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1.
基于软岩巷道围岩变形破坏的自稳平衡现象,通过数值模拟揭示了巷道顶板、两帮和底板之间的相互影响关系,得出了巷道围岩不稳定区是以巷道为中心的椭圆形。基于普氏理论,考虑“底板-两帮-顶板”相互影响,提出了巷道围岩自稳平衡圈理论,给出了自稳平衡圈的椭圆曲线方程,明确了巷道支护对象为自稳平衡圈内的岩体,支护的目的是控制自稳平衡圈岩体的稳定性。研究表明,“底板-两帮-顶板”共同构成巷道稳定性的整体系统,巷道顶板自稳平衡拱的大小随着两帮塑性区的增大而增大,两帮塑性区随底板变形而增大。加强底板和两帮的支护,将大大缩小顶板自稳平衡拱的高度。提出了“治顶先治帮,治帮先治底”的巷道支护理念,得到多年实践验证,为软岩巷道支护控制提供了新的依据。 相似文献
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深部大断面厚顶煤巷道围岩稳定原理及控制 总被引：6，自引：2，他引：4
针对深部高地应力、大断面、厚顶煤巷道围岩控制难题,采用理论分析、数值计算等方法研究了其变形破坏机制及其控制技术。研究结果表明,深部大断面厚顶煤巷道顶煤塑性区呈“拱形”或上宽下窄的“倒梯形”形态,直接顶塑性区则呈“矩形”形态,且存在肩角稳定区域。提出了“倒梯形”塑性区形成的层理面剪切破坏作用机制：在深部高应力（尤其是高水平应力）以及顶煤较大下沉产生的附加水平应力作用下,顶煤和直接顶之间的层理面发生剪切破坏,并引起其附近煤体破坏,促进了顶煤“倒梯形”塑性区的形成。基于此,提出了高强高预紧力锚杆和斜拉锚索梁联合支护围岩控制技术,认为斜拉锚索可锚固在肩角稳定区域,并起到限制顶煤与直接顶岩层之间层理面的剪切变形、阻止顶煤塑性区由“拱形”向“倒梯形”发展的作用。研究成果成功应用于工程实践 相似文献
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倾斜煤层沿空半煤岩巷由于围岩结构的非对称性和非均质性,受采掘扰动影响,巷道围岩呈现更严重的变形破坏。为揭示不同基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性的影响规律,采用数值模拟方法针对该类巷道4种基本顶断裂形式下巷道围岩变形特征进行了研究。结果表明:基本顶断裂线位置对该类巷道围岩稳定性的影响程度由小到大依次为:采空区侧、煤柱上方、实体煤侧、巷道上方;基本顶断裂线位于采空区侧时,煤柱轴向、横向应力增速均小于其他情况,垂直位移也最小,煤柱变形在允许范围内,可保持后期对顶板的支承能力,对巷道维护最有利。在此基础上,以贵州某矿1511工作面回风巷为工程背景进行了工业试验,通过理论计算和现场钻孔探测综合分析得出,为避免基本顶断裂线位于煤柱上方靠巷道侧,下一步掘进时煤柱宽度应由3 m改为5 m。掘采期间断面检测结果显示,断面最大收缩率为23.3％,最大非对称变形率为5.2％,巷道整体均匀协调变形,进一步验证了研究成果的可靠性。 相似文献
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深部急倾斜煤层由于受特殊的地质结构和高地应力影响,煤层巷道开挖后易出现地层错动、垮塌的特点,施工中冒顶、底臌现象异常突出,巷道支护极其困难。通过对新集三矿-700 m煤探巷道进行现场勘查与试验,针对该急倾斜软岩巷道变形非对称性,底臌严重、地层错动的破坏特点,提出了可缩性U型钢全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆(索)支护的全新支护方案,通过大型有限元软件ABAQUS建立数值分析模型,与原支护方案进行了对比分析。研究表明,采用改进支护方案巷道底臌位移量减小了66%,最大拉应力从0.58 MPa减小到0.38 MPa,塑性区较原方案更小,支护结构受力更加均匀。其结果可为同类地质条件的巷道支护设计提供一定参考。 相似文献
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软岩巷道顶、帮、底全支全让O型控制力学模型及工程实践 总被引：1，自引：0，他引：1
软弱岩体的阶段性、持续性流变,导致软岩巷道围岩深度破坏和支护失效。软岩巷道顶、帮、底三者在围岩系统稳定过程中所起的作用不同,软岩巷道围岩稳定性控制应做到整体性和协调性支护。在分析巷道顶、帮、底相互作用效应基础上,针对软岩巷道强流变四周均表现出大变形的破坏特征,提出了全断面、全支全让O型封闭控制的支护原理。该原理强调,开挖初期就应对软岩巷道顶、帮、底全断面进行强力支护,同时全断面又适时让压,在高阻支护力作用下又能适当释放围岩应力,达到对软岩巷道的整体性和协调性控制。通过力学模型对软岩巷道围岩塑性区范围和表面位移与支护力的作用关系进行了分析计算,得出巷道围岩变形破坏与支护力呈负相关关系。工程实践表明,采用该支护原理有效控制了深部软岩巷道的大变形。研究成果对类似工程实践具有一定的参考借鉴价值。 相似文献
6.
