深井巷道围岩控制.pptx

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1、1.背景和意义第1页/共58页2低强度软岩2膨胀性软岩2高应力软岩2节理化软岩2复合型软岩软岩的分类可见，判断是否是软岩应从应力和岩性两方面考虑。当岩性软弱时，应力不大围岩同样会破坏。第2页/共58页我国国有大中型煤矿开采深度每年约以15m的速度向深部增加。一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，当岩体应力达到甚至超过岩石抗压强度时，有关岩体力学科学与工程的若干问题由量变逐渐发生质的变化，造成资源开采的极端困难，并引发矿井重大安全事故危险性增加，严重威胁矿井的安全生产。深井软岩成为重点第3页/共58页深部开采的主要严重问题深部开采的主要严重问题

2、21）井巷维护困难、维护费用高，影响生产；22）采场顶板破碎，冒顶事故的危害增大；23）凿井困难增加，提升等井筒设备不能适应深井的需要；24）冲击矿压、煤与瓦斯突出危险加大；25）地温升高，恶化生产环境，影响生产；26）瓦斯涌出量增加，瓦斯爆炸危险加大；27）矿井水压力和涌出量增加，突水事故的危险性加大。第4页/共58页世界主要采矿国家对矿井深部开采的这些技术难题从理论上及实用技术上进行了许多研究，取得了可喜成果，但一些主要难题未能从根本上解决。英国、德国这些采矿技术水平较高的国家也未能解决深部开采的若干技术难题，采矿成本随采深加大而不断增加，最终导致关闭大批矿井，生产中急需的煤炭不得不依靠进

3、口。国外的研究状况第5页/共58页我国是世界产煤大国，也是用煤大国。我国煤炭储量大部分埋藏在深部，埋深大于600 m 和1000 m 的储量分别占到73.19%和53.17%。我国人口众多，用煤量大，不可能关闭深部矿井而依靠进口煤炭。因此，无论从战略高度还是从当前生产实际出发，都迫切需要积极开展深部开采中的基础理论研究，以求在新理论的指导下，使实用技术有新的突破和发展，使矿井深部开采走上安全、高产高效的健康轨道。国内的情况第6页/共58页2.“深井”的概念第7页/共58页 深井概念：由矿井深度和岩性两个因素决定。矿井由浅部过渡到深部的深部界限称为“临界深度”。围岩单轴抗压强度 /MPa巷道临界

4、深度 /m 60 1000 临界深度以上支护简单、易维护；以下则明显困难。表1 巷道临界深度表第8页/共58页3.岩性与矿压显现第9页/共58页垂直应力(Brown&Hoek,1978)开采深度岩层因自重引起的垂直应力随深度增加呈线性增大。3.1 地应力特征第10页/共58页水平应力水平应力与垂直应力之比(Brown&Hoek,1978)开采深度埋深1000m，水平应力与垂直应力的比值大约为1.5-5.0埋深1000m，水平应力与垂直应力的比值逐渐趋于集中，约为0.5-2.0第11页/共58页开采深度平均水平应力与垂直应力之比我国地应力测量结果第12页/共58页主应力数值/MPa与东西方向夹角

5、/与垂直方向夹角/与南北方向夹角/138.1326.5114.2100.1228.3563.928.579.331.6185.5104.114.8孙村矿地应力测试结果第13页/共58页测试地点 水平标高主应力/MPaP1/P2/P3主应力方向（夹角）/xyz3213面46016.55108198513.653071112.5-1.926787.5231215W（石门）46316.074745101.511.7742.8132823.5187.77613.7协庄矿地应力测试结果第14页/共58页3.2 岩性特征 高应力下围岩破碎严重蠕变严重第15页/共58页3.3 矿压显现特征（1）塑性区、破碎

6、区范围显著增加；（2)两帮和顶、底角破碎区显著增大，围岩变形显著增加；原因：水平应力增加，两帮煤软，角部应力集中（3）底鼓严重；（4)控制两帮变形和底鼓是关键。第16页/共58页巷道两帮下沉引起底鼓：两帮下沉、底角破坏，水平应力挤压，底板浅部鼓起，顶板下沉、离层。（a）（b）图1 两帮下沉与底鼓关系（a）东庞矿（中硬岩）；（b）黄塘岭矿（软岩）第17页/共58页4.围岩控制的基本途径第18页/共58页不稳定（强烈底鼓）：中等稳定（有底鼓）：稳定的（不底鼓）：前苏联阿尔达晓夫、巴仁根据巷道垂直应力H 与底板单轴抗压强度R的比值作为判断巷道是否底鼓的准则：4.1 影响巷道围岩稳定性的因素 围岩强度

