深部软岩巷道围岩塑性区演化规律及其控制

针对深部软岩巷道大变形的问题,采用理论分析、数值模拟以及工程试验等手段从巷道围岩塑性区演化规律探讨围岩控制原理.研究发现:深部高地应力软岩巷道塑性区轴比与应力集中之间的恶性循环,造成巷道围岩非均匀大变形,这是导致巷道失稳的主要原因.控制巷道塑性区最大半径方向上的围岩变形,这是关键,提出了"强化最大破坏深度围岩强度,强力控制关键区域巷道表面变形,支护结构协同控制,支护-围岩协同变形"的"两强两协同"围岩控制原理.基于该原理,设计以"可缩性桁架锚索+锚杆(索)"为核心的深部软岩巷道围岩协同控制方案,经工程试验表明该方案可有效地改善巷道围岩的大变形.     

深部高应力破碎软岩巷道支护技术研究及其应用

针对深部高应力破碎软岩巷道围岩变形量大、变形剧烈、底臌严重、流变性强、支护难等特点,基于巷道围岩松动圈地质雷达探测、收敛变形监测等地质力学测试技术,揭示深部高应力破碎软岩巷道变形破坏特征;采用数值模拟技术手段,从围岩强度特性、流变特性、巷道断面形状、软岩巷道群开挖相互影响、支护设计这5个方面分析深部高应力破碎软岩巷道变形破坏机理。针对安徽省淮南市朱集西矿深部开拓巷道特征与工程地质条件,提出"锚网索喷+U型钢支架+注浆+底板锚注"分步联合支护技术方案;基于大型三维模型试验系统,验证分步联合支护技术方案的可行性;采用FLAC 3D研究分析不同支护方案的支护效果,模拟验证分步联合支护方案的合理性。研究结果表明:分步联合支护技术方案有效地控制了深部高应力破碎软岩巷道的大变形与底臌,保证了巷道围岩与支护结构的长期稳定及安全。     

唐口煤矿深部软岩巷道支护技术研究

通过对唐口煤矿深部高应力软岩巷道的FLAC 3D数值模拟,揭示了深部高应力软岩巷道开挖后的围岩应力场、位移场及塑性区的演化规律;提出了锚注联合支护技术,对比研究了3种支护方式的支护效果,并在施工过程中通过现场监测及时反馈监测信息进行支护方案及参数优化设计。工程实践表明,锚注联合支护技术能够较好地控制深部高应力软岩巷道围岩的大变形、强流变和底臌。     

山体下特厚软岩巷道变形机理及其控制技术

根据巷道围岩稳定性影响因素,针对小发路煤矿山体下回采巷道,对5103运输巷围岩进行钻孔窥视和表面位移观测,总结围岩变形破坏规律.根据C5煤层巷道围岩稳定控制机理,提出围岩控制技术体系.现场试验表明:该体系能有效控制山体下软岩巷道围岩的稳定性,具有良好的技术经济效益.     

极软岩巷道底臌锚注支护控制技术

针对极软岩巷道围岩变形破坏和严重底臌问题,现场通过对巷道围岩进行地应力量测、物理力学性质分析测试、矿物成分分析和节理裂隙调查确定了软岩类型。并针对现场围岩的具体情况,设计了有效的控制极软岩巷道底臌的锚注支护方案,通过使用岩石破裂过程分析(RFEA)系统对支护方案进行了数值模拟,进而确定一次锚网喷支护、二次锚注支护方案能够有效地加固巷道的两帮、顶板以及底角,并抑制底臌的发生,进而提高围岩本身的承载能力,达到治理围岩的目的。通过工程实践证明,此种支护方案是有效并且可行的。     

