巷道围岩控制概论讲座学习教案.pptx

巷道围岩控制概论巷道围岩控制概论(giln)讲座讲座第一页，共72页。主要(zhyo)内容动压巷道矿压新理论动压巷道矿压新理论动压巷道矿压新理论动压巷道矿压新理论巷道围岩控制的基本途径巷道围岩控制的基本途径巷道围岩控制的基本途径巷道围岩控制的基本途径巷道布置巷道布置巷道布置巷道布置(bzh)(bzh)与卸压与卸压与卸压与卸压巷道支护巷道支护巷道支护巷道支护围岩注浆加固围岩注浆加固围岩注浆加固围岩注浆加固第1页/共72页第二页，共72页。1、动压巷道、动压巷道(hng do)矿压新理论矿压新理论 巷道是矿井生产的咽喉，全国每年新掘巷道20000km以上(yshng)，静压巷道小于10%，围岩控制较好。矿工(kunggng)钢支护（无采动影响）U型钢支护的大巷（无采动影响）第2页/共72页第三页，共72页。F动压巷道占90%以上(yshng)，巷道支护成本增加，个别巷道达30004000元/m高强(goqing)弧板支护第3页/共72页第四页，共72页。严重破坏巷道(hng do)修复第4页/共72页第五页，共72页。F动压巷道(hngdo)围岩变形严重，严重影响生产、安全及矿井的经济效益U型钢支护(zh h)破坏情况锚杆支护(zh h)破坏情况第5页/共72页第六页，共72页。1.1 1.1 围岩围岩围岩围岩(wi yn)(wi yn)塑性区分布塑性区分布塑性区分布塑性区分布 围围围围岩岩岩岩(wi(wi yn)yn)分分分分层层层层显显显显著著著著，强强强强度度度度与与与与厚厚厚厚度度度度差差差差别别别别大大大大；压压压压力力力力分分分分布布布布不不不不均均均均匀匀匀匀，4 4角角角角大大大大；护护护护巷巷巷巷方方方方式式式式不不不不同同同同。塑塑塑塑性性性性区区区区分分分分布布布布状状状状态态态态不不不不均均均均匀匀匀匀，多多多多样样样样化化化化。与与与与圆圆圆圆形形形形巷巷巷巷道道道道、基基基基本本本本巷巷巷巷道道道道分分分分布布布布状状状状态态态态不不不不同，是研究动压、软岩巷道矿压的基础。同，是研究动压、软岩巷道矿压的基础。同，是研究动压、软岩巷道矿压的基础。同，是研究动压、软岩巷道矿压的基础。(a)实体(sht)煤巷道；(b)煤柱巷道；(c)沿空巷道；(d)无直接顶、底的煤柱巷道。分布状态：(a)“”型；(b)、(c)半“”型；(d)缺上（或下）的半“”型第6页/共72页第七页，共72页。现有支护理论现有支护理论“围岩松动圈围岩松动圈”、“新新奥法奥法”等对支护形式及支护与围岩等对支护形式及支护与围岩的关系研究较多，在开拓巷道、不的关系研究较多，在开拓巷道、不受采动影响受采动影响(yngxing)(yngxing)的采准巷道的采准巷道得到了成功应用。得到了成功应用。在承受动压影响在承受动压影响(yngxing)(yngxing)的巷道中的巷道中采用上述理论尚不能完全有效的控采用上述理论尚不能完全有效的控制围岩。制围岩。第7页/共72页第八页，共72页。1.2 1.2 巷道围岩巷道围岩巷道围岩巷道围岩(wi yn)(wi yn)不均匀的整体下沉和不均匀的整体下沉和不均匀的整体下沉和不均匀的整体下沉和局部上升局部上升局部上升局部上升 这是由大面积开采、采动支承压力这是由大面积开采、采动支承压力这是由大面积开采、采动支承压力这是由大面积开采、采动支承压力(yl)(yl)和不同护巷方式引起。和不同护巷方式引起。和不同护巷方式引起。和不同护巷方式引起。图2 相似(xin s)材料模拟试验结果u1、u2、u3、u4、u5下沉曲线D1、D2、D3破断曲线第8页/共72页第九页，共72页。1.3 巷道巷道(hng do)底底板变形破坏规律板变形破坏规律浅部鼓起、深部下沉浅部鼓起、深部下沉浅部鼓起、深部下沉浅部鼓起、深部下沉(xi chn)(xi chn)图3巷道(hngdo)底板深基点位移图4巷道底板围岩垂直位移No垂直位移为零；N零应变点第9页/共72页第十页，共72页。