深部围岩相变理论与分区破裂化现场实测对比

高地应力作用下的深部围岩巷道分区破裂化现象,一直是岩土工程领域研究的热点和难点,其产生和发展对深部工程安全造成了很大影响。当材料发生屈服破坏时,能量出现一定耗散,随着耗散的进行,材料结构也产生相应变化形成新的组织结构,该过程类似于协同学上的自组织过程,此时传统弹塑性力学已经不太能发挥作用,需要借助物理学理论;深部巷道围岩在高地应力作用下,当变形超过弹性极限时,也会出现类似于耗散结构现象,围岩结构需要经历自组织过程形成新的耗散结构,此过程和物理学中的渐进相变现象类似;实际上,深部巷道围岩的变形破坏过程是一个固体向流体转换的二级相变过程,即它具有渐进相变特征。首先对现场尺度、实验室尺度以及模拟试验中出现的各种分区破裂化现象进行了比较分析;随后,基于相变理论模型,通过Poincare解析的参数摄动方法对非线性高阶控制方程进行了近似解析,各参数在近似解中的敏感性也得到了分析;最后,将理论模型计算结果和金属矿山金川矿700 m深的水平巷道中监测到的分区破裂化现场实测数据进行对比验证,结果表明理论半解析解的计算结果与实际测量数据高度符合,验证了针对分区破裂化的相变理论模型和计算方法的正确性。

动力扰动下深部围岩巷道破坏规律研究

为了解决高地应力下深部围岩失稳、破损难控制的问题,利用数值模拟软件对动载扰动下巷道围岩变形情况进行研究,发现随着时间的增长,巷道围岩变形呈现逐步增大的趋势,巷道拱顶率先出现位移变形,其次是左帮。同时对扰动强度对裂缝数量及裂纹类型进行分析,发现扰动强度的大小对裂纹断裂形式并无较大影响,只对裂纹数量有影响。

深部围岩遇弱结构瓦斯抽采钻孔失稳分析与成孔方法

针对煤岩长钻孔过泥岩、构造带和软煤层成孔难的实际问题,根据现场实测煤岩力学参数,采用大变形FLAC3D软件对丁集煤矿-910 m水平11-2回风平巷抽采钻孔进行计算机数值模拟,解算出钻孔的应力场、位移场和塑性破坏区变化规律,得到的钻孔围岩二次应力弹、塑性分布特征与理论计算结果完全一致。当侧压系数不等于1时瓦斯钻孔二次应力分布、塑性区、钻孔径向位移不再呈圆环状分布,钻孔顶、底部孔壁位移量约为两侧孔壁位移量的2倍,随着岩体侧压系数的升高,钻孔围岩应力集中程度升高,钻孔径向位移增大,围岩塑性区半径增大,钻孔稳定性降低。随钻孔围岩强度强化区范围的增加,钻孔二次应力影响范围减小,塑性区半径减小,孔壁径向位移减小,钻孔更容易达到稳定平衡状态。基于注浆固化成孔新理论,对丁集煤矿1412(1)工作面巷道抽采钻孔围岩弱结构破坏失稳进行了有效控制,并用工程实例进行了验证。

不同工况下深部围岩分区破坏非连续变形试验研究

以淮南矿区-1000 m为典型代表的深部地下开挖工程引发的支护难题越发突出。针对丁集煤矿-910 m西二11-2采区南轨道大巷实测发现的巷道分区破裂化现象,基于深部巷道围岩破裂机理与支护技术模拟试验系统,开展了4种工况下硐室的模拟试验研究,旨在获取最大荷载方向与硐室轴线垂直、斜交、平行条件下巷道围岩的受力与破坏特征,揭示深部巷道围岩发生分区破坏的条件。试验结果显示,模型拱顶、侧墙和底板周边径向应变均呈现拉应变,形成环状裂缝;在较大轴压作用下,巷道周边产生剪切破坏和拉伸破坏,但拉伸、剪切破坏区的形成不同步,拉伸破坏的速度远大于剪切破裂的速度,使周边岩体产生这种不连续且交替出现的环状裂隙区。直墙圆拱巷道发生分区破裂的特点为帮部呈现分层断裂,拱顶和底部呈现滑移型断裂。研究结果可为深部高地应力下巷道围岩的支护对策及优化提供参考。

孙村煤矿-1300m深部围岩冲击倾向性及防治对策研究

通过实验室方法研究了新汶矿务局孙村煤矿-1300m深部水平的冲击倾向性,提出了孙村煤矿未来深部开采时冲击地压防治对策.

