渗水厚砾石层斜井围岩破坏机理模型试验

以新疆伊犁一矿为工程背景,设计了物理模型试验,建立了渗水条件下厚砾石层斜井围岩破坏机理模型试验方法.实现了渐进加载作用下渗流状态时井筒围岩塌方破坏过程的试验模拟,并结合模型试验结果对渗流状态下井筒围岩破坏过程及破坏过程中围岩应力和围岩位移变化规律进行了分析.研究结果表明,渗流条件下,非耦合支护厚砾石层巷道顶板离层现象明显,围岩顶板下沉量大于两帮围岩位移量,支架上承受的荷载明显增加;同时由于围岩的自承力明显减少,强度明显较低,支架受力就会变得很大,支架容易失稳;不同级渗流条件下,渐进加载时顶板土压力变化最为明显也最大,两帮的土压力次之.     

杭来湾煤矿富水厚土层斜井快速掘进技术与应用

针对杭来湾煤矿主、副斜井井筒富水厚土层的井筒支护与施工难题,通过力学性能测试试验和围岩破坏模拟实验,在分析富水厚土层渗透规律、围岩位移变化规律、斜井掘进工艺、工艺流程组织管理等技术的基础上,提出了以关键耗时分析法为核心的富水厚土层快速掘进的关键技术体系,采取平行作业管理方式,提高了掘进速度。     

软弱夹层对煤矿主斜井围岩稳定性的影响分析

深部煤层的开采导致上部覆岩运动与破坏,覆岩中的软弱夹层是影响井筒、硐室及地下巷道等地下工程围岩稳定的关键因素之一。针对弱胶结砂岩中软弱夹层对主斜井围岩稳定性问题,基于分层位移场的软弱夹层静力计算模型,计算得到软弱夹层各点的精确位移。采用理论分析与数值模拟的方法分析了软硬互层弹性模量之比、软弱夹层的泊松比以及软硬互层厚度之比对穿越软弱夹层的斜井围岩变形规律。结果表明:软硬互层弹性模量之比对主斜井围岩稳定性有显著影响;当k值小于0.1时,即软弱夹层弹性模量与硬层弹性模量相差一个数量级以上时,软弱夹层围岩变形显著增加,二者呈幂函数关系;随着软硬互层弹模比值的减小,软弱夹层与上下硬层之间应力梯度变化值增高,斜井顶底板在软硬层接触面变形最大;软弱夹层泊松比由0.1增大至0.4过程中,斜井围岩变形量逐渐减小,顶板位移量减小0.42m;软硬互层的厚度比越大,围岩稳定性越差,竖直方向的移近量约为两帮移近量的3倍。     

基于FLAC~(3D)的斜井揭煤变形规律研究

为了研究某矿斜井揭煤工作面开挖过程中,工作面及围岩的受力情况,运用FLAC3D数值模拟软件,建立了斜井揭煤工作面的力学模型,分析了斜井揭煤工作面走向和横断面方向上围岩的应力变化及煤层位移情况,结果显示,开挖工作面存在应力集中区域,应力集中区域由掘进工作面向煤层底板处发展,深部应力移动区向靠近煤层区发展,巷道底板中央处最容易破坏。     

西鞍山铁矿深部立井围岩稳定性数值模拟分析

针对西鞍山铁矿辅助井开挖诱致井筒围岩变形破坏问题,以700～1 000 m深度范围辅助井掘进为依托,运用FLAC3D有限差分模拟软件对竖井开挖过程进行了三维数值分析,阐明了不同深度辅助井开挖诱致井筒围岩变形破坏演化特征,揭示了辅助井掘进过程井筒掘进工作面支护效应下围岩应力及位移释放规律,分析获得了辅助井掘进诱致井筒围岩弹性应变能积聚、迁移与释放演化机理。研究表明：在辅助井开挖过程中,井筒围岩塑性区破坏方式以剪切破坏为主,塑性区范围随着竖井掘进深部的增加不断增加,且最大主应力峰值位置位于井筒围岩弹、塑性区交界处;井筒围岩径向位移随深度呈线性增加,最大径向位移值为90.64 mm,且最小水平主应力方向围岩位移大于最大水平主应力方向;随着竖井掘进深度增加,井筒掘进工作面以上距其2 m位置井筒围岩应力释放率达到95%,且井筒围岩径向位移随距井筒掘进工作面距离增加呈非线性增加,并在距井筒掘进工作面24 m处径向位移达到最大;受开挖扰动影响,井筒围岩弹性应变能密度呈非线性增加,并根据岩爆判据预测竖井掘进至1 050 m处井筒围岩存在岩爆发生可能性。     

