滑动构造区极松散煤巷围岩大变形控制机制试验研究

为研究滑动构造区极松软煤层巷道围岩大变形控制机制,综合运用现场调研、理论分析、数值模拟和物理模拟试验等方法,分析极松软煤层巷道支护–围岩系统失稳机制,自主设计大比例尺真三维锚固模型试验系统,并对比研究巷道在低预应力锚杆配合钢塑网护表、高预应力锚杆配合钢塑网与钢筋编织网联合护表2种围岩控制条件下,经受掘进、采动影响过程中围岩应力、锚杆锚固力、围岩体变形的演化规律。结果表明:(1)巷道围岩失稳模式为:锚杆之间松软煤体是锚固作用薄弱区,在围岩载荷作用下首先发生破坏,逐渐产生极不均匀大变形,继而引起锚固围岩系统整体渐进失稳。(2)掘进影响阶段,巷道围岩变形量较小,在较差的围岩控制条件下,巷道浅部0~1.64 m范围围岩径向应力、切向应力出现不同程度降低;而支护初期施加较高的锚杆预紧力和护表强度,可以直接有效地提高巷道浅部围岩的应力水平,使得锚固体具有较强承载能力,巷道浅部围岩应力降低程度相对减小,且围岩径向应力出现降低的范围由0~1.64 m减小到0~1.24 m。经受采动影响后,锚固围岩应力增加量相对提升25.0%~51.8%。(3)采动影响作用下巷道围岩迅速产生强烈变形,尤其锚杆之间围岩产生类似"锥形"的极不均匀大变形区域。在较差锚固作用条件下,浅部围岩不断破碎、局部流失,锚杆轴力急剧升高之后缓慢下降;但在较好的锚固条件下,巷道围岩完整性良好,锚杆之间围岩出现极不均衡大变形的范围明显减小,锚杆轴力急剧升高后继续稳步增加,巷道围岩整体位移量也相对减少31.9%。     

深井三软煤巷锚杆支护技术研究

深井三软煤巷是地压大围岩变形剧烈的一类极难维护回采巷道。分析该类巷道围岩的层状赋存特点及软弱破碎条件,提出加固帮角控制围岩稳定、高阻让压支护限制围岩变形和强化顶板保证安全的支护原理,并研究了合理的锚杆支护技术和帮顶锚固方式,包括顶板全长树脂锚固锚带网支护与两帮角小孔径加长树脂锚固可拉伸锚杆支护技术。最后介绍一个工程实例     

弹塑性围岩砂浆锚杆支护问题的估算法

本文从现场量测资料出发,拟定锚杆应变深度曲线的数学模型,据此求解锚杆的应力与位移。将锚杆对围岩的反力简化为轴对称径向体积力,根据莫尔-库仑屈服条件求解锚固区径向应力。将锚固区视为承载结构,按照传统支护的围岩变形公式确定锚杆支护的围岩变形。以轴对称解为基础,考虑围岩的周向非均匀变形,从锚杆与其轴线处围岩的应力应变关系入手,建立锚杆与围岩的变形协调条件,提出了求解砂浆锚杆支护问题的基本方程。     

陡立薄层岩体隧洞围岩失稳机理及支护研究

以玉瓦水电站引水隧洞围岩的变形失稳为研究对象,系统总结分析了陡立薄层岩体中顺向开挖隧洞围岩的失稳模式,将围岩的失稳模式划分为滑移-脱落、滑移-弯曲、张开-剥落、拉断-弯折及鼓胀-弯折等五种类型,并逐一分析了其失稳机理。结合围岩工程地质特征和目前隧洞锚杆支护设计施工的实际情况,在现有锚杆支护体系的基础上提出了"系统锚杆+横向连接筋"的新型锚杆支护系统。该锚杆支护系统能够有效约束陡倾薄层岩体中顺向开挖隧洞围岩的变形,防止围岩的顺层失稳破坏,并能够大大提高系统锚杆对围岩的整体支护强度,保证隧洞的施工及运行安全,具有较高的实用和推广价值。     

复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究

 复合顶板极软煤层巷道是围岩变形剧烈且顶板易冒落极难维护的巷道。分析该类巷道围岩破坏特点, 提出运用注浆及锚杆支护控制巷道围岩稳定、加强顶板支护强度、充分利用围岩自身承载能力的支护原理, 研究了合理的注浆、锚杆支护技术, 包括高水速凝材料注浆加固两帮、顶板采用树脂全长锚固高强度锚杆和小孔径预应力锚索加强支护及两帮树脂加长锚固锚杆支护, 并介绍一个工程实例。     

