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深部巷道围岩支护第1页/共69页2汇报提纲一、深部开采研究现状二、巷道围岩变形破坏原因分析三、巷道围岩支护理论与技术进展四、典型工程实例第2页/共69页3国家能源结构至2020年仍以煤炭为主68%55%国家煤炭缺口2020年:13亿吨200020022004200520102020年现有与在建矿供应能力未来国家煤炭需求亿吨两种必然选择既有矿山延深新的矿山建设一种必然结果开发深部一、深部开采研究现状第3页/共69页4一、深部开采研究现状国外:前苏联:>600m原西德:800~1200m英国与波兰:>750m日本:>600m国内:(无明确标准)

浅矿井中深矿井深矿井特深矿井采深<400m

400-800m800-1200m1200m深部开采的划分标准第4页/共69页5一、深部开采研究现状目前国有重点煤矿中采深大于800m的矿井有多处,以每年25m的速度递增。国内:沈阳采屯矿1197m;浙江长广集团1000m;新汶孙村矿1055m;北票冠山矿1059m;徐州张小楼矿1100m;开滦赵各庄矿1159m;北京门头沟1008m。德国2002年平均采深1300m,最大采深1500m;超过1000m的国家:

俄罗斯英国波兰日本比利时等。国外:第5页/共69页6一、深部开采研究现状深部开采的工程特点:地应力高(自重应力>约20MPa)

--强度增加,脆延性转化特征温度高

(矿山一般30-400C,个别达520C,最高达700C)渗透压(>约7MPa)强动压较强的时间效应(强流变)第6页/共69页7一、深部开采研究现状煤矿地下工程所面临的地质环境趋于复杂化,高应力、高瓦斯等引起的工程灾害和事故愈来愈多,如矿井冲击地压、巷道围岩大变形流变、地温升高、瓦斯爆炸等,对深部煤炭资源安全高效开采提出了严峻的挑战。巷道围岩变形量增大采场矿压显现剧烈巷道中岩爆、冲击地压瓦斯涌出量增大地温升高、作业环境恶化突水事故趋于严重井筒破裂加剧煤自燃发火、矿井火灾加剧

第7页/共69页8汇报提纲一、深部开采研究现状二、巷道围岩变形破坏原因分析三、巷道围岩支护理论与技术进展四、典型工程实例第8页/共69页9二、巷道围岩变形破坏原因分析煤矿巷道每年掘进10000km,深巷占30%资料统计:随着埋深增加,支护压力增大到0.8~2.0MPa,尽管支护强度增1倍,费用增加1.4倍以上第9页/共69页10二、巷道围岩变形破坏原因分析(1)钢架支护钢架支护大变形底臌(龙口柳海)锚网支护全断面大变形(甘肃新安)第10页/共69页11二、巷道围岩变形破坏原因分析钢架支护围岩大变形流变第11页/共69页12二、巷道围岩变形破坏原因分析锚网支护岩爆破坏(南非某矿)钢架支护岩爆破坏岩爆过程(秘鲁,据Hudson)钢架支护岩爆破坏第12页/共69页13二、巷道围岩变形破坏原因分析料石碹支护顶板塌方(2)料石碹支护第13页/共69页14二、巷道围岩变形破坏原因分析料石碹支护严重底臌第14页/共69页15二、巷道围岩变形破坏原因分析锚网支护,大变形尖顶(焦作)顶板下沉两帮内挤底臌(3)锚网支护第15页/共69页16二、巷道围岩变形破坏原因分析单一锚网支护,底不处理,不重视水(甘肃华亭煤矿)第16页/共69页17二、巷道围岩变形破坏原因分析顶板下沉,冒顶;两帮收敛位移,片帮;底臌。煤矿巷道变形破坏现象:第17页/共69页18二、巷道围岩变形破坏原因分析岩性差:煤层、泥岩(强度低、易破碎、残余强度低)

地应力大:埋深大、褶曲构造、采动影响(集中系数达2.5以上)支护强度低、刚度小支护结构不合理煤矿巷道变形破坏原因:第18页/共69页19二、巷道围岩变形破坏原因分析(1)岩石强度(煤、砂质泥岩、泥化)

