深井巷道围岩控制培训课间ppt课件

《深井巷道围岩控制培训课间ppt课件》由会员分享，可在线阅读，更多相关《深井巷道围岩控制培训课间ppt课件（149页珍藏版）》请在金锄头文库上搜索。

1、深井巷道围岩控制培训深井巷道围岩控制培训11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. 背景和意义背景和意义32低强度软岩低强度软岩2膨胀性软岩膨胀性软岩2高应力软岩高应力软岩2节理化软岩节理化软岩2复合型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。同样会破坏。1. 背景和意义背景和意义我我国国国国有有大大中

2、中型型煤煤矿矿开开采采深深度度每每年年约约以以9 9 m m的的速速度度向向深深部部增增加加。一一些些老老矿矿区区和和缺缺煤煤矿矿区区相继进入深部开采阶段。相继进入深部开采阶段。由由于于开开采采深深度度的的加加大大，岩岩体体应应力力急急剧剧增增加加，地地温温升升高高，当当岩岩体体应应力力达达到到甚甚至至超超过过岩岩石石抗抗压压强强度度时时，有有关关岩岩体体力力学学科科学学与与工工程程的的若若干干问问题题由由量量变变逐逐渐渐发发生生质质的的变变化化，造造成成资资源源开开采的极端困难，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。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

3、矿井的安全生产。深井软岩成为重点深井软岩成为重点1. 背景和意义背景和意义深部开采的主要严重问题深部开采的主要严重问题21 1）井巷维护困难、维护费用高，影响生产；）井巷维护困难、维护费用高，影响生产；22 2）采场顶板破碎，冒顶事故的危害增大；）采场顶板破碎，冒顶事故的危害增大；23 3）凿井困难增加，提升等井筒设备不能适应深井的需要；）凿井困难增加，提升等井筒设备不能适应深井的需要；24 4）冲击矿压、煤与瓦斯突出危险加大；）冲击矿压、煤与瓦斯突出危险加大；25 5）地温升高，恶化生产环境，影响生产；）地温升高，恶化生产环境，影响生产；26 6）瓦斯涌出量增加，瓦斯爆炸危险加大；）瓦斯涌出

4、量增加，瓦斯爆炸危险加大；27 7）矿井水压力和涌出量增加，突水事故的危险性加大。）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许多研究，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。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

5、关闭大批矿井，生产中急需的煤炭不得不依靠进口。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。国外的研究状况国外的研究状况1. 背景和意义背景和意义我我国国是是世世界界产产煤煤大大国国，也也是是用用煤煤大大国国。我我国国煤煤炭炭储储量量大大部部分分埋埋藏藏在在深深部部，埋埋深深大大于于600 600 m m 和和1000 m 1000 m 的储量分别占到的储量分别占到73.19 % 73.19 % 和和53.17 %53.17 %。我我国国人人口口众众多多，用用煤煤量量大大，不不可可能能关关闭闭深深部部矿矿井井而而依依靠靠进进口口煤煤炭炭。因因此此，无无论论从从战战略

6、略高高度度还还是是从从当当前前生生产产实实际际出出发发，都都迫迫切切需需要要积积极极开开展展深深部部开开采采中中的的基基础础理理论论研研究究，以以求求在在新新理理论论的的指指导导下下，使使实实用用技技术术有有新新的的突突破破和和发发展展，使使矿矿井井深深部部开开采采走走上上安安全全、高高产产高高效效的的健健康康轨道。轨道。国内的情况国内的情况1. 背景和意义背景和意义2.“.“深井深井”的概念的概念9深井概念：由矿井深度和岩性两个因素决定。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”。围岩单轴抗压强度围岩单轴抗

7、压强度 / MPa巷道极限深度巷道极限深度 / m 60 1000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.“.“深井深井”的概念的概念3. 岩性与矿压显现岩性与矿压显现11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 地应力特征地应力特征水平应力水平应力与垂直应力之比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于集中，约为0.5-2.03.1 地应力特征地应力特征开采深度平

8、均水平应力与垂直应力之比平均水平应力与垂直应力之比我国地应力测量结果我国地应力测量结果3.1 地应力特征地应力特征主应力主应力数值数值/MPa与东西方向夹角与东西方向夹角/ 与垂直方向夹角与垂直方向夹角/ 与南北方向夹角与南北方向夹角/ 138.1326.5114.2100.1 228.3563.928.579.3 31.6185.5104.114.8孙村矿地应力测试结果孙村矿地应力测试结果3.1 地应力特征地应力特征测试地点测试地点水平标高水平标高主应力主应力/MPaP1/P2/P3主应力方向（夹角）主应力方向（夹角）/ xyz3213面面46016.55108198513.65307111

