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1、主要内容动压巷道矿压新理论动压巷道矿压新理论巷道围岩控制的基本途径巷道围岩控制的基本途径巷道布置与卸压巷道布置与卸压巷道支护巷道支护围岩注浆加固围岩注浆加固1、动压巷道矿压新理论、动压巷道矿压新理论 巷道是矿井生产的咽喉，全国每年新掘巷道巷道是矿井生产的咽喉，全国每年新掘巷道20000km20000km以上，静压巷道小于以上，静压巷道小于10%10%，围岩控制较好。，围岩控制较好。矿工钢支护（无采动影响）U型钢支护的大巷（无采动影响）F动压巷道占90%以上，巷道支护成本增加，个别巷道达30004000元/m高强弧板支护严重破坏巷道修复F动压巷道围岩变形严重，严重影响生产、安全动压巷道围岩变形严
2、重，严重影响生产、安全及矿井的经济效益及矿井的经济效益U型钢支护破坏情况锚杆支护破坏情况1.1围岩塑性区分布围岩塑性区分布围岩分层显著，强度与厚度差别大；压力分布不均匀，围岩分层显著，强度与厚度差别大；压力分布不均匀，4角大；护巷方式不同。塑性区分布状态不均匀，多样角大；护巷方式不同。塑性区分布状态不均匀，多样化。化。与圆形巷道、基本巷道分布状态不同，是研究动与圆形巷道、基本巷道分布状态不同，是研究动压、软岩巷道矿压的基础。压、软岩巷道矿压的基础。(a)实实体体煤煤巷巷道道；(b)煤煤柱柱巷巷道道；(c)沿沿空空巷巷道道；(d)无无直直接接顶顶、底底的的煤煤柱柱巷巷道道。分分布布状状态态：(a
3、)“”型型；(b)、(c)半半“”型；型；(d)缺上（或下）的半缺上（或下）的半“”型型现有支护理论“围岩松动圈”、“新奥法”等对支护形式及支护与围岩的关系研究较多，在开拓巷道、不受采动影响的采准巷道得到了成功应用。在承受动压影响的巷道中采用上述理论尚不能完全有效的控制围岩。1.2 巷道围岩不均匀的整体下沉和局部上升巷道围岩不均匀的整体下沉和局部上升 这是由大面积开采、采动支承压力和不同护巷方式引起这是由大面积开采、采动支承压力和不同护巷方式引起。图图2 2 相似材料模拟试验结果相似材料模拟试验结果u1u1、u2u2、u3u3、u4u4、u5u5下沉曲线下沉曲线D1D1、D2D2、D3D3破断
4、曲线破断曲线1.3 巷道底板变形破坏规律巷道底板变形破坏规律浅部鼓起、深部下沉浅部鼓起、深部下沉图图3巷道底板深基点位移巷道底板深基点位移图图4巷道底板围岩垂直位移巷道底板围岩垂直位移No垂直位移为零；垂直位移为零；N零应变点零应变点1.4 加加固固巷巷道道帮帮角角控控制制两两帮帮变变形形、底底板板鼓鼓起起和顶板离层和顶板离层 两帮下沉，底角破坏，水平应力挤压，底板浅部鼓起，顶板离层下沉。两帮下沉，底角破坏，水平应力挤压，底板浅部鼓起，顶板离层下沉。图图5东庞矿巷道两帮下沉东庞矿巷道两帮下沉图图6黄塘岭矿巷道两帮下沉图黄塘岭矿巷道两帮下沉图加固巷道帮角的方法：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表
5、加固巷道帮角的方法：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表加固巷道帮角的方法：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表加固巷道帮角的方法：锚杆、注浆。柳新煤矿试验效果。见表1 1，表，表，表，表2 2。 表表表表11支护方式支护方式支护方式支护方式 表表2 试验效果对比试验效果对比 试验试验编号编号巷道表面移近量巷道表面移近量mm、项试验与项试验与对比对比顶底顶底板板两两帮帮移近量减少值移近量减少值mm移近量减少百移近量减少百分数分数%顶底顶底板板两两帮帮顶底顶底板板两两帮帮37426458631461.054.32759068548871.484.4960578加固巷道帮角的重要意义。加固巷道帮角的重
