深部巷道围岩控制ppt课件.pptx

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1、深部巷道围岩控制,1概述 1.1 背景和意义 1.2“深部巷道”的概念 1.3岩性与矿压显现2深部巷道围岩控制的基本途径 2.1 途径一 （改善巷道围岩应力状态） 2.2 途径二（改善巷道围岩力学性能） 2.3 途径三（提高巷道的支护阻力） 2.4 途径四（优化巷道断面）3深部巷道围岩控制的突出难点3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则4控制技术汇总,主 要 内 容,1. 概述,随着矿井开采深度、强度的增加， 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

2、重大安全事故危险性增加，严重威胁矿井的安全生产。巷道维护困难已成为制约煤矿安全高效开采的瓶颈，巷道围岩控制是煤矿开采中急待解决的关键问题之一。,深部软岩成为重点,1.1 背景和意义,深部巷道与深井是两个不同的概念。一般认为：矿井深度大于800m为深井。而深部巷道是由矿井深度和岩性两个因素决定。 矿井巷道由浅部过渡到深部的深浅部界限称为“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1-1 巷道极限深度表,1.2 “深部巷道”的概念,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。,1.3 岩性与矿压显现,水平应力,水

3、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0.5-2.0,1.3 岩性与矿压显现,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,1.3 岩性与矿压显现,孙村矿地应力测试结果,1.3 岩性与矿压显现,协庄矿地应力测试结果,1.3 岩性与矿压显现,（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) 持续蠕变。,1.3 岩性与矿压显

4、现,2. 深部巷道围岩控制的基本途径,2.1 影响巷道围岩稳定性的因素,经典的Kastner巷道围岩特性曲线方程：,式中：R塑性区半径；a巷道半径；P0原岩应力；Pi支护阻力；c岩石内聚力；岩石内摩擦角；u0巷道周边位移；G围岩剪切模量。,2.1 影响巷道围岩稳定性的因素,影响巷道围岩稳定性的主要因素有四：巷道所在位置的围岩应力（P0）、围岩力学性能（c、G）、支护阻力（Pi）和巷道断面形式与尺寸，这也是控制巷道围岩变形的4个主要技术途径。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,随着巷道周边围岩应力增加，巷道表面位移及塑性区范围显著增大，降低巷道围岩应力对保持巷道围岩稳定具有重要作用。

5、 改善巷道围岩应力状态的主要技术途径包括：合理布置巷道、巷道围岩应力转移。,（1）采动引起的应力重新分布(高抽布置),图2-1 已采区及其两侧煤柱的应力分布冒落带；裂隙带；变曲下图4-1 已采区及其两侧煤柱沉带；A原始应力区；B1、B2应力增高区、C应力降低区；D应力稳定区,2.2.1 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。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,图2-2 留区段煤柱时回采空间垂直应力等值线分布,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.1 合理布置巷道（双巷及迎采）,图2-3 煤

6、体与采空区交界处底板垂直应力等值线分布,图2-4 煤柱下方底板垂直应力等值线分布,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.1 合理布置巷道,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.1 合理布置巷道,（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

7、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。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.1 合理布置巷道,2.2.2 巷道围岩应力转移,巷道顶底板掘巷的应力转移关键技术煤层上行开采的应力转移关键技术底板松动爆破的应力转移关键技术巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术相关的应力转移技术,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(1)巷道顶板掘巷的应力转移关键技术,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.2 巷道围岩应力转移,对深部巷道而言，在顶板中或底板中开掘巷道并松动爆破，形成卸压带，从而将围岩应力往深部转

8、移，降低了被保护巷道围岩浅部的应力，这是一种巷道保护的有效方法。顶板或底板中开掘的大面积卸压带,(1)巷道底板掘巷的应力转移关键技术,水平应力的转移效果,受采动影响期间，不采用应力转移技术时，底板最大水平应力为48 MPa。采用转移技术后，主硐室底板的水平应力减小为15 MPa左右。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.2 巷道围岩应力转移,垂直应力,硐室受采动影响期间，如不采用底板掘巷应力转移技术，主要硐室周边的垂直应力最大为40 MPa左右。采用应力转移技术后，主要硐室周边的垂直应力降低为7.5 MPa左右。效果十分明显。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(

