Study on creep deformation and energy development of underground surrounding rock under four‐dimensional support

There is an urgent need to develop optimal solutions for deformation control of deep high‐stress roadways,one of the critical problems in underground engineering.The previously proposed four‐dimensional support(hereinafter 4D support),as a new support technology,can set the roadway surrounding rock under three‐dimensional pressure in the new balanced structure,and prevent instability of surrounding rock in underground engineering.However,the influence of roadway depth and creep deformation on the surrounding rock supported by 4D support is still unknown.This study investigated the influence of roadway depth and creep deformation time on the instability of surrounding rock by analyzing the energy development.The elastic strain energy was analyzed using the program redeveloped in FLAC3D.The numerical simulation results indicate that the combined support mode of 4D roof supports and conventional side supports is highly applicable to the stability control of surrounding rock with a roadway depth exceeding 520 m.With the increase of roadway depth,4D support can effectively restrain the area and depth of plastic deformation in the surrounding rock.Further,4D support limits the accumulation range and rate of elastic strain energy as the creep deformation time increases.4D support can effectively reduce the plastic deformation of roadway surrounding rock and maintain the stability for a long deformation period of 6 months.As confirmed by in situ monitoring results,4D support is more effective for the long‐term stability control of surrounding rock than conventional support.

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。

超大埋深软岩隧道大变形机理及控制技术研究——以滇藏铁路丽香线哈巴雪山隧道为例

为解决超大埋深软岩隧道工程中,由于地应力高围岩软弱而产生的严重大变形、初期支护频繁拆换等问题,以丽香铁路哈巴雪山隧道工程为例,研究超大埋深软岩隧道大变形机理及控制技术,在分析超大埋深隧道大变形特征基础上,揭示隧道大变形机理,提出“超前应力释放+长短锚杆结合+强注浆+多层支护”的大变形隧道控制技术。哈巴雪山隧道大变形特征主要体现在掌子面易失稳、支护变形速率快、变形量大及结构破坏严重。通过采取控制措施,哈巴雪山隧道大变形现象得到了有效控制,实测表明隧道掌子面挤出变形减小60%以上,隧道变形量减小40%以上,且结构受力显著减小,围岩压力及接触压力均小于结构设计荷载(按1.0 MPa设计)。

乌兰木伦煤矿大断面硐室围岩变形破坏规律及控制

针对煤矿井下巷道大断面硐室的围岩变形破坏问题,以乌兰木伦煤矿井下分选及充填大断面硐室为研究对象,采用相似模拟实验方法,进行单调递增加载和恒定荷载加载单轴压缩实验,对大断面硐室围岩变形破坏规律进行了研究。结果表明:①2种加载方式在压密阶段、弹性变形阶段及微破裂稳定发展阶段破坏演化和变形位移趋势相似。②采用单调递增加载方式的试样裂纹较少但裂纹缝隙较大,试样沿着主裂纹突然发生破断,期间有大量碎屑飞出,试样变形位置主要集中在围岩边界,破坏时释放能量较多,但峰后释放能量持续时间较短。③采用恒定荷载加载方式的试样应力保持不变,应变缓慢增加,期间产生大量微小裂纹,试样变形位置主要围绕在硐室周围,破坏时释放能量较少,但峰后释放能量持续时间较长。依据大断面硐室围岩变形破坏规律,提出了锚杆索支护方案:硐室顶部打长锚索,将顶板和上方坚硬岩石连成整体;在硐室煤岩交界处打倾斜锚杆,将煤岩交界面与周围岩体紧密连接。数值模拟结果表明,支护后围岩应力、位移、塑性区均明显减小,围岩稳定性大幅提高,支护效果良好。

倾斜煤系地层大断面客专隧道大变形原因分析及处置

针对沪昆铁路刘家庄隧道穿越煤系地层施工中发生的大变形现象,基于理论分析、数值模拟和现场监测方法,分析隧道发生大变形的原因,推导并验证了产生大变形的起始位置,得到了掌子面上方煤层单元体沿倾斜面方向的应力状态与隧道进入含倾斜煤系地层水平距离之间的变化规律,对倾斜煤层单元体与初期支护结构的应力与变形进行了分析。结果表明:掌子面上方煤体单元应力状态变化随掌子面进入倾斜煤层下方水平距离的增加,围岩经历挤压、压剪和剪切滑移3个变形阶段。围岩大变形与初期支护结构破坏均发生在剪切滑移阶段的初期,应在压剪变形阶段结合现场监测数据对掌子面进行喷射混凝土封闭、注浆加固掌子面上方松散煤层和加强初期支护结构刚度等措施以预防隧道产生大变形。