1.4 1.4 加加加加固固固固巷巷巷巷道道道道帮帮帮帮角角角角控控控控制制制制两两两两帮帮帮帮变变变变形形形形(bin(bin xng)xng)、底板鼓起和顶板离层、底板鼓起和顶板离层、底板鼓起和顶板离层、底板鼓起和顶板离层 两两两两帮帮帮帮下下下下沉沉沉沉(xi(xi chn)chn)，底底底底角角角角破破破破坏坏坏坏，水水水水平平平平应应应应力力力力挤挤挤挤压压压压，底底底底板板板板浅浅浅浅部部部部鼓鼓鼓鼓起起起起，顶顶顶顶板板板板离离离离层层层层下下下下沉沉沉沉(xi(xi chn)chn)。图5东庞矿巷道(hngdo)两帮下沉图6黄塘岭矿巷道两帮下沉图第10页/共72页第十一页，共72页。加固巷道帮角的方法加固巷道帮角的方法加固巷道帮角的方法加固巷道帮角的方法(fngf)(fngf)：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表1 1，表，表，表，表2 2。表表11支护支护(zhh)(zhh)方式方式 第11页/共72页第十二页，共72页。表表表表2 2 试验试验试验试验(shyn)(shyn)效果对比效果对比效果对比效果对比 试验编号巷道表面移近量mm、项试验与对比顶底板两帮移近量减少值mm移近量减少百分数%顶底板两帮顶底板两帮37426458631461.054.32759068548871.484.4960578加固(ji)巷道帮角的重要意义。第12页/共72页第十三页，共72页。1.51.5基于围岩承载基于围岩承载(chngzi)(chngzi)结构稳定的围岩控制结构稳定的围岩控制理论理论FF巷道巷道(hngdo)(hngdo)围岩承载结构的形成围岩承载结构的形成综放沿空掘巷与上覆岩层(yncng)的结构关系第13页/共72页第十四页，共72页。巷道受动压影响，不同时期、不同位置顶板巷道受动压影响，不同时期、不同位置顶板巷道受动压影响，不同时期、不同位置顶板巷道受动压影响，不同时期、不同位置顶板(dngbn)(dngbn)情情情情况况况况岩层(yncng)处于相对稳定状态阶段岩层(yncng)显著运动阶段覆岩稳定阶段压力叠加阶段第14页/共72页第十五页，共72页。从巷道围岩承载结构的稳定性出发，研究巷道围岩控制理论 合理确定巷道支护强度及支护方式(fngsh)，降低支护成本，改善巷道维护状况，为工作面高产高效、安全生产创造了条件 完善现有的巷道围岩控制理论 第15页/共72页第十六页，共72页。主要研究内容主要研究内容主要研究内容主要研究内容研究巷道围岩承载结构研究巷道围岩承载结构研究巷道围岩承载结构研究巷道围岩承载结构(jigu)(jigu)的形成的形成的形成的形成过程；过程；过程；过程；建立巷道围岩承载结构建立巷道围岩承载结构建立巷道围岩承载结构建立巷道围岩承载结构(jigu)(jigu)模型，模型，模型，模型，建立围岩承载结构建立围岩承载结构建立围岩承载结构建立围岩承载结构(jigu)(jigu)稳定的判稳定的判稳定的判稳定的判别式；别式；别式；别式；研究承载结构研究承载结构研究承载结构研究承载结构(jigu)(jigu)的变形特点，结的变形特点，结的变形特点，结的变形特点，结构构构构(jigu)(jigu)特征；特征；特征；特征；第16页/共72页第十七页，共72页。F研究动压影响区域开掘巷道(hngdo)承载结构的变化特点；F研究巷道(hngdo)承载结构失稳对围岩变形的影响；F研究巷道(hngdo)支护对承载结构的稳定性控制原理。第17页/共72页第十八页，共72页。2巷道围岩(wiyn)控制的基本途径2.1影响(yngxing)巷道围岩稳定性的三大因素围岩强度、岩体应力、支护技术第18页/共72页第十九页，共72页。