9、1)巷道底板掘巷的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(1)巷道底板掘巷的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,工业性试验方案,蒋庄煤矿工程实例,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(1)巷道底板掘巷的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,蒋庄煤矿工程实例,围岩变形实测,（1）采动影响下，围岩变形不明显。（2）硐室两帮相对移近量在20 mm之内。（3）底鼓量在10 mm左右。,(2) 上行开采的应力转移关键技术,基本原理：下部煤层先行开采后，上部煤层因处于裂隙带或缓沉带内，上部煤层的应力发生了转移，此区域的

10、应力显著降低。将上部煤层的巷道和工作面布置在下部煤层该区域以内，巷道和工作面处于应力已经转移的低应力区，可以显著降低支护难度，有效提高矿井的生产安全水平。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.2 巷道围岩应力转移,上行开采理论计算模型：下部煤层可设定为带状无限长板，通过复变函数方法对弹性带状无限长板应力问题进行求解，建立以下力学模型。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(2) 上行开采的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,采空区上方垂直应力有大幅度减少，距离采空区越近减少幅度越大，随着远离采空区逐步增大，逐渐恢复到原岩应力。煤柱附近垂直应力的值较大，且

11、均为压应力；随着距离的增加，应力逐渐减小，逐渐恢复到原岩应力。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(2) 上行开采的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(2) 上行开采的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,孙村煤矿工程实例,二煤处于中裂隙带上方、弱裂隙带底部，只产生离层裂隙及轻微的周期性斜交裂隙，二煤及其顶底板结构保持完整，不发生台阶错动。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(2) 上行开采的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,现场应用情况 （1）在下行开采时，二煤工作面由于顶板压力大，煤

12、壁片帮与机道冒漏顶现象十分严重，需要水力膨胀锚杆超前护顶、坑木穿顶，顶板管理极其困难，推进速度很慢。四煤采用上行开采后，二煤回采工作面复合顶板稳定，工作面无冒漏顶事故发生，平均原煤单产与推进速度提高到1.88倍，平均推进速度由48m/月提高到90m/月左右，原煤平均单产由1.82.0万吨/月提高到4.2万吨/月左右，显著提高了工作面单产、降低了材料消耗。 （2）二煤具有强烈冲击倾向，上行开采完全消除了冲击危险。 （3）解决了原来二煤工作面推进慢，制约四煤开采的被动局面，缓解了采掘接续，大幅度提高了矿区煤炭产量与经济效益，矿井利税取得历史最好水平。,孙村煤矿工程实例,(3) 底板松动爆破的应力转

13、移关键技术,在巷道底板中布置钻孔，并进行药壶爆破，在巷道底板中产生围岩弱化区，将集中应力转移到围岩较深部。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.2 巷道围岩应力转移,当发生内部爆破作用时，在围岩中形成爆破空腔、压碎圈、裂隙圈及震动圈。裂隙圈的大小是影响应力转移的关键因素,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,(3) 底板松动爆破的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,与原绞车房不进行任何处理时的底鼓量相比，底鼓量明显降低，约为不进行处理时底鼓量的1/3。,平顶山六矿工程实践示意图550m、泥岩、煤层围岩,(3)

14、底板松动爆破的应力转移关键技术,2.2.2 巷道围岩应力转移,(4) 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,1巷道掘进头 2应力转移钻孔,1掘进巷道 2超前钻孔3钻孔前垂直应力分布曲线4钻孔后垂直应力分布曲线,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.2 巷道围岩应力转移,(4) 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,分别打4、6、8、12、14、16m钻孔时，围岩高应力（30 MPa、 40MPa）位置的变化情况。应力转移效果相当明显。,平顶山十一矿工程实践中不同钻孔长度时的应力转移效果比较：,2.2.2 巷道围岩应力转移,2.2 基本途

15、径一 （改善巷道围岩应力状态）,(4) 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,采用应力转移前采用应力转移后,2.2.2 巷道围岩应力转移,（5） 相关的应力转移关键技术,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。,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.2 巷道围岩应力转移,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.2 巷道围岩应力转移,（5） 相关的应力转移关键技术,2）松动爆破,2.2 基本途径一 （改善巷道围岩应力状态）,2.2.2 巷道围岩应力转移,3）巷道一侧或两侧布置巷峒

