大断面破碎软岩硐室联合支护修复加固技术

针对主斜井搭接硐室围岩软弱、易风化、硐室断面较大,巷道经多次修复加固,难以满足生产需要的现状,采用平面岩体锚索桁架+对穿锚索排架+粉煤灰高强砼+锚注+反底拱注浆联合支护技术,修复后巷道围岩变形量显著降低。修复近7个月,经测量最大位移量为2mm,围岩已趋于稳定。围岩锚注后,底臌速度也得到了一定程度的控制。取得了较好的支护效果。     

千米深井中央泵房围岩控制技术研究

为了研究锚注支护在千米深井软岩巷道围岩控制中的应用效果,以安居煤矿中央泵房为研究对象,利用FLAC3D,通过建立锚-网-索-喷支护之后注浆与非注浆加固两种条件下的数值模型,对安居煤矿泵房硐室的锚注支护加固效果进行数值对比分析。现场监测表明:泵房围岩的最大变形量为52.4mm,锚杆的最大受力为186.5kN,围岩最大应力均维持在5 MPa左右,没有出现应力集中现象。锚网索喷让压+锚注联合支护技术有效地控制了泵房硐室围岩的稳定。     

深部高应力膨胀性软岩泵房支护技术

基于唐口煤矿泵房的岩石力学试验、岩石矿物组成分析、地应力测试、破坏机理分析,提出了采用以锚索桁架、锚注为核心的联合支护体系,来解决深部高应力膨胀性软岩大型硐室的支护技术难题。监测结果表明:加固后泵房围岩最大变形量仅有6 mm,3个监测断面平均变形量仅为4.7 mm,结果说明以锚索桁架、锚注为核心的联合支护体系提高了围岩自身承载能力和支护结构的整体性,有效地控制住了围岩的变形和底臌,保持了泵房围岩的长期稳定。     

深部大型硐室壳体均撑支护控制技术

针对当下煤矿深部支护难题,立足于服务年限长的大型硐室,提出深部大型硐室支护控制原则:全断面均撑、耦合让压及超强防冲支护。基于壳体的优良力学性能,借鉴建筑和岩土工程领域的相关技术,提出深部大型硐室壳体均撑支护控制技术:以"U型钢棚+双层链接钢筋网"并辅以混凝土整体浇筑,形成内层衬砌承重强壳体;以"浅部注浆+预应力注浆锚索+高压封闭深部注浆"形成外层围岩自承载壳体;两者组合形成沿硐室轴向的连续双层壳体结构,通过锚索高预应力张拉内层承重强壳体,在硐室全断面内提供均布预应力,实现硐室全断面均撑支护。系统分析了壳体均撑支护作用机理与技术优势,推导了内层壳体最小承载能力计算方法及硐室稳定性判据。研究成果在千米深井唐口煤矿大型绞车房硐室进行了成功实践,对于当下矿井深部支护具有重要指导和借鉴意义。     

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。     

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。     

深井大型硐室支护设计与施工

为解决深井大型硐室支护问题,唐口煤业公司根据支护经验,对深井大型硐室采用锚网索喷+矿用U29型钢支架+钢筋砼砌筑+锚注联合支护工艺,有效地控制硐室顶底板及两帮的位移变形,减少了硐室的维护工作量。     

松软破碎大断面硐室锚注协同控制技术

针对漳村煤矿松软破碎煤层大断面硐室巷道变形量大,围岩难以控制的问题,基于现场测试、数值模拟,得出+480 m水平胶带大巷2号CST硐室围岩控制技术难点为：煤体松软破碎,强度—应力比低;围岩完整性差,自稳能力弱;断面扩刷,诱发围岩破坏范围进一步扩大。基于内外锚固承载结构承载原理,提出锚注协同控制技术,通过注浆加固围岩为锚网索支护提供安全的施工空间和锚固基础,通过施工全断面深孔注浆和长锚索,使内外锚固承载结构协同承载。制定了锚注协同控制技术参数,并进行现场实践,矿压监测显示,顶底板移近量最大为41 mm,两帮收缩量最大为52 mm,巷道围岩处于稳定状态,围岩控制效果良好。     

