矿岩接触带巷道顶板沉降变形相似模拟试验研究

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。     

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。     

基于剪切梁理论的爆破扰动对巷道顶板稳定性影响研究

厚煤层沿底布置巷道顶板维护难度较大,从爆破扰动影响顶板稳定性的角度对此进行了研究.在分析爆破应力波远区破坏效应的基础上,建立了沿底布置巷道顶板的剪切梁模型,依此研究了顶板煤、岩体的水平位移及应力分布规律,最后以某矿地质条件为原型利用Flac3D数值软件进行了模拟研究.研究发现:基于爆破应力波的远区破坏效应,沿底布置巷道的顶板煤层与上覆岩层的相对错动可以用剪切梁理论加以分析.基于此得到了厚煤层巷道顶板中煤层与岩层单调加载过程及循环加载条件下的位移及应力分布,单次爆破对顶板的影响有限,多次扰动的累积效应会对其产生一定程度的损伤.模拟中,随着装药量的增加,沿底布置巷道顶板煤、岩体的水平位移随之增加,且煤体的位移量大于岩体;持续扰动条件下,煤、岩体的水平位移均出现了累加效应,且随着动力扰动作用次数的增加,煤、岩体的相对错动逐渐增大,容易产生顶板离层垮落等动力灾害.研究成果对加强扰动作用下顶板的支护管理具有一定的理论与指导意义.     

软弱层直接顶板巷道玻璃钢锚杆支护效果研究

为探究玻璃钢锚杆在软弱层直接顶板巷道的支护效果,以湖北肖家河磷矿为工程背景,对比管缝锚杆支护,开展两种锚杆支护的巷道收敛监测试验。监测数据表明,玻璃钢锚杆与管缝锚杆支护的软弱层直接顶板巷道的位移变形规律一致。同时,顶板厚度变化对锚杆支护效果具有显著影响。对此,利用数值模拟进一步探讨不同层状顶板厚度下2种锚杆的支护效果。结果表明,在顶板厚度变化条件下,与管缝锚杆相比,玻璃钢锚杆支护对顶板厚度变化的敏感程度相对较低,支护效果优于管缝锚杆。同时,玻璃钢锚杆支护效果受软弱层直接顶板厚度增大而呈现阶段性变化特征。随着顶板厚度增加,顶板沉降量呈现先线性增长后对数型增长的规律,巷道围岩塑性区占比呈现先增大再减小后趋于稳定的规律。通过对不同顶板厚度的玻璃钢锚杆和管缝锚杆轴向拉力值进行比较,揭示了玻璃钢锚杆支护效果更好的原因是玻璃钢锚杆能够在顶板厚度增加的情况下提供更大的轴向拉力。     

不同侧压力系数下圆形巷道变形破裂规律分析

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。     

掘进机扰动下超前支架动态响应特性分析

为研究掘进机扰动作用下超前支架动态响应特性,基于块系覆岩理论,构造超前支架-顶板耦合动力学模型,根据截齿截割阻力经验公式和牵引阻力经验公式推导截割头竖向受力公式,将其作为掘进机扰动激励,进行超前支架扰动作用下支架动态响应仿真与试验分析。结果表明:当超前支架-顶板接触刚度与超前支架支护刚度分别增加到2.5×106kg/s~2时,超前支架与顶板的位移幅值分别减小了66.78%和54.73%、58.91%和63.78%;当接触刚度增大至临界值1.5×106kg/s~2后,其对顶板位移变化量抑制作用减小。结果说明增加接触刚度或支护刚度均可减小掘进机扰动对超前支架的影响;当接触刚度达到某一临界值,顶板下沉量将趋于稳定。     

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。     

小煤柱巷道围岩变形的力学机理及演化过程研究

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。     

Y型通风沿空留巷巷道围岩活动规律研究

为掌握沿空留巷围岩活动规律,以谢桥矿12418工作面轨道顺槽为工程背景,采用多点位移计及钻孔窥视仪等设备进行实测研究,并结合数值模拟对其进行分析.结果表明:沿空留巷巷道表面围岩变形具有典型的近场效应,留巷前距工作面60 m以外的巷道基本无表面位移,随工作面的推进,巷道表面位移逐渐增大,距工作面10～15m范围内,表面位移变化速率显著增加,留巷后巷道表面位移与留巷前变形趋势类似,但表面位移量较留巷前有明显增加;从顶板钻孔窥视结果可以看出,留巷前仅在孔深2 m处发育单一离层裂隙,留巷后在孔深1.2m、2.4 m、3.8m和5.3m处发育多层离层裂隙,且随滞后工作面距离增加裂隙逐渐增大;尾巷充填体应力在充填材料固结后逐渐升高,并一直维持较高应力状态,因此,巷旁充填体既要确保有一定的强度和刚度,又要有一定的适应变形能力.     

