圆形巷道围岩破坏机制解析及静动耦合响应力学行为

非等压圆形巷道围岩塑性区相关问题是影响围岩破坏失稳的重要因素。首先,基于Mohr-Coulomb破坏准则,分析非等压圆形巷道围岩塑性区边界条件,探究侧压系数对塑性区形成的影响机制。此外,利用ANSYS/LS-DYNA仿真平台对不同侧压系数下的巷道围岩力学行为进行静动载荷耦合响应数值模拟。结果表明：侧压系数的增大显著改变围岩有效应力的分布特征。有效应力场的分布特性与塑性区边界理论解具有一定的吻合性。不同侧压系数的应力场作用时,巷道围岩的变形具有显著的差异性,随着侧压系数的增大,围岩发生较大的非均匀性变形。静动耦合作用下顶板和底板的围岩破坏区域显著增加,但两帮围岩的破坏面积有减小的趋势。     

动力扰动下高应力巷道围岩动态响应规律

 采矿过程中,爆破震动等动载荷常会导致高应力巷道失稳塌陷,诱发岩爆发生。根据弹性力学和应力波理论,分析扰动波诱发高应力巷道失稳破裂的机制。针对用沙坝矿高应力巷道受到动力扰动破坏的情况,运用颗粒流软件PFC^2D对动载荷作用下高应力巷道的稳定性进行数值计算,通过改变动载荷幅值的大小,探讨扰动应力波强度的变化对巷道围岩应力场、位移场及破坏区范围的影响,对模型采用静力和动力两种计算方案。研究表明：动载作用下巷道围岩应力场、位移场及破坏区范围相对静力计算结果显著增大;随扰动应力波强度增加,巷道顶、底板的应力、位移及裂纹数量也显著增加。为了避免动力扰动诱发高应力巷道失稳塌陷,给出了几条建议。     

“三软”煤层回采巷道围岩灾变机理

为解决"三软"煤层回采巷道围岩控制难题,以大雁矿区典型"三软"煤层回采巷道为例,采用理论分析和数值模拟的研究方法,分析"三软"煤层回采巷道围岩灾变影响因素,研究了围岩灾变机理。结果表明:掘进期间,回采巷道两帮破坏程度大于顶底板,两帮以剪切破坏为主,最大破坏深度约1.2 m,顶底板发生拉伸破坏,最大破坏深度约0.6 m;回采期间,回采巷道顶板破坏程度大于两帮,底板破坏程度最小,顶底板以拉剪破坏为主,顶板最大破坏深度4.0 m左右,两帮以剪切破坏为主,最大破坏深度2.0 m;掘进及回采期间,两帮初始最大破坏深度均位于帮角部位,顶板初始最大破坏深度均位于帮角附近,掘进期间应重点加强两帮帮角围岩灾变控制,回采期间应重点加强帮角附近顶板围岩灾变控制。     

深井软弱围岩联合控制技术及耦合叠加拱承载效应研究

为有效解决深井软弱围岩巷道稳定控制技术难题,以淮南某矿-962 m轨道大巷为工程背景,依据软岩应力-应变曲线及围岩应力变化和强度之间的关系,建立圆形巷道围岩破坏分区力学模型,将开挖后的巷道由表及里依次划分为残余区、塑性软化区、塑性硬化区及弹性区,以阐明锚杆(索)锚固系统变形失稳机制,并提出深井软弱围岩的控制要点及关键技术。在此基础上,提出高预应力支护构件遏制残余区扩展、有效的支护承载区发挥围岩承载能力、极大提高软弱围岩承载强度及完整性、薄弱部位补强支护形成完整承载圈等4个围岩控制要点,进而提出“以高强预应力锚杆(索)为核心,浅、深孔分次注浆为基础,底角与底板锚注加固为关键”的全断面强化联合控制方案。结合支护方案特点提出实现内、外承载的“耦合叠加承载拱”结构。该耦合承载拱将支护体与围岩的相互作用和所提供的径向支护力相统一,对锚杆(索)支护阻力具有显著的放大作用。研究结果表明：围岩残余范围随硬化系数、软化系数、支护阻力及内聚力和内摩擦角的增大而减小,随扩容系数的增大而增大,而残余区、塑性软化区、塑性硬化区的边界发生渐进式扩展变换是导致围岩大规模破碎和锚杆(索)锚固失效根本原因。通过工程计算...     

