TBM掘进围岩挤压大变形机理与本构模型

通过对反映了TBM卸荷特征的砂质泥岩三轴卸围压试验结果分析,揭示了深部软弱地层TBM掘进围岩挤压大变形机理：挤压大变形主要由TBM开挖卸荷瞬时产生的峰前卸荷损伤扩容和峰后破裂碎胀造成的体积扩容组成,峰前岩石内部原生裂隙扩展和新裂隙萌生、扩展导致扩容变形,以及峰后裂隙汇聚贯通成宏观破裂面和多级次生破裂形成,破裂后块体间发生错动或翻转等相对运动引起峰后碎胀大变形,其中峰后的碎胀变形是构成大变形最主要的部分。获取了各特征应力（损伤扩容应力σ1cd、极限承载强度σ1m和线性应变软化应力σ1l）与围压σ3的相关关系,建立了各变形破坏阶段的临界准则;建立了卸荷损伤扩容阶段的损伤演化方程;基于三轴卸围压试验成果建立了弹性-卸荷屈服损伤扩容-峰后脆性跌落-线性应变软化-残余理想塑性5阶段挤压大变形本构关系。对挤压大变形本构模型在FLAC3D进行了数值实现,并验证了模型的合理性和数值实现程序的正确性。     

深部挤压性软岩巷道围岩稳定性控制对策

淮南潘一东煤矿-848 m主胶带机大巷为典型的深部高地应力挤压性软岩巷道,现场调研、FLAC3D数值仿真计算、挤压变形等级评定均表明该巷道开挖后围岩产生了非常严重的挤压大变形,主要表现为变形量大、变形速率高、收敛速率小、变形时效特性显著,巷道稳定性控制非常困难。并分析了挤压变形的主要影响因素包括地应力、岩性、巷道群扰动、底板失稳等。针对主胶带机巷挤压大变形特征,基于深部岩巷围岩稳定性控制理论及"分步联合支护"理论制定了控制围岩挤压变形的支护方案,通过数值模拟和现场监测验证了该支护方案的效果,结果均表明采取该支护方案后围岩变形速率显著降低,并在较短时间内变形趋于收敛稳定,支护方案支护效果良好,能够有效的控制围岩挤压大变形。     

新蜀河隧道挤压性炭质片岩大变形成因与对策

结合襄渝Ⅱ线新蜀河隧道炭质片岩段施工,分析挤压性炭质片岩隧道的变形机理、特点,并总结了挤压性炭质片岩大变形的控制技术,对类似工程提供借鉴或参考。     

煤矿TBM掘进巷道围岩时效变形分析及支护参数优化研究

针对煤矿TBM掘进巷道围岩长期稳定性问题,以淮南矿区张集矿TBM掘进某瓦斯抽采巷为工程背景,开展了巷道围岩时效变形分析及支护参数优化研究。通过在TBM掘进巷道施工现场钻取砂质泥岩岩样,开展蠕变试验,获得CVISC蠕变参数|在数值模拟软件中引入CVISC蠕变模型,对不同支护工况下TBM掘进巷道围岩进行为期100d的蠕变变形模拟,获得各支护工况下巷道围岩时效变形特征和应力场及塑性分布区的演化规律|基于数值模拟结果,将优化后的锚杆+钢筋网联合支护体系应用于TBM施工巷道,并对TBM施工巷道进行围岩变形监测和锚杆轴力监测,现场实测结果表明采用的优化支护方案可有效控制围岩变形,且巷道稳定性较好。     

深部复合地层围岩与TBM的相互作用及安全控制

TBM工法因其安全、高效、优质、环保和有利于围岩稳定等优点,将是交通、水利和矿山等重大生命线工程建设的首选工法,而深部复合地层围岩与TBM的相互作用及安全控制是TBM掘进过程中面临的重大基础问题。在回顾研究现状及存在问题的基础上,紧扣围岩与TBM的相互作用及安全控制这一主题,阐明深部复合地层地质条件与力学行为特征、TBM-深部复合地层相互作用与致灾机理、深部复合地层TBM施工安全控制与系统适应性评价决策等关键科学问题。论述围岩与TBM的相互作用机理及安全控制研究思路,并介绍了部分研究进展。最后简述了TBM在煤矿中的应用与发展趋势,可以预见TBM工法将是未来煤矿超千米深部主要巷道建设的必然发展趋势。     

淮南深部巷道挤压变形及其控制对策

为了研究高地应力软岩巷道挤压变形及其控制对策,根据实测地应力值和围岩力学参数,分别从基于Hoek-Brown准则的解析计算和有限元数值计算进行了围岩稳定性分析,计算结果显示巷道变形失稳严重,拱顶位移和底臌量大,与现场情况吻合;此外,根据Hoek挤压变形等级曲线判定该巷道围岩变形为非常严重的挤压变形。基于深部巷道围岩稳定性控制理论和"分步联合支护"理论制定了控制围岩挤压变形的支护方案,通过有限元数值软件计算和现场监测验证了该支护方案的效果,结果表明所提出的支护方案能够有效的控制围岩挤压变形。     

