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。     

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。     

不同应力状态下深井水平层状软岩巷道底鼓机理研究

为研究深埋层状岩石应力边界条件下巷道变形破坏规律,基于欧拉公式,利用压杆稳定理论、摩尔库仑准则和挠曲破坏力学模型,分析不同层状岩体巷道变形破坏机理,按岩体柔度对层状岩层进行划分,考虑应力边界条件,建立新的力学强度参数,并结合旗山煤矿工程地质条件,利用Flac3D数值模拟分析不同应力边界条件下层状底板岩层巷道变形破坏动态演化规律。研究结果表明:1)压杆稳定理论能很好地适应于层状岩体顶底板巷道变形破坏模型,可将层状岩体近似成压杆叠合体。2)将底板破坏强度与顶板破坏强度之比定义为K_c,所建立的力学强度参数能较好地反映巷道顶底板破坏演化规律,当K_c1,底板破坏临界应力比顶板破坏临界应力大,则顶板先破坏,产生的位移量较大;当K_c=1,底板与顶板的破坏临界应力趋于一致,同时破坏产生位移;当K_c1,顶板破坏临界应力比底板破坏临界应力大,则底板先破坏,产生的位移量较大。3)当K_c值逐渐趋向于1时,顶底板位移量也不断趋于接近。因此可逐步提高薄弱岩层的强度,通过研究Kc值的变化规律,从围岩整体稳定性方面考虑获得最佳的支护方式。     

葛泉矿复合厚煤层煤巷锚杆支护参数确定

通过分析1192工作面顶底板赋存情况,利用东北大学岩石破裂过程分析系统(RFPA2D)来模拟层状岩体的变形、破坏过程;确定托顶煤巷道支护初始方案,结合巷道掘进过程中的实际情况,及时修改完善巷道支护参数,保证巷道安全掘进。     

非等压应力场巷道围岩主应力差分布规律与稳定性分析

采用理论分析、数值模拟方法对非等压应力场巷道围岩主应力差分布规律与稳定性进行研究,重点分析不同侧压系数下巷道顶底板与两帮的主应力差分布演化规律、塑性区形态和变形演化规律.研究结果表明:侧压系数λ<1时,巷道两帮破坏范围大于顶底板;λ>1时,顶底板破坏范围大于两帮.基于数学拟合得到巷道围岩最大主应力差轨迹线方程,该式可计算出围岩破坏最严重区域.巷道在围岩四周会形成主应力差承载壳,λ 增大过程中,承载壳形态演化过程为:水平的类"8"字形→扁平椭圆形→圆形→瘦高椭圆形→类"8"字形.顶底板主应力差峰值随着 λ的增大而增大,并向围岩深部转移,两帮峰值随着λ的增大而减小,向围岩浅部转移.巷道围岩塑性区总是分布在主应力差承载壳内,其形态演化过程与主应力差承载壳保持一致.λ 增大过程中,巷道顶底板位移曲线离散程度不断增大,两帮位移曲线离散程度先减小后增大.λ<1时,两帮表面位移>顶底板表面位移;λ>1时,顶底板表面位移>两帮表面位移.λ越接近1,巷道围岩稳定性越好.以回坡底煤矿11-1021巷为工程背景,研究发现巷道围岩主应力差呈倾斜的类"8"字形分布,理论分析结果与巷道实际破坏情况吻合,验证了理论的正确性.     

构造作用下弱胶结泥岩巷道稳定性研究

针对构造岩作用下弱胶结泥岩巷道变形大、难控制等特点,以内蒙古西一五间房煤矿为研究背景,根据弱胶结泥的实际埋深(300 m),用侧压系数表示构造应力状态,建立了5组不同构造应力作用下的巷道开挖数值模型,分析了不同地质构造作用下弱胶结围岩巷道变形和塑性区演化规律。研究结果表明:当侧压系数小于1时,围岩塑性区主要发生在巷道两帮,呈蝶形分布,最大变形发生在顶底板;当侧压系数增加到1后,围岩塑性区近似呈圆形分布,随侧压系数继续增加,围岩塑性区主要发生在顶底板上,呈漏斗型分布,最大变形向巷道两帮转移。     

透明岩体三维数字照相量测技术开发与应用

针对二维数字照相量测方法在透明岩体内部变形破裂观测方面存在的不足,通过研究近景摄影测量相关算法,采用DELPHI结合MATLAB自行研制出了三维数字照相量测软件系统Photogram_3D。同时,以该软件系统为基础进行透明岩体巷道模型试验,初步建立了透明岩体内部变形的三维数字照相量测方法,研究得到了透明岩体内部测点的三维变形时空演化规律。试验结果表明,随着巷道的前进开挖,巷道周边各个测点的径向位移值都将逐渐增大,且距巷道表面距离越近,其值变化越大;随着模型顶部荷载的增大,巷道顶部岩体以发生整体性的向下滑动为主,且巷道两帮和顶部测点的径向位移都与模型顶部荷载呈指数增长关系。     

