直接顶厚度对回采巷道稳定性影响的数值模拟研究

当回采巷道沿煤层顶板或底板布置时,由于煤层一般较顶底板软弱,因此,巷道围岩的矿压显现特征主要表现为两帮煤体的变形、破坏等现象,巷道易发生两帮煤体沿层理向巷道空间挤出的现象,并进而产生破碎、松动等现象.这与巷道上覆岩层的应力有着密切的关系.本文运用RFPA软件,分析了回采巷道上覆软弱直接顶厚度对巷道稳定性、巷道围岩应力分布与破坏情况、巷道围岩破裂部位与破裂范围的影响.通过对不同直接顶厚度影响下的巷道围岩稳定性分析,得出直接顶厚度与巷道围岩稳定性之间的数值关系,并分析了直接顶厚度对回采巷道稳定性的影响因素,这为煤矿回采巷道的开挖与支护提供一定的理论基础.     

直接顶厚度对回采巷道稳定性影响的数值模拟研究

当回采巷道沿煤层顶板或底板布置时,由于煤层一般较顶底板软弱,因此,巷道围岩的矿压显现特征主要表现为两帮煤体的变形、破坏等现象,巷道易发生两帮煤体沿层理向巷道空间挤出的现象,并进而产生破碎、松动等现象.这与巷道上覆岩层的应力有着密切的关系.本文运用RFPA软件,分析了回采巷道上覆软弱直接顶厚度对巷道稳定性、巷道围岩应力分布与破坏情况、巷道围岩破裂部位与破裂范围的影响.通过对不同直接顶厚度影响下的巷道围岩稳定性分析,得出直接顶厚度与巷道围岩稳定性之间的数值关系,并分析了直接顶厚度对回采巷道稳定性的影响因素,这为煤矿回采巷道的开挖与支护提供一定的理论基础.     

深部巷道围岩变形试验与数值模拟研究

为了研究深部软岩巷道的变形破坏特性,以淮南矿区某煤矿13-1煤回采巷道为例,在现场调查回采巷道工程概况的基础上,开展了室内深部回采巷道围岩变形特性相似模拟试验,并基于块体离散元法,建立了深部回采巷道围岩的数值模型,模拟了开挖过程中围岩的变形特性。相似模拟试验和数值模拟试验结果表明,深部巷道围岩的典型特征为:巷道底臌量两帮移近量顶板下沉量,巷道不同围岩受开挖扰动的位移影响范围不同,底板为3.5 m,顶板为2.45 m,两帮为5.5 m。     

回采巷道锚杆支护两帮稳定性分析

根据巷道围岩应力变化特点结合锚固体变形破坏的相似材料模拟试验, 分析了巷道两帮锚固体的变形破坏特征, 指出锚杆支护巷道两帮表面主要发生张性破坏, 锚固体内部发生剪切破坏, 据此建立起回采巷道锚杆支护两帮稳定的分析模型, 提出了两帮稳定的判别准则, 即锚固体中锚杆的拉应变必须小于锚杆的允许拉应变, 在巷道两帮围岩较松软时, 还必须满足巷道周边位移值的要求     

回采巷道锚杆支护两帮稳定性分析

根据巷道围岩应力变化特点结合锚固体变形破坏的相似材料模拟试验,分析了巷道两帮锚固体的变形破坏特征,指出锚杆支护巷道两帮表面主要发生张性破坏,锚固体内部发生剪切破坏,据此建立起回采巷道锚杆支护两帮稳定的分析模型,提出了两帮稳定的判别准则,即锚固体中锚杆的拉应变必须小于锚杆的允许拉应变,在巷道两帮围岩较松软时,还必须满足巷道周边位移值的要求.     

某矿回采巷道不同跨度数值模拟分析

以某煤矿工作面回采巷道为研究对象,通过试验和数值模拟研究了不同跨度巷道围岩变形规律.用数值模拟软件FLAC3D通过改变巷道跨度,研究巷道跨度对巷道变形破坏的影响.结果表明:随着巷道断面跨度的增加,巷道顶底板及两帮中点处位移不断增加,其中顶板增幅较大;应力也有一定程度的增加,巷道围岩塑性区面积增加,巷道围岩屈服破坏严重.     

采矿工程数值模拟模型左右边界位置的探讨

采用UDEC数值模拟计算,对岩层移动模拟研究中确定不受采动影响巷道数值模拟模型左右边界位置的方法进行了研究.结果表明,当模型边界与巷道中心距离达到了巷道跨度的5倍后,继续加大模型宽度,对巷道顶、底板移近量、两帮移近量以及巷道顶板以上岩层、底板以下岩层和两帮深部岩体的位移和应力影响很小,因此模型的左右边界应取在距离巷道中心5倍巷道跨度以外.若主要研究巷道的破坏状况,则模型边界可以近一些;若研究开采的影响状况,则到边界的距离要远一些.     