9、2.5-1.926787.5231215W（石（石门）门）46316.074745101.511.7742.8132823.5187.77613.7协庄矿地应力测试结果协庄矿地应力测试结果3.1 地应力特征地应力特征3.2 岩性特征岩性特征 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 矿压显现特征矿压显现特征（1）塑性区、破碎区范围显著增加；）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；两帮和顶、底角破碎区显著增大，围岩变形显著增加； 原因：原因：水平应力增加，两帮煤软，角部应力集中。水平应力增加，两帮煤软，角部应力集中。（3

10、）底鼓严重；）底鼓严重；（4) 控制两帮变形和底鼓是关键控制两帮变形和底鼓是关键。3.4 深井巷道底鼓机理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 深井巷道底鼓机理深井巷道底鼓机理（3）权台矿）权台矿

11、3108区段回风平巷实测区段回风平巷实测距地表深度475m，U29支护两帮移近量1426mm，顶底板移近量2556mm（其中：顶沉445mm，底鼓2111mm）浅部鼓起，深部下沉；与采煤工作面距离不同而变化。3.4 深井巷道底鼓机理深井巷道底鼓机理图3-4巷道底板垂直位移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 深井巷道底鼓机理深井巷道底鼓机理（4） 力学计算力学计算 Q(y) 作作用用下下M点点的的位位移移：根根据据弹弹性性力力学学理理论论，平平面面应应变变条条件件下下的的半半无无限限平平面面体体， Q(y)dy 载载荷荷作作用下用下M点的垂直位移分量点的垂直位移分量du

12、x图3-5力学计算简图(3-1)3.4 深井巷道底鼓机理深井巷道底鼓机理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煤柱巷道底板等效载荷分布3.4 深井巷道底鼓机理深井巷道底鼓机理底板中心线上的垂直位移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 深井巷道底鼓机理深井巷道底鼓机理27273.4 深井巷道底鼓机理深井巷道底鼓机理4. 围岩控制的基本途径围岩控制的基本途径2

13、8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影响巷道围岩稳定性的因素 围岩强度、岩体应力、支护技术围岩强度、岩体应力、支护技术这也是巷道围岩控制的三个基本途径。这也是巷道围岩控制的三个基本途径。（2 2）支护技术）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影响巷道围岩稳定性的因素 4.2 基本途径基本途径 （1 1）提高围岩强度）提高围岩强度 巷

14、道布置在稳定岩层中；布置锚杆，强化围岩强度；围岩注浆，提高岩体强度；封闭、疏干、巷道布置在稳定岩层中；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。防风化，防止围岩碎裂、强度降低。（2 2）减小岩体应力）减小岩体应力2 合理布置巷道合理布置巷道 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。虑最大水平应力的影响。2 巷道巷道围岩应力转移围岩应力转移 跨采卸压；开槽卸压；松动爆破卸压；卸压峒室卸压。跨采卸压；开槽卸压

15、；松动爆破卸压；卸压峒室卸压。（3 3）巷道支护）巷道支护2 巷道金属支架巷道金属支架 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。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。2 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、动态系统设计方法、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。高应力下的锚杆支护技术。4.2 基本途径基本途径 4.3 加固帮、角控制底鼓加固帮、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的。作用是：增加底板变形阻力、提

16、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、角控制底鼓加固帮、角控制底鼓试验编号巷道表面移近量mm、项试验与对比顶底板两帮移近量减少值mm移近量减少百分数%顶底板两帮顶底板两帮37426458631461.054.32759068548871.484.4960578表4-2试验效果对比4.3 加固帮、角控制底鼓加固帮、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）注浆孔布置注浆孔布置注浆材料、工艺、费

17、用注浆材料、工艺、费用材料：材料：ZKDZKD高水速凝材料，水灰比高水速凝材料，水灰比1.8 1.8 1 1注浆压力：注浆压力：0.1 0.15 MPa0.1 0.15 MPa4.3 加固帮、角控制底鼓加固帮、角控制底鼓对比项目对比项目岩石质量指标岩石质量指标RQDRQD（% %）钻孔测定强度（钻孔测定强度（MPaMPa）注浆前注浆前9.19.114.714.7注浆后注浆后96.796.722.522.5表4-3权台矿（深度680m）注浆效果（2）试验二：注浆加固（权台矿注浆孔布置）4.3 加固帮、角控制底鼓加固帮、角控制底鼓5. 锚杆、锚索支护系统锚杆、锚索支护系统385.1.1 背景背景（

18、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的增加而提高表表5-1 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 锚杆支护强度锚杆支护强度 t / MPa00.060.080.110.140.170.2

