丰城矿区深部岩巷围岩应力分析及控制技术研究
本文选题：极限分析 切入点：失稳机理 出处：《湖南科技大学》2015年硕士论文
【摘要】：本文以江西丰龙矿北翼-800m采区回风石门作为工程背景,计算了深部巷道围岩压力,分析了深部巷道围岩失稳原因,在此基础上提出分步联合支护方案,实践表明分步联合支护方案效果良好,可较好地控制围岩变形。构建深埋巷道围岩破坏机制,由“向下坍落的楔形坍落体+以顶角为圆心的转动圆弧体+两个平动三角形体”构成。得到此破坏模式围岩压力极限分析上限解的目标函数及其约束条件,采用优化方法得到围岩压力的优化解。并采用线性Mohr-Coulomb破坏准则对分析各个参数对围岩压力的影响。通过X射线衍射实验以及分析现场实际情况可知,膨胀性软岩矿物产生的膨胀压力,围岩四周十分复杂应力场以及不合理的支护方案,这些对维护巷道围岩的稳定都极为不利。根据实际情况提出分步联合支护技术并论述其优越性,通过“应力恢复、围岩增强、固结修复、应力转移”4项基本对策,可以更好地适应深部岩体的变形要求。采用流变理论对二次支护时间的选择进行了探讨。基于松动圈理论及悬吊理论初步设计了锚杆、锚索的参数,采用锚固复合承载体模型验证锚杆参数的合理性。对锚索的间排距、直径以及长度等参数进行了优化设计,进行正交试验。分析试验数据,最终取A2 B2 C1(锚索长度7m,直径17.80mm,间排距1.6m×1.6m)为最佳方案。针对3种不同支护方案(方案1“锚喷+注浆支护”支护;方案2“锚喷+全断面锚索、注浆”一次联合支护;方案3“锚喷+全断面锚索、注浆”分步联合支护),运用FLAC3D软件对支护效果进行数值模拟。结果表明:方案2和方案3的支护效果好于方案1,特别是在方案1中出现底鼓量大的问题得到了改善。分步联合支护使得巷道围岩变形得到了很好的控制,允许围岩初期产生一定的变形,避免了锚杆锚索同时支护导致承载不同步的问题,是比一次联合支护更加合理的支护方式。将分步联合支护应用于工程实践,通过对巷道围岩的压力以及变形量的监测,结果表明:围岩压力在25~30天左右趋于稳定;实施了分步联合支护的巷道围岩变形量较小,二次支护90天后围岩变形量基本趋于稳定;而原方案支护段围岩变形量较大,且变形量有继续发展的趋势。以上说明该支护方式有效控制围岩变形,维护了巷道围岩长期稳定。
[Abstract]:Based on the backwind Shimen in the north wing of Fenglong Coal Mine, Jiangxi Province, this paper calculates the surrounding rock pressure of deep roadway, analyzes the reasons of rock instability in deep roadway, and puts forward a combined support scheme.The practice shows that the step-by-step combined support scheme has good effect and can control the deformation of surrounding rock.The failure mechanism of surrounding rock in deep buried roadway is composed of "two translational triangles of rotary arc body with the center of the top angle".The objective function and its constraint conditions of upper limit solution for the ultimate analysis of surrounding rock pressure in this failure mode are obtained, and the optimal solution of surrounding rock pressure is obtained by using the optimization method.The influence of each parameter on surrounding rock pressure is analyzed by linear Mohr-Coulomb failure criterion.Through the X-ray diffraction experiment and the analysis of the actual situation in the field, it can be seen that the swelling pressure produced by the swelling soft rock mineral, the very complex stress field around the surrounding rock and the unreasonable supporting scheme are all extremely disadvantageous to the maintenance of the stability of the surrounding rock of the roadway.According to the actual situation, this paper puts forward the step by step combined support technology and discusses its superiority. Through the four basic countermeasures of "stress recovery, surrounding rock enhancement, consolidation repair and stress transfer", the technology can better meet the deformation requirements of deep rock mass.The selection of secondary support time is discussed by rheological theory.Based on the loosening ring theory and suspension theory, the parameters of anchor rod and cable are preliminarily designed, and the rationality of anchor rod parameters is verified by Anchorage composite bearing body model.The parameters such as spacing, diameter and length of anchor cable were optimized and orthogonal test was carried out.After analyzing the test data, the best scheme is A2B 2C 1 (Anchorage cable length 7 m, diameter 17.80 mm, spacing 1.6 m 脳 1.6 m).In view of three different support schemes (scheme 1 "bolting and shotcrete grouting support", scheme 2 "Anchorage and shotcrete full section anchor cable, grouting" primary combined support, scheme 3 "Anchorage shotcrete full section anchor cable,"Grouting "step-by-step combined support, FLAC3D software is used to simulate the support effect."The results show that the support effect of scheme 2 and scheme 3 is better than that of scheme 1, especially the problem of large floor heave in scheme 1 is improved.Step by step combined support makes the deformation of surrounding rock of roadway well controlled, allowing certain deformation of surrounding rock at the initial stage, and avoiding the problem of simultaneous support of anchor and anchor cable, which is a more reasonable supporting method than primary combined support.Through monitoring the pressure and deformation of surrounding rock of roadway, the results show that the pressure of surrounding rock tends to be stable in 2530 days, and the deformation amount of surrounding rock of roadway with stepwise combined support is small.After 90 days of secondary support, the deformation of surrounding rock tends to be stable, while that of the original support section is large, and the deformation tends to continue to develop.The above results show that the supporting method can effectively control the deformation of surrounding rock and maintain the long-term stability of roadway surrounding rock.
【学位授予单位】：湖南科技大学
【学位级别】：硕士
【学位授予年份】：2015
【分类号】：TD353
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，本文编号：1720945
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