《深井巷道圍巖控制》

深井巷道圍巖控制

11背景和意義2

“深井”的概念3深井巷道的巖性與礦壓顯現(xiàn)4巷道圍巖控制的基本途徑5錨桿、錨索支護系統(tǒng)6圍巖注漿加固7巷道圍巖的應力轉移技術8深井巷道二次支護思路和原則9控制技術匯總主要內容整理課件1.

背景和意義3低強度軟巖膨脹性軟巖高應力軟巖節(jié)理化軟巖復合型軟巖軟巖的分類可見，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。1.背景和意義整理課件我國國有大中型煤礦開采深度每年約以9m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。深井軟巖成為重點1.背景和意義整理課件深部開采的主要嚴重問題1）井巷維護困難、維護費用高，影響生產；2）采場頂板破碎，冒頂事故的危害增大；3）鑿井困難增加，提升等井筒設備不能適應深井的需要；4）沖擊礦壓、煤與瓦斯突出危險加大；5）地溫升高，惡化生產環(huán)境，影響生產；6）瓦斯涌出量增加，瓦斯爆炸危險加大；7）礦井水壓力和涌出量增加，突水事故的危險性加大。1.背景和意義整理課件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口。國外的研究狀況1.背景和意義整理課件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600m和1000m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。國內的情況1.背景和意義整理課件2.“深井”的概念9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“極限深度”。圍巖單軸抗壓強度/MPa巷道極限深度/m<2015020~30300~40030~60650~750>60>1000

極限深度以上支護簡單、易維護；以下則明顯困難。表1巷道極限深度表2.“深井”的概念整理課件3.巖性與礦壓顯現(xiàn)11垂直應力(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。3.1地應力特征整理課件水平應力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0.5-2.03.1地應力特征整理課件開采深度平均水平應力與垂直應力之比我國地應力測量結果3.1地應力特征整理課件主應力數(shù)值/MPa與東西方向夾角/與垂直方向夾角/與南北方向夾角/138.1326.5114.2100.1228.3563.928.579.331.6185.5104.114.8孫村礦地應力測試結果3.1地應力特征整理課件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協(xié)莊礦地應力測試結果3.1地應力特征整理課件3.2巖性特征

高應力下圍巖破碎嚴重蠕變嚴重巖石峰后狀態(tài)和性質、長時強度發(fā)生變化整理課件3.3礦壓顯現(xiàn)特征（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，角部應力集中。（3）底鼓嚴重；（4)控制兩幫變形和底鼓是關鍵。

整理課件3.4深井巷道底鼓機理圖3-1相似材料模擬試驗結果u1、u2、u3、u4、u5——下沉曲線D1、D2、D3——破斷曲線

（1）圍巖不均勻的整體下沉和局部上升：大面積開采、動壓和不同護巷方式引起高應力區(qū)下沉、應力降低區(qū)上升。整理課件

（2）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3-2兩幫下沉與底鼓關系（a）——東龐礦（中硬巖）；（b）——黃塘嶺礦（軟巖）3.4深井巷道底鼓機理整理課件（3）權臺礦3108區(qū)段回風平巷實測距地表深度475m，U29支護兩幫移近量1426mm，頂?shù)装逡平?556mm

（其中：頂沉445mm，底鼓2111mm）淺部鼓起，深部下沉；與采煤工作面距離不同而變化。3.4深井巷道底鼓機理整理課件圖3-4巷道底板垂直位移No——垂直位移為零；N——零應變點圖3-3巷道底板深基點位移3.4深井巷道底鼓機理整理課件（4）力學計算

Q(y)作用下M點的位移：根據(jù)彈性力學理論，平面應變條件下的半無限平面體，Q(y)dy載荷作用下M點的垂直位移分量dux圖3-5力學計算簡圖(3-1)3.4深井巷道底鼓機理整理課件Q(y)作用下，M點的垂直位移ux

等于式（1）在[a,b]區(qū)間上的積分。(3-2)3.4深井巷道底鼓機理整理課件

圖3-6煤柱巷道底板等效載荷分布圖3-7簡化的載荷分布

煤柱巷道底板等效載荷分布3.4深井巷道底鼓機理整理課件底板中心線上的垂直位移圖3-8各區(qū)段分布載荷在巷道底板中心線上引起的垂直位移圖3-9巷道底板中心線上總的垂直位移3.4深井巷道底鼓機理整理課件273.4深井巷道底鼓機理整理課件4.圍巖控制的基本途徑28不穩(wěn)定（強烈底鼓）：中等穩(wěn)定（有底鼓）：穩(wěn)定的（不底鼓）：（1）前蘇聯(lián)阿爾達曉夫、巴仁根據(jù)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：4.1影響巷道圍巖穩(wěn)定性的因素