顶板崩落变形破坏过程的数值分析

采用数值方法建立三维计算模型,分11个步骤对采场开挖的全过程进行数值模拟,得到开挖后空区围岩的水平位移、竖向位移和塑性区分布情况,进而分析矿区顶板自然崩落规律的变形破坏情况。由于采场的开挖,导致岩体内部应力释放,围岩位移指向空区内部,水平位移最大处出现在采场采矿区的两侧边帮处,位移方向均指向采空区内部。随着开挖宽度的扩大,竖向位移呈圆弧曲线形式由采场顶板向岩体内部不断扩张。开挖过程中,空区顶板首先由剪切破坏导致岩体破裂下落,出现采场顶板冒落现象,采场采空区的顶板中央上部岩体随着顶板冒落不断往下变形,出现一定高度破坏区域的岩体。当采场开挖面积进一步扩大时,采场顶板上方的岩块将无法维持稳定状态,出现持续崩落现象。     

卸压巷对被保护巷变形影响的数值模拟

在矿业开采过程中,巷道围岩受应力变化影响,顶底板与两帮均会发生变形收敛。通过开挖卸压巷和优化卸压巷的几何参数,能有效减少巷道围岩收敛。利用3DEC离散元模拟软件,模拟在400m埋深条件下不同形状、位置的卸压巷对被保护巷道的顶底板、两帮的位移变化规律,研究卸压巷对被保护巷道的影响。模拟结果表明:以X正方向为起点0°,逆时针旋转,在离被保护巷1.65倍巷宽的315°位置处,开挖正(长)方形卸压巷,能有效减少被保护巷的整体变形。     

大跨度穿断层软岩巷道顶板非对称破裂机制与控制对策研究

针对大跨度穿断层软岩巷道顶板非对称大变形失稳的工程难题,总结分析原支护条件下巷道变形破坏特征及其主控影响因素,给出基于MATLAB图像处理技术的钻孔裂隙发育程度定量表征方法,模拟研究巷道顶板位移场、主应力场及裂隙场演化规律,揭示巷道顶板渐进非对称破裂机制;根据不同区域巷道变形破坏情况与离散模拟结果,针对性地提出顶板"非对称分区强化控制、减跨控顶支护、破碎围岩分区深浅注浆、强化联合支护"的过断层支护对策,优化支护方案并进行现场应用.研究结果表明:1)巷道顶板破坏深度、变形特点、破裂模式等均呈现明显的非对称变化特征,断层左侧(I区)及右侧(II区)顶板裂隙密度均随巷道表面至深部距离变化呈负对数衰减特点,后者数值较大且降速较快,表明II区顶板整体较为破碎且破坏深度较广,应为重点控制对象;2)巷道开挖至稳定过程中,II区浅部围岩首先发生张拉破坏,并伴随大量裂隙的萌生与扩展,然后左帮顶角位置因应力集中也出现裂隙密集区且逐渐向顶板断层部位延伸,而后顶板表面裂隙均随开挖时间的增加向深部非对称渐进扩展,浅部离层发生并伴随局部块体脱落,顶板发生非对称冒落失稳;3)采用优化支护方案后,顶板最大变形量低于91 mm,较原支护降低了63.89％;浆液与破碎岩体黏结形成复合结构,围岩完整性提高;锚杆受力最大值为81.76 kN,最小值为60.5 kN,分别为屈服载荷的43％和31.8％,基本满足工程需求.     

保护层卸压开采时空演化规律的数值模拟

为解决保护层开采过程中瓦斯抽采难题,通过数值模拟分析了保护层开采过程中的应力场和位移场的时空演化规律。研究表明,在保护层工作面推进过程中顶板位移量较大,并随着远离保护层而逐渐降低,底板位移量则几乎为0,但顶底板的地应力都得到了充分释放。距离保护层近处煤岩体在工作面推进时应力先有短暂的上升,之后迅速降低,但距离保护层较远处煤岩体没有应力升高现象。保护层回采过程中在采空区周围形成一个"回"形卸压瓦斯富集区,可以抽放大量卸压瓦斯;同时由于顶底板围岩的应力和位移时空演化关系复杂,因此瓦斯抽采钻孔不能单一布置,需要根据应力的时空演化规律合理布置,以实现瓦斯有效治理。     