6、要意义。1.5基于围岩承载结构稳定的围岩控制理论F巷道围岩承载结构的形成巷道围岩承载结构的形成综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系巷道受动压影响，不同时期、不同位置顶板情况巷道受动压影响，不同时期、不同位置顶板情况岩层处于相对稳定状态阶段岩层处于相对稳定状态阶段岩层显著运动阶段岩层显著运动阶段覆岩稳定阶段覆岩稳定阶段压力叠加阶段压力叠加阶段 从巷道围岩承载结构的稳定性出发，研究巷道围岩控制理论 合理确定巷道支护强度及支护方式，降低支护成本，改善巷道维护状况，为工作面高产高效、安全生产创造了条件 完善现有的巷道围岩控制理论 主要研究内容主要研究内容F研究巷道围岩承载结
7、构的形成过程；F建立巷道围岩承载结构模型，建立围岩承载结构稳定的判别式；F研究承载结构的变形特点，结构特征；F研究动压影响区域开掘巷道承载结构的变化特点；F研究巷道承载结构失稳对围岩变形的影响；F研究巷道支护对承载结构的稳定性控制原理。2巷道围岩控制的基本途径巷道围岩控制的基本途径2.1影响巷道围岩稳定性的三大因素影响巷道围岩稳定性的三大因素围岩强度、岩体应力、支护技术围岩强度、岩体应力、支护技术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巷道极限深度，见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巷道极限深度，见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巷道极限深度，见根
8、据围岩强度与岩体应力对我国矿井巷道的极限深度提出巷道极限深度，见表表表表3 3。 表表表表3 3 巷道极限深度表巷道极限深度表巷道极限深度表巷道极限深度表围岩单轴抗压强度围岩单轴抗压强度MPa巷道极限深度巷道极限深度m6010002.2基本途径基本途径（1）提高围岩强度）提高围岩强度布布置置在在稳稳定定岩岩层层中中；布布置置锚锚杆杆，强强化化围围岩岩强强度度；围围岩岩注注浆浆，提提高高岩岩体体强强度度；封封闭、疏干、防风化，防止围岩碎裂、强度降低闭、疏干、防风化，防止围岩碎裂、强度降低（2）减小岩体应力）减小岩体应力合理布置巷道合理布置巷道时时间间、空空间间上上减减少少巷巷道道承承受受支支承承
9、压压力力影影响响，巷巷道道布布置置在在应应力力降降低低区区；合合理理设设计计煤柱尺寸；考虑最大水平应力的影响煤柱尺寸；考虑最大水平应力的影响巷道卸压巷道卸压跨采进行巷道卸压；开槽卸压；振动爆破卸压；布置卸压峒室卸压跨采进行巷道卸压；开槽卸压；振动爆破卸压；布置卸压峒室卸压（3）巷道支护）巷道支护巷道金属支架巷道金属支架作作用用：给给围围岩岩提提供供支支护护阻阻力力；当当前前注注意意：可可缩缩性性支支架架的的使使用用界界限限、连连接接件件、矿工钢可缩支架、支架壁后密实。矿工钢可缩支架、支架壁后密实。锚杆支护锚杆支护作用：强化围岩强度；围岩强度强化理论、高强（超高）强度锚杆、设计方法、作用：强化围
