1、深井巷道围岩控制,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 控制技术汇总,主 要 内 容,1. 背景和意义,我国国有大中型煤矿开采深度每年约以9 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
2、为重点,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。,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。,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
3、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,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
4、,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“极限深度”。,极限深度以上支护简单、易维护；以下则明显困难。,表1 巷道极限深度表,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,水平应力,水平应力与垂直应力之比,(Brown & Hoek, 1978),开采深度,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,孙村矿地应力测试结果,协庄矿地应力测试结果,3.2 岩性特征,高应力下围岩破碎严重 蠕变严重 岩石峰后状态和性质、长时强
5、度发生变化,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。,3.4 高地应力巷道底鼓机理,图1 相似材料模拟试验结果 u1、u2、u3、u4、u5下沉曲线 D1、D2、D3破断曲线,（1）围岩不均匀的整体下沉和局部上升： 大面积开采、动压和不同护巷方式引起高应力区下沉、应力降低区上升。,（2） 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2 两帮下沉与底鼓关系 （a）东
6、庞矿（中硬岩）；（b）黄塘岭矿（软岩）,（3）权台矿3108区段回风平巷实测距地表深度475 m，U29支护两帮移近量1426 mm，顶底板移近量2556 mm（其中：顶沉445 mm，底鼓2111 mm）浅部鼓起，深部下沉；与采煤工作面距离不同而变化。,图4 巷道底板垂直位移 No垂直位移为零； N零应变点,图3 巷道底板深基点位移,（4） 力学计算Q(y) 作用下M点的位移：根据弹性力学理论，平面应变条件下的半无限平面体， Q(y)dy 载荷作用下M点的垂直位移分量dux,图5 力学计算简图,(1),Q(y) 作用下，M点的垂直位移ux 等于式（1）在a,b区间上的积分。,(2),图6 煤
7、柱巷道底板等效载荷分布 图7 简化的载荷分布,煤柱巷道底板等效载荷分布,底板中心线上的垂直位移,图8 各区段分布载荷在巷道底板中心线上引起的垂直位移,图9 巷道底板中心线上总的垂直位移,27,4. 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）：,（1）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。,（2）支护技术从轴对称圆巷的弹塑性分析卡斯特纳方程中可以看出：由于支护反力P 的作用，加大了塑性区应力而减小了塑性
8、区半径。,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）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。,4.3 加固帮、角控制底鼓,国内外传统控制底
9、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。,（1） 锚杆加固（柳新煤矿）,表3 支护方式,表4 试验效果对比,（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,注浆效果,表5 权台矿（深度680 m）注浆前、后对比,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）
10、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； （4）处于峰后强度和残余强度的破碎岩体，锚杆支护能否起作用？作用机理是什么？,5.1 围岩强度强化理论,5.1 围岩强度强化理论,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,表7 不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C*、* 值,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
11、，达到一定程度就 可保持围岩稳定。,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,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。,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、超高强锚杆中国矿业大学研制的TRIP硅锰系列钢，其s1000 MPa； b1400 MPa； s1517 %。（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
12、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,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,6. 围岩注浆加固,提高强度、充填裂隙、封闭水源、隔绝空气 表8 煤、岩试块破坏前和注浆后抗压强度实验结果,6.1 作用,（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）,6.2 注浆材料,结晶水体积比占 81.6 %，再吸附大量水，水体积比达到 90
13、 %（重量比 2.5:1）。,2）ZKD材料性能速凝早强，水灰比高；结石率高（100 %），不淅水，强度高，当水灰比1.5:1时，ZKD强度9.514.0MPa；水泥浆淅水率65%，强度4MPa。固结体塑性好高水条件下微膨胀；空气中易风化失水（注入岩体、水中、或密封，防风化）,（2）ZKD高水速凝材料机理：硫铝酸盐水泥熟料、石灰、石膏、若干种添加剂水化生成钙矾石,浆体流动性参数与水用量关系曲线,1主料浆W 0；2配料浆W 0； 3主料浆W p； 4配料浆W p,水泥浆液和高水材料的性质与水灰比的关系,单轴条件下固结体试块变形曲线,不同围压条件下固结体应力应变曲线 12345分别代表围压为 0.
14、13、0.26、0.38、0.50、0.75MPa时的曲线,（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。,6.3 围岩超前注浆,（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,（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
15、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、顶板或全断面。,（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 （间、排距）/2，m；,围岩的裂隙率（0.5%10%）； 浆液的充填系数（0.61.0）,（m3）,（1）注浆孔布置注浆孔布置（2）注浆材料、工艺、费用材料：ZKD高水速凝材料，水灰比1.5 1注浆压力：0.15 0.20 MPa材料费用：12.63元/m,6.5
16、 工程实例（显德汪矿）,（3）注浆效果,表9 显德汪矿（深度450m）注浆效果,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,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
17、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 煤层上行开采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,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。,7.2.2 松动爆破,工程实例赵各庄矿垂深900 m 的7 层煤回采巷道。煤层倾角30，采用非对称型可缩性支架、锚杆、上帮底角单孔爆破卸压联合控制技术。100天时间巷道平均底鼓量287 mm，较无锚杆、无卸压段减少了61.6%。,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
18、,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,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,7.2.6 上行开采的应力转移技术,7.2.7 巷道迎头钻孔实现应力转移,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,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
19、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,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。,8.4 分阶段治理的思路,9. 控制技术汇总,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,