深埋软岩巷道高预应力恒阻耦合支护技术及其应用

针对深埋软岩巷道揭煤段掘进过程中围岩变形控制的问题,以石垭口煤矿1790回风石门为背景开展研究。首先,依据现场工程地质调查与实测结果分析了巷道揭煤段变形破坏特征;其次,采用理论分析与数值模拟等综合研究手段,揭示了深埋软岩巷道揭煤段大变形破坏机理;第三,基于开挖补偿力学效应和NPR(negative Poisson’s ratio)长、短锚索耦合控制机理,提出了以NPR长、短锚索为核心的高预应力恒阻耦合控制技术;最后,通过数值模拟的手段验证了该方案的合理性。研究结果表明：巷道存在围岩变形严重、支护结构破断失效和巷道维护成本高等特征;巷道失稳破坏的根源在于围岩强度低且破碎严重、原支护结构不耦合以及支护强度不足;本文提出全断面“NPR长、短锚索+底角注浆锚杆+反底拱”的控制方案与参数。现场工业性试验中,NPR支护段较普通支护段围岩变形减小300～500 mm,NPR锚索受力最终稳定为340 kN左右。高预应力恒阻耦合支护方案可有效控制深埋软岩巷道揭煤段围岩大变形,为揭煤段围岩安全稳定控制提供了新支护手段。     

芦岭矿软岩巷道底板失稳原因分析及控制技术

基于理论分析及FLAC3D数值模拟的方法,结合淮北矿区芦岭矿深部软岩巷道工程实践,对深井动压软岩巷道底板失稳原因进行了分析,得出底鼓变形主要是由底板水平应力增大与集中造成的结论。针对工程实际,提出了分区域强化控制技术:在围岩相对稳定区域,采取"注浆+锚网喷+中空注浆锚索+高强锚杆+反底拱"的支护方案;在围岩稳定性较差的区域,采取"切缝+全封闭U型棚配合底拱锁底锚杆+滞后注锚、索"的支护方案。该支护技术成功应用于西轨大巷底板控制,取得良好的社会、经济效益。     

基于一次二阶矩理论中心点法的深部软岩巷道稳定性分析

针对深部煤矿软岩巷道稳定性控制问题,利用数理统计和概率论的方法,以支护抗力和围岩荷载为变量,建立了可靠性极限状态方程,并采用一次二阶矩理论中心点法计算出支护失效概率指标,对支护后的软岩巷道围岩稳定性进行了可靠性预测,分析了巷道支护稳定性,并借助数值模拟,进一步验证了该方法的可行性.从现场施工至今,巷道围岩没有出现较大变形,生产情况良好,说明该法计算出的较小失效概率在工程允许范围内,完全符合预测要求.     

埋深对巷道围岩稳定性影响研究

根据南山煤矿2号煤的地质力学条件,通过围岩稳定性分类给出锚固参数。应用数值模拟和工程实践等方法,系统研究了埋深对巷道塑性区、应力分布及位移分布的影响规律。研究结果表明,围岩稳定性分析时应该考虑巷道的埋深效应。研究结果有利于了解巷道围岩内部应力与位移的发展规律,为选择巷道锚固方案和优化锚固设计参数提供了依据,可为类似条件矿井的支护提供理论依据与应用性指导。     

软岩大变形巷道破坏机理与支护技术

针对软岩大变形巷道围岩控制难题,以象山矿井南一石门为工程背景,采用现场取样、物理相似模拟和FLAC~(3D)数值计算,分析了巷道围岩物理力学性质,掌握了巷道各阶段围岩基本变形规律,得出巷道变形表现为四周收敛,具有明显的软岩特征,变形速度达3～4 mm/d.研究发现:巷道底板极限平衡区最大深度为3.57 m,两帮极限平衡区最大深度为1.86 m,顶板极限平衡拱高度为4.26 m.基于上述分析,结合"自稳平衡圈理论",提出合理的巷道支护方案,采用直墙圆弧拱带反拱优化断面,确定了全断面采用锚杆锚索+钢筋梯子梁+金属网喷浆支护,对围岩极其破碎阶段进行注浆,顶锚杆长度2.4 m,锚索长度6 m;帮锚杆长度2.4 m,锚索长度4 m;底板采用长度1.5 m的注浆锚杆,全断面采用金属网喷浆封闭。该研究方案已被矿区采纳。     

