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。     

构造带极不稳定围岩注浆加固效果数值分析

泰来煤矿+1 150 m水平运输大巷处于多条断层影响区域,巷道顶底板和两帮移近量大。在现场调研、巷道顶底板岩层结构分析及实验室试验的基础上,提出了在原支护参数不变的情况下,进行围岩注浆加固措施。采用FLAC数值软件对注浆前后的围岩加固效果进行了对比分析。结果表明:只进行锚杆+喷层+锚索支护时,围岩变形速度和变形量都较大,"围岩-支护"共同体呈松散破坏状态。采用注浆加固和锚杆+喷层+锚索的联合支护方式,围岩变形得到了有效控制,顶板最大下沉量140 mm、最大底鼓量80 mm、两帮最大移近量为125 mm。     

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。     

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.     

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.     

某矿高应力强流变软岩巷道失稳破坏机理及控制技术

高应力、低强度是引起软岩巷道产生塑性大变形的主要原因之一。通过分析某矿皮带下山变形破坏特征及围岩力学状态,总结了其变形失稳原因;基于耦合支护理论,在原支护方案的基础上,提出了全断面高强锚杆+长锚索+控底混凝土层耦合支护(方案1)和长短多级锚索+高强锚杆+柔性让压充填层+U型钢联合支护(方案2)2种优化方案,采用FLAC^3D模拟了2种优化方案的支护效果,确定方案2作为最佳支护方案;工业性试验表明,采用该方案后,巷道顶板最大下沉量、底鼓量及两帮最大移近量分别为37.8 mm、97.8 mm和105.3 mm,基本控制了围岩有害变形。     

深井大断面交岔点变形机理及稳定性控制研究

为解决夹河煤矿深部大断面3号交岔点难以支护的问题,分析可知3号交岔点变形破坏的主要原因是高地应力、开挖扰动以及支护体和围岩强度与结构的不耦合,据此提出了锚网喷+锚索+底角锚杆+中间岩柱双控锚索的耦合支护技术,现场应用表明:采用锚网索耦合支护技术后3号交岔点顶底板最大移近量为69 mm,两帮最大移近量为45 mm,3号交岔点变形得到了有效控制。     

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.     

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。     

镇城底矿软弱顶板煤巷支护技术研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,先对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到131.36mm,较原支护方案下降83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

千米深井大断面硐室双强壳体支护技术

针对山东唐口煤矿西部轨道并联巷2 m绞车房硐室埋深超千米,顶板及两帮收敛变形大,底鼓现象严重,需反复维修的工程难题,在分析深部大断面硐室围岩破坏机理的基础上,提出了千米深井大断面硐室双强壳体支护技术,并设计了"锚注支护+格构衬砌支护+强基础梁锚注支护"的支护方案及其工艺流程。工程应用结果表明:25 d后顶底板锚索载荷趋于稳定,监测顶底板锚索最大载荷分别为131 kN和117 kN,最大载荷远小于破断载荷,锚索受力合理;采用双强壳体支护40 d后,围岩变形基本趋于稳定,90 d后顶底板最大移近量仅为64 mm,变形率为1.14%,表面未出现破裂现象,硐室围岩变形得到有效控制;该技术为唐口煤矿创造直接经济效益449万元,经济效益显著。     

大断面弱结构硐室施工工艺与支护研究

针对金家渠煤矿绞车硐室大断面(宽11.5m,高7.45m,断面积71.5m2)支护系统薄弱、顶板围岩弱结构体特征,采用台阶法分块段施工工艺(上部台阶分为右上第Ⅰ块段(高4.0m)、左上第Ⅱ块段(高4.0m)、下部台阶第Ⅲ块段(高3.45m));通过分析弱结构硐室控制机理,依据克斯特纳方程,确定极限平衡区范围Rp为6.54m,提出柔性支护、补强支护、刚性支护方案,即一次支护采用"锚网喷+锚索"柔性支护,理论分析锚杆长度2.4m,间排距0.8m,锚索长度7.0m,锚索预紧力为锚杆预紧力的4.7倍,达到最佳耦合强度。在顶板喷层开裂范围内采用8组桁架锚索进行不均匀补强支护,采用"钢筋混凝土"刚性支护进一步限制围岩蠕变,浇筑混凝土厚度450mm,钢筋保护层厚度50mm,强度等级C30。工程实践证明该技术不仅保证了硐室的安全施工,也实现了支护体与围岩在刚度、强度和结构上的耦合,有效解决了硐室变形、失稳问题。     