复杂艰险山区铁路隧道勘察现状分析与总结

研究目的:艰险山区地质条件复杂,勘察期间难以详尽查明艰险山区隧道的工程地质问题,导致施工期间揭示的地质情况与勘察成果存在一定差异,勘察精度不能满足艰险山区隧道建设的需要。依托艰险山区5条铁路隧道工程已有勘察成果与施工资料,通过分析隧道建设过程中存在的围岩变更、重大地质条件变化、工期延误与投资超概问题,对艰险山区复杂地质铁路隧道地质勘察现状进行分析与总结,以期提高艰险山区复杂地质铁路隧道勘察精度。研究结论:(1)导致隧道施工期间揭示地质情况与勘察成果存在差异的主要勘察原因是勘察周期设计不合理、勘探点布置不合理、地下水以及软岩大变形识别精度不足;(2)基于此提出了调整勘察周期、优化勘探点布置、高压富水带精细化评价以及高地应力环境软岩大变形分级的对策;(3)本研究成果可为艰险山区复杂地质隧道工程地质勘察工作提供借鉴。

TBM隧洞围岩分级方法及支护体系研究

目前TBM隧洞设计施工主要采用基于矿山法的围岩分级方法,但由于TBM法与矿山法隧洞施工存在很大差异,传统矿山法的围岩分级方法难以适用于TBM施工。为解决该问题,依托北疆供水二期工程,综合考虑围岩稳定性和围岩可掘性,选取围岩基本质量指标BQ、岩石单轴饱和抗压强度Rc、岩体完整性系数KV和岩石磨蚀性指数CAI作为评价隧洞围岩性质的主要指标,统计18台TBM集群施工收集的近3000组BQ、Rc、KV等岩性指标数据,分析各项岩性指标与纯掘进速度PR及安全系数FS的变化规律,将TBM隧洞围岩分为Ⅰ~Ⅴ级共10个亚级。在此基础上,分析了敞开式TBM的施工特性,进而采用数值模拟方法,对各级围岩在不同支护参数下的稳定性进行对比分析,提出了适用于北疆地区水工隧洞各级围岩的隧洞支护体系及支护参数,共形成7套支护体系设计图,并结合现场实际工程对本文提出的围岩分级支护体系进行验证。现场监测数据表明,本文提出的TBM隧洞围岩分级支护体系有较好的适用性。

厚煤层大断面沿空巷道变形破坏机理及控制技术

针对沿空巷道受多次采动叠加影响极易发生变形失稳破坏的难题,以某矿1505W工作面厚煤层综放开采工作面为研究背景,综合采用理论分析、现场实测、数值模拟等多种研究方法探讨分析了沿空巷道围岩失稳破坏机制,并提出了围岩“浅部、深部、表层”控制方案。现场试验结果表明,提出的控制方案能够使巷道浅、深部围岩形成统一的整体,有效抑制了沿空巷道围岩变形,提高了巷道的稳定性。

基于支护阻力对巷道围岩塑性区深度作用的柔性锚索支护技术研究

为明确支护阻力对巷道围岩塑性区深度的影响,采用卡斯特纳公式和FLAC3D软件分析了支护阻力与巷道围岩塑性区深度之间的关系,分析结果表明:现有技术水平条件下提供的支护阻力不能显著减少巷道围岩塑性区深度,难以有效避免巷道围岩发生塑性破坏,即使支护阻力高达2.50 MPa,巷道顶板围岩塑性区深度也未显著减少。因此,提出采用具有足够承载能力、锚固深度和延伸率的支护材料进行柔性支护,将塑性区内的破坏岩石锚固到塑性区外的稳定岩层是维护巷道围岩稳定的一种有效途径。在信湖煤矿五中车场回风道采用大变形柔性锚索进行补强支护,取得了较好的控制效果,减少了巷道断面的收缩量,保障了巷道的长期使用。

高地应力软岩地层敞开式TBM法隧洞围岩变形控制技术——以香炉山隧洞为例

为解决敞开式TBM在滇西地区高地应力软岩地层施工中遭遇围岩大变形而导致的支护破坏、设备频繁被卡、隧洞侵限等工程难题,通过分析围岩允许变形量与变形规律,提出围岩控制时空原则:有效初期支护施作时间为开挖后15 d内、空间位置为距掌子面30 m范围内,TBM掘进日进尺不低于2 m/d。通过不同类型的支护结构现场试验,得出控制围岩变形的有效措施为预应力长锚索主动控制变形、灌混凝土箱体H型钢拱架被动强支撑。另通过滇中引水香炉山隧洞敞开式TBM施工实践,开发出“掌子面位置刀盘扩挖预留允许变形量、围岩出护盾灌混凝土箱体拱架被动强支撑、隧洞上半圆前置式自动化喷混凝土早封闭、预应力长锚索主动控制深层围岩变形、隧洞底部自进式锚杆后补强”等围岩变形有效控制技术。