巷道锚喷补偿收缩钢纤维砼支护结构数值分析

巷道支护结构稳定是煤矿安全生产的前提,结合巷道混凝土破坏特征和混凝土材料复合增强原理,提出喷射补偿收缩钢纤维混凝土作为支护材料。以朱集矿-965水平轨道大巷为工况,采用ANSYS数值软件对巷道锚杆-喷射补偿收缩钢纤维混凝土支护结构的稳定性进行数值分析。考虑围岩作用下锚杆与喷射补偿收缩钢纤维混凝土支护体系建立三维有限元模型。采用弹塑性D-P本构模型进行计算,得出围岩-支护结构体系下围岩的应力场、位移场、塑性区以及支护内力的分布规律。通过荷载步设置探讨巷道开挖对围岩稳定性的影响,以及支护结构的受力特征,找出巷道支护结构的"危险点"和围岩的应力集中区。提出喷射补偿收缩钢纤维混凝土的支护措施。通过工业性试验验证了该支护结构体系能够有效地改善和提高支护结构的稳定性。     

深部倾斜巷道变形机理的数值模拟

文章综合考虑影响深部巷道围岩变形的各种因素,并以淮北临涣矿为工程背景,通过现场观测、调研、取样和煤岩力学参数的实验室测定,建立了临涣煤矿的深部巷道计算模型;采用大型有限元软件ANSYS,分析软岩影响下的巷道变形特点;论述了适合软岩巷道围岩变形控制的耦合支护理论,并结合该理论和软岩巷道应力破坏特点,对临涣煤矿软岩处进行了支护优化设计,并对支护设计的结果进行了数值模拟仿真分析,得出对后续现场支护工业实验具有指导意义的结论。     

动压软岩巷道钢管混凝土支架支护围岩稳定性分析

 南山矿-225机道距离18煤工作面底板的距离小于5.8m,受回采动压影响明显,采用了高强度钢管混凝土支架进行巷道支护,高强度钢管混凝土支架的主体钢管为Φ159mm×8mm的无缝钢管,内部充填混凝土采用C40强度标准,通过理论计算可得钢管混凝土支架的极限承载能力为1894.3kN,并结合FLAC^3D数值模拟和现场监测分析18煤工作面回采对-225机道表面位移和围岩应力状态的影响.研究结果表明,距离工作面30m的范围内围岩受18煤工作面回采动压影响明显,最大垂向应力为27.4—42.9MPa,应力集中系数为2.27—3.57;钢管混凝土支架支护下动压巷道-225机道表面位移小于20mm,满足现场巷道围岩稳定性要求.     

采动应力作用煤巷泥质复合顶板稳定性分析

 为研究采动应力作用软岩煤巷泥质复合顶板稳定态势,以高家梁矿20307工作面皮带煤巷为例,通过岩体微观结构特性分析和钻孔窥视仪对煤巷松动圈探测,确定泥质顶板煤巷为应力扩容膨胀型复合地质软岩,变形破坏力学机制为复合型Ⅰ_ABⅡ_BDⅢ_DA机制,提出锚网索带注的耦合支护对策机制,利用FLAC^3D对采用耦合支护对策后泥质复合顶板稳定性进行数值分析,采用现场监测煤巷变形的方法并将两者结果作对比分析。结果表明,软岩煤巷泥质复合顶板稳定性得到有效控制,验证了应力扩容膨胀复合型破坏机理的正确性和耦合支护对策的有效性,为相似地质条件软岩煤巷支护提供参考。     

高应力软岩巷道预应力桁架锚索支护技术

曲江矿212风巷属于深部高应力软岩巷道,原有的"锚索+锚杆+梯子梁+金属网"联合支护并没有从根本上解决大变形问题.通过数值模拟与实践经验,在原有支护的基础上分析了巷道破坏的原因并提出了预应力桁架锚索支护方案.实践表明:预应力桁架锚索与传统锚杆、锚索相比具有抗剪强度高和有效加固两帮减少顶板下沉等优点,能减小塑性区范围,提高围岩的稳定性.     