根据围岩强度与岩体应力对我国矿井巷道根据围岩强度与岩体应力对我国矿井巷道根据围岩强度与岩体应力对我国矿井巷道根据围岩强度与岩体应力对我国矿井巷道(hng do)(hng do)的极限深度提出巷道的极限深度提出巷道的极限深度提出巷道的极限深度提出巷道(hng do)(hng do)极限深度，极限深度，极限深度，极限深度，见表见表见表见表3 3。表表表表3 3 巷道巷道巷道巷道(hng do)(hng do)极限深度表极限深度表极限深度表极限深度表围岩单轴抗压强度MPa巷道极限深度m601000第19页/共72页第二十页，共72页。2.2基本(jbn)途径（1）提高围岩强度布置在稳定岩层中；布置锚杆，强化围岩强度；围岩注浆，提高岩体强度；封闭、疏干、防风化，防止围岩碎裂、强度降低（2）减小岩体应力合理布置巷道时间、空间上减少巷道承受支承压力影响，巷道布置在应力降低区；合理设计煤柱尺寸；考虑最大水平应力的影响巷道卸压跨采进行巷道卸压；开槽卸压；振动爆破卸压；布置卸压峒室卸压（3）巷道支护巷道金属支架作用：给围岩提供支护阻力；当前注意：可缩性支架的使用界限、连接件、矿工(kunggng)钢可缩支架、支架壁后密实。锚杆支护作用：强化围岩强度；围岩强度强化理论、高强（超高）强度锚杆、设计方法、复杂条件下的锚杆支护、桁架锚杆支护。第20页/共72页第二十一页，共72页。3 3 巷道巷道巷道巷道(hng do)(hng do)布置与卸压布置与卸压布置与卸压布置与卸压 3.1 3.1 巷道布置巷道布置巷道布置巷道布置从从从从巷巷巷巷道道道道围围围围岩岩岩岩稳稳稳稳定定定定角角角角度度度度(jiod)(jiod)来来来来谈谈谈谈布布布布置置置置。要要要要保保保保持持持持围围围围岩岩岩岩稳稳稳稳定定定定，布布布布置置置置巷巷巷巷道道道道时时时时应考虑围岩强度与岩体应力。应考虑围岩强度与岩体应力。应考虑围岩强度与岩体应力。应考虑围岩强度与岩体应力。（1 1）采动引起的应力重新分布）采动引起的应力重新分布）采动引起的应力重新分布）采动引起的应力重新分布 图8已采区及其两侧煤柱的应力(yngl)分布冒落带；裂隙带；变曲下沉带；A原始应力(yngl)区；B1、B2应力(yngl)增高区、C应力(yngl)降低区；D应力(yngl)稳定区第21页/共72页第二十二页，共72页。图9留区段(qdun)煤柱时回采空间垂直应力等值线分布第22页/共72页第二十三页，共72页。图10煤体与采空区交界处底板垂直应力等值线分布上覆岩层容重；H埋藏深度：底板岩石应力升高区的扩展影响角；Z被跨巷道与上部回采煤层(micng)间的法线距；X-被跨巷道与上部回采煤柱边缘的水平距图11煤柱下方底板垂直应力等值线分布（煤柱载荷均布，应力集中系数为3）在应力重新分布下，从时间和空间(kngjin)上保证布置的巷道围岩稳定、维护费用低。第23页/共72页第二十四页，共72页。（2）巷道布置的原则：1）空间上尽量避免支承压力的强烈影响、叠加影响和多次影响；时间上尽量缩短支承压力影响时间。2）巷道布置在应力降低区或原岩应力区。3）采用无煤柱开采，必须留煤柱时在保证(bozhng)煤柱稳定的条件尽可能小。4）如果需要留煤巷保护巷道，所留护巷煤柱尺寸应使巷道不受支承压力影响或影响较小。5）避免在煤柱上、下方布置巷道。合理选择底板岩巷与煤柱边缘的水平距离x、与煤层垂直距离Z。6）在围岩受采动影响稳定后再掘巷道。7）巷道轴线方向尽量与最大水平主应力方向平行，避免与之垂直。第24页/共72页第二十五页，共72页。3.2 3.2 巷道巷道巷道巷道(hng do)(hng do)卸压卸压卸压卸压（1 1）利用跨采进行巷道卸压）利用跨采进行巷道卸压）利用跨采进行巷道卸压）利用跨采进行巷道卸压跨后巷道长期处于应力降低区；跨采过程中应加强跨后巷道长期处于应力降低区；跨采过程中应加强跨后巷道长期处于应力降低区；跨采过程中应加强跨后巷道长期处于应力降低区；跨采过程中应加强(jiqing)(jiqing)巷道支护巷道支护巷道支护巷道支护（2 2）开槽卸压）开槽卸压）开槽卸压）开槽卸压 开槽后应力向深部转移，卸压区围岩保持稳定。