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。     

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。     

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。     

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。     

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.     

绞车硐室围岩破坏机理分析及注浆加固技术

为解决杨庄矿Ⅲ1采区绞车硐室两帮移近量大、顶板喷层脱落及严重底鼓等围岩破坏问题,在对围岩矿物成分进行试验分析基础上,采用现场测试和理论分析等方法对绞车硐室围岩破坏机理进行了研究。研究结果表明:巷道支护结构与支护参数的不合理和围岩含大量黏土矿物成分,是造成开挖已久的绞车硐室围岩破坏的2大主要原因。根据围岩破坏机理,通过理论计算和类比分析,提出了锚网喷结合注浆的二次加固方案,现场应用表明,采用该方案后,顶底板移近量和两帮移近量最大值分别为40、55 mm,绞车硐室趋于稳定。     

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。     

平煤八矿硐室围岩控制联合支护技术研究

平煤八矿二水平轨道下山绞车房硐室,采用锚(索)网喷支护以后,硐室两帮开裂、顶板喷层脱落且底鼓严重。采用理论分析、数值模拟的方法,对硐室围岩稳定性进行了分析。研究结果表明,硐室围岩岩性差、地应力高和采动影响是造成硐室围岩收敛和底鼓严重的主要原因。为此,提出了钢丝绳网锚杆支护-底板卸压槽-围岩注浆联合支护新方案,通过现场工业性试验表明,该方案能够有效地控制硐室围岩变形问题。     

大倾角松软厚煤层巷道支护的不连续变形分析

针对杜家村矿北翼回风巷大倾角松软厚煤层条件下支护难题,采用了不连续变形分析(DDA)方法进行了无支护、锚杆支护、锚杆+锚索联合支护、锚杆+锚索+W型钢带+高强度塑料网联合支护的数值分析,模拟了巷道在不同支护条件下的变形破坏过程,比较了这4种支护方式下围岩的变形、垮落情况。研究表明:大倾角松软厚煤层巷道采用锚杆+锚索+W型钢带+高强度塑料网联合支护形式效果最佳,其两帮移近量仅为38.5 mm,顶底板移近量为62.3 mm。     

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。     

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。     

高应力松软围岩硐室全断面均衡加固技术

针对西冯街煤业四盘区采区变电所硐室受3405上分层工作面采动影响围岩变形严重的问题,提出高应力松软围岩硐室全断面均衡加固技术,该技术主要包括底板反拱封闭支架支护、围岩高压注浆加固及锚索补强支护,加固后在四盘区采区变电所硐室进行矿压监测,结果表明:四盘区采区变电所硐室主要变形阶段为加固后的前两个月,最终两帮移近量最大为23 mm,顶底板移近量最大为24.5 mm,围岩稳定性很好,能够保证矿井安全使用。     

开槽加固底板控制软岩峒室底鼓的数值分析

底鼓是工作面跨采过后下部软岩硐室变形破坏的主要形式之一。基于峒室围岩条件提出了在底板不对称开卸压槽并用锚杆锚索联合加强支护的治理方案。应用离散元模拟软件UDEC3.0,得到峒室加固前后围岩的垂直应力、底鼓量、位移矢量及弹塑性区范围等的变化。分析结果表明,底鼓量在加固前后分别为640mm、120mm,加固效果明显。对类似条件下控制底鼓具有参考意义。     

张村煤矿大断面软岩巷道锚注支护技术

为解决软岩大断面硐室变形大、底鼓严重问题,张村煤矿在二二绞车房硐室施工中,认真总结了以往U型钢支护失效和巷道变形的原因,分析软岩巷道变形机理,采用锚网喷注综合支护技术,来改善围岩岩性和受力环境,形成围岩受力挤压拱,限制深部围岩松动范围,并取得了明显的技术经济效果。     

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。     

高强稳定型锚网索耦合支护在大断面硐室中的应用研究

针对硐室围岩岩性差、原有支护设计不合理、无控制底板措施、高地应力作用下硐室围岩发生局部变形破坏。采取在原有一次锚网支护的基础上,采取二次锚网支护加固技术,并针对支护承载结构的薄弱部位,采用锚索对锚网支护形成的承载结构进行结构补偿的支护方式,有效的控制了硐室围岩变形,锚杆失效和载荷分布不均造成的支架承载能力降低。     

过逆断层掘进巷道合理支护方案确定

为确定店坪煤矿2003巷掘进过逆断层巷道的合理支护方案,文章通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了巷道围岩变形的变形特征,最终提出了掘进巷道过逆断层期间巷道的锚网索合理支护方案,主要得到如下结论：1）掘进巷道过逆断层前后巷道围岩锚网索支护方案中,锚杆长度2.5 m,锚杆间排距600mm×600mm;锚索长度7 m,锚索间排距为1000 mm×1200 mm;2）巷道顶板的垂直变形和两帮的水平变形均呈现“中间大、两端小”的特征,其中最大顶板下沉量为100 mm,最大两帮移近量为29 mm;3）现场实测结果显示在巷道掘进21天后,巷道顶底板移近量和两帮移近量的增长变化不大,最终巷道顶底板移近量和两帮移近量分别维持在95mm和60mm左右。掘进巷道围岩变形得到有效控制,巷道支护效果良好。     

大断面巷道联合支护效果分析

以盛泰煤业15201工作面回风巷支护设计为背景,通过运用数值模拟和现场实测相结合的方法,对“锚杆+锚索+钢带”联合支护下大断面巷道围岩移近量进行了分析,数值模拟结果顶底板最大移近量为104.1 mm,两帮移近量最大为99.4 mm;现场实测顶底板平均移近量为71.25 mm,两帮平均移近量为89.75 mm,和数值模拟基本吻合。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证大断面巷道围岩稳定性效果显著。