深部软岩煤巷围岩变形分析与控制技术研究

根据深部软岩煤巷围岩力学性质,借助有限差分软件FLAC程序,模拟软岩煤巷开挖未支护巷道和U型钢支护巷道围岩变形破坏全过程,得到围岩应力场、位移场和塑性区变化规律。结果表明,解决底板问题是维护深部软岩煤巷整体稳定的关键,巷道底鼓与两帮收敛两者是相互关联的,提高围岩本身强度参数是围岩控制的重点。由此提出大刚度高阻力联合支护技术,即应用高阻力预应力锚杆进行锚网支护的基础上,以注浆加固和反底拱对底板进行控制,同时配合大刚度U型钢支护,适时实施围岩二次注浆加固及锚索加强支护,且将此技术应用于工程实践。     

基于加速蠕变改进的巷道围岩蠕变模型

为了研究流固耦合在岩石蠕变过程中的作用机制,利用MTS815. 02岩石力学试验系统,对巷道围岩(砂岩)开展蠕变试验,研究岩石在蠕变过程中的变形破坏特性,基于加速蠕变改进的蠕变模型来描述蠕变过程,采用最小二乘法识别蠕变参数,分析蠕变参数随应力和时间的变化过程;将自定义蠕变方程嵌入ANSYS有限元软件,数值模拟了饱和砂岩试样的流固耦合蠕变全过程。结果表明:该蠕变模型可以较好地描述岩石蠕变全过程;数值模拟结果与试验结果吻合,验证了该蠕变模型和蠕变参数随时间变化规律的正确性和合理性,可为深部工程的隧道围岩加固、灾害防治和支护设计提供依据。     

高应力大变形软岩巷道“三壳”围岩控制机理及应用

为解决土城煤矿14运输上山软岩巷道变形量大、锚杆索失效严重等技术难题,通过现场调研、室内试验、理论分析、数值模拟及工业性试验等方法,揭示了围岩变形特征以及巷道失稳破坏机理,提出了“三壳”围岩控制理论。基于以上研究,设计了“锚杆锚索+灌浆+钢管混凝土支架”的复合支护方案,建立了基于“三壳”围岩控制理论的“三壳”支护结构体力学模型,计算出设计方案的极限承载能力为2.54 MPa,随后采用 FLAC3D数值模拟软件对设计方案进行模拟分析,验证了方案合理性。最后,该复合支护得到成功运用,现场监测结果表明:巷道顶底板以及两帮变形量均低于100 mm,巷道未发生明显变形,支护效果良好。     

围压卸荷条件下砂岩损伤与动态破碎特性研究

为研究深部高应力岩体开挖卸荷对围岩的影响,运用自制的带轴向静压和围压装置的霍普金森压杆(SHPB)设备,开展不同速度围压卸荷试验。结合围压卸荷过程砂岩试样声发射特性及动态加载后试样破碎块度分维特性,分析围压卸荷速率对试样损伤的影响。试验结果表明:当卸荷速率在0.5～10 MPa/s范围内变化时,砂岩损伤、声发射能量及破碎分形维数随围压卸荷速率增大而增大;但当卸荷速率增大到200 MPa/s时,砂岩损伤、声发射能量及破碎分形维数反而减小。在一定范围内提高围压卸荷速率,有助于提高砂岩试样裂隙发育及损伤程度。     

深井动压影响下山煤巷围岩变形机理与控制研究

以刘桥一矿Ⅱ66回风下山为工程背景,采用现场实测、实验室实验、数值模拟和工业性试验综合分析了下山煤巷非对称变形破坏机理,提出动压影响下深井软弱煤巷围岩多层次组合控制理论,并给出优化控制措施。研究表明:回风下山变形失稳严重并呈非对称性,围岩完整性较差,强度低。地应力实测显示,回风下山处于高原岩应力区,最大主应力为水平应力且具有明显方向性,与巷道轴线夹角为71°,断面顶底板剪切破坏风险较大;数值模拟显示,回风下山开拓延伸期间,受邻近轨道下山、辅助下山影响显著,4煤回采对其影响较小,6煤工作面回采是下山煤巷非对称失稳的主要诱因;提出以围岩深浅孔注浆为核心,以新型注浆锚索、锚杆为装备基础的高阻让压全断面组合控制理论,并给出具体优化方案。工业性试验显示,下山煤巷围岩变形得到有效控制。     