不少围岩天然抗压强度小于10MPa

泥岩在水作用下几乎没有强度(2)结构面强度

弱面,层理、节理面强度,受地质构造作用

影响因素:施工因素,爆破影响;水;节理面粗造度;块体大小等1、岩性差第19页/共69页20二、巷道围岩变形破坏原因分析泥岩顶板塑性流动泥岩底板严重底鼓严重变形煤巷水的影响第20页/共69页21二、巷道围岩变形破坏原因分析Step60-20.98σcσcStep63-4Step64-310.92σc0.62σcStep60-2Step61-11Step64-31Step66-35Step66-35围岩强度衰减第21页/共69页22二、巷道围岩变形破坏原因分析(1)埋深大(千米深井逐年增加)(2)构造应力(断层多)(3)采动应力(普遍存在)2、地应力高、应力复杂第22页/共69页23二、巷道围岩变形破坏原因分析其中1000m以下的煤炭储量2.95万亿吨,约占总储量的53%储量

亿t02000400060008000100001200014000<600m1000-1500m德国鲁尔矿区在1100m下开采,巷道宽6m,煤层厚1.9m。底板在24小时内臌起0.8m,煤层移出0.5m。甘肃平凉(850~900m),几乎没有1米好巷道。第23页/共69页24二、巷道围岩变形破坏原因分析采动前巷道情况采动后巷道情况第24页/共69页25二、巷道围岩变形破坏原因分析支护强度、刚度-支护形式滞后性、不密贴及支护阻力小,不可能改变围岩破坏状态。足够的支护强度和刚度才可以使松动圈内岩石相互啮合,并呆在原位不垮落,以免其垮落而导致松动圈的再次扩大,巷道围岩失稳破坏。3、支护强度低、刚度小第25页/共69页26二、巷道围岩变形破坏原因分析支架扭曲变形支护强度普遍低于0.25MPa锚杆失效锚杆、索强度低巷道自稳时间短支护整体性差支护整体性差锚索失效动压影响第26页/共69页27二、巷道围岩变形破坏原因分析4、支护结构不合理松动圈范围增大,碎胀变形力大,单一支护形式无法满足稳定要求中浅部巷道深部巷道深部分区破裂第27页/共69页28汇报提纲一、深部开采研究现状二、巷道围岩变形破坏原因分析三、巷道围岩支护理论与技术进展四、典型工程实例第28页/共69页29三、巷道围岩支护理论与技术进展支护作用:阻止围岩变形,维护围岩稳定支护技术:锚(杆、索)、喷射砼、网(强力金属网)、带(W型钢带)、工字钢、U型钢拱形支架、网壳、格栅、注浆、料石、混凝土碹等第29页/共69页30三、巷道围岩支护理论与技术进展支护外部支护内承支护刚性柔性外部支护:在围岩外部依靠支护结构的承载能力来承受围岩压力。如围岩开挖时运用的钢拱(刚性)或混凝土衬砌(柔性)。围岩仅是形成支护结构上荷载的来源。

