深部岩巷锚喷支护技术参数确定与试验研究

为解决深部岩巷稳定控制难题,采用数值模拟和现场工业性试验的方法,建立了大尺寸"锚杆支护+混凝土喷层"三维数值计算模型,系统研究了深部岩巷锚喷支护参数对巷道变形的控制作用。研究表明:随锚杆预紧力、间距、锚固长度的增加,巷道围岩变形量得到有效控制,且受预紧力和锚固长度的控制更为显著,而适宜的锚杆长度可以有效控制巷道变形;喷层强度和厚度较小时,喷层结构会导致巷道顶底板变形向两帮转移,当喷层强度和厚度达到一定时,喷层结构可改善巷道整体围岩的控制效果。基于研究结果,设计了锚网喷支护技术和参数,现场工业性试验验证了其合理性。     

深部大断面巷道交叉点围岩稳定性分析及控制技术

针对邢东矿-760 m水平大断面巷道交叉点顶板明显下沉、两帮剧烈收敛、底板强烈鼓起、柱墙岩体破碎松散等巷道变形破坏特征,采用理论分析、数值模拟、工程类比及现场观测等方法,针对性地提出了集多层次交错密集高强度锚杆(索)支护技术、多层混凝土喷层拱支护、壁后注浆加固拱和柱墙浇注混凝土加固于一体的锚喷网注联合支护技术,剖析了深部大断面交叉点具体支护方法的围岩控制机理。研究表明:①当锚杆安装越密集时,压应力叠加所形成承压拱的最小厚度越大,压力拱承载能力越强;②锚杆间距大于700 mm时,喷层结构最大承载力小于0.55 MPa,随着锚杆间距减小至400 mm,喷层承载能力与锚杆间距呈类幂函数增长关系;③喷层结构承载能力与喷层厚度呈类线性关系,即喷层承载能力随喷层厚度增大而线性增大;④数值模拟结果表明围岩塑性破坏深度较大的区域位于顶部两肩窝处,且交叉点大部分塑性区深度小于2.4 m,锚杆长度确定为2.4 m时,能够使得锚杆锚固在岩体的弹性区内。基于以上研究,结合现场地质生产条件确定巷道交叉点围岩支护方案,并进行现场工程应用。工程实践表明,采用锚喷网注联合控制技术后,顶底板、两帮移近量最大分别为166、134 mm,移近速率最大分别为9.8、7.3 mm/d,巷道围岩总体收敛情况较好,有效控制了-760 m水平大断面巷道交叉点围岩变形。     

深井软岩巷道围岩变形特征及支护参数的确定

根据马路坪矿巷道围岩主要物理、力学性质的实验室测试以及现场围岩变形的监测结果,探讨了深部软岩巷道围岩变形破坏特征.借助FLAC^3D进行数值模拟计算,分析了巷道开挖后和原支护形式下围岩破碎区、塑性区范围和应力位移分布状况;并通过数值模拟优化了支护参数,确定了二次支护时间,提出了用短锚杆或铆钉取代管缝式锚杆挂网、采用底角锚杆对巷道底板进行加固的技术方案.工业试验结果表明,该方案对深部巷道围岩变形的控制效果良好.     

深部软岩大断面巷道大变形控制技术研究

深部软岩大断面巷道的变形控制一直是煤矿开采中的一个难题。为解决深部软岩大断面巷道大变形的问题,以神木大柳塔东川矿业南一石门为工程实例,通过现场监测及声波试验研究了巷道的变形破坏特点和破坏范围。基于原支护方案及分析成果,提出了“锚杆+注浆锚索+钢筋网+喷射混凝土+注浆管”的优化支护方案,数值模拟得出,采用优化支护方案相比原支护方案围岩塑性区破坏范围减小了约65%,验证了该方案的可行性。同时在新掘巷道进行了现场试验,巷道顶底板最大移近量为122 mm,两帮最大收敛量为115 mm,双孔声波法测试结果可得注浆浆液有效填充了巷道围岩裂缝,提高巷道围岩强度,实现了对巷道的稳定性控制,取得了良好的支护效果。     