19、2等效内聚力等效内聚力C / MPa0.34660.35680.36260.36770.38280.37730.3869等效内摩擦角等效内摩擦角 / 31.5131.5333.5135.5737.1438.840.45.1 围岩强度强化理论围岩强度强化理论 表表表表7 7 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*C*、 * * 值值值值 锚杆支护强度锚杆支护强度t / MPa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力等效内聚力C* / MPa0.01680.01820.01830.01

20、840.01860.01940.021等效内摩擦角等效内摩擦角 */ 31.5131.5333.5135.5737.1438.840.45.1.2锚杆支护强度强化机理5.1 围岩强度强化理论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。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

21、护不适用于深井比较项目比较项目中国中国美、澳、英美、澳、英锚杆材料强度（锚杆材料强度（MPa）235（Q235）340（20MnSi）450600锚杆直径（锚杆直径（mm）18222224锚杆间排距（锚杆间排距（m）0.70.91.01.2锚杆长度（锚杆长度（m）1.82.42.22.6锚杆初锚力（锚杆初锚力（kN）10204050锚索直径（锚索直径（mm）15.2423.4或鸟笼式或鸟笼式锚索轴向拉力（锚索轴向拉力（kN）200240550600锚索延伸率（）锚索延伸率（）3.517v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现有的锚杆、锚索支护系统在浅部能适用，用到深部就

22、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。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s1000MPa；b1400MPa；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2050kN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

23、术的要点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 锚索支护系统锚索支护系统小孔径锚索作用原理6. 围岩注浆加固围岩注浆加固47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6-1 煤、岩试块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6.1 注浆加固作用注浆加固作用（1）材料类别）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 注浆材料注

24、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：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高水速凝材料高水速凝材料机理：硫铝酸盐水泥熟料、石灰、石膏、若干种添加剂水化生成钙矾石6.2 注浆材料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 p6.2 注浆材料注浆材料水泥浆液和高水材料的性

25、质与水灰比的关系6.2 注浆材料注浆材料单轴条件下固结体试块变形曲线6.2 注浆材料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 注浆材料注浆材料（1）围岩松软破碎、随掘随冒时使用；）围岩松软破碎、随掘随冒时使用；（2）超前迎头钻孔注浆；）超前迎头钻孔注浆；（3）地应力特别大时难以注入。）地应力特别大时难以注入。6.3 围岩超前注浆围岩超前注浆（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上分层回风平巷掘进头后方巷道围岩裂隙分布6.4 围岩滞后注浆围岩滞后

26、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。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 围岩滞后注浆围岩滞后注浆（5）注浆量每孔注浆量式中：A浆液消耗系数（

27、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v材料：ZKD高水速凝材料，水灰比1.51v注浆压力：0.150.20MPav材料费用：12.63元/m6.5 工程实例（显德汪矿）工程实例（显德汪矿）（3）注浆效果注与不注浆段对比注与不注浆段对比底鼓量（底鼓量（ mm ）两帮移近量（两帮移近量（mm）不注浆不注浆538651注注 浆浆144151表表6-2 显德汪矿（深度显德汪矿（深度450m）注浆效果）注浆效果6.

28、5 工程实例（显德汪矿）工程实例（显德汪矿）7. 深井巷道围岩的应力转移技术深井巷道围岩的应力转移技术627.1.1 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围岩应力转移原理7.1.2 上行开采的应力转移原理上行开采的应力转移原理7.1 巷道围岩应力的转移理论u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。u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。u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

29、，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、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、底板掘巷及松动爆破围岩应力转移原理顶、底板掘巷及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：取算例：取q qx x=0.5=0.5，q qy y=1=1，椭圆长轴，椭圆长轴a a15m15m，短轴，短轴b b0.5m0.5m，孔边内压，孔边内压q=0.1q=0.1，计算结果如下，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、

30、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围岩应力转移原理u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巷道是十分有效的围岩应力转移的技术途径。的技术途径。力学模型的建立u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

31、法对弹性带状无限长板应力问题进行求解，建立以下力学模型。7.1.2 上行开采的应力转移原理上行开采的应力转移原理u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u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

32、理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板掘巷的应力转移关键技术70u巷道顶部掘巷实现应力转移的效果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巷道顶板掘巷的应力转移关键技术uu顶部掘巷的研究方案顶部掘巷的研究方案l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82m

33、2卸压巷方案三：硐室顶部开掘122m2卸压巷方案四：硐室顶部开掘162m2卸压巷方案五：硐室顶部开掘202m2卸压巷7.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移关键技术巷道顶板掘巷的应力转移关键技术鲍店煤矿工程实例鲍店煤矿工程实例uu研究结果一：对控制围岩变形的影响研究结果一：对控制围岩变形的影响方案方案12345底鼓量（底鼓量（mm）20117013510267比值比值10.850.680.510.337.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移关键技术巷道顶板掘巷的应力转移关键技术鲍店煤矿工程实例鲍店煤矿工程实例uu研究结果二：对围岩应力场的影响研究结果二：对围岩应力场的影响7.2.1 巷道顶板掘巷的应力转移

