千米深井巷道围岩控制技术(与“支护”有关文档共84张)

1.煤矿巷道支护理论与技术现状我国煤矿巷道布置的发展趋势巷道支护技术发展历史与现状巷道支护存在问题邢东矿开拓巷道支护存在问题第1页，共84页。我国煤矿巷道布置的发展趋势岩巷向煤巷发展岩石顶板煤巷向煤层顶板巷道和全煤巷道发展巷道拱形断面向矩形断面发展巷道从小断面向大断面发展

单巷布置向多巷发展巷道埋深从浅部向深部发展

简单地质条件巷道向复杂地质条件发展第2页，共84页。巷道支护技术发展历史与现状木支护→砌碹支护→型钢支护→锚杆支护

（必不可少的技术）岩巷→大断面巷道、煤顶和全煤巷道、沿空掘巷、破碎围岩巷道

（成功应用）深部高应力巷道支护：锚杆、锚索支护为主的锚喷、锚网喷、锚喷网架、钢筋混凝土，料石碹，预应力锚索支护第3页，共84页。近年来锚杆支护技术取得的成果：多种锚杆支护理论高强度锚杆与锚索支护技术的认可与应用

巷道围岩地质力学快速原位测试系统动态性、系统性、信息性的锚杆支护设计方法的普遍认可与应用

高强度、高刚度树脂锚杆支护系统性能优良的单体风动和液压锚杆钻机、手持式锚杆钻机综掘机配单体锚杆钻机的煤巷快速施工工艺锚杆支护施工质量检测和矿压监测成套仪器。锚注技术第4页，共84页。巷道支护存在问题深部常规锚杆支护遇到巨大的困难锚杆支护理论不全面，二次支护理论受到巨大挑战深部普通高强锚杆、锚索支护效果差对锚杆支护系统刚度的重要性认识不足

深部与复杂困难巷道，锚杆材质和结构有待进一步改进不能实现全长预应力锚固，严重影响支护效果对组合构件的认识不足小孔径锚索不能适用深部巷道支护支护密度大，掘进速度低第5页，共84页。邢东矿开拓巷道支护存在问题矿井采深大（大于1000m），地质条件复杂，断层构造带多，围岩压力大，给巷道的支护、维护造成很大困难已掘的主副暗斜井：采用高强度锚杆(Φ22mm×2.4m,20MnSi)，小孔径锚索（Φ15.24mm×5.0m），但部分地段仍难以维护两次返修，影响生产，支护成本高第6页，共84页。2.-980m水平开拓巷道围岩结构特点分析地质构造、巷道位置地应力巷道围岩条件及巷道稳定性指数围岩控制特点第7页，共84页。断层巷道F22H=0-45mSF17H=0-12mFx-9H=4Fx-11H=2第8页，共84页。地应力区域垂直应力（MPa）水平应力（MPa）-980泵房及联络巷26.3829主副暗斜井26.3-31.2528.9～34.4第9页，共84页。2#煤及顶底板岩石力学参数层位岩性厚度(m)σC(MPa)σt(MPa)E(GPa)u老顶中砂岩20.8697.206.4823.830.23粉砂岩3.1470.004.6018.630.25粉细砂岩互层2.6684.65.6422.300.27直接顶铝土质粉砂岩3.3469.134.6014.310.252#煤4.5010.802.740.30直接底粉砂岩3.2270.004.6018.6330.252#下煤1.0810.82.7370.30老底粉砂岩2.4060.804.6014.180.25第10页，共84页。巷道稳定性岩性－980泵房－980联络巷主副暗斜井中砂岩粉砂岩不稳定粉细砂岩互层不稳定铝土质粉砂岩强流变极不稳定2#煤粉砂岩2#下煤砂质泥岩强流变极不稳定粉砂岩强流变极不稳定不稳定第11页，共84页。围岩控制特点服务时间长长达20年以上水平应力大，巷道顶底板变形严重地应力大，围岩变形严重主暗斜井掘进方向与最大主应力方向不一致第12页，共84页。3深井锚杆锚索强力支护原理分析邢东矿围岩变形特征分析深井锚杆锚索强力支护原理高预应力作用下岩体的响应规律锚杆支护强度对围岩强度的强化分析

第13页，共84页。邢东矿围岩变形特征分析巷道围岩塑性区随巷道埋深的变化规律巷道埋深H（m）铅直应力σv（MPa）水平应力σH（MPa）塑性区半径R（m）塑性区厚度P（m）90022.5024.759.126.7695023.7526.139.577.2198024.5026.959.847.4899024.7527.239.937.57100025.0027.5010.027.66110027.5030.2510.948.58120030.0033.0011.869.50130032.5035.7512.7910.43140035.0038.5013.7311.37第14页，共84页。锚杆锚索支护效果2121工作面顺槽（平均埋深1000m）

