多因素影响下巷道围岩稳定性分析及优化设计研究

针对深部煤层巷道矿压显现剧烈且巷道变形难以控制的问题,基于Kastner公式对巷道高宽比、侧压系数、埋深、断面形状、围岩强度5种影响巷道围岩稳定性的因素展开正交数值模拟实验,通过方差和直观分析图法研究了各因素对巷道变形破坏的敏感性。采用平面弹性复变函数理论分析了不同侧压系数与巷道高宽比下椭圆和矩形巷道围岩的应力分布规律,对椭圆形和矩形巷道宽高比和形状进行了优化设计。研究结果表明:围岩强度与侧压系数是影响巷道围岩稳定性的主要因素,埋深、断面形状、巷道高宽比为次要因素;椭圆形巷道在等轴应力比下围岩应力差值最小;矩形巷道宽度为5 m、高宽比为0.6左右时,应力集中程度较小;针对矩形巷道应力快速增高区,在考虑承压特性和断面利用率的基础上设计了圆角矩形优化巷道,确立了圆角半径的计算公式,通过数值模拟验证了其良好的性能。

基于统一强度理论的扰损围岩巷道脆塑性解答

钻爆法施工常造成岩质巷道扰损区围岩性能劣化。针对扰损围岩、扰损外围岩的弹塑性状态下不同的扰损围岩巷道力学模型,采用统一强度理论、弹-脆-塑性模型和非关联流动法则,建立扰损围岩巷道有关应力、位移和塑性区半径的脆塑性解答,探讨巷道力学模型的转换路径及判定方法,并将结果进行对比、验证,获得各因素的影响规律。研究表明:提出的巷道脆塑性解答合理反映了中间主应力、围岩扰损范围和峰后强度、剪胀特性的综合影响,通过参数组合变换可退化为多种解答并得到正确性验证,具有重要的理论意义和应用前景;巷道力学模型判定与中间主应力、围岩扰损范围密切相关,显著影响巷道应力-位移分布和围岩特征曲线;支护压力和巷道稳定变形随着围岩峰后强度下降、剪胀特性参数增加而明显增大。

收敛约束法在挤压性围岩隧道中的应用

由于挤压性围岩隧道围岩性质与应力环境的特殊性,其围岩特征曲线与常规隧道有明显差异。为研究挤压性围岩隧道围岩-支护相互作用关系,考虑支护效应修正围岩特征曲线,研究不同变形等级对修正围岩特征曲线的影响规律,优化挤压性围岩双线铁路隧道初期支护。研究结果表明,毛洞状态下,受双线隧道断面应力集中影响,拱脚和墙脚为安全控制位置;随着变形等级和侧压力系数增加,支护特征曲线与修正围岩特征曲线不再相交;Ⅰ、Ⅱ级变形采用单层支护可满足安全要求,锚杆只需布置在拱部和边墙位置,Ⅱ级及以上变形锚杆需要全环布置;Ⅳ级变形在采用双层支护的同时,需考虑改善洞室形状、超前加固等措施。

深部极松软围岩沿空巷道稳定性控制及应用

针对深部高应力作用下极松软围岩变形量大、破碎程度高、巷道难支护等问题,以丁集煤矿1232(3)沿空巷道为工程背景,采用数值模拟、现场监测和井下试验相结合的方法,对深部高应力极松软围岩沿空巷道破坏特征及阶段性控制原理和技术进行研究。结果表明:随着距巷道迎头距离的不断增大,巷道两帮应力的不对称性逐渐增大,实体煤侧应力峰值为37.18 MPa大于煤柱侧35.21 MPa,1242(3)终采线50 m范围内存在应力集中,最大达33 MPa,巷道围岩塑性区发育程度为煤柱帮大于实体煤帮大于顶底板;从巷道掘进过程中所经历的复杂围岩变化过程,将全巷道划分为5种典型的围岩变化阶段来分析围岩变形破坏特征和破坏机理,揭示了在高应力作用下深部软岩沿空巷道围岩变形量大,在空间上呈现出明显的区域性和非对称性的特征;基于巷道初步设计方案和围岩变形破坏特征,及时有效的调整支护方案,对巷道进行分段式、非对称、区域化综合治理,形成深部软岩巷道围岩控制长效机制,为同类型深部软岩巷道地压治理提供了理论和技术支撑。

