基于监测数据的陡倾结构金属矿山下盘岩层移动机制研究

为了解决陡倾结构金属矿山地下采矿引起的地压显现、地表塌陷和建构筑物损坏等问题,以金山店东区下盘为研究背景,首先根据地下、地表现场破坏调查与监测数据得出岩层移动基本规律,然后结合地质条件,通过理论分析研究岩层移动机制。地下采空区附近靠近F1断层处巷道出现地压现象,原因是采矿引起的F1断层滑移。地表变形从开采至今经历了3次加速阶段,加速变形点与采矿进度、陡倾结构引起的地表塌陷与地下巷道破坏的时间吻合。陡倾结构岩体的变形破坏是由深部逐渐传递到地表,导致地表移动和建构筑物开裂。下盘采空区附近围岩分析模型简化为悬臂梁模型,得到围岩破坏的机制为开采诱发F1断层滑移引起陡倾结构岩柱弯曲倾倒破坏,各柱体破坏贯通并沿着破坏面滑移。陡倾结构面是引起下盘岩层大规模移动的主要原因,这种特殊的岩层移动机制导致监测所得的移动角明显小于设计的移动角。     

75°倾角逆断层黏滑错动对公路隧道影响的模型试验研究

 针对公路隧道正交穿越75°倾角逆断层的情况,通过模型试验得到逆断层黏滑错动对公路隧道的影响规律。由试验结果可知：在逆断层黏滑错动影响下,隧道衬砌结构的主要受拉区为下盘距离断层迹线0.3D～1.2D(D为隧道洞径)范围内的隧道衬砌底部,受压区主要在下盘距离断层迹线0.6D～1.6D范围内的隧道衬砌顶部。逆断层黏滑错动引起的围岩压力变化最大发生在隧道底部上盘距离断层迹线1D位置,增幅可达2倍的初始围岩压力。在逆断层黏滑错动影响下,隧道衬砌结构的破坏形式是弯曲张拉和直接剪切组合破坏,其中在断层迹线附近的2条倾角为50°和45°斜裂缝为隧道结构破坏的主控因素。     

金属矿山复杂采空区围岩破坏及岩层移动机制研究

以武钢资源集团金山店铁矿东区为依托工程,厘清矿区工程地质条件和矿体开采情况;通过地压显现调查和微震破裂监测开展复杂采空区围岩破坏空间特征分析;结合三维数值模拟、围岩破裂监测和巷道破坏调查结果阐明矿区上下盘围岩破坏机制,提出基于岩体塑性破坏的围岩破坏角不连续变形分析指标,并与陷落角指标进行对比验证,揭示金属矿山复杂采空区引起的平面和剖面方向上岩层移动规律。研究结果表明：围岩破坏和巷道地压显现围绕采空区分布,在平面上半月形采空区凸出形状对两翼围岩破坏具有放大效应,在剖面上分段运输巷道破坏具有高程滞后发生的特点;采空区围岩破坏最初以顶部岩体垮塌冒落为主,随着采矿推进发展为断层滑移控制的筒状冒落破坏,最后扩展成为岩体结构控制的贯通滑移破坏,上盘围岩呈现倾倒–滑移破坏特征,下盘围岩呈现追踪断层和结构面的剪切–滑移破坏特征;不同勘探线剖面的上盘和下盘围岩破坏角和陷落角的数值及变化规律较为一致,均随采矿进程近似呈现先减小后趋于稳定的变化规律;上盘采空区(FeI)为条带状展布,趋于稳定的破坏角在不同勘探线位置近似一致,且主控优势结构面倾角越大,其稳定破坏角越小;下盘采空区(FeII)呈半月形平面形状展...     

侧压力系数对高地应力隧道系统锚杆影响分析

高地应力隧道中围岩侧压力是导致围岩发生分区破裂、岩爆及挤压大变形等非线性破坏的原因之一,研究不同侧压力系数下隧道围岩分区破裂的规律有助于合理布设高地应力隧道系统锚杆。本文通过建立全粘结锚杆与围岩相互作用的数值分析模型,基于锚杆中性点理论及隧道围岩分区破裂理论,分析了高地应力下不同围岩侧压力对锚杆中性点及围岩分区破碎的影响,确定高地应力隧道在不同侧压力系数下围岩分区破裂的范围及厚度,根据围岩分区破裂特征,对不同侧压力系数下高地应力隧道系统锚杆的布设给出建议。     