34、关键技术巷道顶板掘巷的应力转移关键技术鲍店煤矿工程实例鲍店煤矿工程实例uu现场实测分析现场实测分析1顶底2两帮2112位移速度鲍店煤矿工程实例鲍店煤矿工程实例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巷道底板掘巷的应力转移关键技术76垂直应力的转移效果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40MPa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7.5MPa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巷道底板掘巷的应力转移关键技术水平应力的转

35、移效果水平应力的转移效果受采动影响期间，不采用应力转移技术时，底板最大水平应力为48MPa。采用转移技术后，主硐室底板的水平应力减小为15MPa左右。7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术巷道底板掘巷的应力转移关键技术垂直位移的控制效果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193.4mm，底鼓量达158.8mm。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巷道底板掘巷的应力转移关键技术工业性试验方案工业性试验方案7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术巷道底板掘巷的应力转移关键技术蒋庄煤矿工

36、程实例蒋庄煤矿工程实例围岩变形实测围岩变形实测（1）采动影响下，围岩变形不明显。（2）硐室两帮相对移近量在20mm之内。（3）底鼓量在10mm左右。7.2.2 巷道底板掘巷的应力转移关键技术巷道底板掘巷的应力转移关键技术蒋庄煤矿工程实例蒋庄煤矿工程实例7.2.3 上行开采的应力转移关键技术上行开采的应力转移关键技术82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

37、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 上行开采的应力转移关键技术上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

38、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，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

39、/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上行开采的应力转移关键技术孙村煤矿工程实例7.2.4 底板松动爆破的应力转移关键技术底板松动爆破的应力转移关键技术88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

40、，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底板松动爆破的应力转移关键技术平顶山六矿工程实践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底板松动爆破

41、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底板松动爆破的应力转移关键技术平顶山六矿工程实践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底板松动爆破的应力转移关键技术平顶山六矿工程实践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巷道迎头超前钻孔的应力转移关键技术94基本原理基本原理1巷道掘进头 2应力转移钻孔1掘进巷道 2超前

42、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（30MPa、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

43、.5 巷道迎头超前钻孔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平顶山十一矿工程实践平顶山十一矿工程实践应力转移效果比较（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平顶山十一矿工程实践7.2.6 相关的应力转移关键技术相关的应力转移关键技术101一：开槽孔一：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

44、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相关的应力转移关键技术二：松动爆破二：松动爆破7.2.6 相关的应力转移关键技术相关的应力转移关键技术 赵各庄矿垂深赵各庄矿垂深900 m 900 m 的的7 7层煤回采巷道。层煤回采巷道。 煤层倾角煤层倾角3030，采用非对称型可缩性支架、锚杆、上帮底角单孔爆破卸压联，采用非对称型可缩性支架、锚杆、上帮底角单孔爆破卸压联合控制技术。合控制技术。 100100天时间巷道平均底鼓量天时间巷道平均底鼓量287 mm287 mm，较无锚杆、无卸压段减少了，较无锚杆、无卸压段减少了61.6%61.6%

45、。7.2.6 相关的应力转移关键技术相关的应力转移关键技术二：松动爆破工程实践二：松动爆破工程实践三：巷道一侧或两侧布置巷峒三：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深井巷道二次支护思路和原则1068. 深井巷道二次支护思路和原则深井巷道二次支护思路和原则8.1 8.1 合理一次支护合理一次支护 8.1.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术 8.1.2 有控主动卸压技术有控主动卸压技术8.2 8.2 二次支护时机二次支护时机8.3 8.3 二次支护原

46、则及计算二次支护原则及计算8.4 8.4 应用实例应用实例8.1 合理一次支护合理一次支护1088.1 合理一次支护合理一次支护 合理一次支护的两种方法：合理一次支护的两种方法：（1 1）有限让压合理控制围岩技术）有限让压合理控制围岩技术 锚喷网、可缩性金属支架锚喷网、可缩性金属支架（2 2）有控主动卸压技术）有控主动卸压技术8.1.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v一次支护的巷道围岩应力状态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。弹性区为积分常数待定的弹性应力解。 塑塑性性区区：分分应应变变软软化化区区和和破破碎碎区区；破破碎碎区区又又分分为为锚锚固