高地应力区隧道开挖围岩变形与应力研究

高地应力条件下隧道开挖时围岩变形与应力分布特点与常规认知有较大差异,给隧道设计带来巨大挑战。为此,文章采用数值分析方法,基于实际工程围岩性态特点,系统性地研究了围岩初始地应力状态与围岩等级对隧道开挖的影响。研究发现:随着围岩初始地应力的增加,围岩变形与应力快速增加,因此即使是同一种围岩,地应力上升时仍需要相应提高支护结构强度;随着围岩等级的增加,围岩变形快速增加,围岩应力稍有减小,因此支护结构选择时考虑的最重要影响因素除了围岩等级外,初始地应力状态非常重要。

深井松软围岩煤巷采动增跨效应及防控技术

针对深井松软煤巷围岩变形严重、巷道支护困难等问题,以城郊煤矿LW21106工作面沿空巷道为工程背景,建立了采动巷道增跨模型,揭示了采动增跨效应演化机理。通过构建巷道顶板横纵弯曲梁模型,指出顶板横向受力、巷道等效跨度、煤岩强度是巷道围岩损伤破坏的主控因素,提出了采动增跨效应防控对策并进行工业性试验。研究结果表明:受采动影响,巷道经历“初始围岩稳定—围岩裂隙发育扩展—围岩剪切破坏加剧—等效跨度增加”过程;巷道顶板最大正应力与应力集中系数、顶板等效跨度、巷道断面尺寸及埋深成正相关关系;巷道顶板在高应力环境下易发生拉剪破坏,增加顶板锚索数量以及锚索预紧力有利于增强顶板初期完整性。基于巷道变形破坏主控因素,提出“围岩加固–卸压–强化支护”协同防控策略;针对现场条件,采用煤柱侧向切顶+注浆加固并对破碎区域补充锚索强化支护的防控技术。现场监测结果表明,煤柱帮最大移近量为18.89cm,顶板下沉量为25.86cm,两帮移近量为29.65 cm,有效控制了煤巷围岩变形,为深井松软围岩巷道变形控制提供了参考。

基于Bayes-LSTM的公路隧道围岩变形预测方法研究

在公路隧道施工过程中,围岩的稳定性对隧道施工的影响较大。因此公路隧道围岩变形的监控量测与准确预测是保障隧道施工安全的关键。针对当前隧道围岩变形的预测精度较低以及泛化能力较差等问题,该文提出一种基于贝叶斯(Bayes)优化长短期记忆网络(LSTM)的方法,该方法首先对拱顶沉降和周边收敛的原始监测数据进行预处理,而后构建公路隧道拱顶沉降与周边收敛的初始LSTM模型,并利用Bayes优化模型中的超参数,最终得出预测结果。利用该模型对某公路隧道拱顶沉降和周边收敛进行预测,将预测结果以均方根误差为评价指标与神经网络(CNN)和支持向量回归(SVR)进行对比。预测拱顶沉降时,Bayes-LSTM模型的平均预测精度相较于CNN与SVR模型分别提高了1.0与1.26;预测周边收敛时,Bayes-LSTM模型平均精度相较于CNN与SVR分别提高了0.3与0.32。表明Bayes-LSTM模型的预测精度较高,同时其能在训练模型过程中对历史信息进行判断和取舍,极大地提高了时序数据处理的效率,为公路隧道围岩变形预测提供了新的思路和探索。

