断层区巷道围岩破碎机理及控制技术

长春兴煤矿307回风巷掘进过断层区时,围岩出现严重破碎现象,导致巷道顶板下沉、两帮垮落,制约巷道安全快速掘进。基于此,研究分析了巷道围岩破碎机理,根据掘进现状对断层区破碎围岩原永久支护进行了优化,提出了注浆加固、矩形钢棚联合加强支护技术方案。实际应用效果表明,采取联合支护技术后,巷道在后期过断层区未出现围岩严重破碎现象,顶板下沉量不足0.12 m,两帮收缩量不足0.25 m,控制在允许范围内,应用成效显著。     

断层破碎带大断面巷道围岩变形破坏机理及控制技术

为了解决断层破碎带大断面巷道围岩控制的难题,结合长平矿4320回风措施巷的围岩地质条件,分析了断层破碎带巷道围岩破碎机理,提出了超前注浆加固+锚杆索支护+工字钢补强的围岩控制方案。试验表明,超前注浆加固可以改善围岩力学性能,提高围岩刚度和强度;及时进行锚杆索加密支护和工字梁加固的主被动支护可有效控制巷道的有害变形。     

过断层破碎带巷道围岩控制技术研究

针对巷道穿越断层构造区支护失效、局部顶板冒落、片帮等问题,以兖矿集团鲍店煤矿7304胶带顺槽为工程背景,根据巷道变形破坏特征和破坏原因,提出了“双壳刚柔耦合”注浆支护技术,对原支护技术方案进行了优化设计,通过数值模拟和现场试验验证了优化支护方案的可行性。结果表明,采用优化支护方案后,巷道顶底板最大移近量和两帮最大收敛分别为105.5 mm、121.8 mm,顶板离层量变化幅度在6 mm以内,有效提高了巷道围岩的稳定性。     

掘进巷道过断层破碎带围岩控制技术

为了保证巷道施工质量,提高围岩稳定性,保证煤矿后期安全稳定生产,在复杂条件下的31115材料巷施工过程中采取了“注浆+桁架锚索+锚棚”等联合控制措施,有效控制了工程巷道围岩变形,保证了巷道施工安全,取得了显著成效。     

软弱破碎顶板巷道围岩变形机理及控制技术

针对软弱破碎顶板巷道支护困难的问题,通过现场调查和钻孔探测发现软弱破碎顶板巷道围岩具有自稳平衡拱结构,但极不稳定,在扰动作用下表现为局部到整体的连锁失稳特征。现场取样进行试验,发现顶板破碎岩块强度低,帮部煤块裂隙发育、底板泥岩软弱是造成巷道全断面变形失稳的主要原因。原支护棚架架型不合理、接顶效果差、支护缺乏整体性以及支护系统不能协调变形是导致巷道失稳的直接原因。进一步试验表明,该巷道的软弱破碎岩样在侧限约束条件下压实后具有较高的承载能力,在无侧限约束条件下则难以自稳。掺入一定水泥进行胶结后形成的弱胶结岩体,其稳定性和承载能力有明显提高。结合普氏自然平衡拱理论和"类双曲线"模型,构建了软弱破碎顶板巷道围岩"抛物线-半双曲线"破碎边界扩张模型,发现软弱破碎顶板载荷呈指数形式增长,当帮部煤体不稳定时顶板载荷急剧增加,而底鼓是造成帮部失稳的重要因素。因此,提出了强力控制软弱破碎顶板,强化约束帮部煤体,加强隔水预防巷道底鼓的控制原理和"控顶先固帮,固帮先护底"的支护原则。针对州景煤矿5305工作面的实际情况提出了"双层金属网+喷射混凝土+预支撑囧形棚架+可缩性纵向连接器"的组合控制技术,经初步的现场工程实践,取得了较好的支护效果。     

大埋深破碎围岩巷道变形控制技术

120801运输巷受埋深大、上覆11号煤层采动等多重因素影响,导致巷道围岩破碎、支护难度大。结合现场条件,提出采用中空注浆锚杆+高强柔性金属网+工字钢架棚组合支护方式控制围岩变形。在巷道顶板采用涨壳式终孔注浆锚杆并配合注浆,提升顶板岩体整体稳定性及承载能力,加强锚杆围岩控制效果;巷道顶板及巷帮均铺设TECCO高强度柔性金属网,给巷道壁较大的支护作用力;按照1 000 mm棚距架设钢棚,进一步提升护表强度。现场应用后,120801运输巷顶底板、两帮最大移近量分别为66 mm, 58 mm,锚杆、架棚等支护体系均未出现失效、变形等问题,巷道围岩变形量较小,实现了深部破碎围岩巷道变形的有效控制。     