10、岩强度；围岩强度强化理论、高强（超高）强度锚杆、设计方法、复杂条件下的锚杆支护、桁架锚杆支护。复杂条件下的锚杆支护、桁架锚杆支护。3 巷道布置与卸压巷道布置与卸压 3.1巷道布置巷道布置从从巷巷道道围围岩岩稳稳定定角角度度来来谈谈布布置置。要要保保持持围围岩岩稳稳定定，布布置置巷巷道道时时应应考考虑虑围围岩强度与岩体应力。岩强度与岩体应力。（1）采动引起的应力重新分布）采动引起的应力重新分布图图8已采区及其两侧煤柱的应力分布已采区及其两侧煤柱的应力分布冒落带；冒落带；裂隙带；裂隙带；变曲下沉带；变曲下沉带；A原始应力区；原始应力区；B1、B2应力增高区、应力增高区、C应力降低区；应力降低区；D
11、应力稳定区应力稳定区图图9留区段煤柱时回采空间垂直应力等值线分布留区段煤柱时回采空间垂直应力等值线分布图图10煤体与采空区交界处底板垂直应力煤体与采空区交界处底板垂直应力等值线分布等值线分布上上覆覆岩岩层层容容重重；H埋埋藏藏深深度度：底底板岩石应力升高区的扩展影响角；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；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被跨巷道与上部回采煤柱边缘的水平距图图11煤柱下方底板垂直应煤柱下方底板垂直应力等值线分布力等值线分布（煤柱载荷均布，应力集（煤柱载荷均布，应力集中系数为中系数为3）在应力重新分布下，从时在应
12、力重新分布下，从时间和空间上保证布置的巷道间和空间上保证布置的巷道围岩稳定、维护费用低。围岩稳定、维护费用低。（2）巷道布置的原则：）巷道布置的原则：1）空空间间上上尽尽量量避避免免支支承承压压力力的的强强烈烈影影响响、叠叠加加影影响响和和多多次次影影响响；时时间间上上尽量缩短支承压力影响时间。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。）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。）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）如如果果需需要要留留煤煤巷巷保保护护巷巷道道，所所留留护护巷巷煤煤柱柱尺尺寸寸
13、应应使使巷巷道道不不受受支支承承压压力力影响或影响较小。影响或影响较小。5）避避免免在在煤煤柱柱上上、下下方方布布置置巷巷道道。合合理理选选择择底底板板岩岩巷巷与与煤煤柱柱边边缘缘的的水水平平距离距离x、与煤层垂直距离与煤层垂直距离Z。6）在围岩受采动影响稳定后再掘巷道。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平行，避免与之垂直。）巷道轴线方向尽量与最大水平主应力方向平行，避免与之垂直。3.2 巷道卸压巷道卸压（1）利用跨采进行巷道卸压）利用跨采进行巷道卸压跨后巷道长期处于应力降低区；跨采过程中应加强巷道支护跨后巷道长期处于应力降低区；跨采过程中应加强巷道支护（
14、2）开槽卸压）开槽卸压开槽后应力向深部转移，卸压区围岩保持稳定。开槽后应力向深部转移，卸压区围岩保持稳定。卸压槽可在底板、两侧或全断面。卸压槽可在底板、两侧或全断面。图图12巷巷道道周周边边卸卸压压后后的的应应力力分布分布围岩卸压区；围岩卸压区；应力升高应力升高区；区；原岩应力区原岩应力区（3）松动爆破卸压）松动爆破卸压图图13松动爆破卸压松动爆破卸压（4）巷道一侧或两侧布置卸压巷硐）巷道一侧或两侧布置卸压巷硐图图14巷道一侧有卸压巷道时的应力分布巷道一侧有卸压巷道时的应力分布巷道布置方式的变革巷道布置方式的变革（5）巷道顶部布置卸压巷硐）巷道顶部布置卸压巷硐图图15有无顶部卸压巷时的巷道围岩
