软岩大变形巷道底鼓控制技术研究

为了研究软岩大变形巷道底板底鼓合理控制方法,通过分析顾桥煤矿-780 m水平南翼轨道大巷现场围岩变形破坏情况及破坏机理,确定采用"锚网索+帮部注浆+反底拱"联合加固支护方案。利用FLAC3D软件进行了数值模拟,对比分析了加固支护前后巷道围岩的受力与变形特征及塑性区分布情况。现场监测结果表明:拱顶最大下沉量为39 mm,最大底鼓量70 mm,两帮最大移近量为55 mm,有效控制了巷道底板以及硐室的围岩变形,为巷道的安全生产使用创造了条件。     

深部开采全煤硐室围岩变形机理及底鼓控制技术

为解决深部开采全煤硐室支护困难的问题,根据胡家河煤矿特厚煤层物理力学特征,采用理论分析、数值模拟和现场观测方法研究了深部全煤硐室围岩力学特征及变形破坏机理,提出了锚网喷砌碹、底部超挖反拱钢筋网梁、底锚杆综合支护技术.现场观测结果表明:井底车场水仓硐室所测各断面顶底板累计移近量最大值为20 mm,移近速度为1.2 ～2.0 mm/d,两帮累计移近量最大值为36mm,移近速度为2.0mm/d.通过增强顶板、两帮支护强度和反拱控底可以提高底板承载能力和支护结构的整体性,有效控制了深部矿井软弱底板全煤硐室剧烈底鼓.     

深部构造复杂区大断面硐室群围岩稳定性模拟分析

以某煤矿-770 m扩容泵房为研究背景,采用理论分析、数值模拟及现场实测相结合的综合研究方法,研究得到深部构造复杂区内大断面硐室围岩的变形破坏原因和稳定性控制对策,运用数值分析软件FLAC 3D 分析了耦合支护后泵房立体交叉硐室群应力场、位移场和破坏区特征,并对硐室稳定性和支护参数的合理性做出了评价。现场工业试验表明：硐室围岩变形量较小,30 d内顶底板移近量仅为12.5 mm,两帮移近量为7.5 mm,硐室围岩的稳定性较好,达到了理想的支护效果。     

井底大断面关键永久硐室围岩变形机理及其控制技术

为解决井底大断面换装硐室一次支护围岩大变形问题,基于成庄煤矿大断面硐室围岩地质力学条件和变形特征,采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法从大断面硐室围岩应力分布特点和支护承载结构稳定性两方面分析了大断面硐室围岩变形破坏的原因,并针对硐室围岩变形破坏的特征及其控制要求,研究提出在注浆原位加固提高原有锚网支护与围岩共同形成的支护承载结构完整性和强度的基础上,进一步采用全长预应力锚固强力锚索增强支护承载结构的稳定性的技术方案,对成庄矿井底大断面关键永久硐室进行二次加固。试验结果表明,巷道围岩变形量为8mm,底鼓为13mm,有效控制了硐室围岩的大变形。     

复杂岩层大断面硐室群围岩破坏机理及控制

针对复杂岩层巷道交叉点高应力集中区四周硐室群开挖围岩稳定性控制和支护技术等难题,通过对现场取样测试硐室群围岩物理力学参数、黏土矿物成分和松动圈大小,分析了赵庄煤矿三盘区带式输送机头硐室群及周边巷道围岩变形破坏特征和机理,表明硐室帮部煤柱和底板围岩是加固支护重点。利用FLAC3D数值模拟软件分析了硐室群开挖对硐室群及周边巷道围岩应力分布和塑性区分布范围的影响。基于理论分析和数值模拟提出了硐室及周边20 m范围内巷道围岩"强柱固底"的加固支护方案。现场工业试验表明,加固支护后,硐室群及周边巷道围岩变形得到了有效控制,围岩内部裂隙基本被浆液填充,60 d内围岩顶底板和两帮最大移近量分别为30 mm和50 mm,达到了理想的加固支护效果。     

深部硐室围岩破坏原因与稳定性控制技术

煤矿开采逐渐转向深部,深部硐室围岩大变形特征给硐室群稳定性控制带来很大难度。根据深部大断面硐室围岩力学特征及变形特性,通过地质条件分析、原岩应力测试、岩石微观组分分析,对深部硐室围岩破坏的影响因素进行了总结,以抗让结合的原则,提出深部构造复杂区域大断面硐室围岩稳定性控制对策。采用关键部位耦合支护控制技术+底脚锚杆+全断面锚索加强支护对深部大断面硐室进行强抗微让的强力支护方式,在葛亭煤矿230扩容泵房硐室成功应用,并对泵房硐室围岩收敛变形、锚杆索工况、离层进行了长期监测,围岩顶底板移近量仅12.5 mm,两帮内移量7.5 mm,锚杆索受力均匀,内外离层较小,完全满足矿井安全生产需要。     