梅山铁矿深部围岩膨胀地压

梅山铁矿深部巷道中由于围岩含有多种膨胀矿物，在地下水作用下产生较大地压，致使支护严重破坏。在井下不同地段取样．进行了膨胀特性研究与机理分析，研究了膨胀矿物演变过程与分布规律，探讨了控制膨胀地压的对策措施。

深部围岩位移破坏及穿层钻孔封孔优化

基于深部和浅部巷道围岩地应力差异,理论分析了浅部巷道围岩特征为单应力峰值、单一破裂区,深部巷道围岩特征为多应力峰值、分区破裂。现场观测了深部巷道围岩位移呈现波峰、波谷交替出现的规律,波峰部位为破坏区,波谷部位为非破坏区;破坏呈现破裂区和完整区间隔的分区破裂现象,破裂区一般为4~5个,破裂区范围明显大于浅部巷道围岩破裂部位。优化了穿层钻孔封孔深度为8~10 m,通过单孔抽采量考察,结果表明穿层钻孔单孔抽采纯量高达28 m^3/d,平均抽采浓度达20%以上,抽采量提高近10倍,抽采浓度提高4倍以上,抽采效果显著提高。

基于BOTDR的土质隧道深部围岩变形监测技术

为了解决土质隧道深部围岩变形实时连续监测的难题,在分布式光纤监测技术的基础上,采用模型设计、试验与应用工艺验证的方法,研究开发了一种用于测试土质隧道深部围岩变形的实时监测方法,得出了监测力学模型与监测方程,提出了传感器的制作、布设与安装方法以及系统集成与实时监测的工艺技术。对研究成果进行了工程实地应用验证,并取得了初步的应用效果。

深部围岩地冲击扰动作用的模拟试验技术

为模拟深部高围压硐室结构在爆炸地冲击扰动作用下的长持时加载过程,开展了模拟装置的调试和试验工作。分析了爆炸作用下,远场扰动应力波的主参量,并采用量纲分析获得了满足相似定律的仪器参数指标。利用模拟试验装置,分析探讨了气室压力、电磁阀开启时间、活塞速度、水压以及整形材料等因素对冲击波形、正压时间、升压时间和峰值的影响规律。结果表明,整形材料的刚度越低,应力波形的正压时间及升压时间越长,峰值相对越低;活塞撞击速度越高,应力峰值越高,但是正压时间及波形无明显变化。通过控制电磁阀开闭时间和气室气体压力值,可以控制活塞撞击的速度。通过改变整形材料和活塞撞击速度,实现了正压时间在3.5~5.0 ms之间的调整、升压时间在0.9~2.5 ms之间的调整,峰值在4~8 MPa之间的调整,调整后输出的压力波形可有效模拟深部围岩中远区爆炸应力波。采用有机玻璃复合结构作为试件,验证了装置在模拟深部围岩地冲击扰动作用的可行性及可靠性。上述研究证明了装置可为室内试验提供参数可控的爆炸地冲击扰动,丰富了深部地质力学试验系统模拟爆炸扰动的研究。

深部围岩区域拉压理论及其基于神经网络的工程应用研究

介绍了区域拉压理论的主要内容，及基于神经网络的区域拉压模拟研究和工程预测应用。作为软岩巷道围岩力学形态变化的一个重要特征，区域拉压理论的模拟验证奠定了主次承载区协调作用的维护理论，即压缩域为主承载区，加固的张拉域为次承载区，主次承载区的协调作用决定巷道围岩的最终稳定。深入研究拉压域和发展主次承载区理论将为工程作出巨大贡献。

大变形隧道洞周位移与深部围岩位移的关系及应用研究

文章以高速公路双车道隧道为研究对象,采用FLAC^(3D)数值分析软件分别模拟计算了不同埋深、不同围岩级别条件下四种工况的围岩大变形演化过程,发现围岩大变形存在收敛型和不收敛型两种类型,并记录了不同洞周位移时深部围岩位移的数据,通过分析不同部位围岩位移变化曲线获得了洞周位移与深部围岩位移之间的关系。结果表明:对于同一类型的大变形,洞周位移与深部围岩位移之间的关系一致;对于不同类型的大变形,二者的关系存在差异。在通过数值模拟分析判定大变形类型的基础上,利用洞周位移与深部围岩位移的关系曲线判断深部围岩的松动区及塑性区范围,并将判断结果与前人实测的大变形条件下的松动圈范围进行对比,验证了该方法的合理性。最后将这种关系通过多元回归分析得到回归函数,以便于实际运用。