为了防止透巷作业时地层水和钻井液沿钻孔突然涌入巷道,造成井下被困人员二次伤害,采用ABAQUS岩土数值模拟方法,以山西坪上煤矿3 号煤层巷道地面救援井为例建立模型,研究钻井动力扰动条件下巷道顶板围岩塑变特性规律,优化安全透巷距离。结果表明:动力扰动造成顶板围岩位移变形和塑性破坏,且以钻孔中心呈对称的锯齿形分布;轴向作用力对透巷顶板围岩的影响较大,安全透巷距离取值为16.53 m。模拟结果为优化安全的透巷距离提供了参考,实现了安全高效透巷的目的,为救生舱在救援井中安全下放、提升作业提供了保障。 相似文献
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确定合理的区段煤柱宽度及巷道支护型式和参数,对于提高资源回采率和巷道安全性及实现综放开采高产高效意义重大。以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值分析了不同煤柱宽度下围岩主应力差、变形及破坏演化规律,认为合理煤柱宽度为6～10 m,并结合实际地质和生产条件确定试验巷道煤柱宽度为8 m。采用理论分析和现场钻孔窥视方法综合确定基本顶断裂线位于距采空区约7 m处,认为由于综放沿空巷道围岩性质结构和应力分布沿巷道中心线呈明显非对称性,将引发煤柱侧顶板严重下沉和肩角部位煤岩体错位、嵌入、台阶下沉等非对称破坏特征,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位。在此研究基础上,针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术,详细阐明了具体支护措施的控制机制,并进行现场应用。工程实践表明,8 m煤柱宽度合理,该支护技术能够保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定,并已在王家岭煤矿大面积推广应用,对类似工程条件的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。 相似文献
8.