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。整理課件（2）支護技術從軸對稱圓巷的彈塑性分析——卡斯特納方程中可以看出：由于支護反力P的作用，加大了塑性區(qū)應力而減小了塑性區(qū)半徑。

4.1影響巷道圍巖穩(wěn)定性的因素

整理課件4.2基本途徑

（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。巷道圍巖應力轉移跨采卸壓；開槽卸壓；松動爆破卸壓；卸壓峒室卸壓。整理課件（3）巷道支護巷道金屬支架作用：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。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。

4.2基本途徑

整理課件4.3加固幫、角控制底鼓

國內外傳統(tǒng)控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。

整理課件

（1）試驗一：錨桿加固（柳新煤礦）表4-1支護方式

4.3加固幫、角控制底鼓整理課件試驗編號巷道表面移近量／mmⅠ、Ⅱ項試驗與Ⅲ對比頂?shù)装鍍蓭鸵平繙p少值／mm移近量減少百分數(shù)／%頂?shù)装鍍蓭晚數(shù)装鍍蓭廷?7426458631461.054.3Ⅱ2759068548871.484.4Ⅲ960578

表4-2試驗效果對比

4.3加固幫、角控制底鼓（1）試驗一：錨桿加固（柳新煤礦）整理課件（2）試驗二：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1.81注漿壓力：0.1~0.15MPa4.3加固幫、角控制底鼓整理課件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

表4-3權臺礦（深度680m）注漿效果（2）試驗二：注漿加固（權臺礦注漿孔布置）4.3加固幫、角控制底鼓整理課件5.錨桿、錨索支護系統(tǒng)385.1.1

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)；（4）處于峰后強度和殘余強度的破碎巖體，錨桿支護能否起作用？作用機理是什么？5.1圍巖強度強化理論整理課件5.1.2錨桿支護強度強化機理

錨固體C、、C*、*隨錨桿支護強度t的增加而提高表5-1不同錨桿支護強度下錨固體破壞前的C、值

錨桿支護強度t

/MPa00.060.080.110.140.170.22等效內聚力C/MPa0.34660.35680.36260.36770.38280.37730.3869等效內摩擦角/°31.5131.5333.5135.5737.1438.840.45.1圍巖強度強化理論整理課件

表7不同錨桿支護強度下錨固體破壞后的C*、*值

錨桿支護強度σt

/MPa00.060.080.110.140.170.22等效內聚力C*/MPa0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效內摩擦角*/°31.5131.5333.5135.5737.1438.840.45.1.2錨桿支護強度強化機理

5.1圍巖強度強化理論整理課件錨固體應力應變曲線圖注：曲線上數(shù)字為錨桿支護強度σt（MPa）5.1.3錨固體強度的強化錨固體強度隨錨桿支護強度σt的提高而得到強化，達到一定程度就可保持圍巖穩(wěn)定。5.1圍巖強度強化理論整理課件

和國外（美、澳、英）錨桿支護技術相比屬低標準。

5.2現(xiàn)有的錨桿、錨索支護不適用于深井比較項目中國美、澳、英錨桿材料強度（MPa）235（Q235）340（20MnSi）450~600錨桿直徑（mm）18~2222~24錨桿間排距（m）0.7~0.91.0~1.2錨桿長度（m）1.8~2.42.2~2.6錨桿初錨力（kN）10~2040~50錨索直徑（mm）15.2423.4或鳥籠式錨索軸向拉力（kN）200~240550~600錨索延伸率（％）3.5>17整理課件現(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。5.2現(xiàn)有的錨桿、錨索支護不適用于深井整理課件

足夠的錨桿支護強度和初錨力，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

中國礦業(yè)大學研制的TRIP硅錳系列鋼，其s＝1000MPa；b＝1400MPa；s＝15～17%。

（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)20~50kN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5.3發(fā)展錨桿支護技術的要點整理課件