糯扎渡水电站#2导流洞三维非线性有限元反分析

糯扎渡水电站#2导流隧洞开挖经过F3断层,开挖过程中,F3断层影响带附近的岩体力学参数直接控制着围岩的变形和应力分布。为了评判后续Ⅱ、Ⅲ层开挖围岩的稳定性,需要反演出F3断层附近围岩的岩体力学参数和初始地应力场。对于隧洞开挖反分析问题,考虑到现场位移监测数据与隧洞开挖之间的相互关系,采用开挖位移增量形式进行反分析,并且分析了三维非线性有限元以开挖位移增量的均方误差作为目标函数的反分析计算过程。为了减少现场的位移量测数据对反分析结果的影响,改善其规律性,采用多元线性回归模型对位移监测数据进行整理,有效的提高了反分析计算结果的精度。最后,利用上述方法反演得到了#2导流隧洞F3断层附近岩层的岩体力学参数和初始地应力场。     

基于地应力实测的深部软岩巷道稳定性研究

唐口煤矿埋深较大,地压显现剧烈,在回风石门大巷、西翼辅助运输石门等不同构造部位布置3 个地应力测点,采用YH3B-3型环氧树脂三轴空心包体应变计按应力解除法进行了现场地应力的测试,获得了矿井地应力的大小、方向及分布规律。采用FLAC 3D 研究巷道轴向与水平构造应力呈不同夹角时对深部软岩巷道围岩稳定性的影响,为巷道的合理布置与支护设计提供了可靠依据;当最大水平应力方向与巷道轴向近似平行时,巷道围岩的变形量和塑性区范围较小,巷道变形破坏相对较小;当最大水平应力方向与巷道轴向垂直时,巷道围岩的变形量和塑性区范围最大,巷道变形剧烈、变形破坏严重。     

爆炸荷载下深部围岩分区破裂模型试验研究

为研究爆炸荷载效应对深部围岩分区破裂的影响,以淮南矿区丁集煤矿高地应力深部巷道为原型,借助胶结砂相似材料和深部巷道围岩破裂机制与支护技术模拟试验装置,在高轴地应力条件下开展深部围岩爆破开挖三维相似模型试验。模型试验结果表明:爆炸应变波信号包含压应变和拉应变,但以初始压应变为主,其随传播距离增大迅速衰减。爆炸荷载在洞壁附近产生了大量的微裂纹,导致其力学性能劣化和完整性降低,同时引起地应力的调整。轴向超载完毕,拱顶、侧墙和底板部位径向拉应变随距洞壁距离增大呈现出波峰与波谷间隔分布的波浪变化;在高轴地应力作用下,爆破荷载产生的微裂纹扩展、贯通,形成宏观破裂区,模型巷道侧墙围岩最先断裂破坏,随后是底板围岩,拱顶围岩最晚断裂,产生了明显的分区破裂现象。     

断层附近应力分布的异常和对隧洞稳定的影响

研究了断层附近的应力和位移分布异常以及隧洞围岩应力场及其稳定性如何受断层的影响.通过系统的数值仿真试验来研究断层厚度、断层倾角、断层弹模、地应力侧压系数等四个主要因素的影响.采用正交与均匀试验设计方法,应用有限差分法分析方法,对16种计算工况进行分析,得到了规律性的结果.最后对隧洞接近断层时围岩稳定状况的变化做了弹性、弹塑性分析.并对围岩发生脆性破裂的可能性做了典型分析对比.     

开采环境再造深孔诱导崩落模型试验研究

 以新疆喀拉通克铜镍矿为原型,运用地质力学模型试验,深入分析深孔诱导崩落开采过程中人工顶板和上、下盘围岩力学演化规律。试验在自行设计的BLES双向加载岩体开挖模拟试验台上,模拟开采环境再造深孔诱导崩落充填采矿法的8个开采步骤。试验结果表明：(1) 在开挖1#,2#凿岩硐室以及切割拉底时,上、下盘围岩应力和位移都呈缓慢增加的趋势,而人工顶板中部应力值逐渐减小,处于受拉状态。开挖V型堑沟、诱导崩落矿体时,上盘围岩和下盘围岩应力值随开挖步骤急剧增加。上、下盘围岩底部和人工顶板的左端应力值分别达到初始应力的2.2,2.14和2.53倍,应力集中现象明显。(2) 开挖完成后,人工顶板和上、下盘围岩最大沉降量分别为8.6,6.5和2.8 cm,满足矿山安全要求。上盘围岩的变形明显大于下盘围岩的变形,且有整体移动现象。(3) 构筑9 m厚的人工顶板,在整个试验过程中未出现破裂等破坏现象,实现采矿环境再造,同时确保试验采场的稳定性和安全性。     