16、,（5） 相关的应力转移关键技术,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,巷道围岩塑性区范围和周边位移随着围岩力学性能劣化而显著增大。 两种方法：注浆加固；高强、高预紧力、高延伸率锚杆支护系统。,（1）注浆加固稳定围岩机理,提高围岩裂隙面的变形刚度和抗剪强度 浆液固结体的网络骨架作用 转变围岩破坏机制 减小巷道围岩破裂区 封闭水源 提高锚杆锚固力,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,2.3.1 围岩注浆加固,（2）注浆材料及性能,注浆材料主要有两大类：以水泥为主的水泥浆液 和以各种化学材料为主的化学浆液： 水泥浆液主要有：单液水泥浆、水泥水玻璃双液浆、ZKD高水速凝材料等。 化学浆

17、液主要有：丙烯酰胺、聚氨酯、环氧树脂、丙烯酸盐等。 注浆材料选择遵守两大基本原则：技术可靠性和 经济合理性。,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,2.3.1 围岩注浆加固,（2）注浆材料及性能,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,2.3.1 围岩注浆加固,各材料的优缺点： 化学浆液：浆液凝结速度快、流动性好、充填饱满、凝结破碎围岩效果好。价格较高。在困难复杂条件下使用好。 水泥浆液：价格便宜、在条件适宜时使用效果较好。但它的含水量大，结石率低，易泌水，对于泥岩等软弱岩层有泥化、弱化的作用，不利于岩层稳定。 ZKD高水速凝材料：价格相对较低、水灰比高、速凝且可调、早期强度高、流动

18、渗透性好、与泥粘结强度高、具有微膨胀性、适用范围较广。,（3）围岩超前预注浆,（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。,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,2.3.1 围岩注浆加固,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,超前预注浆孔布置,（3）围岩超前预注浆,结合大阳煤矿3100孤岛工作面工程实例,2.3.1 围岩注浆加固,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,（3）围岩超前预注浆,围岩控制效果：,2.3.1 围岩注浆加固,（4）围岩滞后注浆,岩石变形与渗透关系曲线,滞后时间：围岩裂隙发展变慢前后或进入掘后稳定期不久注浆孔深

19、度：超过破碎区，一般2m左右。注浆压力：不超过岩石单轴抗压强度的13，最高不超过3MPa。,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,2.3.1 围岩注浆加固,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,(a) 1.0m深处 （b）2.0m深处 （c）3.0m深处,(a) 1.0m深处 （b）2.0m深处 （c）3.0m深处,围岩控制效果：,（4）围岩滞后注浆,结合山西晋城沁和能源集团永安煤矿工程实例,注浆前钻孔窥视仪观测结果,注浆后钻孔窥视仪观测结果,2.3.1 围岩注浆加固,2.3.2 高强、高预紧力、高延伸率锚杆（索）支护系统,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,围岩强度强化作

20、用锚固体C、C*、* 随锚杆支护强度t的增加而提高,表2-1 不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C、 值,锚杆作用：控制锚固区内的岩层离层。锚索作用：控制锚固区外的岩层离层。,表2-2 不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C*、* 值,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,围岩强度强化作用,2.3.2 高强、高预紧力、高延伸率锚杆（索）支护系统,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）,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。,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,围岩强度强化作用,2.3.2 高强、高预紧力、高延伸率锚杆（索）支

21、护系统,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,(c) 60kN (d) 100kN,（a）30kN （b）40kN,预紧力在顶板产生的附加应力场,预紧力限制锚固区内外的径向张拉破坏。高预紧力在顶板形成压应力区，并且当预紧力达到一定程度，可以消除顶板的拉破坏，从而显著的降低深部巷道变形破坏特征的显现敏感性。,锚杆支护三个关键参数：(1) 预紧力,2.3.2 高强、高预紧力、高延伸率锚杆（索）支护系统,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,锚杆支护阻力可有效增加围压，提高屈服后的岩石强度。阻力越大，效果越明显，近而显著提高深部巷道围岩的承载能力。,(2) 支护阻力,锚杆长度可一定程度上