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。5.4錨索支護系統(tǒng)小孔徑錨索作用原理整理課件6.圍巖注漿加固47提高強度、充填裂隙、封閉水源、隔絕空氣表6-1煤、巖試塊破壞前和注漿后抗壓強度實驗結果6.1注漿加固作用整理課件（1）材料類別化學類：丙烯酰胺類、聚氨脂類水泥類：單液水泥漿；水泥、水玻璃雙液漿；ZKD高水速凝材料（雙液或單液）6.2注漿材料整理課件結晶水體積比占81.6%，再吸附大量水，水體積比達到90%（重量比2.5:1）。ZKD材料性能：速凝早強，水灰比高；結石率高（100%），不淅水，強度高，當水灰比1.5:1時，ZKD強度9.5~14.0MPa；水泥漿淅水率65%，強度4MPa。固結體塑性好高水條件下微膨脹；空氣中易風化失水（注入巖體、水中、或密封，防風化）（2）ZKD高水速凝材料機理：硫鋁酸鹽水泥熟料、石灰、石膏、若干種添加劑水化生成鈣礬石6.2注漿材料整理課件漿體流動性參數(shù)與水用量關系曲線

1——主料漿W－0；2——配料漿W－0；

3——主料漿W－p；

4——配料漿W－p6.2注漿材料整理課件

水泥漿液和高水材料的性質與水灰比的關系

6.2注漿材料整理課件單軸條件下固結體試塊變形曲線

6.2注漿材料整理課件不同圍壓條件下固結體應力應變曲線1．2．3．4．5－分別代表圍壓為0.13、0.26、0.38、0.50、0.75MPa時的曲線

6.2注漿材料整理課件（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。6.3圍巖超前注漿整理課件（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上分層回風平巷掘進頭后方巷道圍巖裂隙分布

6.4圍巖滯后注漿整理課件（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1／3。圍巖嚴重破碎時0.5MPa，較破碎時1.0MPa，裂隙較小時1.0～2.0MPa，最高不超過3MPa。6.4圍巖滯后注漿整理課件（4）漿液滲透半徑與注漿孔布置滲透半徑取決于注漿壓力、圍巖力學性質、裂隙密度及張開度、漿液的流動力學參數(shù)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，可取0.8×2×滲透半徑。一般在2m左右。注漿位置根據(jù)需要，可幫角、頂板或全斷面。

6.4圍巖滯后注漿整理課件（5）注漿量

每孔注漿量

式中：A－漿液消耗系數(shù)（1.2～1.5）；

L－鉆孔長度方向加固區(qū)厚度，m；R－（間、排距）/2，m；－圍巖的裂隙率（0.5%～10%）；－漿液的充填系數(shù)（0.6～1.0）。

（m3）

6.4圍巖滯后注漿整理課件（1）注漿孔布置注漿孔布置（2）注漿材料、工藝、費用材料：ZKD高水速凝材料，水灰比1.51

注漿壓力：0.15~0.20MPa

材料費用：12.63元/m6.5工程實例（顯德汪礦）整理課件（3）注漿效果

注與不注漿段對比底鼓量（mm）兩幫移近量（mm）不注漿538651注漿144151表6-2顯德汪礦（深度450m）注漿效果6.5工程實例（顯德汪礦）整理課件7.深井巷道圍巖的應力轉移技術627.1.1頂、底板掘巷及松動爆破圍巖應力轉移原理7.1.2上行開采的應力轉移原理7.1巷道圍巖應力的轉移理論整理課件對深井巷道而言，在頂板中或底板中開掘巷道并松動爆破，形成卸壓帶，從而將圍巖應力往深部轉移，降低了被保護巷道圍巖淺部的應力，這是一種巷道保護的有效方法。為簡化計算，對于頂板或底板中開掘的大面積卸壓帶，可以將其簡化為狹長橢圓形。關于橢圓孔的平面問題，通過復變函數(shù)計算，給出了卸壓孔周圍較大范圍圍巖應力分布的理論計算公式，通過這些公式可以比較方便的進行圍巖應力分布的計算。7.1.1頂、底板掘巷及松動爆破圍巖應力轉移原理整理課件頂板掘巷的力學分析簡圖7.1.1頂、底板掘巷及松動爆破圍巖應力轉移原理底板掘巷的力學分析簡圖整理課件算例：取qx=0.5，qy=1，橢圓長軸a＝15m，短軸b＝0.5m，孔邊內壓q=0.1，計算結果如下(分別為卸壓孔正上方的水平應力和垂直應力等值線圖)7.1.1頂、底板掘巷及松動爆破圍巖應力轉移原理頂、底板掘巷及松動爆破卸壓孔圍巖應力計算