顶锚杆：20MnSi高强锚杆，顶板采用φ22L2400，全长锚固，间排距700×900㎜；顶锚索：φ17.8L6500，间排距：运输巷2×1.8m，运料巷1.75×2.7m；帮锚杆：φ20L2100全长锚固，750×900㎜；帮锚索：φ15.24L4500，间排距：运输巷2×1.8m，运料巷1.75×2.7m；顶板下沉较大，达到210㎜，变形量较大，稳定时间较长，巷道总体支护效果较好。第15页，共84页。主副暗斜井（810～1150m

）

顶锚杆：20MnSi全螺纹锚杆，φ22L2400，，间排距700×600㎜；帮锚杆：20MnSi全螺纹锚杆，φ18L2100，，间排距650×600㎜；顶锚索：φ15.24L5000，间排距2×1.8m；帮锚索：φ15.24L6500，间排距：1.2×2.3m；支护效果：两帮变形量较大，达到350㎜，顶板下沉较小，但底臌严重，经过3次清底后巷道基本能够满足使用要求。存在问题：锚杆强度低，预应力低，支护系统刚度低第16页，共84页。深井锚杆锚索强力支护原理锚杆支护系统的刚度与预应力的重要性

锚杆支护强度的重要性

巷道掘进速度对强力支护的制约

强度低下密度大，掘进速度上不去第17页，共84页。对深井巷道来说，强力支护的概念就是在现有的条件下，保持合理的锚杆支护间排距的条件下，尽可能的采用高预应力、高强锚杆，并采用合理的护表结构，充分发挥锚杆支护的作用。第18页，共84页。高预应力作用下岩体的响应规律第19页，共84页。计算结果单根锚杆第20页，共84页。第21页，共84页。单根锚索第22页，共84页。第23页，共84页。锚杆-锚索协调支护

第24页，共84页。第25页，共84页。支护形式最大附加应力（KPa）最大附加位移（e-6m）预应力损失率（%）锚杆130240.42锚索27937.20.19锚杆、锚索33344.50.62、1.09不同支护方式的比较第26页，共84页。锚杆支护强度对围岩强度的强化分析锚固体力学特性改善情况锚杆布置密度(根/400cm2)0234568弹性模量E(MPa)280.8282.6284.7288.2294.0299.7310软化模量M(MPa)32.032.635.239.341.943.246.3等效内聚力C(MPa)0.350.360.360.370.370.380.39等效内摩擦角φ（°）31.531.533.535.637.138.840.4等效内聚力C*(MPa)0.0170.0180.0180.0180.0190.0190.021等效内摩擦角φ*（°）31.531.533.535.637.138.840.4第27页，共84页。锚固体强化理论是强力支护的理论基础（1）锚杆支护通过轴向或横向约束来改善围岩的应力状态（2）锚杆支护提高岩体的力学参数（3）普通锚杆支护难以保证Ⅲ～Ⅳ类巷道围岩的稳定（3）经过处理的高强、超高强锚杆能够满足使用要求。第28页，共84页。4基于强力支护的深井锚杆-锚索-围岩

协调支护技术研究锚杆锚索支护的协调分析深井煤巷锚杆-锚索协调作用原理分析锚杆锚索协调支护方法第29页，共84页。锚杆锚索支护的协调分析锚杆－锚索之间的协调分析

锚杆锚索共同加固围岩条件较差时，支护失败锚杆-锚索协调支护

在巷道开挖支护初期，以锚杆的柔性支护为主，后期以锚索的悬吊作用为主。两者不是同时联合加强支护，而是相互协调、相互取长补短，从而大大改善了锚固支护的整体支护性能，达到控制围岩大变形的目的。第30页，共84页。锚杆－围岩之间的协调分析及时支护轴力、延伸量全长锚固增加抵抗围岩变形的能力护表构件增加预应力的扩散第31页，共84页。锚索和围岩之间的协调分析滞后安装，合理的安装时间将巷道表面松动破坏岩体悬吊在深部稳定的岩体之下，充分调动围岩的自承载能力，提高顶板的残余强度。，钻孔Ф29㎜药卷Z2360药卷数12345锚固长度（m）0.661.301.982.623.28拉拔力（KN）92168＞150（未破坏）＞150（未破坏）安装困难第32页，共84页。护表构件与围岩变形的协调分析

维护组合拱的存在，防止岩块的冒落而失效

实现预应力支护的必要设施（锚杆托盘、金属网、钢带梁、梯子梁）将锚杆之间非锚固岩层载荷传给锚杆能减少锚杆的间排距，提高巷道的掘进速度编织带能够减缓围岩表面的风化，与其它护表构件一起，延长浅表围岩的稳定时间。

