岩柱应力分布规律及其稳定性分析

作为地下洞室群重要的支撑结构,岩柱在采矿工程、水电工程、公路铁路隧道工程等诸多领域都有着广泛地应用。在系统总结岩柱荷载和岩柱强度前人研究方法和研究成果的基础上,对工程实践常用的条形和矩形岩柱上的应力分布规律及其影响因素、岩柱宽度对岩柱应力重新分布规和岩柱荷载的影响进行了系统分析,分析了岩柱渐进式破坏的力学机制,为岩柱设计和岩柱失稳破坏分析提供了参考依据。

云冈石窟立柱岩体长期强度研究

基于分级加载单轴抗压蠕变试验,研究世界文化遗产云冈石窟9,10,12窟窟前立柱岩体的长期强度,并对其长期承载力学性能进行评价。研究结果表明:(1)云冈石窟9,10,12窟窟前立柱岩体的岩性主要为砂岩,岩性单一,结构面不发育,属整体块状岩体结构类型,工程地质条件良好。(2)立柱岩体中粗粒砂岩的长期强度低于中粒、中细粒砂岩的长期强度。其根本原因在于,中粗粒砂岩的胶结物类型是泥质胶结;其中含有微量的蒙脱石,在长期的风化过程中,与水作用后,易发生淋滤作用和溶蚀作用,次生裂隙相对较发育。(3)高含水量状态下,中粗粒砂岩的长期强度为20.22MPa,比其在低含水量状态下的长期强度降低44.31%。按云冈石窟立柱应力最大值出现在10窟西柱的上部(1.31MPa)计,中粗粒砂岩立柱岩体的安全系数为15.4。因此,9,10,12窟窟前立柱岩体的长期承载力学性能良好。建议尽快修复和搭建窟檐,避免雨水对石窟的冲刷,同时还能调节窟内温度与湿度,减轻风化剥蚀。计算9,10,12窟窟前立柱最大可以承载的窟檐质量,供有关建筑设计和文物保护部门参考。这些研究结果和建议对于云冈石窟的保护具有一定的指导意义。

硬石膏的流变特性及其长期强度的确定

本文以研究某石膏矿山地下采空区的长期稳定性为背景 ,以室内纯扭转流变实验为手段 ,研究了硬石膏的流变特性。通过对所获得的流变曲线的分析 ,建立了应力应变与时间之间的函数关系式 ,在此基础上获得了硬石膏的长期强度τ∞ =2 77MPa ,此值仅为硬石膏瞬时强度的 6 6 %。

小净距隧道洞口中岩柱对仰坡稳定性的影响分析

通过分析隧道洞口中岩柱的受力,研究隧道台阶法施工时隧道的中岩柱应力分布规律,然后运用有限元强度折减法计算仰坡稳定性安全系数,发现中岩柱宽度大于24m时,增加其宽度对仰坡稳定性无贡献,小于24m时,变形随宽度增加而减小,稳定性也减小,计算了24m宽中岩柱对应仰坡的安全系数,为1.42,并提出相应的治理措施。

水岩作用下区段煤柱合理宽度研究

采空区积水与煤岩作用会弱化区段煤柱强度而引起煤柱逐渐破坏和失效,水岩作用是区段煤柱合理宽度设计必须考虑的关键因素。以内蒙古鄂尔多斯新街矿区某矿31采区与33采区间煤柱留设为工程背景,开展了单轴压缩实验和理论分析,结果表明:水岩作用对煤体强度参数弱化产生显著影响,区段煤柱积水侧塑性区宽度随煤体强度弱化程度的增加而扩大;基于区段煤柱保持稳定的基本条件,计算得到区段煤柱合理的理论宽度为53.62 m。利用FLAC3D模拟了水岩作用的过程,分析了不同宽度煤柱的稳定性特征,结果表明:煤柱宽度较小时,采空区积水弱化作用对较高应力集中的弹性核区具有更强的破坏能力;随着煤柱宽度的增大,弹性核区应力集中程度降低,采空区积水侧垂直应力低于原岩垂直应力的区域范围则有所增大,煤柱两侧应力集中分布趋于均匀,采空区积水弱化作用对弹性核区的影响不再显著。综合理论计算与数值模拟结果,确定区段煤柱宽度为70 m。工程应用结果表明,70 m宽留设煤柱可以有效承载顶板压力,巷道围岩变形小,锚索受力稳定,保障了矿井安全生产。

