复合顶板围岩结构失稳分析及支护方式优化

针对金家渠煤矿二煤复合顶板支护难题,通过对巷道围岩变形表现形式、复合顶板围岩破坏准则、围岩变形、控制机理的研究,提出了"柔性抗剪支护+髙预应力帮部加固+弱面补强+喷浆封闭"控制方式。顶板支护采用髙预应力锚索桁架,形成加强锚索支护为骨架、短锚索支护为连续带的支护体系,其中锚索采用?17.8 mm×4300 mm预应力钢绞线,间排距800 mm×900 mm;补强桁架锚索采用?21.8 mm×7300 mm预应力钢绞线锚索+11~#工字钢,沿巷道中心对称布置,间排距2000 mm×1800 mm;巷帮高侧区域施工??17.8 mm×4300 mm钢绞线锚索,低侧区域施工?20 mm×2400 mm螺纹钢锚杆;最后喷浆(厚度50 mm)封闭作业。矩形断面能够减少岩层之间的滑动,进而降低对互层结构的破坏,最大程度提高复合顶板的完整性。通过支护方式及掘进断面优化,巷道收敛量≤30 mm,减少了后巷维护工程量,有效控制顶板变形。     

圆形地下洞室坚硬脆性围岩岩爆的模拟

为了探讨圆形地下洞室坚硬脆性围岩岩爆破坏机理,建立了长800mm×宽800mm×厚200mm的Ф160mm圆形地下洞室的数值与物理模型,在相同边界条件与同步提高荷载的情况下模拟圆形洞室坚硬脆性围岩岩爆破坏.数值模拟与物理模拟结果表明：同步施加水平边界荷载Ph与垂直边界荷载Pv到700kN过程中,围岩塑性区逐步沟通扩展;当同步施加Ph=Pv=710kN时,围岩塑性区在极短的时间与极窄的加载区间内迅速扩展,塑性变形显著,洞室围岩表现突发性破坏,符合脆性围岩岩爆破坏特征;随后,当施加Ph=Pv=710kN到Ph=Pv=780kN过程中,围岩塑性区增大不明显,围岩破坏相对稳定.数值模拟结果与物理模拟结果基本一致,两者结合,将为探讨岩爆发生机理提供强有力的研究手段.     

南屯煤矿深部沿空巷道耦合支护技术

通过研究,确定了南屯煤矿九采区93|02综放工作面沿空回采巷道围岩为高应力节理化复合型(HJ型)软岩,根据巷道围岩变形力学机制及其转化对策,确定了锚网索耦合支护设计方案,即采用破底板掘进和超前支护优化围岩结构,采用直墙圆拱形巷道断面优化围岩受力状态,锚杆为直径22 mm,长2 500 mm的螺纹钢锚杆,间排距800 mm ×500 mm,配合钢筋网及复合托盘,锚索长度为6 800 mm,排距2 000 mm.工程应用表明,巷道掘进期间围岩基本没有变形,工作面回采期间,顶底板变形量累计456 mm,两帮相对移近量累计518 mm,能够实现深部松软厚煤层沿空巷道围岩稳定性的有效控制,为工作面的安全高效生产创造了条件.     

切眼围岩破坏规律研究

针对目前切眼围岩破坏的问题,对切眼围岩类型进行总结,得出切眼围岩的基本模型。为求解切眼围岩的破坏原因,运用自行开发研究的岩石破裂过程分析(RFPA^2D)系统,对切眼围岩破坏过程进行了数值模拟研究,通过对切眼围岩的初始裂缝形成、发展及最终破坏模式进行分析,得出不同条件下切眼围岩的破坏规律。结果表明,切眼由于其断面形状和围岩组成结构的不同关系,其破裂结果与其他巷道破坏模式明显不同。     

巷道快速掘进锚杆支护参数的数值优化

文章采用FLAC^(3D)数值模拟方法对河南永锦能源吕沟矿38026工作面回采巷道锚杆支护参数进行了优化设计,对锚杆间排距700mm,800mm,900mm,1 000mm四种支护参数从巷道收敛、围岩塑性区方面进行了分析,结果表明锚杆间排距均为900mm时巷道断面消耗锚杆数比间排距700mm减少4根,而且达到了与间排距700mm相近的支护效果,围岩变形小于100mm,锚杆锚固段位于围岩松动圈之外,锚固范围内的岩体得以强化,提高巷道围岩的承载能力,锚索锚固段位于老顶中粒砂岩中,可以对岩层起到很好的悬吊作用。     