破碎围岩巷道变形失稳特征及控制技术

针对破碎围岩巷道变形量大、围岩整体性差和支护困难等问题,以昌兴煤矿1460运输石门为试验地点,通过数值模拟与现场考察,研究原支护技术下巷道围岩变形失稳特征及机制,拟采用联合支护技术并对比分析围岩变形特征。研究表明:由于围岩强度低、支护方式单一、受开采动压影响和围岩中含软弱夹层,造成围岩松散破碎,稳定性差,顶板最大破坏深度达到4.80 m;提出了“锚网喷+U型棚拱形支架+注浆”联合支护技术,采用预应力锚索、高刚度U型钢棚、浅孔注浆及深孔锚注等支护方式强化围岩特性,形成多层复合加固拱承载结构,实现支护结构与围岩的相互耦合作用;数值模拟分析得出,修复后围岩塑性屈服区最大深度由5.56 m减小到1.07 m,降低了80.76%,围岩塑性区大幅度减小,围岩应力总体趋于均匀分布;现场试验表明,修复后顶底板位移量仅113 mm,两帮位移量78 mm,说明该联合支护技术方案可有效控制围岩变形失稳,维持巷道整体稳定。

爆破扰动高应力巷道围岩力学响应特征研究

为研究深井厚硬顶板采场巷道围岩在高静载和强动载耦合作用下的力学响应,基于相似模拟试验分析原岩应力、采动应力及爆破扰动三阶段的巷道围岩应力场与位移场,结合光纤环向应变场研究巷道围岩破坏特征,探索爆破扰动应力波在不同煤岩体中的传播规律及巷道动力响应机制。研究结果表明:巷道开挖后顶底板卸压明显,两帮产生应力集中区,采动应力阶段应力集中区范围增加50%,爆破后顶板围岩沿垮落角大范围卸压,应力沿巷道左肩窝逆时针逐渐增大;浅部巷道围岩呈现向自由面膨胀–变形,受巷道肩窝处剪切滑移错动影响,锚杆、锚索支护场产生相反的位移量,应力波扰动后,巷道左帮产生拉伸裂纹并与锚杆支护场连成宏观裂纹,裂纹发育高度大于锚杆支护场高度;巷道围岩顶底板呈现明显的张拉破坏特征,左右肩角呈现张拉及剪切复合破坏形式;应力波由小阻抗介质进入大阻抗介质的衰减速度最快,在同种介质中衰减速度次之,由大阻抗介质进入小阻抗介质中应力波峰值反而增大,应力波峰值强度衰减后仍大于巷道顶板极限抗拉强度,导致巷道围岩大变形失稳并产生一定程度的动力响应。基于应力波连续穿过层状岩体理论模型,结合动静载叠加理论,可优化爆破参数从而实现减冲抗冲主被动联合支护。

地下水封洞库施工期洞室围岩变形松弛典型特征与规律

基于地下水封洞库工程特征与典型洞库工程实例,整理分析大量洞室围岩内部变形、表层变形、波速与锚杆应力等监测数据.结果表明:预埋的多点位移计测点位移主要为0.5~3.0 mm,收敛位移监测值主要为4~8 mm,拱顶沉降监测值主要为3~6 mm,围岩时效变形不明显;围岩变形与爆破开挖有关,当掌子面或后续台阶开挖面接近监测断面时,变形出现陡增;围岩质量越差,开挖面空间效应越不明显.提出洞室围岩损失位移确定方法,发现损失位移占最终收敛位移50%~60%;基于波速变化率提出围岩松弛程度评价指标,发现围岩最大松弛程度约为0.47,松弛深度为1.5 m;洞室围岩锚杆受力普遍较小,锚杆拉应力与围岩变形基本同步变化.

多层隔热下工作面进风巷围岩传热特性

深部矿井热害问题日益凸显,严重威胁作业人员生命健康,进一步影响矿井生产效益。本文通过围岩钻孔实验方法,研究了门克庆煤矿2102工作面、3100工作面、3106工作面及3107工作面进风巷围岩温度随径向深度变化规律;基于ANSYS软件,对膨胀玻化微珠水泥隔热材料与空气夹层协同隔热效果进行研究。研究结果表明:围岩温度与径向深度之间的关系符合ExpAssoc模型,相关系数R2为0.99106;膨胀玻化微珠水泥隔热材料与空气夹层厚度均为3 cm、6 cm、9 cm、12 cm、15 cm、18 cm时,材料-空气协同隔热顺序与空气-材料协同隔热顺序相比,原巷道壁面温度更高,调热圈半径更小,隔热效果更好;材料-空气协同隔热时,空气夹层厚度在12 cm内对隔热效果影响更大,材料层厚度在6~18 cm内对隔热效果影响更大;对流换热系数与隔热层厚度呈反比,空气夹层厚度在12 cm内其变化幅度大,而受材料层厚度影响较小。本文研究结果可为矿井多层隔热降温提供参考。