15、应力分布有无顶部卸压巷时的巷道围岩应力分布4 巷道支护巷道支护 4.1金属支架金属支架应用普遍，仍是煤巷支护主要型式之一。应用普遍，仍是煤巷支护主要型式之一。（1）刚性与可缩性支架的界限；围岩移近量）刚性与可缩性支架的界限；围岩移近量200mm。（2）发展双槽形夹板式连接件）发展双槽形夹板式连接件图图16双槽夹板式连接件的定位方式双槽夹板式连接件的定位方式a耳定位；耳定位；b腰定位腰定位图图17U25双双槽槽形形夹夹板板式式连连接接件件力力学特性曲线（徐州矿务局）学特性曲线（徐州矿务局）拧紧力矩分别：拧紧力矩分别：1100Nm；2150Nm；3200Nm；4250Nm图图18U25型钢螺杆夹板
16、式连接件力型钢螺杆夹板式连接件力学特性曲线（拧紧力短：学特性曲线（拧紧力短：150Nm）（3）矿工钢梯形可缩性支架可进一步发展）矿工钢梯形可缩性支架可进一步发展用于围岩变形量中等的条件；增加的费用不多，可选择侧向、垂直或两者可缩用于围岩变形量中等的条件；增加的费用不多，可选择侧向、垂直或两者可缩（4）支架壁后充填、支架围岩紧密接触）支架壁后充填、支架围岩紧密接触图图19拱形支架载荷分布的拱形支架载荷分布的5种情况种情况a均布载荷；均布载荷；b顶压大侧压小；顶压大侧压小；c侧压大顶压小；侧压大顶压小；d侧压力大；侧压力大；e侧肩压大侧肩压大注：图中数字为载荷大小比例注：图中数字为载荷大小比例U2
17、9直腿拱形支加直腿拱形支加(净断面积净断面积8.7m2)计算：计算：a269kN;b322kN;c252kN;d110kN;e44KN；应改变应改变e、d状况。状况。4.2 锚杆支护锚杆支护（1）技术经济优越性）技术经济优越性我国煤矿第二次支护技术革命；我国煤矿第二次支护技术革命；主动支护；主动支护；强化围岩强度，保持围岩稳定；强化围岩强度，保持围岩稳定；施工简单；成本较低；改善作业环境；施工简单；成本较低；改善作业环境；促进矿井高产高效；促进矿井高产高效；推动巷道布置改革推动巷道布置改革4.2 锚杆支护锚杆支护（2）围岩强度强化理论）围岩强度强化理论煤巷围岩松软破碎，应力高；煤巷围岩松软破碎
18、，应力高；塑性区、破碎区范围大；塑性区、破碎区范围大；岩体处于峰后强度、残余强度；岩体处于峰后强度、残余强度；破裂围岩中锚杆的作用机理？破裂围岩中锚杆的作用机理？图图20锚杆布置在破裂围岩中锚杆布置在破裂围岩中、C、随随t的增加而提高。的增加而提高。锚固体锚固体C、表表4不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C、值值锚锚杆杆支支护护强强度度t/MPa00.060.080.110.140.170.22等等效效内内聚聚力力CMPa0.34660.35680.36260.36770.38280.37730.3869等等效效内内摩摩擦擦角角（）31.5131.5333.513
19、5.5737.1438.840.4表表5不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C、值值锚锚杆杆支支护护强强度度t/MPa00.060.080.110.140.170.22等等效效内内聚聚力力CMPa0.01680.01820.01830.01840.01860.0210.3869等等效效内内摩摩擦擦角角（）31.5131.5333.5135.5737.2440.440.4图图21锚固体应力应变曲线图锚固体应力应变曲线图注：曲线上数字为锚杆支护强度注：曲线上数字为锚杆支护强度t（MPa）（3）高（超高）强度锚杆支护系统）高（超高）强度锚杆支护系统（r=0.968）(1)