7、、岩体应力、支护技术这也是巷道围岩控制的三个基本途径。第19页/共58页4.2 基本途径（1）提高围岩强度 巷道布置在稳定岩层中；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2 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2 巷道卸压 跨采卸压；开槽卸压；松动爆破卸压；卸压峒室卸压第20页/共58页（3）巷道支护2 巷道金属支架 作用：给围岩提供支护阻力；使用高强度可缩金属支架，控制和适应围岩变形。2 锚杆支护 作用：强化围岩强度；围岩强度强化理论、高强（超高）

8、强度锚杆、动态系统设计方法、高应力下的锚杆支护技术。第21页/共58页4.3 加固帮、角控制底鼓 国内外传统控制底鼓的方法一般都是围绕底板进行的。作用是：增加底板变形阻力、提高底板围岩强度、降低底板浅部应力 方法是：底板锚杆、增加底梁（底拱）、底板开槽卸压、底板注浆等 加固帮、角控制底鼓是一种新方法。第22页/共58页 （1）锚杆加固（柳新煤矿）表3 支护方式 第23页/共58页（2）注浆加固（权台矿注浆孔布置）注浆孔布置 注浆材料、工艺、费用 材料：ZKD高水速凝材料，水灰比1.8 1 注浆压力：0.1 0.15 MPa 材料费用：13.83元/m第24页/共58页对比项目岩石质量指标RQD

9、（%）钻孔测定强度（MPa）注浆前9.114.7注浆后96.722.5注浆效果表5 权台矿（深度680 m）注浆前、后对比第25页/共58页5.锚杆、锚索支护系统第26页/共58页5.1.1 背景（1）传统的悬吊、组合梁、组合拱理论及计算是针对弹性状态的完整岩体；（2）研究锚杆支护对围岩E、C、的改善也限于岩体破碎前的弹性状态；（3）煤巷围岩松软破碎，采动应力高；围岩塑性区、破碎区范围大，此时，岩体处于峰后强度、残余强度状态；5.1 围岩强度强化理论第27页/共58页5.1.2 锚固体C、C*、*随锚杆支护强度t的增加而提高表表表表6 6 不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的不同锚杆支护强度下锚固

10、体破坏前的不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C C、值值值值 锚杆支护强度锚杆支护强度 t /MPa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力等效内聚力C/MPa0.34660.35680.36260.36770.38280.37730.3869等效内摩擦角等效内摩擦角 /31.5131.5333.5135.5737.1438.840.4第28页/共58页 表表表表7 7 不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C*C*、*值值值值 锚杆支护强度锚杆支护强度t

11、/MPa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力等效内聚力C*/MPa0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效内摩擦角等效内摩擦角 */31.5131.5333.5135.5737.1438.840.4第29页/共58页锚固体应力应变曲线图注：曲线上数字为锚杆支护强度t（MPa）5.1.3 锚固体强度的强化锚固体强度随锚杆支护强 度t 的 提 高 而 得 到强化，达到一定程度就可保持围岩稳定。第30页/共58页 和国外（美、澳、英）锚杆支护技术相比属低标准。5.2 现有的锚杆、锚索支护不适用于深井比较项目中国美、澳、英锚杆材料强

12、度（MPa）235（Q235）340（20MnSi）450600锚杆直径（mm）18222224锚杆间排距（m）0.70.91.01.2锚杆长度（m）1.82.42.22.6锚杆初锚力（kN）10204050锚索直径（mm）15.2423.4或鸟笼式锚索轴向拉力（kN）200240550600锚索延伸率（）3.517第31页/共58页现有的锚杆、锚索支护系统在浅部能适用，用到深部就不能有效控制围岩变形，甚至失效，必须要求新的技术和突破。第32页/共58页 足够的锚杆支护强度和初锚力，适当加大锚杆长度，及时锚固，特别应加强帮、角的控制。支护强度：（1）改善材质。发展合格的高强、超高强锚杆（2）加

13、大锚杆直径初锚力：在现有风动条件下，改善结构，完善施工工艺，实现1520 kN锚杆长度：加长后控制大塑性区和破碎区，可考虑发展可伸长的柔性锚杆及时锚固：除注意顶板外，还应注意两帮5.3 发展锚杆支护技术的要点第33页/共58页 作用：防止锚固区外过大离层及巷道顶板两角的剪切破坏。设计准则：（1）按巷道顶板两角免遭剪切破坏计算承载能力；（2）锚索系统刚度与顶板变形相适应。5.4 锚索支护系统小孔径锚索作用原理第34页/共58页6.围岩注浆加固第35页/共58页材料类别化学类：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；6.1 注浆材料第36页/共58页（1）围岩松软破碎、随掘随冒