深井软岩硐室群支护技术研究

为解决新河煤矿-980m水平硐室群在掘进及支护过程中的大变形问题，首先通过理论分析，研究了相邻硐室不同开挖顺序对围岩破坏的影响；其次运用FLAC^3D数值模拟软件对相邻硐室群的不同开挖顺序进行模拟，计算得到围岩塑性区最小破坏体积V_P,并得出最优施工方案，在上述研究基础上对已开挖硐室群进行支护设计，提出泵房主体及壁龛前期采用锚网、注浆锚索、喷浆，后期采用钢筋混凝土砌碹的联合支护方式，并对实施该支护方案的硐室群进行支护前后的数值模拟计算，计算结果表明，水泵房主体硐室顶板最大下沉量由927mm下降至30mm,底臌量由1 036mm下降至6mm,主体泵房左帮移近量由1 010mm下降至10.9mm,壁龛掌面移近量由700mm下降至9.9mm,围岩变形得到有效控制.顶底板位移现场监测结果表明，监测断面两帮最大移近量为8mm,顶底板最大移近量为15mm,巷道支护效果良好，能有效控制围岩变形.     

无底柱分段崩落法开采顶板围岩崩落机理

以武钢程潮铁矿西区开采为工程背景,采用现场钻孔监测与相似材料模型实验相结合的方法,对无底柱分段崩落法开采过程中顶板围岩的变形和崩落规律进行了系统研究.首先,结合矿体赋存条件、地层结构和开采进程,设计两个钻孔实时监测顶板围岩的崩落规律.其次,以模型相似理论为基础,确定了所要研究模型的剖面和几何尺寸,设计制作模型,采用百分表、压力传感器和近景摄影测量等手段监测模型的应力、应变和破坏特征,并对百分表数据、应力盒数据、围岩位移和围岩破坏裂纹进行系统分析.研究成果初步揭示了金属矿山无底柱分段崩落法开采过程中,顶板围岩崩落机理和地表沉陷的基本规律.     

基于颗粒流程序花岗岩单轴抗压强度的尺寸效应

大量研究表明,岩石存在尺寸效应特征。为了研究不同尺寸花岗岩单轴抗压强度的尺寸效应,应用数字图像处理技术,建立与所研究花岗岩组分含量一致的六组颗粒流程序(PFC)数值模型进行单轴压缩数值试验;每组模型尺寸分别80 mm×160 mm、70 mm×140 mm、60 mm×120 mm、50 mm×100 mm、40 mm×80 mm、30 mm×60 mm。试验结果表明:①六组数值模型总体的抗压强度及弹性模量的尺寸效应特征明显,随模型尺寸的减小,两参数值总体呈增大趋势;②六组数值模型的破坏模式较为一致,表现为竖向劈裂破坏,但不同数值模型形成宏观大裂缝的位置都有所区别;③随着数值模型尺寸的减小,模型中的云母含量在下降,模型的单轴抗压强度和弹性模量呈上升趋势,说明云母含量越多,模型的物理力学性质越差,即花岗岩宏观力学性质的大小受其物理力学性质最弱组分的含量所控制。     

高应力巷道钢管混凝土支架支护围岩稳定性分析

针对高应力巷道围岩控制难度大的问题,对鹤壁三矿高应力巷道的钢管混凝土支架支护后的巷道围岩变形破坏情况进行了理论分析和数值模拟.理论计算表明,Φ219×8mm型钢管混凝土支架极限承载能力是2 595.04kN,可提供极限支护反力为1.8MPa.数值模拟结果显示,支护后巷道最大垂向位移172mm,两帮位移82mm,变形量较小,满足巷道围岩控制要求.现场实测发现两帮和顶底板变形均发生在施工后30d内,最大移近量为40mm和60mm;后期变形量无明显增长,巷道围岩保持稳定.     

原位扩建既有隧道竖井与主洞交叉段施工力学

以南岭铁路隧道原位扩建项目为工程背景,采用振弦式钻孔应力计监测隧道扩挖过程中围岩环向应力的变化.建立主洞与竖井交叉段扩挖过程的三维有限元模型,通过监测数据与模型结果对比,验证模型准确性,研究采用全断面法扩挖时围岩变形及应力随开挖过程的变化规律.在此基础上,分析扩挖方法和循环进尺对扩建稳定性的影响.结果表明:扩挖过程中,交叉点主洞拱脚和边墙的围岩环向应力表现为应力释放,通风竖井破坏了主洞的成拱效应;竖井与主洞交叉点相比于非交叉点,扩挖后隧道水平位移增大47.5%,隧道竖向位移增大29.3%,拱顶围岩应力由压应力转化为拉应力;采用全断面法扩挖对围岩的二次扰动程度更低,减小循环进尺也可有效提高扩挖施工的安全性.