20、(r=0.967)(2)发展高（超高）强度锚杆的理论依据。发展高（超高）强度锚杆的理论依据。锚杆初锚力、支护强度的重要性锚杆初锚力、支护强度的重要性原则：围岩稳定，支护费用低；依据：围岩强度强化理论；方法：实测为原则：围岩稳定，支护费用低；依据：围岩强度强化理论；方法：实测为依据，数值计算耦合的方法。依据，数值计算耦合的方法。表表6综放沿空掘巷锚杆初锚力与支护强度综放沿空掘巷锚杆初锚力与支护强度矿名矿名初锚力（初锚力（kN）支护强度支护强度（MPa）兴隆庄煤矿兴隆庄煤矿20300.20.3王庄煤矿王庄煤矿15250.150.25适适当当提提高高初初锚锚力力；提提高高单单根根锚锚杆杆承承载载能能
21、力力，途途径径：保保证证加加工工质质量量，提提高高锚锚杆杆材料的强度。材料的强度。可伸长增强锚杆、高强度锚杆：对尾部螺纹部分热处理；超高强度锚杆：对可伸长增强锚杆、高强度锚杆：对尾部螺纹部分热处理；超高强度锚杆：对整根锚杆热处理。整根锚杆热处理。“三径三径”合理匹配：锚固力高、锚固成本低合理匹配：锚固力高、锚固成本低表表7“三径三径”合理匹配表合理匹配表构体结构构体结构锚固剂环形厚度（锚固剂环形厚度（mm）合理值合理值最佳值最佳值左旋螺纹钢左旋螺纹钢41056建筑螺纹钢建筑螺纹钢61278作用：防止锚固正外过大离层，防止巷道顶板两角和剪切破坏。作用：防止锚固正外过大离层，防止巷道顶板两角和剪切
22、破坏。承载能力设计准则：按巷道顶板两角免遭剪切；破坏存在的问题：钢铰线直承载能力设计准则：按巷道顶板两角免遭剪切；破坏存在的问题：钢铰线直径与孔径不匹配，延伸率低（仅径与孔径不匹配，延伸率低（仅3.5），承载能力低（），承载能力低（240KN）小孔径锚索小孔径锚索（4）动态系统设计方法）动态系统设计方法锚杆支护三种设计方法：锚杆支护三种设计方法：工程类比法；工程类比法；理论计算法；理论计算法；数值模拟分析。数值模拟分析。动态系统设计方法的内容（步骤）：动态系统设计方法的内容（步骤）：1）含地应力测试的地质力学评估；）含地应力测试的地质力学评估；2）以数值模拟为主的初始设计；）以数值模拟为主的初
23、始设计；3）对方案进行围岩稳定性分析；）对方案进行围岩稳定性分析；4）施工；）施工；5）现场监测；）现场监测；6）信息反馈与修改完善设计。）信息反馈与修改完善设计。锚杆支护专用设计软件：自动设计和分析处理锚杆支护专用设计软件：自动设计和分析处理步骤：步骤：1）输入原始地质、力学资料，巷道特征，各种支护方案；）输入原始地质、力学资料，巷道特征，各种支护方案；2）自动进行原始参数转换、建模、划分单元、形成若干方案；）自动进行原始参数转换、建模、划分单元、形成若干方案；3）选优：控制围岩变形好，费用低；）选优：控制围岩变形好，费用低；4）输输出出最最优优方方案案，输输出出内内容容：方方案案内内容容，
24、围围岩岩变变形形图图，塑塑性性区区分分布布图图，各种分析图，锚杆支护与材料消耗表，锚杆布置与施工图；各种分析图，锚杆支护与材料消耗表，锚杆布置与施工图；5）监监测测信信息息反反馈馈：5个个反反馈馈信信息息指指标标，输输入入围围岩岩稳稳定定性性判判断断准准则则，修修改改或不修改设计，输出修改意见和支护具体措施。或不修改设计，输出修改意见和支护具体措施。应用专用设计软件，在生产单位推广动态系统设计法。应用专用设计软件，在生产单位推广动态系统设计法。（5）困难复杂条件下的煤巷锚杆支护）困难复杂条件下的煤巷锚杆支护包括软岩、深井、沿空、构造压力大，强烈底鼓巷道，主要是包括软岩、深井、沿空、构造压力大，