井下防水型避难硐室支护结构稳定性研究

为研究在淹井条件下防水型避难硐室的安全性,以归来庄金矿为例,采用FLAC~(3D)软件数值模拟开挖、锚杆支护、初喷、复喷、二次支护以及三次支护等6个支护阶段。得到应力、位移变化曲线以及塑性区范围。分析在无水压和1.5 MPa水压条件下围岩的变形特征和避难硐室支护结构的稳定性。结果表明:开挖过程引起的围岩形变和围压变化不大;在无水压条件下,锚杆支护后经过一系列喷浆支护可加固整体支护结构的稳定性;在1.5 MPa水压条件下,喷浆支护能够保证避难硐室稳定。     

大安山矿轴10下槽煤层回风巷道让压支护模拟与试验

大安山矿已经进入深部开采阶段,高应力、大变形巷道支护问题日益突显.为维护矿井深埋巷道稳定,引进高强让压锚杆支护技术控制深埋巷道大变形.根据轴10下槽煤层回风巷道实际情况,运用FLAC3D软件数值模拟高强锚杆和高强让压锚杆支护条件下围岩响应情况,并在现场展开让压支护技术试验.对比分析模拟与试验结果表明,数值仿真与现场实际较为一致,高强让压锚杆支护技术能够显著改善深埋巷道应力状态,有效控制深埋巷道大变形,保证矿井安全生产.     

二次采动下沿空留巷围岩变形及其控制研究

针对二次采动下沿空留巷围岩变形控制困难问题,揭示了沿空留巷围岩变形规律,建立了二次采动下沿空留巷围岩变形力学模型,推导出了围岩变形的理论公式,据此分析了围岩变形的影响因素,提出了支护对策,并进行了工程实践。结果表明:围岩变形理论公式与现场实测值基本一致;顶底板移近量以底鼓为主,底鼓量为直接底压曲量与老底挠曲量的最大值;各因素对围岩变形影响程度依次为巷旁支护体宽度、迭加应力集中系数、采高、采深、老底弹性模量。围岩变形控制对策应围绕关键性影响因素进行,据此提出“锚网索+高强度墩柱+老底注浆”耦合支护对策,工程实践表明,沿空留巷围岩变形稳定,得到了有效控制。     

动载下巷道围岩微震响应特征及支护研究

为探讨动载下深部巷道围岩变形特征,采用微震监测系统、顶板动态监测仪及FLAC3D 数值模拟软件研究深部工作面回采中微震活动特征及巷道变形破坏特征,模拟动载前后巷道围岩及支护体力学响应特性。研究结果表明:微震事件分布与累计损失能量均呈现出明显的3阶段特征,与工作面开采过程出现的初次来压、采空区初次见方和遇见断层现象相对应;微震事件的分布在时间和空间上具有一致性;动载下顶板破坏程度大于底板及两帮;动载扩大了巷道围岩塑性区范围,改变了围岩的受力状态,增大了围岩的变形量与支护体的受力;通过增加锚杆直径、长度、排距及提高预紧力对支护结构进行优化,现场监测数据表明,优化后支护方案保证了围岩的完整性,限制了围岩的变形,减小了锚杆受力,能够有效控制采动影响下巷道围岩的变形,对采动影响下深部巷道维护保证煤矿安全生产具有参考应用价值。     

大断面动压回采巷道围岩变形规律及其控制技术

针对大断面动压回采巷道大变形问题,以成庄矿近20 m~2的强扰动回采巷道为例,采用数值模拟及现场实测的方法,对围岩破坏特征、变形规律以及稳定性控制技术进行分析。研究表明:断面尺寸的增大及强回采扰动迫使巷道发生非对称性变形,内部发生分区破坏;采掘应力作用下巷道围岩变形破坏具有明显的阶段性特征;对于大断面动压回采巷道稳定控制,单一的传统支护方式已难以奏效,需采用新型"三高"锚杆及注浆加固等分区协同支护技术;实例中采用该技术支护巷道后,底板底鼓量减少450 mm,两帮移近量减少800 mm,巷道变形得到了有效控制。     

