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文檔簡介
1、1. 背景和意義第1頁/共58頁2 低強度軟巖2 膨脹性軟巖2 高應力軟巖2 節(jié)理化軟巖2 復合型軟巖可見,判斷是否是軟巖應從應力和巖性兩方面考慮。當巖性軟弱時,應力不大圍巖同樣會破壞。第2頁/共58頁我國國有大中型煤礦開采深度每年約以15m的速度向深部增加。一些老礦區(qū)和缺煤礦區(qū)相繼進入深部開采階段。由于開采深度的加大,巖體應力急劇增加,地溫升高,當巖體應力達到甚至超過巖石抗壓強度時,有關巖體力學科學與工程的若干問題由量變逐漸發(fā)生質的變化,造成資源開采的極端困難,并引發(fā)礦井重大安全事故危險性增加,嚴重威脅礦井的安全生產。第3頁/共58頁深部開采的主要嚴重問題深部開采的主要嚴重問題2 1)井巷維
2、護困難、維護費用高,影響生產;2 2)采場頂板破碎,冒頂事故的危害增大;2 3)鑿井困難增加,提升等井筒設備不能適應深井的需要;2 4)沖擊礦壓、煤與瓦斯突出危險加大;2 5)地溫升高,惡化生產環(huán)境,影響生產;2 6)瓦斯涌出量增加,瓦斯爆炸危險加大;2 7)礦井水壓力和涌出量增加,突水事故的危險性加大。第4頁/共58頁世界主要采礦國家對礦井深部開采的這些技術難題從理論上及實用技術上進行了許多研究,取得了可喜成果,但一些主要難題未能從根本上解決。英國、德國這些采礦技術水平較高的國家也未能解決深部開采的若干技術難題,采礦成本隨采深加大而不斷增加,最終導致關閉大批礦井,生產中急需的煤炭不得不依靠進
3、口。第5頁/共58頁我國是世界產煤大國,也是用煤大國。我國煤炭儲量大部分埋藏在深部,埋深大于600 m 和1000 m 的儲量分別占到73.19 % 和53.17 %。我國人口眾多,用煤量大,不可能關閉深部礦井而依靠進口煤炭。因此,無論從戰(zhàn)略高度還是從當前生產實際出發(fā),都迫切需要積極開展深部開采中的基礎理論研究,以求在新理論的指導下,使實用技術有新的突破和發(fā)展,使礦井深部開采走上安全、高產高效的健康軌道。第6頁/共58頁2. “深井”的概念第7頁/共58頁 深井概念:由礦井深度和巖性兩個因素決定。 礦井由淺部過渡到深部的深部界限稱為“臨界深度”。圍巖單軸抗壓強度 / MPa巷道臨界深度 / m
4、 60 1000 臨界深度以上支護簡單、易維護;以下則明顯困難。表1 巷道臨界深度表第8頁/共58頁3. 巖性與礦壓顯現(xiàn)第9頁/共58頁(Brown & Hoek, 1978)開采深度巖層因自重引起的垂直應力隨深度增加呈線性增大。第10頁/共58頁水平應力與垂直應力之比(Brown & Hoek, 1978)開采深度埋深1000m,水平應力與垂直應力的比值大約為1.5-5.0埋深1000m,水平應力與垂直應力的比值逐漸趨于集中,約為0.5-2.0第11頁/共58頁開采深度平均水平應力與垂直應力之比第12頁/共58頁主應力數值/MPa與東西方向夾角/ 與垂直方向夾角/ 與南北方向
5、夾角/ 138.1326.5114.2100.1228.3563.928.579.331.6185.5104.114.8第13頁/共58頁測試地點 水平標高主應力/MPaP1/P2/P3主應力方向(夾角)/ xyz3213面46016.55108198513.653071112.5-1.926787.5231215W(石門)46316.074745101.511.7742.8132823.5187.77613.7第14頁/共58頁高應力下圍巖破碎嚴重蠕變嚴重第15頁/共58頁(1)塑性區(qū)、破碎區(qū)范圍顯著增加;(2) 兩幫和頂、底角破碎區(qū)顯著增大,圍巖變形顯著增加; 原因:水平應力增加,兩幫煤軟
6、,角部應力集中(3)底鼓嚴重;(4) 控制兩幫變形和底鼓是關鍵。 第16頁/共58頁巷道兩幫下沉引起底鼓:兩幫下沉、底角破壞,水平應力擠壓,底板淺部鼓起,頂板下沉、離層 。(a) (b)圖1 兩幫下沉與底鼓關系(a)東龐礦(中硬巖);(b)黃塘嶺礦(軟巖)第17頁/共58頁4. 圍巖控制的基本途徑第18頁/共58頁不穩(wěn)定(強烈底鼓):中等穩(wěn)定(有底鼓):穩(wěn)定的(不底鼓): 前蘇聯(lián)阿爾達曉夫、巴仁根據巷道垂直應力H 與底板單軸抗壓強度R的比值作為判斷巷道是否底鼓的準則:3 . 0RH6 . 03 . 0RH6.0RH圍巖強度、巖體應力、支護技術這也是巷道圍巖控制的三個基本途徑。第19頁/共58頁