上层煤柱下综放沿空回采巷道矿压规律研究

为揭示上层残留煤柱下综放沿空回采巷道矿压显现规律,有效控制围岩变形,根据阳泉一矿8902综放面地质与开采条件,结合现场沿空回采巷道矿压观测结果,应用FLAC3D数值模拟计算分析回采巷道塑性区发育及应力分布情况.研究表明,综放回采巷道在上层残留煤柱影响与本层煤回采引起的应力重新分布耦合作用下,回风巷两帮及顶底移近量高达1985,1877mm,局部断面不足2m2,严重制约了工作面安全高效生产,采取合理布置回采巷道及减小区段煤柱宽度等措施可有效维护巷道.     

层状巷道围岩稳定性的试验研究

随着我国煤矿深部开采时代的来临,深部软岩层状巷道的稳定性问题越来越受到人们的关注。国内许多煤矿企业没有对深部巷道所处的复杂环境进行针对性的支护设计,从而产生了大大小小的安全问题。为了研究深部软岩巷道的变形及破坏规律,结合徐州矿区旗山矿的工程实际,制作了巷道物理模型,设计了不同地应力条件下的加载试验,成功模拟了深部煤岩体在自重应力和水平构造应力共同作用下的变形及破坏过程,并通过红外图像记录应力集中区域以及能量释放区域,形象再现了实际工程现场巷道两帮非对称变形、底鼓、冒落等破坏现象。研究内容可为深部层状软岩巷道稳定条件和支护方式的确定提供参考。     

近距采空区下回采巷道非对称变形机理及控制对策

针对山西某矿4~#煤回采巷道掘进后出现的非对称变形严重、支护困难等问题,基于巷道围岩的自稳隐形拱理论,综合工程地质分析、理论力学解析、数值模拟和现场试验相结合的方法,对非对称变形机理和控制对策进行了研究.结果表明：1)上覆采空区和遗留煤柱下方支承应力改变了巷道围岩最大主应力的大小和方向,支承压力的差异性是造成巷道发生非对称变形的主要因素;2)回采巷道的片帮使自稳隐形拱的最大高度由1.74 m增加为2.68 m,最大高度的位置向遗留煤柱侧偏移了0.2 m,巷道两帮非对称变形加剧了巷道整体变形的非对称变化趋势;3)采空区和遗留煤柱下方底板的非均匀应力造成回采巷道围压比增加数倍,回采巷道塑性区呈现非对称蝶形破坏;4)建立了近距采空区下回采巷道自稳隐形拱支护模型,利用预应力锚杆提供主动压应力使回采巷道两帮改变为类刚性结构,并通过锚杆对巷道围岩关键区进行补强,通过自稳隐形拱理论定量化的设计锚杆索合理支护参数,非对称变形问题得到良好控制.     

下分层回采巷道合理布置位置影响因素研究

本文利用有限元分析方法,对上分层煤体回采进行了模拟,得出了煤层埋深、煤柱宽度、侧压力系数及煤体强度四个因素对内错式下分层回采巷道合理布置位置的影响规律。     

某电站调压井围岩稳定分析

本文根据某电站调压井围岩稳定模型试验研究成果,分析了调压井开挖后围岩应变重分布、上室开挖对调压井应变分布的影响、调压井采用不同支护方式的效果和围岩失稳时的破坏机制。研究结果表明:调压井围岩应变重分布主要取决于地应力特征;上室开挖只扰动调压井与上室衔接部分应变分布;支护方式不同导致围岩破坏荷载、过程、形态不同,但是破坏机制不变。     

基于能量原理的岩爆机理及应力状态分析

讨论了岩石破坏与能量耗散、能量释放的内在联系.基于能量原理,指出了岩爆发生的机制与特点,证明岩爆是发生在储存有高弹性应变能的硬脆性岩体中的地质灾害.结合圆形洞室围岩应力分布,分析了发生岩爆的地下洞室围岩的应力状态及相应的灾变位置.     

不同形状硐室拉张破裂有限元数值模拟

目的研究地下硐室开挖过程中,不同形状的地下硐室其围岩的破坏形式.方法采用可模拟拉张破裂的有限元软件,给出拉张破裂的判据,分别选取圆形、直墙拱形、长方形、梯形、半圆形硐室模型进行拉张破裂有限元数值模拟.结果得出了不同形状硐室受拉破裂的破坏形式,圆形、直墙拱形、半圆形硐室的顶部应力集中明显,接近点集中.长方形、梯形拉应力均沿顶、底边线性分布.结论由不同形状硐室的破坏形式可以看出,拉应力集中在硐室顶底部,在拉应力最大点首先开裂,开裂后应力重新分布形成新的应力集中;单元破裂后,抵抗变形和破坏的能力下降,相邻单元出现明显应力集中,加速裂纹的产生;单元破坏后不能再承受拉应力,但是可以承受压应力.     