大断面反井施工硐室围岩变形破坏机理及控制对策研究北大核心

针对大断面硐室围岩变形破坏严重的难题,以李家壕矿大断面反井施工硐室为研究背景,运用数值模拟、理论分析、现场监测等研究方法,分析了李家壕矿大断面反井施工硐室围岩变形破坏规律,揭示其围岩变形破坏机理,并提出了针对性控制对策。研究表明:大断面硐室顶板岩层为软弱岩层,受开挖扰动影响,顶板围岩破碎,顶板水平与垂直位移显著;大断面硐室空间较大,顶板岩层处于塑性区内,顶板垂直位移为1 450 mm,是常规断面巷道顶板垂直位移的2.8倍;大断面反井施工硐室围岩稳定性控制的关键在于顶板支护。工业性应用监测表明:常规断面硐室顶底板变形量无明显变化,大断面硐室顶板最大下沉值为132 mm,两帮最大移进量为74 mm,底板无明显鼓起现象,围岩变形得到了有效控制。     

返修大断面硐室加固及数值模拟研究

在分析硐室围岩岩性、软弱围岩流变、复杂应力环境及原支护结构失稳的基础上,结合软岩巷道围岩控制理论,提出了以全长锚固锚杆、锚索增强国岩整体性和自承载能力的主动支护,并以底板锚注加底拱返修加固.采用FLAC3D软件对原支护方案和返修加固方案进行了数值模拟,结果表明:修复加固后,最大主应力峰值外移,塑性区范围减小,围岩承载能力增强,两帮移近量41.4 mm,顶板移近量22.1 mm,底鼓量6.45 mm,支护受力合理.现场工业试验表明:经过50～90 d的矿压观测,硐室变形量小于20 mm,变形速率小于0.5 mm/d,修复加固取得了成功.     

软煤岩超高难支护硐室综合支护技术

针对古书院煤矿15#煤西三盘区主水仓巷道高度大、围岩地质条件软弱难支护的情况,采用现场调查、实验室试验和数值模拟的方法分析了水仓的变形破坏特征与机理,认为水仓变形破坏是剪切破坏,破坏位置主要集中在中部及偏上、偏下的位置。巷道变形主要发生在两帮中部及中部偏上、偏下部位和底板,其中两帮变形最大。据此提出封闭围岩,对巷道顶、帮、底进行联合整体支护,及时进行高预应力支护的技术方案,并应用于井下。现场应用表明,巷道顶板下沉量最大为15 mm,两帮移近量最大为30 mm,底鼓量最大为21mm,有效控制了水仓的变形。     

软岩井底车场巷道变形破坏机理及支护技术研究

为解决兴安矿中生代软岩地质条件下的井底车场巷道变形严重,重车线大面积冒落,井筒马头门多次返修仍未稳定的问题,采用地质调查、室内试验和数值模拟等手段,划分了高冒区、严重变形区和一般变形区,分析了巷道以顶沉、帮缩、冒顶为主的变形破坏特征,以及埋深、地质构造复杂、支护不合理等破坏原因,揭示了由离层发育演化为岩板破断的渐进式层状顶冒落机理,然后利用冒落拱的自稳性和围岩自承能力形成上部硐室,采用柔层桁架耦合支护形成下部硐室的上下双硐室稳定耦合控制对策。现场返修加固工程实践表明:提出的兴安矿四水平重车线锚网索-桁架耦合支护设计方案能够有效控制围岩破坏变形,最大两帮移近量30 mm,最大底鼓量27 mm,变形趋于稳定。     

大断面硐室返修加固支护技术研究与应用

为有效控制曙光煤矿+585水平中央水泵房围岩的失稳破坏,通过现场调研、钻孔窥视等方法,掌握硐室表面及深部围岩的破坏情况,围岩内存在三个相互独立的破碎区,据此提出层次注浆+高强稳定型锚梁网索修复加固技术,返修加固完成后进行矿压监测,结果表明;修复半年后顶底板移近量稳定在70mm以下,两帮移近量稳定在40mm以下,硐室围岩变形及顶板深部岩层离层现象得到有效的控制,所设计的返修加固方案应用效果良好。     

鑫基煤业大断面硐室围岩支护技术研究

为解决鑫基煤业主斜井井底装载硐室超大断面支护的问题,通过现场顶板钻孔窥视及理论分析得知,装载硐室围岩塑性破坏范围在2~2.5 m之间,据此提出“锚网索喷”初次支护+“钢架+钢筋混凝土砌碹”二次支护的联合支护方式,并依据装载硐室具体的地质条件对相关的参数进行确定,井底装载硐室支护完成后进行围岩位移监测,结果表明,装载硐室围岩变形主要集中在成巷后前一个月,顶底板移近量最大为62 mm,两帮移近量最大为38 mm,取得了良好的支护效果。     

深部大断面软岩硐室支护技术优化及应用

为解决深部大断面软岩硐室急剧变形失稳问题,以朱集西煤矿西翼11煤运输大巷机头硐室为研究对象,采用理论分析与数值模拟的方法,对4种不同支护方案及不同支护结构(锚杆支护、锚杆+喷层支护、锚杆+锚索支护、锚杆+锚索+喷层支护)的围岩塑性区破坏深度与位移进行分析,得出方案三锚网喷初次支护+预应力锚索二次支护为最优方案。工程实践表明,采用耦合支护方案三后,支护结构的整体性承载能力和围岩的自承能力提高,机头硐室两帮移近量为25.98 mm,顶底板移近量为43.45 mm,有效控制了深部复合围岩的大变形失稳问题,保证了巷道围岩的长期稳定。     