25、强烈底鼓巷道，主要是、类巷道类巷道支护方案根据不同条件具体确定。支护方案根据不同条件具体确定。图图23相似材料模拟试验结果相似材料模拟试验结果u1、u2、u3、u4、u5下沉曲线下沉曲线D1、D2、D3破断曲线破断曲线基本支护准则和方法：基本支护准则和方法：1)顶板：全长锚固或加强锚固，高（超高）强度锚杆；顶板：全长锚固或加强锚固，高（超高）强度锚杆；2）两帮：加长锚固可伸长增强锚杆；）两帮：加长锚固可伸长增强锚杆；3）加加固固巷巷道道角角控控制制两两帮帮变变形形、底底板板鼓鼓起起和和顶顶板板离离层层；关关键键是是控控制制两两帮下沉和底角破坏。帮下沉和底角破坏。4）锚索加强与围岩注浆加固；锚索
26、加强与围岩注浆加固；5）锚杆与金属支架联合支护。锚杆与金属支架联合支护。（6）综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理）综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理大、小结构概念大、小结构概念大结构：包括顶煤、直接顶、老顶及其上载荷岩层的结构大结构：包括顶煤、直接顶、老顶及其上载荷岩层的结构小结构：巷道锚杆组合支护与锚固体小结构：巷道锚杆组合支护与锚固体大结构的稳定性分析：掘巷前；掘巷时；掘巷后；回采时大结构的稳定性分析：掘巷前；掘巷时；掘巷后；回采时图图24综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系(a)平面；平面；(b)剖面剖面1综放实体煤巷道；综放实体煤巷道；2综放开切眼；
27、综放开切眼；3综放沿空掘巷综放沿空掘巷图图25回采时综放巷道与上覆岩体大结构的关系回采时综放巷道与上覆岩体大结构的关系(a)平面；平面；(b)剖面；剖面；1综放实体煤巷道；综放实体煤巷道；2综放开切眼；综放开切眼；3综放沿空综放沿空巷道；巷道；M关键块关键块B的回转力矩；的回转力矩；M本工作面老顶岩层断裂，岩块本工作面老顶岩层断裂，岩块A的回转力矩的回转力矩小结构的稳定性分析小结构的稳定性分析1）沿空侧护巷窄煤柱的宽度）沿空侧护巷窄煤柱的宽度式式中中：因因上上区区段段工工作作面面开开采采而而在在下下区区段段沿沿空空掘掘巷巷窄窄煤煤柱柱中中产产生生的的破破碎碎区，其宽度区，其宽度9为：为：式中：
28、式中：m上区段平巷高度，上区段平巷高度，m；A侧压系数，侧压系数，泊松比泊松比煤体的内摩擦角，煤体的内摩擦角，C0煤体的粘聚力，煤体的粘聚力，MPa；k应力集中系数，应力集中系数，；岩层平均岩层平均容重，容重，kN/m3；H巷道埋藏深度，巷道埋藏深度，m；Px对煤帮的支护阻力，如上区对煤帮的支护阻力，如上区段采空侧支护已拆除，可取段采空侧支护已拆除，可取Px0。5.0m。巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加15富裕系数，富裕系数，m；考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数，考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数，按计算按计算对于中等稳定围岩的综放沿空掘巷，对于中