软弱破碎回采巷道变形特征监测分析

破碎围岩巷道的变形与失稳行为很复杂,巷道围岩局部变形易引起破坏失稳,而理论计算得到的支护参数与工程实际相差甚远。基于现场调查,通过表面变形与深部离层规律综合监测,深入分析了复杂地质条件下松软破碎围岩局部变形与演化失稳机理。监测表明:巷道开采深度较大时,围岩变形情况比较复杂,煤层裂隙发育,巷道顶底板和两帮变形大;巷道积水造成底鼓时,因现有的支护方式不适应围岩非线性、大变形的要求,而必然导致支护失效。研究成果对回采巷道支护方案的选择具有重要的借鉴作用,为工程防灾和减灾提供了科学依据。     

围岩-支护体耦合作用机理及其 最优化设计方案

基于巷道开挖面的空间效应,根据弹塑性理论建立巷道围岩-支护体耦合作用模型,研究支护位置和支护体厚度与巷道位移、支护反力和围岩塑性区半径之间的关系;并在此基础上,根据最优化方法建立巷道耦合支护最优化模型,研究原岩应力、巷道断面以及支护体力学性质等因素对巷道支护方案的影响.结果显示,随着支护体厚度的减小及支护体离开挖面距离的增大,巷道位移和巷道围岩塑性区半径逐渐增大,而支护反力逐渐减小;在支护体受力处于临界状态的情况下,支护体厚度随着原岩应力的增大、巷道断面的增大以及支护体离开挖面距离的减小而增大.     

采用工作面超前注水法提高跨采底板巷道围岩稳定性

在蒋庄煤矿3下煤层710工作面实际跨采工程中,为降低上部工作面超前支承压力峰值对底板巷道的影响,提出工作面超前注水法。通过分散上部工作面开采形成的超前支承压力,降低支承压力峰值,避免过大的应力峰值集中传递到底板巷道围岩而导致底板巷道围岩失稳。结果表明,超前注水后,煤体强度降低23%,底板巷道的顶底板移近量最大160mm,超前影响距离为70m,达到预期效果。     

加固顶板和两帮控制回采巷道底臌研究

回采巷道围岩是由顶板、两帮和底板共同组成的复合结构体,各部位的岩体强度、应力状态及变形破坏等特性方面的差异显著,尤其受采动影响后,巷道围岩各部位变形发展不均匀性显著,往往造成巷道围岩产生结构性失稳破坏。为提高巷道围岩的结构稳定性,通过理论分析和数值模拟分析了提高顶板和两帮强度对底板岩层稳定性的影响。研究结果表明:加固顶板减小了顶板挠曲位移量,同时可以促使围岩应力向深部围岩转移,降低了底板岩层的应力集中程度,有利于控制底板变形;加固两帮可以提高巷道两帮围岩强度,促使应力向两帮转移,有利于减小发生底鼓的底板岩层宽度和两帮移近量,从而减小底板的挠曲效应和压曲效应。分析结果还表明,加强两帮对于减小底鼓量的效果更为明显。在上述分析的基础上,进行了加固顶板和两帮控制巷道底鼓支护技术的现场工业性试验,试验结果表明加固顶板和两帮可有效地控制巷道底鼓。     

板裂介质围岩的流变屈曲研究

针对板裂和似板裂介质结构围岩体的流变特性，建立了粘弹性围岩岩层的屈曲模型。给出了可描述巷道围岩蠕变特征的岩板松弛模数，及在一定载荷作用下粘弹性岩板的屈曲和后屈曲，临界载荷特性曲线。分析计算表明，当岩板的压应力水平增大到亚临界屈曲状态时，由于材料的非稳定蠕变特征将引起岩层的分岔失稳，围岩发生后屈曲破坏。后屈曲模态幅值可作为岩层破坏的位移判据及时间判据。     