第33页，共84页。深井煤巷锚杆-锚索协调作用原理分析煤巷锚杆-锚索协调作用原理研究锚杆-锚索联合加固原理软弱围岩联合加固

软弱围岩互补原理

第34页，共84页。锚杆锚索协调支护方法防止锚索在围岩变形过程中破断，使其适应围岩大变形的技术途径有:改变锚索的力学特性，提高钢绞线屈服后的延伸率，从而增大锚索破坏前的总伸长量；（不属于本课题研究范围）改变支护工艺、支护结构和利用锚杆支护巷道的围岩变形破坏特点，提高锚索的适应性。第35页，共84页。改善锚索支护性能的方法：木垫板滞后掘进迎头安装锚索

合理安排锚索的位置锚杆锚索有关构件的和谐性钢带、金属网的作用第36页，共84页。增加锚索延伸量30－50㎜，第37页，共84页。顶板比较稳定，在锚杆支护作用下，距掘进迎头10m范围内的顶板下沉量较小。这一情况允许顶板锚索滞后掘进迎头安装，从而避免因同时安装锚杆和锚索影响巷道的掘进速度，降低施工效率；当掘进迎头顶板较破碎，自稳性差，为了防止锚杆支护后出现冒顶，要求锚索紧跟掘进迎头安装；如果滞后安装锚索时，可能引起钻孔成形不好而难以安装锚索，要求在掘进迎头安装锚索。锚带网当顶板下沉80－120㎜时安装锚索第38页，共84页。防止锚索在围岩变形过程中破断，使其适应围岩大变形的技术途径有:剪切模量(G/MPa)深部常规锚杆支护遇到巨大的困难邢东矿开拓巷道支护存在问题-980m水平岩石联络巷对锚杆支护系统刚度的重要性认识不足长6500（锚索）排距2100㎜高预应力作用下岩体的响应规律顶板和两帮锚杆支护的长度加大到3.锚杆支护系统的刚度与预应力的重要性性能优良的单体风动和液压锚杆钻机、手持式锚杆钻机本项目根据邢东矿千米深井高应力区域开拓巷道掘进的特点，针对该矿-980m水平开拓巷道及硐室支护难题，提出基于围岩强度强化理论的锚杆锚索强力支护原理、锚杆－锚索协调支护原理。两根锚索应位于巷道宽段的1/4和3/4处，该处的顶板下沉量一般为中部顶板下沉量的1/2~1/3。第39页，共84页。5工程设计-980m大断面泵房-980m水平岩石联络巷二水平主副暗斜井第40页，共84页。-980m大断面泵房方案设计要点数值模拟现场观测第41页，共84页。方案设计要点高强锚杆强力支护、强力锚索加固，锚杆锚索协调作用围岩注浆，固结强化围岩刷大断面，治理底板浇筑混凝土，形成永久支护第42页，共84页。610015800φ22×2500全长锚固间排距700㎜长6500（锚索）排距2100㎜厚30（初喷层）厚50(复喷层)R3050锚杆－锚索＋喷射混凝土第43页，共84页。提出了高应力区域围岩控制的关键技术：即锚杆、锚索高预紧力；综掘机配单体锚杆钻机的煤巷快速施工工艺支护密度大，掘进速度低长6500（锚索）排距2100㎜在分析现有锚杆支护理论及技术的基础上，提出了锚杆－锚索及护表构件与围岩的相互协调关系进行了分析。锚杆布置密度(根/400cm2)巷道从小断面向大断面发展服务时间长长达20年以上-980m水平岩石联络巷邢东矿开拓巷道支护存在问题在分析现有锚杆支护理论及技术的基础上，提出了锚杆－锚索及护表构件与围岩的相互协调关系进行了分析。8号测站与9号测站均改变了支护形式，同比，9号测站尽管开采深度加大，但围岩的控制效果已显现。编织带能够减缓围岩表面的风化，与其它护表构件一起，延长浅表围岩的稳定时间。体积模量(K/MPa)，钻孔Ф29㎜药卷Z2360两帮煤体深部变形较大，帮锚杆锚固在岩体浅部，形成浅部承载结构，锚索锚固于岩体深部，能够调动深部围岩强度。图7-7底板反底拱施工图R5656800[16连接缝800557348R5656止浆塞底板注浆＋底拱第44页，共84页。图7-1泵房浇筑混凝土配筋图2900450（两帮）35016（顶板）36521480051005800浇筑混凝土第45页，共84页。数值模拟数值模型第46页，共84页。硐室顶底板岩石力学性质岩性状态厚度/m体积模量(K/MPa)剪切模量(G/MPa)内摩擦角(φ/°)粘结力（C/MPa）抗拉强度（MPa）细粒砂岩注浆前38.8803529.6302324.3908.4006.0741.555粉砂岩注浆前7.0402981.2801788.7688.1604.4681.104注浆后7453.2004471.92020.40011.1702.760野青灰岩注浆前2.1803529.6302324.3908.4006.0741.555注浆后8824.0745810.97621.00015.1853.888炭质泥岩注浆前33.7302268.0001360.8008.1603.8810.624注浆后5670.0003402.00020.4009.7021.560第47页，共84页。支护方案普通锚喷支护帮底注浆锚杆+锚索+底板反拱+喷射混凝土支护第48页，共84页。监测线模拟结果第49页，共84页。塑性区第50页，共84页。轴力图第51页，共84页。数值模拟结论普通锚杆支护不能有效的控制硐室围岩的位移和塑性区的范围，尤其没有对底板采取任何处理措施，造成硐室严重破坏，影响设备的正常运行。而锚注+锚（索）杆+反拱支护采用全长树脂锚固方式、锚索补强方式对顶帮围岩进行有效的控制，同时对底板采用锚注加固加混凝土反拱的方式，减轻了硐室的底臌。数值模拟的初步结果表明，泵房支护的初步设计是合理的。第52页，共84页。10m12m2号测站1号测站图7-8测站布置示意图8m10m4号测站3号测站现场监测第53页，共84页。（a）表面收敛测点布置AOCBAD(b)弯头测钉尺寸示意图505035016345782169第54页，共84页。部分监测成果第55页，共84页。第56页，共84页。工业试验效果①锚注+底拱支护有效地控制了围岩的变形，观测期内，各测点到围岩稳定，两帮最大移近量为127mm，最小为117mm。变形稳定以后，两帮的最大移近速率为0.2㎜/天，已经基本稳定。②观测期内最大底臌量为130mm，最小为115mm，，巷道底臌速率沉速率为0.1㎜/天，已经稳定。③硐室支护完毕后的30天左右变形剧烈，45天之后，变形速率降低到1㎜/天以下。④顶板离层观测表明，测得顶板锚固区内外得离层值之和最大为5mm，说明锚杆支护有效地抑制了顶板的下沉，顶板锚杆参数的设计是合理的。⑤锚杆锚索受力监测显示，锚杆受力在硐室掘后30m范围内增加最快，然后增加趋缓，最大13t，锚索最大27t。随着时间的延长，锚杆锚索受力总体趋势逐渐增加。第57页，共84页。-980m水平岩石联络巷