内承支护:是通过锚杆(索)、注浆等措施加固围岩,特点:充分发挥和增强围岩的自承能力,以支护结构和围岩共同形成的支护结构体系使围岩处于稳定状态。围岩既是荷载也是支护结构体系的组成部分第30页/共69页31三、巷道围岩支护理论与技术进展锚杆支护技术具有用料节省、巷道断面利用率高、支护及时、劳动强度小、经济效益高以及对巷道围岩变形的适应性好等诸多优点,是巷道支护的一次重大革命,因而在煤矿开采支护中得到了普遍应用,并成为煤矿实现安全、高效生产必不可少的关键技术之一。第31页/共69页32三、巷道围岩支护理论与技术进展澳大利亚、美国等国:煤层地质条件比较简单,埋藏浅,护巷煤柱宽度大,而且大力推广应用锚杆支护,他们的锚杆支护技术比较先进,锚杆支护所占比重几乎达到100%。欧洲一些主要产煤国家:过去一直主要采用金属支架支护巷道,但随着巷道支护难度加大和支护成本增高,将巷道支护方式转向了锚杆支护,积极开展了锚杆支护技术的研究、试验和推广应用。德国:U型钢支护最早,技术成熟、先进,使用量大,在永久巷道与回采巷道中大多采用U型钢可缩性支架,但从上世纪80年代以来,随着开采深度和开采强度的增加,重型采掘设备的采用,要求巷道断面越来越大,导致巷道围岩变形加剧,支护困难,为了解决巷道支护难题,不得不增加型钢重量、减小支护棚距,致使巷道支护费用增高,而且带来施工、运输等一系列问题。第32页/共69页33三、巷道围岩支护理论与技术进展锚杆支护理论一直是煤矿开采与安全领域中重要的研究课题,得到了广泛的研究。至今为止,已提出很多种锚杆支护理论,如悬吊理论、组固拱理论、组合梁理论等。第33页/共69页34三、巷道围岩支护理论与技术进展1、悬吊理论机理:将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上,以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落,锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。缺点:没有考虑围岩自承能力,而且将被锚固体与原岩体分开。适用条件:锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层第34页/共69页35三、巷道围岩支护理论与技术进展机理:将锚固范围内的岩层挤紧,增加岩层间的摩擦力,防止岩石沿层面滑动,避免各岩层出现离层现象,提高其自撑能力。将几层薄岩层锁紧成一个较厚的岩层(组合梁)。在上覆岩层载荷的作用下,这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小,组合梁的挠度亦减小。缺点:将锚杆作用与围岩的自稳作用分开;在顶板较破碎、连续性受到破坏时,难以形成组合梁。适用条件:层状地层顶板在相当距离内不存在稳定岩层,悬吊作用处于次要地位。2、组合梁理论第35页/共69页36三、巷道围岩支护理论与技术进展机理:在破碎区安装预应力锚杆时,在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力,如果沿巷道周边布置锚杆群,只要铺杆间距足够小,各个锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错,在岩体中形成一个均匀的压缩带,即承压拱,这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向荷载。在承压拱内的岩石径向及切向均受压,处于三向应力状态,其围岩强度得到提高,支撑能力也相应加大。3、组合拱理论缺点:一般不能作为准确的定量设计。适用条件:顶板无稳定岩层第36页/共69页37三、巷道围岩支护理论与技术进展机理:矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力,水平应力具有明显的方向性。在最大水平应力作用下,顶底板岩层易于发生剪切破坏,出现错动与松动而膨胀造成围岩变形,锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动。4、最大水平应力理论第37页/共69页38三、巷道围岩支护理论与技术进展前面这些支护理论在煤矿生产实践中起到了积极作用,但是这些理论都有其适用条件,都存在着一定局限性:大部分基于当时的理论水平,采用古典结构力学的方法,虽然具有针对性强的特点,然而揭示锚杆的支护实质内容不够。第38页/共69页39三、巷道围岩支护理论与技术进展5、松动圈支护理论

开巷后变化:(1)巷道周边应力集中;(2)强度降低(围岩应力超过强度则岩石破坏,等于为极限平衡,小于则稳定);结果:出现围岩松动圈。煤矿巷道普遍存在松动圈!松动圈越大支护越难!第39页/共69页40三、巷道围岩支护理论与技术进展工程类比法理论计算法信息反馈法松动圈支护设计法巷道围岩支护设计方法:第40页/共69页41三、巷道围岩支护理论与技术进展1)直接类比法一般以巷道围岩强度、围岩完整性、巷道埋深、断面尺寸等因素与已建工程类比,由此确定支护类型和参数;2)间接类比法

依据技术规范,按巷道围岩分类及其它有关参数确定。它是目前常用的方法。1、工程类比法:第41页/共69页42围岩分类岩层描述巷道开掘后围岩的稳定状态(3~5m跨度)岩种举例类别名称Ⅰ稳定岩层1.完整坚硬岩层,Rb>60MPa,不易风化2.层状岩层层间胶结好,无软弱夹层围岩稳定,长期不支护无碎块掉落现象完整的玄武岩、石英质砂岩、奥陶纪灰岩、茅口灰岩、大冶厚层灰岩Ⅱ稳定性较好岩层1.完整,比较坚硬岩层,Rb=40~60MPa2.层状岩层,胶结较好3.坚硬块状岩层,裂隙面闭合,无泥质充填物,Rb>60MPa围岩基本稳定,较长时间不支护会出现小块掉落胶结好的砂岩、砾岩、大冶薄层灰岩Ⅲ中等稳定岩层1.完整的中硬岩层,Rb=20~60MPa2.层状岩层,以坚硬层为主,夹有少数软岩层3.比较坚硬的块状岩层,Rb=40~60MPa围岩能维持一个月以上稳定,有时产生局部岩块掉落页岩、砂质页岩;粉砂岩,石灰岩;硬质凝灰岩Ⅳ稳定性较差岩层1.较软的完整岩层,Rb<20MPa