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。     

深部节理化岩体巷道开挖稳定性分析

为了研究深部节理化岩体巷道分步开挖的稳定性问题,以新城金矿-1080 m中段巷道为工程背景,建立离散元三维数值模型,分析了巷道开挖对节理化岩体塑性区和位移的影响情况。结果表明：开挖会造成节理化岩体超前2.0 m处产生塑性区,与非节理化岩体相比,节理化岩体掘进巷道时,受扰动岩体的超前影响范围大于2.0m;巷道各处岩体的位移随开挖的推进逐渐增长,其增长幅度在掘进工作面刚开挖通过时最大,通过之后次之,通过之前最小。     

高垂直应力状态下巷道围岩分区破坏特征试验研究

通过自行研制的CM60/10平面应变试验台配合三轴伺服试验机,发挥伺服稳压性能,采用相似材料模拟配合数值模拟验证的手段,分析了高地应力λ<1状态下无支护巷道围岩破坏过程及特征。试验结果表明:1)破坏首先发育在巷道两帮中线,局部破坏产生后,逐渐形成一对"楔形"破坏区域。在应力卸压区内,围岩呈分区破裂形式。深部滑移线由"楔形"破坏区域尖端点处开始延伸,基本符合对数螺线形式;2)巷道破坏过程中,依次出现"楔形破裂带","二次破裂带""贯通失稳带"3个过程分区。研究指出此类地应力下不同变形时期内,除控制顶底板初始变形外,围岩裂隙控制的重点应依次在巷道两帮、肩部和底角、顶板;3)通过对λ<1状态下围岩破坏的数值模拟发现:两帮围岩垂直应力呈"波浪状"分布,塑性破坏区呈"分区演化",垂直位移呈"锯齿状"分布,与物理试验基本吻合。     

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。     

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。     

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。     

综采工作面回采巷道围岩破裂变形规律实测研究

为了研究综采工作面回采巷道围岩变形规律,为回采巷道的保护提供合理依据,以东欢坨矿2088_下工作面为工程背景,运用现场实测方法,通过钻孔电视探测分析2088_下回风巷道围岩破裂情况及对巷道进行位移监测并分析变形规律。结果表明:巷道顶板下位岩层中均存在较为严重的破裂区,破裂区范围约为2.0 m左右,2088_下工作面所在的8~#煤层巷道围岩属于中松动圈和大松动圈范围;未受采动影响区域内顶底板、两帮最大移近量仅为84、34 mm;超前影响范围约为90 m,顶底板、两帮最大移近量达到了1 280、1 869 mm,由此可见,在工作面回采扰动作用下巷道变形情况较为严重;回采工作面推进距离从测点前80 m至0 m过程中,顶底板、两帮移近量分别增大至243、206 mm,移近速度分别增大至19.1 mm/d和14.7 mm/d,均产生明显增长,说明回采工作面距测点越近,巷道受采动影响越大;在对回采巷道进行保护时,要求巷道支架支护必须考虑能够有效支护该范围内岩层重量以及上覆岩层作用力。     

小煤柱沿空留巷巷道底板受力变形分析

在分析沿空留巷巷道底板支承压力分布规律的基础上,引入等效荷载的概念,建立了基于传递岩梁理论的简化底板等效荷载力学模型.在新模型基础上,采用弹性力学半无限体平面应变问题在条形荷载作用下的位移解,推导了沿空留巷巷道底板相对竖向位移计算公式,结合新庄孜煤矿沿空留巷巷道的底板变形进行的稳定性分析和加固措施研究,说明了底板竖向位移变化规律,揭示了底板扭转力是巷道破坏的重要因素,该规律基本反映现场实际监测情况.     

弱胶结软岩巷道围岩非协同变形及灾变机制

西部矿区弱胶结软岩地层极不稳定,巷道常布置在煤层,形成全煤和半煤半岩2种布巷方式。基于接触单元法及非线性接触理论,建立弱胶结软岩地层2类布巷方式的数值计算模型,考虑岩层界面效应,分析顶板的离层变形机理,揭示顶板、两帮及底板的变形规律,并进一步获得不同顶板刚度下2类巷道离层破坏的演化特征,阐明2类巷道的灾变发展过程。所得结果表明:2类巷道的顶、底及两帮的变形具有非协同性,底板位移收敛较快,变形量相对较小,围岩变形以顶板和两帮为主,相比而言,全煤模型的稳定性更好。当顶板取不同刚度时,监测点的铅垂位移初始呈"阶跃式"突跳特点,然后平稳增长至稳定值。而且距离巷帮越近,监测点的铅垂位移越大,位移突跳越明显。这种位移"阶跃式"突跳,可以看作围岩产生非稳定破坏的标志。现场钻孔电视对离层情况探测表明,该数值计算结果具有较高的可靠性。