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相似文献
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1.
岩体力学参数是边坡设计、边坡稳定性研究的基本条件,力学参数选取正确与否直接影响模拟结果的准确性。现场试验获取岩体力学参数既昂贵又费时,一般借助室内岩石力学试验并进行参数折减得到岩体力学参数,但各方法折减系数差异较大。依据毕机沟露天矿边坡开挖现状,结合工勘的岩石质量指标RQD,在室内岩石物理力学性质试验的基础上,应用拉格朗日有限差分法(FLAC-3D),分别研究单一参数变化及正交变化的边坡稳定性。正交试验中以边坡水平位移为评价指标,选择围岩体3个基本力学参数弹性模量E、内摩擦角Φ、黏聚力C为试验因素,计算模拟各参数不同水平组合下的位移分布,通过极差分析和方差分析,得出各参数对水平位移的影响显著性。结合边坡的应力分布,从而综合确定该矿山的岩体力学参数折减系数。  相似文献   

2.
为了给出定量的围岩稳定性评价方法,将锚杆与围岩的复合体等效为围岩加固体,继而建立了深部围岩与加固体力学分析模型,在求得加固体的物理力学参数表达式后,对模型进行了力学分析,提出依靠加固体变形程度来评价围岩稳定性的方法,最后,结合算例对某巷道围岩进行稳定性分析,同时分析了岩体和锚杆参数对围岩稳定性的影响。研究结果表明:通过理论计算得出的巷道洞壁位移以及锚杆轴力与实测值相近,证明了模型的合理性;锚杆支护设计遵循长而疏、短而密的规律,但锚杆长度增加或间排距减小到一定值后,围岩稳定性的增幅在降低;锚杆预紧力与围岩稳定性呈线性变化规律,锚杆弹性模量与直径对围岩稳定性影响较小;该方法能快速、简洁地分析岩体与锚杆参数对围岩稳定性的影响,也能优化锚杆支护参数。  相似文献   

3.
不同侧压力系数下圆形巷道变形破裂规律分析   总被引:1,自引:0,他引:1  
为研究侧压力系数对巷道周边岩体稳定性的影响,以一条深埋圆形巷道工程为背景,采用离散颗粒元软件PFC3D分析了5种侧压力系数下巷道周边岩体的应力差、位移、破裂分布模式和微裂纹数等,得到了圆形巷道周边岩体应力、变形和破裂随侧压力系数的变化规律。结果表明,1)随侧压力系数增大,巷道顶底部浅部岩体主应力差先增大后减小,深部岩体主应力差逐渐增大;而巷道两帮浅部岩体主应力差变化较小,深部岩体主应力差先减小后增大。这表明在相同埋深情况下,高侧压力系数不一定会对帮部岩体造成更大的破坏,但更容易使顶板产生高剪应力,不利于顶板岩体的稳定。2)侧压力系数越大,巷道顶板岩体竖向位移就越小,且其由拱顶往外平滑递减的规律性也越不明显,而帮部岩体水平位移变化规律与顶板岩体相反。3)巷道顶底部围岩在侧压力系数较大的情况下较易发生破裂,并随侧压力系数增大,其破裂范围越来越大;巷道两帮岩体则在不同侧压力系数下均会发生破裂,且其破裂范围随侧压力系数增大而略减小。4)不同侧压力系数下,巷道岩体总裂纹数都随开挖时间呈指数增长;且当巷道开挖完成后,岩体总裂纹数与侧压力系数呈抛物线关系。  相似文献   

4.
为分析矿岩接触带巷道顶板沉降变形对巷道稳定性的影响,以大冶铁矿尖林山矿区接触带巷道为研究对象,基于相似原理,构建了矿岩接触带巷道物理相似模拟试验模型,设计了沿巷道走向与矿岩接触面对称布置的应变位移计监测方案,分析了接触带巷道顶板沉降变形规律。研究结果表明:接触带巷道顶板两侧岩体沉降变形量和变形速率存在差异,接触带巷道大理岩侧顶板沉降量和沉降速率大于铁矿侧;邻近巷道开挖扰动对已开挖巷道顶板变形破坏有较大影响,增大了接触带巷道两侧岩体的沉降变形程度。结合大冶铁矿矿岩接触带巷道顶板沉降量监测数据,从顶板沉降量、沉降速率2个方面对比分析了相似模拟试验和现场监测试验结果,表明矿岩接触带巷道顶板沉降变形规律具有一致性。  相似文献   

