隧洞破碎带围岩失稳破坏模式及控制措施研究

为了解决在隧洞开挖过程中遇到节理带、断层等软弱破碎岩带时,发生大变形、塌方等围岩失稳破坏等问题,需提前或及时做好围岩支护措施,以确保洞室围岩的稳定及施工安全。本文以长河坝水电站泄洪洞工程为研究对象,通过对现场勘测资料、隧洞开挖施工方案及工程地质条件等的综合分析,确定了软弱破碎带围岩稳定的主要影响因素,提出了隧洞破碎带围岩的典型失稳破坏模式。针对隧洞破碎带处围岩的潜在失稳问题,综合采用超前支护、开挖后及时进行喷锚+钢支撑+锚筋束联合支护,并通过有限元手段对隧洞围岩支护方案的加固效果进行了分析。有限元计算结果表明,隧洞破碎带处经及时加强支护后,围岩变形得到有效地控制,避免了洞室围岩失稳破坏现象的发生;现场监测数据及实施效果也表明及时加强支护措施对围岩稳定控制的有效性。     

深宽双壁路堑洞室爆破开挖边坡保护技术

深宽双壁路堑洞室爆破开挖边坡保护是爆破工程中的难题。根据影响路堑边坡稳定的主要因素，提出洞室爆破药室布置的新型式、装药量计算公式及长矩形不耦合装药结构等爆破新技术。这些技术通过太(原)旧(关)高速公路等工程的应用，效果良好。     

柱装药双炮孔岩石爆破模型试验

为了合理有效地利用爆炸能量,提高巷道、隧道工程的爆破掘进质量,以砂岩巷道(隧道)掘进中辅助孔、周边孔的岩石爆破为应用背景,通过柱装药双炮孔岩石爆破的模型实验,对装药结构、介质强度、炮孔间距、抵抗等因素对岩石爆破作用效果以及炸药单耗的影响进行了初步研究.试验结果表明,介质强度、不耦合系数、抵抗和炮孔间距与炸药单耗有着密切的关系,并相互作用、相互影响.空气介质对爆炸能量具有很好的缓冲和消耗作用,而水介质对爆炸能量的消耗作用随着介质强度的增大而减小.对于周边爆破,采用空气不耦合装药结构有利于减轻爆破对围岩的破坏作用;当介质强度大于35MPa时,采用水不耦合装药结构有利于提高爆炸能量的传递效率,降低炸药单耗.依据介质强度,合理选择不耦合系数、抵抗和炮孔间距,可在较小炸药单耗的情况下取得良好的爆破效果.     

高地应力条件下大型地下洞室群施工期围岩稳定特征研究

地应力水平高、岩体强度低是锦屏一级水电站地下厂房的主要特征,地下厂房施工期的围岩稳定问题十分突出。结合工程地质力学方法和三维有限元手段,对锦屏一级地下厂房施工过程进行了数值模拟,研究了地下厂房施工期围岩的应力变形规律、稳定性特征及围岩稳定主要影响因素。计算结果表明：围岩的应力变形、稳定状态受到断层、洞室布置及开挖支护程序的影响明显。围岩的应力随着开挖的不断进行而增大,最大应力出现的部位也在不断变化。随着开挖的进行,围岩的变形不断在增大,尤其是边墙的变形。在洞室交叉及断层出露部位,围岩的变形较大,塑性区基本贯通,应加强支护。     

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.     

软弱围岩巷道变形机理及返修控制技术

为研究软弱围岩巷道返修控制技术,以湖北黑良山磷矿胶带斜井为研究对象,借助钻孔窥视仪、X衍射仪、室内岩石物理力学试验及工程地质调查手段对巷道围岩的破坏特征和变形机理进行分析.巷道的变形机理主要表现为:低岩体强度、含泥矿物成分高、地下水及原支护形式不匹配.在此基础上,提出了以"喷射混凝土+壁后注浆+锚杆+锚索"为核心的双拱协同全断面加固返修方案,并采用现场试验、工程类比法及理论计算对支护参数进行校核.现场围岩位移监测结果表明:巷道返修后,围岩的变形分为不稳定、较稳定和稳定3个阶段,返修64d后,围岩变形趋于稳定,巷道变形得到有效控制,返修效果较好.     