卸压槽可在底板、两侧(linc)或全断面。图12巷道周边卸压后的应力分布围岩卸压区；应力升高区；原岩应力区第25页/共72页第二十六页，共72页。（3）松动(sngdng)爆破卸压图13松动(sngdng)爆破卸压第26页/共72页第二十七页，共72页。（4）巷道一侧或两侧(linc)布置卸压巷硐图14巷道(hngdo)一侧有卸压巷道(hngdo)时的应力分布巷道布置(bzh)方式的变革第27页/共72页第二十八页，共72页。（5）巷道顶部(dnb)布置卸压巷硐图15有无顶部卸压巷时的巷道(hngdo)围岩应力分布第28页/共72页第二十九页，共72页。4 4 巷道巷道巷道巷道(hng do)(hng do)支护支护支护支护 4.1 4.1 金属支架金属支架金属支架金属支架(zhji)(zhji)应用普遍，仍是煤巷支护主要型式之一。应用普遍，仍是煤巷支护主要型式之一。应用普遍，仍是煤巷支护主要型式之一。应用普遍，仍是煤巷支护主要型式之一。（1 1）刚性与可缩性支架）刚性与可缩性支架）刚性与可缩性支架）刚性与可缩性支架(zhji)(zhji)的界限；围岩移近量的界限；围岩移近量的界限；围岩移近量的界限；围岩移近量200mm200mm。（2 2）发展双槽形夹板式连接件）发展双槽形夹板式连接件）发展双槽形夹板式连接件）发展双槽形夹板式连接件 图16双槽夹板(jibn)式连接件的定位方式a耳定位；b腰定位第29页/共72页第三十页，共72页。图17U25双槽形夹板式连接件力学特性(txng)曲线（徐州矿务局）拧紧力矩分别：1100Nm；2 150Nm；3 200Nm；4250Nm图18U25型钢螺杆夹板式连接件力学特性(txng)曲线（拧紧力短：150Nm）第30页/共72页第三十一页，共72页。（3）矿工钢梯形可缩性支架可进一步发展用于围岩变形量中等的条件；增加的费用不多，可选择侧向(cxin)、垂直或两者可缩（4）支架壁后充填、支架围岩紧密接触图19拱形支架载荷分布的5种情况(qngkung)a均布载荷；b顶压大侧压小；c侧压大顶压小；d侧压力大；e侧肩压大注：图中数字为载荷大小比例U29直腿拱形(nxn)支加(净断面积8.7m2)计算：a269kN;b322kN;c252kN;d110kN;e44KN；应改变e、d状况。第31页/共72页第三十二页，共72页。4.2 4.2 锚杆支护锚杆支护锚杆支护锚杆支护(zh h)(zh h)（1 1）技术经济优越性）技术经济优越性）技术经济优越性）技术经济优越性我国煤矿第二次支护技术革命；我国煤矿第二次支护技术革命；我国煤矿第二次支护技术革命；我国煤矿第二次支护技术革命；主动支护；主动支护；主动支护；主动支护；强化围岩强度，保持围岩稳定；强化围岩强度，保持围岩稳定；强化围岩强度，保持围岩稳定；强化围岩强度，保持围岩稳定；施工简单；成本较低；改善作业环境施工简单；成本较低；改善作业环境施工简单；成本较低；改善作业环境施工简单；成本较低；改善作业环境(hunjng)(hunjng)；促进矿井高产高效；促进矿井高产高效；促进矿井高产高效；促进矿井高产高效；推动巷道布置改革推动巷道布置改革推动巷道布置改革推动巷道布置改革第32页/共72页第三十三页，共72页。4.2 4.2 锚杆支护锚杆支护锚杆支护锚杆支护(zh h)(zh h)（2 2）围岩强度强化理论）围岩强度强化理论）围岩强度强化理论）围岩强度强化理论煤巷围岩松软破碎，应力高；煤巷围岩松软破碎，应力高；煤巷围岩松软破碎，应力高；煤巷围岩松软破碎，应力高；塑性区、破碎区范围大；塑性区、破碎区范围大；塑性区、破碎区范围大；塑性区、破碎区范围大；岩体处于峰后强度、残余强度；岩体处于峰后强度、残余强度；岩体处于峰后强度、残余强度；岩体处于峰后强度、残余强度；破裂破裂破裂破裂(pli)(pli)围岩中锚杆的作用机理？