上行卸压开采顶板裂隙带巷道失稳过程物理模拟

为解决上行卸压开采顶板裂隙带巷道大变形问题,采用物理模拟方法,研究上覆岩层活动特征及裂隙发育破坏过程,分析锚杆支护条件下巷道围岩应力变化过程及变形破坏特征。结果表明:顶板裂隙带巷道随着上覆岩层有整体下沉特征;上行开采采动影响阶段,在采动应力与巷道掘进围岩应力叠加形成的应力场和采动裂隙场共同作用下,顶板裂隙带巷道围岩强度大幅降低,巷道断面收敛变形强烈,采动影响稳定阶段围岩应力低,用锚架联合支护或注浆加固围岩技术手段能维护巷道断面,保证其安全使用。     

高应力煤巷卸压孔布置方式对卸压效果影响分析

高应力是造成深部煤巷大变形的主要因素。钻孔卸压已成为高应力区围岩稳定性控制的主要方法之一。基于钻孔卸压原理,以实际工程为背景,设计了三种卸压孔布置方式,并采用数值模拟的方法对不同卸压孔布置方式的卸压效果进行计算和对比分析。结果表明:卸压孔布置方式对卸压效果影响显著,卸压孔五花布置时,卸压效果最为明显;卸压孔周围形成卸压圈,卸压圈相互叠加,卸压范围增大;巷帮布置卸压孔使巷道周边形成的应力峰值向远离巷道的围岩深部移动,五花布置卸压孔时,不仅能够使应力峰值向深部转移,而且降低了应力峰值,有效改善围岩应力环境;卸压孔产生的卸压区,为巷道围岩提供给了一定的变形补偿空间,减小了巷道变形,卸压孔五花布置时,巷道变形最小,与无卸压孔时相比,巷道实体煤帮整体变形量减小了73.9%,顶板最大沉降量减小了40%,控制变形效果明显。     

基于FLAC3D的分层开采再生顶板裂隙控制效果分析

为了解决顶板裂隙漏风诱发的顶煤甚至采空区遗煤自燃问题,基于州景煤矿再生顶板现场实况,应用FLAC3D软件对比研究有无灌注纳米浆泡材料处理的再生顶板应力、位移以及孔隙率变化.结果表明:在不采取任何控制措施的情况下,巷道顶板位移大,极有可能会发生顶板垮塌事故且应力在两帮集中,两帮位移大,巷道断面收缩率极大;若使用纳米浆泡材...     

长倾向矿体连续回采对采场稳定性的影响

为研究沿倾向延伸较长但不属于深部开采的一类矿体在连续回采时对采场稳定性的影响,采用数值模拟方法对云南某磷矿的地下开采进行了计算,系统分析了采场顶板、矿柱的位移、应力及塑性区等特征在矿体连续回采过程中的变化规律.结果表明,开采深度越大,当前作业采场的顶板沉降越大,而且随着其回采结束,采场顶板位移并不会停止,而是会随着后续采场的开采继续增大直至全部采场作业结束,即采场顶板的位移具有累积效应;另外,随着采场逐渐下移,顶板和矿柱所承受的应力越来越大,塑性区分布范围亦呈扩大态势,表明按照浅部结构参数设置的采场在开采下部矿体时已不能完全满足稳定性和安全性的要求.因此,对于非深部开采但倾向延伸较长的矿体回采,在开采下部矿体时不能简单照搬浅部的采场结构参数进行作业,而应适当增大矿柱尺寸或减小矿房和矿柱间距,以保证采场的持续稳定及矿山生产安全.     

极近距离煤层综放开采工作面覆岩“两带”发育规律研究*

为深入研究极近距离煤层综放开采工作面覆岩“两带”的动态发育规律,采用理论推导、数值模拟和现场实测相结合的方法,分析袁店一矿824工作面覆岩“两带”的裂隙演化特征。结果表明:从岩层层向拉伸率角度,研究上覆岩层垮落带和导水裂隙带的垮落程度,考虑角度影响推导出岩层弯曲下沉边缘段变形前后的长度计算公式,根据覆岩的碎胀特征计算各岩层的最大下沉量,预测垮落带和裂隙带的范围分别为30.2~41.2 m和70.7~78.2 m;采用3DEC数值模拟分析该矿824工作面开挖后上覆岩层垮落的基本形态和裂隙分布规律,结合其应力、位移云图和监测线位移曲线的分布特征,得出垮落带和裂隙带的高度分别为32.50 m和77.25 m;采用分布式光纤应变监测系统,监测工作面前方80 m处上部顶板的受力情况,得出受采动影响的光纤应变呈起伏变化,且应变分布与地层岩性存在对应关系,得出垮落带高度约30.4 m,裂隙带高度约74.8 m,验证采用层向拉伸率和覆岩碎胀性2个方面来预测工作面覆岩“两带”高度的合理性,可为类似方面的研究与施工提供相应的技术依据。     