5.
为研究小煤柱巷道围岩变形力学机理与演化过程,以石槽村矿某回风巷为研究对象,采用理论分析、FLAC3D数值模拟以及现场实测等方法,分析小煤柱条件下巷道围岩变形的主要影响因素以及表征特点。研究结果表明:侧压系数为巷道围岩变形的主控因素;侧压系数与巷道顶底板位移量呈正比关系,与两帮位移量呈反比关系;回风巷每次受采动影响时,变形可分为巷道稳定阶段、位移分化阶段以及位移加速变化阶段;围岩变形主要发生在一次采动影响时,此时巷道变形呈现明显的不对称,左右两帮的位移量差异明显,巷道的中心位置明显偏移。研究结果可为小煤柱巷道围岩支护提供技术参考。  相似文献   

6.
据统计,我国冶金矿山冒顶片帮事故占井下事故总数的20%~30%,有色矿山为32.27%。在国外,加拿大矿山冒顶片帮事故占32%,日本占16%。可见预测预防矿山冒顶片帮事故意义重大。利用测定岩石位移量来监测矿山顶板稳定性的仪表,国外有简单的机械式目察报警装置、岩体位移监测仪,也有参数自动化记录的监测仪表,70年代起还广泛使用激光和红外线探测巷道和采场表面的位移。国内用  相似文献   

7.
为了解决矿山硬岩巷道爆破开挖存在炸药单耗高、炮眼利用率低和掘进深度短等问题,应用理论分析、数值模拟与现场实践相结合的方法,提出大空孔复式筒形直眼掏槽方式。根据静力学理论,简化掏槽区域岩体只受爆生气体的准静态膨胀作用,并在复式筒形直眼掏槽腔体成形力学机制的基础上,分析大空孔形式下空腔形成的物理力学过程;采用LS-DYNA软件建立数值模型,基于材料参数和状态方程,仿真分析大空孔复式筒形直眼掏槽槽腔有效应力的传播机理;依据巷道尺寸及爆破参数,进行大空孔复式筒形掏槽掘进现场试验。试验结果表明:炮眼利用率提高到89.0%,掘进深度达到2.8 m,炸药单耗降低到3.16 kg/m3,充分证明大空孔复式筒形直眼掏槽方式的可行性。  相似文献   

8.
为研究深埋矩形软岩巷道的变形破裂发展演化规律,以一条泥岩巷道的地质条件为依据,采用PFC2D离散颗粒元软件,首先通过单轴和三轴压缩数值模拟试验确定泥岩颗粒及胶结物的细观参数;然后在此基础上,考虑泥岩颗粒及孔隙结构的排列分布情况,分析得出泥岩不同细观结构条件下深埋软岩矩形巷道周边围岩变形破裂的空间分布模式及其发展特点。结果表明,1)岩体细观颗粒在空间上的不同排列顺序,将导致深埋矩形软岩巷道围岩发生非对称变形破裂现象,且分别出现3种和5种截然不同的破裂和变形模式;2)深埋矩形巷道围岩的破裂扩展过程为:先在浅部薄弱处随机出现微小裂纹;之后这些裂纹逐步贯通形成多条由巷道表面引出的剪切滑移带;随着剪切滑移带的扩展延伸,巷道顶底部和两帮的破裂带开始相互交叉,最终将整个巷道围岩分割形成网状的分区破裂区域;3)在不同开挖时段,深埋矩形巷道围岩的径向位移都大致与其距巷道表面的距离呈指数衰减关系,且顶板浅部围岩的平均位移明显大于两帮;4)矩形巷道表面岩体最大位移在矩形四边中点处出现的概率很小,在矩形四个角点附近约0.25 m范围出现的概率最大;5)随开挖时步增加,深埋矩形巷道围岩裂纹总数和位移均呈指数衰减。  相似文献   

9.
针对造成巷道底鼓的物理和力学两种重要机制,研究并提出微型碎石管注桩治理深部软岩巷道底鼓的新方法。在物理机制方面,微型碎石桩具有渗透性极好的特点,在巷道施工和使用期间可汲取岩体中的渗水并透过碎石桩中的插管排出,从而降低软岩层因遇水膨胀导致的变形;在力学机制方面,微型碎石桩一方面通过钻孔置换出少部分底板软岩,从体量上减少变形岩体,另一方面能利用碎石桩体的侧向可压缩性耗散岩体水平变形,底板岩层中的水平地应力得以释放,极大减缓了促使底鼓变形的力学作用;通过微型碎石桩中的插管注浆加固底板岩体,提高了底板复合地基整体承载力。通过数值分析,阐明该方法在治理软岩巷道底鼓机制上的有效性。  相似文献   