破碎围岩巷道锚注支护参数优化及应用

针对新河矿业730采区南部轨胶联络巷围岩松散破碎、变形严重情况,利用Comsol Multiphysics有限元分析软件探讨了不同注浆参数对浆液扩散的影响;并在此基础上,研究不同注浆锚索布置形式对注浆效果的影响。结果表明:浆液扩散半径会随着注浆压力增大、注浆时间延长而逐渐增大,每增大1 MPa注浆压力浆液扩散半径平均增长率为30.95%,每延长1 min注浆时间,浆液扩散半径平均增长率为25.67%;注浆锚索的布置形式决定了注浆加固圈的范围,当采用“六边形”布置方式时,其注浆加固圈范围相对较大,且顶板两侧不会出现漏浆的情况。基于数值模拟结果,确定了新河矿业南部轨胶联络巷锚注支护的注浆压力为4 MPa、注浆时间为8 min,注浆锚索布置方案为“六边形”式。工程应用表明:优化后的注浆参数有效地控制了巷道围岩的变形与破坏,取得了良好的工程效果,同时也为此类巷道的注浆加固提供了有效依据。

深部软岩巷道围岩与锚喷U型钢支护结构相互作用研究

收敛-约束法(特性曲线法)是将理论解析、现场实测、工程经验相结合的一种地下工程结构设计方法,是目前分析围岩-支护相互作用关系及开展支护优化设计的常用方法。基于收敛-约束法的基本原理,总结给出了经典的支护特征与支护结构变形方程,理论计算获得了喷射混凝土、锚杆(索)、U型钢支架等支护结构的支护特征曲线,分析了支护结构的几何尺寸(直径、长度)、间排距、材料强度等参数对支护压力的影响特征;随着喷射混凝土厚度及强度等级的增加,喷射混凝土提供的支护刚度和支护压力逐渐增大;随着锚杆(索)直径、长度、杆体材料强度的增加及间排距的减小,锚杆的支护压力显著增加;U型钢支架的排距越小及材料强度越大,其提供的支护压力越大。采用FLAC^(3D)内嵌的莫尔库伦应变软化本构模型,建立了考虑岩石峰后应变软化与扩容特性的深部软岩巷道数值分析模型,计算获得了不同应力状态下巷道纵剖面变形曲线、围岩特征曲线,分析了锚喷、锚杆(索)喷、锚喷U型钢等3种联合支护技术对深部巷道围岩大变形控制的适用性,验证了锚喷U型钢联合支护技术应用于深部巷道支护工程的可行性。考虑岩石峰后应变软化与扩容特性的应变软化本构模型和经典的莫尔库伦本构模型的数值模拟结果相差较大,采用莫尔库伦本构模型的数值模拟结果保守,支护结构提供的支护压力无法满足深部巷道稳定性控制要求,支护后巷道围岩变形较大甚至会发生冒顶、片帮等安全事故。

深部巷道围岩裂隙注浆加固浆液扩散规律研究

目的为了解决深部巷道围岩裂隙注浆加固难题,方法采用现场矿压观测、数值模拟等方法,结果研究得到深部巷道围岩破坏特征:深部巷道呈现“顶、帮、底”全断面大变形现象,围岩破坏深度显著增加;深部巷道围岩由浅至深形成裂隙发育区、裂隙扩展区和原生裂隙区,其中裂隙扩展区裂隙较小,注入难度较大。采用数值模拟方法,分析裂隙特征、注浆压力、浆液水灰比等因素对浆液扩散特征的影响规律,结果表明:裂隙开度对浆液扩散半径影响显著,而裂隙粗糙度的影响较小;对于裂隙开度较大的裂隙发育区,采用常规注浆压力;对于裂隙扩展区,裂隙开度较小(小于0.10 mm),应采用高于10 MPa的注浆压力;浆液扩散半径与注浆压力、水灰比呈正比,但对于深部微围岩裂隙而言,注浆压力存在临界点,不应盲目增大注浆压力,选取水灰比时,应综合考虑浆液扩散半径和浆液析水效应。结论对于注浆工程而言,选取浆液配比及注浆压力时,应考虑巷道开挖后围岩裂隙开度的发育状态。