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。     

深部高应力大硐室施工技术的研究与应用

基于双柳煤矿千米埋深硐室的围岩受地应力影响,硐室围岩变形大、稳定性不好等问题,研究了埋深-1 175 m的主排水泵房硐室围岩控制技术,采用了第一次锚喷支护,第二次钢筋混凝土永久加强支护,再加上"反底拱"的复合支护方式。三种支护联合应用,硐室的两帮、顶低板的移近量在300 d以后基本趋于稳定,顶底板最大的变形量为35 mm,两帮最大变形量为20 mm,硐室的变形量基本不影响设备的布置,得到了有效控制。     

松软煤层大巷围岩变形机理及控制对策

针对潞安漳村矿井深埋煤巷持续大变形难题,在开展地应力、煤岩体强度及围岩结构测试的基础上,分析了软弱围岩破坏变形的机理;基于强力一次支护原则提出了高预应力强力锚喷支护方案,重点对煤帮进行短锚索补强支护。矿压监测结果表明,掘巷阶段巷道顶板最大下沉量16 mm,两帮最大收敛量153 mm,底板变形不明显,锚杆锚索受力在掘进工作面推过50 m时开始稳定,锚杆受力最大值稳定在154 kN,锚索受力最大值稳定在235 kN。研究成果可为类似采矿条件下煤巷支护提供经验指导。     

深井软岩巷道锚注支护结构承载特性

由于受深部高应力的作用,唐口煤矿埋深达1030 m处于软岩地层中的井底车场硐室和巷道均发生了严重的变形破坏,短期内大部分丧失其安全使用功能.针对此情况,提出了锚喷和锚注支护结构,运用相似材料模型进行了试验研究,得到了巷道在不同支护条件下围岩的变形与稳定规律,揭示了唐口煤矿深井巷道顶底板围岩的变形破坏特征.试验结果表明,锚注联合支护结构能够较好地满足深部高地应力作用要求,为同类巷道的支护提供了有效途径.     

深井强动压作用巷道强化控制技术研究及应用

煤系地层围岩软弱,在高地压作用下开采深部煤层时,由于埋深大使得巷道的围岩变形严重,巷道的顶板及底鼓量均大于浅埋深巷道,导致深部巷道围岩稳定性控制与支护的难度加大,影响顶帮的稳定从而使得整个巷道失去稳定。通过分析巷道变形破坏机理,根据锚杆索支护理论与注浆加固理论制定了“巷道扩刷+顶帮分区耦合强力支护+底角卸压与加固+底板注浆加固、底板锚索束+喷射钢纤维混凝土+顶板与两帮高压注浆加固”的高强度联合支护方案,确定了支护参数,有效解决了深井强动压大变形巷道的支护问题。通过对现场进行监测,巷道变形量明显减小,巷道变形得到了有效控制。为同类条件下的深井强动压巷道的全断面支护问题提供了新的思路和方法。     

深井高地压坚硬顶板采场围岩特性的数值模拟

深井高地压坚硬顶板采场矿压显现与围岩控制问题更加突出,分析煤壁、顶板、底板的应力状态与变形破坏特征,对深井高地压坚硬顶板采场围岩控制具有重要的意义．本文采用AN—SYS6．1数值模拟软件,模拟分析了不同采深条件下煤层和顶底板应力状态的变化特征,通过比较得到了支承压力、煤壁破碎区、煤壁变形、直接顶及底板应力等的变化特征,初步研究了深井高地压坚硬顶板采场围岩特性．结果表明,深井条件下围岩的受力情况更加复杂,围岩更容易出现应力集中,这提高了工作面的支护难度．     

深部厚煤层巷道失稳破裂演化过程离散元模拟研究

为研究深部厚煤层巷道围岩失稳破裂演化过程,以某煤矿厚煤层巷道为工程背景,采用离散元中随机分布三角形单元块体集合模型研究巷道开挖失稳。对深部厚煤层巷道围岩失稳破裂过程中位移、应力演化规律分析发现:两帮围岩水平应力释放相对于顶底板剧烈,竖向应力反之;围岩竖向应力释放的主要部位是巷道中部。结果表明,深部厚煤层巷道失稳破裂演化的2个主要特征为:1)顶板出现"尖顶型"垮冒,巷中是围岩失稳的关键部位;2)顶底板离层破坏严重。并对其相应机制进行分析:顶底煤岩松散破碎,自稳能力差,顶底板径向应力释放相对剧烈,巷道矩形断面顶、底板受力能力差等因素,导致围岩顶底板离层变形。基于深部厚煤层巷道失稳破裂的演化规律,给出锚索悬吊组合支护方式,结果表明该支护方式可有效地控制厚煤层巷道变形。     