橢圓卸壓孔對側向壓力的降低效果不太明顯；而對垂直壓力的降低效果顯著，可根據(jù)實際需要改變卸壓孔的尺寸來控制對垂直應力降低的效果。因此對于采動影響下頂板移近量大的峒室和巷道是十分有效的圍巖應力轉移的技術途徑。整理課件力學模型的建立煤礦上行開采時，下部煤層可設定為帶狀無限長板，通過復變函數(shù)方法對彈性帶狀無限長板應力問題進行求解，建立以下力學模型。7.1.2上行開采的應力轉移原理整理課件算例：取垮落帶寬度為200m，兩側未采煤層距垮落帶中心x軸距離為100m，頂板承受的上部載荷（原巖應力）p0=10.5MPa，底部煤柱支承載荷p1=21MPa，計算寬度100m，上部載荷作用的范圍為400m，頂板厚度a=50m，則得到垂直應力分布圖如下可見，采空區(qū)上方垂直應力有大幅度減少，距離采空區(qū)越近減少幅度越大，隨著遠離采空區(qū)逐步增大，逐漸恢復到原巖應力。煤柱附近垂直應力的值較大，且均為壓應力；隨著距離的增加，應力逐漸減小，逐漸恢復到原巖應力。7.1.2上行開采的應力轉移原理整理課件巷道頂板掘巷的應力轉移關鍵技術巷道底板掘巷的應力轉移關鍵技術煤層上行開采的應力轉移關鍵技術底板松動爆破的應力轉移關鍵技術巷道迎頭超前鉆孔的應力轉移關鍵技術相關的應力轉移技術7.2應力轉移的關鍵技術整理課件7.2.1巷道頂板掘巷的應力轉移關鍵技術70巷道頂部掘巷實現(xiàn)應力轉移的效果7.2.1巷道頂板掘巷的應力轉移關鍵技術整理課件頂部掘巷的研究方案為解決問題，初步提出以下五種方案，利用數(shù)值計算方法進行研究：方案一：無頂部卸壓巷時方案二：硐室頂部開掘8×2m2卸壓巷方案三：硐室頂部開掘12×2m2卸壓巷方案四：硐室頂部開掘16×2m2卸壓巷方案五：硐室頂部開掘20×2m2卸壓巷7.2.1巷道頂板掘巷的應力轉移關鍵技術鮑店煤礦工程實例整理課件研究結果一：對控制圍巖變形的影響方案12345底鼓量（mm）20117013510267比值10.850.680.510.337.2.1巷道頂板掘巷的應力轉移關鍵技術鮑店煤礦工程實例整理課件研究結果二：對圍巖應力場的影響7.2.1巷道頂板掘巷的應力轉移關鍵技術鮑店煤礦工程實例整理課件現(xiàn)場實測分析1－頂?shù)?－兩幫2112位移速度鮑店煤礦工程實例7.2.1巷道頂板掘巷的應力轉移關鍵技術整理課件7.2.2巷道底板掘巷的應力轉移關鍵技術76垂直應力的轉移效果硐室受采動影響期間，如不采用底板掘巷應力轉移技術，主要硐室周邊的垂直應力最大為40MPa左右。采用應力轉移技術后，主要硐室周邊的垂直應力降低為7.5MPa左右。效果十分明顯。7.2.2巷道底板掘巷的應力轉移關鍵技術整理課件水平應力的轉移效果受采動影響期間，不采用應力轉移技術時，底板最大水平應力為48MPa。采用轉移技術后，主硐室底板的水平應力減小為15MPa左右。7.2.2巷道底板掘巷的應力轉移關鍵技術整理課件垂直位移的控制效果硐室受采動影響期時間，如不采用底板掘巷應力轉移技術，主硐室頂板下沉量可達193.4mm，底鼓量達158.8mm。采用應力轉移技術后，主硐室基本無底鼓。效果顯著。7.2.2巷道底板掘巷的應力轉移關鍵技術整理課件工業(yè)性試驗方案7.2.2巷道底板掘巷的應力轉移關鍵技術蔣莊煤礦工程實例整理課件圍巖變形實測（1）采動影響下，圍巖變形不明顯。（2）硐室兩幫相對移近量在20mm之內。（3）底鼓量在10mm左右。7.2.2巷道底板掘巷的應力轉移關鍵技術蔣莊煤礦工程實例整理課件7.2.3上行開采的應力轉移關鍵技術82上行開采應力轉移的基本原理為：下部煤層先行開采后，在采空區(qū)上方形成冒落帶、裂隙帶、緩沉帶，上部煤層處于裂隙帶或緩沉帶內。