22、扩大有效锚固区范围。有效减少深部巷道锚固区内岩体产生碎涨变形的破碎区范围。,(3) 锚杆长度,2.3.2 高强、高预紧力、高延伸率锚杆（索）支护系统,2.3 基本途径二（改善巷道围岩力学性能）,2.3.2 高强、高预紧力、高延伸率锚杆（索）支护系统,（1）以控制锚固区外的岩层离层为准则，来确定锚索的布置方式和主要支护参数。 （2）不能单纯地以一般的悬吊作用来计算锚索的支护参数，而应将锚杆已有的加固作用考虑进去。,确定锚索支护参数的依据：,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,长期以来，巷道金属支架支护方式在我国煤矿中占有较大的比重。在巷道围岩松软、受到采动影响、矿井深度增加等情况下，采用金

23、属支架的支护方式仍是一种十分有效的方式。因此，金属支架在煤矿中的使用量还将存在很大的发展空间。 根据现场实测，支架的实际工作阻力经常远低于理论承载能力，原因有支架选型和结构不合理、型钢加工成型质量低劣、支架之间缺少拉杆而失稳等。但最主要的原因是连接件质量普遍低劣和支架没有实施壁后充填。,2.4.1 提高支护阻力所需要解决的问题：改善支护型钢的材质、发展型钢热处理技术选择合适的型钢断面继续改进连接件性能采用拉杆，改善背板，有条件时发展架后充填技术，增加支架的整体稳定性和承载能力针对具体条件，选用或研制合适的架型，确定合理的支护参数,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,（1）刚性金属支架（梯

24、形刚性金属支架）,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,2.4.1 提高支护阻力所需要解决的问题：,（1）刚性金属支架（拱形刚性金属支架）,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,2.4.1 提高支护阻力所需要解决的问题：,（2）U型钢可缩性支架（U型钢可缩性支架形式）,三心拱,直腿半圆拱,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,2.4.1 提高支护阻力所需要解决的问题：,（2）U型钢可缩性支架（U型钢可缩性支架形式）,曲腿半圆拱,马蹄形,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,2.4.1 提高支护阻力所需要解决的问题：,（2）U型钢可缩性支架（U型钢可缩性支架形式）,圆形,环形,2

25、.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,2.4.1 提高支护阻力所需要解决的问题：,（2）U型钢可缩性支架（U型钢可缩性支架连接件）,双槽夹板式连接件,螺杆夹板式连接件,约束夹紧器,螺栓连接件,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,2.4.1 提高支护阻力所需要解决的问题：,（2）U型钢可缩性支架（U型钢可缩性支架连接件）,单楔式,双楔式,耳楔式,楔式连接件,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,2.4.1 提高支护阻力所需要解决的问题：,2.4.2 支架壁后充填技术不采用壁厚充填时存在的问题： 目前采用的巷道掘进和支护工艺，都不可避免地在支架背后形成不同尺寸的空穴。若支架顶部有架后空

26、间，当受到围岩的侧向压力时，拱顶会向上弯曲，支架呈现尖桃形破坏。如果支架腿部存在空穴，该处将产生附加弯矩。特别是当可缩性构件处存在空穴时，会使连接件损坏、棚腿弯曲破坏，如果支架顶部受集中载荷，支架拱顶很容易压平而严重损坏。,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,支架壁厚充填及相应的辅助技术措施,2.4 基本途径三（提高巷道的支护阻力）,由集中载荷转变为均布载荷,由被动支护转变为主动支护,所能达到的效果,显著提高支架的承载能力,赋予支架一定可缩量,显著提高支架的初撑力、增阻速度和支护阻力,支架能承受高压,控制软岩巷道的强烈变形,2.4.2 支架壁后充填技术,2.5 基本途径四（优化巷道断面）

27、,巷道断面形状及尺寸不合理，将会导致巷道围岩应力分布不均匀、矿压显现加剧、帮部变形增大、出现底鼓等问题。在矿井进入深部时，这些问题将会被放大，导致巷道支护困难，因此，需要选择合适的巷道断面及尺寸。 可见，在对深部巷道进行设计时，根据巷道所处位置的围岩力学特性对巷道断面及尺寸进行优化，使巷道尽量处于均匀受压状态，相应的巷内支护体将处于受载较小、均匀承载状态，从而保证巷道围岩的稳定性。,3. 深部巷道围岩控制的突出难点,3 深部巷道围岩控制的突出难点,深部巷道围岩控制,两个难点,巷道底鼓,持续蠕变,3.1.1 深部巷道底鼓机理,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,（1）围岩不均匀的整体下沉和局部上