断层影响下千米深井巷道围岩破坏机制及控制

为解决深部巷道断层附近围岩变形量大的问题,以山东鑫汇金矿-1 070 m水平石门巷道为研究背景,现场调查发现巷道存在冒顶和片帮等隐患,且巷道断面尺寸在原有支护下2个月后由3.6 m×3.1 m缩减到3.1 m×2.5 m.采取修正后的Hoek Brown准则引入Hoek Brown常数(m1)、岩体地质强度指标(GSI)和扰动因子（D）3个参数,计算后发现临界失稳半径与Hoek Brown常数、地质强度指标和岩石单轴抗压强度呈负相关,与围岩应力和扰动因子呈正相关.在此基础上,通过数值模拟对比了原方案和 “超前管棚注浆支护+锚梁网喷+长锚索+钢支架”联合支护方案的效果,结果表明：巷道顶底板变形量最大分别减小了400和300 mm,底板变形量两帮变形量最大减小了200 mm,检验了支护方案的有效性.方案实施后,现场监测表明,巷道顶底板及两帮的围岩变形量维持在250 mm以内,巷道围岩状况满足工程的需要.     

深井岩巷破坏机理与支护优化研究

岩巷的稳定性评价与支护设计对深井岩巷掘进和维护十分重要。为了开展深埋煤矿岩石巷道围岩稳定性分析和锚网支护参数优化分析,以文家坡煤矿深埋一号辅助运输大巷为工程背景,采用多种监测手段完成了岩巷变形特征的实测分析,然后运用数值模拟的方式从巷道围岩塑性区发展规律和围岩应力变化特性两方面分析了巷道围岩变形破坏机理,最后根据现场监测和模拟结果优化了该巷道的支护方案,并进行了模拟验证。结果表明:随着巷道不断地向前掘进,巷道两帮围岩塑性区厚度先增大直到逐渐稳定,自重引起的水平应力使巷帮向巷道内收敛,顶板产生剪切破坏,两帮产生劈裂破坏;原支护方案作用下巷道围岩变形量非常小,锚杆(索)支护方案过于保守。将帮部锚杆长度由2.7 m优化到2.3 m后,在其他支护参数保持不变的情况下支护可以满足巷道稳定性的要求。     

NPR锚杆/索围岩动力响应数值模拟分析

为了解决深部开采造成的冲击地压、大变形和常规锚杆/索破断失效等问题,本文以某煤矿釆区为研究试验段,基于高地应力软岩大变形破坏机理,采用FLAC3D-PFC3D耦合建模方法首次开展NPR锚杆/索动力学数值模拟研究,建立PR和NPR锚杆/索两种支护方案的数值模型,对比分析动荷载下硐室围岩以及锚杆的受力、位移情况.结果表明:25MPa冲击荷载下,25根PR支护锚杆/索中21根已失效,围岩大面积失稳,耦合墙出现严重变形,硐室呈现内凸弧形变形破坏.而相同条件下,NPR锚杆/索均未失效,硐室围岩稳定性保持良好.     

基于块体理论的围岩稳定性分析及数值模拟研究

岩体的完整性及节理裂隙的发育程度是影响围岩稳定性的主要因素。潜在失稳块体将引起围岩掉块、剥落、滑移甚至坍方等失稳现象。以小三岔口隧道为依托,基于块体理论研究,借助围岩结构分析和数值模拟相结合的方法,从岩体结构特征入手,定位隧道开挖潜在失稳区域,寻找可动块体,确定关键块体,深入分析围岩失稳变形模式,揭示无支护条件下围岩的变形、受力特征并提出针对性施工建议。研究结果显示:岩体节理裂隙发育、节理面相互切割成不利组合和岩块结构面结合性差是围岩失稳的根本原因;关键块体的运动是造成围岩失稳的直接原因。     

