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1、1,动压巷道围岩稳定理论与控制技术研究,中国矿业大学 柏建彪（博士、教授） （13951359087，）,2,主要内容 1 概述 2 巷道围岩塑性区分布 3 巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升 4 沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理 5 动压巷道底鼓机理 6 巷道围岩控制的基本途径,3,1 概述 动压巷道：受采动支承应力作用的巷道。 1.1 现状 占煤矿巷道80以上。 围岩松软，地应力大，维护十分困难。,4,1 概述 1.2 岩性和应力特征 岩性：分层性质显著，强度小（特别两帮）。 应力：侧向支承应力，超前支承应力 一次、多次采动影响 应力集中系数28。,5,1 概述 1.3 重要性 制约矿井高产
2、高效和经济、社会效益，威胁矿井安全。 矿井开采理论和技术的难点和重点。,6,2 巷道围岩塑性区分布,7,2巷道围岩塑性区分布,8,3 巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升,大面积开采，采动支承压力和不同护巷方式引起。,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,9,3 巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升,10,4 沿空巷道围岩大、小结构稳定性原理大、小结构概念 大结构：包括直接顶（顶煤）、老顶及其上载荷岩层的结构。 小结构：锚杆支护与围岩形成的锚固体。,11,4 沿空巷道围岩大、小结构稳定性原理 大结构的稳定性分析,沿空掘巷与上覆岩层的结构关系,12,4 沿
3、空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,M关键块B的回转力矩； M本工作面老顶岩层断裂，岩块A的回转力矩,13,4 沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,三角块受力分析图,14,4 沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理 三角块结构失稳的方式主要有2种，即滑落失稳和转动失稳。 滑落稳定性系数K1；转动稳定性系数K2，即:,15,4 沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理 掘巷前、掘巷后：三角块结构均保持稳定。 采动影响期间：三角块结构的回转下沉是沿空巷道围岩大变形的主要原因之一；随采高增加，沿空掘巷维护难度增加，大采深时应防止发生回转失稳，在煤软、大采深时应防止发生滑落失稳。,16,小结构的稳定性分析 1）沿空侧护巷
4、窄煤柱的宽度,式中：x1 因上区段工作面开采而在下区段沿空掘巷窄煤柱中产生的破碎区，其宽度为：,x2 巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加15 富裕系数，m； x3 增加的煤柱稳定性系数， 按0.2（ x2 + x3 ）计算,17,2) 强化围岩强度，确度锚杆支护强度 强化围岩强度后能在大结构回转下沉影响下保持围岩稳定，保证足够的锚杆初锚力与支护强度。 3）综放两道围岩变形规律,巷道围岩变形量对比表,18,掘巷期间综放沿空掘巷支护效果,19,工作面前方10m处支护效果实照图,20,5 动压巷道底鼓机理 5.1 机理 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、
5、离层 。,（a） （b） 两帮下沉与底鼓关系 （a）东庞矿（中硬岩）；（b）黄塘岭矿（软岩）,21,图3 巷道底板深基点位移,图4 巷道底板垂直位移 No垂直位移为零； N零应变点,权台矿现场实测 浅部鼓起，深部下沉；与采煤工作面距离不同而变化。,22,（1）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,力学计算简图,23,Q(y) 作用下，M点的垂直位移ux 等于上式在a,b区间上的积分。,24,（2）煤柱巷道底板等效载荷分布,煤柱巷道底板等效载荷分布 简化的载荷分布,25,（3）底板中心线上的垂直位
6、移,各区段分布载荷在巷道底板 中心线上引起的垂直位移,巷道底板中心线上 总的垂直位移,26,5.2 加固两帮和底角控制巷道底鼓 （1） 锚杆加固（柳新煤矿）,27,试验效果对比,28,（2） 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 材料费用：13.83元/m,29,注浆效果 权台矿注浆前、后对比,显德汪矿注浆效果,30,（1） 锚杆加固顶角 FLAC 计算 顶板下沉量减少42% 底鼓量减少14% （2） 锚杆加固两帮及底角、顶角 有显著降低围岩移近量效果 当加固帮、底角不能满足需要时，可增加顶
7、角加固,5.3 加固巷道其它部位控制底鼓,31,6 巷道围岩控制的基本途径,6.1 影响巷道围岩稳定性的三大因素 围岩强度、岩体应力、支护技术 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：,稳定的（不底鼓）：,中等稳定（有底鼓）：,不稳定（强烈底鼓）： 0.6,32,2）我校邹喜正教授根据围岩强度与岩体应力对我国矿井巷道的极限深度提出的见解。,中国矿业大学（北京）何满朝教授通过对深部巷道稳定性研究、根据巷道维护难度分类提出了不同岩层的极限深度。 3）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
8、应力而减小了塑性区半径。,33,6.2 基本途径,（1）提高围岩强度 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 巷道卸压：跨采进行巷道卸压；开槽卸压；震动爆破卸压；布置卸压峒室卸压,34,6.2 基本途径,（3）巷道支护 巷道金属支架 作用：给围岩提供支护阻力；当前注意：可缩性支架的使用界限、连接件、矿工钢可缩支架、支架壁后密实。 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
9、度锚杆、设计方法、复杂条件下的锚杆支护、桁架锚杆支护。,35,6.3 巷道布置,（1） 巷道布置 从巷道围岩稳定角度来谈布置。要保持围岩稳定，布置巷道时应考虑围岩强度与岩体应力。,36,6.3 巷道布置,采动引起的应力重新分布,已采区及其两侧煤柱的应力分布 冒落带；裂隙带；弯曲下沉带； A原始应力区；B1、B2应力增高区、C应力降低区；D应力稳定区,37,留区段煤柱时回采空间垂直应力等值线分布,38,煤体与采空区交界处底板垂直应力等值线分布 上覆岩层容重；H埋藏深度：底板岩石应力升高区的扩展影响角；Z被跨巷道与上部回采煤层间的法线距；X-被跨巷道与上部回采煤柱边缘的水平距,39,煤柱下方底板垂
10、直应力等值线分布 （煤柱载荷均布，应力集中系数为3） 在应力重新分布下，从时间和空间上保证布置的巷道围岩稳定、维护费用低。,40,（2）巷道布置的原则 1）空间上尽量避免支承压力的强烈影响、叠加影响和多次影响；时间上尽量缩短支承压力影响时间。 2）巷道布置在应力降低区或原岩应力区。 3）采用无煤柱开采，必须留煤柱时在保证煤柱稳定的条件尽可能小。 4）如果需要留煤桂保护巷道，所留护巷煤柱尺寸应使巷道不受支承压力影响或影响较小。 5）避免在煤柱上、下方布置巷道。合理选择底板岩巷与煤柱边缘的水平距离X、与煤层垂直距离Z。 6）在围岩受采动影响稳定后再掘巷道。 7）巷道轴线方向尽量与最大水平主应力方向
11、平行，避免与之垂直。,41,注浆材料 （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）,6.4 注浆加固围岩,42,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）。 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
12、石,43,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,44,水泥浆液和高水材料的性质与水灰比的关系,45,单轴条件下固结体试块变形曲线,46,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,47,1）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。,注浆时机 （1）超前注浆,48,1） 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 掘头后方巷道围岩裂隙分布,（2）
13、围岩滞后注浆,49,2）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）滞后注浆压力 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。,50,4）浆液渗透半径与注浆孔布置 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。一般在2m左右。 注浆位置根据需要，帮角、顶板或全断面。,51,5）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）,谢 谢,
