断层影响下千米深井巷道围岩破坏机制及控制

为解决深部巷道断层附近围岩变形量大的问题,以山东鑫汇金矿-1 070 m水平石门巷道为研究背景,现场调查发现巷道存在冒顶和片帮等隐患,且巷道断面尺寸在原有支护下2个月后由3.6 m×3.1 m缩减到3.1 m×2.5 m.采取修正后的Hoek Brown准则引入Hoek Brown常数(m1)、岩体地质强度指标(GSI)和扰动因子（D）3个参数,计算后发现临界失稳半径与Hoek Brown常数、地质强度指标和岩石单轴抗压强度呈负相关,与围岩应力和扰动因子呈正相关.在此基础上,通过数值模拟对比了原方案和 “超前管棚注浆支护+锚梁网喷+长锚索+钢支架”联合支护方案的效果,结果表明：巷道顶底板变形量最大分别减小了400和300 mm,底板变形量两帮变形量最大减小了200 mm,检验了支护方案的有效性.方案实施后,现场监测表明,巷道顶底板及两帮的围岩变形量维持在250 mm以内,巷道围岩状况满足工程的需要.     

大断面煤巷锚网索联合支护安全技术研究

结合某大断面巷道(断面面积34.125m2)的现场工程实际,采用自然平衡拱理论计算围岩塑性区破坏深度,并据此设计锚杆索支护相关技术参数。采用FLAC2D数值模拟和现场工程实测等方法验证支护的合理性和科学性,现场工程实测表明:巷道开掘50m后,巷道变形趋于稳定,顶底板累计变形量为114mm,两帮累计移近量为91mm,满足安全生产需求,巷道稳定性较好。     

深部开采巷道滞后突水防治技术

针对深部矿井巷道受承压水威胁在巷道服务期间易产生滞后突水问题.采用理论分析方法,研究了巷道滞后突水防治技术.分析结果表明:随着时间的延续,巷道围岩有效隔水层在矿压及水压长期作用下,围岩破坏范围逐渐扩大,裂隙进一步扩展,有效隔水层受到破坏,裂隙与高承压水连通,形成突水通道;分析了突水时间效应及防突水措施机理,提出了通过优化支护参数达到增强防突潜能的目的.基于悬吊理论和Ansys软件,对巷道支护参数及安装载荷进行了优化.结果表明:断层破碎带附近巷道顶底板最大位移量为132 mm,两帮移近量最大为123 mm,顶板离层量为8～15 mm,巷道围岩得到了有效控制,在服务期间,没有发生淋水等现象.该成果对预防巷道滞后突水有一定指导意义.     

高铁隧道穿越断层破碎带围岩控制效果分析

为研究高铁隧道过断层破碎段采用三台阶临时仰拱法施工下的围岩变形规律,以皇后岭隧道断层破碎段为研究对象,选取两个典型断面,通过开展现场监测,对比分析不同工况支护下围岩收敛和拱架受力以及围岩接触压力的变化规律。研究结果表明,断层破碎带下,隧道开挖支护完成后,拱顶最大下沉量10.1mm,水平收敛最大值为5.8mm,均远小于预留变形量。断层破碎段下,在距离掌子面1.2m到6m这段,拱架轴力和围岩接触压力变化速率较快,在距离掌子面12m时,拱架轴力和围岩接触压力的分布规律趋于稳定。表明断层带条件下采用三台阶临时仰拱法合理可行,以I22型钢架为核心的支护方案满足围岩控制要求,研究成果为类似工程提供了参考。     

巷道组过断层围岩控制技术研究

以深井巷道组过特大型断层(落差大于100m)破碎带为工程背景,采用数值模拟的办法对比分析了正常地层和断层破碎带中巷道组围岩的力学特征以及相互影响;结合断层破碎带围岩的实际情况,建立了"早预测、短进尺、弱爆破、强支护、紧封闭、勤量测、防突水"的断层带施工技术和综合保障体系,形成超前物探、超前加固、微震开挖、分步动态支护等综合配套技术,保证了巷道的施工安全。     

高应力巷道钢管混凝土支架支护围岩稳定性分析

针对高应力巷道围岩控制难度大的问题,对鹤壁三矿高应力巷道的钢管混凝土支架支护后的巷道围岩变形破坏情况进行了理论分析和数值模拟.理论计算表明,Φ219×8mm型钢管混凝土支架极限承载能力是2 595.04kN,可提供极限支护反力为1.8MPa.数值模拟结果显示,支护后巷道最大垂向位移172mm,两帮位移82mm,变形量较小,满足巷道围岩控制要求.现场实测发现两帮和顶底板变形均发生在施工后30d内,最大移近量为40mm和60mm;后期变形量无明显增长,巷道围岩保持稳定.     