2.中硬的层状岩层3.中硬的块状岩层,Rb=20~60MPa围岩的稳定时间仅有几天页岩、泥岩胶结不好的砂岩、硬煤Ⅴ不稳定岩层1.易风化潮解剥落的松软岩层2.各类破碎岩层围岩很容易产生冒顶片帮炭质页岩、花斑泥岩、软质凝灰岩、煤、破碎各类岩石地下工程围岩分类第42页/共69页43三、巷道围岩支护理论与技术进展1)解析法:

它是指用数学方法,借助固体力学通过计算可以取得闭合解的方法。使用时,要特别注意和岩体所处的物理状态相匹配。弹塑性状态可用弹塑性力学;如浅部工程。围岩破裂状态则需要选用非连续体力学(块体力学)。2)数值模拟法

通常包括有限元、有限差分法、边界元、离散元、DDA、流形元等,目前各类计算方法都得到了长足的进步。2、理论计算法:第43页/共69页44三、巷道围岩支护理论与技术进展传统“设计—施工”模式中,影响设计因素众多且复杂,如设计参数难以准确确定及设计方法不够完善等,均影响着工程施工的质量和安全。此模式常常使设计计算结果与实际工程状况产生较大差异。

因此,充分利用施工过程中的各项信息,对设计和施工进行动态调整及控制,

进而保证工程施工质量及安全的新型施工方法应运而生。这种利用施工过程中获取的信息指导施工的方法逐步发展成信息化施工方法。

信息化施工-信息采集、处理、反馈和设计修正3、信息反馈法:第44页/共69页45三、巷道围岩支护理论与技术进展4、松动圈支护设计法:小松动圈(L=0-40cm):喷射混凝土支护中松动圈(L=40-150cm):悬吊理论确定锚杆支护参数

大松动圈(L>150cm):采用组合拱确定锚喷(注)网

支护形式:喷射混凝土、锚喷、锚网、锚喷网及锚注支护等。第45页/共69页46三、巷道围岩支护理论与技术进展虽然目前在煤矿巷道围岩支护理论及技术方面,已经取得了长足的进步,但随着开采深度的增加、开采强度的提高以及开采条件的恶化,我国煤矿巷道围岩稳定控制关键技术始终面临着一系列新的挑战,出现了许多前所未有的复杂困难巷道,如深部强动压巷道、深部软岩大变形流变巷道、深部高应力碎裂围岩巷道、特大断面巷道等,对锚杆支护和注浆加固方式提出了更高、更苛刻的要求。

传统的单一的支护模式已很难适应深部巷道高应力、大变形、显著流变、强动压、碎裂化的要求,需要采取联合支护模式,才能有效控制深部巷道围岩的变形,但由于联合支护成本高等原因,得不到推广应用,因此需要从深部不同类型巷道围岩变形破坏机理出发,提出和发展一系列有效且经济的深部巷道围岩稳定控制关键技术。第46页/共69页47汇报提纲一、深部开采研究现状二、巷道围岩变形破坏原因分析三、巷道围岩支护理论与技术进展四、典型工程实例第47页/共69页48四、典型工程实例-实例一某矿-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998~1065m,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。第48页/共69页49四、典型工程实例-实例一一次支护锚杆间排距为800×800mm,锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。一次支护有限让压控制围岩二次支护使围岩停止蠕变转化到稳定状态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800×800mm,锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。注浆材料采用高水速凝材料,注浆孔深2.5m。

第49页/共69页50四、典型工程实例-实例一二次支护理论计算分析

该矿-850m水平地应力测量结果表明,最大主应力值为39.77MPa,理论计算中按原岩应力P0=40MPa进行分析。目前煤矿巷道中应用的锚杆规格主要为L=2000~2400mm长度的锚杆,由于地应力高,围岩破碎区较大,锚杆支护的锚固区通常位于巷道围岩破碎区内,井下实测锚杆的工作阻力为130kN。

