深井巷道掘进围岩演化特征模拟与扰动应力场分析

 深井巷道围岩扰动应力场与开挖扰动区的形成密切相关。然而,受现场地质条件和监测技术制约,尚难以准确获得围岩扰动应力的演化过程。为此,首先通过原位监测得到深井巷道围岩开挖扰动区的演化特征;然后,基于监测结果利用反分析的方式构建能较为准确地模拟围岩开挖扰动区演化特征的数值模型;最后,通过这一模型分析了深井巷道掘进过程中围岩扰动应力场的演化特征。研究结果表明：当工作面未掘进至监测断面时,由于工作面前方岩体空间约束,测点应力值基本没有变化;当工作面掘进过监测断面后,巷道帮部、顶底板的主应力大小和方向均发生了变化;通过对比扰动应力场与原位监测得到的开挖扰动区的演化特征,发现两者的部分演化特征较为相似。     

金属矿山底部结构巷道群开挖扰动稳定性分析

为了研究开挖顺序和布置形式对底部结构巷道群稳定性的影响,借用三维FLAC^3D数值计算软件,结合大冶铁矿-180 m阶段底部出矿结构巷道群的工程实例,分析了交叉型巷道群围岩由于不同的开挖顺序而产生不同的应力状态、位移变形以及塑性屈服变化特征;对比了不同布置形式的底部结构在开挖影响下的稳定性.结果表明:交叉型巷道的应力、变形分布与开挖扰动的顺序和布置形式相关,开挖顺序和布置形式不同,巷道围岩的应力、位移变化程度有明显的差别;交替式开挖顺序对底部结构巷道群围岩的扰动程度最小;对称布置的底部结构在施工形成过程中表现的稳定性更高;依据上述研究结论,指导了大冶铁矿底部结构设计和施工顺序,同时对类似矿山具有借鉴意义.     

基于改进Hoek-Brown强度准则的深埋圆形硐室弹塑性分析

针对岩体开挖导致应力重分布问题,以深埋轴对称圆形硐室为研究对象,对开挖硐室进行理想弹塑性解析。由于中间主应力也会影响围岩的变形破坏,而传统Mohr-Coulomb和Hoek-Brown求解方法未考虑中间主应力的影响,故在传统Hoek-Brown求解方法的基础上采用Levy-Mises增量型本构关系将中间主应力计入传统Hoek-Brown弹塑性解析式,得到新的弹塑性解析方法,并对该解析方法的可行性和合理性进行验证。给出围岩开始屈服时的原岩应力阈值、塑性区半径、应力分布及位移的解析式,并对工程实践可控参数岩石地质强度指标和扰动参数进行敏感性分析。对于常规工程实例进行理论计算和基于FLAC~(3D)的数值计算,对比分析证明了改进Hoek-Brown弹塑性解析方法的可行性和合理性。研究成果可为地下工程硐室开挖与支护提供一定参考依据。     

拉西瓦水电工程高应力坝基边坡开挖扰动 及锚固效应研究

基于对开挖与锚固等施工过程的详细数值模拟,围绕拉西瓦水电工程高应力坝基边坡开挖扰动及锚固效应问题开展深入研究,获得该高应力坝基边坡岩体应力、变形与塑性屈服区的开挖扰动特征及其断层影响效应,分析锚固支护对边坡应力、变形及屈服区的作用效果.研究表明,高应力坝基边坡存在较明显的开挖扰动带和锚固影响带;与常规地应力条件下的边坡相比,高地应力区岩体边坡因开挖导致的卸荷量值会显著增大,其强卸荷效应将使岩体的损伤程度更大;采用分步开挖并逐级锚固的方案进行高应力坝基边坡的加固支护是有效的,锚固支护不仅具有变形约束作用,而且能有效控制一定方向上的应力卸荷强度,从而可降低高应力岩体因开挖卸荷引起的损伤或破裂程度.根据上述结果,提出关于高应力坝基边坡开挖扰动与锚固问题的若干讨论和支护优化建议.作为重大工程典型实例研究,所得结果对类似高应力条件下的岩体高边坡工程具有参考意义.     

