深部软岩井底车场巷道变形破坏机理及耦合控制对策研究

鹤岗矿区兴安矿是我国典型的软岩矿井,随着开采深度的增加,井底车场巷道变形破坏严重,重车线顶板冒落高度达8.6 m,经多次返修仍未稳定,造成极大安全隐患。通过室内试验、现场测试和数值模拟计算等方法分析了典型巷道的变形破坏特征,总结了高冒区变形破坏机理和主控因素,提出基于施工过程优化的上下双硐室稳定性控制对策。现场应用效果良好,为大变形软岩巷道的支护提供了方法。     

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。     

深部邻近硐室群围岩注锚一体化加固技术

针对五阳矿扩区井底车场邻近硐室群破坏机理,分析其位于深部复杂地质条件下巷道变形特征,并对初始支护方案进行评估分析,采用数值模拟和理论研究,结合现场实际情况,提出了注锚一体化加固技术,对破坏严重巷道进行二次支护修复。现场试验表明,采用加强支护方案后,在破坏巷道顶板形成范围较大的压缩承载拱,顶底板围岩变形周期显著缩短,最大收敛量控制在120～140 mm,变形量显著缩小,避免了硐室及巷道二次翻修,实现了对巷道围岩的有效控制。     

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。     

大断面软岩硐室稳定性控制技术

为解决大断面软岩巷道控制难度大的问题,基于弹塑性理论,分析了硐室断面尺寸和支护阻力对大断面软岩硐室围岩变形破坏的影响特征。以新上海一号煤矿主井箕斗装载硐室为工程背景,在岩石抗压强度、围岩松动圈厚度和围岩强度测试的基础上,采用FLAC3D有限差分软件对3种不同支护方式下硐室围岩的变形破坏规律和塑性区发育情况进行模拟计算和分析。结果表明:与传统的锚杆索支护相比,锚索+格栅钢筋混凝土联合支护结构具有更好的整体性能,支护后的硐室围岩塑性区和表面变形明显减小。现场工业性试验表明:中室围岩最大内挤变形量仅为5.5 cm,且支护稳定后,围岩应力较小,硐室围岩稳定性得到充分保证。     

高应力软岩硐室围岩控制及数值模拟研究

鹤壁九矿-420水平31采区避难硐室多次返修,认为其处于高应力下的软岩流变岩层中,提出锚索+深浅部锚杆交错注浆+对穿锚索的硐室围岩加固方案。采用数值模拟方法对原支护与返修加固方案进行对比。结果表明:原支护条件下硐室断面收缩率达91.1%,顶板最大下沉量达到1 387 mm,围岩处于加速蠕变阶段;采用新的加固方案后顶板最大下沉量仅58 mm,围岩处于稳定蠕变阶段。     

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.     

伊田煤业2105工作面松软煤层巷道围岩控制技术研究与应用

为保障伊田煤业2105运输顺槽机头硐室围岩的稳定,通过分析机头硐室处围岩赋存的具体情况,采用数值模拟的方式对节理发育回采巷道的变形规律进行记性分析,得出在主节理为15°时巷道围岩变形及塑性区发育最大,主节理发育倾角为65°时,巷道顶板塑性区的发育深度约为1.53 m,左帮下部和右帮下部的塑性区发育深度最大,分别为1.92和1.21 m,结合具体地质条件对巷道的支护方案进行具体设计,并进行矿压监测验证支护效果。结果表明,支护方案实施后,运输顺槽机头硐室顶底板和两帮变形量的最大值分别为12和9.5 mm,保障了回采巷道围岩的稳定。     

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。     

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。     

弱胶结软岩巷道锚网索耦合支护技术研究

为解决弱胶结软岩巷道支护困难的问题,以伊犁一矿弱胶结软岩巷道为研究对象,结合煤岩物理力学性质及原岩应力测试结果,在分析巷道围岩变形破坏原因的基础上,通过优化支护参数提出了锚网索耦合支护方案。在利用数值模拟验证新支护方案可靠性的基础上,通过现场观测分析总结了采用新支护方案后巷道围岩变形有巷道开挖影响、变形限制、稳定变形3个阶段。结果表明:顶底板移近量平均为50 mm,两帮移近量平均为23 mm,变形稳定时间缩短为15 d;锚网索耦合支护能有效控制巷道围岩变形,改善围岩应力状态,充分利用深部围岩的自承载力。     