第50页/共69页51四、典型工程实例-实例一原岩应力下岩体力学性质参数为:

一次锚杆支护后,围岩力学性质得到强化,其力学参数如下:

二次锚杆及注浆加固后,加固区对应围岩体稳定状态时的力学参数为:试验结果:

第51页/共69页52四、典型工程实例-实例一二次支护理论计算分析

二次支护后巷道围岩体稳定时,锚固区边界r=Rm处岩体的径向应力通过计算可得:

二次锚杆、注浆加固后,锚杆及注浆加固区处于长期稳定状态时锚固区边界r=Rm处,提供的径向平衡应力通过计算可得:由巷道二次锚杆及注浆加固后,加固区在长期稳定时能提供的径向平衡应力可达到5.37MPa,大于深部围岩体稳定时所需要的径向应力值4.81MPa,保证了巷道处于长期的稳定状态。第52页/共69页53四、典型工程实例-实例二某矿西大巷埋深545m,位于泥岩和砂质泥岩互层中,构造复杂。水平应力22.0MPa,是垂直应力的2.0倍左右。水平应力与泥岩抗压强度之比为1.57,水平应力与砂质泥岩抗压强度之比为1.14。泥岩中粘土矿物含量为75~89%,其中伊蒙层含量为25~33%,伊利石含量为2~4%,高岭土含量为14~33%,绿泥石含量25~32%,强吸水、遇水急剧膨胀泥化,风化;层理破碎,层理节理裂隙十分发育。节理组≥3,节理数平均为12~32条/m3,平均间距≤0.2m。西大巷为典型的中深井、软岩岩巷。

第53页/共69页54四、典型工程实例-实例二锚网喷+网壳锚网喷+注浆+锚索锚网喷+锚注锚网喷+拱形钢棚+注浆西大巷原采用的具有代表性的支护方式第54页/共69页55四、典型工程实例-实例二目前的支护方式:如锚杆支护、锚喷支护、锚杆+网壳支护、锚杆+锚索支护、工字钢拱形支护等不能适应高应力软岩巷道剧烈变形,需要研究开发新型支护技术,控制该类巷道围岩变形。

巷道掘进后,4~6个月巷道变形量就达到1000~2000mm,巷道变形表现为整体收敛变形的特点。

初期变形速度在10mm/d以上,半年以后,变形速度仍然保持在3~8mm/d。

1、变形量大

原支护方式下围岩变形有如下特点:目前支护方式不能适应巷道剧烈变形

2、变形速度快

3、变形持续时间长

从已经施工的巷道维护状况来看,虽然巷道已经掘出多年,但巷道并没有稳定,每隔半年左右需要维修1次。

第55页/共69页56四、典型工程实例-实例二西大巷支护遵循原则应为:

1、采用“先让后抗、先柔后刚”的原则,即围岩卸压与加固相结合的原则。

2、应力转移,降低浅部围岩应力

3、采用二次支护,合理确定二次支护时机和支护强度。

提出支护措施:一次支护采用有控主动卸压技术(锚杆+封闭式金属支架,有控主动破碎一定厚度的围岩)。二次支护采用锚杆+注浆加固技术。第56页/共69页57四、典型工程实例-实例二二次支护参数设计:采用FLAC数值软件中的指数蠕变模型

锚杆间排距注浆范围800100012002方案1方案2方案33方案4方案5方案6二次支护强度对围岩最终流变速度的影响第57页/共69页58四、典型工程实例-实例二1

完成一次支护后,当围岩变形过大挤压支架、挤压力达到1MPa时,主动破碎一定厚度的围岩,周而复始,直至围岩变形速度稳定;

23紧跟迎头安设封闭式工字钢圆形支架,按照一次支护的锚杆间排距安装锚杆;二次加强支护,安装锚杆并喷浆封闭围岩,用高水速凝材料进行注浆加固。施工步骤第58页/共69页59四、典型工程实例-实例二

一次支护后巷道围岩变形速度与时间的关系

由图可知,一次支护后变形速度稳定时间大约在38天左右,因此西大巷

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