过断层巷道围岩破坏机制及支护优化

针对某深井煤矿采区泵房及变电所过断层巷道出现的顶板剧烈下沉、两帮内挤严重、底板鼓量大的现象,通过现场调研、数值模拟及现场监测,分析了原有支护方案下过断层巷道围岩变形破坏机制,提出采用高强锚杆+注浆锚索联合支护方案。结果表明:深部高地应力、断层局部应力集中及剪切滑移破坏、支护强度不足等是过断层巷道围岩变形破坏的主因;注浆锚索能够有效控制围岩破碎区范围,联合高强锚杆调动深部围岩形成稳定支撑结构。现场位移监测结果表明,优化支护方案后巷道过断层位置处不连续变形得到了较好的控制,整体变形量大幅度降低,改善了围岩应力水平。     

破碎矿岩巷道分区支护设计与力学分析

"湿喷混凝土+树脂锚杆"支护技术以其良好的应用效果,在井巷工程中得到了广泛应用。针对某矿山矿石围岩破碎、支护难度大的问题,应用喷射混凝土作用机理、喷射混凝土强度与围岩稳定性的力学关系等原理,结合矿山的工程地质现状,对巷道支护方案进行了设计。对于喷层厚度的计算分别应用了冲切破坏理论、黏结破坏理论、剪切破坏理论以及锚杆间荷载原理,最终得出在巷道顶板的混凝土喷层厚度不应小于54mm,巷道两帮的混凝土喷层厚度不应小于15mm。应用组合梁理论对树脂锚杆参数进行分析,结果表明锚杆长度要大于2.56m,间距小于1.53m。根据计算结果进行了巷道支护的现场应用,取得了较好的效果。     

综放工作面回风巷底鼓机理与治理技术

为了有效解决常村矿回采巷道底鼓问题,通过分析巷道围岩变形机理及破坏特征,提出了钻孔卸压和钻孔卸压+混凝土反拱+底板锚杆联合支护2种优化方案。现采用FLAC3D软件进行数值模拟,并分析比较了模拟塑性区、位移场的变化情况,对2种优化方案的支护效果进行验证。现场实测数据表明:在采用钻孔卸压+混凝土反拱+底板锚杆联合支护方案后,最大底鼓量为146 mm,仅为原有最大底鼓量的23%,因此达到了控制围岩变形和治理巷道底鼓的效果。     

深部巷道支护控制技术研究

针对深部巷道围岩的变形破坏特点,分析了巷道围岩变形破坏机理和巷道稳定性特点,提出了巷道围岩的控制技术。利用ANSYS10.0软件对巷道开挖支护前后的围岩应力、位移及塑性区进行了数值模拟分析。模拟结果表明,锚杆锚索联合支护下,x方向两帮围岩应力集中得到有效控制,拉应力消失;y方向拱顶和底板的拉应力也明显减弱,拉裂破坏得到有效控制。锚杆锚索联合支护可有效控制巷道变形,支护效果良好。也为减少深部巷道支护成本、提高深部巷道支护效率提供了参考。     

深部破碎围岩开拓巷道支护技术研究

针对新密市大磨岭煤矿深部破碎围岩回风开拓大巷变形破坏严重的问题,采用理论分析和现场实测相结合的方法,分析了原支护回风开拓大巷矿压显现规律及变形破坏原因,提出了不对称"锚网索喷"二次联合支护方案。文章根据现场实际条件,确定了一次支护锚杆直径为22mm、长度为3000mm,巷道下帮、上帮肩部锚杆间排距分别为650mm×750mm、750mm×750mm,巷道两帮锚杆间排距750mm×750mm;二次支护方式采用"锚索+W型钢带"加强支护。通过现场工业性试验可知,17~49d后回风大巷围岩变形基本趋于稳定,平均变形速度约1mm/d,即优化支护设计方案应用效果较好。     

喷锚支护在寸草塔二矿的应用

针对寸草塔二矿22112工作面巷道,根据锚杆悬吊理论和喷射混凝土理论,确定巷道支护方案为D18 mm×2 000 mm圆钢锚杆+70 mm厚喷射混凝土支护。锚杆排距1.1 m,考虑1.3倍的安全系数顶板每排5根锚杆;喷射混凝土组成的质量配比为水泥∶细沙∶石子=1∶2∶2,喷层厚度70 mm,分两次进行喷护,初次喷层厚度为15 mm,第二次喷护使喷层达到最终厚度。现场应用表明,上述喷锚支护方案具有较好的支护效果。     