护盾式TBM抱盾现象的形成机制与预测

主要针对护盾式TBM法施工隧洞掘进过程中发生的“洞抱盾”问题进行研究,分析了围岩变形等因素造成TBM抱盾的成生机制,提出了预测方法与风险评估思路,用于前期勘察设计阶段的TBM抱盾卡机预测和评价。

综采工作面大断面切眼围岩稳定控制研究

综采工作面大断面切眼围岩的稳定性是影响综采工作面正常设备安装与回采的关键因素,以小保当一号煤矿112203综采工作面大断面切眼为研究对象,通过理论分析研究了112203综采工作面大断面切眼顶板变形机理及理论支护参数。采用离散元数值模拟软件建立了UDEC Trigon模型,研究了支护强度对二次成巷顶板裂隙演化规律、破坏模式和损伤程度的影响规律。数值模拟结果表明:合理的支护技术能够控制顶板微裂纹的扩展降低宏观裂隙的发育高度。长短锚索联合支护后顶板岩层中存在的岩石桥能够有效的限制宏观裂缝的形成以及它们之间的相互作用,特别是对交界面区域的重点支护能够降低二次成巷顶板裂隙的发育高度,减弱深部大断面切眼顶板岩层的损伤程度。现场试验表明,采用加长锚索以及单体液压支柱的补强支护后,112203综采工作面大断面切眼两帮移近量稳定在350 mm左右,顶底板移近量稳定在550 mm左右,顶板未出现明显离层,最大顶板离层量为2.4 mm。本文的理论分析及数值模拟有助于理解综采工作面大断面切眼顶板破坏模式,同时为其控制技术参数的设计提供了方法。

潮汐对海底隧道工作面稳定性的影响研究

潮汐作用下水位变化触发海床地层应力的重分布,影响海底隧道施工中工作面围岩的稳定性。以青岛胶州湾第二海底隧道为工程背景,采用多相大变形数值计算方法—物质点法,分析了潮汐作用下水位变化对隧道开挖工作面围岩的破坏响应。通过数值模拟与现场监测数据的对比,验证了物质点法数值模拟方法的可行性。通过模拟196组不同围岩等级下的水位变化,探究海床沉降、围岩变形、塑性破坏区的分布和特征。结果表明:水位降低会增大施工期间隧道工作面的变形;水位变化与不良围岩参数的组合是隧道工作面失稳的关键,并得到了16组诱发工作面大变形失稳的参数组合。

超大采高工作面主回撤通道支护参数优化研究

主回撤通道围岩控制质量的好坏直接影响工作面撤出效率以及矿井安全生产。为了进一步优化回撤通道支护方案,提高支护效率,以神东矿区大柳塔矿52501主回撤通道为例,采用FLAC3D数值模拟方法,对末采阶段回撤通道围岩塑性破坏区演化规律开展研究,给出了末采阶段主动支护的作用范围及效果,提出主动支护优化的可行性。进一步对现有回撤通道支护方案进行优化,并在相邻工作面主回撤通道进行应用。研究结果表明:优化后巷道正帮和副帮变形量分别为302 mm和73 mm,较原方案变形量增加了5.9%和7.3%;顶板的变形量为236 mm,较原方案增加了4.8%。优化方案支护参数仍然可使主回撤通道保持稳定,并且支护强度适度降低,使得成本大幅下降,效率提高。

特大断面山岭隧道出洞口段开挖技术对比分析:以燕山地区汗沟2号隧道为例

为研究不同出洞开挖施工方法对特大断面山岭隧道洞口段围岩变形影响,以燕山地区汗沟2号隧道为依托工程,利用ABAQUS有限元软件建立数值模型,分析了双线隧道洞口段先行右洞采用超前小导洞开挖出洞和后行左洞采用三台阶七步开挖进洞情况下的围岩水平收敛、拱顶沉降、底部上拱、地表沉降、塑性区分布以及衬砌支护应力等影响。结果表明:小导洞开挖过程中围岩变形较小;由洞内向洞外与洞外向洞内扩挖右洞小导洞的围岩变形规律基本一致,前者对于山岭隧道洞口段施工具有优越性;左右洞贯通后,右隧最大水平收敛、拱顶沉降、底部上拱、地表沉降和衬砌最大主应力分别为1.35 mm、3.91 mm、2.88 mm、3.39 mm和0.11 MPa,左隧分别为1.52 mm、5.57 mm、2.67 mm、5.34 mm和0.35 MPa,超前小导洞开挖工法更有利于控制围岩变形,而三台阶进洞开挖下围岩塑性应变以及地表沉降较大。研究结果可为同类工程提供一定理论依据和指导,实现特大断面山岭隧道安全、高效出洞作业。

