技术

针对古书院煤矿15号煤西二盘区准备巷道群中变电所受采动影响,出现严重底鼓、两帮变形的情况,采用现场实测和调研的方法分析了硐室的变形破坏特征与机理,认为硐室变形破坏是由巷道群采动应力相互叠加、水平构造应力、开挖破底扰动和顶底板岩性差异大所造成。据此提出深浅孔注浆配合注浆锚索的综合加固技术,并应用于井下。现场应用表明,硐室底鼓量控制在15.8mm,两帮变形量为9.7mm,有效控制了硐室的变形。     

基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

高应力松软围岩硐室全断面均衡加固技术

针对西冯街煤业四盘区采区变电所硐室受3405上分层工作面采动影响围岩变形严重的问题,提出高应力松软围岩硐室全断面均衡加固技术,该技术主要包括底板反拱封闭支架支护、围岩高压注浆加固及锚索补强支护,加固后在四盘区采区变电所硐室进行矿压监测,结果表明:四盘区采区变电所硐室主要变形阶段为加固后的前两个月,最终两帮移近量最大为23 mm,顶底板移近量最大为24.5 mm,围岩稳定性很好,能够保证矿井安全使用。     

斜沟煤矿运输平巷锚杆支护效果数值模拟研究

为了研究巷道在不同支护形式下的受力状态和变形情况,分别对巷道在不同支护条件下的围岩应力和位移进行模拟研究。研究得出了不同支护时巷道围岩的应力和位移分布规律。巷道应用锚杆进行支护可以改变巷道围岩的应力分布状态,对顶板进行支护可以减小巷道顶板下沉量及底鼓量;对巷道两帮进行锚杆支护以后,巷道顶底板移近量稍有增加,两帮移近量大幅度减小。     

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。     

地下矿山大断面软弱围岩硐室变形机制与支护方法研究

大断面破碎软弱围岩硐室的支护一直是地下矿山开采的难题。基于此,本文以贵州烂泥沟金矿硐室大变形为工程背景,通过现场实测资料、采用理论计算和地质环境分析,揭示了底板和两帮变形机理:巷道在垂直及水平高应力作用下,呈现由两组优势节理组成的菱状空间破裂特征,在采动爆破震动影响下,围岩应力二次分配,使塑性区持续向深部拓展,降低了支护锚固力效果,从而导致围岩变形严重。基于支护理论,本文提出了顶板采用补强锚索+注浆+喷锚网,两帮采用补强树脂锚杆+锚索+壁厚注浆+喷锚网,底板采用反拱+注浆的联合支护方式。现场实测表明,这种联合支护方式与原始支护方式相比,对硐室长期稳定性控制具有良好效果。该研究可为深部复杂地质条件下的巷道变形加固提供借鉴。     

深埋大断面软岩巷道锚网索支护在某矿的试验及应用

以某矿3采区运输下山深埋软岩大断面巷道为工程背景,开展了锚网索支护设计,并利用FLAC数值模拟分析了巷道围岩应力、位移、塑性区等特征及支护效果。数值模拟结果表明:锚网索支护时顶底板应力为0~16 MPa,两帮应力为16~24 MPa、应力峰值为24 MPa;顶底板和两帮变形量分别为110、31 mm;塑性区基本位于锚固区域内,围岩整体控制效果较好。现场试验监测结果表明,巷道顶底板和两帮变形量为117、54 mm,围岩整体变形量较小,支护效果良好,验证了支护设计的可靠性与数值计算的合理性。