非均匀荷载下斜井井壁应力和位移场弹性分析

为了获得非均匀荷载作用下非圆形斜井井壁的弹性解析解,获悉非圆形井壁的应力应变分布规律,建立了受围岩土骨架压力与孔隙水压共同作用的直墙半圆拱斜井井壁模型,首先利用混合罚函数方法计算出不规则井壁的映射函数方程;其次利用复变函数理论,推导出井壁全应力和位移场弹性近似解析解,并通过数值模拟对解析解进行了验证,最后考虑了接触面孔隙率n_p、卸载率η、侧压力系数λ和井壁厚径比ξ等因素的影响。结果表明,映射函数可高度映射非圆形井壁断面,保证井壁形状对理论解的影响;针对直墙半圆拱型井壁,底板和侧墙与底板连接处应力梯度最大,井壁底板和拱顶内缘中心为防裂控制点,接触面孔隙率变大会缓解顶底板的拉应力,但同时会增加侧墙处拉应力,接触面孔隙率可改变拱顶和侧墙的受力状态,n_p≥0.8后,侧墙上端为防裂控制点,拱顶内缘转为受压状态;井壁厚径比ξ的变化可显著减小井壁的受力和变形值,但不改变井壁的受力和变形状态;因此在井壁设计时需综合考虑井径与侧墙高度比,合理优化井壁断面,围岩卸载率直接反映了井筒开挖后围岩作用在井壁上的荷载,在设计和施工时应充分利用围岩自承载能力,减小井壁所受...     

皮里青煤矿斜井穿厚松散层围岩分段支护技术研究

针对皮里青矿厚回填土下斜井穿厚松散层部分围岩出现的围岩移近量明显、支护体破坏和喷射混凝土层不同程度开裂的问题,利用理论分析、数值模拟和现场试验等方法,研究了厚回填土下斜井穿厚松散层围岩变形破坏规律及支护技术,结果显示:厚回填土下斜井穿厚松散层围岩的变形破坏规律可归结为拱顶围岩承载能力弱、帮部围岩破坏严重及拱顶变形严重三方面。据此提出了厚回填土下斜井穿厚松散层围岩分段支护技术:表土层和风化基岩段采用承载力高的16#普通热轧型钢U型棚支护;稳定基岩段采用锚杆索协调支护,提高顶部围岩自稳能力。主斜井现场工业性试验结果表明:井筒围岩变形均在工程允许范围内,符合井筒使用要求。     

伊犁一矿砾石层斜井围岩稳定性现场试验研究

为了研究伊犁一矿砾石层斜井井筒的围岩稳定性,分别对伊犁一矿回风井和材料井的无水和富水段围岩进行了现场试验。试验结果表明:①无水砾石层大断面斜井井筒围岩表现较为稳定,架棚临时支护、钢筋混凝土井壁作为永久支护是有效的支护方法。在采用挖掘机掘进时,可以全断面挖掘,及时临时支护。根据围岩的稳定状况确定临时支护的长度,一般可以控制在20～30m。②含水砾石层斜井井筒围岩地压表现强烈、容易失稳。在该地层中宜采用超前支护、临时支护和永久支护相结合的支护方法。支护的重点是工作面渗水或涌水治理。研究结果为伊犁矿区建设方案的选取提供了参考。     

上向分层充填法地下采矿模型试验与分析

依托于云南磷化集团晋宁磷矿6~#坑深部缓倾斜中厚磷矿充填法地下采矿工程,对充填法模型试验的试验方案、相似材料配比、试验台架、开挖模拟技术、试验量测方案与技术等进行了探索研究,并通过室内平面应变相似模拟模型试验和数值模拟等对缓倾斜中厚磷矿层上向分层充填法地下开采过程中地下采场围岩的应力和变形活动规律、松动范围等进行了分析研究。研究结果表明:模型试验围岩破坏主要发生在顶板中部,破坏模式为块体塌落,且围岩竖向应力的变化呈现拱形,并且以采空区为中心向外扩展,位移最大的位置在顶板中部,朝向采空区,应注意靠近开挖侧的围岩位移的变化。     

