深部大断面硐室围岩应力演化及变形破坏规律研究

针对深部大断面硐室围岩变形机理复杂的难题,以葛亭煤矿230采区扩容泵房的地质条件为背景,运用FLAC~(3D)数值模拟软件分析了采动过程中深部大断面硐室围岩应力演化及变形破坏规律。研究表明:硐室开挖后水平应力主要集中在巷道的顶底板部位,而在拱角和巷帮位置处垂直应力集中现象比较明显;在掘进面后方,巷帮处的水平应力及顶底板处的垂直应力逐步向硐室方向释放,且随着时间的增加,降低的程度及范围进一步加大,但降低梯度逐渐变缓最后趋于稳定。     

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。     

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。     

深部硐室围岩破坏原因与稳定性控制技术

煤矿开采逐渐转向深部,深部硐室围岩大变形特征给硐室群稳定性控制带来很大难度。根据深部大断面硐室围岩力学特征及变形特性,通过地质条件分析、原岩应力测试、岩石微观组分分析,对深部硐室围岩破坏的影响因素进行了总结,以抗让结合的原则,提出深部构造复杂区域大断面硐室围岩稳定性控制对策。采用关键部位耦合支护控制技术+底脚锚杆+全断面锚索加强支护对深部大断面硐室进行强抗微让的强力支护方式,在葛亭煤矿230扩容泵房硐室成功应用,并对泵房硐室围岩收敛变形、锚杆索工况、离层进行了长期监测,围岩顶底板移近量仅12.5 mm,两帮内移量7.5 mm,锚杆索受力均匀,内外离层较小,完全满足矿井安全生产需要。     

采动影响下暗斜井机头大断面硐室底鼓治理技术

采用理论分析、数值模拟和现场试验等方法,分析了采动影响下,硐室底板的变形和破坏规律,提出了硐室底鼓的治理方案.研究结果表明:(1)在回采扰动影响下,硐室底板垂直变形的速率与其所受到的垂直应力及水平应力都是正相关的,即垂直变形速率随着所受到的应力增大而增大.(2)在硐室帮部打密集孔,使帮部出现围岩破碎区,扰动应力得到一定程度释放,并向深部转移,底板应力集中程度得到有效降低.(3)采用"钻孔卸压和锚索+喷浆"联合支护技术,可以达到较好的控制硐室底鼓变形的效果,这样一来就保障了硐室的安全生产.     

高应力超大断面硐室围岩控制对策研究

针对深部高应力超大断面硐室围岩易失稳的问题，以红庆河煤矿设备换装硐室为工程背景，采用FLAC3D数值模拟软件分析了在低扰动掘进条件下超大断面硐室的围岩应力分布特征及变形规律，结果表明：高应力条件下，超大断面硐室塑性区范围明显变大，硐室帮部及底板相对于顶板更容易发生失稳，并提出强力一次全断面支护对策，底板锚索采用水泥灌浆实现全长预应力锚固。现场实践表明，硐室围岩稳定，变形量控制在30mm以内。     

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。     

深部大断面硐室动静载作用下锚固承载结构稳定机理研究

针对动载扰动条件下深部大断面硐室围岩锚固支护结构稳定性差、支护设计不合理等问题,以新巨龙煤矿井下煤矸分离大断面硐室为例,采用现场调研、理论分析和室内试验等手段,研究在深部冲击应力与高围岩应力叠加构成的复杂应力环境下大断面硐室围岩锚固支护结构损伤演化特征,构建动静载荷作用下深部大断面硐室围岩锚固承载结构损伤演化模型,获得深部大断面硐室围岩锚固支护结构破坏机理并对深部大断面硐室的围岩锚固支护设计提出合理建议。结果表明:1)深部冲击应力与高围岩应力叠加是大断面硐室围岩变形破坏的主要原因,在受到强动载冲击时,深部大断面硐室顶板、两帮锚杆(索)受损严重,很容易造成顶板大面积垮塌及帮部煤体突出;2)通过室内SHPB动态冲击试验获得了动静载组合作用下,加锚试件的强度和峰后回弹斜率均随着动态应变率的增大而升高,加锚试件对动载冲击能量的耗散能占比与动态应变率呈现出正相关的特性,锚固界面(锚固剂/锚杆、锚固剂/岩体)的黏结程度在锚固体对应力波能量耗散过程中起到了关键作用;3)深部大断面硐室锚固承载结构的失稳破坏是由于动载作用下硐室围岩、锚固剂和锚杆三者之间不协同变形造成的剪切滑移及锚固体受动载压缩变形导致的。提高硐室围岩、锚固剂和锚杆的抗滑移特性,增加锚固密度提高抗压缩变形能力可有效降低动载应力波对深部大断面硐室围岩支护结构的影响。研究成果对井下永久硐室及巷道的加固工程具有一定的理论指导和借鉴意义。     