深埋地下洞室群轴线方位合理布置的计算分析

给出了通过数值计算进行深埋地下洞室群轴线方位比选的方法.首先给出了基于三维非线性有限元的地下洞室开挖和支护计算方法.然后根据围岩弹性系数的分布规律,首次提出了用于轴线方位比选的开挖荷载释放系数确定方法.最后对某水电站地下洞室轴线方位的合理布置进行了计算分析.发现在洞室纵轴线与初始地应力的水平最大主应力矢量的交角较小时,适当增大交角并加强支护措施,围岩的破坏和变形可以得到限制,围岩稳定仍有保障,而进一步增大交角,围岩破坏和变形将明显增大,进一步提高支护强度对围岩稳定的改善非常有限,这为深埋地下洞室轴线方位的合理布置提供了参考.     

深井软岩表面变形随围岩性质变化分析

依据理论分析得出的圆形巷道围岩表面变形计算公式,分析了原岩性质对围岩表面变形影响。分析结果表明：随原岩应力增加,不同岩性围岩表面变形增长速率不同,深井软弱围岩表面变形显著;通过注浆法改变围岩性质,提高围岩粘结力和内摩擦角是减少围岩表面变形,保持围岩稳定较为有效的手段。     

土体洞室开挖的力学参数敏感性分析

为了研究围岩土体力学参数对洞室围岩稳定性的影响规律,以有限差分法为基础,应用FLAC3D软件,建立了兼顾时空效应的地下洞室开挖过程的数值计算模型,并确定模型中的弹性模量、内摩擦角、黏聚力为洞室稳定性的影响因素。通过模拟洞室围岩的弹性模量、内摩擦角、黏聚力变化时洞室开挖的全过程,并借助系统分析中的敏感性分析方法,分析了弹性模量、内摩擦角、黏聚力对洞室围岩土体应力、位移影响的敏感性。通过对不同参数敏感度因子的比较,确定了洞室围岩土体应力、位移对影响因素的敏感性排序:黏聚力内摩擦角弹性模量。     

岩体巷道光面爆破参数比较分析与应用

光面爆破效果主要取决于岩石条件、炸药性质及光爆参数,岩石条件不同,则光面爆破参数应作相应调整.为将光面爆破更合理地应用于不同条件下的岩石,基于爆炸应力波和爆生气体共同作用理论,提出了普通光面爆破及计入损伤光面爆破参数计算公式.实例及分析说明：基于爆炸应力波和爆生气体综合作用理论的光面爆破计算公式是合理的,适用于不同岩石条件光面爆破参数的确定;在孔深、孔径和装药相同的条件下,岩石越完整,稳定程度越高,其光面爆破的周边眼间距越小;计入损伤时,光面爆破的周边眼间距可适当增大;岩石单轴抗压强度较大,则装药不耦合系数可取较小值,以提高炸药爆炸能量利用率,单轴抗拉强度越高,则光面爆破的周边眼间距值越小.     

松散矿岩中凿岩巷道周边岩石松散圈综合治理的研究

介绍了会理锌矿天宝山Ⅱ号矿体凿岩巷道周边岩石松散圈对生产造成的困境，分析了松散圈形成的原因，提出了对松散矿岩中凿岩巷道周边岩石松散圈进行光面爆破、喷浆支护、锚杆护孔等综合治理的方法以及取得的效果     

N-J水电站岩爆区应力释放孔预裂控制的爆破分析

为了对N-J水电站引水隧洞岩爆区进行卸压分析,对施工区的SS-1砂岩进行岩爆倾向性试验,采用弹性能量指数作为岩爆倾向判断指标,试验结果表明施工区具有强烈的岩爆倾向,说明了进行钻孔卸压的必要性。运用扩展有限元方法对钻孔预裂爆破进行数值模拟,模拟不同抗拉强度的岩体(4、6、8、10 MPa)在不同钻孔间距(0.5、1.0、1.5、2.0、2.5 m)的孔内预裂爆破情况,分析了爆破过程的能量耗散率、裂缝贯穿最小冲击力等。数值分析结果表明:预裂爆破能量耗散率随卸压孔间距的增加而增大,基本呈指数型增长趋势;岩爆区的计算冲击应力小于岩石极限动态抗拉强度时,爆破不会使钻孔壁产生压碎破坏;在施工现场应对钻孔间距进行合理布局,以保证良好的卸压效果。     