14、时使用；（2）超前迎头钻孔注浆；（3）地应力特别大时难以注入。6.2 围岩超前注浆第37页/共58页（1）注浆滞后时间 围岩裂隙发展变慢前后或进入掘后稳定期不久 岩石变形与渗透关系曲线 权台煤矿3116上分层回风平巷 掘头后方巷道围岩裂隙分布 6.4 围岩滞后注浆第38页/共58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。第39页/共58页（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

15、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，一般在2m左右。注浆位置根据需要，可帮角、顶板或全断面。第40页/共58页（5）注浆量 每孔注浆量 式中：A浆液消耗系数（1.21.5）；L钻孔长度方向加固区厚度，m；R 浆液扩散半径，m；围岩的裂隙率（0.5%10%）；浆液的充填系数（0.61.0）（m3）第41页/共58页7.巷道围岩的应力转移技术第42页/共58页我国煤矿每年新掘巷道10000余公里，其中受到高应力影响的巷道占到7080%。高应力巷道分为以下三类：软岩巷道、动压巷道和深井巷道。当高应力巷道生产、地质条件复杂

16、或支护方式不当时，巷道在其服务期间屡遭破坏，失修率高，需要进行不断的维护或返修，不但巷道支护成本高，而且造成煤炭资源开采的极端困难，严重威胁着矿井的安全生产。这种局面将成为我国煤矿今后必须长期面对的开采技术难题。因此，必须解决该类巷道的维护问题。7.1 背景第43页/共58页巷内开槽孔松动爆破巷道一侧或两侧布置巷道巷道顶板掘巷的应力转移原理与关键技术巷道底板掘巷的应力转移原理与关键技术巷道迎头超前钻孔应力转移原理与关键技术7.2 应力转移的关键技术第44页/共58页7.2.1 开槽孔巷道周边开槽孔后的应力分布围岩应力较低区；应力升高区；原岩应力区 开槽后应力向深部转移。槽孔可在底板、两侧或全断

17、面。第45页/共58页7.2.2 松动爆破第46页/共58页7.2.3 巷道一侧或两侧布置巷峒 巷道一侧布置巷硐后效果示意图第47页/共58页7.2.4 巷道顶部布置巷峒 有无顶部卸压巷时的巷道围岩应力分布 第48页/共58页7.2.5 底板开巷松动爆破应力转移底板开巷松动爆破卸压图 锚杆；松动爆破炮眼硐硐 室室卸压巷卸压巷卸压巷卸压巷第49页/共58页7.2.6 巷道迎头钻孔实现应力转移第50页/共58页8.软岩巷道支护思路和原则第51页/共58页（1）巷硐掘进期间围岩应力集中，围岩塑性区、破碎区发展很快，引起围岩强烈变形。（2）巷硐掘后稳定期间围岩仍保持较大量的持续蠕变。（3）巷硐两帮的较

18、大变形（包括下沉）及底板鼓起影响巷硐围岩的整体稳定。8.1 软岩、动压巷道变形特点第52页/共58页传统的：先让后抗先柔后刚二次支护控制底鼓（底板处理）8.2 软岩、动压巷道围岩控制的基本准则新发展的：限制、稳定作用原理高抗边让、预留断面二次支护、长期稳定固结、强化围岩加固帮角控制底鼓第53页/共58页掘进期间应力集中，围岩变形强烈，主要以高强的“锚、喷、网”支护体系控制并适应围岩变形。其关键是采用高强可伸长锚杆。掘后稳定期间有较大的长时蠕变，此时采用“二次支护”技术，主要技术有预应力锚索支护和围岩注浆加固，目的是提高支护强度和围岩的岩体强度，以保持围岩的长期稳定。帮、底加固是保持巷硐整体稳定的重点。8.3 分阶段治理的思路第54页/共58页9.控制技术第55页/共58页 围岩控制的基本途径：提高围岩强度、减少岩体应力、合理有效的巷道支护（1）锚杆、锚索综合支护体系。足够的锚杆支护强度和初锚力，适当加长锚杆长度，及时锚固。（2）（1）与围岩注浆加固联合。（3）（1）与围岩卸压联合（4）（1）与围岩注浆加固、围岩卸压联合第56页/共58页谢谢大家！第57页/共58页2023/5/5感谢您的观看！第58页/共58页