软弱隧道围岩拱顶塌方及锚杆支护效应试验研究

为研究软弱岩体中隧道开挖引起的围岩失稳破坏特征以及锚杆的加固效应,以IV级围岩为参照对象,开展一系列无锚杆和有锚杆支护条件下的隧道开挖地质力学模型试验,并对拱顶围岩的位移、应力和宏观破坏形式的发展变化规律进行分析。研究结果表明:(1)隧洞开挖后,围岩破坏始自隧道两侧拱脚,渐次向上延伸并塌落成拱;(2)由于锚杆的悬吊挤压作用及其与岩层的组合梁效应,显著减少了拱顶岩体塌落范围;(3)锚杆通过对岩体施加黏锚力,提高了锚固范围内岩体的强度和韧性,有利于增强围岩的承载能力和抵抗变形能力;(4)锚杆支护对围岩应力分布起调节作用,使得围岩能在较高的能量状态下获得稳定平衡,并延缓了围岩进入"软化"阶段。上述研究成果可为软弱隧道围岩稳定性评价以及支护结构的设计与施工提供一定的借鉴和参考作用。     

深埋隧道软弱围岩稳定性分析及其锚固控制研究

近年来,随着我国地下基础设施的蓬勃发展,进入大规模地修建地铁项目阶段,城市之间的高铁项目如火如荼地建设中,同时采矿工程不断深入和大型水利工程的修建等。在这些建设过程中,常出现开挖后围岩的失稳破坏而发生塌方,特别是深埋条件下具有强度低、大变形特点的围岩失稳问题尤为突出。因此,开挖后软弱围岩稳定性分析及其加固控制对隧道工程设计和安全施工具有重要的意义。目前,对围岩的力学理论及应用研究取得了一定的成果,但是仍然跟不上现有的隧道工程建设,出现了理论研究明显落后于施工经验的局面,导致频频发生工程事故,究其原因是对开挖隧道后围岩变形特性的认识不足,缺乏及时加固控制的意识。本研究针对这些问题,以开挖隧道后围岩的塑性区力学状态和位移变形为基础,采用理论分析、室内试验和数值模拟等相结合的方式系统研究了开挖隧洞后围岩变形破坏的力学本质,揭示了围岩破坏后塑性区内的力学参数和位移的演化过程,探讨了深埋隧道围岩破坏的渐进性过程及锚杆锚固机制。完成的主要研究工作和成果总结如下:(1)从隧洞开挖后周边围岩的应力状态发生内力重分布为出发点,提出了应变软化模型下围岩的弹塑性有限差分解法,比较不同方法计算结果验证该方法的正确性,参数分析结果表明:剪胀特性对隧道洞壁处围岩的位移和塑性区半径影响较大,需要重点考虑岩体的剪胀性;临界软化系数对围岩的塑性区半径和残余区半径的影响较大;H-B屈服准则中"a"强度参数对判断围岩的稳定性具有重要影响,在计算过程中谨慎取值,建议采用广义H-B屈服准则;基于圆筒理论的弹性应变公式,同样适用于开挖隧道后应变软化围岩的稳定性分析中。(2)针对围岩的剪胀性和应变软化随围压变化的特性,根据剪胀性和应变软化是否考虑围压变化,建立不同的剪胀模型组合,探究了不同质量岩体的力学参数对塑性区围压变化的依赖性。研究结果表明,根据不同质量岩体塑性区内的力学参数对围压的依赖性不同,由于质量较好岩体的围压依赖性较低,建议采用剪胀角和临界软化系数均为固定的剪胀模型,但是质量较差岩体的围压依赖性较强,建议采用剪胀角和临界软化系数均随围压变化的剪胀模型。(3)基于统一强度理论,考虑中间主应力对应变软化围岩稳定性的影响,揭示了中间主应力对围岩特征曲线、纵向位移曲线和塑性区内非线性剪胀性的影响规律。结果表明,围岩稳定性研究的力学模型对分析结果影响较大,弹塑性模型未考虑围岩材料强度的弱化,计算结果偏小,不建议采用;中间主应力可以有效抑制塑性区半径和隧道洞壁处位移的发展,充分发挥围岩承载潜力,不考虑中间主应力效应的莫尔库伦强度准则,计算结果保守,可适当考虑围岩的承载潜力,而双剪强度准则计算结果偏小,不建议采用;纵向塑性发展上,考虑中间主应力的围岩在隧道掘进方向上的位移收敛速度增加,可以适当推迟支护结构施加的时间;对于塑性区内剪胀角变化的影响,中间主应力系数和临界软化系数分别体现在剪胀峰值和剪胀角的变化率上。(4)通过室内模型试验和FLAC3D数值模拟,再现了开挖隧洞后毛洞,施加短锚杆和长锚杆工况下IV级围岩的渐进性破坏过程和研究了锚杆对围岩的锚固效应。开挖隧洞后围岩的渐进性破坏顺序是边墙处的围岩首先发生剪切破坏,随后拱腰处剪切破坏,最后拱顶塌陷破坏;施加锚杆后的围岩,特别是拱顶部分围岩由于锚杆的加固作用形成了"加强梁"的作用,使得拱顶所能承受的最大沉降及其破坏荷载显著增加;锚杆的长度需要穿过拱顶塑性松动区(塑性残余区),否则,被锚固的围岩与上部未被锚固的围岩之间存在"分层"现象;锚杆可以显著改变围岩内部径向应力,表现在锚杆末端处围岩的径向应力增加。(5)锚杆通过与围岩之间的相互作用,其末端的锚固段将洞壁附近拉拔段的围岩"紧箍"起来使得洞壁处周边围岩变形减小;锚杆两端剪应力较大,特别是锚杆末端,应防止锚杆末端的剪应力较大超过砂浆与锚杆之间剪切强度而发生脱落;锚杆施作时机对锚杆应力分布和围岩变形控制影响较大,需要及时施作锚杆以达到较好的锚固效果,以免无效锚固;锚杆对具有大变形和弹性模量小的软弱围岩锚固效果较好,而对质量较好、弹性模量较大的硬岩锚固效果并不显著。     

