巷道围岩控制概论讲座课件

,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,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,*,巷道围岩控制理论,巷道围岩控制理论,1,主要内容,动压巷道矿压新理论,巷道围岩控制的基本途径,巷道布置与卸压,巷道支护,围岩注浆加固,主要内容动压巷道矿压新理论,2,1、动压巷道矿压新理论,巷道是矿井生产的咽喉，全国每年新掘巷道20000km以上，静压巷道小于10%，围岩控制较好。,矿工钢支护（无采动影响）,U型钢支护的大巷（无采动影响）,1、动压巷道矿压新理论 巷道是矿井生产的咽喉，全国每年新掘巷,3,动压巷道占90%以上，,巷道支护成本增加，个别巷道达30004000元/m,高强弧板支护,动压巷道占90%以上，巷道支护成本增加，个别巷道达3000,4,严重破坏巷道修复,严重破坏巷道修复,5,动压巷道围岩变形严重，严重影响生产、安全及矿井的经济效益,U型钢支护破坏情况,锚杆支护破坏情况,动压巷道围岩变形严重，严重影响生产、安全及矿井的经济效益U型,6,1.1 围岩塑性区分布,围岩分层显著，强度与厚度差别大；压力分布不均匀，4角大；护巷方式不同。塑性区分布状态不均匀，多样化。,与圆形巷道、基本巷道分布状态不同，是研究动压、软岩巷道矿压的基础。,(a)实体煤巷道；(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,1.1 围岩塑性区分布(a)实体煤巷道；(b)煤柱,7,现有支护理论“围岩松动圈”、“新奥法”等对支护形式及支护与围岩的关系研究较多，在开拓巷道、不受采动影响的采准巷道得到了成功应用。,在承受动压影响的巷道中采用上述理论尚不能完全有效的控制围岩。,现有支护理论“围岩松动圈”、“新奥法”等对支护形式及支护与围,8,1.2,巷道围岩不均匀的整体下沉和局部上升,这是由大面积开采、采动支承压力和不同护巷方式引起,。,图2 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,1.2 巷道围岩不均匀的整体下沉和局部上升 这是由大面积开,9,1.3,巷道底板变形破坏规律,浅部鼓起、深部下沉,图3 巷道底板深基点位移,图4 巷道底板围岩垂直位移,No垂直位移为零；,N零应变点,1.3 巷道底板变形破坏规律浅部鼓起、深部下沉图3 巷道底,10,1.4,加固巷道帮角控制两帮变形、底板鼓起和顶板离层,两帮下沉，底角破坏，水平应力挤压，底板浅部鼓起，顶板离层下沉。,图5 东庞矿巷道两帮下沉,图6 黄塘岭矿巷道两帮下沉图,1.4 加固巷道帮角控制两帮变形、底板鼓起和顶板离层 两帮下,11,加固巷道帮角的方法：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表,1,，表,2,。,表1 支护方式,加固巷道帮角的方法：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表1，表,12,表,2,试验效果对比,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,374,264,586,314,61.0,54.3,275,90,685,488,71.4,84.4,960,578,加固巷道帮角的重要意义。,表2 试验效果对比 试验编号、项试验与对比顶底板两,13,1.5基于围岩承载结构稳定的围岩控制理论,巷道围岩承载结构的形成,综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系,1.5基于围岩承载结构稳定的围岩控制理论巷道围岩承载结构的形,14,巷道受动压影响，不同时期、不同位置顶板情况,岩层处于相对稳定状态阶段,岩层显著运动阶段,覆岩稳定阶段,压力叠加阶段,巷道受动压影响，不同时期、不同位置顶板情况岩层处于相对稳定状,15,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，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,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,16,主要研究内容,研究巷道围岩承载结构的形成过程；,建立巷道围岩承载结构模型，建立围岩承载结构稳定的判别式；,研究承载结构的变形特点，结构特征；,主要研究内容,17,研究动压影响区域开掘巷道承载结构的变化特点；,研究巷道承载结构失稳对围岩变形的影响；,研究巷道支护对承载结构的稳定性控制原理。,研究动压影响区域开掘巷道承载结构的变化特点；,18,2,巷道围岩控制的基本途径,2.1 影响巷道围岩稳定性的三大因素,围岩强度、岩体应力、支护技术,2 巷道围岩控制的基本途径2.1 影响巷道围岩稳定,19,根据围岩强度与岩体应力对我国矿井巷道的极限深度提出巷道极限深度，见表,3,。,表,3,巷道极限深度表,围岩单轴抗压强度MPa,巷道极限深度 m,60,1000,根据围岩强度与岩体应力对我国矿井巷道的极限深度提出巷道极限深,20,2.2 基本途径,（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。,2.2 基本途径 （1）提高围岩强度,21,3 巷道布置与卸压,3.1 巷道布置,从巷道围岩稳定角度来谈布置。要保持围岩稳定，布置巷道时应考虑围岩强度与岩体应力。,（1）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分布,冒落带；裂隙带；变曲下沉带；A原始应力区；B,1,、B,2,应力增高区、C应力降低区；D应力稳定区,3 巷道布置与卸压 3.1 巷道布置图8 已采区及其两侧,22,图9 留区段煤柱时回采空间垂直应力等值线分布,图9 留区段煤柱时回采空间垂直应力等值线分布,23,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，从时间和空间上保证布置的巷道围岩稳定、维护费用低。