47、固区区内内、锚锚固固区区外外破破碎碎区区。（考考虑虑到到深深井井、软软岩岩巷巷道道围围岩岩破破碎碎区区范范围围较较大大，以以下下计计算算都都认认为为锚锚固固端端位位于于破破碎碎区区内内）基基本本方方程程均均为为平衡方程和库仑准则。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、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：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， v应变软化区（塑性区）半径应变软化区（塑性区）半径 8.1.1 有限让压合理控制围岩技术有限让

48、压合理控制围岩技术v合理的一次支护强度合理的一次支护强度 随随锚锚杆杆间间排排距距减减小小，锚锚杆杆支支护护强强度度的的增增加加，巷巷道道围围岩岩塑塑性性区区范范围围迅迅速速减减小小；一一定定阶阶段段后后，塑塑性性区区减减小小趋趋缓缓，如如下下图图。变变化化拐拐点点的的锚锚杆杆支支护护强强度度为为0.25MPa0.25MPa，这这就就是是经经济济合合理理的的锚锚杆杆一一次次支支护强度。护强度。8.1.1 有限让压合理控制围岩技术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 有控卸压支护方式有控卸压支护方式 松动放矸有控卸压技术松动放矸有控

49、卸压技术围围岩岩变变形形挤挤压压支支架架时时，每每次次都都主主动动松松动动放放掉掉一一定定厚度的围岩厚度的围岩控控制制放放矸矸次次数数，调调整整围围岩岩的的变变形形空空间间，控控制制卸卸压程度压程度 紧跟迎头架设全断面圆形支架紧跟迎头架设全断面圆形支架8.1.2 有控主动卸压技术有控主动卸压技术 深深部部、软软岩岩岩岩巷巷初初期期变变形形速速度度通通常常都都在在10 mm/d以以上上，围围岩岩剧剧烈烈破破坏坏、支支护护体体失失效效 ，掘掘进进初初期巨大的变形能必须以某种形式释放。期巨大的变形能必须以某种形式释放。 开挖前开挖前 开挖后开挖后 8.1.2 有控主动卸压技术有控主动卸压技术释放变形

50、能前后垂直应力分布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技术有控主动卸压范围与应力转移效果的关系有控主动卸压范围与应力转移效果的关系 每每次次卸卸压压范范围围（破破碎碎围围岩岩的的厚厚度度）150mm150mm，随随着着卸卸压压次次数数的的增增加加垂垂直直应应力力峰峰值值逐逐渐渐远远离离巷巷道道，峰值大小也逐渐减小。当卸压次数从峰值大小也逐渐减小。当卸压次数从3 3次增加到次增加到5 5次时应力峰值减小的幅度就不太明显了。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技术有控主动卸压范围与塑性区发展的关系有控主动卸压范围与塑

51、性区发展的关系 随随卸卸压压次次数数的的增增加加，塑塑性性破破坏坏区区逐逐渐渐增增大大。一一次次支支护护形形成成的的塑塑性性区区要要保保证证顶顶板板安安全全和和满满足足断断面收敛率的要求，因此，塑性区不易过大。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主动卸压技术有控卸压理论指标（变形有控卸压理论指标（变形压力）压力） 虚线为有控卸压后变形压力变化曲线虚线为有控卸压后变形压力变化曲线 有有控控卸卸压压后后，初初始始阶阶段段，变变形形压压力力随随塑塑性性区区半半径径增增大大而而减减小小，一一定定阶阶段段后后，随随塑塑性性区区半半径径的的增增大大变变形形压压力力反反而而

52、有有增增大大的的趋趋势势，变变形形压压力力曲曲线线上上的的拐拐点点可可称称为为“临临界界塑塑性性区区半半径径” 。因因此此，合合理的卸压程度就是将塑性区半径控制在理的卸压程度就是将塑性区半径控制在“临界塑性区半径临界塑性区半径”附近，附近， 此时变形压力最小。此时变形压力最小。8.1.2 有控主动卸压技术有控主动卸压技术以往巷道卸压技术以往巷道卸压技术 卸卸压压程程度度过过高高，塑塑性性区区范范围围急急剧剧增增大大造造成成浅浅部部围围岩岩自自身身承承载载能能力力大大幅幅度度降降低低，不不利利于于巷巷道维护。道维护。 卸卸压压程程度度过过低低，应应力力转转移移效效果果将将不不明明显显，达不到卸压

53、的目的。达不到卸压的目的。不易控制卸压程度不易控制卸压程度有有控控主主动动卸卸压压技技术术控控制制围围岩岩变变形形空空间间（破碎围岩厚度）（破碎围岩厚度）合合理理的的卸卸压压程程度度8.1.2 有控主动卸压技术有控主动卸压技术8.2 二次支护时机二次支护时机120 一次支护后形成的塑性区具有显著的流变性质。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。用弹粘塑性力学模型分析一次支护后塑性区的流变性质。 工工程程实实践践表表明明，二二次次支支护护过过早早将将难难以以抗抗拒拒围围岩岩的的初初期期剧剧烈烈变变形形，二二次次支支护护过过晚晚，围围岩岩破破