油页岩矿松软破碎围岩巷道变形机理及控制技术

为了探讨松软破碎围岩巷道合理的控制方法,通过现场调查、实验室实验和理论分析及数值计算方法,对吉林桦甸油页岩矿支护现状进行分析,总结破坏原因。并针对其破坏特点,提出了以自钻注浆锚杆为核心,锚网喷+全封闭U型钢可缩性金属支架耦合支护技术。工程实践表明:采用自钻注浆锚杆为核心的耦合支护结构,有效地解决了松软破碎围岩巷道的支护问题。     

深井穿断层破碎带软岩巷道围岩控制技术研究

在总结刘庄煤矿穿断层破碎带软岩巷道围岩破坏特征的基础上,分析了巷道围岩破坏原因,并结合该矿东一轨道大巷施工难点,提出了巷道围岩分步耦合支护技术方案,包括预留巷道围岩变形量、初次锚网索喷耦合支护、滞后围岩注浆加固及帮角和底板锚注加固。现场工程实践表明,采用分步耦合支护技术,巷道拱顶最大下沉量为38mm,两帮最大水平位移量为122mm,底鼓最大位移量为193mm,有效解决了刘庄煤矿深井软岩巷道穿断层破碎带施工围岩稳定控制难题。     

西铭矿井下巷道断层破碎带围岩控制技术应用

针对井下巷道断层带顶板破碎,围岩稳定性差,易发生冒顶片帮事故的难题,本文以西铭矿48603工作面为工程背景,在现有支护方案的基础上,通过分析巷道断层带支护失效的原因,提出了采用锚网喷+U型钢支架的联合支护方案,并设计了合理的支护参数.现场验证可知,联合支护方案能够有效控制巷道围岩破碎问题.     

陷落柱破碎带中巷道围岩控制技术研究

煤矿巷道过陷落柱时,巷道周围应力变化剧烈,巷道底部与顶端为强拉应力区,容易形成底鼓与冒落。通过对某矿470南翼2号回风大巷过陷落柱支护方式的研究,经现场勘察、FLAC3D数值模拟并结合工程类比方法,提出了采用锚网加棚支护过陷落柱巷道的支护设计方案。施工后现场观测结果分析,回风巷过松软破碎软弱围岩时,在修护后的巷道支护收敛变化得到了明显的控制,支护参数修改优化后,巷道变形量达到设计要求,有效地控制了巷道收敛变化,支护状况达到预定的结果。该支护体系能够有效地确保安全施工及正常使用的目的。     

破碎围岩巷道变形失稳特征及控制技术

针对破碎围岩巷道变形量大、围岩整体性差和支护困难等问题，以昌兴煤矿1460运输石门为试验地点，通过数值模拟与现场考察，研究原支护技术下巷道围岩变形失稳特征及机制，拟采用联合支护技术并对比分析围岩变形特征。研究表明：由于围岩强度低、支护方式单一、受开采动压影响和围岩中含软弱夹层，造成围岩松散破碎，稳定性差，顶板最大破坏深度达到4.80 m；提出了“锚网喷+U型棚拱形支架+注浆”联合支护技术，采用预应力锚索、高刚度U型钢棚、浅孔注浆及深孔锚注等支护方式强化围岩特性，形成多层复合加固拱承载结构，实现支护结构与围岩的相互耦合作用；数值模拟分析得出，修复后围岩塑性屈服区最大深度由5.56 m减小到1.07 m，降低了80.76%，围岩塑性区大幅度减小，围岩应力总体趋于均匀分布；现场试验表明，修复后顶底板位移量仅113 mm，两帮位移量78 mm，说明该联合支护技术方案可有效控制围岩变形失稳，维持巷道整体稳定。     

大断面巷道围岩变形机理及其控制技术研究

为解决大断面巷道断面大、跨度大、围岩易破坏变形、支护难度大的问题,结合乌苏四棵树煤矿8#井B51204运输顺槽地质条件及现场实际开采情况,对大断面巷道围岩变形破坏机理进行研究分析,通过FLAC3D软件对巷道应力及位移演化特征进行计算和分析,根据分析结果提出锚网索联合支护方案。工业性试验结果表明,采取优化的支护方案后,巷道顶板离层量最大为17 mm,顶、底板最大变形量为67 mm,两帮相对位移量为29 mm,实现了控制巷道围岩变形破坏的目的,为类似条件下大断面巷道支护提供了借鉴。     

在断层群构造带中掘进巷道围岩稳定机理及控制技术研究

以任楼煤矿含水层上穿过F2断层的中六运输大巷的安全开掘为工程背景,研究含水层上断层区巷道围岩控制技术。在断层岩性组成的基础上,结合水文地质条件分析原岩应力、断层构造应力和含水层水压等多应力场的耦合特征,得到了巷道开挖后围岩变形破坏规律:巷道在断层15m范围内变形破坏严重,相同标高断层上盘围岩破坏范围大于下盘,在含水层上方巷道底鼓量大;进而确定了巷道重点支护区域和加固的关键部位,并提出该类巷道的围岩控制技术:超前注浆、喷锚注分步动态加固为基础支护,再实施关键部位锚索加固和围岩注浆技术。工程实践表明,采用区域化分步动态加固技术,巷道围岩变形得到有效控制,保证了巷道围岩稳定,支护状况达到预期效果。     