孔隙水压力对高应力软岩巷道稳定性影响的数值仿真

为了研究孔隙水压力对深部高应力软岩巷道围岩稳定性的影响规律,利用有限差分程序对不同孔隙水压力工况下深部软岩巷道围岩稳定性及孔隙水压力分布规律进行了数值仿真,结果表明:随着孔隙水压力的增加,围岩应力集中程度及其影响范围呈增加趋势,顶底板集中区到巷道中心点的距离逐渐趋于定值;随着孔隙水压力的增加,围岩位移量增加,其趋势为:两帮明显大于顶板,顶板大于底板,围岩治理的重点在于两帮收敛变形控制。     

软岩硐室变形破坏特征数值模拟研究

通过数值模拟对晋城某矿东部变电所硐室变形破坏规律进行了研究。结果表明:在高地应力条件下,硐室开挖后两帮变形量分别为顶板和底板变形量的1.7倍和1.1倍;硐室围岩位移随时间呈线性增长,两帮位移平均变化速度分别为顶板和底板位移的1.7倍和1.1倍;垂直应力在顶底板中部形成应力降低区,呈拱形对称分布,在两帮形成垂直应力升高区,呈耳状对称分布;水平应力在两帮形成应力降低区,呈蝶状对称分布,在顶底板形成应力升高区,呈拱形对称分布。     

下穿壁式采空区隧道施工力学及变形规律研究

以巴准铁路敖包沟隧道为依托,基于MIDAS-GTS软件,采用摩尔-库伦弹塑性模型,对壁式采空区开采过程和隧道下穿采空区施工过程中围岩应力分布和变形分布进行数值模拟,探讨二者相互影响。研究表明隧道下穿壁式采空区时,煤层开采使采空区底板下一倍开采长度范围内围岩垂直方向出现拉应力区;隧道开挖应力释放使隧道拱顶围岩拉应力区向上发展与底板拉应力区贯通,易造成隧道拱顶上部岩体受施工扰动而破坏;隧道下穿壁式采空区施工引起采空区底板与顶板竖向位移增大,造成三倍开采长度范围内地表沉降;并且隧道拱顶受采空区底板变形的影响是引起失稳的主要原因。     

煤矿斜井冻结段受力特征及井壁开裂原因分析

袁大滩煤矿副斜井由明槽段、冻结段和基岩段3部分组成,总长度3 555 m。其中冻结段(681 m)采用双层钢筋混凝土井壁,其断面为直墙拱顶、平直底板结构形式。副斜井冻结段施工完毕,底板即出现纵向裂缝,伴随多个出水点;通车后,底板裂缝进一步发展,并出现横向裂缝。为确保斜井井筒的长期安全稳定,对斜井井筒受力特征进行分析,找出该结构形式下的潜在危险点,并分析裂缝产生和发展的原因,评价井筒结构的安全性,为矿井运营和后期维护提供参考。数值模拟结果表明:(1)现有的井筒断面结构存在6处危险点,且各危险点处主应力值均呈现随埋深的增加而增大的趋势;(2)井筒断面的最大主应力云图基本稳定,但是最小主应力云图随着埋深的增加而逐渐变化,最大主应力表现为压应力,最小主应力表现为拉应力;(3)在不考虑车辆荷载往复作用对井筒应力的影响情况下,应力变化幅度随着埋深的增加而减小,不同危险点的变化幅度有所不同:拱顶变化幅度最大,而拱腰则没有应力改善;(4)直墙拱顶的结构是合理的,但平直底板的设置带来了结构的安全性问题,在围岩应力和往复车辆荷载的共同作用下,造成了裂缝的产生和贯通。     