巷道围岩应力应变仿真系统设计与教学探索

为了获得采动条件下巷道围岩应力应变演化特征,通过复变函数换算结合工程实践经验,运用科学计算软件编程对巷道围岩受力模型进行求解,获得巷道围岩主应力和主应力集中系数分布规律。采用MATLAB对巷道受力模型进行模拟演算,获得工程开采参数与巷道围岩应力应变的关系规律,由此设计了一种采动影响下巷道围岩应力应变模拟仿真系统。该系统可对多种巷道断面进行计算和模拟,进而呈现出多种信息仿真演示,解决了以往软件适用巷道类型单一、应力求解不具体且结果呈现单一化缺点,可为回采巷道支护设计提供相应的理论依据,有利于矿山工程技术人员及实验室技术人员开展模拟仿真教学。

急倾斜脉群钨矿开采过渡区围岩力学环境变化特征研究

随着现代化采矿工艺的发展,急倾斜脉群矿体正由传统的浅孔留矿法向更高效的阶段矿房法转变,采区围岩力学环境扰动规律也随之改变,特别是在2种采矿方法接替的开采过渡区,可能存在围岩力学环境分布规律的盲区。基于声发射测定的初始地应力采用FLAC3D软件模拟研究了过渡区开采中段采区围岩的力学环境变化特征。结果表明:①上部采区经浅孔留矿法回采出矿后,采区上下盘围岩受到拉应力作用且存在采场边帮松脱的趋势,单脉采场间围岩受应力作用不均匀导致上下端位移交错分布,采区上下盘围岩及单脉采场间围岩以剪切塑性区为主,有发生剪切破坏的风险。②下部采区经阶段矿房法回采出矿后,采区的应力集中现象更加明显,采场顶板出现沉降趋势,采区上下盘围岩向竖直方向变形且两采区位移较连续,采区的顶底板主要为拉伸塑性区且上下盘围岩存在较大范围的剪切塑性区,预示着采区围岩可能同时存在张拉和剪切破坏风险。③对采空区及时进行废石嗣后充填能够有效抑制应力集中现象。矿山在开采过渡区生产时应严格控制上下部相邻采场的开采、充填时序,避免超前开采,进而最大程度抑制应力集中导致的围岩变形、失稳等不利影响。

深部沿空巷道锚固围岩破坏失稳能量驱动机理

深部沿空巷道受侧向顶板断裂所产生的动载影响,锚固围岩易产生大变形,甚至破坏失稳。以山东省孙村煤矿31120工作面上平巷为工程背景,首先采用YTJ20型岩层探测记录仪获得了锚固顶板裂隙发育规律及以脆性张裂破坏为主的破坏方式。然后,通过相似材料模拟试验方法获得了深部沿空巷道侧向顶板前期、过渡期和后期3个运动阶段典型特征,并分析了不同阶段锚固围岩破裂演化及能量释放规律;其中过渡期运动阶段锚固围岩内部应力、变形量急剧增大,裂隙发育明显,能量释放显著,对沿空巷道锚固围岩稳定性影响最大。最后,构建了侧向顶板断裂运动下沿空巷道结构力学模型,给出了锚固围岩输入能量与可抵抗能量定量计算方法,揭示了侧向顶板断裂诱发锚固围岩破坏失稳能量驱动机理,并定义了失稳能量判据,即当作用在沿空巷道锚固围岩上的能量大于锚固围岩可抵抗能量时,将发生破坏失稳。进一步地,提出了锚固围岩失稳风险等级划分方法和相应地控制技术,计算结果表明,31120工作面沿空巷道锚固围岩失稳风险等级为中风险。采取加强支护措施后,沿空巷道顶底板及两帮移近量分别减小35.47%和35.71%,锚索受力减小23.43%,变形速度明显降低,锚固围岩能量积聚程度减小。