此時，上部煤層的應力發(fā)生了轉移，下部煤層采空區(qū)上方的應力基本轉移到周圍煤體上，因而此區(qū)域的應力顯著降低。將上部煤層的巷道和工作面布置在下部煤層開采邊界影響范圍以內，即布置在煤巖層已發(fā)生充分移動變形的區(qū)域內，巷道和工作面處于應力已經轉移的低應力區(qū)，可以顯著降低支護難度，有效提高礦井的生產安全水平。7.2.3上行開采的應力轉移關鍵技術整理課件物理模擬研究模型7.2.3上行開采的應力轉移關鍵技術孫村煤礦工程實例整理課件四煤開采后二煤的賦存狀態(tài)7.2.3上行開采的應力轉移關鍵技術孫村煤礦工程實例整理課件四煤上行開采條件下二煤采動時孫村煤礦工程實例7.2.3上行開采的應力轉移關鍵技術二煤處于中裂隙帶上方、弱裂隙帶底部，只產生離層裂隙及輕微的周期性斜交裂隙，二煤及其頂?shù)装褰Y構保持完整，不發(fā)生臺階錯動。由于上行開采的應力轉移作用，二煤復合頂板在控頂區(qū)上方能夠較好地維持頂板穩(wěn)定，可以實現(xiàn)復合頂板煤層的上行開采。開采四煤能降低二煤的應力強度水平，減緩沖擊地壓的危險，并能減弱二煤的來壓強度和地質構造應力的影響。整理課件現(xiàn)場應用情況（1）在下行開采時，二煤工作面由于頂板壓力大，煤壁片幫與機道冒漏頂現(xiàn)象十分嚴重，需要水力膨脹錨桿超前護頂、坑木穿頂，頂板管理極其困難，推進速度很慢。四煤采用上行開采后，二煤回采工作面復合頂板穩(wěn)定，工作面無冒漏頂事故發(fā)生，平均原煤單產與推進速度提高到1.88倍，平均推進速度由48m/月提高到90m/月左右，原煤平均單產由1.8～2.0萬噸/月提高到4.2萬噸/月左右，顯著提高了工作面單產、降低了材料消耗。（2）二煤具有強烈沖擊傾向，上行開采完全消除了沖擊危險。（3）解決了原來二煤工作面推進慢，制約四煤開采的被動局面，緩解了采掘接續(xù)，大幅度提高了礦區(qū)煤炭產量與經濟效益，礦井利稅取得歷史最好水平。7.2.3上行開采的應力轉移關鍵技術孫村煤礦工程實例整理課件7.2.4底板松動爆破的應力轉移關鍵技術88在巷道底板中布置鉆孔，并進行藥壺爆破，在巷道底板中產生圍巖弱化區(qū)，將集中應力轉移到圍巖較深部。7.2.4底板松動爆破的應力轉移關鍵技術整理課件爆破的內部作用原理當發(fā)生內部爆破作用時，在圍巖中形成爆破空腔、壓碎圈、裂隙圈及震動圈。裂隙圈的大小是影響應力轉移的關鍵因素7.2.4底板松動爆破的應力轉移關鍵技術整理課件平頂山六礦工程實踐問題的提出六礦二水平戊二采區(qū)開發(fā)中，設計的上山絞車房水平標高-260m，埋深550m。絞車房坐落在戊11煤層下部5m處，絞車房圍巖由頂部到底板分別為：0.59m厚的戊11煤層、3.91m厚的泥巖、3.24m厚的細砂巖、4.25m的砂質泥巖。該絞車房在掘進完成后不久即因底鼓嚴重而破壞，影響了采區(qū)的生產。分析表明，絞車房的破壞主要是因為較高的圍巖應力所致。7.2.4底板松動爆破的應力轉移關鍵技術整理課件技術路線①、利用松動爆破的應力轉移原理，將絞車房周圍較高的應力轉移到深部。②、在爆破破碎區(qū)中進行注漿，對底板進行加固。7.2.4底板松動爆破的應力轉移關鍵技術平頂山六礦工程實踐整理課件圍巖底鼓量觀測結果與原絞車房不進行任何處理時的底鼓量相比，底鼓量明顯降低，約為不進行處理時底鼓量的1/3。7.2.4底板松動爆破的應力轉移關鍵技術平頂山六礦工程實踐整理課件7.2.5巷道迎頭超前鉆孔的應力轉移關鍵技術94基本原理1——巷道掘進頭