煤柱尺寸留设与巷道围岩稳定性关系实验研究

煤柱尺寸大小影响巷道围岩稳定性,通过不同煤柱尺寸软煤巷道围岩变形与应力分布相似模拟实验,研究了不同煤柱尺寸下巷道围岩裂隙、岩层移动的演化特征与巷道围岩应力、支架载荷的分布规律,确定了巷道围岩初始扰动与临界失稳的煤柱尺寸。结果表明:软煤平巷围岩裂隙演化特征表现为两帮煤体裂隙水平扩展后的顶板裂隙产生,围岩失稳诱发点为巷道两帮上角部;当煤柱尺寸小于300 mm后,巷道两帮表现为非对称塑性破坏后顶板裂隙扩展的加剧,顶板下沉量、两帮移近量与巷道围岩应力、支架载荷变化剧烈,围岩与支架最大应力集中系数分别为2.53和1.67;当煤柱尺寸为150 mm时,煤柱两侧的巷道围岩裂隙与采区煤壁裂隙贯通,煤柱呈屈服承载状态,巷道支架载荷右侧大于左侧,巷道围岩稳定性降低;对巷道围岩稳定性产生影响的煤柱尺寸为300 mm,保证巷道围岩稳定性的最小煤柱尺寸为150 mm。     

近距离煤层上行开采巷道合理布局研究

以翟镇煤矿六采区二、四煤层上行开采为工程背景,为解决上层煤工作面巷道的合理布局问题,采用覆岩组合结构理论、现场实测和仿真模拟的手段,对下层煤采动形成的裂隙带综合形态特征及围岩集中应力分布进行重点研究。结果表明:在组合顶板条件下,裂隙带应是以岩层组为单位呈阶梯状向上发育的,现场实测得到的裂隙带发育高度也验证了上述形成机制;裂隙带空间形态呈现出一个向采空区内侧倾斜的拱形马鞍态,裂缝角为75°~78°;裂隙带内自下向上的分区破裂现象明显,上层二煤处于裂隙带上部的一般开裂区,在该区域布置回采巷道具有较大的可行性;数值模拟结果得到二煤层的断裂位置位于采空区侧3~5 m,内应力场分布范围在采空区侧6~10 m。在对下层四煤采后形成的裂隙带发育高度、空间形态、破裂分区以及集中应力分布进行综合研究的基础上,提出上行开采巷道内错式和外错式两种布局方案,有效避开了裂隙带及集中应力影响范围,取得了较好地现场应用效果。     

风化破碎围岩巷道锚网(索)支护设计参数研究

处于煤层露头附近强风化、氧化带中的回采巷道,由于煤岩体内风化裂隙增多,强度降低,使这样围岩条件下的回采巷道的支护设计与维护管理都面临着与普通围岩条件巷道不一样的新问题.巷道顶部的破碎围岩能否形成稳定的承载压力拱结构,是决定巷道稳定状态、支护形式与支护参数的主要因素之一.论文以松散、破碎围岩的压力拱理论为基础,结合龙东煤矿7144材料道的工程实际背景,对风化破碎围岩巷道的锚网(索)支护设计参数进行了系统分析.     

基于连续损伤理论的巷道围岩弹脆性损伤分析

考虑岩石的脆性损伤特性,引入非线性的岩石脆性损伤本构模型,将损伤演化方程从一维推广到三维,建立岩石损伤变量与脆性参数的关系。将圆形巷道围岩划分为损伤残余区、渐进损伤区和弹性区,采用弹脆性连续损伤理论,对巷道围岩损伤范围及应力进行求解。当巷道周边围岩只出现渐进损伤区时,推导出巷道围岩发生不同程度损伤的极限地应力及损伤半径;当巷道出现损伤残余区时,考虑围岩破坏后仍然具有残余承载能力的特点,推导出巷道围岩损伤区半径及围岩应力的表达式。通过算例分析了岩石损伤程度和脆性强弱对巷道围岩损伤半径及围岩应力场分布的影响,研究结果表明:岩石的脆性对损伤半径的影响跟损伤程度有关,岩石脆性越强,围岩切向应力的峰值越大;岩石损伤程度越大、损伤半径越大,切向应力峰值离巷道壁面越远。     

开滦矿区深部开采中巷道围岩稳定性研究

在对开滦矿区赵各庄矿、唐山矿深部开采过程中巷道围岩变形、破坏特征和矿井动力显现观测的基础上,结合数值模拟研究发现:(1)开滦矿区在千米深开采时水平构造应力远大于自重应力,原岩应力值远大于巷道围岩强度值,巷道将不可避免地要遭受破坏并表现为大变形强流变和严重底鼓;(2)随着开采深度增大,软弱煤岩层发生冲击地压的危险性随之增大,通常以煤层的整体突出为特征,其发生机理和高应力状态下硬岩(煤)中的岩爆有区别;(3)原岩应力状态对巷道围岩的变形破坏有着重要影响,而巷道形状对巷道围岩的破坏形式影响不大。     