黄土连拱隧道开挖的模型试验与压力拱分析

针对黄土连拱隧道复杂的施工力学特性,研究黄土连拱隧道动态开挖全过程中隧道轮廓位移、围岩的应力及压力拱分布规律.通过大型室内模型试验模拟黄土连拱隧道中的导洞开挖,利用相关监测元件对隧道轮廓位移、围岩的径向及环向应力进行采集和分析;采用有限差分软件对开挖过程的位移及压力拱进一步分析.研究表明：随着黄土连拱隧道不同导洞的开挖,各监测点位移时程曲线总体形状呈台阶形增长,且各台阶的增长对应各导洞初期开挖的位移突变;黄土连拱隧道的压力拱范围比同等级围岩的连拱隧道更大,先行导洞开挖完时,其拱顶压力拱大约为1D（D为隧道洞高）,单洞开挖完时,其拱顶压力拱范围大约1.5D;从第一先行导洞开挖到双洞完成,中隔墙上部围岩压力拱范围经历了0.5D→1D→0.5D→1D的变化,形成了多次应力重分布,对此范围的围岩应及时注浆或打入锚杆,加强支护.     

Influence of dynamic pressure on deep underground soft rock roadway support and its application

Due to high ground stress and mining disturbance, the deformation and failure of deep soft rock roadway is serious, and invalidation of the anchor net-anchor cable supporting structure occurs. The failure characteristics of roadways revealed with the help of the ground pressure monitoring. Theoretical analysis was adopted to analyze the influence of mining disturbance on stress distribution in surrounding rock,and the change of stress was also calculated. Considering the change of stress in surrounding rock of bottom extraction roadway, the displacement, plastic zone and distribution law of principal stress difference under different support schemes were studied by means of FLAC3D. The supporting scheme of U-shaped steel was proposed for bottom extraction roadway that underwent mining disturbance. We carried out a similarity model test to verify the effect of support in dynamic pressure. Monitoring results demonstrated the change rules of deformation and stress of surrounding rock in different supporting schemes. The supporting scheme of U-shaped steel had an effective control on deformation of surrounding rock. The scheme was successfully applied in underground engineering practice, and achieved good technical and economic benefits.     

不同卸荷应力路径下岩体破坏特征试验研究

隧道施工引起围岩应力释放的问题值得关注，目前对不同开挖方式引起隧道围岩强度及破坏的研究较少．因此，通过采用岩石三轴试验机，模拟隧道的不同开挖工况，针对不同卸荷应力路径下的岩石强度及破坏特征进行了深入研究，提出了相应的结论，可为后续理论研究提供试验参考．     

不同卸荷应力路径下岩体破坏特征试验研究

隧道施工引起围岩应力释放的问题值得关注,目前对不同开挖方式引起隧道围岩强度及破坏的研究较少.因此,通过采用岩石三轴试验机,模拟隧道的不同开挖工况,针对不同卸荷应力路径下的岩石强度及破坏特征进行了深入研究,提出了相应的结论,可为后续理论研究提供试验参考.     

开挖卸荷岩质坡体的断裂破坏机理

岩质坡体在开挖过程中的失稳破坏已成为道路工程领域日益严重的问题,目前有关卸荷坡体的断裂破坏机理还不清晰。为此,基于自然坡体实际结构特征,并结合岩石力学知识,首先分析了岩体原生裂纹在坡体开挖前后的应力状态。继而,借助断裂力学理论,解析了不同荷载模式下岩体裂纹失稳扩展的力学条件,探讨了求解裂纹扩展方向和规模的计算方法,构建结构面扩展贯通力学模型;最后,通过具体算例验证了模型的合理性。研究表明开挖岩质坡体的失稳是岩体内特定方向的原生裂纹萌生启裂并扩展贯通的结果,其本质是岩体应变能释放耗散与应力的调整过程。     

Numerical simulation for influence of excavation and blasting vibration on stability of mined-out area

Dynamic analysis steps and general flow of fast lagrangian analysis of continua in 3 dimensions （FLAC3D） were discussed. Numerical simulation for influence of excavation and blasting vibration on stability of mined-out area was carried out with FLAC3D. The whole analytical process was divided into two steps, including the static analysis and the dynamic analysis which were used to simulate the influence of excavation process and blasting vibration respectively. The results show that the shape of right upper boundary is extremely irregular after excavation, and stress concentration occurs at many places and higher tensile stress appears. The maximum tensile stress is higher than the tensile strength of rock mass, and surrounding rock of right roof will be damaged with tension fracture. The maximum displacement of surrounding rock is 4.75 mm after excavation. However, the maxi- mum displacement increases to 5.47 mm after the blasting dynamic load is applied. And the covering area of plastic zones expands obviously, especially at the foot of right upper slope. The analytical results are in basic accordance with the observed results on the whole. Damage and disturbance on surrounding rock to some degree are caused by excavation, while blasting dynamic load increases the possibility of occurrence of dynamic instability and destruction further. So the effective supporting and vibration reducing measures should be taken during mining.