针对金山店铁矿亟需确定的大断面结构参数问题,采用东北大学研制的SLS崩落放矿模拟系统和ITASCA公司的岩土工程软件FLAC3D,对该矿三期的采场结构参数进行了模拟分析和研究。数值放矿试验表明,崩矿步距对矿石回收指标影响较大,崩矿步距3.5～4.5 m更有利于指标回收,兼顾爆破参数因素时推荐为3.5 m。通过进路群开挖的数值模拟,并对开挖过程围岩的位移、应力和塑性区进行分析,发现开挖后塑性区范围不大,巷道具有良好的稳定性。因此,拟采用的进路参数从矿石回收指标和巷道稳定性方面看是较合理的方案。 相似文献
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Al-Amri Abdullah M. Abdelrahman Kamal Mellors Robert Harris David 《Arabian Journal of Geosciences》2020,13(8):1-11
Influenced by mining activities in adjacent coal seams, stresses on rocks surrounding roadway were redistributed, and the roadways in lower coal seam were subjected to the asymmetrical roof falling and roof sagging. Considering stresses effect on the plastic zone around the roadway, numerical models were carried out by FLAC to investigate plastic zone with respect to stress ratio and direction of stresses. The relationship between the properties of surrounding rock and plastic zone boundary was also investigated by another numerical model and analytical study, whereby the tailgate stability of panel 30,501 in Tashan coal mine was implemented. It is shown that the rocks surrounding a roadway in the lower coal seam were subjected to unequal stresses, and the principal stress direction was deflected from the original direction. High stresses and big stress ratio can produce butterfly-shaped or X-shaped plastic zone. The direction of stresses was deflected, causing the plastic zone around the roadway to be transferred from the shoulder to the roof of the roadway. Consequently, asymmetrical stresses produce asymmetrical plastic zone. On this basis, the tailgate should be assigned conditions of the stresses and stress ratio at a low level. In this way, the tailgate was arranged at the position where the horizontal distance from the roadway in the lower seam to the centre line of the coal pillar in the upper seam (x) is 52.5 m, and was stable relatively. 相似文献
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煤层顶板为弱胶结岩体时稳定性差,常在煤炭回采过程中或巷道掘进时发生大变形或失稳等现象,维护难度较大。针对煤巷弱胶结粉砂岩顶板力学特征与变形控制等问题,以广西林场煤矿煤巷弱胶结粉砂岩顶板支护工程为工程背景,采用现场调研、实验室试验、理论分析等方法进行研究。通过现场调研,发现研究巷道有顶板岩层自承能力差、受水环境影响、支护结构失效率高、底板受水影响底鼓量大、受采动影响等特征;顶板岩石点荷载试验表明,其单轴抗压强度仅为1.9～ 2.3 MPa,采用电镜扫描发现,弱胶结粉砂岩以粗粒矿物为骨架;在普氏理论的基础上,推导了巷道顶板和两帮承压极限表达式,提出了提高巷道围岩整体强度和承载能力、确定合理的锚杆支护参数、顶板设计锚索加强支护等弱胶结巷道围岩控制要点。依据试验分析与理论研究成果,提出了以注浆加固为基础,锚杆和锚索联合支护的控制方案,并在林场煤矿进行了工业性试验。现场监测数据表明,设计的支护方案可以有效地控制煤巷弱胶结粉砂岩顶板变形。 相似文献
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泥化弱胶结软岩地层中矩形巷道的变形破坏过程分析 总被引：2，自引：0，他引：2
在西部地区,一定数量的矿区处于泥化弱胶结软岩地层,此类软岩胶结性差、强度低、遇水泥化。矩形是采区巷道的常用型式,但其断面受力不均、稳定性差。在上述软岩地层中的矩形巷道承载力低、变形量大、变形持续时间长,给煤矿的安全生产带来极大困难。以内蒙古新上海一号煤矿皮带顺槽矩形巷道为背景,运用FLAC3D软件中的Cvisc黏弹塑性模型,对矩形巷道的变形破坏进行了数值模拟,并将模拟结果与现场监测结果对比分析。结果表明:巷道开挖支护后,受断面形状影响,矩形巷道四角出现压应力集中和顶板受拉区,巷道顶板下沉量大,底板底臌严重,两帮向巷道挤出;受围岩岩性影响,围岩进入塑性的时间快短、范围大,塑性区超出了支护体的作用范围,造成锚杆(索)的锚固效果难以完全发挥,围岩出现整体滑动的现象;巷道变形呈现出流变变形的特性,变形量随时间持续增加,持续的蠕变变形超出了支护体的可控范围,最终引起巷道的失稳破坏。 相似文献
