深井巷道围岩控制培训课间.ppt
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1、深井巷道围岩控制培训,中国矿业大学,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 深井巷道二次支护思路和原则 9 控制技术汇总,主 要 内 容,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。,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,
2、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,1. 背景和意义,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。,1. 背景和意义,世界主要采矿国家对矿井深部开
3、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,1. 背景和意义,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
4、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,1. 背景和意义,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,2.“深井”的概念,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,埋深1000m,水平应力与垂直应力的比值大约为
5、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0.5-2.0,3.1 地应力特征,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,3.1 地应力特征,孙村矿地应力测试结果,3.1 地应力特征,协庄矿地应力测试结果,3.1 地应力特征,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 深井巷道底鼓机理
6、,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,(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3-2 两帮下沉与底鼓关系 (a)东庞矿(中硬岩);(b)黄塘岭矿(软岩),3.4 深井巷道底鼓机理,(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
7、鼓起,深部下沉; 与采煤工作面距离不同而变化。,3.4 深井巷道底鼓机理,图3-4 巷道底板垂直位移 No垂直位移为零; N零应变点,图3-3 巷道底板深基点位移,3.4 深井巷道底鼓机理,(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3-5 力学计算简图,(3-1),3.4 深井巷道底鼓机理,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。,(3-2),3.4 深井巷道底鼓机理,图3-6 煤柱巷道底板等效载荷分布 图3-7 简化的载荷分布,煤柱巷道底板等效载荷分布,3
8、.4 深井巷道底鼓机理,底板中心线上的垂直位移,图3-8 各区段分布载荷在巷道底板 中心线上引起的垂直位移,图3-9 巷道底板中心线上 总的垂直位移,3.4 深井巷道底鼓机理,27,3.4 深井巷道底鼓机理,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
9、区应力而减小了塑性区半径。,4.1 影响巷道围岩稳定性的因素,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。 巷道围岩应力转移 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
10、统设计方法、高应力下的锚杆支护技术。,4.2 基本途径,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。,(1) 试验一:锚杆加固(柳新煤矿),表4-1 支护方式,4.3 加固帮、角控制底鼓,表4-2 试验效果对比,4.3 加固帮、角控制底鼓,(1) 试验一:锚杆加固(柳新煤矿),(2)试验二: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
11、力:0.1 0.15 MPa,4.3 加固帮、角控制底鼓,表4-3 权台矿(深度680 m)注浆效果,(2)试验二:注浆加固(权台矿注浆孔布置),4.3 加固帮、角控制底鼓,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; (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,5.1.2 锚杆支护强度强化机理 锚
12、固体C、C*、* 随锚杆支护强度t的增加而提高,表5-1 不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C、 值,5.1 围岩强度强化理论,表7 不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C*、* 值,5.1.2 锚杆支护强度强化机理,5.1 围岩强度强化理论,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。,5.1 围岩强度强化理论,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
13、,甚至失效,必须要求新的技术和突破。,5.2 现有的锚杆、锚索支护不适用于深井,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2050 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,作用:防止锚固区外过大离层及巷道顶板两角的剪切破坏。
14、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6-1 煤、岩试块破坏前和注浆后抗压强度实验结果,6.1 注浆加固作用,(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 %(重量比 2.5:1)。,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:
15、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,6.2 注浆材料,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,6.2 注浆材料,水泥浆液和高水材料的性质与水灰比的关系,6.2 注浆材料,单轴条件下固结体试块变形曲线,6.2 注浆材料,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、0.75MP
16、a时的曲线,6.2 注浆材料,(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 掘进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。,6.4 围岩滞后注浆,(4)浆液渗透半径与注浆孔布置 渗透半
17、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。,6.4 围岩滞后注浆,(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),6.4 围岩滞后注浆,(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
18、力:0.15 0.20 MPa 材料费用:12.63元/m,6.5 工程实例(显德汪矿),(3)注浆效果,表6-2 显德汪矿(深度450m)注浆效果,6.5 工程实例(显德汪矿),7. 深井巷道围岩的应力转移技术,7.1.1 顶、底板掘巷及松动爆破围岩应力转移原理 7.1.2 上行开采的应力转移原理,7.1 巷道围岩应力的转移理论,对深井巷道而言,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。 为简化计算,对于顶板或底板中开掘的大面积卸压带,可以将其简化为狭长椭圆形。 关于椭圆孔的平面问题,通过复变函数计算
19、,给出了卸压孔周围较大范围围岩应力分布的理论计算公式,通过这些公式可以比较方便的进行围岩应力分布的计算。,7.1.1 顶、底板掘巷及松动爆破围岩应力转移原理,顶板掘巷的力学分析简图,7.1.1 顶、底板掘巷及松动爆破围岩应力转移原理,底板掘巷的力学分析简图,算例:取qx=0.5,qy=1,椭圆长轴a15m,短轴b0.5m,孔边内压q=0.1,计算结果如下(分别为卸压孔正上方的水平应力和垂直应力等值线图 ),7.1.1 顶、底板掘巷及松动爆破围岩应力转移原理,顶、底板掘巷及松动爆破卸压孔围岩应力计算,椭圆卸压孔对侧向压力的降低效果不太明显;而对垂直压力的降低效果显著,可根据实际需要改变卸压孔的尺
20、寸来控制对垂直应力降低的效果。因此对于采动影响下顶板移近量大的峒室和巷道是十分有效的围岩应力转移的技术途径。,力学模型的建立,煤矿上行开采时,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。,7.1.2 上行开采的应力转移原理,算例:取垮落带宽度为200m,两侧未采煤层距垮落带中心x轴距离为100m,顶板承受的上部载荷(原岩应力)p0=10.5MPa,底部煤柱支承载荷p1=21MPa,计算宽度100m,上部载荷作用的范围为400m,顶板厚度a=50m,则得到垂直应力分布图如下,可见,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,
21、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。,7.1.2 上行开采的应力转移原理,巷道顶板掘巷的应力转移关键技术 巷道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,7.2 应力转移的关键技术,7.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移关键技术,巷道顶部掘巷实现应力转移的效果,7.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移关键技术,顶部掘巷的研究方案,为解决问题,初步提出以下五种方案,利用数值计算方法进行研究: 方案一:无顶部
22、卸压巷时 方案二:硐室顶部开掘82 m2卸压巷 方案三:硐室顶部开掘122 m2卸压巷 方案四:硐室顶部开掘162 m2卸压巷 方案五:硐室顶部开掘202 m2卸压巷,7.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移关键技术,鲍店煤矿工程实例,研究结果一:对控制围岩变形的影响,7.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移关键技术,鲍店煤矿工程实例,研究结果二:对围岩应力场的影响,7.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移关键技术,鲍店煤矿工程实例,现场实测分析,1顶底 2两帮,鲍店煤矿工程实例,7.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移关键技术,7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术,垂直应力的转移效果,硐室受采动影响期间,如不
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