,图10 煤体与采空区交界处底板垂直应力等值线分布图11,24,（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）巷道布置的原则：,25,3.2 巷道卸压,（1）利用跨采进行巷道卸压,跨后巷道长期处于应力降低区；跨采过程中应加强巷道支护,（2）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,3.2 巷道卸压（1）利用跨采进行巷道卸压开槽后应力向深部转,26,（3）松动爆破卸压,图13 松动爆破卸压,（3）松动爆破卸压 图13 松动爆破卸压,27,（4）巷道一侧或两侧布置卸压巷硐,图14 巷道一侧有卸压巷道时的应力分布,巷道布置方式的变革,（4）巷道一侧或两侧布置卸压巷硐 图14 巷道一侧有卸压巷,28,（5）巷道顶部布置卸压巷硐,图15 有无顶部卸压巷时的巷道围岩应力分布,（5）巷道顶部布置卸压巷硐图15 有无顶部卸压巷时的巷道围岩,29,4 巷道支护,4.1 金属支架,应用普遍，仍是煤巷支护主要型式之一。,（1）刚性与可缩性支架的界限；围岩移近量200mm。,（2）发展双槽形夹板式连接件,图16 双槽夹板式连接件的定位方式,a耳定位； b腰定位,4 巷道支护 4.1 金属支架图16 双槽夹板式连接件的,30,图17 U25双槽形夹板式连接件力学特性曲线（徐州矿务局）,拧紧力矩分别： 1100Nm；2150Nm；3200Nm；4250Nm,图18 U25型钢螺杆夹板式连接件力学特性曲线（拧紧力短：150Nm）,图17 U25双槽形夹板式连接件力学特性曲线（徐州矿务局）,31,（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、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,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 直腿拱形支加(净断面积8.7m,2,)计算：a269 kN; b322kN; c252kN; d110kN; e44KN； 应改变e、d状况。,（3）矿工钢梯形可缩性支架可进一步发展图19 拱形支架载荷,32,4.2,锚杆支护,（1）技术经济优越性,我国煤矿第二次支护技术革命；,主动支护；,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；,促进矿井高产高效；,推动巷道布置改革,4.2 锚杆支护（1）技术经济优越性,33,4.2,锚杆支护,（2）围岩强度强化理论,煤巷围岩松软破碎，应力高；,塑性区、破碎区范围大；,岩体处于峰后强度、残余强度；,破裂围岩中锚杆的作用机理？,4.2 锚杆支护（2）围岩强度强化理论,34,图20 锚杆布置在破裂围岩中,、C,、,随,t,的增加而提高。,锚固体C、,图20 锚杆布置在破裂围岩中、C、随t的增加而提高。,35,表4 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CMPa,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,表5 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,0.0168,0.0182,0.0183,0.0184,0.0186,0.021,0.3869,等效内摩擦角,（）,31.51,31.53,33.51,35.57,37.24,40.4,40.4,表4 不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C、 值 锚,36,图21 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）,图21 锚固体应力应变曲线图,37,（3）高（超高）强度锚杆支护系统,（r=0.968） (1),(r=0.967) (2),发展高（超高）强度锚杆的理论依据。,（3）高（超高）强度锚杆支护系统（r=0.968） (1),38,锚杆初锚力、支护强度的重要性,原则：围岩稳定，支护费用低；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强度,矿名,初锚力（kN）,支护强度（MPa）,兴隆庄煤矿,2030,0.20.3,王庄煤矿,1525,0.150.25,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。,锚杆初锚力、支护强度的重要性表6 综放沿空掘巷锚杆初锚,39,“三径”合理匹配：锚固力高、锚固成本低,表7 “三径”合理匹配表,构体结构,锚固剂环形厚度（mm）,合理值,最佳值,左旋螺纹钢,410,56,建筑螺纹钢,612,78,“三径”合理匹配：锚固力高、锚固成本低 表7 “三,40,作用：防止锚固正外过大离层，防止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）,小孔径锚索,作用：防止锚固正外过大离层，防止巷道顶板两角和剪切破坏。小孔,41,（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；,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。,（4）动态系统设计方法,42,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。,锚杆支护专用设计软件：自动设计和分析处理,43,（5）困难复杂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，主要是、类巷道支护方案根据不同条件具体确定。,图23 相似材料模拟试验结果,u,1,、u,2,、u,3,、u,4,、u,5,下沉曲线,D,1,、D,2,、D,3,破断曲线,（5）困难复杂条件下的煤巷锚杆支护 包括软岩、深井、沿空、,44,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；,5）,锚杆与金属支架联合支护。