2——應力轉移鉆孔1——掘進巷道2——超前鉆孔3——鉆孔前垂直應力分布曲線4——鉆孔后垂直應力分布曲線7.2.5巷道迎頭超前鉆孔的應力轉移關鍵技術整理課件平頂山十一礦工程實踐7.2.5巷道迎頭超前鉆孔的應力轉移關鍵技術

分別打4、6、8、12、14、16m鉆孔時，圍巖高應力（30MPa、40MPa）位置的變化情況。應力轉移效果相當明顯。不同鉆孔長度時的應力轉移效果比較整理課件鉆孔長度對頂?shù)装逡平鼫p小量的影響關系7.2.5巷道迎頭超前鉆孔的應力轉移關鍵技術平頂山十一礦工程實踐整理課件鉆孔直徑對頂?shù)装逡平鼫p小量的影響關系7.2.5巷道迎頭超前鉆孔的應力轉移關鍵技術平頂山十一礦工程實踐整理課件應力轉移效果比較（圍巖變形量）采用應力轉移前采用應力轉移后7.2.5巷道迎頭超前鉆孔的應力轉移關鍵技術平頂山十一礦工程實踐整理課件應力轉移效果比較（圍巖變形速度）

采用應力轉移前采用應力轉移后7.2.5巷道迎頭超前鉆孔的應力轉移關鍵技術平頂山十一礦工程實踐整理課件7.2.6相關的應力轉移關鍵技術101一：開槽孔巷道周邊開槽孔后的應力分布Ⅰ－圍巖應力較低區(qū)；Ⅱ－應力升高區(qū)；Ⅲ－原巖應力區(qū)

開槽后應力向深部轉移。槽孔可在底板、兩側或全斷面。7.2.6相關的應力轉移關鍵技術整理課件二：松動爆破7.2.6相關的應力轉移關鍵技術整理課件趙各莊礦垂深900m的7層煤回采巷道。煤層傾角30o，采用非對稱型可縮性支架、錨桿、上幫底角單孔爆破卸壓聯(lián)合控制技術。

100天時間巷道平均底鼓量287mm，較無錨桿、無卸壓段減少了61.6%。7.2.6相關的應力轉移關鍵技術二：松動爆破工程實踐整理課件三：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7.2.6相關的應力轉移關鍵技術整理課件8.深井巷道二次支護思路和原則1068.深井巷道二次支護思路和原則8.1合理一次支護8.1.1

有限讓壓合理控制圍巖技術8.1.2

有控主動卸壓技術8.2二次支護時機8.3二次支護原則及計算8.4應用實例整理課件8.1合理一次支護1088.1

合理一次支護

合理一次支護的兩種方法：（1）有限讓壓合理控制圍巖技術錨噴網(wǎng)、可縮性金屬支架（2）有控主動卸壓技術整理課件8.1.1有限讓壓合理控制圍巖技術一次支護的巷道圍巖應力狀態(tài)

彈性區(qū)為積分常數(shù)待定的彈性應力解。塑性區(qū)：分應變軟化區(qū)和破碎區(qū)；破碎區(qū)又分為錨固區(qū)內、錨固區(qū)外破碎區(qū)。（考慮到深井、軟巖巷道圍巖破碎區(qū)范圍較大，以下計算都認為錨固端位于破碎區(qū)內）基本方程均為平衡方程和庫侖準則。應變軟化區(qū)、破碎區(qū)采用以下非關聯(lián)流動法則：

應變軟化區(qū)的強度準則為：

——巖體的剪脹擴容系數(shù)

、——分別為切向、徑向上的塑性主應變分量——軟化模量，即軟化應力應變曲線的斜率；——初始屈服時的最大主應變，

整理課件應變軟化區(qū)（塑性區(qū)）半徑

8.1.1有限讓壓合理控制圍巖技術整理課件合理的一次支護強度

隨錨桿間排距減小，錨桿支護強度的增加，巷道圍巖塑性區(qū)范圍迅速減小；一定階段后，塑性區(qū)減小趨緩，如下圖。變化拐點的錨桿支護強度為0.25MPa，這就是經濟合理的錨桿一次支護強度。8.1.1有限讓壓合理控制圍巖技術一次錨桿支護時塑性區(qū)半徑與支護強度關系

整理課件有控卸壓支護方式

松動放矸有控卸壓技術圍巖變形擠壓支架時，每次都主動松動放掉一定厚度的圍巖控制放矸次數(shù)，調整圍巖的變形空間，控制卸壓程度緊跟迎頭架設全斷面圓形支架8.1.2

