岩溶隧道含水裂缝扩展规律研究

为了探索岩溶隧道在施工过程中经常出现由于裂缝引发突水的灾害机理,利用水压致裂原理重点分析研究拉剪破坏突水和压剪破坏突水的力学过程和裂缝扩展过程中缝内水压分布特征和梯度。研究表明突水临界水压受裂缝的走向、所处位置等因素的影响;含水裂缝发生拉剪破坏所需的临界水压力大于其发生压剪破坏所需的临界水压力;在水力劈裂作用下裂缝的生长呈现间断性特征。研究成果对隧道施工过程中突水灾害的防治具有重要的意义。     

深部巷道平顶稳定性分析及返修控制研究

针对圆弧平顶这类极少出现的特殊巷道断面力学特性不明,原支护方案及一般返修方案无法满足围岩稳定控制要求等问题,基于极限分析理论建立相应的巷道顶板力学模型,算例分析不同参数对顶板稳定性的影响规律;根据巷道不同地段现场变形破坏情况,针对性地提出"不同地段分区控制,关键部位加强支护,破碎围岩注浆加固,极端条件联合支护"的返修控制对策,设计相应的返修方案并进行现场应用.研究结果表明:采用注浆加固等措施提高岩体力学参数,改进主动支护构件强度或者采用高强高刚的被动支护构件提高支护阻力,均能有效提高巷道圆弧平顶的稳定性.基于现场巷道变形破坏情况,将返修地段划分为严重破坏区、一般破坏区、局部破坏区和潜在破坏区,对严重破坏区设计联合支护返修方案,巷道控制效果显著,最大变形量没有超过40 mm;其他返修区段采用注浆加固后,除个别地段变形稍大外,基本控制在50 mm以内,总体上满足使用要求.研究成果可为类似巷道支护设计及返修提供指导与参考.     

三软煤层回采支承压力分布及支护构件受力规律研究

为解决三软煤层采场侧向支承压力无法直接测量的问题,明确不同支护方案下采场超前压力分布有无差异等采动规律,以刀把式工作面——梁家煤矿4606工作面为依托,通过4606改造切眼位移变化间接获取工作面侧向支承压力分布规律,开展采动对4606材料巷不同支护方案下围岩控制效果对比,采用无损检测对锚杆(索)在回采期间受力情况进行分析.4606改造切眼距工作面110 m开始受到回采影响,距工作面68 m进入明显影响区,距工作面35 m进入剧烈影响区.距工作面侧向20 m以内为侧向支承压力影响峰值区,55 m以内为影响区.不同支护方案下,工作面超前支承压力分布范围区别较小,相差仅在5～10 m,超前支承压力影响剧烈范围为20～30 m;超前支承压力影响明显范围为30～60 m;超前支承压力影响范围平均为120 m左右,最大为160 m.巷道肩部锚杆受力超出屈服荷载,与拱架基本在拱肩处发生断裂吻合较好.巷道不同部位锚杆受力呈现出肩部>帮部>底角的特征.距工作面60 m以外,单体支架支护强度满足使用要求;距工作面30 m以内支架受力显著增加,出现挤压支架情况.研究成果补充了软弱煤层采动矿压显现规律.     

深部巷道锚注支护效果及组合式高强锚注控制技术研究

为明确不同因素影响下锚注控制效果,解决普通注浆锚杆强度低等问题,开展不同支护方案下围岩控制效果数值对比试验,研发一种组合式高强注浆锚杆并进行力学性能测试及现场应用。结果表明:1)当岩体参数强度等级小于1.0或地应力大于25MPa时,锚网喷支护难以满足围岩稳定性控制要求,锚注支护可以有效控制围岩变形破坏。2)随着注浆加固范围增加,锚注支护各部位最大位移量、塑性区呈降低趋势,注浆范围为4～5 m时,位移、塑性区趋于稳定;随着围岩注浆加固强度等级提高,各部位最大位移、塑性区呈显著降低趋势,应力峰值距离巷道周边整体呈缩短趋势,控制效果显著。围岩注浆加固强度等级为围岩参数的1.6～1.7倍时,位移、塑性区和应力峰值位置趋于稳定。3)组合式高强注浆锚杆承载力平均为264k N,约为常规注浆锚杆的5倍,具有"一次施打、控注协同"的支护效果,现场应用表明位移比原方案降低了81%～83%。     

微扰动诱发断裂滑移型岩爆的力学机制与条件

研究在微扰动作用下滑移型岩爆的诱发机制问题,采用弱小扰动诱发初应力条件下岩块间接触面滑移的理论模型和能量变分原理推导得到断裂滑移型岩爆发生的3个必要条件:(1)接触面或围岩的破裂面处于高切向地应力水平的准稳定状态;(2)接触面或断裂面的断裂刚度大于围岩的回弹刚度;(3)岩体运动的地冲击能量因子达到一定阈值,或接触面(断裂面)的相对位移在动力扰动作用下达到临界值。微扰动诱发岩爆释放的能量远远超过外部扰动能量,外部扰动仅起到了"扣板机"的作用,岩爆发生临界累积位移的量值和岩块的突出速度不取决于扰动的幅值,临界位移大小取决于施加剪切荷载的水平,而岩块的突出速度则主要取决于围岩压力做功与界面滑动摩擦力做功的关系,断裂滑移型岩爆震级的准确预测需要进行滑移后岩爆动能的计算。