深井巷道围岩控制.ppt

单击此处编辑母版标题样式,单击此处编辑母版文本样式,第二级,第三级,第四级,第五级,*,*,*,深井巷道围岩控制,山 东 科 技 大 学,林登阁 教 授,13605386950（泰安）,13105326980（青岛）,二六 年 六月,1,背景和意义,2,“,深井,”,的概念,3,深井巷道的岩性与矿压显现,4,巷道围岩控制的基本途径,5,锚杆、锚索支护系统,6,围岩注浆加固,7,巷道围岩的应力转移技术,8,软岩巷道支护思路和原则,9 控制技术,主 要 内 容,3/5/2026,1.,背景和意义,低强度软岩,膨胀性软岩,高应力软岩,节理化软岩,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。,3/5/2026,我国国有大中型煤矿开采深度每年约以15,m,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,3/5/2026,深部开采的主要严重问题,1,）井巷维护困难、维护费用高，影响生产；,2,）采场顶板破碎，冒顶事故的危害增大；,3,）凿井困难增加，提升等井筒设备不能适应深井的需要；,4,）冲击矿压、煤与瓦斯突出危险加大；,5,）地温升高，恶化生产环境，影响生产；,6,）瓦斯涌出量增加，瓦斯爆炸危险加大；,7,）矿井水压力和涌出量增加，突水事故的危险性加大。,3/5/2026,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口。,国外的研究状况,3/5/2026,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,3/5/2026,2.“,深井”的概念,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,3/5/2026,3.,岩性与矿压显现,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,3/5/2026,水平应力,水平应力与垂直应力之比,(,Brown&Hoek,1978),开采深度,埋深,1000,m，,水平应力与垂直应力的比值大约为,1.5-5.0,埋深,1000,m，,水平应力与垂直应力的比值逐渐趋于集中，约为,0.5-2.0,3/5/2026,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,3/5/2026,主应力,数值,/,MPa,与,东西方向夹角,/,与垂直方向夹角,/,与南北方向夹角,/,1,38.13,26.5,114.2,100.1,2,28.35,63.9,28.5,79.3,3,1.61,85.5,104.1,14.8,孙村矿地应力测试结果,3/5/2026,测试地点,水平标高,主应力,/,MPa,P,1,/P,2,/P,3,主应力方向（夹角）,/,x,y,z,3213,面,460,16.55,108,19,85,13.65,30,71,112.5,-1.92,67,87.5,23,1215,W（,石门）,463,16.07,47,45,101.5,11.77,42.8,132,82,3.51,87.7,76,13.7,协庄矿地应力测试结果,3/5/2026,3.2,岩性特征,高应力下围岩破碎严重,蠕变严重,3/5/2026,3.3,矿压显现特征,（1,）塑性区、破碎区范围显著增加；,（,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。,3/5/2026,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）,3/5/2026,4.,围岩控制的基本途径,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、岩体应力、支护技术,这也是巷道围岩控制的三个基本途径。,3/5/2026,4.2,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,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,跨采卸压；开槽卸压；松动爆破卸压；卸压峒室卸压,3/5/2026,（3,）巷道支护,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。,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、动态系统设计方法、高应力下的锚杆支护技术。,3/5/2026,4.3,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。,3/5/2026,（1,）锚杆加固,（柳新煤矿）,表3,支护方式,3/5/2026,（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,3/5/2026,对比项目,岩石质量指标,RQD（%）,钻孔测定强度（,MPa,）,注浆前,9.1,14.7,注浆后,96.7,22.5,注浆效果,表5,权台矿（深度,680,m）,注浆前、后对比,3/5/2026,5.,锚杆、锚索支护系统,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,3/5/2026,5.1.2,锚固体,C、,、C*、*,随,锚杆支护强度,t,的增加而提高,表6,不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的,C,、,值,锚杆支护强度,t,/,MPa,0,0.06,0.08,0.11,0.14,0.17,0.22,等效内聚力,C/,MPa,0.3466,0.3568,0.3626,0.3677,0.3828,0.3773,0.3869,等效内摩擦角,/,31.51,31.53,33.51,35.57,37.14,38.8,40.4,3/5/2026,表,7,不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的,C*、,*,值,锚杆支护强度,t,/,MPa,0,0.06,0.08,0.11,0.14,0.17,0.22,等效内聚力,C,*/,MPa,0.0168,0.0182,0.0183,0.0184,0.0186,0.0194,0.021,等效内摩擦角,*,/,31.51,31.53,33.51,35.57,37.14,38.8,40.4,3/5/2026,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。,3/5/2026,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,锚杆材料强度（,MPa,）,235（Q235）,340（20MnSi）,450600,锚杆直径（,mm）,1822,2224,锚杆间排距（,m）,0.70.9,1.01.2,锚杆长度（,m）,1.82.4,2.22.6,锚杆初锚力（,kN,）,1020,4050,锚索直径（,mm）,15.24,23.4,或鸟笼式,锚索轴向拉力（,kN,）,200240,550600,锚索延伸率（）,3.5,17,3/5/2026,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。,3/5/2026,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,3/5/2026,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,3/5/2026,6.,围岩注浆加固,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,3/5/2026,（1,）围岩松软破碎、随掘随冒时使用；,（,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,3/5/2026,（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,3/5/2026,（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,2,m,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,0.5,MPa，,较破碎时,1.0,MPa，,裂隙较小时,1.02.0,MPa，,最高不超过,3,MPa。,3/5/2026,（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，一般在,2,m,左右。,注浆位置根据需要，可帮角、顶板或全断面。,3/5/2026,（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,）,（m,3,）,3/5/2026,7.,巷道围岩的应力转移技术,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,3/5/2026,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,3/5/2026,7.2.1,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、两侧或全断面。,3/5/2026,7.2.2,松动爆破,3/5/2026,7.2.3,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,3/5/2026,7.2.4,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,3/5/2026,7.2.5,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 室,卸压巷,卸压巷,3/5/2026,7.2.6,巷道迎头钻孔实现应力转移,3/5/2026,8.,软岩巷道支护思路和原则,（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,3/5/2026,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,3/5/2026,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,3/5/2026,9.,控制技术,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,3/5/2026,谢谢大家！,