摘要：现阶段巷道围岩控制仍是煤炭资源深部开采的重大难题之一,而围岩塑性的形成与发展是导致巷道大变形和破坏的主要原因。通过数值模拟研究了巷道塑性区形成与发展规律以及对巷道稳定性的影响,结合理论分析和室内试验研究了锚杆支护的作用机理并阐述了支护与围岩变形的内在关系,基于蝶形破坏理论探讨了深部巷道围岩的控制原理,提出深部巷道围岩控制技术并在工程中予以应用。结果显示:(1)锚杆支护能够有效减少围岩变形,但是无法控制巷道不发生变形,即在现有的支护水平下巷道存在着部分无法控制的围岩变形,即“给定变形”,且“给定变形”随巷道埋深的增加不断增大。(2)锚杆支护对于巷道围岩剪胀、滑移等非连续性变形的控制效果明显,而对于完整岩体的连续性变形的影响十分有限。因此,锚杆支护主要是通过控制巷道塑性区内岩体的非连续性变形进而控制巷道的总变形。(3)巷道总变形主要包括“给定变形”和“支护残余变形”2个部分。巷道围岩控制的主要途径就是减少“支护残余变形”。(4)锚杆支护的作用机理要求锚杆的锚固基础必须始终位于完整岩体中,因此巷道开挖后的塑性区形态以及塑性区在服务期内的发展规律对于锚杆支护方式的设计至关重要。巷道塑性区形态及其力学响应的差异性决定了巷道支护方式必须差异化设计。

摘要：爆破作用下硐室围岩的损伤扩展过程对硐室抗爆设计具有重要意义。为探究不同位置爆源作用下硐室围岩的损伤扩展规律,利用有限元模拟软件ANSYS/LS-DYNA建立了顶爆、拱顶侧爆、侧爆、底部侧爆及底爆5个等爆源距数值计算模型,对模型中的岩体采用RHT模型分析了不同位置爆源作用下硐室围岩的损伤扩展过程。在此基础上,在模型中沿爆源至硐室边界处等距离地设置了10个振速监测点,研究了爆源中心至硐室边界处的振动速度衰减规律。结果表明:相同爆源距不同爆源位置下硐室围岩的损伤扩展规律为首先在距爆源最近距离处出现“损伤点”,在“损伤点”形成后,损伤区沿着硐室边界逐步扩展,最终形成沿硐室边界处的损伤区。相较于爆破振动速度衰减规律,爆破振动波在硐室围岩处发生全反射,使硐室围岩处爆破振动速度出现放大效应。同时,爆源至硐室围岩处的损伤演化与峰值振速变化规律相互对应,将硐室围岩处峰值振速放大效应与硐室围岩的损伤结合,认为硐室围岩是否产生损伤可通过监测其振动速度进行确定。

摘要：隧道围岩松动圈厚度大小是评价围岩稳定性和设计合理支护方案的重要参数和依据,如何快速且无损地探测出围岩松动圈范围至关重要.通过采用瞬变电磁仪视电阻率测试方法,对试验隧道围岩松动圈进行了探测,结果表明:松动圈厚度在1.68~2.25 m,属于大松动圈.同时,结合现场地质状况,以松动圈厚度大小为依据,判定围岩类别为Ⅳ~Ⅴ类.最后,以松动圈厚度大小和围岩类别为依据,设计支护方案,经后期监测,隧道变形小,验证了该方案合理可靠.

摘要：应用数值模拟与理论分析结合的方法,研究了某大型磷矿主井深度爆破对周边建筑物的稳定影响.数值模拟结果表明:随着主井爆破掘进深度的不断增加,破碎站的振动速度有先增大后减小的规律.理论分析计算表明,在考虑数值模拟中破碎站振动规律的前提下,原设计方案爆破会对破碎站造成损伤,威胁破碎站的安全.为保证破碎站安全,采用小炮实验找出场地爆破振动波衰减规律,分析选取适合作为预测最大段药量的公式.计算表明主井掘进深度0~72m需控制最大段药量,主井掘进深度大于72m之后,可按照原爆破设计方案施工.