深井软岩巷道顶板深部围岩矿压规律及对策

随着矿井开采深度增加,软岩巷道变形加快,维修费用增加,制约着矿井的高产高效生产。结合某矿1203工作面运输顺槽底板瓦斯抽排巷地质条件,对深井软岩巷道顶板深部围岩矿压进行了观测,观测内容包括深部围岩位移和分区破坏情况。在对实测数据分析的基础之上,得出巷道顶板深部围岩位移演化规律和分区破坏规律。通过对观测成果进行分析,提出了巷道掘进和支护对策,要求改变现有的巷道支护方案并提高施工队伍素质与水平。

互补支护技术在林南仓矿深部围岩中的应用

针对林南仓矿深部软弱围岩巷道地应力大、变形大、支护困难的现状,在9#煤层石门进行互补支护技术试验,首先对围岩结构展开了观测,进而分析了该矿围岩变形的主要影响因素,最终以支护体"支护统一,护支并重"的思路,进行了支护设计。工程实践表明,与原支护方式相比,在一个月的时间内,新支护方式顶底变形量减少了546mm,两帮移近量减少了1154mm,说明该方式能够有效控制该矿深部低自承、高膨胀围岩的变形,为安全开采提供了保障。

巷道支护中锚固段位置对深部围岩塑性区的影响

本文以江西曲江矿区212工作面风巷为研究对象,基于3DEC数值模拟软件,结合理论分析,研究了不同支护方式对巷道稳定性的影响.研究结果表明:(1)锚杆锚固段位置能够影响巷道围岩塑性区范围.当锚杆(锚索)锚固段处于弹性区时,锚杆(锚索)对巷道围岩塑性区扩展的控制效果良好;而锚杆(锚索)锚固段处于塑性区内时,锚杆(锚索)不能有效的控制围岩塑性区扩展.(2)围岩塑性区范围与巷道变形量存在相对一致性,塑性区范围越大巷道断面的变形量越大.(3)在巷道支护中单纯使用锚杆支护无法有效控制围岩变形,为达到控制巷道围岩稳定的目的须使锚杆(锚索)充分发挥锚固作用,将锚固段置于弹性区内,应采用锚杆锚索耦合支护.

深部围岩蠕变特性及支护技术研究

为研究深部围岩的蠕变特性及合理支护措施选用,本文综合采用现场实测和数值模拟开展了地应力测量、室内岩石蠕变特性及FLAC3D数值模拟不同支护方式的优化。研究结果表明:(1)根据现场实测,最大主应力值为45.8MPa,方向呈北北西和北北东,应力大小排序为x方向最大,z方向次之,y方向最小;(2)进行了室内岩石蠕变曲线,采用开尔文模型对研究区岩样在不同应力水平下的蠕变变形进行分析,最终得到在不同应力状态下,试验岩杨达到稳定变化速率的时间为20h、10 h、16 h和16 h,利用此法可得到不同岩性巷道支护的最佳时机;(3)数值模拟对比分析了不同支护方式的优劣效果。其中大塘组围岩容许极限位移量小于20 mm,可采用混凝土支护;摆佐组围岩容许极限位移量在20~50 mm,可采用网喷支护;马坪组围岩两帮和底板位移较大,应优先采用网喷支护。

深部围岩巷道支护技术的应用研究

为了研究掘进期间深部高应力区巷道变形特征,以山西某矿22614工作面为研究背景,采取了锚网梁索+底角锚杆的联合支护措施,在支护段分别布置2个测站进行监测,得出在掘进期间,巷道顶底板相对移近量平均为52.2 mm,两帮相对移近量平均为42.8 mm,巷道断面收缩率控制在5%以内,围岩变形控制效果好。锚固区内离层值大于锚固区外离层值,说明顶板离层主要发生在锚固范围内,锚固范围外离层较小,锚索支护有效控制了巷道顶板离层。