大埋深软岩高地应力岩巷支护技术研究

针对车集煤矿28采区三条下山巷道变形失修严重的现状,采用巷道失修共性特点查找、统计及原因分析的方法,进行了大埋深软岩高地应力岩巷支护技术的研究。为实现支护效果,采用了高强锚索+“四高”锚杆+柔性梯子梁+高应力巷道底板卸压+底板注浆锚索支护技术,同时在喷浆时喷浆料中掺入聚丙烯增强增韧纤维,施工过程中推广实施“先喷后锚”施工工艺。结果表明:该种巷道支护方式提高了支护强度及岩层自身的稳定性,聚丙烯增强增韧纤维有效地阻止喷层内部裂纹的产生和扩展,其韧性能适应软岩巷道大变形的特点,“先喷后锚”施工工艺的实施提高了巷道内在施工质量,对大埋深软岩高地应力岩巷支护具有较强的指导意义。     

深部岩体大变形规律:金川二矿巷道变形与破坏现场综合观测研究

针对深部高应力下硐室和巷道时效大变形问题,重点开展了金川二矿深部巷道大变形破坏调查、多手段原位综合观察、大变形灾害安全管理标准等方面研究工作。首先针对不同围岩支护类型下大变形巷道破坏问题,从破坏表现形式的角度总结提炼了金川二矿巷道10种典型变形破坏模式并阐明其形成机制;进而依托1 150 m水平大巷的大变形试验研究段,采用巷道表面的三维激光扫描测量、岩体内部开裂的钻孔摄像观测、围岩不同深度变形的位移计自动量测相结合的方式,揭示了深部巷道表面变形的空间非对称性、围岩内部浅层与深层变形的非均匀性、时效变形增长的跳跃递进性等不同于浅部岩体变形特点和破坏方式的新特征,表明了金川二矿碎裂围岩时效大变形本质是高应力下巷道开挖诱发表层围岩开裂,并在重分布应力驱动下围岩开裂深度逐步向深部转移进而导致巷道围岩自身承载性能逐步劣化的机制,从而表现出持续的时效大变形;最后提出基于功能失效和结构失稳原则的深部巷道大变形安全管理标准,并在现场反馈分析与应用实践基础上总结出了控制二矿深部巷道变形灾害的"双层喷锚网+锚注"和"喷锚网注+单筋砼"复合支护技术,充分利用喷网混凝土的表面柔性支撑与围压效应、锚杆对围岩内部的抑制开裂效应、水泥浆的充填并粘合开裂缝效应、钢筋混凝土的强刚性抗压和恢复围压效应等组合功能,从而形成一种"由表及里、表里结合"改善围岩受力状态、重构围岩承载圈的支护理念。     

顶煤破坏区采动影响下巷道变形机理与控制技术

为解决顶煤破坏区下破碎围岩巷道变形大、破坏严重的难题，以韩咀矿32103工作面辅运巷为研究对象，采用现场实测及理论分析相结合的方法对巷道围岩应力分布及变形机理进行研究。结果表明：32103辅运巷道顶板存在的顶煤破坏区呈非连续分布，32103辅运巷道围岩应力环境调整及顶煤遗留煤柱与区段煤柱有效承载宽度减小是导致巷道矿压显现明显的主要原因。基于上述探测及理论分析结果，提出以“深浅孔注浆+锚网索”联合支护为主的巷道围岩控制技术及以“架棚+底板卸压”为主的加固技术。现场应用结果表明：采用新支护方案后，32103辅运巷道围岩最大顶底板移近量为70mm，最大两帮收敛量为48mm，支护锚杆未出现破断现象，且锚杆受力与围岩变形均在合理区间，巷道支护效果良好。     

地下矿山大断面软弱围岩硐室变形机制与支护方法研究

大断面破碎软弱围岩硐室的支护一直是地下矿山开采的难题。基于此,本文以贵州烂泥沟金矿硐室大变形为工程背景,通过现场实测资料、采用理论计算和地质环境分析,揭示了底板和两帮变形机理:巷道在垂直及水平高应力作用下,呈现由两组优势节理组成的菱状空间破裂特征,在采动爆破震动影响下,围岩应力二次分配,使塑性区持续向深部拓展,降低了支护锚固力效果,从而导致围岩变形严重。基于支护理论,本文提出了顶板采用补强锚索+注浆+喷锚网,两帮采用补强树脂锚杆+锚索+壁厚注浆+喷锚网,底板采用反拱+注浆的联合支护方式。现场实测表明,这种联合支护方式与原始支护方式相比,对硐室长期稳定性控制具有良好效果。该研究可为深部复杂地质条件下的巷道变形加固提供借鉴。     

