基于FLAC~(3D)的反井钻机导井法不同开挖方式的数值分析

针对目前藤家副井开挖速度较慢的问题,采用位移反分析法获取岩体力学参数,通过FLAC3D数值模拟软件对竖井全断面开挖和反井钻机导井法的正井、反井以及正反井开挖过程的模拟,获得了竖井侧壁的水平应力、竖向应力、水平位移和总位移随开挖过程的变化规律,并与实际监测数据进行对比。结果表明:4种开挖方式引起竖井水平变形基本一致,全断面开挖和正井开挖后总的应力和位移情况基本一致,在模拟开挖过程其塑性状态都开始出现在58 m处。通过位移突变大小和总位移分析,正反井结合开挖法更适合该地质条件下的快速施工。     

超大直径竖井全断面掘进机施工地层扰动规律

超大直径全断面竖井掘进机施工过程中刀盘推力会使围岩受到剧烈扰动。 针对竖井掘进机施工过程 进行数值模拟,探明不同围岩条件下的机—岩相互作用,围岩应力、位移场及塑性区的分布及演化规律。 结果表明:围 岩应力受开挖深度、围岩条件和离刀盘开挖面的距离影响,刀盘盾体与井筒结构交界处、刀盘开挖面边缘及刀盘内圈 会出现应力集中现象;强风化围岩条件下围岩径向变形最大值为 7. 33 mm,距离竖井 1D(D 为竖井直径)掘进施工扰 动影响可忽略;围岩塑性区范围随着围岩条件的劣化和开挖深度的增长呈扩张趋势;先导掘进装置盾体对开挖面内 圈岩体形成约束,刀盘切削挤压岩体时被约束的岩体应力集中,导致内圈刀盘磨损及所需切削扭矩和推力比其他部 位更大。     

基于FLAC深基坑支护结构模拟分析

该文运用FLAC3D数值软件对保定平原地区某一深基坑变形规律进行模拟,并与理正计算数据、实测数据对比分析,结果表明:桩身位移、周围土体地表沉降FLAC数值模拟结果与实测值基本吻合;桩体最大水平位移值出现在基坑深度的1/2~2/3范围内,呈现"鼓肚子"现象,最大深层位移11.19mm;基坑周围地面沉降曲线为"抛物线"形式,沉降最大值为6.8mm,比实测值大34.6%,最大值距离坑边2~3m;锚杆最大轴力出现在第二排,土体变形较大的部位;预应力锚索对桩及土体的水平位移具有明显抑制作用;基坑支护设计方案合理,桩后土体位移满足规范要求;利用数值模拟计算对深基坑开挖进行预测计算是可行的,模拟结果可靠性较高。     

郭村煤矿12041工作面矿压数值模拟

运用有限元数值模拟软件FLAC3D,模拟在12041工作面及工作面上下平巷开挖前后,所受应力影响及位移变形。开挖巷道后,巷道顶底板在一定范围内卸压,出现拉应力区域,巷道交叉口和工作面前方10 m处出现应力集中。模拟过程中发现1个"坚硬岩层",为第六组砂岩。     

松散层大直径立井开挖井筒变形特征

针对某矿立井开挖过程中松散层段易于出现变形过大的问题,根据该矿井筒开挖的地质条件、力学性质以及岩层结构及性质,运用FLAC3D数值模拟方法研究大直径立井开挖过程中应力分布与塑性区分布特征。研究表明:松散层中的粘土层位,特别是粘土层和泥岩交界的层位易出现应力集中,为易破碎和易变形部位,需要特别防护和加固。     

第四系松散层下竖井破裂规律的FLAC~(3D)模拟研究

针对竖井工程遇到第四系松散层时容易出现井筒破裂等地质灾害现象,以甘肃某矿探矿竖井为研究对象,利用有限差分程序FLAC3D对其进行开挖模拟,研究对该地层下开挖过程中井壁变形破裂规律。结果表明,井壁横向变形量随开挖深度的增加呈抛物线变化趋势,当开挖至45 m时,埋深约为20 m左右处的井壁为破裂部位,生产实际中需要对该部位进行重点支护设计。     