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正确评估管棚加固围岩的抗爆性能,对坑道口部防护设计十分重要。基于相似模拟理论,用不同配比的水泥土替代自然岩体和注浆岩体,用塑料管替代钢管,模拟管棚超前支护坑道口部在爆炸荷载作用下的抗爆性能。制作了口部相似模型3件,模型长×宽×高为2 m×2.2 m×2 m,在顶部直接爆炸,分别模拟无管棚、1层管棚和3层管棚下,坑道口部动力响应和破坏特征。试验表明：管棚超前支护能有效加固坑道围岩,整体性增强,受力分布合理;随着管棚层数增加,口部破坏明显减弱,拱顶破坏范围从1.55 m减小到0.45 m、主裂缝最大宽度由25 mm减小到3 mm、网状裂缝最大宽度由24 mm减小到0.3 mm、裂缝条数由14条减少到3条、模型顶部爆坑体积由0.12 m3减小到0.05 m3。管棚超前支护能有效地将爆炸荷载的破坏作用控制在管棚加固层之外,抗打击能力明显增强。 相似文献
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深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究 总被引：2，自引：0，他引：2
为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明：巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征：顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制：顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。 相似文献
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Summary The Imaichi underground power station, with a cross sectional area of 1420 m2, which is now under construction by Tokyo Electric Power Co., Inc., is one of the largest underground caverns in the world. Due to the considerable depth of the over-burden of 400 m, the horseshoe-shaped section was adopted for the first time in Japan to minimize excesive stress concentration on the surrounding bedrock and keep loosened zones to a minimum.The bedrock consists of sandstone, slate, siliceous sandstone and breccia. The rock is generally hard and compact, with few fractured zones which may have an adverse influence on the excavation of the cavern.The supporting system of the cavern consists of prestressed rock anchors, rock bolts and shotcrete.Approximately 800 instruments, mainly multiple stage extensometers, were used to monitor behaviour of the surrounding rock during excavation of the cavern. With the exception of some cracks which occurred in a portion of the shotcrete when about half the height of the cavern had been excavated, excavation work was completed without any major trouble. In spite of the symmetrical shape of the cavern, the deformation behaviour of the surrounding rock during excavation was remarkedly asymmetric. The reason for this was concluded to be the peculiar deformation behaviour exhibited by Breccia during stress relief, as shown by in-situ rock tests, etc., and analysis of deformation data after completion of the excavation work. 相似文献
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Wang Yufeng Wu Li Cheng Yao Huang Zhigang 《Geotechnical and Geological Engineering》2021,39(5):3517-3531