10.
为了研究大断面及大跨度巷道围岩变形特点,依据矿压及岩层控制理论建立大跨度巷道顶板力学模型,将大跨度巷道顶板抽象成一个简易梁结构,并对其进行分析可知,大跨度巷道破坏主要与巷道断面大小、围岩性质、巷道埋深、岩体完整性、巷道围岩的地应力、地下水以及巷道的支护形式与支护参数等有关,当顶板所承受的力大于它的极限承载力时,它就会沿着巷道两帮滑移切断;针对其破坏形式提出了大跨度强化梁控制技术,可以有效防止顶板垮落。  相似文献   

11.
为研究倾斜煤层断顶卸压位置对煤岩体稳定性的影响,以双鸭山某矿的回采工作面为试验原型,开展地质力学模型试验。采用相似材料和模型架,模拟工作面回采区域的地质构造及煤层赋存的应力状态,通过数字图像相关方法(DICM)实时测试模型断顶前后煤柱、煤体和顶板区域的变形场。结果表明:在巷道紧邻煤柱上部实施断顶,巷道及煤柱内侧出现明显变形集中区域,上覆岩体下沉,煤柱内侧受拉伸;在相邻采空区紧邻煤柱实施断顶,粗砂岩和细砂岩沿岩层界面发生界面滑动,但位移量较小;在煤柱外边缘以里3 m处实施断顶,采空区一侧煤体受上覆顶板压力作用发生塑性变形,煤柱体外侧塑性区产生水平位移,顶板下沉对巷道变形影响较小。煤柱外边缘以里3 m是最合理的断顶卸压位置。  相似文献   

12.
基于FLAC3D有限差分软件对开挖深度、侧压力系数、断面形状等多因素影响下的巷道变形参数进行正交试验,根据正交试验分析结果,分别选取同一深度条件下的圆形、马蹄形、直墙拱形、矩形巷道进行模拟试验并以圆形巷道作为典型断面,对不同深度下的巷道变形特征进行模拟试验。研究结果表明:开挖深度对巷道开挖后的应力差变化影响明显,断面形状对巷道围岩内的塑性区深度和具有显著影响;巷道开挖后的塑性区深度和随形状指数增加而呈线性增长趋势,圆形巷道的塑性区深度和最小,矩形最大;应力差随着巷道开挖深度的增加呈线性增加,深部开采应重视巷道内的应力分布情况。  相似文献   

13.
为研究矿岩接触带巷道顶板变形对接触带巷道稳定性的影响,以大冶铁矿矿岩接触带巷道为研究对象,通过力学分析,建立接触带巷道顶板力学模型,推导接触带巷道顶板岩梁挠度表达式;运用FLAC3D数值模拟软件,模拟接触带巷道顶板应力分布和沉降量的变化情况;通过现场监测试验,分析接触带巷道矿岩两侧顶板累积沉降量和沉降速率的变化规律。研究表明:接触带巷道两帮应力局部集中,顶底板存在卸压现象,且顶板应力在接触带处出现波动跳跃;巷道顶板沉降显著,但位移云图变化平稳,位移影响区范围为沿巷道方向接触带前后5.00m左右;接触带巷道铁矿侧顶板累积沉降量和沉降速率均比大理岩侧小;接触带巷道大理岩侧顶板沉降速率先增大后减小,铁矿侧顶板沉降速率先增大后减小再增大再减小。  相似文献   

14.
为获得更准确的巷道围岩应力分布和变形特征,基于统一强度理论,考虑围岩塑性软化和中间主应力的影响,引入塑性软化参数,推导出巷道围岩弹塑性区应力、塑性区范围和位移的表达式。通过算例分析,得到塑性软化系数和中间主应力等相关参数对巷道围岩应力分布、塑性区半径和位移的影响规律。研究结果表明:随内摩擦角软化系数和黏聚力软化系数的增大,围岩塑性区半径和位移呈现先急剧后缓慢的减小趋势;中间主应力系数对巷道围岩弹塑性应力有着显著影响,中间主应力系数越大,围岩塑性区半径和位移越小。  相似文献   

15.
受采动应力和水-岩耦合作用,松散含水层下薄基岩煤层采场易发生出水压架致灾事故,而巷采充填方法是解决此类问题的有效途径之一。为了研究巷道充填后上覆岩层的运移规律,首先采用流变仪对充填岩体进行了流变力学试验,其次采用FLAC模拟软件建立了巷采充填的数值计算模型,分析了充填开采时煤柱与充填体的应力、位移变化规律及基岩面的运移规律。研究表明:破碎岩体的压实过程由三部分组成:颗粒的重排、颗粒的破碎和孔隙的填充、颗粒的压缩变形;蠕变状态下,当时间t≥1天,轴向位移基本趋于稳定,破碎岩体达到了一定的强度;随着充填体变形模量的增加,充填体能够有效抑制高位承载岩层的下沉量,从而减小工作面发生压架突水灾害的几率  相似文献   