28、升： 高应力区下沉、应力降低区上升。,图3.1 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,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3.2 两帮下沉与底鼓关系,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,3.1.1 深部巷道底鼓机理,3.1.2 深部巷道底鼓特征 深部巷道在高地应力作用下，受两帮压模效应、原岩应力、采动支承应力、水及底板岩性等单个或多个因素综合影响,导致巷道围岩应力恶化，巷道底板岩层向巷道内压曲、扩容、膨胀,形成底鼓，底鼓现象已经成为深部矿井中比较常见的矿压显现。深部巷道底鼓特征表现

29、为“两点三区”，如图3.3所示。,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,由图3.3可见:底板存在着零位移点，即从巷道底板临空面向深部依分布着上升、压缩煤岩层。底板存在着零应变点,即从巷道底板临空面向深部依次分布着拉应变、压应变煤岩。 以零位移点、零应变点为界，从底板表面向下，将采动巷道底板分为：拉应变上升区、拉应变压缩区、压应变压缩区。,图3.3 深部巷道底鼓特征,3.1.2 深部巷道底鼓特征,图3-4 巷道底板垂直位移No零位移点；N零应变点,图3-3 巷道底板深基点位移,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,底板中心线上的垂直位移,图3-8 各区段分布载荷在

30、巷道底板 中心线上引起的垂直位移,图3-9 巷道底板中心线上 总的垂直位移,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,3.1.3 深部巷道底鼓控制原则,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,原则一：加固巷道底板控制底鼓； 原则二：加固巷道帮角控制底鼓。 （1）加固底板 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，如图3.4、3.5所示。,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,图3.4 锚注底板加固,零位移点,零应变点,底板加固范围应符合“两点三区”分布规律，即锚杆长度或注浆孔应

31、深入底板岩层“零位移点”以下,并且要锚固密实，锚固力要大于零位移点以上岩层的上鼓力。,3.1.3 深部巷道底鼓控制原则,（1）加固底板,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,3.1.3 深部巷道底鼓控制原则,图3.5 反底拱梁底板加固,反底拱梁底板加固应能控制底板中零位移点以上松散岩层所提供的上升压力，才能达到控制底鼓的目的。,反底拱,（1）加固底板,3.1 深部巷道底鼓特征及控制原则,（2）加固两帮和底角 受掘巷、采动应力等影响，回采巷道围岩塑性区首先从两帮软弱煤体及应力集中的帮角发生、发展，而控制围岩塑性区发展，可以有效限制围岩变形破坏。在掘巷初期加强两帮支护强度并辅之以底角锚杆，可有效阻止

32、底角塑性区发展和底角岩体塑性流动，减少两帮下沉。工程试验的成功，也验证了该控制技术的科学性和可行性。,3.1.3 深部巷道底鼓控制原则,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.1 深部巷道蠕变控制 深部巷道表现出高应力、大变形、强烈底鼓、持续蠕变的特点，围岩不能稳定，严重影响生产和安全。 合理一次支护：有限让压（高延伸率锚杆、可缩支架）、有控卸压。 合理二次支护：蠕变基本停止、围岩长期稳定。,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.2 合理的一次支护,合理一次支护的两种方法：（1）有限让压合理控制围岩技术；锚喷网、可缩性金属支架（2）有控主动卸压技术,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则

33、,3.2.2 合理的一次支护,（1）有限让压一次支护,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.2 合理的一次支护,（1）有限让压一次支护,随一次支护强度的增加，围岩塑性区范围迅速减小；一定阶段后，塑性区减小趋缓，如下图。变化拐点的支护强度为合理的一次支护强度。,塑性区半径与支护强度关系,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.2 合理的一次支护,（2）有控卸压一次支护,放矸卸压支护技术,卸压前后围岩的应力分布,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.2 合理的一次支护,（2）有控卸压一次支护,有控卸压应使塑性区半径控制在“临界塑性区半径”附近，并将此作为有控卸压的判定准则。,临界塑