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。     

用数值模拟法选择深部采空区下大断面硐室位置

冀中能源股份公司邢东矿矿井采深大,-980水平下山采区深部的开采深度已超过1 200 m,地质条件复杂,断层构造带多,围岩压力大,巷道(硐室)支护、维护困难。深部采区排水系统(大断面硐室群)布置在工作面采空区下方,采用数值模拟的方法,使其位于采空区底板的应力降低区,围岩变形量在可控范围内,保证了排水系统的安全使用,为深部开采大断面泵房硐室的布置提供了新的思路与参考。     

采动影响下近距离煤层软煤岩巷道支护技术

以某矿近距离煤层群为对象,采用FLAC3D有限差分程序模拟分析了下部煤层软煤岩巷道围岩应力分布特征和变形破坏机理,并提出了相应的支护对策。研究结果表明:受上部煤层开采影响,近距离煤层群下部岩层应力会增加,且垂直应力增加幅度较水平应力更为明显。当巷道所在处岩体应力状态由水平应力场转变为垂直应力场时,要加强巷帮支护,抑制巷道顶底板深部岩层的剪切破坏。井下试验表明,通过加强巷帮支护,可以有效控制巷道顶底板变形,确保巷道安全使用。     

软岩硐室变形破坏特征数值模拟研究

通过数值模拟对晋城某矿东部变电所硐室变形破坏规律进行了研究。结果表明:在高地应力条件下,硐室开挖后两帮变形量分别为顶板和底板变形量的1.7倍和1.1倍;硐室围岩位移随时间呈线性增长,两帮位移平均变化速度分别为顶板和底板位移的1.7倍和1.1倍;垂直应力在顶底板中部形成应力降低区,呈拱形对称分布,在两帮形成垂直应力升高区,呈耳状对称分布;水平应力在两帮形成应力降低区,呈蝶状对称分布,在顶底板形成应力升高区,呈拱形对称分布。     

深部大断面硐室围岩变形柱体力学模型及其应用研究

针对深部煤矿大断面硐室帮部变形剧烈、破坏失稳严重的现象,以新巨龙煤矿大断面煤矸分选硐室为研究对象,基于帮部初始变形的特点,建立大断面硐室帮部"柱体"力学模型,得到各影响因素与柱体初始位移和柱体拉应力之间的关系,分析深部煤矿地质开采参数对柱体初始位移和柱体所受拉应力的影响规律。结果表明:柱体初始位移、拉应力随埋深、侧压系数和应力集中系数增大而逐渐减小,随界面内聚力、岩体内摩擦角、界面内摩擦角和支护阻力的增大而变大。通过优化硐室布置方向与尺寸、减缓硐室附近的采掘应力集聚、控制顶板下沉、加固破碎围岩等技术手段,可提高大断面硐室的围岩稳定性控制效果。研究成果可为深部大断面硐室帮部稳定性控制提供借鉴和参考。     

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。     

千米深井大断面硐室双强壳体支护技术

针对山东唐口煤矿西部轨道并联巷2 m绞车房硐室埋深超千米,顶板及两帮收敛变形大,底鼓现象严重,需反复维修的工程难题,在分析深部大断面硐室围岩破坏机理的基础上,提出了千米深井大断面硐室双强壳体支护技术,并设计了"锚注支护+格构衬砌支护+强基础梁锚注支护"的支护方案及其工艺流程。工程应用结果表明:25 d后顶底板锚索载荷趋于稳定,监测顶底板锚索最大载荷分别为131 kN和117 kN,最大载荷远小于破断载荷,锚索受力合理;采用双强壳体支护40 d后,围岩变形基本趋于稳定,90 d后顶底板最大移近量仅为64 mm,变形率为1.14%,表面未出现破裂现象,硐室围岩变形得到有效控制;该技术为唐口煤矿创造直接经济效益449万元,经济效益显著。     