软弱破碎围岩运输巷道变形机理及修复支护

为解决井下软弱破碎围岩巷道的支护问题,以巴鲁巴铜矿580 m水平运输巷道为研究对象,对巷道稳定性进行监测,分析巷道的变形特征及其影响因素,认为应力集中、围岩软弱破碎、支护强度低以及水的影响是巷道变形的主要影响因素。对巷道变形机理进行研究,建立巷道力学模型,在此基础上结合现场实际提出"钢拱架+长锚索"联合支护方案。使用FLAC3D对修复前后巷道稳定性进行模拟分析。研究结果表明:修复后巷道应力集中区域远离巷道表面,巷道围岩塑性区域面积下降40%。对巷道进行修复并对其稳定性进行监测,60 d内巷道两帮最大收敛变形量为39 mm、顶板最大下沉量为50 mm,没有明显的底鼓发生,巷道变形得到有效控制。     

锚杆锚索联合支护在11-12~#合并层的应用

本文针对煤峪口矿410盘区的实际,依据锚杆支护机理,探讨了合理的巷道支护参数和方案,并对实施效果进行了检测和分析,证实＂锚杆＋锚索＋金属网＂联合支护在大断面综采巷道是成功的。     

深井软岩硐室群支护技术研究

为解决新河煤矿-980m水平硐室群在掘进及支护过程中的大变形问题，首先通过理论分析，研究了相邻硐室不同开挖顺序对围岩破坏的影响；其次运用FLAC^3D数值模拟软件对相邻硐室群的不同开挖顺序进行模拟，计算得到围岩塑性区最小破坏体积V_P,并得出最优施工方案，在上述研究基础上对已开挖硐室群进行支护设计，提出泵房主体及壁龛前期采用锚网、注浆锚索、喷浆，后期采用钢筋混凝土砌碹的联合支护方式，并对实施该支护方案的硐室群进行支护前后的数值模拟计算，计算结果表明，水泵房主体硐室顶板最大下沉量由927mm下降至30mm,底臌量由1 036mm下降至6mm,主体泵房左帮移近量由1 010mm下降至10.9mm,壁龛掌面移近量由700mm下降至9.9mm,围岩变形得到有效控制.顶底板位移现场监测结果表明，监测断面两帮最大移近量为8mm,顶底板最大移近量为15mm,巷道支护效果良好，能有效控制围岩变形.     

深井穿断层回采巷道围岩变形机理与 稳定控制对策

以海石湾矿穿断层的回采巷道围岩控制为工程背景,综合运用理论计算、数值计算和现场监测的方法研究深井穿断层回采巷道围岩控制技术与对策.不同埋深条件下数值计算结果表明:深井穿断层回采巷道顶板下沉量明显大于底鼓量,近断层巷帮变形量明显大于远断层巷帮变形,巷道变形呈现明显的非对称性特点;巷道埋深增加,浅部围岩承载能力迅速减小,尤其是近断层侧;无论掘进时期还是回采时期,深井巷道围岩破碎区和塑性区范围较浅埋深巷道增大.针对性地提出了围岩稳定控制技术方案,即"工字钢架棚支护+围岩滞后注浆加固技术+锚杆二次支护"分步联合支护的围岩稳定控制技术.巷道支护效果分析表明:围岩整体稳定已基本得到控制.     

近距离采空区下大断面巷道顶板稳定分析

近距离采空区下大断面巷道顶板受煤层开采和巷道掘进两次采掘扰动,为研究两次扰动对巷道顶板稳定性的影响,以任楼煤矿Ⅱ8224切眼巷道为工程背景,利用理论分析、数值模拟及现场实测的方法,对采空区卸荷影响深度和巷道采掘扰动特征进行分析。结果表明：采空区卸荷影响深度的理论计算结果、数值模拟计算结果与钻取岩芯分析结果三者一致,受卸荷影响范围内的岩层会向上隆起;采空区下大断面巷道顶板的下沉时间为14d,最大下沉速度仅为15 mm/d。得出结论：采空区卸荷对煤层底板的扰动破坏影响深度为5.2 m;受采空区卸荷影响,巷道顶板下沉时间、下沉速度和下沉量较小。     

金川矿区深部巷道围岩流固耦合稳定性数值模拟

 地下水渗流会影响巷道围岩力学性质,本文结合流固耦合基本原理,以金川二矿区深部巷道为例,采用MIDAS/GTS建立了金川二矿区1000m水平某巷道流固耦合模型,研究渗流对围岩应力场、围岩变形及开挖卸载影响。计算结果表明,渗流作用对巷道围岩竖向应力的影响大于水平应力,渗流也导致围岩最大、最小主应力比无水时偏大。渗流和无水状态下围岩变形空间分布具有相似性,渗流对巷道围岩水平位移影响相对较小,但对围岩竖向位移影响较大,其中巷道拱部竖向位移明显大于无水状态,渗流时拱部最大位移约为8.2mm,而无水时仅2.3mm左右。因此,渗流效应将导致巷道顶板稳定性变差。开挖卸载对渗流场的影响表明,开挖后巷道周边压力水头迅速降低,孔隙水压力最小降为零,且孔隙水压力也从水平层状分布变为沿巷道轮廓环形带状分布。     