不同TBM掘进速率下洞室围岩开挖扰动区研究

 在不同卸荷速率下三轴加卸载室内试验成果的基础上,以Hoek-Brown经验强度准则为依据,拟合出在不同卸荷速率下板岩的力学参数(黏聚力和内摩擦角)。在分析TBM掘进特点的基础上,提出能反映其特点的数值模拟方法,并在FLAC3D程序中引入加卸载准则,对不同掘进速率下隧洞围岩的开挖扰动效应进行数值模拟研究。结果显示：掘进速率越快,围岩开挖扰动效应越小,围岩越稳定;隧洞围岩在开挖后变形较为均匀;在隧洞的径向,位移和应力变化较为明显的呈现为3个区域,即强变化区、弱变化区和平稳区;最大主应力随着洞径方向逐渐由单向应力状态向二向应力状态和三向应力状态转变,第二偏应力不变量在隧洞轴向方向形成一闭合的应力集中区域,称为“应力墙”,该区域在TBM掘进过程中对刀头切割岩体达到破岩的效果极为有利;隧洞围岩开挖扰动区随TBM掘进速率变化较大,当掘进速率增加一倍后,其扰动区由1.1 m降低到0.4 m,减小了64%。     

定向聚能爆破弱化综掘工作面逆断层应用研究

针对综掘工作面过逆断层采用普通爆破预先弱化硬岩时巷道围岩和构造区域煤岩体的稳定性问题,通过理论分析和对比模拟实验研究爆破扰动逆断层构造带的突出原因,提出改变装药结构,采用定向聚能爆破的预防对策并进行现场应用。研究发现,爆破应力波传播到逆断层构造区域时,在煤岩交界面发生波的透射和反射,爆破振动的累积损伤使不同煤岩介质交界面的破坏最为严重,加大了煤岩体的损伤程度和破坏范围,为瓦斯动力灾害的发生提供了弱面,有利于突出的发生;定向聚能爆破可以使爆破作用集中在岩体方向,减少应力波对构造区域煤岩体的扰动;在本实验条件下,聚能方向的应力比普通爆破增加2倍左右,非聚能方向的应力减小约3倍。现场应用表明,采用定向聚能爆破后,综掘工作面坚硬岩石中的裂纹损伤扩展,达到了预先弱化的目的和综掘机破碎岩石的要求,工作面上方逆断层构造区域的煤岩体基本完整,为综掘工作面安全快速通过硬岩逆断层提供了保证。     

沿空掘巷煤柱合理宽度研究与应用

沿空掘巷时周围岩体受二次采动影响,巷道围岩更易变形,矿压显现更为剧烈。护巷煤柱的合理留设是沿空掘巷技术成功实施的关键因素。煤柱的合理宽度应既能满足煤柱自身的稳定性,又能在巷道掘进和工作面回采期间利于巷道的维护。为了研究沿空掘巷煤柱的合理留设宽度,以某矿1622(3)工作面为背景基于内外应力场理论以及弹性核理论,考虑煤柱对巷道围岩变形的影响,进行理论分析确定了沿空掘巷煤柱宽度合理范围解析表达式,确定了煤柱合理宽度范围为4.8 m～6.9 m。通过数值模拟进一步分析了不同煤柱宽度时的煤柱的垂直应力分布及巷道围岩变形,最终选取煤柱宽度为5 m。将研究结果应用于实际,现场观测数据表明,该煤柱宽度对控制巷道围岩变形,维护巷道及煤柱的稳定性起到了良好的作用。     

巷硐式短壁开采巷道稳定性的数值模拟分析

依据山西晋城王台铺矿的典型地质条件,针对一种巷硐式短壁工作面回采方案,通过三维数值方法模拟复合锚杆支护下巷硐围岩应力、位移、塑性区等参数,研究该短壁开采方案的合理性和其巷道的稳定性,为该类短壁工作面的掘进施工、安全回采及支护形式的选择提供理论依据,扩展了短壁开采的应用范围,具有良好的推广价值。     