,基本支护准则和方法：,45,（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,（6）综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理,46,图24 综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系,(a),平面；(b) 剖面,1综放实体煤巷道； 2综放开切眼；3综放沿空掘巷,图24 综放沿空掘,47,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本工作面老顶岩层断裂，岩块A的回转力矩,图25 回采时综放巷道与上覆岩体大结构的关系,48,小结构的稳定性分析,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的破碎区，其宽度,9,为：,式中：m上区段平巷高度，m；A侧压系数，,泊松比,煤体的内摩擦角，,C,0,煤体的粘聚力，MPa；k应力集中系数， ；岩层平均容重，kN/m,3,；H巷道埋藏深度，m；P,x,对煤帮的支护阻力，如上区段采空侧支护已拆除，可取P,x,0。,小结构的稳定性分析式中： 因上区段工作面开采而在,49,5.0m。,巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加15富裕系数，m；,考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数，,按计算,对于中等稳定围岩的综放沿空掘巷，,5.0m。巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加15富裕系,50,2) 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。,综放两道围岩变形规律,表8 巷道围岩变形量对比表,序,对比项目,实体煤巷道,沿空掘巷,1,顶板、两帮变形,1,1015,2,回采期间与掘巷期间围岩变形比值,1.21.5,56,3,两帮变形与顶底板变形比值,1,22.5,2) 强化围岩强度，确度锚杆支护强度表8 巷道围岩变形量对,51,图26 工作面前方500530m处沿空巷道支护状况,图27 工作面前方4030m处沿空巷道支护状况,图26 工作面前方500530m处沿空巷道支护状况图27,52,（7）桁架锚杆,桁架锚杆对围岩强度的强化更为突出,拉杆预紧力的重要作用,图28 单式桁架锚杆的支护原理,（7）桁架锚杆图28 单式桁架锚杆的支护原理,53,图29 东庞矿桁架锚杆布置图,图29 东庞矿桁架锚杆布置图,54,图30 开切眼支护状况,图30 开切眼支护状况,55,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,便于机械化掘进,巷道断面加大也是巷道布置改革的方向之一。,56,5 围岩注浆加固,5.1 提高强度、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,5 围岩注浆加固,57,5.2 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、石膏、若干种添加剂水化生成钙矾石,结晶水体积比占81.6%，再吸附大量水，,水体积比达到90（重量比2.5:1）。,5.2 注浆材料结晶水体积比占81.6%，再吸附大量水，,58,2）高水和中低水的分界,图31 浆体流动性参数与水用量关系曲线,2配料浆,3主料浆,4配料浆,1主料浆,2）高水和中低水的分界 图31 浆体流动性参数与水用量关系,59,3）ZKD材料性能,图32 水泥浆液和高水材料的性质与水灰比的关系,3）ZKD材料性能 图32 水泥浆液和高水材料的性质与水灰,60,图33 单轴条件下固结体试块变形曲线,图33 单轴条件下固结体试块变形曲线,61,图34 不同围压条件下固结体应力应变曲线,12345分别代表围压为0.13、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（注入岩体、水中、或密封，防风化）,图34 不同围压条件下固结体应力应变曲线高水条件下微膨胀；,62,5.3 围岩超前注浆,使用条件：围岩地应力不大，松软破碎,5.4 围岩滞后注浆,1) 注浆带后时间,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,5.3 围岩超前注浆5.4 围岩滞后注浆 1) 注浆带后时,63,（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、顶板或全断面。,（2）注浆孔深度,64,（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；,围岩的裂隙率（0.5%10%）；浆液的充填系数（0.61.0）,（间、排距），m；,R,（5）注浆量 每孔注浆量 式中：A浆液消耗系数（1.21,65,5.5 工程实例,（1）权台煤矿3116上，分层回风巷,ZKD高水速凝材料，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37 3116巷道底板深基点位移曲线,5.5 工程实例图37 3116巷道底板深基点位移曲线,66,（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；,修复周期提高了2倍以上。,（2）芦岭矿矸石道锚喷支护巷道,67,5.6 沿空留巷ZKD材料巷旁充填,（1）巷旁支护阻力计算,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，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。,5.6 沿空留巷ZKD材料巷旁充填,68,（4）充填设备,BHZ12010型液压充填设备，可输送粒径3mm以下的颗粒物，输送距离1000m。,图38 BHZ12010型液压充填设备,（4）充填设备图38 BHZ12010型液压充填设备,69,（5）充填效果,徐州矿务局庞庄煤矿东城井用高水灰渣充填材料，活动钢模板脱模，充填体裸露。,图39 巷内锚杆支护与充填体,（5）充填效果图39 巷内锚杆支护与充填体,70,图40 充填体切顶情况,（6）其他护巷方式,密集支柱切顶；留窄煤柱切顶,图40 充填体切顶情况（6）其他护巷方式,71,谢谢大家！,谢谢大家！,72,END,END,73,