深井煤矿TBM组装硐室变形破坏机理及控制对策北大核心

为研究深井煤矿TBM组装硐室围岩破坏机理和优化其支护方案,以张集煤矿TBM组装硐室施工为工程背景,建立块体离散单元法数值模型,开展数值模拟,分析TBM组装硐室围岩变形破坏机理;基于现场监测数据与数值模拟结果,揭示TBM组装硐室变形破坏机理,采用了以全锚索支护和硬化底板为主的组装硐室修护与支护优化方案。结果表明:选用的组装硐室支护优化方案有效控制了围岩破坏和变形,且施工工艺简单,对TBM组装、始发工作影响较小。     

深部开采软岩硐室联合加固技术研究

深部开采时井下巷道受地应力、地质构造以及软岩等多因素影响，围岩变形量大、控制难度高，特别是井下硐室由于跨度大、围岩变形控制要求高，支护难度更高。以山西某矿+350 m水平水泵房围岩控制为工程背景，针对水泵房围岩为软岩、变形控制难度大等问题，结合现场条件提出采用喷浆+锚固+壁后注浆联合加固技术控制围岩变形，在水泵房刷扩后及时进行初喷、锚网索支护完成后进行复喷并滞后一段时间后再次喷浆，多次喷浆后硐室表面喷浆层厚度超过150 mm,可实现硐室围岩及时封闭并给围岩较大的护表作用力。通过锚网索联合支护充分发挥围岩自稳能力，壁后注浆改造表面围岩，提高了围岩承载能力与抗变形能力，减少了表面变形量。现场应用后水泵房顶底板、两帮最大变形量分别控制在55.8 mm、49.9 mm以内，围岩大变形问题得以较好解决。     

高应力泵房硐室支护技术研究

针对某矿+950 m水平泵房硐室变形破坏问题,为控制围岩变形量和保证生产安全,对硐室原有锚网—碹体联合支护破坏进行了分析,得出围岩失稳的主要原因,并根据泵房硐室的破坏情况,提出了二次锚网索协同稳定性支护技术,有效控制了+950 m泵房硐室围岩变形,确保了矿井安全生产。     

下石节矿高应力泵房硐室围岩控制技术

针对下石节煤矿+950 m水平泵房硐室支护难题,为控制围岩变形量、保证使用要求和生产安全,通过对硐室原有锚网-碹体联合支护的失稳机理、采动影响、围岩物理化学性质及底板破坏特征进行分析,得出了围岩失稳的主要原因,并根据结构补偿和新奥法原理,提出了适用于软岩硐室支护的二次锚网索协同稳定性支护技术,有效的控制了下石节煤矿+950 m泵房硐室围岩变形。     

深部高应力软岩硐室注浆加固技术

为解决城郊煤矿深部高应力软岩硐室的支护难题,针对城郊矿二水平南翼变电所的地质条件,提出在硐室帮顶采用壁后注浆和底板采用预应力注浆锚索的方式进行加固。矿压观测表明,加固修复90 d后,硐室两帮最大移近量为110 mm,顶板最大下沉量为80 mm,底板最大底鼓量为38 mm。断面收敛在设计范围内,支护效果理想,硐室围岩持续大变形得到控制,硐室维护满足矿井安全生产的需求。     

高应力软岩轨道下山失稳机理与支护技术研究

针对高应力软岩巷道的大量变形和破坏问题,以河南红岭煤矿14采区轨道下山巷道为例,研究和分析了变形机理和返修控制技术。该下山出现了顶板下沉、两帮内挤、拱肩和两帮砌碹开裂、底板鼓起等变形破坏形式;通过巷道围岩物理力学实验和松动圈测定,表明该巷道围岩含泥岩和砂质泥岩较多,整体强度低,松动圈范围较大。依据松动圈围岩分类以及耦合支护原理,提出"锚杆(锚索)+U型钢可缩性支架+锚注"耦合支护方式。通过数值模拟实验分析了该支护方式下围岩的力学特征、位移特征和破坏特征。并对其进行现场试验,返修现场应用效果:经过100d观测,巷道顶底板移近量最大值为121mm,两帮收敛量最大值为82mm,监测后期的收敛速率均小于1mm/d,处于稳定状态。     

高应力软岩硐室围岩控制及数值模拟研究

鹤壁九矿-420水平31采区避难硐室多次返修,认为其处于高应力下的软岩流变岩层中,提出锚索+深浅部锚杆交错注浆+对穿锚索的硐室围岩加固方案。采用数值模拟方法对原支护与返修加固方案进行对比。结果表明:原支护条件下硐室断面收缩率达91.1%,顶板最大下沉量达到1 387 mm,围岩处于加速蠕变阶段;采用新的加固方案后顶板最大下沉量仅58 mm,围岩处于稳定蠕变阶段。