基于强度折减法的某建筑边坡数值分析

对某建筑边坡,采用强度折减法分析理论,利用HS硬化本构,数值计算该边坡的稳定性、变形及对周边环境的影响。结果表明:①第一层锚索轴力最大,其轴力表现形式为轻微S型曲线,轴力最大值靠近锚杆3/4位置处。群桩基础的遮拦效应随边坡深度增大表现为先增大后减小。②随着边坡的开挖和支护,边坡顶变形逐渐增大,最大竖向位移12.1mm,最大水平位移17.3mm。③边坡施工对临近建筑影响较小,建筑最大沉降为2.2mm。④边坡支护结构采用格构梁结构时,边坡的安全系数为4.4,保证了既有建筑和拟建建筑的安全使用。     

圣雄黑山煤矿高陡边坡稳定性数值模拟分析

为保障矿山安全生产,实现安全风险预控管理,针对黑山露天煤矿南帮边坡,通过现场工程地质勘察和岩石力学试验,建立FLAC~(3D)数值模拟计算模型,从应力、位移、塑性区变化等方面进行边坡稳定性分析。结果表明,该矿南帮边坡竖直和水平应力符合地应力分布规律,由于受到开挖卸荷及上部覆岩挤压作用,在坡脚煤台阶处出现应力集中现象。边坡整体位移较小,基本处于稳定状态,在+2 420～+2 430 m煤台阶坡脚处出现局部塑性集中区,后期可能产生局部变形滑坡现象,需加强监测。分析结果为矿山边坡防护和安全生产提供重要技术依据。     

基于BOTDR分布式光纤的冻结管实测研究及分析

通过布里渊散射光时域反射检测技术对竖井冻结凿井过程中的检测,分析了在实际冻结施工中冻结管的变形特性,结果表明:掘进段高越大,变形越严重;应变最大值大致出现在该掘进段高上部1/3位置处。并通过数值模拟比对,得出相近的结论。     

冻结井筒开挖冻结壁变形的数值模拟与分析

针对山东郭屯煤矿主井冻结深度702m,考虑地层分布特征,按轴对称模型进行计算分析.模型分为已开挖支护段、模拟开挖段、底部为下卧层三段.模拟计算开挖支护段高为2m,针对515m深度的粘土层、587m深度的粗砂层的控制地层,分别进行开挖过程中冻结壁变形的数值模拟.计算结果显示,开挖过程中冻结壁径向应力减小,冻结壁外缘达地压值;塑性应变随开挖过程发生,工作面与井帮交界处产生了径向塑性压应变;井心区径向蠕变压应变显著.     

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。     

煤矿塌陷区岩体变形稳定性研究

为了确保煤矿开采的安全,对煤矿塌陷区岩体变形稳定性进行研究。以具体的煤矿塌陷区为研究对象,分析了实验设备,主要包含压力机、自动采集系统与反力装置,并提出模拟开挖步骤与破坏机理分析过程。稳定性研究结果表明,当采空区长度超过28 m时,纵向位移增加,地面垂直位移随深度增大而减小;上采范围为200~270 m时,对岩体变形的控制难度加大,极易出现不稳定现象;顶部荷载在0.33 MPa之前,顶部测点、底测点及左测点的总位移无明显变化,而0.33 MPa以上时,总位移差异较大。     

开挖引起断层活化对井巷围岩的变形破坏

断层作为岩体内的低强度带,受开挖影响常常产生活化现象。经验表明,断层活化会对井巷围岩产生较为强烈的变形和破坏作用。通过对受断层影响的竖井和巷道变形、破坏的理论和数值分析,结果表明：断层的活化会引起断层处井壁的水平应力和剪应力增大,严重时会造成竖井破坏,这不同于无断层时岩移造成的竖井破坏;断层附近开挖时,断层的活化,易造成或加重巷道偏压灾害;此外,巷道轴线与断层走向一致并且地应力以铅直应力为最大主应力时,最容易引起断层滑移活化导致巷道围岩产生开裂、塌方等破坏。因此,对断层活化灾害的研究可为合理的工程设计与施工以及工程设施安全性的预测预报提供依据。     