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。     

节理密度对围岩变形及破坏影响的试验研究

采用相似模型试验和岩土工程数字照相变形量测软件,研究了深埋应力场中不同断续节理密度的岩体在开挖条件下巷道围岩破裂区的产生与扩展机理,分析了围岩破坏和碎胀变形的发展规律及其对巷道稳定性的影响。研究表明:岩体中节理密度对岩体的承载能力影响很大。与节理岩体相比,完整岩体在破裂前可以承受较大的弹性变形;节理岩体即使与完整岩体具有相同的承载能力,但其稳定性及变形量却有区别,完整岩体的变形量更小、稳定性更好。产生相同的围岩破裂区,岩体中节理越密集需要的应力越低,反之亦然;在相同的应力作用下,岩体中节理越密集,表明岩体越破碎,产生的围岩破裂区就越大,围岩碎胀变形也越大,导致工程的稳定性越差;因此,岩体中断续节理的密度控制着围岩的稳定性。     

平顶山矿区深部大规模松软围岩巷道支护技术

针对平顶山矿区深部大规模松软围岩稳定性控制问题，以典型大规模松软围岩巷道为研究对象，研究确定其围岩的赋存条件，采用离散元方法模拟巷道围岩的变形破坏过程，揭示其破坏机制，提出相应的支护对策，结合深部巷道围岩稳定性控制理论拟定支护的总体思路，确定具体支护方案，研发围岩巷道的抗折抗裂喷层技术及深部巷道底臌治理技术。研究结果表明：围岩承受的高地应力与其自身低强度之间的矛盾是造成深部大规模松软围岩巷道失稳的主要原因；巷道首先在拱顶、底板中央区及两侧边墙受张拉破坏，拱肩及两侧底角受剪破坏，破坏区范围逐渐向深部扩展直至失稳。现场实测数据表明：在方案实施2个月后，锚杆、锚索受力在较高值趋于恒定，充分发挥了支护作用；水平收敛、拱顶下沉和底板臌起趋于稳定，大规模松软巷道围岩稳定性得到有效控制。     

断层破碎带在渗流作用下应力特征及控制

采用瞬变电磁仪对回风巷穿越断层破碎带的现场水文情况进行探测,获取区域地下水在巷道两帮集聚导致低阻异常区存在的水文特征。建立了回风巷赋水断层三维流固耦合力学模型,模拟分析了断层破碎带在动压及渗流作用下的应力分布及变形特征。研究结果表明:孔隙水压力集中区和巷道两帮压应力集中区具有一致性,随着与断层距离的减小,双场集中区中区由两帮向顶角处转移;回风巷围岩变形失稳概括为3个阶段:即,两帮压密顶底板产生张拉裂隙阶段;地下水向巷道渗透及围岩软化阶段;围岩变形持续增大阶段。为控制回风巷进一步变形,提出了对两帮及底板进行注浆加固的方案。     

利用岩石断裂强度来估算地下岩体水平应力的范围

 地下岩体的垂直应力一般可用其上部覆盖岩体的平均比重乘以其深度来估算,但是水平应力却很难估算。基于岩石断裂韧度是一个常数,利用共线裂纹模型建立裂隙岩体的稳定条件,并应用该稳定条件来估算水平应力的范围。估算结果符合现场的测试结果,表明这一估算方法是有效的、可行的。利用该裂隙岩体稳定条件能很好地解释水平应力与垂直应力之比在浅部地壳中分布在较宽的范围内,但在深部区域内却分布在一个狭小的范围内这一现象。     

Influence of fault slip on mining-induced pressure and optimization of roadway support design in fault-influenced zone

This paper presents an investigation on the characteristics of overlying strata collapse and mininginduced pressure in fault-influenced zone by employing the physical modeling in consideration of fault structure.The precursory information of fault slip during the underground mining activities is studied as well.Based on the physical modeling,the optimization of roadway support design and the field verification in fault-influenced zone are conducted.Physical modeling results show that,due to the combined effect of mining activities and fault slip,the mining-induced pressure and the extent of damaged rock masses in the fault-influenced zone are greater than those in the uninfluenced zone.The sharp increase and the succeeding stabilization of stress or steady increase in displacement can be identified as the precursory information of fault slip.Considering the larger mining-induced pressure in the fault-influenced zone,the new support design utilizing cables is proposed.The optimization of roadway support design suggests that the cables can be anchored in the stable surrounding rocks and can effectively mobilize the load bearing capacity of the stable surrounding rocks.The field observation indicates that the roadway is in good condition with the optimized roadway support design.