南阳煤业大断面巷道支护方案设计及应用

针对南阳煤业3#煤层厚度大、回采巷道断面大、支护困难等问题,采用理论分析、数值模拟的方法,确定了合理的巷道支护方案,并在3302轨道巷进行现场试验。对3302轨道巷巷道围岩变形量、顶板离层量及锚杆受力进行实时监测。现场监测数据显示,巷道围岩变形量不大,顶板无离层、失稳风险,锚杆受力状态良好,可有效约束巷道围岩变形。

破碎复合型顶板巷道支护参数优化与围岩控制方法

针对工作面复合型顶板巷道破碎围岩的变形问题,采取理论分析、数值模拟以及现场监测的综合方法,在优化现有巷道支护参数的基础上,提出了一种“高强度螺纹钢锚杆+预应力锚索+恒阻大变形锚索+钢筋梯子梁”的综合支护方法。数值模拟结果表明,该方法可以在巷道支护区域形成一定范围的卸压区,显著减少围岩的变形量,以确保巷道的稳定性。工程实践表明,基于该方法设计的余吾煤业N1103胶带顺槽支护方案,巷道顶底板最大移近量78 mm,两帮最大移近量限102 mm,有效地控制了巷道围岩变形。该方法为工作面在类似条件下实现安全和高效的回采提供了可能,也为类似条件下的矿山巷道围岩控制提供了有价值的参考和指导。

王庄煤矿构造应力扰动下大断面巷道围岩控制技术研究

针对王庄煤矿9105工作面受构造应力影响导致的大断面巷道变形严重问题,采用数值模拟与现场监测相结合的方法,研究了大断面巷道变形特征及其围岩控制技术。分析表明,巷道断面尺寸效应在4.5 m×4.5 m以上时表现更加突出,不利于巷道稳定;随着侧压系数的增加,巷道顶底板及两帮移近量均呈现增加趋势,侧压系数越大,巷道变形增加越剧烈;9105工作面巷道由于宽度较大,导致巷道顶板及两帮变形严重。据此设计了大断面巷道采用“高强度螺纹钢锚杆+预应力锚索+金属网+工字钢棚”联合支护技术。通过工程实践,顶底板移近量降低48.1%,两帮移近量降低55.4%,实现了构造巷道的有效控制。

青岛地铁大断面隧道围岩变形特性及施工方案优化

[目的]大断面隧道由于其形状扁平且跨度较大,一般采用多台阶多分步开挖,在施工过程中反复扰动围岩和临时支撑,影响围岩及支护结构稳定性,故须对其围岩变形特性进行研究,并优化施工方案。[方法]以青岛地铁4号线折返区间暗挖隧道为例,结合现场监测数据,通过有限元模拟分析现行施工方案中大断面地铁隧道三台阶九步开挖过程中的围岩变形特性,并与优化后的三台阶五步法做模拟对比。[结果及结论]模拟比较结果表明,现行施工方案横向距离隧道中心线26 m范围内的地面沉降较大,占总沉降量的89.77%;拱顶和拱肩在开挖后变形大,沉降量最大达到10.2 mm,拱顶围岩应力随开挖迅速增加,随着开挖工序推进,拱腰上部和墙角出现局部主应力集中。优化后的三台阶五步开挖法可实现快速开挖和支护,施工工序简化40%,同时减少了围岩扰动,其变形可控制在10 mm的合理范围内,改善了拱顶的应力重分布和墙角的应力集中现象。

大埋深引水隧洞穿越断裂带围岩变形规律研究

断裂带是深埋隧洞开挖过程中常见的不良地质现象。以滇中引水工程香炉山隧洞为工程背景,通过建立隧洞穿越断裂带的开挖数值模型,研究了隧洞拱顶、拱底、拱腰两侧的围岩变形规律,进一步分析了隧洞在穿越不同断裂带宽度、倾角、走向以及不同隧洞埋深工况下对围岩变形的影响。研究表明,由于断裂带区域的存在,围岩的垂直位移和水平位移发生了明显的改变,越靠近断裂带核心区域,隧洞拱顶、拱底和拱腰两侧围岩的变形越大,在断裂带中心区域附近围岩的变形达到最大值;围岩的垂直位移和水平位移随着断裂带宽度和隧洞埋深的增大而增大,随着断裂带倾角的增大而减小;断裂带走向的变化对围岩的垂直位移和水平位移影响较小。对于拱顶沉降,其综合因素影响程度从小到大依次为断裂带走向、断裂带倾角、断裂带宽度、隧洞埋深。