TBM施工煤矿深埋硬岩巷道围岩稳定性分析及工程应用

针对首次立井煤矿TBM掘进硬岩巷道工程应用实际,进行了巷道围岩稳定性分析和施工信息化监测,并采用ABAQUS有限元数值软件研究了巷道围岩位移场、应力场和塑性区的分布规律,分析了拟定支护方案的巷道围岩稳定性。结果表明,巷道顶部的最大下沉量为33.26 mm,巷道围岩的塑性区范围为0.8~1.2 m。确定支护方式为锚网支护。在试验巷道掘进过程中,进行了围岩内部裂隙发育情况、巷道收敛变形和锚杆受力监测。巷道顶板围岩破损深度达1.5 m,两帮最大收敛量为12 mm,锚杆轴力变化范围为43.1~65.1 k N。TBM施工硬岩巷道月进尺达404 m,相比传统的钻爆法和综掘法单进提高5~10倍,工程应用表明,该工法安全高效。     

新庄煤矿大直径立井快速施工

甘肃新庄煤矿主立井,净直径9 m,井深790.5 m,冲积层厚30 m,冻结深度673m。井筒冻结段掘进直径最大达13.4m,每循环需出矸900m3(段高4m);井壁最厚处达2.2m,每m井壁需浇筑混凝土77.5m3。井筒冻结段掘砌施工中,采用8臂伞形钻架钻眼、甩吊桶法出矸、溜灰管下混凝土等新技术、新工艺,加快了施工速度,仅用7个月就施工到底,取得了平均月进尺超过90m、最高月进尺达110m的好成绩。     

深部巷道开挖加卸荷诱发围岩失稳的模拟研究

为研究深部巷道开挖引起的加卸荷现象及其诱发的围岩失稳,以埋深为1 275m的云南某矿山8#矿体1261中段沿脉巷道为背景,采用FLAC3D软件对巷道的应力场、位移场和塑性破坏区的演化规律进行模拟分析,探究开挖引起的加卸荷情况及其对巷道围岩稳定性的影响。结果表明:开挖结束后,巷道围岩应力重新调整,其帮部、斜底脚以及斜拱顶处加卸荷现象明显;随着开挖的进行,巷道斜底脚处围岩应力逐渐增加,而其余位置的围岩应力逐渐减少。8#矿体有着中等至强烈岩爆倾向,主要危险区域为巷道折角处;巷道围岩位移量:拱顶帮部底板斜拱肩拱肩斜底脚。     

近距离煤层采空区下回采巷道矿压显现规律研究

为了研究近距离煤层采空区下回采巷道在回采期间矿压显现规律,对回采工作面巷道围岩结构、围岩变形和松动圈大小进行了现场监测。通过监测结果分析得出,煤柱帮主要由煤和少量泥岩组成,裂隙发育,破碎严重。顺槽两帮最大移近量为0.49 m,顶底板最大移近量为0.41 m。未受采动超前支承应力的影响前巷道松动圈最大为1.3 m,受影响后增加至2.2 m,工作面超前支承压力影响范围为30m。     

深井沿空巷道合理位置确定及围岩控制技术

针对深井高地应力矿井煤柱应力大、巷道围岩变形严重及煤柱宽度大造成资源浪费等特点,以麦地掌煤业21214工作面为研究背景,通过地应力测试、钻孔应力测试了解工作面侧向应力峰值位置及大小。通过现场实测及分析得侧向应力峰值约为43MPa,且位于距巷帮约17m处。并运用理论计算、数值模拟,研究沿空掘巷围岩在掘采期间的变形破坏特征、合理窄煤柱尺寸的确定及沿空巷道的围岩控制。结果表明：煤柱宽度为6.5m时巷道围岩稳定性较好,掘进初期,围岩变形量及变形速率较大,后逐渐减小,掘进影响期为15天,回采期间由于小煤柱侧的支护强度大于工作面侧,小煤柱侧的变形量小于工作面侧的变形量,最大变形量分别为110mm和248mm,均在可控的范围内。     

立井多层超厚含水层工作面及壁后注浆施工

平顶山煤业集团公司十矿北二进风井,全深1 119 m。井筒在15~131.8 m深处,揭露石千峰砂岩含水层,预计涌水量195m3/h左右;在338.3~400m深处,揭露平顶山砂岩含水层,预计涌水量200m3/h左右。平顶山砂岩下部含水层,分别位于井深400~470、520~700和800~880m处,合计330m,裂隙较发育。对石千峰和平顶山砂岩含水层,采用工作面预注浆和壁后注浆法堵水,注浆范围为井深30~400m;对平顶山砂岩下部各含水层,采用壁后注浆法堵水。共进行了22次工作面预注浆、215排壁后注浆,注浆堵水效果良好,顺利通过了各含水层,实现了无水快速掘进。