煤巷锚杆支护成套技术研究与实践

介绍煤巷锚杆支护技术的最新进展与研究成果。在支护理论方面,认为锚杆支护的主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、张开裂隙等扩容变形与破坏,最大限度地保持围岩完整性,避免有害变形出现;围岩地质力学测试仪器包括小孔径水压致裂地应力测量装置、围岩强度原位测量装置及钻孔窥视仪的技术特征与使用方法;论述锚杆支护动态信息设计方法的特点与设计步骤,及面向现场工程技术人员使用的支护设计软件组成与功能;分析高强度锚杆支护材料的力学性能,包括锚杆、锚固剂、W型钢带和锚索;最后,介绍井下应用实例,通过监测数据,评价支护效果。实践证明,锚杆支护是目前最适合煤巷的高效、经济的支护方式。     

高地应力软岩隧道长、短锚杆联合支护技术研究

基于考虑应变软化特性的深埋隧道弹塑性解,采用锚杆中性点理论,系统地分析高地应力软岩隧道短锚杆支护失效机制,并论证高地应力软岩隧道中对锚杆长度进行加长的必要性:一方面增大锚固段的围压以提高黏结强度,另一方面增大锚杆头部和尾部处的围岩位移差以提高锚杆对围压的锚固效用。将高密度支护模式的短锚杆等效为复合岩体,同时将长锚杆对围岩的锚固作用考虑为作用在隧道洞壁处的等效支护力,建立隧道长、短锚杆联合支护力学模型,考虑锚杆和围岩的相互作用,得到长、短锚杆联合支护后的围岩特征曲线。通过对比每延米隧道锚杆用量相同情况下,普通短锚杆支护和长、短锚杆联合支护状态下的围岩特征曲线,说明了长、短锚杆联合支护策略对高地应力软岩隧道变形控制的有效性。该长、短锚杆联合支护力学模型考虑了长锚杆与围岩的相互作用,为高地应力软岩隧道长锚杆支护长度的设计提供了一种计算方法。     

隧道预应力锚杆锚固结构承载效应及围岩力学分析

隧道中锚杆与围岩作用机理比较复杂，设计多偏于类比法和经验法，以锚杆在连续均匀地层中形成锚固结构为出发点，建立锚固结构承载强度表达式，并确定锚杆设计参数。通过对锚固结构承载特性分析，得到各影响因素对承载强度的贡献程度，在此基础上提出了“支护力放大系数”和“锚固界限强度”概念，再将锚固结构整体考虑并等效成支护力对隧道围岩应力分布、塑性区、位移进行重新求解，最终结合数值模拟和算例验证。研究结果表明：锚固结构对锚杆支护力具有放大作用，对隧道深部围岩也提供一个较强的支护力，锚固结构强度影响程度由大到小依次为力学参数、锚固厚度、支护强度，其中力学参数对锚固承载强度起着至关重要作用，合理锚固厚度为洞径的0.4～0.8倍，进一步提出了围岩稳定性控制原则。数值模拟中锚杆支护、等效力支护与理论结果加以比较，隧道周边的塑性区、应力分布、位移基本一致，可为锚杆支护下隧道围岩控制提供一种科学的分析方法。     