深部软岩巷道围岩支护技术研究

为有效解决深部软岩巷道围岩控制问题,针对信湖煤矿回风石门埋深大、应力高、围岩强度低的特点,在分析了信湖煤矿回风石门的围岩赋存条件、变形破坏特征以及原有支护方案已难以维持现掘巷道稳定的条件下,通过理论计算得到信湖煤矿回风石门围岩塑性区范围,从而提出了控制巷道围岩的基本理念：采用小承载体控制围岩破碎区的扩大,采用大承载体限制围岩塑性区的发展,2个承载结构共同维持巷道稳定,进而提出采用“混凝土喷射+注浆锚杆/锚索+普通锚杆/锚索”联合支护方案对新掘巷道进行支护,并结合FLAC^3D数值模拟及现场工业性试验对“混凝土喷射+注浆锚杆/锚索+普通锚杆/锚索”联合支护方案的合理性及可靠性进行验证。结果表明：信湖煤矿回风石门新掘巷道经“混凝土喷射+注浆锚杆/锚索+普通锚杆/锚索”联合支护方案支护后围岩表面变形趋于平稳,巷道顶板最大下沉量仅为36 mm,两帮移近量为67 mm,支护体与巷道围岩形成了稳定的复合承载结构,联合支护方案能够保持巷道的长期稳定,该联合支护方案可为其他类似深部软岩巷道支护提供一定参考。     

某深井软岩巷道支护方案比选

为解决唐口煤业南部轨道大巷顶板离层下沉、两帮收敛变形、支护难度大的问题,采用耦合支护力学理论、现场试验的方法对巷道失稳变形的原因进行了分析,并采用锚网索喷+拱形棚、锚网索喷+梯形钢带、锚网索喷(高强让压锚杆)+梯形钢带组合3种支护方案进行对比。实践结果表明,锚网索喷(高强让压锚杆)+梯形钢带组合支护效果最明显,顶底板移进量为60 mm,两帮移近量为100 mm,均达到《煤矿安全规程》要求。高强度锚杆能够提供足够的轴向力与切向力,高强度锚索的承重和抵抗变形的能力更强,锚杆和锚索的协同加强支护作用使巷道围岩体形成一个共同的承载结构,扩大了支护结构的有效承载范围,提高了支护结构的整体性和承载能力。     

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。     

格栅在富水软岩大硐室修复中的应用

新上海一号煤矿副井马头门硐室破坏失稳的根本原因在于围岩应力超过了围岩强度,出现了大松动圈软岩工程。针对硐室跨度大、边墙高,支护结构整体性不强等特点,选用"锚网喷+格栅+锚索束桁架"支护结构,有效地控制了硐室的变形,为同类型的大硐室施工提供了依据。     

煤层水仓围岩变形破坏特征及控制技术研究

矿井永久硐室作为矿井重要设施,硐室围岩的长期稳定对于煤矿安全生产至为关键。针对益东煤矿煤层中央副水仓围岩失稳大变形难以控制的技术难题,梳理了副水仓硐室围岩现场变形破坏特征,建立UDEC数值计算模型,反演分析了原始混凝土砌碹支护下硐室围岩应力、裂隙发育程度、变形破坏特征,综合分析了副水仓硐室围岩变形破坏机理。结果表明：原始支护强度低、支护系统不协调、底板膨润土遇水膨胀是围岩大变形难以控制的主要原因。结合现场实际条件及数值模拟反演结果,提出了一种“注浆加固+锚杆、索+反底拱”联合支护技术应用于返修实践。现场监测表明：返修后45 d内,两帮收敛量最大为55.8 mm,顶底板移近量最大为46.5 mm,满足副水仓硐室安全使用要求,确保煤矿安全生产。     

软岩巷道顶板锚杆锚索联合支护参数优化研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,以木瓜矿10-206工作面为工程背景,对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到了131.36mm,较原支护方案下降了83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3mm,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

纤维混凝土用于深井大硐室支护的关键技术研究

深井巷道支护困难是采矿界公认的,因为深部围岩在高应力作用下呈现出了工程软岩非线性大变形特点,使深并大硐室支护因支护空间大支护更加困难,对安全生产威胁非常大.针对深井大硐室支护结构高强高韧的要求,提出了将高韧性改性聚丙烯(粗)纤维与高弹模钢纤维混杂掺加到水泥基材料中形成复合水泥基材料,通过喷射在围岩表面形成支护层与锚杆、锚索形成共同支护体的施工方案.结合孔庄煤矿深部大硐室施工的实例,对施工中遇到的纤维的选择、纤维掺量的确定、喷层厚度确定等关键技术进行了论述,为该技术的推广提供技术支持.