深井煤矿TBM掘进巷道围岩扰动特性监测研究

以张集煤矿TBM掘进采煤工作面高抽巷为研究对象,采用基于布里渊背向散射的分布式光纤传感技术(BOTDR),监测TBM掘进扰动下围岩的变形、扰动特性。通过在试验巷道前方和侧方施工监测钻孔,安装分布式传感光纤,使传感光纤与围岩变形协调。在TBM掘进过程中,通过监测和分析监测光纤的应变分布特征及其动态变化过程,获得了TBM掘进过程中对围岩的扰动特性。TBM掘进时对掌子面前方的岩石扰动影响范围为5~7 m。在围岩深度4~12 m范围内出现压应变,而在围岩深度12~18 m的范围内出现拉应变,巷道围岩未出现明显的大范围破坏。相较于传统的钻爆法施工,煤矿岩巷TBM法施工掘进效率更高,对围岩扰动更小。     

深部矿井动压回采巷道围岩大变形破坏机理

针对深部动压回采巷道的大变形失稳破坏及其控制难题,建立了深部动压环境下圆形巷道力学模型,导出了塑性区边界隐性方程式。在此基础上,对深部动压巷道塑性区形态演化规律进行深入分析,阐明了第I类及第II类蝶形塑性区形成的力学条件,界定了塑性区恶性扩展及其临界的定义,揭示了深部动压回采巷道的变形破坏机理。结果表明,开采动压影响比常规条下围岩更易产生蝶形塑性区,且蝶叶发育尺寸、塑性破坏范围更大。随着动压影响的增强,巷道区域应力场成为超常规的超高应力场,巷道顶底、两帮的塑性破坏进一步向深部扩展,变形加剧,致使塑性区恶性扩展,最终造成围岩大变形破坏。对于深部动压回采巷道的设计、支护应充分考虑如何避免或降低动压的影响,改善围岩应力环境,减小蝶叶塑性破坏深度,以便更好地维护巷道。     

深井大地压泵房围岩变形破坏特性研究

以峰峰集团有限公司万年矿-440泵房为例，对深井大地压泵房围岩在复杂应力条件下围岩变形及其特征进行了现场观测及分析研究。结果表明在复杂应力条件下深井大地压围岩具有明显的流变特性，其变形表现为全断面不规则变形，底鼓是导致围岩破坏的主要原因。     

深部挤压性地层TBM掘进卡机孕育致灾机理

为揭示TBM通过深部高地应力挤压性地层发生卡机的孕育致灾机理,基于TBM卡机孕育致灾机理的理论分析,通过FLAC3D计算护盾区域围岩的三维应力场、位移场,从而计算出护盾前移所受的摩擦阻力,并根据卡机状态判据判断护盾是否被卡。同时分析了TBM护盾长度L、超挖量ΔR对卡机的影响,结果表明:①护盾前移所受摩擦阻力Rf随护盾长度L增加而非线性增大;②护盾长度一定时,超挖量ΔR越大,护盾前移所受的摩擦阻力越小,但超挖量ΔR的增大将受到超挖技术水平和机械制造水平的限制;此外,考虑掘进工作面空间效应,将护盾分节阶梯式设计,加大尾护盾与围岩间的间隙ΔR,可以很大程度上减少围岩对护盾的挤压力,减少护盾被卡的风险;③可从护盾长度和超挖量及两者的合理组合角度提出TBM卡机的预防措施。     

千米深井软岩巷道挤压变形力学特性及控制研究

 为了研究千米深井软岩巷道挤压变形力学特性及控制对策,以淮南朱集煤矿-906m东翼轨道大巷为依托工程开展研究,该巷道为典型的千米深部高地应力软岩巷道,开挖后围岩产生强烈的挤压变形。通过现场地应力测试获取地应力值和室内岩石力学试验获取围岩力学参数,根据Hoek挤压变形等级曲线判断出该巷道变形为非常严重的挤压变形;通过Phase2有限元数值仿真软件分析了该巷道的围岩稳定性,计算结果表明巷道开挖后围岩变形破坏严重,拱顶位移和底臌量大,与现场情况吻合。基于深部岩石巷道围岩稳定性控制理论和“分步联合支护”理念,针对该巷道的挤压变形特点制定了相应的支护方案,其主导思想是增强围岩自身强度和支护结构的抗变形能力,尤其重视底板支护。通过有限元数值软件计算分析和现场监测验证、评价了该支护体系的强度,结果表明所提出的支护方案取得了良好的效果,能够有效的控制围岩挤压变形。     

大断面巷道围岩变形机理及支护技术研究

为解决大断面巷道围岩变形量大、巷道支护困难等问题,以曹家滩煤矿122108工作面主运顺槽为背景,采用理论分析和数值模拟相结合的方法,对巷道围岩变形破坏力学机理和掘进过程中的应力场、位移场和塑性区进行分析,总结巷道掘进过程中围岩的变形破坏规律,在此基础上对巷道支护参数进行优化.结果表明:采用"锚杆+锚索+塑钢网+钢筋网"...     