破碎巷道围岩变形机理及支护技术研究

针对木瓜煤矿10-208回采巷道施工期间因受巷道围岩破碎、地质条件复杂等因素影响,围岩出现变形大、难支护等问题。对回采巷道变形破坏机理进行了分析,提出了采用“注浆加固+锚杆索”支护方案对围岩变形进行控制。现场应用结果表明：回采巷道过围岩破碎段掘进期间,顶底板及两帮累计变形量最大值分别为49.5 mm和64.6 mm,围岩变形破坏得到有效控制,为类似工程地质条件巷道围岩控制提供了一定的参考。     

破碎巷道围岩变形机理及支护措施研究

注浆加固+锚索支护方式使破碎围岩巷道形成一个整体,能更好地控制围岩变形破坏。本文针对木瓜煤矿10-208回采巷道施工期间因巷道围岩破碎、地质条件复杂等因素影响,围岩出现变形大、难支护等问题,采用理论分析与现场实践相结合的方法,对破碎围岩巷道支护措施进行了研究,提出了“注浆加固+锚杆索”支护技术。现场实践结果得出巷道过围岩破碎段掘进期间,顶底板及两帮累计变形量最大值分别为54.5mm和64.6mm,表明“注浆加固+锚杆索”支护技术可对破碎围岩巷道变形破坏进行有效控制。     

断层破碎带巷道底臌作用机理与控制技术

针对阳城煤矿-650南翼综机库(返修后为-650集中制冷硐室)底臌问题,采用现场调研和室内测试分析了底臌影响因素,包括断层破碎带影响、底板岩体质量差、底板浸水劣化和底板支护薄弱,其中前2条属于地质因素,要摸清参数分析利害,后两条属于人为因素,要优化设计设置防水。通过有限元模拟了原有支护和返修支护条件下底臌形成过程,模拟显示原支护条件下,巷道底板零位移标线距离巷道底板地坪7 m左右,零应变标线距离底板地坪10 m左右;底板有明显的3个区域:拉应变上升区、拉应变压缩区、压应变压缩区,其中拉应变上升区分布范围广且深度大(即零位移标线深度大),围岩应力作用下拉应变上升区持续位移是造成底臌的关键原因。返修方案优化了全断面支护并重点强化底板支护力,模拟显示返修后底板零位移标线距离巷道底板地坪约4 m,与原有支护条件下相比,零位移标线抬升约3 m,减小了底臌发生区深度,控底效果显著。由此,提出了以底板零位移标线深度(即底臌产生区深度)来分析底臌作用机理,在单一变量条件下,分析得出底板支护力σ、底板岩体强度σc、巷道埋深H及巷道半径R与底板零位移标线深度hs的相关函数分别符合对数方程、幂函数、线性方程和对数方程。其中底板支护力和巷道半径影响作用显著,底板岩体强度影响作用次之,巷道埋深影响作用再次之。因此,为抑制底臌,在常规支护条件下应尽可能提高底板支护力;在巷道满足使用要求条件下应尽可能减小巷道尺寸;对软岩底板应尽可能保持或优化底板岩体强度,必须进行底板防排水。最后,实施了以锚网索喷+钢管混凝土支架技术优化全断面支护并以钢筋混凝土底梁强化底板支护的综合返修支护方案,工程实践表明返修后底臌控制良好,底臌量低于20 mm,计算钢筋混凝土底梁支护力1.02 MPa,钢管混凝土支架反底拱支护0.91 MPa,返修方案的底板总支护力σ=1.93 MPa,属于高支护力方案。但是返修方案也存在施工复杂和支护成本较高问题,为此提出由预制装配式弧板+控底锚索+防水层组成的优化支护系统,施工简单,成本经济。     

深井破碎围岩巷道变形机理及控制研究

为解决深井破碎围岩巷道的支护问题,针对薛湖煤矿西翼轨道大巷的地质状况,建立了巷道底鼓力学模型,研究巷道围岩的破坏特征及其影响因素,通过分析得出:巷道两帮围岩的破碎起到天然卸压作用,延缓了底鼓的产生,随着帮部岩体的压实,应力继续向底板传递,进而引发了巷道底鼓.据此提出针对深井破碎围岩巷道采用二次支护方法控制围岩变形的方案:即一次支护采用U型钢可缩性支架进行支护、二次支护采用锚注与锚梁网索联合支护,其最大的特点是将传统的滞后注浆改为适时注浆,为锚杆锚固作用的发挥提供支撑平台,提高了支护效率.通过数值模拟优化,确定了最终的支护参数,并进行了现场工业性试验,观测结果表明,巷道变形得到了有效控制,取得了较好的社会经济效益.