深部大断面软岩硐室加固技术研究

深部大断面软岩硐室具有围岩破碎、断面大、应力大等特点,其支护维护困难.以某矿变电所为研究对象,通过理论分析和数值模拟研究了深部大断面软岩硐室的破坏特征,分析了“喷 锚 注”加固技术的机理,并提出了“三喷＋锚固＋注浆”的 支 护 方 案.监 测 结 果 表 明,大 断 面 软 岩 硐 室 经 过“喷 锚 注”支护后,两帮最大移近量为１０８．９mm,顶、底板最大移近量为１０９．５ mm,软岩硐室变形较小.实践表明,“喷 锚 注”加固技术可以有效地维护深部大断面软岩硐室的稳定,对解决相似地质条件下的深部大断面软岩硐室及巷道支护提供了借鉴,为深部大断面软岩硐室及巷道支护稳定性控制难题有重要的实践意义.     

深部软岩大断面硐室支护技术设计与研究

随着矿井开采深度的增加,地应力越来越大,支护较为困难,合理的硐室支护设计方案及参数选取对于矿井的安全高效生产十分关键。针对杨营井田深部软岩大断面硐室的支护难题,提出相应的锚网喷联合支护方案、措施,现场应用观测表明,巷道顶板最大下沉量为10 mm,两帮最大移近量为28 mm,底鼓量最大为6 mm,该支护系统有效地控制了围岩变形。     

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。     

万福煤矿泵房软弱围岩破坏机理及控制对策

为解决深部软岩大断面硐室支护难题,本文以万福煤矿-820 m水平主排水泵房硐室修复为背景,采用钻孔窥视仪、水准仪、布设应变传感器分别分析了硐室围岩破坏特点、两帮移近量、砌碹体变形特点,明确了大埋深大断面硐室的破坏机理。同时针对硐室破坏特点,提出了以注浆充填岩石裂隙和重新砌碹被动支护相结合的加固措施,硐室围岩通过注浆充填薄弱区域,再施加砌碹和注浆锚索支护,目前泵房围岩长期处于稳定状态,未出现明显变形,硐室围岩变形得到了明显的控制。     

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。     

复杂地质条件下大断面胶带机头硐室支护技术研究

针对漳村煤矿+480 m水平胶带大巷III段胶带机头大断面硐室支护难度大,硐室稳定性低的实际问题,采用现场调查,理论分析等方法确定了硐室的支护方案,并应用到现场实践,结果表明顶底板移近量在164 mm左右,两帮移近量在92 mm左右。硐室围岩变形在可以控制的范围内,保证了硐室的正常使用。     

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。     

新集一矿大断面硐室围岩控制技术应用研究

针对新集一矿一水平主排水泵房硐室应力集中程度过高、断面过大、存在较大的支护困难问题,提出采用锚网喷+桁架+衬砌支护及围岩注浆加固的联合支护方法,并对具体的参数进行设计。监测结果表明,主水泵房硐室两帮移近量最大为23mm,顶底板移近量最大为24.5mm,硐室围岩发生明显位移变形为支护完成后的前两个月,该支护方法效果良好。     

软岩硐室通道掘进围岩控制技术研究

本文针对五矿软岩巷道稳定性差的特点,对巷道掘进围岩变形破坏情况进行了分析,在此基础上进行锚杆、锚索支护参数的优化设计并对巷道表面进行了喷浆加固。对优化后支护效果进行了现场数据监测,监测结果表明:软岩硐室通道两帮围岩移近量和顶底板围岩移近量均大幅度降低,成功实现了对中央轨道大巷硐室通道掘进围岩变形的控制。     

大断面硐室锚喷注联合支护技术

为解决大断面绞车房硐室支护难度大且变形严重的问题,以中泰矿业三水平轨道绞车房为研究对象,运用FLAC3D软件分别分析了绞车房硐室在锚杆、锚索联合支护和锚喷注联合支护状态下围岩的稳定性,对锚喷注联合支护技术进行了现场试验。研究结果表明:锚杆、锚索联合支护条件下硐室两底角受到较大的水平应力,竖直应力集中于底板,这是原支护条件下U型钢破坏和底鼓的原因;锚喷注联合支护技术下硐室各方向上的围岩应力相对均匀,硐室两帮移近量为43 mm,顶底板移近量为21 mm,硐室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.     

大断面软岩硐室稳定性控制技术

为解决大断面软岩巷道控制难度大的问题,基于弹塑性理论,分析了硐室断面尺寸和支护阻力对大断面软岩硐室围岩变形破坏的影响特征。以新上海一号煤矿主井箕斗装载硐室为工程背景,在岩石抗压强度、围岩松动圈厚度和围岩强度测试的基础上,采用FLAC3D有限差分软件对3种不同支护方式下硐室围岩的变形破坏规律和塑性区发育情况进行模拟计算和分析。结果表明:与传统的锚杆索支护相比,锚索+格栅钢筋混凝土联合支护结构具有更好的整体性能,支护后的硐室围岩塑性区和表面变形明显减小。现场工业性试验表明:中室围岩最大内挤变形量仅为5.5 cm,且支护稳定后,围岩应力较小,硐室围岩稳定性得到充分保证。     

软岩大断面硐室动态施工与耦合支护技术研究

基于软岩大断面硐室的地质条件和破坏特征, 采用FLAC^3D软件分析了硐室围岩力学形态变化特征与破坏机理, 结合软岩大断面硐室稳定性控制理论, 提出了由初次高性能锚网喷支护、二次注浆及底板锚注支护形成的耦合支护方案, 并给出了详细的技术参数。通过耦合支护技术, 实现了硐室围岩的共同承载, 提高了支护结构的整体性和承载能力。工程试验结果表明: 该耦合支护技术有效地控制了硐室变形, 满足了软岩地层条件下大断面硐室的支护要求, 取得了较好的技术与经济效果。     

矿井深部软岩大断面硐室二次支护技术的研究与应用

本文根据软岩工程支护的岩石力学原理,正确分析了曹庄煤矿深部软岩大断面硐室的围岩变形机理,根据支架与围岩共同作用原理以及硐室围岩变形与时间的关系,合理进行支护设计,提出了适时锚喷二次支护作为控制硐室围岩变形的方法,合理确定硐室二次支护时间,取得了良好的控制效果和经济效益。     

超千米深井高地应力软岩巷道底鼓机理及支护技术研究

针对磁西超千米深井高地应力软岩巷道底鼓量大、难支护的问题,采用理论分析、数值模拟以及现场观测的方法分析了巷道围岩力学特征及形成底鼓的主要影响原因,提出了巷道围岩全断面U型钢支护和底板深浅部围岩锚杆(索)联合支护技术。现场实施效果表明总回风巷整体断面顶底板移近平均值为144 mm,移近平均速度为3.5 mm/d,两帮的移近平均值为124 mm,移近平均速度为3.1 mm/d,高地应力软岩巷道底鼓得到了有效控制。     

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.     

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。     

大断面软岩硐室锚网支护技术研究

以桃园煤矿二水平泵房地质条件为基础,通过对大断面硐室现场调查分析,总结泵房变形破坏特征,采用理论分析研究方法,分析大断面软岩硐室巷道变形破坏原因,提出高强度稳定型锚网支护技术方案。现场工业试验和试验效果表明该项支护技术能够有效控制大断面软岩硐室围岩变形,对此类条件下的硐室具有推广意义。     

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。