16.
为降低深部矿体开采中冒顶事故的发生概率,确保井下安全开采,采用Q系统分级法、RMR岩体分类和BQ分级法对矿区岩体进行质量评价,结合块体理论和三维有限元分析进路开挖后顶板的稳定性。研究表明:部分岩体在进路开挖后顶板处出现较大拉应力集中,抗拉稳定性降低,极有可能出现冒顶事故。针对这类不稳定岩体,提出永久巷道采用锚喷支护,临时巷道采用锚杆穿带支护;并运用悬吊理论、组合梁理论、屈服强度理论和安全系数法分析支护条件下进路顶板的稳定性,优化支护结构参数。通过振弦式锚杆应力计收集现场未支护巷道与支护巷道轴向力,得出该支护设计对开挖后岩体变形起到了明显改善作用。  相似文献   

17.
为提高深部岩体力学参数估算的准确性。对从某矿现场取得的岩样进行岩石力学性质试验,获得包括岩石的抗压强度、弹性模量、黏聚力和内摩擦角等岩石力学参数。然后,对同一位置、不同方向的多个钻孔进行钻孔成像勘探,延伸其中的结构面,联通获得其三维空间分布特征,确定岩体结构等级和结构面表面特征等级。进而,基于地质强度指标(GSI)系统和Hoek-Brown准则,建立深部岩体力学参数量化取值的新方法。研究表明,用量化GSI方法估算得出的岩体力学参数小于室内岩石力学性质试验得出的结果。  相似文献   

18.
为了研究饱水作用对锁固型岩体力学性质和变形特性的影响,对干燥与饱水状态下的岩体进行单轴压缩试验,利用数字图像相关方法对岩体加载过程进行非接触式实时变形监测。研究结果表明:饱水作用弱化了岩体的单轴抗压强度和弹性模量;应变场演化特征表明饱水作用增大试件的变形量,但未改变试件的裂纹扩展路径和最终破坏模式;岩桥锁固段剪切裂纹起裂和峰值应力时伴随着应变场分异速率突增,可作为锁固型岩体滑动和失稳破坏的前兆信号,饱水作用对应变场分异速率峰值有削弱作用;通过计算预制裂隙两侧的错动位移,定量揭示岩体失稳过程中岩桥的“锁固效应”。研究结果可为涉水环境下锁固型岩体的稳定性问题和灾变监测提供参考。  相似文献   

19.
为改善赋存结构面巷道围岩的支护效果,以巷道围岩结构面形成的局部弱化区力学特性为研究对象,通过试验确定结构面影响下的岩体试件强度、刚度及应力应变关系;并以实际巷道支护工程为依托,结合理论综合分析内外因共同作用下由结构面形成的局部弱化区对巷道岩体强度、刚度及应力应变关系的影响,提出巷道围岩局部弱化控制思路。结果表明:结构面形成的局部弱化区对岩体试件的强度、刚度和稳定性有控制作用,局部弱化区的位置和形态随试件内外因的变化而变化;围压对结构面倾角在45~60°之间的岩石试件强度和刚度弱化抑制效果更好,结构面倾角越接近60°,结构面形成的弱化区对岩体试件强度、刚度及稳定性的影响越大,巷道围岩的稳定性越差。  相似文献   

20.
软弱煤岩体巷道围岩存在强度低、胶结程度差、遇水弱化等特点,正常树脂锚固时出现锚固力低、衰减速度快等问题,易造成巷道围岩严重变形破坏。利用自行研发的锚固孔底单翼倒楔形扩孔装置进行孔底扩孔锚固试验,分析了软弱煤岩体不同锚固状态下锚固力与位移的变化关系。试验结果表明:正常锚固和扩孔锚固状态下脱锚点发生前锚固力与位移曲线表现一致,脱锚点发生后正常锚固状态下残余锚固力瞬间衰减到几乎为0,而扩孔锚固状态下残余锚固力衰减程度较小,并出现残余锚固力大于脱锚力的情况;扩孔锚固状态下脱锚点处扩孔锚固的最大锚固力比正常锚固状态下平均提高2.8倍。软弱煤岩体锚固段发生脱锚界面为锚固剂与孔壁的交界面,脱锚后扩孔段锚固剂对倒楔形孔壁产生挤压破坏,从而提高了软弱煤岩体残余锚固力。试验结果为解决软弱煤岩体巷道锚网支护技术难题提供重要借鉴。  相似文献   

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