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。     

采动影响下底板暗斜井的破坏机理及其控制

针对采动影响下底板巷道围岩出现的大变形失稳及屡修屡坏的控制难题,综合现场调研、理论分析、数值计算及井下试验与实测等方法,对采动条件下底板应力的分布和传播规律及其与巷道围岩应力的关系、底板暗斜井受回采过程扰动的动态变形破坏特征、底板巷道的失稳机制及控制方法进行了系统研究。结果表明,围岩应力分布受超前支承压力在底板中传递的显著影响是底板巷道变形破坏的根本原因。在采动加卸载作用下,底板水平应力增量与垂直应力增量的异步变化引起围岩帮部的环向应力激增并破坏造成顶底板临空宽度的加大,进而导致顶板破断和严重底臌。采用高阻可让压锚索减小顶底板的临空宽度、抑制底臌大变形,提出了锚网索+注浆+底板锚索的控制方法。对江西高坑矿底板暗斜井进行了现场支护试验,围岩控制效果良好。     

最大地应力方向对硐室受力和破坏影响的模型试验研究

深部巷道围岩变形控制是深部岩土的重点课题之一,针对最大地应力方向对硐室受力和破坏形态的影响,采用深部巷道围岩破坏机理模拟试验系统进行模型试验研究。模型试验硐室采用直墙拱顶形硐室,利用应变片记录硐室围岩应变值,分别进行了最大荷载与硐室轴线成90°、60°、0°(平行)的3组试验。模型试验的研究表明:最大荷载与硐室轴线呈60°和90°时,仅硐室侧墙部位发生破裂,拱顶和底板下部产生的径向应变为受压状态,对硐室的破坏形态影响不明显;0°(平行)时,硐室拱顶、底板及侧墙部位均发生破裂,拱顶和底板下部产生的径向应变为受拉状态,对硐室的破坏形态影响较显著;深部巷道围岩破坏机理模拟试验能够较好的模拟深部巷道围岩破坏机制。     

刚性U型钢支架系统在破碎围岩体巷道的应用研究

以平煤6矿斜井穿越采空区为工程背景,通过U型钢支架变形破坏机理的分析,结合数值模拟,对不同支护方案下斜井围岩的稳定性进行了系统研究。结果表明,采用全断面U型钢支护破碎围岩巷道时,巷道的最大垂直应力得到较大改善,巷道顶板、底板处于低应力区域,破坏不严重,在控制底板围岩位移量方面,全断面U型钢支护的底板围岩位移量为锚杆支护的0.47倍。表明刚性U型钢支护技术能有效地控制破碎围岩巷道的围岩稳定性。     

松软破碎岩层斜井破坏机理与变形控制研究

针对俄霍布拉克斜井开挖,结合原支护方案对破坏机理和变形规律进行了数值分析。结果表明,斜井穿越松散破碎岩层时,肩窝及拱顶下沉位移较大、两帮收敛严重、底板破坏明显。     

斜井通过富水厚砂层综合施工技术

为了解决薛庙滩煤矿2#副斜井穿越富水厚砂层的难题,以"降水+加强支护+台阶法施工"为总原则,提出采用井筒内、外均匀降水普通法施工为核心技术,采用围岩多种支护方式,确保斜井通过富水厚砂层。实践表明:井筒内、外水位降低至底板0.5 m以下,可满足斜井通过富水厚砂层段的要求;围岩多种支护方式及台阶法施工,可以保证围岩的稳定。该项综合施工技术对陕北榆林乃至整个榆神矿区井筒穿越富水厚砂层施工具有借鉴意义。     

最大主应力方向对围岩偏应力及变形影响研究

地应力是引起巷道变形破坏的主要因素之一,为了分析最大主应力方向对围岩稳定的影响,采用FLAC3D模拟了夹角α从0°～90°过程中围岩塑性区分布、偏应力及位移变化规律。研究结果认为：α越大,“围岩”塑性区范围越大,且有向顶、底板围岩深部发展的趋势|围岩偏应力呈“单峰”状,顶、底板围岩偏应力峰值随α增大而增大,而帮部偏应力峰值则减小|围岩位移变化呈类“线性”增长,围岩变形随α增大而增大,最大水平主应力方向对顶、底板围岩变形的影响大于帮部。通过现场观测,验证了分析结果的可靠性。