7、(1)提高圍巖強度 巷道布置在穩(wěn)定巖層中;布置錨桿,強化圍巖強度;圍巖注漿,提高巖體強度;封閉、疏干、防風化,防止圍巖碎裂、強度降低(2) 減小巖體應力2 合理布置巷道 時間、空間上減少巷道承受支承壓力影響;巷道布置在應力降低區(qū);合理設計煤柱尺寸;考慮最大水平應力的影響2 巷道卸壓 跨采卸壓;開槽卸壓;松動爆破卸壓;卸壓峒室卸壓第20頁/共58頁(3)巷道支護2 巷道金屬支架 作用:給圍巖提供支護阻力;使用高強度可縮金屬支架,控制和適應圍巖變形。2 錨桿支護 作用:強化圍巖強度;圍巖強度強化理論、高強(超高)強度錨桿、動態(tài)系統(tǒng)設計方法、高應力下的錨桿支護技術。 第21頁/共58頁 國內外傳統(tǒng)控
8、制底鼓的方法一般都是圍繞底板進行的。 作用是:增加底板變形阻力、提高底板圍巖強度、降低底板淺部應力 方法是:底板錨桿、增加底梁(底拱)、底板開槽卸壓、底板注漿等 加固幫、角控制底鼓是一種新方法。 第22頁/共58頁 (1) 錨桿加固(柳新煤礦)表3 支護方式 第23頁/共58頁(2) 注漿加固(權臺礦注漿孔布置)注漿孔布置 注漿材料、工藝、費用 材料:ZKD高水速凝材料,水灰比1.8 1 注漿壓力:0.1 0.15 MPa 材料費用:13.83元/m第24頁/共58頁對比項目巖石質量指標RQD(%)鉆孔測定強度(MPa)注漿前9.114.7注漿后96.722.5注漿效果表5 權臺礦(深度680
9、 m)注漿前、后對比第25頁/共58頁5. 錨桿、錨索支護系統(tǒng)第26頁/共58頁5.1.1 背景(1)傳統(tǒng)的懸吊、組合梁、組合拱理論及計算是針對彈性狀態(tài)的完整巖體;(2)研究錨桿支護對圍巖E、C、 的改善也限于巖體破碎前的彈性狀態(tài);(3)煤巷圍巖松軟破碎,采動應力高;圍巖塑性區(qū)、破碎區(qū)范圍大,此時,巖體處于峰后強度、殘余強度狀態(tài);第27頁/共58頁5.1.2 錨固體C、C*、* 隨錨桿支護強度t的增加而提高 錨桿支護強度錨桿支護強度 t / MPa00.060.080.110.140.170.22等效內聚力等效內聚力C / MPa0.34660.35680.36260.36770.38280.
10、37730.3869等效內摩擦角等效內摩擦角 / 31.5131.5333.5135.5737.1438.840.4第28頁/共58頁錨桿支護強度錨桿支護強度t / MPa00.060.080.110.140.170.22等效內聚力等效內聚力C* / MPa0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效內摩擦角等效內摩擦角 */ 31.5131.5333.5135.5737.1438.840.4第29頁/共58頁錨固體應力應變曲線圖注:曲線上數字為錨桿支護強度t (MPa) 5.1.3 錨固體強度的強化錨固體強度隨錨桿支護強度t 的提高而得到強化,達到一
11、定程度就可保持圍巖穩(wěn)定。第30頁/共58頁 和國外(美、澳、英)錨桿支護技術相比屬低標準。 比較項目中國美、澳、英錨桿材料強度(MPa)235(Q235)340(20MnSi)450600錨桿直徑(mm)18222224錨桿間排距(m)0.70.91.01.2錨桿長度(m)1.82.42.22.6錨桿初錨力(kN)10204050錨索直徑(mm)15.2423.4或鳥籠式錨索軸向拉力(kN)200240550600錨索延伸率()3.517第31頁/共58頁 現(xiàn)有的錨桿、錨索支護系統(tǒng)在淺部能適用,用到深部就不能有效控制圍巖變形,甚至失效,必須要求新的技術和突破。第32頁/共58頁 足夠的錨桿支護