确定硬岩矿山矿柱强度的新方法

本文介绍了为开发确定硬岩矿山矿柱强度新方法所取得的研究成果。地下矿山所留矿柱的形状和大小各异。要使矿柱达到要求，必须进行严格的工程设计确定矿柱强度和应力。作者将详细的矿柱稳定性分析与公开的矿柱实测（178例）数据库相结合，推导出一种新的复合矿柱强度计算公式。式中考虑了经典的岩体强度方法与经验方法，采用由矿柱中心平均最小／最大主应力比计算出的矿柱摩擦系数。据统计，新的公式比目前采用的经验公式预计矿柱强度的结果更好，其可信度更高。

基于DISL方法的硬岩矿柱脆性破坏数值模拟

以板裂为表现形式的岩石脆性破坏行为是深埋硬岩岩体开挖卸荷造成的典型围岩破坏现象。在简要比较4种硬岩脆性破坏数值模拟方法的基础上,基于损伤启裂-板裂界限(Damage initiation and spalling limit,DISL)模型,借助FLAC^3D开展硬岩矿柱原位压缩及单轴压缩数值模拟,探讨DISL方法的适用性并进一步探究硬岩矿柱的脆性破坏过程及其特征。结果表明:原位压缩模拟中,当卸荷总时步大于某一临界数值时,矿柱两侧发生V形破坏,进而矿柱整体形成沙漏状;不同均质度下屈服破坏单元主要分布在V形破坏区内及周围,其分布范围受低围压区及张拉区范围的控制;V形剪切带主要以拉剪破坏为主,剪切带内部靠近矿柱边壁一侧,伴有张拉破坏单元;单轴压缩模拟中,峰后阶段矿柱两侧仍然产生V形破坏,并且张拉裂隙的形成范围受剪切带控制。

大红山铜矿矿柱的稳定性与岩体强度

对影响大红山铜矿矿柱稳定性主要原因进行了分析。发现影响矿柱稳定性的主要因素是充填欠账导致岩体强度的下降,以及断层等软弱结构面的存在。根据少量矿柱垮塌的情况和岩石试块力学试验结果得出,未垮塌地段岩体的单轴抗压强度在40MPa以上。在岩体强度较高的矿体东部,当矿柱高度较低时,可以将原设计8m的矿柱厚度降低为5m,以提高资源回收率。

高强立柱支护在葫芦素煤矿双回撤通道围岩控制中的应用

为了保证工作面在末采期间回撤通道的稳定性,实现设备安全高效回撤,以葫芦素煤矿21102综采工作面为背景,提出了回撤通道围岩稳定性控制的支护方式,即顶板长锚索+帮部中长锚索+锚杆+双排高强支柱的支护方式。高强支柱采用新型ZKD型高水速凝充填材料,内部充填速凝高强材料。为防止立柱歪倒,采用长1.5 m的树脂锚杆与顶板锚索用卡扣连接,将树脂锚杆与高强立柱浇筑成一体,立柱外侧采用HDPE树脂套管约束,并间隔200 mm采用约束钢带箍筋。工程实践表明,在工作面末采期间,回撤通道采用锚网索+高强支柱的支护方式,能有效控制回撤通道顶板和帮部的变形,取得了较好的围岩控制效果。

深部沿空掘巷围岩控制技术研究

针对深部沿空掘巷支承应力大的特点,使用高强度高预应力让压锚杆支护,在实体煤帮帮角安装锚杆,对实体煤帮进行二次支护,取得了良好的工程试验效果。

基于高强吸能锚杆支护的煤柱合理留设尺寸研究

为了提高煤炭回采效率、实现正常回采和顺利完成工作面安全接替的生产要求,针对经纺煤业3-508综放工作面25m煤柱尺寸进行优化,自主设计研发了高强稳阻吸能锚杆,并对其力学特性进行了试验研究,提出了高强稳阻支护方案,通过FLAC3D模拟不同支护方案和不同煤柱尺寸下的巷道围岩垂直应力变化、塑性区分布规律和巷道变形差异对比得出结论。研究表明:与经纺煤业现有支护方案对比,采用新型高强稳阻吸能锚杆支护技术可以提高巷道围岩的稳定性,将原有25m煤柱尺寸缩减为5~10m,减少了煤炭资源的浪费。研究结果可以为经纺煤业留设合理煤柱尺寸和巷道稳定性控制提供指导意见和科学依据。