围岩中锚杆的作用机理？围岩中锚杆的作用机理？围岩中锚杆的作用机理？第33页/共72页第三十四页，共72页。图20锚杆布置(bzh)在破裂围岩中、C、随t的增加(zngji)而提高。锚固体(gt)C、第34页/共72页第三十五页，共72页。表4不同锚杆支护强度下锚固体(gt)破坏前的C、值锚杆支护强度t/MPa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力CMPa0.34660.35680.36260.36770.38280.37730.3869等效内摩擦角（）31.5131.5333.5135.5737.1438.840.4表5不同锚杆支护强度(qingd)下锚固体破坏后的C、值锚杆支护强度t/MPa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力CMPa0.01680.01820.01830.01840.01860.0210.3869等效内摩擦角（）31.5131.5333.5135.5737.2440.440.4第35页/共72页第三十六页，共72页。图21锚固体应力应变曲线图注：曲线上数字为锚杆支护(zhh)强度t（MPa）第36页/共72页第三十七页，共72页。（3）高（超高）强度锚杆支护(zhh)系统（r=0.968）(1)(r=0.967)(2)发展(fzhn)高（超高）强度锚杆的理论依据。第37页/共72页第三十八页，共72页。锚杆初锚力、支护强度的重要性原则：围岩稳定，支护费用(fiyong)低；依据：围岩强度强化理论；方法：实测为依据，数值计算耦合的方法。表6综放沿空掘巷锚杆初锚力与支护(zhh)强度矿名初锚力（kN）支护强度（MPa）兴隆庄煤矿20300.20.3王庄煤矿15250.150.25适当提高初锚力；提高单根锚杆承载能力，途径：保证加工质量，提高锚杆材料的强度。可伸长(shnchn)增强锚杆、高强度锚杆：对尾部螺纹部分热处理；超高强度锚杆：对整根锚杆热处理。第38页/共72页第三十九页，共72页。“三径”合理(hl)匹配：锚固力高、锚固成本低表7“三径”合理(hl)匹配表构体结构锚固剂环形厚度（mm）合理值最佳值左旋螺纹钢41056建筑螺纹钢61278第39页/共72页第四十页，共72页。作用：防止(fngzh)锚固正外过大离层，防止(fngzh)巷道顶板两角和剪切破坏。承载能力设计准则：按巷道顶板两角免遭剪切；破坏存在的问题：钢铰线直径与孔径不匹配，延伸率低（仅3.5），承载能力低（240KN）小孔径(kngjng)锚索第40页/共72页第四十一页，共72页。（4）动态系统设计方法锚杆支护三种设计方法：工程类比法；理论计算法；数值模拟分析。动态系统设计方法的内容（步骤）：1）含地应力测试的地质力学评估(pn)；2）以数值模拟为主的初始设计；3）对方案进行围岩稳定性分析；4）施工；5）现场监测；6）信息反馈与修改完善设计。第41页/共72页第四十二页，共72页。锚杆支护专用设计软件：自动设计和分析处理步骤：1）输入原始地质、力学资料，巷道特征，各种支护方案；2）自动进行原始参数转换、建模、划分单元、形成若干方案；3）选优：控制围岩变形好，费用低；4）输出最优方案，输出内容：方案内容，围岩变形图，塑性区分布图，各种分析图，锚杆支护与材料(cilio)消耗表，锚杆布置与施工图；5）监测信息反馈：5个反馈信息指标，输入围岩稳定性判断准则，修改或不修改设计，输出修改意见和支护具体措施。应用专用设计软件，在生产单位推广动态系统设计法。第42页/共72页第四十三页，共72页。（5）困难复杂(fz)条件下的煤巷锚杆支护包括软岩、深井、沿空、构造压力大，强烈底鼓巷道，主要(zhyo)是、类巷道支护方案根据不同条件具体确定。图23相似(xins)材料模拟试验结果u1、u2、u3、u4、u5下沉曲线D1、D2、D3破断曲线第43页/共72页第四十四页，共72页。