深部薄基岩矿井煤仓硐室群施工组织和支护技术

万福煤矿煤仓硐室群包括煤仓、仓顶硐室、装载机硐室、仓顶联络巷和装载胶带机巷.煤仓硐室群施工过程中,存在上覆基岩薄、断面尺寸大、开挖扰动强等问题,针对这些问题,对其施工组织和支护方案进行了针对性设计,煤仓联络巷、装载机硐室的长期变形监测结果显示,采用设计的施工组织次序及支护方式后,煤仓硐室群整体处于稳定状态,硐室两帮最大变形量仅12 mm,顶底最大移近量为21 mm.该施工方案有效地维护了深部薄基岩硐室群的长期稳定.     

红庆梁煤矿机头转载大硐室群支护结构稳定性

红庆梁煤矿机头转载硐室为弱胶结软岩大硐室,机头转载硐室与煤仓、驱动硐室连接,硐室结构复杂,断面跨度大,支护困难。采用FLAC3D对机头转载硐室支护后硐室围岩和支护结构的稳定性进行数值分析,得出:机头转载硐室与煤仓、驱动硐室连接区域的顶板围岩位移量较大,需要加强顶板支护强度;两帮塑性区厚度较大,而且两帮锚杆受力较为明显;煤仓过软弱煤层段和煤仓接口处砌碹法向应力较大;对硐室群围岩大变形区域和支护结构薄弱点设置矿压监测点,监测机头转载硐室群的稳定性及时采取补救措施。     

大断面反井施工硐室围岩变形破坏机理及控制对策研究北大核心

针对大断面硐室围岩变形破坏严重的难题,以李家壕矿大断面反井施工硐室为研究背景,运用数值模拟、理论分析、现场监测等研究方法,分析了李家壕矿大断面反井施工硐室围岩变形破坏规律,揭示其围岩变形破坏机理,并提出了针对性控制对策。研究表明:大断面硐室顶板岩层为软弱岩层,受开挖扰动影响,顶板围岩破碎,顶板水平与垂直位移显著;大断面硐室空间较大,顶板岩层处于塑性区内,顶板垂直位移为1 450 mm,是常规断面巷道顶板垂直位移的2.8倍;大断面反井施工硐室围岩稳定性控制的关键在于顶板支护。工业性应用监测表明:常规断面硐室顶底板变形量无明显变化,大断面硐室顶板最大下沉值为132 mm,两帮最大移进量为74 mm,底板无明显鼓起现象,围岩变形得到了有效控制。     

庞庞塔矿9~#煤仓与附近硐室围岩强化支护技术

以霍州煤电庞庞塔矿9#煤仓及附近硐室的改造支护为工程背景,对巷道支护的特点进行了分析,并针对性地对给煤机硐室开口顶板、承重墙小断面通道、西区9#煤带式输送机暗斜井上段架棚强化段采取了相应的支护方式。工业性试验的结果表明,支护后的硐室围岩变形量较小,安全稳定性得到提高。     

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。     

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.     

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。     

大结构连跨凿岩硐室稳定性分析及支护模拟研究

针对司家营南区矿块大结构参数连跨凿岩硐室布置特点,建立了以载荷、跨度、拱失为变量的超静定三铰拱力学模型,并对硐室围岩稳定性进行了计算,提出加宽硐室间柱至3 m,减小硐室跨度至6 m,实施锚网喷联合支护,约束间柱横向变形的加固措施。同时,研究得到锚杆长度为2 m,间排距为1 000 mm×1 000 mm,采用直径为6.5mm的钢筋,网距300 mm×300 mm,喷射混凝土厚度150 mm的锚网喷支护参数。最后,利用FLAC~(3D)对联合支护进行数值模拟,结果表明优化后的硐室结构尺寸经过锚网喷联合支护能够满足承载要求,限制顶板沉降约72.7%。     

基于FLAC仿真计算的巷道底鼓预控技术"

采用FLAC模拟分析的方法,对某矿红土层中巷道采用底拱和反底拱2种不同支护方式下围岩力学行为进行了研究,系统分析了不同支护方式下围岩应力、位移及塑性区的变化情况。研究结果表明:采用反底拱进行硐室支护后,硐室底鼓量为50 mm,顶板监测点下沉量为50 mm,均为采用底拱支护技术的1/9左右;底板的垂直流变速度为8.64 mm/d,为采用底拱支护技术的1/3;最大应力明显降低。反底拱支护显著提高了围岩的强度和承载能力,有效地控制了软岩巷道的底板变形膨胀。     

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。     

高应力超大断面硐室围岩控制对策研究

针对深部高应力超大断面硐室围岩易失稳的问题,以红庆河煤矿设备换装硐室为工程背景,采用FLAC3D数值模拟软件分析了在低扰动掘进条件下超大断面硐室的围岩应力分布特征及变形规律,结果表明：高应力条件下,超大断面硐室塑性区范围明显变大,硐室帮部及底板相对于顶板更容易发生失稳,并提出强力一次全断面支护对策,底板锚索采用水泥灌浆实现全长预应力锚固。现场实践表明,硐室围岩稳定,变形量控制在30mm以内。     

跨度对顶板稳定性影响的研究与控制

针对晋华宫矿11#层8703工作面皮带机头硐室跨度大、支护难的问题,采用理论分析和数值模拟等方法,研究了巷道跨度对顶板稳定性的影响,得到了巷道顶板挠度分布的函数式和顶板位移与跨度的关系式,发现最大挠度与巷道跨度的四次方成正比,硐室顶板最大位移为拓宽前2703巷的5.89倍。根据减跨理论和悬吊理论,设计了锚杆、锚索的支护参数,解决了大跨度巷道支护难的根本问题。工业性试验表明,硐室开挖支护稳定后,硐室两帮收敛量为32.0 mm,顶板下沉23.7 mm,底鼓18.4 mm,支护效果良好。     

近煤仓硐室开采围岩变形及稳定性研究

以鹤煤八矿近煤仓硐室开采变形为工程实例,采用理论分析、数值模拟和现场试验等研究方法对覆岩移动变形预计理论和技术进行了较为系统的研究和分析,最终确定最优方案进行开采试验。实测表明,煤仓附近的2202工作面回采结束后,煤仓壁和硐室并没有受到较大影响,采出煤炭10.2万t,增加5100万元的产值,给矿井带来了可观的经济效益。     

高分子材料在治理泵房硐室淋水中的应用

利用高分子材料马丽散、聚氨酯浆和水泥-水玻璃双液浆对-228m泵房硐室进行注浆加固，不仅彻底封堵了顶板淋水，而且注浆加固后，泵房硐室围岩稳定，变形量较小。     

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。     

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。     

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。     

深部高应力大硐室施工技术的研究与应用

基于双柳煤矿千米埋深硐室的围岩受地应力影响,硐室围岩变形大、稳定性不好等问题,研究了埋深-1 175 m的主排水泵房硐室围岩控制技术,采用了第一次锚喷支护,第二次钢筋混凝土永久加强支护,再加上"反底拱"的复合支护方式。三种支护联合应用,硐室的两帮、顶低板的移近量在300 d以后基本趋于稳定,顶底板最大的变形量为35 mm,两帮最大变形量为20 mm,硐室的变形量基本不影响设备的布置,得到了有效控制。