34、性区半径,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.3 合理的二次支护,深井、软岩岩巷产生大范围的破碎区、塑性区难以避免，一次支护为让压支护，巷道围岩达到较小变形速度下的力学平衡，充分释放围岩变形能、发挥围岩承载力；二次支护减少巷道围岩偏应力，促进围岩应力向长时强度和流变停止的状态转化，使围岩长期保持稳定。这样，可避免围岩在高应力状态下再次应变软化与蠕变劣化导致的围岩状态恶化、承载力降低。,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.3 合理的二次支护,二次支护后巷道围岩分为粘塑性破碎区、粘塑性应变软化区和粘弹性区。 粘弹性区岩体的流变力学一维模型为HK体三元件粘弹性模型（三维流变模型采用类

35、比法由一维模型导出）。,粘塑性区围岩体满足莫尔库仑强度准则，受长时间应力作用影响，粘结力C(t)、C*(t)、内摩擦角 (t)为时间t的函数变量，不考虑内摩擦角 (t)的应变软化。,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.3 合理的二次支护,（1）破碎区内非锚固区,破碎区内锚固区边界r=Rm（锚杆锚固端交界面 ），处于稳定状态时的粘塑性破碎区径向应力：, 岩体残余强度阶段的长期强度粘结力；,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.3 合理的二次支护,（2）二次支护提供的径向平衡应力,二次支护后其应力也由静力平衡方程和摩尔库仑准则求得，当rRm在锚固区外边界位置处，岩体处于流变停止、稳定

36、状态时，促进深部围岩体稳定的径向应力为：, 二次支护后锚固区围岩体长期稳定时的粘结力；, 二次支护后锚固区围岩体长期稳定时的内摩擦角。,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.3 合理的二次支护,（3）巷道稳定条件,二次支护在锚固区外边界位置rRm处提供的径向稳定应力大于或等于非锚固区内在rRm处所需的径向应力值时，巷道可处于长期稳定状态即：,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.4 工程实例1,某矿-850m二采轨道下山位于砂质页岩和中砂岩互层中。砂质页岩灰色、性脆、具贝壳状断口；中砂岩灰白色，钙质胶结，成分以石英长石为主，含较多暗色矿物，围岩抗压强度小。埋深9981065m，为深

37、部巷道；现场巷道变形特征也表明二采轨道下山长期流变、大变形、维护困难，显现出深井、软岩岩巷围岩的变形破碎特征。为了保持巷道围岩的稳定，实践证明二次支护是行之有效的方法。,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.4 工程实例1,一次支护锚杆间排距为800800mm，锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。,二次支护采用锚杆支护与注浆加固，二次支护锚杆布置与一次锚杆布置呈五花型，间排距为800800mm，锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。注浆材料采用ZKD高水速凝材料 ，注浆孔深2.5m。,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.4 工程实例1,二次支

38、护后巷道围岩体稳定时，锚固区边界rRm处岩体的径向应力参照计算公式可得：,二次锚杆、注浆加固后，锚杆及注浆加固区处于长期稳定状态时锚固区边界rRm处，提供的径向平衡应力可得：,大于深部围岩体稳定时所需要的径向应力值4.87MPa，保证了巷道处于长期的稳定状态。,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.5 工程实例2,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.5 工程实例2,西大巷支护遵循原则应为：,1、采用“先让后抗、先柔后刚”的原则，即围岩卸压与加固相结合的原则。 2、应力转移，降低浅部围岩应力 3、采用二次支护，合理确定二次支护时机和支护强度。 提出：一次支护采用有控主动卸压技术（锚

39、杆封闭式金属支架，有控主动破碎一定厚度的围岩）。二次支护采用锚杆注浆加固技术。,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.5 工程实例2,1,完成一次支护后，当围岩变形过大挤压支架、挤压力达到1MPa时，主动破碎一定厚度的围岩，周而复始，直至围岩变形速度稳定；,2,3,紧跟迎头安设封闭式工字钢圆形支架，按照一次支护的锚杆间排距安装锚杆；,二次加强支护，安装锚杆并喷浆封闭围岩，用高水速凝材料进行注浆加固。,施工步骤,3.2 深部巷道蠕变特性及控制原则,3.2.5 工程实例2,二次支护后巷道围岩变形量与时间的关系,二次支护后巷道维护情况,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）与围岩应力转移联合（4）（1）与围岩注浆加固、应力转移联合,4. 控制技术汇总,谢 谢,