深部顶板夹煤层巷道变形破坏分析及其控制

为了探究深部顶板夹煤层软岩巷道大变形破坏问题,以平煤六矿三水平戊二胶带运输巷为工程背景,开展夹煤层巷道围岩破坏分析及控制对策的研究。首先,构建原支护体系组合拱力学模型,推导出直墙半圆拱形巷道稳定判别式;其次,提出“锚网索-梁-注浆-组合砂浆锚索”联合返修控制对策,即沿戊₈煤层顶板进行巷道扩刷,采用锚网索、梯子梁完成基本支护,对围岩进行深浅孔注浆加固、顶板及两帮关键部位布置组合砂浆锚索等加强支护,并通过数值模拟分析返修前后应力、位移场分布特征;最后,开展工业性试验,并监测矿压。结果表明：两帮及顶底板最大收敛量分别为93、 112 mm,后期变形速率均低于1 mm/d,围岩变形得到有效控制,返修效果良好。     

不同应力路径下岩石卸荷破坏过程的变形特性与能量耗散分析

基于能量原理和MTS试验机进行了三种不同应力路径下花岗岩卸载试验,研究了卸荷条件下岩石的应力—应变全过程曲线变形特征和岩样卸围压破坏过程的能量耗散规律。研究结果表明,在卸围压过程中,岩样侧向变形明显大于轴向变形,即表现为明显的侧向扩容,且方案3方案1方案2;能量耗散与时间呈非线性关系,且在卸围压试验中,施加围压越大,在相同侧向变形水平下能量耗散越大;在同一卸载方式下岩石耗散能随着围压的增大而增大。其研究结果对从能量角度研究卸载岩石力学特性有一定的指导作用。     

软岩大断面隧道二次衬砌支护时机的选择研究

为探明软岩大断面隧道开挖后围岩的变形与支护时机的相关关系,利用监控测量数据反演分析中获得的蠕变参数,校正ABAQUS的D-P蠕变模型;在此基础上建立数值计算模型,对具有代表性的围岩进口浅埋段、出口浅埋段和洞身段进行了相关的数值分析,研究软岩大断面隧道岩体的变形规律和支护时机之间的关系;通过埋设现场监控量测点对二衬支护时机的结果进行了验证。研究结果表明:出口和进口浅埋段的V级围岩,开挖后岩体的变形速率大、时间短,选择以最终位移量的80%为最佳支护时机,二衬的最佳支护时机为隧道开挖支护后的15 d左右;洞身段IV级围岩具有变形速率小、时间长,以最终位移量的90%为最佳支护时机,洞身段二衬的最佳支护时机为隧道开挖支护后的30 d左右。现场验证表明,选择的二次衬砌支护的时机是可行的。     

水平应力对半圆拱形巷道围岩应力分布及变形特征影响

水平应力是影响巷道围岩应力分布及变形破坏特征的重要因素,通过数值模拟方法研究了水平应力对直墙半圆拱形巷道围岩应力场、塑性区、位移场分布规律的影响,进而为确定巷道支护形式提供一定的理论依据。研究表明:影响巷道稳定性的关键因素是巷道周边的环向应力集中,随侧压力系数λ的增大,帮部围岩的竖向应力集中向顶、底板转移,从而引起塑性区向顶、底板转移,塑性区范围向顶、底板围岩内部扩展,巷道稳定性降低。当λ取值不同时,在巷道顶底板会产生相应的环向或径向拉应力区域,在拉伸作用下围岩整体性能降低,易发生压拉破坏。随λ增大,巷道帮部变形量逐渐增大,顶板下沉量先减小后增大最后减小,底鼓量先减小后增大。     

基于蠕变效应的穿层钻孔封孔参数优化与试验研究

为解决穿层钻孔封孔难度大、瓦斯抽采效率低的问题,视煤岩体为弹塑性介质,在考虑蠕变效应下建立巷道围岩力学模型;根据Dracy定律,推导浆液流动控制方程,以渗透率变化为桥梁,构建巷道围岩变形与浆液流动的耦合模型;利用COMSOL软件解算该理论模型。数值模拟结果表明:巷道围岩塑性软化区范围由初始时刻4.69 m不断扩大,在100天时稳定于15.19 m;浆液扩展半径随注浆压力的增加而持续增大,当注浆压力高于2.8 MPa后,浆液扩展半径变化较小,逐渐趋于稳定。试验钻孔平均瓦斯体积分数为56.49%,是传统工艺下钻孔平均瓦斯体积分数的3.46倍,在抽采后期仍能维持较高的抽采水平。     