29、等稳定围岩的综放沿空掘巷，2)强化围岩强度，确度锚杆支护强度强化围岩强度，确度锚杆支护强度强强化化围围岩岩强强度度后后能能在在大大结结构构回回转转下下沉沉影影响响下下保保持持围围岩岩稳稳定定，保保证证足足够够的的锚锚杆杆初锚力与支护强度。初锚力与支护强度。综放两道围岩变形规律综放两道围岩变形规律表表8巷道围岩变形量对比表巷道围岩变形量对比表序序对比项目对比项目实体煤巷道实体煤巷道沿空掘巷沿空掘巷1顶板、两帮变形顶板、两帮变形110152回回采采期期间间与与掘掘巷巷期期间间围围岩岩变变形比值形比值1.21.5563两帮变形与顶底板变形比值两帮变形与顶底板变形比值122.5图图26工工作作面面前前
30、方方500530m处处沿沿空空巷道支护状况巷道支护状况图图27工作面前方工作面前方4030m处处沿空巷道支护状况沿空巷道支护状况（7）桁架锚杆）桁架锚杆桁架锚杆对围岩强度的强化更为突出桁架锚杆对围岩强度的强化更为突出拉杆预紧力的重要作用拉杆预紧力的重要作用图图28单式桁架锚杆的支护原理单式桁架锚杆的支护原理图图29东庞矿桁架锚杆布置图东庞矿桁架锚杆布置图图图30开切眼支护状况开切眼支护状况l巷道断面加大也是巷道布置改革的方向之一。l优点：允许变形l运输方便l便于机械化掘进5围岩注浆加固围岩注浆加固5.1提高强度、充填裂隙、封闭水源、隔绝空气提高强度、充填裂隙、封闭水源、隔绝空气表表9煤、岩试块
31、破坏前和注浆后抗压强度实验结果煤、岩试块破坏前和注浆后抗压强度实验结果5.2注浆材料注浆材料（1）材料类别）材料类别化学类：丙烯酰胺类、聚氨脂类化学类：丙烯酰胺类、聚氨脂类水水泥泥类类：单单液液水水泥泥浆浆；水水泥泥、水水玻玻璃璃双双液液浆浆；ZKD高高水水速速凝凝材材料料（双双液或单液）液或单液）（2）ZKD高水速凝材料高水速凝材料1）机机理理：硫硫铝铝酸酸盐盐水水泥泥熟熟料料、石石灰灰、石石膏膏、若若干干种种添添加加剂剂水水化化生生成成钙钙矾石矾石结晶水体积比占结晶水体积比占81.6%，再吸附大量水，再吸附大量水，水体积比达到水体积比达到90（重量比（重量比2.5:1）。）。2）高水和中低
32、水的分界）高水和中低水的分界图图31浆体流动性参数与水用量关系曲线浆体流动性参数与水用量关系曲线2配料浆配料浆3主料浆主料浆4配料浆配料浆1主料浆主料浆3）ZKD材料性能材料性能图图32水泥浆液和高水材料的性质与水灰比的关系水泥浆液和高水材料的性质与水灰比的关系图图33单轴条件下固结体试块变形曲线单轴条件下固结体试块变形曲线图图34不同围压条件下固结体应力应变曲线不同围压条件下固结体应力应变曲线12345分别代表围压为分别代表围压为0.13、0.26、0.38、0.50、0.75Mpa时的曲线时的曲线高水条件下微膨胀；空气中易风化失水（注入岩体、水中、或密封，防风化）高水条件下微膨胀；空气中易
33、风化失水（注入岩体、水中、或密封，防风化）5.3围岩超前注浆围岩超前注浆使用条件：围岩地应力不大，松软破碎使用条件：围岩地应力不大，松软破碎5.4围岩滞后注浆围岩滞后注浆1)注浆带后时间注浆带后时间图图35岩石变形与渗透关系曲线岩石变形与渗透关系曲线图图36权台煤矿权台煤矿3116上分层回风平巷上分层回风平巷掘头后方巷道围岩裂隙分布掘头后方巷道围岩裂隙分布围岩裂隙发展变慢或前后进入掘后稳定期不久围岩裂隙发展变慢或前后进入掘后稳定期不久（2）注浆孔深度）注浆孔深度破碎区应完全固结，并超过此区，尽可能深，一般破碎区应完全固结，并超过此区，尽可能深，一般2m左右。左右。（3）注浆压力）注浆压力不不超