三软煤层底板岩巷变形分析与加固技术

基于料石砌碹拱形支护的三软煤层底板岩巷易发生变形,为有效控制软岩巷道变形量,减少巷道维护次数,通过对米村煤矿-150 m水平水仓硐室围岩物理化学性质分析、地质构造和原支护形式及巷道破坏特征分析,分析了巷道失稳的主要原因,基于巷道围岩松动圈支护理论和软岩工程支护原则,提出了适合于软岩巷道的锚网索＋喷浆壁后注浆＋可缩性U型钢支架的联合加固技术,经连续3个月的巷道变形监测,巷道帮部最大水平位移37 mm,顶底板最大移近量52 mm,此联合加固技术能有效控制软岩巷道变形。     

顶煤破坏区采动影响下巷道变形机理与控制技术

为解决顶煤破坏区下破碎围岩巷道变形大、破坏严重的难题，以韩咀矿32103工作面辅运巷为研究对象，采用现场实测及理论分析相结合的方法对巷道围岩应力分布及变形机理进行研究。结果表明：32103辅运巷道顶板存在的顶煤破坏区呈非连续分布，32103辅运巷道围岩应力环境调整及顶煤遗留煤柱与区段煤柱有效承载宽度减小是导致巷道矿压显现明显的主要原因。基于上述探测及理论分析结果，提出以“深浅孔注浆+锚网索”联合支护为主的巷道围岩控制技术及以“架棚+底板卸压”为主的加固技术。现场应用结果表明：采用新支护方案后，32103辅运巷道围岩最大顶底板移近量为70mm，最大两帮收敛量为48mm，支护锚杆未出现破断现象，且锚杆受力与围岩变形均在合理区间，巷道支护效果良好。     

沿空掘巷非对称性差异化支护技术研究

针对2103工作面沿空掘巷巷道围岩变形量大,矿压显现明显,煤柱侧与实煤体侧巷道围岩呈非对称变形问题,采用数值模拟分析确定工作面留设煤柱的合理宽度为5 m,同时利用钻孔成像技术对巷道围岩裂隙变化情况进行分析,得出实煤体侧和煤柱侧巷道围岩松动圈范围分别为1.8～2.2 m、1.5～2.4 m,据此提出非对称性差异化支护方案。支护方案优化后,通过对巷道围岩顶底板及帮部位移量变化情况和岩层裂隙发育情况进行监测,监测结果巷道在采用优化后支护方式后,80%锚杆受力在20～60 kN;巷道两帮位移变化量在75～95 mm,巷道顶底板移近量在43～95 mm,巷道围岩裂隙发育大部分集中在距围岩表面深度1.1 m以内。应用结果表明:该支护方案能够有效控制沿空掘巷巷道围岩变形,为类似条件下巷道支护提供了较大的参考价值。     

基于“留巷+超前工作面倾向钻孔”的无煤柱煤与瓦斯共采技术研究

为了对某煤矿无煤柱煤与瓦斯共采技术进行研究,研究了“留巷+超前工作面倾向钻孔”技术,对某煤矿工作面及试验钻孔进行了布置设计,研究了留巷围岩控制参数、钻孔结构参数及布置参数,然后对留巷围岩控制效果和钻孔稳定性进行了监测和分析。研究得出:工作支撑压力影响区分为3个区域,围岩最大变形速度达到89 mm/d,顶底板最大变形速度达到136 mm/d,基本顶垮落变形区和直接顶垮落区,顶底板最大移近速度达到40 mm/d,围岩最大变形速度为22 mm/d。通过对钻孔稳定控制技术的应用,提高了钻孔稳定性,改善了瓦斯抽采钻孔抽采效率。研究为钻孔的合理布置提供了技术支持。