考虑中夹岩柱安全储备的深埋小净距隧道围岩压力计算方法

针对深埋小净距隧道围岩压力计算存在中夹岩柱安全系数取值不准确的问题,从隧道施工过程中先行隧道开挖支护完成,后行隧道开挖但支护结构尚未闭合的状态出发,计算中夹岩柱极限承载力,采用强度折减法计算中夹岩柱安全储备系数,推导中夹岩柱对小净距隧道围岩压力分担作用表达式,建立考虑中夹岩柱安全储备的深埋小净距隧道围岩压力计算方法,通过算例验证该方法的合理性,分析净距对隧道围岩压力的影响。研究结果表明:本研究提出的围岩压力计算方法考虑了岩体参数、隧道跨度、工法等因素对中夹岩柱安全储备系数的影响,能更准确反映中夹岩柱对小净距隧道围岩压力的分担作用,某单洞四车道公路隧道Ⅳ级围岩段修正的中夹岩柱承载力为10324 kN/m,拱顶竖向围岩压力为264 kPa;某两车道公路隧道Ⅴ级围岩段修正的中夹岩柱承载力为2430 kN/m,拱顶竖向围岩压力为251 kPa。修正算法均实现了对实测围岩压力的包络,并且较规范值分别减小了6%和29%。根据本研究提出的算法,Ⅲ级围岩段四车道、三车道、两车道隧道围岩压力不受小净距影响的临界净距分别为0.6B4lanes、0.7B3lanes、0.7B2lanes,Ⅳ级围岩段分别为1.2B4lanes、0.9B3lanes、0.9B2lanes,Ⅴ级围岩段三车道和两车道隧道临界净距分别为1.8B3lanes和1.2B2lanes。

侧限压缩条件下充填体与岩柱相互作用机理

利用伺服实验机对不同配比充填体-岩柱进行侧限压缩实验,研究不同工况下岩柱的峰值强度、残余强度、峰值应变、破坏形式,以及充填体-岩柱的受压特性.结果表明:充填体-岩柱的承压过程主要分为岩柱试件承载阶段、岩柱试件的破坏阶段、充填体和岩柱共同承载直到破坏阶段、充填体和岩柱散体承压阶段.随着充填体强度的增大,岩柱的峰值强度、残余强度以及破坏时的轴向应变逐渐增大,同时岩柱的破坏形式逐渐由单轴压缩时的拉伸破坏向剪切破坏转化,而无充填体包裹的岩柱则主要发生单斜面剪切破坏.相比充填体-岩柱应力-应变曲线峰后的下降斜率,单岩柱破坏时表现出了更强的突变性.

基于流态转换理论巷道前伏溶洞突水的流固耦合–强度折减法分析

引入承压溶洞突水的管道流折算渗透系数,构建耦合非线性渗流–管道流于一体的承压溶洞突水全过程分析模型,在此基础上建立巷道前伏溶洞突水过程的流固耦合–强度折减法联动分析方法,研究承压溶洞突水全过程的流态转换机制。以七一煤矿石坝井承压溶洞突水事故为例,探讨防水岩柱的力学失稳机制和突水演化过程。研究表明:防水岩柱失稳前岩溶水非线性渗流,随着岩柱折减系数的增加,工作面渗水量增大,防水岩柱失稳后,溶洞水体突出,涌入巷道形成管道流。采用管道流模拟得到突水量在较短时间内达到峰值,由于溶洞水体储量供给约束,突水量逐渐减少,由突水初期的粗糙紊流最终变为管道层流。引入防水岩柱安全系数的概念,研究防水岩柱安全系数与溶洞内压、岩柱厚度的关系,将安全系数为1.5的岩柱厚度作为防水岩柱的计算安全厚度,提出防水岩柱工程留设厚度等于炮眼深度、爆破扰动深度和防水岩柱计算安全厚度之和的设计方法。将岩体流–固耦合理论、流态转换理论和强度折减法结合起来研究承压溶洞突水的非线性力学响应,为研究承压溶洞突水全过程提供了一种新的研究方法。

矿柱强度估算及稳定性评价

本文介绍了由实验室岩块试验结果推求工程岩体强度的方法,并提出一种新的矿柱安全系数计算方法——点安全系数计算法,突破了传统的矿柱安全系数计算模式,针对王集矿实际进行了计算,得出了符合生产实际的结论,为该矿的下部水平开采设计提供了依据。

强矿压小煤柱分层掘进巷道高强联合支护技术

在小煤柱分层掘进巷道施工过程中,针对11051回风顺槽掘进巷道受强矿压显现和采动影响导致巷道严重变形、支护失效等问题,在对矿井开采巷道围岩结构特点、强矿压诱发机理及11051巷道应力变化情况进行分析后,利用松动圈理论对巷道两帮采集数据进行筛选处理,计算出巷道顶板及两帮的载荷,确定了支护参数和加固与支护方案。采用高强联合支护技术,有效降低了强矿压显现和采动对掘进巷道安全施工的影响。