《深井巷道围岩控制》PPT课件

1、深井巷道围岩控制,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，地温升高，当岩体应力达到甚至超过岩石抗

2、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采的这些技术难题从理论上及实用技术上进行了

3、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，以求在新理论的指导下，使实用技术有新的突破和发展，使矿井

4、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1.5-5.0,埋深1000m，水平应力与垂直应力的比值逐渐趋

5、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,图3-1 相似材料模拟试验结果 u1、u2、u3、u4、u5下沉

6、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

7、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,3.4 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

8、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；

9、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

10、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,

11、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

12、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，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

13、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。 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

14、,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1.5:1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

15、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、0.75MPa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

16、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

17、。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

18、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，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

19、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

20、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，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

21、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

22、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,7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术,水平应力的转移效果

23、,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,7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术,垂直位移的控制效果,硐室受采动影响期时间，如不采用底板掘巷应力转移技术，主硐室顶板下沉量可达193.4 mm，底鼓量达158.8 mm。 采用应力转移技术后，主硐室基本无底鼓。效果显著,7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术,工业性试验方案,7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术,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 m

24、m左右,7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术,蒋庄煤矿工程实例,7.2.3 上行开采的应力转移关键技术,上行开采应力转移的基本原理为：下部煤层先行开采后，在采空区上方形成冒落带、裂隙带、缓沉带，上部煤层处于裂隙带或缓沉带内。 此时，上部煤层的应力发生了转移，下部煤层采空区上方的应力基本转移到周围煤体上，因而此区域的应力显著降低。将上部煤层的巷道和工作面布置在下部煤层开采边界影响范围以内，即布置在煤岩层已发生充分移动变形的区域内，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,7.2.3 上行开采的应力转移关键技术,物理模拟研究模型,7.2.3 上

25、行开采的应力转移关键技术,孙村煤矿工程实例,四煤开采后二煤的赋存状态,7.2.3 上行开采的应力转移关键技术,孙村煤矿工程实例,四煤上行开采条件下二煤采动时,孙村煤矿工程实例,7.2.3 上行开采的应力转移关键技术,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。 由于上行开采的应力转移作用，二煤复合顶板在控顶区上方能够较好地维持顶板稳定，可以实现复合顶板煤层的上行开采。 开采四煤能降低二煤的应力强度水平，减缓冲击地压的危险，并能减弱二煤的来压强度和地质构造应力的影响,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

26、，煤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,7.2.3 上行开采的应力转移关键技术,孙村

27、煤矿工程实例,7.2.4 底板松动爆破的应力转移关键技术,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,7.2.4 底板松动爆破的应力转移关键技术,爆破的内部作用原理,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,7.2.4 底板松动爆破的应力转移关键技术,平顶山六矿工程实践,问题的提出,六矿二水平戊二采区开发中，设计的上山绞车房水平标高-260m，埋深550m。绞车房坐落在戊11煤层下部5m处，绞车房围岩由顶部到底板分别为：0.59m厚的戊11煤层、3.91m厚的泥岩、3.24m厚的

28、细砂岩、4.25m的砂质泥岩。 该绞车房在掘进完成后不久即因底鼓严重而破坏，影响了采区的生产。分析表明，绞车房的破坏主要是因为较高的围岩应力所致,7.2.4 底板松动爆破的应力转移关键技术,技术路线,利用松动爆破的应力转移原理，将绞车房周围较高的应力转移到深部。 、在爆破破碎区中进行注浆，对底板进行加固,7.2.4 底板松动爆破的应力转移关键技术,平顶山六矿工程实践,围岩底鼓量观测结果,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1/3,7.2.4 底板松动爆破的应力转移关键技术,平顶山六矿工程实践,7.2.5 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,基本原理,

29、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,7.2.5 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,平顶山十一矿工程实践,7.2.5 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,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,不同钻孔长度时的应力转移效果比较,钻孔长度对顶底板移近减小量的影响关系,7.2.5 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,平顶山十一矿工程实践,钻孔直径对顶底板移近减小量的影响关系,7.2.5 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,平顶山十一矿工程实践,应力转

30、移效果比较（围岩变形量,采用应力转移前采用应力转移后,7.2.5 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,平顶山十一矿工程实践,应力转移效果比较（围岩变形速度,采用应力转移前采用应力转移后,7.2.5 巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术,平顶山十一矿工程实践,7.2.6 相关的应力转移关键技术,一：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,7.2.6 相关的应力转移关键技术,二：松动爆破,7.2.6 相关的应力转移关键技术,赵各庄矿垂深900 m 的7层煤回采巷道。 煤层倾角30，采用非对称型可缩性支架、锚杆、上帮

31、底角单孔爆破卸压联合控制技术。 100天时间巷道平均底鼓量287 mm，较无锚杆、无卸压段减少了61.6,7.2.6 相关的应力转移关键技术,二：松动爆破工程实践,三：巷道一侧或两侧布置巷峒,巷道一侧布置巷硐后效果示意图,7.2.6 相关的应力转移关键技术,8. 深井巷道二次支护思路和原则,8. 深井巷道二次支护思路和原则,8.1 合理一次支护 8.1.1 有限让压合理控制围岩技术 8.1.2 有控主动卸压技术 8.2 二次支护时机 8.3 二次支护原则及计算 8.4 应用实例,8.1 合理一次支护,8.1 合理一次支护,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