巷道围岩再造承载层机理及数值模拟

在分析大变形巷道基本支护系统基础上,依据应力转移与强抗承载的围岩稳定思想,提出了巷道围岩再造承载层机理,建立了巷道围岩再造承载层稳定性力学模型,分析了巷道围岩再造承载层的稳定因素,最后进行了数值模拟。结果表明:巷道基本支护系统的承载能力与作用范围有限,基本支护系统作用下巷道浅部围岩呈“O”形整体收敛,弹塑性界面离层明显;而巷道两帮再造承载层与基本支护系统形成“Ω”形承载结构体,整体承载能力加强,顶板应力由底板深部转移改变为向两帮外伸移动,两帮围岩移动由巷道内收敛改变为向巷道底角外扩散,巷道围岩稳定性提高;巷道围岩再造承载层位置越高、长度越大,围岩越稳定;无支护巷道两帮垂直应力集中区明显,支护后巷道两帮垂直应力集中区得到弱化,浅部围岩形成“Ω”承载拱形体,两帮与顶板位移变化量较小,底鼓量为无支护巷道的84.65%,应进一步做好底鼓控制,围岩整体收敛变形较小,支护效果明显。     

超前支护与巷道围岩耦合动力学研究

为研究综掘巷道超前支护装备与巷道围岩耦合动力问题,基于薄板理论的顶板动力学模型,建立巷道顶板力学模型。简化超前支护装备,通过各部件的运动微分方程建立整机动力学模型;最后建立考虑多点支护条件下的超前支护-顶板体系耦合动力学模型。用多体系统动力学仿真软件Recur Dyn研究多种工况下耦合动力模型的动态响应过程。结果表明,在支护的压力冲击、振动以及综掘截割扰动等因素影响下,侧帮和顶板位移变形较剧烈。在有效支撑区段,变形小于未支护顶板的位移最大值;非有效支撑区段的位移极值小于未支护顶板的位移极值,表明超前支护对顶板变形有一定的控制作用。     

煤巷顶板岩层赋存特征及块体梁顶板稳定性分析

通过煤系地层露头的现场考察研究,揭示了煤巷顶板岩层基本赋存特征,采用数值模拟研究了规则块状赋存顶板稳定性,进而分析总结了煤巷顶板岩层力学结构形式及其稳定性,并对葛泉矿一条轨道巷大青灰岩顶板进行了探测分析及支护应用。结果表明:煤巷顶板具有层状赋存、受节理裂隙面切割成为不同尺度的块体两个显著特征;规则块状赋存顶板易于形成相互铰接的多块体平衡岩梁结构,属于易于稳定岩层,其中弱面间距与岩层悬露跨度相近情况下,弱面位于巷道跨中位置,岩层和巷道围岩整体的稳定性最差,位于帮角时次之;当弱面间距远小于岩层悬露尺寸时,影响相对较小,岩层和巷道围岩整体比较易于稳定。     

开挖卸荷扰动深部巷道围岩变形破坏特征研究

为解决开挖卸荷工程扰动条件下深部巷道围岩失稳变形加剧与受力破坏严重问题,采用层次分析(AHP)、数理计算与数值模拟的综合研究方法,分析卸荷扰动作用下深部巷道围岩的典型形变特点;建立围岩失稳破坏的综合评价体系,得出围岩裂隙场、应力场与位移场的时空演化特征。研究结果表明:深部开挖扰动围岩具有内部卸荷失稳、外部非线性变形的双重典型形变特征;围岩垂直应力与水平应力的耦合作用引发围岩的变形破坏;深部开挖巷道围岩具有初期形变量大、位移变化速度快、流变性强的特点,顶板下沉和底板鼓起是围岩失稳变形的显著特征。     

巷道多块体岩梁顶板变形破坏过程分析

针对巷道顶板岩层常受节理裂隙等各种软弱结构面切割,而形成外形似梁、实际是拱的多块体平衡岩梁结构,采用数值模拟方法,研究了巷道顶板多块体岩梁变形破坏过程,揭示了多块体岩梁的变形失稳机制及其过程中应力调整变化规律。研究结果表明:多块体梁回转危险截面为靠近跨中结构面;压应力部分的应力分布形态基本接近三角形;在达到极限状态时,整体形状由曲线变为折线。该结果对确定多块体梁的承载能力、维持平衡条件,进而进行巷道支护参数定量设计有重要的理论意义。     

冲击载荷作用下不同断面形状巷道稳定性数值仿真分析

为了研究动载荷作用下井巷的稳定性,基于波动冲击理论,利用FLAC~(3D)值模拟软件,对深井不同断面巷道在动载荷作用下的围岩位移场变化规律进行了数值仿真。结果表明:不同巷道断面形式对冲击荷载作用的响应程度存在显著差别,巷道顶板监测点的速度产生波动从大到小依次为矩形、直墙拱形和圆形断面巷道;巷道顶板均产生明显下沉,矩形断面巷道的下沉量最大,其次是直墙拱断面巷道,圆形断面巷道的下沉位移最小;对于巷道围岩垂直应力的分布范围,圆形断面巷道最小,矩形断面巷道最大,直墙拱断面巷道居中,并得到了现场监测结果验证。