动压软岩巷道钢管混凝土支架支护围岩稳定性分析

 南山矿-225机道距离18煤工作面底板的距离小于5.8m,受回采动压影响明显,采用了高强度钢管混凝土支架进行巷道支护,高强度钢管混凝土支架的主体钢管为Φ159mm×8mm的无缝钢管,内部充填混凝土采用C40强度标准,通过理论计算可得钢管混凝土支架的极限承载能力为1894.3kN,并结合FLAC^3D数值模拟和现场监测分析18煤工作面回采对-225机道表面位移和围岩应力状态的影响.研究结果表明,距离工作面30m的范围内围岩受18煤工作面回采动压影响明显,最大垂向应力为27.4—42.9MPa,应力集中系数为2.27—3.57;钢管混凝土支架支护下动压巷道-225机道表面位移小于20mm,满足现场巷道围岩稳定性要求.     

沿空掘巷锚网梁索联合支护技术

本文结合沿空掘巷支护特点,通过数值模拟分析确定了山脚树矿21128回风巷合理煤柱的留设宽度为7 m.采用钻孔岩层结构探测技术手段对巷道围岩松动情况进行探测,确定了巷道松动圈影响范围一般在2.2 m左右,为支护方式的确定和支护参数优化提供了实际依据,提出了锚网梁索支护方案.通过FLAC3D有限差分软件分析和工程监测结果表明,巷道围岩变形在安全生产允许范围内,顶板离层较小,巷道围岩得到了有效控制.     

深井大断面破碎带巷道锚网梁索喷联合支护设计应用

徐州矿区夹河煤矿-1010 m采区开掘以后,矿山压力显现剧烈,巷道底鼓、两帮位移较大,影响巷道正常使用。通过锚网梁索及喷浆加固围岩技术,改变了围岩的力学性质,对失修巷道取得了良好的支护效果,对类似的巷道控制巷道变形及后期维护有一定的借鉴作用。     

深部软岩巷道耦合支护优化设计及应用

针对旗山矿-1000m水平北翼轨道联络大巷的具体工程地质条件，分析了巷道变形、破坏状况及其原因，提出了该巷道工程支护备选方案。在此基础上，对几种备选方案用数值模拟进行了优化选择和耦合设计，提出了锚喷网索＋底角锚杆＋注浆的支护方案。现场施工监测结果表明，该设计方案可有效控制该类巷道围岩的稳定。     

深部采动巷道底鼓控制技术及治理效果

针对开滦集团东欢坨矿8#煤层深部开采动压回采巷道剧烈底鼓现象,本文采用有限差分软件FLAC对不同底鼓治理措施(底板卸压槽、底板锚杆及底板钻孔)进行数值模拟,分析各种防治措施下巷道底板位移及应力分布特征,提出卸压法(底板卸压槽)与加固法(底角锚杆)相结合的底鼓控制措施。继而将"卸压与加固"联合控制底鼓方案应用于一条典型的回采巷道底鼓地段,治理效果表明底鼓量及变形速率均在可控范围之内,该联合技术控制底鼓效果显著。     

低透气性煤层CO2增透预裂技术应用

 针对低透气性煤层掘进过程中,瓦斯抽放难度高、掘进效率低等难点问题,提出应用CO₂增透预裂技术,提升煤层透气性系数与瓦斯抽放效率,提高工作面掘进效率。应用岩土力学模拟软件,模拟分析了煤层掘进过程中煤体破坏分布与应力分布状态。模拟结果表明:掘进过程中,巷道两帮破碎区域为距巷帮0~3m的范围,巷帮主要应力集中区域为距巷帮3~4m的区域,应力为18.0~18.9MPa。根据数值模拟结果,设计了煤层CO₂增透的预裂孔与抽放孔的详细参数,进行了现场验证。现场试验与效果分析表明:预裂前后钻场瓦斯抽采瓦斯纯流量提高了27%,瓦斯抽放浓度提高了1.7倍,可解吸瓦斯量由7.27降到4.30m³/t,掘进效率明显提高。     

基于鲸鱼算法的巷道掘进爆破参数优化与应用

合理的巷道掘进爆破参数组合是提高生产效率和改善掘进生产环境的重要因素。建立巷道爆破掘进经济数学模型,对在综合成本最少的前提下优化巷道掘进爆破参数。以钻孔、爆破、铲装、运输等工程技术环节为基础,建立巷道爆破掘进的综合成本为目的经济数学模型,形成目标函数。鲸鱼算法较传统的智能优化算法有着收敛速度快、稳定性好和操作简单的优势。利用鲸鱼算法对目标函数进行优化,最终得到最佳的爆破参数组合,即周边孔抵抗线为0.78 m,周边孔间距为0.64 m,崩落孔抵抗线0.95 m,崩落孔孔间距为0.90 m,炸药单耗1.21 kg/m3,并得到了矿山的爆破掘进最佳综合成本在29.9元/m3左右,可以为矿山爆破掘进的爆破成本控制提供参考。