32、金属支架 （2）有控主动卸压技术,8.1.1 有限让压合理控制围岩技术,一次支护的巷道围岩应力状态,弹性区为积分常数待定的弹性应力解。 塑性区：分应变软化区和破碎区；破碎区又分为锚固区内、锚固区外破碎区。（考虑到深井、软岩巷道围岩破碎区范围较大，以下计算都认为锚固端位于破碎区内）基本方程均为平衡方程和库仑准则。 应变软化区、破碎区采用以下非关联流动法则,应变软化区的强度准则为,岩体的剪胀扩容系数,分别为切向、径向上的塑性主应变分量,软化模量，即软化应力应变曲线的斜率,初始屈服时的最大主应变,应变软化区（塑性区）半径,8.1.1 有限让压合理控制围岩技术,合理的一次支护强度,随锚杆间排距减小，锚

33、杆支护强度的增加，巷道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。变化拐点的锚杆支护强度为0.25MPa，这就是经济合理的锚杆一次支护强度,8.1.1 有限让压合理控制围岩技术,一次锚杆支护时塑性区半径与支护强度关系,有控卸压支护方式,松动放矸有控卸压技术,围岩变形挤压支架时，每次都主动松动放掉一定厚度的围岩,控制放矸次数，调整围岩的变形空间，控制卸压程度,紧跟迎头架设全断面圆形支架,8.1.2 有控主动卸压技术,深部、软岩岩巷初期变形速度通常都在10 mm/d以上，围岩剧烈破坏、支护体失效 ，掘进初期巨大的变形能必须以某种形式释放,开挖前 开挖后,8.1.2 有控主动卸压技术

34、,释放变形能前后垂直应力分布（MPa,8.1.2 有控主动卸压技术,有控主动卸压范围与应力转移效果的关系,每次卸压范围（破碎围岩的厚度）150mm，随着卸压次数的增加垂直应力峰值逐渐远离巷道，峰值大小也逐渐减小。当卸压次数从3次增加到5次时应力峰值减小的幅度就不太明显了,8.1.2 有控主动卸压技术,有控主动卸压范围与塑性区发展的关系,随卸压次数的增加，塑性破坏区逐渐增大。一次支护形成的塑性区要保证顶板安全和满足断面收敛率的要求，因此，塑性区不易过大,8.1.2 有控主动卸压技术,有控卸压理论指标（变形压力,虚线为有控卸压后变形压力变化曲线,有控卸压后，初始阶段，变形压力随塑性区半径增大而减小

35、，一定阶段后，随塑性区半径的增大变形压力反而有增大的趋势，变形压力曲线上的拐点可称为“临界塑性区半径” 。因此，合理的卸压程度就是将塑性区半径控制在“临界塑性区半径”附近， 此时变形压力最小,8.1.2 有控主动卸压技术,8.1.2 有控主动卸压技术,8.2 二次支护时机,一次支护后形成的塑性区具有显著的流变性质。 用弹粘塑性力学模型分析一次支护后塑性区的流变性质。 工程实践表明，二次支护过早将难以抗拒围岩的初期剧烈变形，二次支护过晚，围岩破坏加剧，自身承载能力又会急剧下降，即二次支护在时间上与围岩变形特性不能协调,8.2 二次支护时机,变形速度/10-6ms-1,t/105s,图8.1 一次

36、支护后围岩变形速度随时间变化曲线,8.2 二次支护时机,应力/MPa,t/105s,图8.2 一次支护后巷道周边应力随时间变化曲线,对比图8.1、8.2不难看出，巷道周边应力与围岩变形速度都逐渐趋于稳定的时间基本一致,图8.3 二次次支护后蠕变速度与二次支护时间关系,二次支护时间为600 h时蠕变速度最小，这与巷道周边应力和围岩变形速度稳定的时间段非常接近,8.2 二次支护时机,高应力软岩岩巷围岩产生大范围的破碎区、塑性区难以避免，一次支护控制高应力软岩巷道围岩大变形难以实现，应进行二次支护。二次支护时机是决定维护效果的关键因素。二次支护最佳时机是围岩应力、塑性区及变形速度趋于稳定，此时围岩的

37、膨胀变形能得到了充分释放而围岩自身承载能力又没有太多的损失。该时机的掌握可以通过对巷道表面位移监测，当巷道表面位移速度由快到趋于平缓的拐点附近为二次支护的最佳支护时机,8.2 二次支护时机,8.3 二次支护原则及计算,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,8.3 二次支护原则及计算,二次支护后巷道围岩分为粘塑性破碎区

38、、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,8.3 二次支护原则及计算,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,8.3 二次支护原则及计算,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

39、停止、稳定状态时，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,8.3 二次支护原则及计算,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,8.3 二次支护原则及计算,8.4 应用实例,地质条件,某矿1 -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,8.4 应用实例：某矿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ZK