不同加、卸载条件下片岩的变形特性试验研究

对丹巴电站调压井围岩的片岩试样进行了加载试验和卸荷试验研究,分别分析了常规三轴试验及加轴压卸围压、以相同速率同时卸轴压与围压的3种加、卸载方式下的应力-应变关系及整个加、卸载过程中变形参数的变化规律,分析表明:片岩在卸荷条件下表现出明显的脆性破坏特征,而且有强烈的扩容现象,卸荷条件下岩石的破坏也是由于扩容所引起的;卸荷会造成岩体变形模量迅速减小、泊松比迅速增大;试验采取的两种卸荷方式与常规三轴相比较,岩石试样从受力至破坏的整个过程中其变形模量和泊松比的变化趋势有明显的不同,尤其是在相同速率同时卸轴压与围压的卸荷方式对岩石的变形参数影响很大。     

围岩变形内表比及一种新的巷道围岩分类法

根据现场实测资料和数值模拟计算结果,研究了几种不同类型巷道围岩变形规律,提出更能反映围岩变形规律和变形状态的"内表比"概念,进而考虑依据巷道围岩表面变形量和内表比值两个参数,提出一种新的巷道围岩分类法,并根据各种支护所容许的极限变形量,给出相应的合理支护形式。     

三轴卸荷条件下大理岩扩容与能量特征分析

扩容现象是岩石变形破坏过程中的重要特征。基于MTS815 Flex Test GT岩石力学试验平台,采用室内三轴卸荷试验和塑性力学理论分析,揭示了大理岩在卸荷条件下的扩容特征及能量变化特征。结果表明,随着围压的增大,岩样的各特征应力随之增大,其扩容特征随之减弱;岩样的扩容参数——扩容指标以及剪胀角均具有围压效应,即扩容指标与围压呈良好的指数型分布,剪胀角与应力比呈线性分布;岩样的卸荷破坏过程中能量特征为初始时以可释放应变能为主到破坏时的耗散能为主,其间的转折点为初始损伤扩容点,同时卸荷条件下的特征能量值与围压具有良好的指数类型关系;在峰值点与残余点处,岩样的能量损伤值与剪胀角以及能量特征值与扩容指标均存在着较好的指数类型关系。     

裂隙岩体小净距超大断面隧道围岩非连续变形分析

由于现有隧道规范不足与设计、施工经验匮乏,裂隙岩体中小净距超大断面隧道的围岩稳定性分析与中夹岩柱变形破坏特征及其支护方案优化仍是大型隧道工程建设中遇到的棘手难题。以济南市东南二环绕城高速大岭超大断面隧道为工程依托,通过对掌子面岩体结构信息的精细化描述,获取各评定指标分布概型,并应用Monte Carlo法生成符合围岩等级评价指标分布概型的大量随机数,通过归纳统计获得隶属各围岩亚级分级的概率分布,由此对岩体质量进行了稳健评估。此外,用改进的非连续变形分析(DDARF)法对大岭隧道浅埋小净距段围岩的变形破坏规律及裂隙演化过程进行了数值模拟;以裂隙扩展破碎区贯通与否作为中夹岩柱稳定性的评定依据,分别针对无锚、有锚支护条件下的围岩稳定性状况及变形特征进行了对比分析。结果表明:无锚支护条件下,隧道后行洞开挖对先行洞的裂隙扩展及变形有一定影响,但不明显;而锚杆支护则可显著约束围岩尤其是中夹岩柱的裂隙扩展及贯通,锚杆支护条件下二次扰动后先行洞围岩的裂隙扩展情况、变形破坏特征与单洞开挖无异,且系统锚杆支护与中夹岩柱水平加长锚杆支护对裂隙演化的控制效应无较大区别。研究结果对裂隙岩体中小净距超大断面隧道围岩的支护方案优化有实际指导意义。     