高地应力下大型地下硐室块体变形特征 及其稳定性分析

 拉西瓦水电站发电厂房是地下大型硐室;硐室位置地应力 = 10～30 MPa,属于高地应力区。硐室上游侧墙A区存在f10,f12,f24断层,由全空间极射赤平投影分析,断层f10,f12,f24可形成关键块体,体积为2 103 m3。在硐室开挖过程,受应力释放和调整的作用,块体在加速变形阶段最大速率达到1.22 mm/d,因此,块体的稳定程度直接关系到该区域锚固措施的制定。用块体理论对其失稳模式和稳定性进行多参数分析,确定块体变形属于围岩开挖卸荷变形,不是块体滑移变形。在块体变形监测和稳定分析的基础上,对块体采用构造性锚固,没有施加额外的特殊功能性锚固,节约支护工程量,加快了施工速度。研究结果表明,高地应力下大型地下硐室块体抗滑稳定达到抗滑稳定要求,若块体变形不影响其他结构安全,可以允许块体释放开挖卸荷变形而无需要因约束块体变形实施特殊的加强支护措施。     

节理密度对围岩变形及破坏影响的试验研究

采用相似模型试验和岩土工程数字照相变形量测软件,研究了深埋应力场中不同断续节理密度的岩体在开挖条件下巷道围岩破裂区的产生与扩展机理,分析了围岩破坏和碎胀变形的发展规律及其对巷道稳定性的影响。研究表明:岩体中节理密度对岩体的承载能力影响很大。与节理岩体相比,完整岩体在破裂前可以承受较大的弹性变形;节理岩体即使与完整岩体具有相同的承载能力,但其稳定性及变形量却有区别,完整岩体的变形量更小、稳定性更好。产生相同的围岩破裂区,岩体中节理越密集需要的应力越低,反之亦然;在相同的应力作用下,岩体中节理越密集,表明岩体越破碎,产生的围岩破裂区就越大,围岩碎胀变形也越大,导致工程的稳定性越差;因此,岩体中断续节理的密度控制着围岩的稳定性。     

基于FLAC3D的巷道分步开挖支护稳定性模拟研究

针对陈四楼煤矿-850m深部软岩巷道,为研究巷道开挖时和支护后围岩稳定性,本文基于巷道围岩支护理论,采用FLAC~(3D)对巷道围岩进行模拟,锚杆加喷浆支护的方式,提高锚固岩体的稳定性,并对锚喷支护前后的围岩应力和位移变化进行分析。研究表明支护后围岩塑性区范围减小幅度在20%～30%,且最大应力值下降10. 88%;有支护下的围岩位移变形量仅为未支护时围岩位移变形的5. 9%;发现第二次支护对第一次支护具有加固作用,且随着开挖深度及长度的增加,支护体最大应力值和位移值均有所增加。研究工作可为相似深部软岩巷道支护工作提供依据。     

Innovation and future of mining rock mechanics

The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.     

深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究

分析深井煤层巷道围岩变形特征和支护失效的原因，提出此类巷道的内外结构耦合平衡支护原理。对深井煤层巷道的围岩控制，必须有较高强度的支护结构参与巷道开掘后围岩应力的调整过程，减少围岩内部煤体强度损失。在巷道周围应尽快形成稳定内部承载结构，这样才能缩小围岩塑性流动区的范围，维护巷道的稳定。进行工业性试验，取得较好效果。     

基于模型试验的深部煤层合理停采线结构分析

为分析合理停采线的结构,以存在深部煤层回采情况的济宁三号煤矿为背景,通过模型试验的方法,监测上方工作面回采过程中,垂直于回采方向的下方巷道围岩的扰动特征。试验过程中综合运用PAC声发射仪、静态电阻应变仪、数字散斑等仪器,得到下方巷道围岩声发射事件发展、应变量以及巷道整体变形量。模型试验监测相似材料试样单轴压缩过程中的声发射特征,发现声发射结果可以反映相似材料试样的破坏规律;认为停采线结构应包括受影响巷道的开挖影响区范围l_1、工作面回采的采动超前影响区范围l_2,以及避免两区域相互影响的最小安全间距l;通过监测上方工作面回采过程中,下方巷道围岩内的应变及声发射特征得到了l,l_1和l_2的范围,并通过数字散斑监测了上方工作面回采过程中下方巷道的整体变形量。     

基于软弱夹层损伤破坏模型的软岩巷道支护优化研究

 深部岩体巷道开挖中,软弱夹层的存在很大程度上影响地下工程的稳定性。针对矿山深部软岩中软弱夹层易破坏离层的特点,建立岩体软弱夹层指数形式的非线性离层损伤破坏模型,并采用大型有限元软件ABAQUS对刘庄煤矿深部含软弱夹层的泥岩巷道支护方案进行优化,针对巷道施工期间出现的底臌变形大及软弱夹层围岩变形失稳现象,提出采用预应力底锚索、反底拱及全封闭钢拱架支护措施,有效遏制了软弱夹层失稳破坏和底臌变形大的问题。研究成果为类似巷道工程支护提供有益借鉴。     