弱胶结软岩巷道高分子改性树脂注浆加固技术研究*

为解决弱胶结软岩胶结性差、力学强度低、遇水易软化带来的巷道围岩变形量大的问题,以王洼二矿为例,结合试验巷道围岩条件和注浆加固支护技术特点,提出高分子改性树脂注浆加固方案;并采用室内注浆加固体力学性能试验验证方案的可行性。结果表明:现场围岩单轴抗压强度平均值22.74 MPa、抗拉强度平均值0.674 MPa,高分子改性树脂注浆材料对围岩加固体单轴抗压强度影响不大,但加固体抗拉强度平均值3.07 MPa,相比原岩抗拉强度提高355.5%;现场试验顶板、两帮围岩变形量由之前的大变形逐渐控制在100 mm以内,注浆后30 d基本趋于稳定。研究结果对软岩巷道支护设计和施工具有一定的实际指导意义。     

综放沿空动压巷道锚网索耦合支护研究

为合理设计综放沿空动压巷道支护参数,以恒昇煤矿9102工作面沿空运输巷为例,用钻孔窥视仪和多点位移计观测巷道围岩裂隙发育状况和变形特征;用FLAC3D软件模拟锚杆锚索采用不同支护参数时围岩支护应力场分布特征,定义压应力区耦合系数评价锚杆锚索耦合性能,在此基础上优化支护参数,并模拟对比采用原有支护与优化支护时围岩偏应力及位移分布特征;开展现场试验。结果表明:减小锚索间距、增加锚索长度和锚索预紧力能使预应力锚杆和锚索在围岩内形成有效连续的压应力集中区;当压应力区耦合系数大于1. 4时,应力集中区高度超过顶煤厚度;当锚索长度为8 m时,锚索锚固段所在岩层偏应力较低,锚网索支护系统的可靠性较强;支护参数优化后,顶板离层与围岩大变形基本得到控制,能够保证沿空巷道的安全。     

应力-渗流作用下煤体变形特性试验研究

为探究瓦斯压力、围岩应力变化引起煤体变形规律,利用自行研制的应力-渗流-解吸煤体变形试验装置,以铁新煤矿9号煤为研究对象,开展应力、渗流作用下煤体变形试验,根据试验结果分析围压和孔隙压力对煤体变形影响的显著程度。结果表明:围压自15 MPa起,在以2 MPa/次梯度递减至5 MPa的过程中,煤体的径向应变呈线性减小,纵向应变呈线性增加趋势;围压为定值时,煤体变形与孔隙压力的关系满足二次函数;煤体径向变形和孔隙压力、围压的关系满足二元二次函数,且围压对煤体变形的影响比孔隙压力更显著。     

渗透水压力作用下软岩蠕变特性及变参数蠕变模型

针对渗透水压力作用下极软岩石巷道蠕变变形量大、容易突水等问题,选取油页岩为软岩试样,采用室内蠕变试验与理论分析相结合的方法,分析渗透水压力作用下软岩蠕变特性,建立了考虑渗透水压力的变参数软岩损伤蠕变模型。结果表明:随应力水平提高,起始蠕变速率增大,进入稳态蠕变阶段用时延长,瞬时应变以线性关系增加;在蠕变过程中,随渗透水压力增加,岩石蠕变变形量呈先减小后增加的趋势,表明渗透水压力增大了岩石蠕变变形的能力;采用1st-Opt中的Levenberg-Marquardt+通用全局优化法反演蠕变参数,所得理论曲线与试验曲线吻合较好,表明所建模型合理。     

软岩大变形巷道支护技术及应用

针对三门峡铝土矿软岩巷道大变形难支护的问题,综合现场工程地质调查、软岩水理作用测试、现场测试等手段和方法,对该地区巷道破坏模式和失稳机理进行详细分析,提出了锚喷-砌碹相结合的互补支护技术。按照互补支护参数建立数值模型并进行稳定性分析,数值计算结果表明在此支护方式下巷道各部位围岩收敛变形控制良好,且支护后围岩安全系数较之前明显提高。将新支护方案进行工程试验,巷道变形监测数据表明,支护后的巷道变形得到了良好的控制,混凝土喷层未出现裂缝,围岩变形速度迅速减小;锚喷10天后围岩变形基本稳定,此时进行二次砌碹支护效果最好,可以保证巷道的长期稳定。