基本支护准则和方法：1)顶板：全长锚固或加强锚固，高（超高）强度锚杆；2）两帮：加长锚固可伸长增强锚杆；3）加固(ji)巷道角控制两帮变形、底板鼓起和顶板离层；关键是控制两帮下沉和底角破坏。4）锚索加强与围岩注浆加固(ji)；5）锚杆与金属支架联合支护。第44页/共72页第四十五页，共72页。（6）综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理大、小结构概念大结构：包括顶煤、直接顶、老顶及其上载荷岩层的结构小结构：巷道锚杆组合支护(zhh)与锚固体大结构的稳定性分析：掘巷前；掘巷时；掘巷后；回采时第45页/共72页第四十六页，共72页。图24综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系(a)平面(pngmin)；(b)剖面1综放实体煤巷道；2综放开切眼；3综放沿空掘巷第46页/共72页第四十七页，共72页。图25回采时综放巷道与上覆岩体大结构的关系(a)平面；(b)剖面；1综放实体煤巷道；2综放开切眼；3综放沿空巷道；M关键块B的回转力矩；M本工作面老顶岩层(yncng)断裂，岩块A的回转力矩第47页/共72页第四十八页，共72页。小结构(jigu)的稳定性分析1）沿空侧护巷窄煤柱的宽度式中：因上区段工作面开采而在下区段沿空掘巷窄煤柱中产生(chnshng)的破碎区，其宽度9为：式中：m上区段(qdun)平巷高度，m；A侧压系数，泊松比煤体的内摩擦角，C0煤体的粘聚力，MPa；k应力集中系数，；岩层平均容重，kN/m3；H巷道埋藏深度，m；Px对煤帮的支护阻力，如上区段采空侧支护已拆除，可取Px0。第48页/共72页第四十九页，共72页。5.0m。巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度(chngd)，再增加15富裕系数，m；考虑煤层厚度较大(jiod)而增加的煤柱稳定性系数，按计算(jsun)对于中等稳定围岩的综放沿空掘巷，第49页/共72页第五十页，共72页。2)强化围岩强度，确度锚杆支护强度强化围岩强度后能在大结构回转下沉影响下保持围岩稳定，保证足够的锚杆初锚力与支护强度。综放两道围岩变形(binxng)规律表8巷道(hngdo)围岩变形量对比表序对比项目实体煤巷道沿空掘巷1顶板、两帮变形110152回采期间与掘巷期间围岩变形比值1.21.5563两帮变形与顶底板变形比值122.5第50页/共72页第五十一页，共72页。图26工作面前(minqin)方500530m处沿空巷道支护状况图27工作面前方4030m处沿空巷道(hngdo)支护状况第51页/共72页第五十二页，共72页。（7）桁架锚杆桁架锚杆对围岩强度的强化更为突出拉杆预紧力的重要(zhngyo)作用图28单式桁架锚杆的支护(zhh)原理第52页/共72页第五十三页，共72页。图29东庞矿桁架(hngji)锚杆布置图第53页/共72页第五十四页，共72页。图30开切眼支护(zhh)状况第54页/共72页第五十五页，共72页。巷道断面加大也是巷道布置改革的方向之一。优点：允许变形运输方便便于(biny)机械化掘进第55页/共72页第五十六页，共72页。5围岩注浆加固5.1提高(tgo)强度、充填裂隙、封闭水源、隔绝空气表9煤、岩试块破坏前和注浆后抗压强度实验结果第56页/共72页第五十七页，共72页。5.2注浆材料（1）材料类别化学类：丙烯酰胺类、聚氨脂类水泥类：单液水泥浆；水泥、水玻璃双液浆；ZKD高水速凝材料（双液或单液）（2）ZKD高水速凝材料1）机理：硫铝酸盐水泥熟料、石灰(shhu)、石膏、若干种添加剂水化生成钙矾石结晶水体积(tj)比占81.6%，再吸附大量水，水体积(tj)比达到90（重量比2.5:1）。