黄土盾构隧道围岩强度指标结构性参数表征与荷载计算

为了考虑黄土地层特征,获取合理的围岩压力以指导黄土盾构隧道结构设计,通过对比盾构隧道与新奥法隧道围岩压力现场测试数据,结合黄土盾构施工实践,验证形变围岩压力计算黄土盾构隧道围岩荷载的合理性;考虑黄土地层的强度参数,通过芬纳公式构建黄土盾构隧道形变围岩压力的计算方法;采用三轴剪切实验,探究原状黄土的应力应变关系以及应力结构性参数的变化规律,构建应力结构性参数下黄土强度指标的计算方法;结合盾构隧道开挖支护下围岩的应力应变变化规律,建立深埋黄土盾构隧道围岩结构性参数场的计算框架,结合结构性参数修正的黄土强度准则,给出深埋黄土盾构隧道围岩压力的计算方法。研究发现,使用形变压力理论计算黄土盾构隧道围岩荷载具有合理性;原状黄土相比重塑黄土有明显的应力峰值及应变软化现象;黄土应力结构性参数与粘聚力存在较好的拟合关系,与内摩擦角相关性低;当仅考虑地层浸水造成黄土结构性演变引起的围岩压力变化时,当含水率由1%增加到25%,塑性圈半径由4.6 m增加为5 m,围岩压力由587 kPa增加到622 kPa。

黄土盾构隧道开挖围岩扰动特性模型试验研究

为了探究不同含水率和埋深等工况下的黄土盾构隧道开挖对围岩的扰动作用特征,采用相似模型试验,首先通过三轴试验测定了不同含水率下原状黄土物理参数及强度指标,通过大量试配得到了不同含水率下与原状黄土强度指标参数相似的试验用土。其后,考虑盾构隧道盾尾间隙特征,开展不同含水率及埋深等组合工况下盾构开挖模拟试验,通过微型土压力传感器、百分表等监测元件以及数字图像技术等手段,分析了不同工况下地层变形、地表沉降和围岩应力的变化规律。研究发现:含水率较低时,围岩的自稳能力强;含水率越高,埋深越大,开挖对地层的扰动作用也越大;地表最大沉降值与含水率呈正相关,与埋深呈负相关;围岩剩余应力随含水率和埋深的增大而增大,但当含水率增大至一定值(26.6%)时,围岩剩余应力骤减;基于不同含水率下的围岩应力及变形发展规律,可将黄土含水率分为自稳、形变以及松动含水率,基于含水率和埋深引起的围岩松动情况,可将不同工况下的黄土盾构隧道围岩压力作用模式按照形变压力和松动压力计算,以更加适应黄土地层的特性。

穿断层破碎带隧道围岩大变形控制双梯度注浆机制

近些年,中国西部大量深埋隧道工程因关键线路控制无法避让一些活动性断裂,常常在跨越断裂带范围内出现围岩大变形破坏现象,例如侵限、偏压、塌方、底鼓等灾害,严重影响隧道工程施工和运营的安全可持续发展。为了控制断层破碎带隧道围岩大变形,隧道工程设计者和建设者采用了多种控制方案,例如超前注浆、多层钢拱架被动支护、锚杆索主动支护等,但是都因断层破碎带围岩强度过低而出现超前注浆诱发围岩拉裂破碎、主动支护锚杆锚固力不足等现象。为解决上述难题,首先,提出一种增强穿断层破碎带隧道围岩强度的双梯度注浆技术,建立双梯度注浆概念模型,构建3种双梯度注浆模式;然后,确定特定工况下注浆材料粒径梯度与注浆压力梯度的适配条件;最后,通过理论分析、物理模型试验和现场试验,探索双梯度注浆机制及其控制效果。研究结果表明:1)随着开挖步序的增加,穿断层破碎带隧道拱肩变形最大,构造应力对围岩稳定性影响较大。2)在双梯度注浆作用下,浆液扩散效果良好,围岩未出现大面积脱落破坏,隧道周围岩体应力分布均匀。3)双梯度注浆形成了坚硬交叉浆脉骨架,达到了应力补偿效果,将围岩变形量从原来的3 100 mm控制到278 mm以内,实现了“零换拱、零侵限、零突涌”的目标。