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。     

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.     

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。     

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。     

复杂岩层大断面硐室群围岩破坏机理及控制

针对复杂岩层巷道交叉点高应力集中区四周硐室群开挖围岩稳定性控制和支护技术等难题,通过对现场取样测试硐室群围岩物理力学参数、黏土矿物成分和松动圈大小,分析了赵庄煤矿三盘区带式输送机头硐室群及周边巷道围岩变形破坏特征和机理,表明硐室帮部煤柱和底板围岩是加固支护重点。利用FLAC3D数值模拟软件分析了硐室群开挖对硐室群及周边巷道围岩应力分布和塑性区分布范围的影响。基于理论分析和数值模拟提出了硐室及周边20 m范围内巷道围岩"强柱固底"的加固支护方案。现场工业试验表明,加固支护后,硐室群及周边巷道围岩变形得到了有效控制,围岩内部裂隙基本被浆液填充,60 d内围岩顶底板和两帮最大移近量分别为30 mm和50 mm,达到了理想的加固支护效果。     

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。     

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。     

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。     

深部高应力硐室围岩稳定性分析

针对深部高应力条件下硐室围岩变形严重、围岩稳定性差的问题,采用现场调查、试验研究和数值模拟等方法,分析了硐室围岩变形破坏特征和围岩变形机理,对硐室围岩矿物成分进行了分析,模拟了相邻硐室和巷道开挖对硐室围岩的扰动影响,对硐室围岩进行了松动圈窥视探测,确定了硐室支护方案。结果表明,新的支护方案提高了硐室的安全稳定性,硐室支护效果良好。     

深井马头门软岩硐室复合支护技术研究

某矿副井马头门处于深井高应力、大断面、极破碎岩层等复杂条件下围岩破坏比较严重。通过分析马头门围岩破坏原因之后,提出了锚网索喷+反底拱钢筋混凝土砌暄的联合支护方案。利用FLAC~(3D)对原支护方案和优化方案模拟并对比分析之后,决定采用锚-网-喷-索初次支护、双层钢筋砼二次支护方案修复副井马头门破坏段部分。现场监测表明:加固支护后,拱顶下沉量为16 mm,底鼓量为10mm,两帮移近量为12mm,硐室变形得到有效控制。     

大断面软岩硐室围岩稳定性控制技术

针对鑫顺煤业15号煤层煤仓大断面软岩硐室的破坏特点,以1-1断面为研究对象,提出采用大断面锚索加强支护、薄弱部位专门支护和围岩整体注浆加固的控制技术。现场应用结果表明,顶底板移近量为120～140 mm,两帮移近量为100～110 mm,围岩控制效果良好。研究成果可为相似条件下的大断面软岩硐室稳定性控制提供有益参考。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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。