12、強度和初錨力,適當加大錨桿長度,及時錨固,特別應加強幫、角的控制。支護強度:(1)改善材質。發(fā)展合格的高強、超高強錨桿(2)加大錨桿直徑初錨力:在現(xiàn)有風動條件下,改善結構,完善施工工藝,實現(xiàn)1520 kN錨桿長度:加長后控制大塑性區(qū)和破碎區(qū),可考慮發(fā)展可伸長的柔性錨桿及時錨固:除注意頂板外,還應注意兩幫第33頁/共58頁 作用:防止錨固區(qū)外過大離層及巷道頂板兩角的剪切破壞。 設計準則: (1)按巷道頂板兩角免遭剪切破壞計算承載能力; (2)錨索系統(tǒng)剛度與頂板變形相適應。小孔徑錨索作用原理第34頁/共58頁6. 圍巖注漿加固第35頁/共58頁材料類別化學類:丙烯酰胺類、聚氨脂類水泥類:單液水泥漿
13、;水泥、水玻璃雙液漿;第36頁/共58頁(1)圍巖松軟破碎、隨掘隨冒時使用;(2)超前迎頭鉆孔注漿; (3)地應力特別大時難以注入。第37頁/共58頁(1) 注漿滯后時間 圍巖裂隙發(fā)展變慢前后或進入掘后穩(wěn)定期不久 巖石變形與滲透關系曲線 權臺煤礦3116上分層回風平巷 掘頭后方巷道圍巖裂隙分布 第38頁/共58頁(2)注漿孔深度 破碎區(qū)應完全固結,并超過此區(qū),盡可能深,一般2m左右。(3)注漿壓力 不超過巖石單軸抗壓強度的13。圍巖嚴重破碎時0.5MPa,較破碎時1.0MPa,裂隙較小時1.02.0MPa,最高不超過3MPa。第39頁/共58頁(4)漿液滲透半徑與注漿孔布置 滲透半徑取決于注漿
14、壓力、圍巖力學性質、裂隙密度及張開度、漿液的流動力學參數及初凝時間等。一般采用滲透公式初步計算后由現(xiàn)場試驗確定。 注漿孔間排距,要求兩孔滲透半徑貫通,一般在2m左右。 注漿位置根據需要,可幫角、頂板或全斷面。 第40頁/共58頁(5)注漿量 每孔注漿量 2RALQ 式中:A漿液消耗系數(1.21.5); L鉆孔長度方向加固區(qū)厚度,m; R 漿液擴散半徑,m; 圍巖的裂隙率(0.5%10%); 漿液的充填系數(0.61.0) (m3) 第41頁/共58頁7. 巷道圍巖的應力轉移技術第42頁/共58頁我國煤礦每年新掘巷道10000余公里,其中受到高應力影響的巷道占到7080%。高應力巷道分為以下三
15、類:軟巖巷道、動壓巷道和深井巷道。當高應力巷道生產、地質條件復雜或支護方式不當時,巷道在其服務期間屢遭破壞,失修率高,需要進行不斷的維護或返修,不但巷道支護成本高,而且造成煤炭資源開采的極端困難,嚴重威脅著礦井的安全生產。這種局面將成為我國煤礦今后必須長期面對的開采技術難題。因此,必須解決該類巷道的維護問題。第43頁/共58頁巷內開槽孔松動爆破巷道一側或兩側布置巷道巷道頂板掘巷的應力轉移原理與關鍵技術巷道底板掘巷的應力轉移原理與關鍵技術巷道迎頭超前鉆孔應力轉移原理與關鍵技術第44頁/共58頁7.2.1 開槽孔巷道周邊開槽孔后的應力分布圍巖應力較低區(qū);應力升高區(qū);原巖應力區(qū) 開槽后應力向深部轉移
16、。槽孔可在底板、兩側或全斷面。第45頁/共58頁7.2.2 松動爆破第46頁/共58頁7.2.3 巷道一側或兩側布置巷峒 巷道一側布置巷硐后效果示意圖第47頁/共58頁7.2.4 巷道頂部布置巷峒 有無頂部卸壓巷時的巷道圍巖應力分布 第48頁/共58頁7.2.5 底板開巷松動爆破應力轉移底板開巷松動爆破卸壓圖 錨桿; 松動爆破炮眼硐 室卸 壓 巷1545151530卸 壓 巷153045800硐硐 室室20208001200卸壓巷卸壓巷卸壓巷卸壓巷第49頁/共58頁7.2.6 巷道迎頭鉆孔實現(xiàn)應力轉移1432第50頁/共58頁8. 軟巖巷道支護思路和原則第51頁/共58頁(1)巷硐掘進期間圍巖應力集中,圍巖塑性區(qū)、破碎區(qū)發(fā)展很快,引起圍巖強烈變形。(2)巷硐掘后穩(wěn)定期間圍巖仍保持較大量的持續(xù)蠕變。(3)巷硐兩幫的較大變形(包括下沉)及底板鼓起影響巷硐圍巖的整體穩(wěn)定。第52頁/共58頁傳統(tǒng)的:先讓后抗先柔后剛二次支護控制底鼓(底板處理)新發(fā)展的:限制、穩(wěn)定作用原理高抗邊讓、預留斷面二次支護、長期穩(wěn)定固結、強化圍巖加固幫角控制底鼓第53頁/共58頁掘進期間應力集中,圍巖變形強烈,主要以高強的“錨、噴、網”支護體系控制并適應圍巖變形。其關鍵是采用高強可伸長錨桿。掘后穩(wěn)定期間有較大的長時蠕變,此時采用“二次支護”技術,主要
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