我国煤矿巷道围岩控制技术发展70年及展望

总结新中国成立70年来,我国煤矿巷道围岩控制领域取得的主要研究成果,涉及巷道围岩地质力学特性,围岩变形、破坏特征与机制,围岩控制理论及技术。介绍煤系沉积岩地层强度、煤岩体结构特征及煤矿井下地应力分布规律,采煤引起的采动应力场分布特征及对采动巷道围岩稳定性的影响。指出煤矿巷道围岩变形具有分阶段性、流变性和冲击性,巷道围岩破坏有煤岩破坏、结构面破坏及围岩结构失稳破坏3种模式,软岩、强采动、大变形是我国煤矿巷道围岩控制的主要特点。论述5类巷道围岩控制方法与原理:控制围岩松动载荷、控制围岩变形、在围岩中形成承载结构、围岩改性及围岩卸压。阐述巷道围岩在掘进全过程的控制原理,重点介绍预应力锚杆支护理论及支护应力场的概念。将巷道围岩控制技术分为5类:表面支护、锚固、改性、卸压及联合控制技术,介绍金属支架、锚杆与锚索、注浆加固、水力压裂卸压及联合控制技术的发展历程和应用情况。最后,分析煤矿巷道围岩控制中存在的问题,并展望未来技术发展趋势。     

锦屏水电站大理岩加卸荷本构模型研究

以锦屏水电站深埋引水隧洞开挖稳定分析为背景,开展大理岩加卸荷变形特性试验,发现无论加载还是卸荷破坏,大理岩试件破坏前都经历显著的体积膨胀过程.从描述岩石体积变形规律的角度出发,在对Weng模型改进的基础上,建立锦屏大理岩加、卸荷本构模型.研究结果表明:模型计算结果与试验结果具有较好的一致性,能较好地描述大理岩加、卸荷体积变形特征.模型可以考虑岩石加卸荷强度特性的差异,能够描述从轴向压缩状态开始卸荷的情况,具有较为广泛的适用性.     

层状泥岩隧道锚围岩滑动破坏特性研究

为了研究层状泥岩隧道锚围岩滑动破坏的特性,通过隧道锚1∶10现场缩尺模型进行加载破坏试验,分析加载过程中模型锚系统的地表变形、深部岩体变形、地表破坏裂缝,得到了在加载破坏过程中围岩的荷载-变形曲线和破坏特征,并结合数值计算结果进行分析。研究结果表明:荷载加载到3.5P(P为设计荷载)后岩体开始进入破坏屈服阶段,出现在地表的裂缝形成倒U型破坏轮廓线,位于前锚面正上方的典型裂缝(a)贯穿整个裂缝群,从而推断出上滑移层位置,深部岩体在深度为7.67 m的位置发生较大错动,且错动的方向与锚体成约17°的夹角向前,可推断出下滑移层位置,且围岩的破坏模式是拉剪破坏,两滑移层面内围岩变形较明显且塑性破坏大部分位于这两条滑移面之间。     

露天转地下采场围岩及覆岩变形破坏特征研究

以云南磷化集团有限公司晋宁磷矿为依托背景,借助数字照相量测技术,通过相似材料模拟试验,对20°、50°两种不同倾角条件下,露天转地下开采后,地下采场围岩与覆岩的变形破坏特征及动态演化过程进行了系统研究。结果表明:①地下采场围岩及覆岩的变形演化过程可划分为局部小范围微动、线性持续增大以及整体非线性剧烈垮塌3个阶段;②矿体倾角由20°增至50°后,边坡与地下采场围岩及覆岩的变形整体趋缓,采动影响范围小幅度缩减,沉降曲线则由非对称槽型变为碗型;③采场矿柱回收过程中,地下采场围岩及覆岩发生突发性失稳,呈现出明显的“多米诺骨牌效应”。     

水力作用下砂岩三轴卸荷试验及破裂特性研究

高应力、高水压卸荷条件下岩石的非连续性微缺陷演化过程研究对揭示隧道围岩裂纹的起裂孕育、碎胀裂化和峰值破坏,分析围岩稳定性具有重要意义。利用MTS815型程控伺服刚性试验机开展了砂岩在固定围压、不同水压条件下的水力三轴卸荷试验。试验结果表明:岩石变形在卸荷前以压缩为主,变化微小;卸荷后不久开始快速扩容,直至损伤破裂。水力条件下应力–应变曲线上的各个特征应力值比无水压条件下的饱和试样有不同程度地提高,增加了应变能储备,从初始扩容到峰值强度的历时更短,曲线斜率更陡。随着水压的不断增大,各个特征应力值有所减小,表现在起裂条件降低,压缩极限减小,扩容时间提前,表明了砂岩在高水压条件下的脆性特性进一步增强,抵抗变形破坏的能力逐渐降低。通过扩容特征值与扩容点后的体应变关系,求得初始扩容点后的相对扩容应变与变形模量差,建立了多项式回归关系。研究结论揭示了水力作用下砂岩扩容变形行为的强烈性和突发性,可为水–力双场条件下的围岩变形预测及控制提供参考。