金川矿区深部巷道围岩流固耦合稳定性数值模拟

 地下水渗流会影响巷道围岩力学性质,本文结合流固耦合基本原理,以金川二矿区深部巷道为例,采用MIDAS/GTS建立了金川二矿区1000m水平某巷道流固耦合模型,研究渗流对围岩应力场、围岩变形及开挖卸载影响。计算结果表明,渗流作用对巷道围岩竖向应力的影响大于水平应力,渗流也导致围岩最大、最小主应力比无水时偏大。渗流和无水状态下围岩变形空间分布具有相似性,渗流对巷道围岩水平位移影响相对较小,但对围岩竖向位移影响较大,其中巷道拱部竖向位移明显大于无水状态,渗流时拱部最大位移约为8.2mm,而无水时仅2.3mm左右。因此,渗流效应将导致巷道顶板稳定性变差。开挖卸载对渗流场的影响表明,开挖后巷道周边压力水头迅速降低,孔隙水压力最小降为零,且孔隙水压力也从水平层状分布变为沿巷道轮廓环形带状分布。     

低应力软岩复合顶板大变形煤巷支护技术

 低应力软岩复合顶板煤巷,虽然埋深较浅,围岩自重应力水平不高,但因顶底板岩层岩性及结构的特殊性,巷道围岩具有软岩的特性。以黑沟煤业有限公司主采4-2煤层回采巷道为工程背景,对该地质条件下巷道支护技术进行研究,结果表示,锚杆支护产生的夹持作用可提高巷道浅部围岩完整程度及深部围岩承载能力,缩小浅部围岩的破坏范围;锚索支护能够提高深部围岩与浅部围岩的整体性,减缓围岩的整体沉降运动趋势;金属网与钢带可加强对表面围岩的约束作用,限制破坏区向深部发展和表面围岩的冒落变形,减小顶板岩层的变形;底角锚杆能够促使应力峰值向深部的转移,减轻垂直应力向水平应力的转化程度,控制巷道底臌变形。上述支护方式的综合运用,可实现复合软岩大变形煤巷的有效支护。     

东海煤矿深部巷道支护技术

煤矿深部巷道围岩压力大,超过其围岩的抗压强度。同时,采区巷道受动压的影响,巷道围岩变形破坏严重,影响正常生产。课题组采用优化巷道断面设计、加强关键部位支护强度、降低局部围岩应力等措施,使得围岩整体协调变形。现场实验表明,东海煤矿埋深1000m的巷道经受了两个回采工作面的动压影响,围岩受力状态良好,达到了预期目标。     

隧道围岩稳定性及其支护作用分析

针对隧道设计中的围岩力学特性及其荷载效应、"支护-围岩"动态作用特点及支护结构体系的协同作用原理3个基本问题进行研究.首先基于对大量山岭隧道围岩变形监测结果的统计分析,指出围岩变形规律和基本特点,以隧道掌子面围岩变形加剧点、初期支护施作和围岩变形稳定作为3个关键节点对"支护-围岩"力学演化过程的作用特点进行分析.提出了"浅层围岩"与"深层围岩"组成复合围岩结构的新理念,对围岩失稳的动态特征进行阐述,并通过计算分析指出了隧道围岩失稳模式、失稳机理和失稳范围的确定方法.基于围岩失稳模式推导作用于支护结构的围岩荷载计算公式,它包括由浅层围岩确定的"给定荷载"和深层围岩传递的"形变荷载"两部分.建立支护结构体系的协同作用力学分析模型,分析了弹塑性条件下影响塑性区变化的关键因素,揭示了初步加固圈层与后续支护圈层的协同作用原理.研究结论对实现隧道工程的动态化、定量化设计和施工具有重要的指导意义.     

半煤岩巷道围岩破裂演化规律及控制技术

针对半煤岩大巷围岩控制问题,以吕梁矿区某矿半煤岩运输大巷为研究对象,利用FLAC3D数值软件建立巷道计算模型,分析不同埋深时半煤岩巷道围岩的塑性区变化规律,并采用钻孔窥视仪对巷道围岩破裂范围进行精细探测。结果表明：围岩塑性区随着巷道埋深的增加而逐渐增大,尤其是巷道两帮及底板部位;大巷顶板0～1.8 m及4.9～5.1 m深度附近,裂隙极其发育,1.8～4.9 m深度范围内有许多微小的裂隙。根据数值模拟及现场探测结果,选择注浆锚索＋注浆锚杆＋金属网的全断面锚注支护方法。工业化实验结果证明此种方法可有效控制巷道的有害变形。该研究为其他类似条件下的巷道支护提供了参考。