爆破循环对围岩松动圈的影响

基于松动圈的现场测试结果,研究声波波速沿孔深的变化规律以及爆破施工对于松动圈的影响。结果表明,波速沿径向逐渐增大,经历一个波峰后又逐渐降低,最后趋于稳定。每一循环进尺,测区中都存在强化和弱化区域,分布比较复杂,与爆破前松动圈的大小以及爆破效果密切相关。而爆破循环的累积影响效应表明,弱化带位于裂隙区,其损伤是纵波和横波共同作用的结果;强化带位于应力集中区,主要得益于爆破的震实效应以及碎胀力的挤压。当测孔离掌子面达到一定距离之后,波速虽有小幅的调整但不影响松动圈的形状,应力集中区不会产生偏移,据此得出松动圈测定的原则和时机。沿着隧洞轴线方向,当测点离掌子面一定距离之后,波速趋于稳定,据此给出爆破施工影响范围的确定方法。爆破循环对于围岩松动圈影响范围的确定,可为软岩隧洞的围岩支护以及硬岩隧洞岩爆的防治提供依据。     

我国煤矿巷道围岩控制技术发展70年及展望

总结新中国成立70年来,我国煤矿巷道围岩控制领域取得的主要研究成果,涉及巷道围岩地质力学特性,围岩变形、破坏特征与机制,围岩控制理论及技术.介绍煤系沉积岩地层强度、煤岩体结构特征及煤矿井下地应力分布规律,采煤引起的采动应力场分布特征及对采动巷道围岩稳定性的影响.指出煤矿巷道围岩变形具有分阶段性、流变性和冲击性,巷道围岩...     

Whole section anchor–grouting reinforcement technology and its application in underground roadways with loose and fractured surrounding rock

Strata control technology for roadways with loose and fractured surrounding rock is one of the most challenging areas in underground roadway support. Based on the case of the serious deformations that occurred in a western main roadway of a Chinese coal mine, this paper analyzes the characteristics and influencing factors of deformation of roadways with loose and fractured surrounding rock. A mechanical model of the roadway’s surrounding rock has been established to study the different forces at play in the plastic zone of the roadway via means of site observation, theoretical analysis, numerical simulation and onsite experiments. Based on the double shell anchor–grouting reinforcement mechanism, whole section anchor–grouting reinforcement technology (WSAGRT) was implemented in the coal mine with the pertinent support parameters optimized by numerical simulation. The results show that the deformation of the rock surrounding the roadway has been held in check effectively, and thus WSAGRT warrants a safer and more effective mining environment.     

煤矿软岩巷道掘进爆破振动特性研究

通过现场爆破振动、松动圈实测和分析,研究煤矿软岩巷道掘进爆破振动效应及其对巷道松动圈半径的影响。振动测试和小波分析结果表明：爆破振动速度3个方向的分量中水平径向最大、垂直方向最小,因此可将水平径向振动速度作为巷道掘进爆破振动的安全评判指标;爆破振动主振频率均＞100 Hz,爆破能量的80%左右都集中在100～150 Hz频带范围内,且存在2个明显的“子频带”。松动圈测试和分析表明：巷道稳定后的松动圈半径为1.8 m左右,其中爆破振动的影响约占10%。据此调整支护参数,增加锚杆长度,提高支护的安全可靠性。在此研究的基础上,从爆破参数和装药结构等方面提出降低煤矿软岩巷道爆破掘进爆破振动效应的措施。     

深埋炭质千枚岩巷道松动圈测试及主被动联合支护研究

某铅锌矿550中段南部炭质千枚岩巷道围岩应力高,变形大,开挖后易塌方,极难支护,严重影响着矿山的安全生产和开采进度.室内试验结果表明,550中段炭质千枚岩属于中膨胀性软岩,具有较强的吸水性、易软化和崩解破坏.在现场巷道典型断面开展了松动圈声波测试,结果表明,巷道松动圈范围为2.0 m,属于大松动圈Ⅳ-Ⅴ类软岩.根据大松...