高应力复合顶大断面煤巷支护参数优化研究

为解决高应力复合顶板工作面巷道支护维护难的问题,通过现场调查,对已有巷道围岩破坏原因进行分析,得出原有巷道支护方式和参数不具有针对性。结合巷道断面和顶板岩性相变大的特征及巷道破坏特点,通过调整巷道两帮支护的锚杆间距,增加了支护密度,根据复合顶板岩性不同,将顶板支护分为4种方案,分别布置具有针对性的锚索补强支护,同时增大了锚索直径,强化了锚索支护作用。采用FLAC数值模拟软件对巷道在优化支护方案下的应力分布和变形特征进行模拟分析,巷道变形量减少,整体稳定,验证了支护优化方案的合理性。经工程实践和支护效果观测表明,巷道顶板下沉量最大为137 mm,两帮移近量最大为365 mm,顶板深部最大观测离层值为14 mm,保证了巷道稳定性,达到了预期目标。     

深井大断面软岩巷道围岩破坏机理与支护研究

根据滕东煤矿深部开采的地质条件,针对深部大断面巷道围岩变形破坏特征,通过现场观测和理论分析,深入研究了软岩巷道变形破坏机理;高地应力、低强度岩体、复杂的地质构造、支护体力学特性与围岩力学特性不耦合,支护时机不合理,是造成巷道持续性大变形与失稳的主要原因。为此,提出了深部软岩巷道支护原则和超前卸压与支护+锚网喷+高强鸟巢锚索+注浆加固联合支护方案。现场巷道位移监测结果表明,该方案可有效控制深部大断面巷道大变形。     

深部软岩巷道耦合支护方案的数值模拟

结合深部软岩巷道特殊的地质状况和围岩环境,分别采用“锚网+钢带+锚索+喷射混凝土”和“恒阻大变形锚杆＋钢带+底角注浆锚管”的耦合支护方案,并利用有限差分软件FLAC3D,对深部软岩巷道在开挖后出现的破坏情况进行了动态数值模拟,并对比分析了巷道在不同支护条件下的应力应变分布规律以及支护体的受力状况,为深部软岩巷道支护方案的选用提供了科学依据。     

新型高预应力锚索及锚注联合支护技术研究与应用

针对现有支护材料及工艺难以适用于深部软岩巷道大变形的支护难题,在理论分析、室内试验的基础上研发了新型高预应力锚索及其配套工艺,该新型锚索可施加初始预应力达70~100 k N,杆体延伸率10%~12%,可有效阻止开挖后围岩的快速变形,保持围岩的整体性和稳定性,并具有成本低、强度高、不易松动等优点;依据典型深部软岩巷道围岩变形特征及破坏机制,提出了以新型高预应力锚索和注浆锚杆为核心的联合控制技术,即支护初期采用以新型高预应力锚索为主,金属网、混凝土喷层为辅的柔性支护;后期进行全断面注浆,内外结合,从根本上提高支护强度。经现场试验证明,该技术能有效提高锚索受力状态,降低围岩变形速率,缩短围岩变形时间,围岩最终变形量只为原支护方案的30%左右,锚索平均受力提高了近4.7倍,取得了良好的支护效果,具有重要的推广应用价值。     

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。     

深部高应力回采巷道变形破坏机理与控制技术

针对深部高应力回采巷道变形破坏严重与难控制的问题,以任家庄煤矿210504工作面回风巷为工程背景,研究了其变形机理和稳定性控制技术。对该工作面运输巷的变形破坏代表性地段进行了现场调查,发现该巷为典型的深部高应力回采巷道,变形破坏特征为强烈底鼓、两帮严重内挤、顶板整体下沉;采用数值模拟的方法研究了巷道围岩的变形破坏机理,认为该巷的变形破坏是由低预紧力锚杆支护体系不能控制深部高应力巷道围岩所导致;对210504工作面回风巷提出了“锚杆+锚索+W钢带+锚网”的综合支护方式。工程实践表明,巷道底鼓量为220 mm左右,两帮移近量262 mm左右,分别比原支护方案降低59.1%和40.2%左右,巷道围岩保持稳定。该研究成果可为该矿或同类矿井的稳定性控制提供借鉴。