54、坏坏加加剧剧，自自身身承承载载能能力力又又会会急急剧剧下下降降，即即二二次次支支护护在在时时间间上上与与围围岩岩变变形形特特性性不不能协调。能协调。8.2 二次支护时机二次支护时机变形速度变形速度/10-6m s-1t/105s图图8.1 一次支护后围岩变形速度随时间变化曲线一次支护后围岩变形速度随时间变化曲线 8.2 二次支护时机二次支护时机应力应力/MPat/105s图图8.2 一次支护后巷道周边应力随时间变化曲线一次支护后巷道周边应力随时间变化曲线 对比图对比图8.18.1、8.28.2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。不难看出，巷道周边应力与围岩变形速度

55、都逐渐趋于稳定的时间基本一致。图图8.3 二次次支护后蠕变速度与二次支护时间关系二次次支护后蠕变速度与二次支护时间关系 二次支护时间为二次支护时间为600 h600 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。间段非常接近。 8.2 二次支护时机二次支护时机 高高应应力力软软岩岩岩岩巷巷围围岩岩产产生生大大范范围围的的破破碎碎区区、塑塑性性区区难难以以避避免免，一一次次支支护护控控制制高高应应力力软软岩岩巷巷道道围围岩岩大大变变形形难难以以实实现现，应应进进行行二二次次支支护护。二二次次支支护护时时机机是是决决定定

56、维维护护效效果果的的关关键键因因素素。二二次次支支护护最最佳佳时时机机是是围围岩岩应应力力、塑塑性性区区及及变变形形速速度度趋趋于于稳稳定定，此此时时围围岩岩的的膨膨胀胀变变形形能能得得到到了了充充分分释释放放而而围围岩岩自自身身承承载载能能力力又又没没有有太太多多的的损损失失。该该时时机机的的掌掌握握可可以以通通过过对对巷巷道道表表面面位位移监测，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。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 二次支护时机二次支护时机8.3 二次支护原则及计算二次支护原则及计算125 深井、软岩岩巷产生

57、大范围的破碎区、塑性区难以避免，一次支护为让压支护，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；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。的围岩

58、状态恶化、承载力降低。8.3 二次支护原则及计算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、粘塑性应变软化区和粘弹性区。二次支护后巷道围岩分为粘塑性破碎区、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粘弹性区岩体的流变力学一维模型为HKHK体三元件粘弹性模型（三维流变模型采用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）。类比法由一维模型导出）。 粘粘塑塑性性区区围围岩岩体体满满足足莫莫尔尔库库仑仑强强度度准准则则，受受长长时时间间应应力力作作用用影影响响，粘粘结结力力C C(t)(t)、C C*(t)*(t)、内摩擦角、内摩擦角 (t)(t)为时间为

59、时间t t的函数变量，不考虑内摩擦角的函数变量，不考虑内摩擦角 (t)(t)的应变软化。的应变软化。8.3 二次支护原则及计算二次支护原则及计算v破碎区内非锚固区破碎区内非锚固区 破碎区内锚固区边界破碎区内锚固区边界r=Rm（锚杆锚固端交界面（锚杆锚固端交界面 ），处于稳定状态时的粘塑性破碎区径），处于稳定状态时的粘塑性破碎区径向应力：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原则及计算v二次支护提供的径向平衡应力二次支护提供的径向平衡应力 二二次次支支护护后后其其应应力力也也由由静静力力平平衡衡方方程程和和摩摩尔尔库库仑仑准准则则求求得得，当当rRm在在

60、锚锚固固区区外外边界位置处，岩体处于流变停止、稳定状态时，促进深部围岩体稳定的径向应力为：边界位置处，岩体处于流变停止、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粘结力； 二次支护后锚固区围岩体长期稳定时的内摩擦角。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二次支护原则及计算v巷道稳定条件巷道稳定条件 二二次次支支护护在在锚锚固固区区外外边边界界位位置置rRm处处提提供供的的径径向向稳稳定定应应力力大大于于或或等等于于非非锚锚固固区区内内在在rRm处处所所需需的的径径向向应应力力值值时时