综放工作面回采巷道围岩变形阶段确定方法

为分析综放工作面前方巷道变形特征,以河林煤矿j7401综放工作面为研究对象,采用理论分析和现场实测方法进行深入研究。根据超前支承压力的分布曲线,定义了工作面前方巷道的3个变形阶段,分别为急速变形阶段、减速变形阶段和稳定变形阶段。急速变形阶段和减速变形阶段的分界点是超前支承压力和原岩应力的交点,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是超前支承压力的峰值点。对j7401工作面开采过程中的超前支承压力和巷道变形分别进行观测,并采用最小二乘拟合方法分析整理观测数据。根据超前支承压力观测数据对巷道围岩变形阶段进行划分,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.1m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方19.8m。根据巷道变形观测数据划分变形阶段,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.9m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方20.1m。该划分方法的两个误差分别为0.8m和0.3m,证明根据超前支承压力划分巷道围岩变形阶段的方法可行,精度较高。     

软岩铁路隧道支护受力及优化分析

以玉磨铁路曼么二号隧道为背景,分析软岩隧道受力特征,以及施作临时仰拱对隧道围岩压力、位移的影响,为以后的工程方案比选提供参考。通过采用数值模拟和现场监测实际数据对比分析的方法,分析了三维隧道围岩、钢拱架的真实受力状态,模拟了有无临时仰拱时隧道的围岩压力和位移变化情况;探讨在软弱围岩地质情况下,有无临时仰拱对隧道应力场和位移场的影响,得出了施作临时仰拱对控制软弱围岩隧道的变形效果比较明显。结果表明:钢拱架右侧受力明显大于左侧,玉磨铁路曼么二号隧道受力不对称,可能存在偏压现象;实测数据与模拟数值变化趋势基本相同,验证了MIDAS/GTS能够有效地模拟隧道施工过程;通过模拟对比分析,施作临时仰拱时拱顶沉降值减小了15.5%,左拱腰位移减小了69%,右拱腰位移减小了66.7%,隧道围岩压力最大值为143.4 kPa,出现在拱顶位置,最大围岩压力减小了6.5%。     

综放沿空留巷围岩控制机理

采用适于分析岩层断裂和垮落的数值分析软件UDEC建立相应的数值分析模型,分析了留巷前巷道支护形式、充填体宽度、充填方式、充填体强度和端头不放顶煤长度等对综放沿空留巷的作用和效果.研究结果表明:留巷顶板下沉是老顶回转运动与围岩变形的综合反映;充填体上方顶煤位移由老顶岩层运动引起,由浮煤和充填体压缩变形以及充填体承载前预留变形量3部分组成;留巷前巷道支护形式无法控制老顶回转量,但锚网支护巷道留巷效果比架棚巷道好;端头留设一定长度的顶煤不放,有利于老顶回转触矸后形成具有自稳能力的承栽结构.当采用综放沿空留巷时,在保证顶煤及项板稳定前提下,合理利用围岩移动规律,确定合理充填方式和充填体强度,就能保证充填体稳定,达到很好的留巷效果.     

基于松动圈测试技术的巷道支护方案设计

巷道围岩松动圈的大小是评定围岩稳定性和确定锚杆长度的重要依据,对双柳煤矿3306工作面回采巷道进行围岩松动圈测试,得出了该工作面松动圈范围。根据松动圈测试结果、巷道围岩松动圈支护理论及我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案,最终确定了合理的巷道支护方式及参数,对类似地质条件下的巷道支护设计具有借鉴意义。