深部大断面硐室二次支护技术研究

某矿Ⅱ61下采区架空乘人车深部大断面硐室为该矿深部采区重要硐室,硐室由于断面大且使用要求苛刻、长度短且变化多和周围巷道布置密集等特点控制难度大,对该硐室进行围岩松动圈测试,测试结果表明:大断面硐室全断面塑性区都比较发育,且底板治理显得尤为重要。FLAC数值模拟结果表明二次支护(控制底板)能显著改善围岩应力状态,提高围岩自身承载能力。现场工业性试验结果表明:二次支护(控制底板)围岩控制效果良好。     

深部倾斜煤层沿空掘巷围岩变形特征与控制技术研究

通过对深部倾斜煤层沿空掘巷掘、采两阶段围岩应力场与位移场的分析,揭示了该类巷道围岩非对称大变形特征：窄煤柱帮与底板变形量远大于实煤体帮及顶板,巷道整体断面收敛率大。产生该变形破坏特征的原因：1)巷道埋深大,围岩处于较高的应力环境中;2)护巷煤柱宽度及支护阻力过小,使其过早进入残余承载阶段;3)无支护底板作为变形破坏能量主要释放通道,加剧了巷道顶帮围岩整体下沉。通过对不同宽度护巷煤柱方案的数值模拟,合理确定了试验巷道护巷煤柱宽度及试验巷道支护技术与参数。工程实践表明,采用新支护技术后,巷道窄煤柱与底板非对称变形大变形得到了有效控制,保持了巷道长期稳定。     

大断面硐室锚喷注联合支护技术

为解决大断面绞车房硐室支护难度大且变形严重的问题,以中泰矿业三水平轨道绞车房为研究对象,运用FLAC3D软件分别分析了绞车房硐室在锚杆、锚索联合支护和锚喷注联合支护状态下围岩的稳定性,对锚喷注联合支护技术进行了现场试验。研究结果表明:锚杆、锚索联合支护条件下硐室两底角受到较大的水平应力,竖直应力集中于底板,这是原支护条件下U型钢破坏和底鼓的原因;锚喷注联合支护技术下硐室各方向上的围岩应力相对均匀,硐室两帮移近量为43 mm,顶底板移近量为21 mm,硐室围岩变形得到了有效控制。     

不同侧压下底板切槽对围岩稳定性影响模拟研究

底板切槽是一种通过改变围岩应力状态抑制底鼓的主动防治措施。采用数值模拟研究不同侧压系数条件下底板切槽对围岩变形及应力演化规律的影响,研究结果表明:底板切槽会引起帮、顶位移的增加,从控制围岩变形的角度,底板切槽更适合于侧压系数较大的巷道;底板切槽对顶板围岩应力分布没有明显影响,随切槽深度的增加,帮、底围岩应力峰值向深部转移同时峰值降低,帮部以应力峰值降低为主,底板以应力峰值向深部转移为主;侧压系数越大,帮、顶应力峰值向深部转移的距离越小。     

深部超大断面硐室群围岩变形破裂演化规律试验研究

深部超大断面硐室群因初始地应力高、断面尺寸大、硐室间距小等原因,控制难度很大。本文采用相似材料试验方法,以龙固煤矿井下煤矸分离系统硐室群为背景,设置3条超大断面硐室,利用数字散斑测试系统、声发射监测技术、应力监测系统等进行综合监测,得到深部超大断面硐室群围岩变形破裂演化规律。结果表明:单一超大断面硐室开挖后围岩整体变形较小且呈对称分布,裂隙发育较少;相邻硐室开挖导致围岩变形呈非对称性,裂隙发育明显增多。上部硐室开挖后其围岩变形以底鼓和两帮收敛为主,下部硐室围岩应力集中和变形均有较大幅度减小,即对下部围岩应力集中起卸载作用,有条件时硐室群应优选"品"字形布置以有利于维护。硐室群开挖前后锚杆受力变化与围岩应力、变形近似呈正相关关系,不同部位受力差别较大,应根据硐室群不同部位特点针对性设计支护参数。本研究揭示了深部超大断面硐室群围岩破裂演化规律,可为其围岩控制设计提供参考。