Two expanding excavation schemes, Bench Expanding excavation Method (BEM) and Double-Straight Wall with 6-parts expanding excavation Method (DSW-6 M), were designed for the expanding excavation project in Loushan Tunnel in the soft surrounding rock section. The 3D finite-difference model was used to analyze the surrounding rock deformation and Ground Surface Settlement (GSS) caused by adopting different excavation schemes. The influence of non-uniform GSS on inclination of the High-Voltage Tower and the surrounding rock stat during expanding excavation were compared and analyzed by adopting different schemes. The results shown that DSW-6 M based on settlement control was better than BEM, and the reasons were analyzed by surrounding rock stat during construction. DSW-6 M was adopted in actual construction. The settlement prediction was in good agreement with the measured results. The rules between increasing rate of vault settlement and surface slope was obtained by analyzing the field monitoring data.
相似文献16.
侧向支承压力分布、资源回收率以及煤柱和巷道的稳定性是大采高综放面区段煤柱宽度留设要兼顾的因素,为了确定大采高综放面区段煤柱宽度,以某矿8103面为工程背景,首先,采用理论计算和现场应力监测等方法确定大采高综放工作面倾向支承压力分布规律,得出应力降低区宽度约为8 m,原岩应力区为巷帮侧28 m外。其次,采用工程类比方法确定大采高综放工作面巷帮外侧煤体严重破裂区宽度约为4 m。最后,采用FLAC3D数值软件分析了下区段工作面回采时窄煤柱（6、8 m）和宽煤柱（28、30 m）的应力场、位移场及塑性区特征,获得不同煤柱宽度时巷道和煤柱力学特征。研究表明：当煤柱宽度6 m和8 m时,在采动支承压力下煤柱几乎无承载能力,且巷道变形量较大;当煤柱宽度28 m和30 m时,在采动支承压力下煤柱中央仍有一定的弹性核,煤柱保持稳定且巷道变形量较小。综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定大采高综放工作面区段煤柱宽度为28 m。 相似文献
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在隧道施工前,应用数值模拟分析的方法,分析浅埋砂质黄土隧道施工力学效应和变形特征。根据浅埋砂质风积黄土隧道在施工过程中地表沉降量大和洞内施工安全风险大等特点,结合隧道实际监测数据,反演计算得到侵限段地质力学参数,为迈式管棚超前支护及径向迈式锚杆的全施工过程数值模拟提供计算依据,为控制隧道围岩变形提供数据支撑。计算结果显示,隧道侵限段地表最大沉降11.4 mm、最大拱顶下沉30.4 mm、最大水平收敛48.5 mm,隧道整体变形量减小,迈式管棚超前支护可以有效地提供纵向支撑,承受侵限土体压力、约束围岩变形和控制地表沉降,同时为支护侵限段钢拱架的安全拆换提供保障。研究结果表明:径向迈式锚杆、迈式管棚超前支护、环形支撑钢拱架和锁脚锚杆一起,构成了浅埋风积砂质黄土隧道主被动变形综合控制体系,有效地解决了浅埋风积砂质黄土隧道软弱围岩超前支护的难题。 相似文献
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为研究双巷布置工作面留巷受重复采动影响围岩的变形破坏规律及稳定控制问题,综合运用数值模拟、理论分析和现场观测等方法,研究双巷间距对重复采动下留巷围岩塑性区空间分布特征及偏应力的影响规律,揭示二次采动对留巷塑性区的诱导扩展机制,提出围岩塑性区二次扩展抑制方法。结果表明：重复采动巷道围岩塑性区在巷道轴向上均可划分为6个区域,整体表现为双巷间距越大,则塑性区破坏深度越小的特征,且其形态由非对称分布向对称分布状态转化,双巷距离增加造成的应力旋转程度和偏应力峰值低是主要原因。一次采动滞后影响稳定区维护距离及周期最长,且为二次采动塑性区叠加扩展的基础,是重复采动巷道围岩稳定的关键控制区域。据此提出通过调整巷道空间位置,达到改善应力环境、调整巷道围岩破坏状态的目的,并建立了分区补强支护相结合的调控方法和控制技术体系。现场实测结果表明,该技术体系能够达到巷道安全稳定目的,效果良好。 相似文献
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岩石的赋存环境及结构特征决定了岩石的强度准则,从而影响围岩的力学特征与变形特性。依托云南某矿山深部接替工程,以岩石强度准则为基础,分析围岩力学及变形特性,对巷道合理二次支护时机进行研究,以降低深部巷道高地应力环境下围岩呈现出的明显流变性能对巷道支护效果的影响。结果表明:以偏差绝对值之和为目标得出广义H-B准则平均拟合偏差mf最小;对摆佐组围岩进行力学及变形特性分析,最大塑性区半径及范围、最大巷道周边位移随围岩应力的增加近似呈线性增加,且随支护阻力增大逐渐减小;原岩应力大于36 MPa时,围岩流变现象显著,围岩应力增至51 MPa时,随支护阻力增加,巷道周边位移降低明显,但收敛变缓;引入蠕变损伤变量,以稳定蠕变速率为判据,得出当前巷道围岩应力41.5 MPa下巷道合理二次支护时机为开挖后133 h。 相似文献
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鲁中小官庄铁矿由于埋藏深、地压大、矿体倾角比较缓、矿岩破碎,是国内有名的难采矿山之一。进路开挖以后支护巷道破坏严重,其围岩变形为无收敛变形,也是国内支护较难的矿山之一。针对小官庄铁矿情况,为掌握其地压活动规律,应用东北大学岩石破裂过程分析系统（RFPA）,模拟其采用无底柱分段崩落法进路开挖过程,对进路开挖过程巷道围岩应力变化进行数值分析。发现随着进路开挖,导致进路出现片帮、底鼓、顶板下沉等现象,并且在矿岩接触带出现高应力集中,导致两进路之间的间柱破坏严重,并随着进路开挖应力逐步向新开挖两进路之间的间柱转移,开挖顺序造成边界矿体出现高应力集中,导致边界矿体难采。数值分析结果可以看出：进路的开挖顺序是导致小官庄铁矿进路围岩破坏的一个主要原因。 相似文献