挤压地层双护盾TBM与围岩相互作用影响因素分析

为了研究LDP位移释放率、扩挖量、护盾锥度、护盾长度和侧压力系数等因素对双护盾TBM与围岩相互作用的影响,采用FLAC3D建立了三维TBM模型,在考虑护盾与围岩不均匀间隙的条件下研究了TBM作用下上述因素对围岩变形、接触挤压力大小及分布和护盾所受摩阻力的影响。同时定义了LDP曲线的位移释放率,得出应力释放率超过特定值时对LDP曲线释放率和TBM护盾阻力的影响显著,而且针对特定工程地质条件应做其敏感度的预分析;不均匀间隙自下而上逐渐闭合导致围岩与护盾逐渐发生接触,前后盾尾受力最为显著;前后护盾摩阻力及总摩阻力均与扩挖量呈线性递增关系,适当增加扩挖量可以有效减小护盾阻力;护盾摩擦力与护盾长度呈线性递增关系;当增加护盾锥度时,刀盘及前盾摩阻力缓慢增加,后盾摩擦力减小较为明显,护盾总摩擦力也减小;侧压力系数超过1.2时对刀盘、前盾及后盾上的摩擦阻力影响显著。以上研究成果对于进一步认识和研究TBM与围岩相互作用及后续预测卡机有着重要参考意义。     

大直径TBM通过深埋强岩爆洞段的岩爆防治方法

针对引水隧洞岩爆的具体特征,结合现场实际情况,开展了新材料、新工法、强岩爆段钻爆法导洞+TBM联合施工的试验研究,提出了强岩爆洞段TBM施工与岩爆综合防治措施,现场微震监测结果和实际岩爆发生情况表明该施工方法对于强岩爆的防治是有效的。     

巷道埋深对大断面巷道围岩变形及应力分布规律影响

针对断面大巷道难以支护、巷道变形严重等特点,采用三轴压缩试验和巴西劈裂试验对巷道围岩力学参数进行测试,利用数值模拟分析了大断面巷道围岩变形及应力分布规律。研究得出,随着巷道埋深的增加,巷道垂直位移越来越大、垂直应力集中系数逐渐减小、垂直应力逐渐向深部延伸、巷道底板泥岩出现软岩的性质,巷道围岩破坏深度和破坏面积也逐渐增加。     

TBM施工煤矿深埋硬岩巷道围岩稳定性分析及工程应用

针对首次立井煤矿TBM掘进硬岩巷道工程应用实际,进行了巷道围岩稳定性分析和施工信息化监测,并采用ABAQUS有限元数值软件研究了巷道围岩位移场、应力场和塑性区的分布规律,分析了拟定支护方案的巷道围岩稳定性。结果表明,巷道顶部的最大下沉量为33.26 mm,巷道围岩的塑性区范围为0.8~1.2 m。确定支护方式为锚网支护。在试验巷道掘进过程中,进行了围岩内部裂隙发育情况、巷道收敛变形和锚杆受力监测。巷道顶板围岩破损深度达1.5 m,两帮最大收敛量为12 mm,锚杆轴力变化范围为43.1~65.1 k N。TBM施工硬岩巷道月进尺达404 m,相比传统的钻爆法和综掘法单进提高5~10倍,工程应用表明,该工法安全高效。     

沿空留巷围岩应力演化规律及大变形机理分析

针对沿空留巷围岩要经受上下两个区段工作面采动应力影响,围岩变形量大、巷道维护困难的特点,以沁新煤矿为工程背景,运用数值计算的方法得出了沿空留巷全寿命期围岩应力演化规律和变形特征。通过对围岩加、卸载荷规律及破坏效应的分析,总结了沿空留巷围岩产生大变形的原因。结果表明:1巷旁支护体与实体煤帮力学性能的差异及其在形成稳定承载结构过程中为适应上区段工作面顶板垮落而产生的围岩持续变形是沿空留巷围岩大变形的主要组成部分;2沿空留巷全寿命期内围岩的受力可看作卸围压条件下的三次轴向加载和卸载作用,卸围压条件下的反复加卸载在加剧围岩变形破坏的同时也是围岩变形量积累的过程,最终导致围岩大变形的发生。     

沿空切顶成巷段巷道围岩变形规律研究

以宏景塔一矿回采工作面为研究对象,基于切顶卸压无煤柱自动成巷技术原理,采用数值模拟计算和现场实测的方法,对该矿成巷段巷道围岩支承压力分布及围岩变形规律进行分析。研究结果表明：随着工作面向前推进,巷道围岩支承压力呈先增大后减小最后趋于稳定的变化趋势,支承压力稳定值为13.5 MPa;受工作面回采动压的影响,距离工作面70 m以内,锚索受力急剧增大到恒阻值、巷道围岩变形明显;距离工作面70~150 m,锚索受力迅速减小、巷道围岩变形逐渐变缓;在距离工作面150 m之后,锚索受力仅有微量变化、巷道围岩变形趋于稳定。因此确定支护体回撤保守安全位置为工作面后方150 m。工程实践表明：所设支护体回撤距离能够应对巷道围岩变形,成巷效果良好。