深部破碎围岩条件下立体交叉巷道超前治理技术研究及应用

随着浅部煤炭开采向深部煤炭开采转变,深部高应力环境下掘进工作面立体交叉点附近巷道围岩松散破碎难以支护的工程问题,成为影响巷道快速掘进和后期使用维护的难题,考虑巷道围岩裂隙的存在,采用注浆超前治理+中空注浆锚索锚注一体化支护技术,研究结果得出:破碎岩体中,端头锚固方式容易发生脱黏失效,锚索预紧力达不到设计要求,且无法通过黏锚力控制浅部围岩,随着锚固长度增加,锚固力显著增强,对浅部破碎围岩的控制效果也越好。基于上述研究,提出破碎围岩条件下过揭发巷道注浆超前治理+中空注浆锚索锚注一体化支护技术,经工业性试验,巷道变形得到有效控制。

深部软弱围岩叠加拱承载体强度理论及应用研究

目前,长锚索与锚喷网支护相结合的支护方式在深部软弱围岩中已经得到了广泛应用,但是对于这种联合支护结构的承载特点缺乏深入了解,特别是对于初次支护和二次支护的承载能力没有量化解析式。因此,在岩石力学理论的基础上,针对深部软弱围岩的"锚喷网+锚索"联合支护特点,提出由主压缩拱(锚杆支护)和次压缩拱(密集型锚索支护)共同构成的叠加拱承载体力学模型;根据弹塑性理论、锚杆的中性点理论和锚索的力传递机制推导初次支护和适当让压后二次支护的承载体强度方程;并将"围岩-支护结构"组成的共同体看作一种等效耦合围岩,运用弹塑性力学方法得到这种等效耦合围岩的力学参数随释放位移(让压位移)变化的关系式。工程计算表明,金川III矿区破碎硐室经叠加拱支护后,极限承载能力q′max可达到513.34kN,等效耦合岩体?e值可达到47.54°,ce最大值为1.37MPa,提高围岩的峰后强度,有利于硐室围岩的长期稳定;现场监测也表明,进行叠加拱承载体支护后的硐室围岩变形趋于平稳,收敛速率小于0.1mm/d。

深部巷道围岩变形破坏机制分析

采用弹脆性本构模型以及滑移破坏理论,对深部围岩应力分布以及变形破坏机制进行分析。计算结果表明,开挖卸荷将引起剪应力的增长,滑移剪切变形的发展将围岩划分成具有一定尺度的块体(或条带),它们之间的相互摩擦决定着残余强度的大小;在各向不均匀压缩的作用下,深部围岩能够产生区域拉伸破碎,使围岩开挖断面监测到的位移大大超出按连续介质理论计算得到的数值。采用考虑扩容的计算模型可以得到围岩产生区域拉伸破碎的条件,计算得到的该条件与岩体力学性质以及破碎尺度密切相关。

深部硬岩矩形隧洞围岩板裂破坏的试验模拟研究

为了深入认识深部硬岩矩形隧洞围岩板裂破坏的发生机制,利用花岗岩材料加工含预制矩形孔洞(40 mm×40 mm)的立方体试样(100 mm×100 mm×100 mm),并采用TRW-3000岩石真三轴电液伺服诱变试验机进行了模拟试验研究。模拟试验中首先以深部1 000 m的地应力条件作为初始加载应力状态,保持孔洞径向和轴向的水平向应力不变,然后在竖直向加载直至孔洞两侧洞壁围岩发生破坏,并保证试样整体始终处于稳定状态。加载过程中利用岩样内部结构破坏实时视频监控系统,进行全程的实时记录和监测。试验结果表明,在竖直向为最大主应力和水平轴向为中间主应力的情况下,矩形孔洞两侧洞壁围岩整体发生明显的板裂破坏,破坏区域呈对称状,而顶板和底板始终保持稳定状态。侧壁围岩的破坏方向平行于竖直向,呈现典型的张拉板裂状破坏特征。整个破坏过程划分为平静期阶段、洞壁两侧上下肩角处颗粒弹射阶段、侧壁围岩裂纹扩展阶段和裂纹贯通板裂破坏阶段。当进入到裂纹贯通板裂破坏阶段时,无论是加载还是保载过程,板裂破坏都可能持续发展。试验过程中,试样洞壁两侧围岩的板裂破坏整体上呈现静态破坏模式,而且破坏区域沿水平方向逐渐向洞壁深部发展,最终形成沿轴向的贯穿型对称弧形槽。