有控主動卸壓技術深部、軟巖巖巷初期變形速度通常都在10mm/d以上，圍巖劇烈破壞、支護體失效，掘進初期巨大的變形能必須以某種形式釋放。

整理課件開挖前開挖后

8.1.2

有控主動卸壓技術整理課件釋放變形能前后垂直應力分布（MPa）8.1.2

有控主動卸壓技術整理課件有控主動卸壓范圍與應力轉移效果的關系

每次卸壓范圍（破碎圍巖的厚度）150mm，隨著卸壓次數(shù)的增加垂直應力峰值逐漸遠離巷道，峰值大小也逐漸減小。當卸壓次數(shù)從3次增加到5次時應力峰值減小的幅度就不太明顯了。

8.1.2

有控主動卸壓技術整理課件有控主動卸壓范圍與塑性區(qū)發(fā)展的關系

隨卸壓次數(shù)的增加，塑性破壞區(qū)逐漸增大。一次支護形成的塑性區(qū)要保證頂板安全和滿足斷面收斂率的要求，因此，塑性區(qū)不易過大。8.1.2

有控主動卸壓技術整理課件有控卸壓理論指標（變形壓力）

虛線為有控卸壓后變形壓力變化曲線有控卸壓后，初始階段，變形壓力隨塑性區(qū)半徑增大而減小，一定階段后，隨塑性區(qū)半徑的增大變形壓力反而有增大的趨勢，變形壓力曲線上的拐點可稱為“臨界塑性區(qū)半徑”。因此，合理的卸壓程度就是將塑性區(qū)半徑控制在“臨界塑性區(qū)半徑”附近，此時變形壓力最小。8.1.2

有控主動卸壓技術整理課件以往巷道卸壓技術卸壓程度過高，塑性區(qū)范圍急劇增大造成淺部圍巖自身承載能力大幅度降低，不利于巷道維護。卸壓程度過低，應力轉移效果將不明顯，達不到卸壓的目的。不易控制卸壓程度有控主動卸壓技術控制圍巖變形空間（破碎圍巖厚度）合理的卸壓程度8.1.2

有控主動卸壓技術整理課件8.2二次支護時機120

一次支護后形成的塑性區(qū)具有顯著的流變性質。

用彈粘塑性力學模型分析一次支護后塑性區(qū)的流變性質。工程實踐表明，二次支護過早將難以抗拒圍巖的初期劇烈變形，二次支護過晚，圍巖破壞加劇，自身承載能力又會急劇下降，即二次支護在時間上與圍巖變形特性不能協(xié)調。8.2二次支護時機整理課件變形速度/10-6ms-1t/105s圖8.1一次支護后圍巖變形速度隨時間變化曲線

8.2二次支護時機應力/MPat/105s圖8.2一次支護后巷道周邊應力隨時間變化曲線

對比圖8.1、8.2不難看出，巷道周邊應力與圍巖變形速度都逐漸趨于穩(wěn)定的時間基本一致。整理課件圖8.3二次次支護后蠕變速度與二次支護時間關系二次支護時間為600h時蠕變速度最小，這與巷道周邊應力和圍巖變形速度穩(wěn)定的時間段非常接近。

8.2二次支護時機整理課件高應力軟巖巖巷圍巖產生大范圍的破碎區(qū)、塑性區(qū)難以避免，一次支護控制高應力軟巖巷道圍巖大變形難以實現(xiàn)，應進行二次支護。二次支護時機是決定維護效果的關鍵因素。二次支護最佳時機是圍巖應力、塑性區(qū)及變形速度趨于穩(wěn)定，此時圍巖的膨脹變形能得到了充分釋放而圍巖自身承載能力又沒有太多的損失。該時機的掌握可以通過對巷道表面位移監(jiān)測，當巷道表面位移速度由快到趨于平緩的拐點附近為二次支護的最佳支護時機。

8.2二次支護時機整理課件8.3二次支護原則及計算125深井、軟巖巖巷產生大范圍的破碎區(qū)、塑性區(qū)難以避免，一次支護為讓壓支護，巷道圍巖達到較小變形速度下的力學平衡，充分釋放圍巖變形能、發(fā)揮圍巖承載力；二次支護減少巷道圍巖偏應力，促進圍巖應力向長時強度和流變停止的狀態(tài)轉化，使圍巖長期保持穩(wěn)定。這樣，可避免圍巖在高應力狀態(tài)下再次應變軟化與蠕變劣化導致的圍巖狀態(tài)惡化、承載力降低。8.3二次支護原則及計算整理課件二次支護后巷道圍巖分為粘塑性破碎區(qū)、粘塑性應變軟化區(qū)和粘彈性區(qū)。