岩石工程大空孔螺旋掏槽爆破机理研究及应用

分析了大空孔螺旋掏槽爆破机理,并建立了首爆装药孔爆破力学模型,对其爆破参数的确定进行了探讨,将研究结果应用于广西华锡集团爆破掘进中,效果良好．     

软弱破碎围岩隧道大变形施工力学行为及支护对策研究

围岩大变形是一种常见的、危害极大的施工地质灾害,为了减弱乃至消除此类灾害对工程的影响,首先,基于工程地质条件和地应力测试结果分析,揭示了典型地段软岩挤压大变形的成因;其次,采用有限差分程序研究了软岩段施工过程中围岩的受力和变形特征,分析了支护结构对围岩稳定性的影响,考虑支护有效抑制了围岩变形,将开挖造成围岩变形的影响范围由2倍洞径减至1倍洞径,较好地稳固了掌子面的挤压变形;最后,根据考虑支护的施工过程模拟结果分析,提出了该段软岩大变形控制措施及其变形过大造成侵限的具体处理对策,经开挖后监测数据验证,措施有效,确保了软弱破碎围岩隧道的顺利施工,对类似工程具有一定的借鉴意义。     

Influence of delay interval on blasting efficiency of parallel hole cuts with an empty hole

Time interval of short delay ignition is an important factor to affect the efficiency of blasting cuts. The motion process of rock pieces in the cut cavity is analyzed, a mechanical model to calculate the delay time of parallel hole cuts is presented for tunnel blasting, and a theoretical method to determine the volume ratio (the clearage rate) of the rock pieces within the cut cavity at different moments is proposed for the blasting cut with an empty hole. Numerical analysis results show that the optimal delay interval is proportional to the borehole depth. The suggested results are of practical value to the optimal design of the delay interval in millisecond blasting related to the parallel hole cuts with an empty hole.     

基于应变率相关动力特性的岩体爆破破坏区范围研究

岩体动态强度特性及受力变化规律是研究炮孔近区岩体破坏特征的关键,采用合理的动态强度模型直接决定了炮孔破坏区范围计算结果的正确性.因此,利用理论分析与现场试验相结合的方法,研究了基于应变率相关动力强度特性下炮孔破坏区范围的计算方法.利用柱面波的位移协调方程,推导了炮孔近区岩体质点的应变率计算公式,并应用于岩体应变率相关的...     

Roadway deformation during riding mining in soft rock

“Riding mining” is a form of mining where the working face is located above the roadway and advances parallel to it. Riding mining in deep soft rock creates a particular set of problems in the roadway that include high stresses, large deformations, and support difficulties. Herein we describe a study of the rock deformation mechanism of a roadway as observed during riding mining in deep soft rock. Theoretical analysis, numerical simulations, and on site monitoring were used to examine this problem. The stress in the rock and the visco-elastic behavior of the rock are considered. Real time data, recorded over a period of 240 days, were taken from a 750 transportation roadway. Stress distributions in the rock surrounding the roadway were studied by comparing simulations to observations from the mine. The rock stress shows dynamic behavior as the working face advances. The pressure increases and then drops after peaking as the face advances. Both elastic and plastic deformation of the surrounding rock occurs. Plastic deformation provides a mechanism by which stress in the rock relaxes due to material flow. A way to rehabilitate the roadway is suggested that will help ensure mine safety.     

大断面软岩隧道施工监测分析与应用

为保证隧道施工期间围岩稳定和支护结构体系安全,本文结合超前地质预报与洞内、外地质观察,通过对某大断面软弱围岩公路隧道进行施工监控量测,分析处理地表下沉、拱顶下沉及周边收敛监测数据,研究其分布特征和变化规律。研究结果表明:该隧道施工工法和支护参数设计合理,围岩变形大都呈现“急剧增大—增速放缓—趋于稳定”趋势。当掌子面通过地表下沉监测断面10倍B时(B为隧道开挖宽度),地表下沉趋近最终稳定值。当掌子面通过洞内监测断面3倍B时,拱顶下沉和周边收敛变化量可达最终值的80%左右;6倍B时,变化基本趋于稳定,且上台阶收敛变化量明显大于下台阶。当后行左洞与先行右洞掌子面之间的间距大于5倍B时,能有效减小后行洞施工对先行洞的影响。本文研究结果可为类似条件下隧道工程的设计、施工和监测等提供参考。     

Optimization of monitoring the stability of surrounding rock in a metal mine

Through analyzing the failure mechanics of rock under blasting effect, the optical fiber sensing system was used to monitor the strain of surrounding rock under blasting effect. Combined with practical exploration, the stability of surrounding rock was computed by numerical simulation using the blasting wave obtained from the site. According to the change regularities of displacement, stress, acceleration, and velocity of tunnels before and after explosion, the layout of key monitoring points was optimized....