61、，巷巷道道可可处处于长期稳定状态即：于长期稳定状态即：8.3 二次支护原则及计算二次支护原则及计算8.4 应用实例应用实例131地质条件：地质条件： 某某矿矿1 -850m二二采采轨轨道道下下山山位位于于砂砂质质页页岩岩和和中中砂砂岩岩互互层层中中。砂砂质质页页岩岩灰灰色色、性性脆脆、具具贝贝壳壳状状断断口口；中中砂砂岩岩灰灰白白色色，钙钙质质胶胶结结，成成分分以以石石英英长长石石为为主主，含含较较多多暗暗色色矿矿物物，围围岩岩抗抗压压强强度度小小。埋埋深深9981065m，为为深深部部巷巷道道；现现场场巷巷道道变变形形特特征征也也表表明明二二采采轨轨道道下下山山长长期期流流变变、大大变变形形

62、、维维护护困困难难，显显现现出出深深井井、软软岩岩岩岩巷巷围围岩岩的的变变形形破破碎碎特特征征。为为了了保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。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：某矿应用实例：某矿1 一次支护锚杆间排距为一次支护锚杆间排距为800800mm800800mm，锚杆为直径，锚杆为直径22mm22mm、长度、长度2.4m2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。的左旋高强度螺纹钢锚杆。一次支护一次支护有限让压控制围岩有限让压控制围岩二次支护二次支护使围岩停止蠕变转使围岩停止蠕变转化到稳定状态化到稳定状态 二二次次支支护护采采用用锚锚杆杆支支

63、护护与与注注浆浆加加固固，二二次次支支护护锚锚杆杆布布置置与与一一次次锚锚杆杆布布置置呈呈五五花花型型，间间排排距距为为800800mm800800mm，锚锚杆杆为为直直径径22mm22mm、长长度度2.4m2.4m的的左左旋旋高高强强度度螺螺纹纹钢钢锚锚杆杆。注注浆浆材材料料采采用用ZKDZKD高高水速凝材料水速凝材料 ，注浆孔深，注浆孔深2.5m2.5m。 支护原则：支护原则：8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿1 二二次次支支护护后后巷巷道道围围岩岩体体稳稳定定时时，锚锚固固区区边边界界rRm处处岩岩体体的的径径向向应应力力参参照照5.25.2节节计计算算公公式可得：式可得： 二二次次锚

64、锚杆杆、注注浆浆加加固固后后，锚锚杆杆及及注注浆浆加加固固区区处处于于长长期期稳稳定定状状态态时时锚锚固固区区边边界界rRm处处，提供的径向平衡应力由提供的径向平衡应力由5.25.2节计算公式可得：节计算公式可得： 加固区在长期稳定时提供的径向平衡应力可达到加固区在长期稳定时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的径，大于深部围岩体稳定时所需的径向应力值向应力值4.87MPa，保证巷道处于长期的稳定状态。，保证巷道处于长期的稳定状态。8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿1v二次支护理论计算分析二次支护理论计算分析 地质条件：地质条件：v某某矿矿2 2 西西大大巷巷埋埋

65、深深545m，位位于于泥泥岩岩和和砂砂质质泥泥岩岩互互层层中中，构构造造复复杂杂。水水平平应应力力22.0MPa，是是垂垂直直应应力力的的2.0倍倍左左右右。水水平平应应力力与与泥泥岩岩抗抗压压强强度度之之比比为为1.57，水水平平应应力力与与砂砂质质泥泥岩岩抗抗压压强度之比为强度之比为1.14。v泥泥岩岩中中粘粘土土矿矿物物含含量量为为7589，其其中中伊伊蒙蒙层层含含量量为为2533，伊伊利利石石含含量量为为24，高高岭岭土土含含量量为为1433，绿绿泥泥石石含含量量2532，强强吸吸水水、遇遇水水急急剧剧膨膨胀胀泥泥化化，风风化化；层层理理破破碎碎，层层理理节节理理裂裂隙隙十十分分发发育

66、育。节节理理组组3，节节理理数数平平均均为为1232条条/ /m3，平平均均间间距距0.2m。西西大巷为典型的深井、软岩岩巷。大巷为典型的深井、软岩岩巷。 8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2锚网喷网壳锚网喷网壳锚网喷网壳锚网喷网壳锚网喷注浆锚索锚网喷注浆锚索锚网喷注浆锚索锚网喷注浆锚索锚绳喷锚注锚绳喷锚注锚绳喷锚注锚绳喷锚注锚网喷拱形钢棚注浆锚网喷拱形钢棚注浆锚网喷拱形钢棚注浆锚网喷拱形钢棚注浆原采用的具有代表性的支护方原采用的具有代表性的支护方式式8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2目前的支护方式：如锚杆支护、锚喷支护、锚杆网壳支目前的支护方式：如锚杆支护、锚喷支护、锚杆网壳支护、锚杆