粘彈性區(qū)巖體的流變力學一維模型為H—K體三元件粘彈性模型（三維流變模型采用類比法由一維模型導出）。粘塑性區(qū)圍巖體滿足莫爾——庫侖強度準則，受長時間應力作用影響，粘結力C(t)、C*(t)、內摩擦角

(t)為時間t的函數(shù)變量，不考慮內摩擦角

(t)的應變軟化。8.3二次支護原則及計算整理課件破碎區(qū)內非錨固區(qū)破碎區(qū)內錨固區(qū)邊界r=Rm（錨桿錨固端交界面

），處于穩(wěn)定狀態(tài)時的粘塑性破碎區(qū)徑向應力：—巖體殘余強度階段的長期強度粘結力；

8.3二次支護原則及計算整理課件二次支護提供的徑向平衡應力

二次支護后其應力也由靜力平衡方程和摩爾－庫侖準則求得，當r＝Rm在錨固區(qū)外邊界位置處，巖體處于流變停止、穩(wěn)定狀態(tài)時，促進深部圍巖體穩(wěn)定的徑向應力為：——二次支護后錨固區(qū)圍巖體長期穩(wěn)定時的粘結力；

——二次支護后錨固區(qū)圍巖體長期穩(wěn)定時的內摩擦角。

8.3二次支護原則及計算整理課件巷道穩(wěn)定條件

二次支護在錨固區(qū)外邊界位置r＝Rm處提供的徑向穩(wěn)定應力大于或等于非錨固區(qū)內在r＝Rm處所需的徑向應力值時，巷道可處于長期穩(wěn)定狀態(tài)即：8.3二次支護原則及計算整理課件8.4應用實例131地質條件：某礦1

-850m二采軌道下山位于砂質頁巖和中砂巖互層中。砂質頁巖灰色、性脆、具貝殼狀斷口；中砂巖灰白色，鈣質膠結，成分以石英長石為主，含較多暗色礦物，圍巖抗壓強度小。埋深998～1065m，為深部巷道；現(xiàn)場巷道變形特征也表明二采軌道下山長期流變、大變形、維護困難，顯現(xiàn)出深井、軟巖巖巷圍巖的變形破碎特征。為了保持巷道圍巖的穩(wěn)定，實踐證明二次支護是行之有效的方法。

8.4應用實例：某礦1整理課件一次支護錨桿間排距為800×800mm，錨桿為直徑22mm、長度2.4m的左旋高強度螺紋鋼錨桿。一次支護有限讓壓控制圍巖二次支護使圍巖停止蠕變轉化到穩(wěn)定狀態(tài)二次支護采用錨桿支護與注漿加固，二次支護錨桿布置與一次錨桿布置呈五花型，間排距為800×800mm，錨桿為直徑22mm、長度2.4m的左旋高強度螺紋鋼錨桿。注漿材料采用ZKD高水速凝材料，注漿孔深2.5m。

支護原則：8.4應用實例：某礦1整理課件二次支護后巷道圍巖體穩(wěn)定時，錨固區(qū)邊界r＝Rm處巖體的徑向應力參照5.2節(jié)計算公式可得：

二次錨桿、注漿加固后，錨桿及注漿加固區(qū)處于長期穩(wěn)定狀態(tài)時錨固區(qū)邊界r＝Rm處，提供的徑向平衡應力由5.2節(jié)計算公式可得：加固區(qū)在長期穩(wěn)定時提供的徑向平衡應力可達到5.37MPa，大于深部圍巖體穩(wěn)定時所需的徑向應力值4.87MPa，保證巷道處于長期的穩(wěn)定狀態(tài)。8.4應用實例：某礦1二次支護理論計算分析

整理課件地質條件：某礦2西大巷埋深545m，位于泥巖和砂質泥巖互層中，構造復雜。水平應力22.0MPa，是垂直應力的2.0倍左右。水平應力與泥巖抗壓強度之比為1.57，水平應力與砂質泥巖抗壓強度之比為1.14。泥巖中粘土礦物含量為75～89％，其中伊蒙層含量為25～33％，伊利石含量為2～4％，高嶺土含量為14～33％，綠泥石含量25～32％，強吸水、遇水急劇膨脹泥化，風化；層理破碎，層理節(jié)理裂隙十分發(fā)育。節(jié)理組≥3，節(jié)理數(shù)平均為12～32條/m3，平均間距≤0.2m。西大巷為典型的深井、軟巖巖巷。