第57页/共72页第五十八页，共72页。2）高水和中低水的分界(fnji)图31浆体流动性参数(cnsh)与水用量关系曲线2配料(pilio)浆3主料浆4配料浆1主料浆第58页/共72页第五十九页，共72页。3）ZKD材料(cilio)性能图32水泥浆液(jingy)和高水材料的性质与水灰比的关系第59页/共72页第六十页，共72页。图33单轴条件下固结体试块变形(binxng)曲线第60页/共72页第六十一页，共72页。图34不同围压条件下固结(ji)体应力应变曲线12345分别代表围压为0.13、0.26、0.38、0.50、0.75Mpa时的曲线高水条件下微膨胀；空气中易风化失水（注入(zhr)岩体、水中、或密封，防风化）第61页/共72页第六十二页，共72页。5.3围岩超前注浆使用(shyng)条件：围岩地应力不大，松软破碎5.4围岩(wiyn)滞后注浆1)注浆带后时间(shjin)图35岩石变形与渗透关系曲线图36权台煤矿3116上分层回风平巷掘头后方巷道围岩裂隙分布围岩裂隙发展变慢或前后进入掘后稳定期不久第62页/共72页第六十三页，共72页。（2）注浆孔深度破碎区应完全固结，并超过此区，尽可能深，一般2m左右。（3）注浆压力不超过岩石单轴抗压强度的13。围岩严重破碎时0.5Mpa，较破碎时1.0Mpa，裂隙较小时1.02.0Mpa，最高不超过3Mpa。（4）浆液渗透半径与注浆孔布置渗透半径取决于注浆压力、围岩力学性质、裂隙密度及张开度、浆液的流动力学参数及初凝时间等。一般采用渗透公式初步计算后由现场试验确定。注浆孔间排距，要求两孔渗透半径贯通，可取0.82渗透半径。一般在2m左右。注浆位置根据需要，可帮角、顶板(dngbn)或全断面。第63页/共72页第六十四页，共72页。（5）注浆量每孔注浆量式中：A浆液消耗系数(xsh)（1.21.5）；L钻孔长度方向加固区厚度，m；围岩(wiyn)的裂隙率（0.5%10%）；浆液的充填系数（0.61.0）（间、排距），m；R第64页/共72页第六十五页，共72页。5.5工程实例（1）权台煤矿3116上，分层回风巷ZKD高水速凝材料(cilio)，水灰比：1.8:1，巷道帮角布置5个注浆孔。效果：底板RQD：注浆前9.1%，注浆后86.7%。底鼓深度：注浆前2.0m，注浆后1.0m。图373116巷道底板深基点位移(wiy)曲线第65页/共72页第六十六页，共72页。（2）芦岭矿矸石道锚喷支护巷道ZKD高水速凝材料注浆，水灰比1.6:1。帮角布置4个孔，排距1.2mm，每m巷道消耗ZKD材料125kg。效果：两帮移近速度从0.45mm/d降至0.25mm/d；顶底移近速度从0.42mm/d降至0.35mm/d；修复(xif)周期提高了2倍以上。第66页/共72页第六十七页，共72页。5.6沿空留巷ZKD材料巷旁充填（1）巷旁支护阻力(zl)计算根据设置巷旁充填体后切顶的高度，煤体、巷道、充填体上的应力分布，按煤体极限平衡梁力学模型巷道支护阻力(zl)，再考虑充填体的稳定性，确定充填体强度和宽度。（2）降低成本，提高充填体强度渗入粉煤灰或灰渣，充填体的加固技术（3）充填体成型袋装或用活动钢模板，裸露。第67页/共72页第六十八页，共72页。（4）充填设备BHZ12010型液压充填设备，可输送粒径3mm以下(yxi)的颗粒物，输送距离1000m。图38BHZ12010型液压充填(chntin)设备第68页/共72页第六十九页，共72页。（5）充填(chntin)效果徐州矿务局庞庄煤矿东城井用高水灰渣充填(chntin)材料，活动钢模板脱模，充填(chntin)体裸露。图39巷内锚杆支护(zhh)与充填体第69页/共72页第七十页，共72页。图40充填(chntin)体切顶情况（6）其他护巷方式密集(mj)支柱切顶；留窄煤柱切顶第70页/共72页第七十一页，共72页。谢谢(xixie)大家！第71页/共72页第七十二页，共72页。