67、钢丝绳支护、工字钢拱形支护等不能适应高应护、锚杆钢丝绳支护、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该类巷道围岩变形。 巷巷道道掘掘进进后后，4 46 6个个月月巷巷道道变变形形量量就就达达到到100010002000mm2000mm，巷巷道道变变形形表表现现为为整体收敛变形的特点。整体收敛变形的特点。 初初期期变变形形速速度度在在10mm/d10mm/d以以上上，半半年年以以后后，变变形形速速 度度 仍仍 然然 保保 持持 在在 3 38mm/d8mm/d。 1 1 1 1、变形量大、变形

68、量大、变形量大、变形量大 原支护方式下围岩变形有如下特点：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目前支护方式不能适应巷道剧烈变形目前支护方式不能适应巷道剧烈变形目前支护方式不能适应巷道剧烈变形 2 2 2 2、变形速度快、变形速度快、变形速度快、变形速度快 3 3 3 3、变形持续时间长、变形持续时间长、变形持续时间长、变形持续时间长 从从已已经经施施工工的的巷巷道道维维护护状状况况来来看看，虽虽然然巷巷道道已已经经掘掘出出多多年年，但但巷巷道道并并没没有有稳稳定定，每每隔半年左右需要维修隔半年左右需要维修1 1次次。 8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2支护遵循原

69、则应为：支护遵循原则应为： 1、采用、采用“先让后抗、先柔后刚先让后抗、先柔后刚”的原则，即围岩卸压与加固相结合的原则。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、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。、采用二次支护，合理确定二次支护时机和支护强度。 提出：一次支护采用有控主动卸压技术（锚杆封闭式金属支架，有控主动破碎一提出：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）。定厚度的围岩）。 二次支护采用锚杆注浆加固技术。二次支护采用锚杆注浆加固技术。8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2有控卸压

70、合理参数有控卸压合理参数卸压次数012345678塑性区半径增加量 /m00.4100.7661.0731.3351.5571.7431.8952.017塑性区半径 /m6.5726.9827.3387.6457.9078.1298.3158.4688.589塑性变形压力 /MPa0.3670.2690.2220.2090.2050.2220.2420.2640.284 某某矿矿2西西大大巷巷的的临临界界塑塑性性区区半半径径为为7.8m左左右右，此此时时变变形形压压力力最最小小，合合理理的的卸卸压压次次数数应应为为34次次（每每次次主动破碎主动破碎150mm厚度的围岩）。厚度的围岩）。8.4

71、应用实例：某矿应用实例：某矿2二次支护参数设计：二次支护参数设计：采用采用FLACFLAC数值软件中的指数蠕变模型数值软件中的指数蠕变模型 锚杆间排距锚杆间排距 （mm） 注浆范围注浆范围 （m）800100012002方案方案1方案方案2方案方案33方案方案4方案方案5方案方案68.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2二次支护参数设计：二次支护参数设计：二次支护强度对围岩最终流变速度的影响二次支护强度对围岩最终流变速度的影响8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿21 1 完完成成一一次次支支护护后后，当当围围岩岩变变形形过过大大挤挤压压支支架架、挤挤压压力力达达到到1MPa时，主动破碎时，主动破

72、碎150mm厚度的围岩，卸压次数厚度的围岩，卸压次数34次后停止；次后停止； 2 23 3 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；安装锚杆； 至围岩变形速度稳定后进行二次加强支护，安装锚杆并喷浆封闭至围岩变形速度稳定后进行二次加强支护，安装锚杆并喷浆封闭围岩，用高水速凝材料进行注浆加固。围岩，用高水速凝材料进行注浆加固。施工步骤施工步骤8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2 一次有控卸压后巷道围岩变形速度与时间的关系一次有控卸压后巷道围岩变形速度与时间的关系 由由图图可可知知，一一次次有有控控卸卸压压后后变

73、变形形速速度度稳稳定定时时间间大大约约在在38天天左左右右，因因此此西西大大巷巷二二次次支支护护时时间为变形速度趋于平缓的时间即间为变形速度趋于平缓的时间即38天左右。天左右。8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2二次支护后巷道围岩变形量与时间的关系二次支护后巷道围岩变形量与时间的关系8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2一次有控卸压后巷道维护情况一次有控卸压后巷道维护情况8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿2二次支护后巷道维护情况二次支护后巷道维护情况8.4 应用实例：某矿应用实例：某矿29. 控制技术汇总控制技术汇总147围岩控制的基本途径：提高围岩强度、减少岩体应力、合理有效的巷道支护（1）锚杆、锚索综合支护体系。足够的锚杆支护强度和初锚力，适当加长锚杆长度，及时锚固。（2）（1）与围岩注浆加固联合。（3）（1）与围岩卸压联合（4）（1）与围岩注浆加固、围岩卸压联合9. 控制技术汇总控制技术汇总149