34、超过过岩岩石石单单轴轴抗抗压压强强度度的的13。围围岩岩严严重重破破碎碎时时0.5Mpa，较较破破碎碎时时1.0Mpa，裂隙较小时裂隙较小时1.02.0Mpa，最高不超过最高不超过3Mpa。（4）浆液渗透半径与注浆孔布置浆液渗透半径与注浆孔布置渗渗透透半半径径取取决决于于注注浆浆压压力力、围围岩岩力力学学性性质质、裂裂隙隙密密度度及及张张开开度度、浆浆液液的的流流动动力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。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。注注浆浆孔孔间间排排距距，要要求求两两孔孔渗渗透透半半径径贯贯通通，可可取取0.82渗渗透透半半径径。
35、一一般般在在2m左左右。右。注浆位置根据需要，可帮角、顶板或全断面。注浆位置根据需要，可帮角、顶板或全断面。（5）注浆量）注浆量每孔注浆量每孔注浆量式中：式中：A浆液消耗系数（浆液消耗系数（1.21.5）；）；L钻孔长度方向加固区厚度，钻孔长度方向加固区厚度，m；围岩的裂隙率（围岩的裂隙率（0.5%10%）；）；浆液的充填系数（浆液的充填系数（0.61.0）（间、排距），间、排距），m；R5.5工程实例工程实例（1）权台煤矿）权台煤矿3116上，分层回风巷上，分层回风巷ZKD高水速凝材料，水灰比：高水速凝材料，水灰比：1.8:1，巷道帮角布置，巷道帮角布置5个注浆孔。个注浆孔。效果：底板效果：
36、底板RQD：注浆前注浆前9.1%，注浆后，注浆后86.7%。底鼓深度：注浆前底鼓深度：注浆前2.0m，注浆后注浆后1.0m。图图373116巷道底板深基点位移曲线巷道底板深基点位移曲线（2）芦岭矿矸石道锚喷支护巷道）芦岭矿矸石道锚喷支护巷道ZKD高高水水速速凝凝材材料料注注浆浆，水水灰灰比比1.6:1。帮帮角角布布置置4个个孔孔，排排距距1.2mm，每，每m巷道消耗巷道消耗ZKD材料材料125kg。效果：两帮移近速度从效果：两帮移近速度从0.45mm/d降至降至0.25mm/d；顶底移近速度从顶底移近速度从0.42mm/d降至降至0.35mm/d；修复周期提高了修复周期提高了2倍以上。倍以上。
37、5.6沿空留巷沿空留巷ZKD材料巷旁充填材料巷旁充填（1）巷旁支护阻力计算）巷旁支护阻力计算根根据据设设置置巷巷旁旁充充填填体体后后切切顶顶的的高高度度，煤煤体体、巷巷道道、充充填填体体上上的的应应力力分分布布，按按煤煤体体极极限限平平衡衡梁梁力力学学模模型型巷巷道道支支护护阻阻力力，再再考考虑虑充充填填体体的的稳稳定定性性，确确定定充充填体强度和宽度。填体强度和宽度。（2）降低成本，提高充填体强度）降低成本，提高充填体强度渗入粉煤灰或灰渣，充填体的加固技术渗入粉煤灰或灰渣，充填体的加固技术（3）充填体成型）充填体成型袋装或用活动钢模板，裸露。袋装或用活动钢模板，裸露。（4）充填设备）充填设备BHZ12010型型液液压压充充填填设设备备，可可输输送送粒粒径径3mm以以下下的的颗颗粒粒物物，输输送距离送距离1000m。图图38BHZ12010型液压充填设备型液压充填设备（5）充填效果）充填效果徐徐州州矿矿务务局局庞庞庄庄煤煤矿矿东东城城井井用用高高水水灰灰渣渣充充填填材材料料，活活动动钢钢模模板板脱脱模模，充充填体裸露。填体裸露。图图39巷内锚杆支护与充填体巷内锚杆支护与充填体图图40充填体切顶情况充填体切顶情况（6）其他护巷方式）其他护巷方式密集支柱切顶；留窄煤柱切顶密集支柱切顶；留窄煤柱切顶谢谢大家！