新东矿运输大巷破坏机理及支护设计分析

针对新东矿运输大巷围岩变形破坏较为严重的情况,经过现场勘查分析,认为影响运输大巷围岩稳定的主要因素为地应力较高、巷道支护方式、围岩性质较差。基于耦合支护原则,提出了恒阻大变形锚杆耦合支护方案,并根据返修巷道的现场勘测分析,该种返修方案有效的保证了运输大巷的稳定,为类似巷道的修复,提供了参考。     

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。     

深部高应力膨胀性软岩泵房支护技术

基于唐口煤矿泵房的岩石力学试验、岩石矿物组成分析、地应力测试、破坏机理分析,提出了采用以锚索桁架、锚注为核心的联合支护体系,来解决深部高应力膨胀性软岩大型硐室的支护技术难题。监测结果表明:加固后泵房围岩最大变形量仅有6 mm,3个监测断面平均变形量仅为4.7 mm,结果说明以锚索桁架、锚注为核心的联合支护体系提高了围岩自身承载能力和支护结构的整体性,有效地控制住了围岩的变形和底臌,保持了泵房围岩的长期稳定。     

大跨度开切眼围岩强化控制技术研究

为掌握厚煤层大跨度开切眼破坏特征,并对围岩稳定性进行有效控制,对庞庞塔煤矿705工作面大跨度开切眼掘进过程中出现的巷道两帮移近量大、顶板下沉剧烈等情况进行分析,通过分析围岩变形破坏的诱因,结合锚索桁架对顶板的支护作用机理,提出了以锚网索+桁架联合支护为基础的大跨度强化梁控制技术。应用结果表明:导硐开挖期间巷道顶底板最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为100 mm,导硐开挖相对稳定期为15天左右。巷道扩帮期间顶底板最大移近量为95 mm,两帮最大移近量为65 mm,顶板在20天左右即能达到稳定,两帮在10天左右即能达到稳定,围岩变形量得到了有效控制。     

深部泵房吸水井硐室群围岩稳定性一体化控制技术

泵房吸水井硐室群是矿井巷道立体交叉最密集、应力最集中、最容易破坏的部位,其围岩稳定性控制效果直接影响着矿井安全生产。为解决孔庄煤矿-1015m水平深部泵房吸水井硐室群围岩稳定性控制问题,从工程地质条件分析出发,针对"三高一扰动"强烈、膨胀性软岩矿物含量高(伊/蒙混层的总量最大值达89%)、工程施工极其复杂等不利条件,通过集约化设计消除立体交叉巷道硐室群的空间效应,利用数值模拟手段确定最优施工过程,采用桁架+锚网索耦合支护技术实现围岩荷载均匀化。结果表明:深部泵房硐室群稳定性一体化控制技术能够有效地控制围岩变形和破坏,保证巷道长期稳定,具有广阔的推广应用前景。     

特厚富水软岩巷道钢管混凝土支架支护技术研究

为解决查干淖尔一号井井底车场极软岩巷道支护问题,结合井底车场巷道围岩物理力学性质和原有支护条件下巷道破坏情况,运用修正的芬纳公式估算出围岩压力为0.9 MPa,计算理想状态下原有支护体可提供的支护反力为0.718 MPa,以支护体可提供的支护反力大于巷道稳定所需支护反力作为巷道稳定的必要条件,认为原有巷道发生变形破坏的主要原因是支护体支护反力不足,提出了钢管混凝土支架+厚混凝土喷层复合支护方案进行巷道返修,该方案理论上可提供1.48 MPa支护反力。结果表明:巷道返修完成2年后,两帮最大移近量为89 mm,顶底板最大移近量为142 mm。混凝土喷层没有开裂现象,巷道未发生明显变形,基于钢管混凝土支架支护技术的复合支护能有效控制巷道围岩变形。     

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。     

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。