方案设计要点数值模拟现场观测第58页，共84页。方案设计要点预留断面高强的锚喷网支护体系，高强锚杆锚索协调支护技术二次支护，注浆加固，固结强化围岩，加固帮角控制底臌适时U型钢全断面加固第59页，共84页。锚杆－锚索＋喷射混凝土第60页，共84页。部分监测成果第61页，共84页。第62页，共84页。工业试验效果工业性试验结果表明：尽管采用了高强支护，深井巷道围岩仍有一定的变形，但由于采用了预留断面，围岩的变形保持在可控制的范围内，因此，保证了巷道变形稳定后的断面符合使用要求。这种设计思路是正确的。(2)岩石联络巷采用Φ22L3000mm高强锚杆，加长树脂锚固，采用Φ17.8L6500mm锚索加强支护，二者之间协调支护，混凝土分两次喷射。实践证明，支护参数的选取是正确的。第63页，共84页。二水平主副暗斜井方案设计要点数值模拟现场观测第64页，共84页。方案设计要点高阻让压，强力支护；预留断面；锚杆锚索协调支护关键技术：锚杆、锚索高预紧力，锚杆、护网、协调支护技术，预应力协调技术，底角锚杆控制底臌技术第65页，共84页。锚杆锚索协调支护

第66页，共84页。数值模拟数值模型第67页，共84页。主副暗斜井岩石力学性质岩性厚度体积模量(K/MPa)剪切模量(G/MPa)内摩擦角(φ/°)粘结力（C/MPa）抗拉强度（MPa）中砂岩21.008824.075810.9821.0015.193.89粉砂岩3.147453.204471.9220.4011.172.76粉细砂岩互层2.669696.095267.9519.8013.793.38铝土质粉砂岩3.345722.003433.2018.0011.982.762＃煤层4.501368.50631.6215.002.060.66粉砂岩3.227453.204471.9220.4011.172.762＃下煤层1.081368.50631.6215.002.060.66粉砂岩2.405670.003402.0020.409.702.76中砂岩18.308824.075810.9821.0015.193.89第68页，共84页。模拟结果监测线位移第69页，共84页。监测线主应力应力峰值距巷道从小到大：顶角→顶板→两帮→底脚第70页，共84页。塑性区第71页，共84页。数值模拟结论两帮煤体深部变形较大，帮锚杆锚固在岩体浅部，形成浅部承载结构，锚索锚固于岩体深部，能够调动深部围岩强度。但只有调整两者的安装顺序或增加锚索的延伸率，才能实现协调支护。第72页，共84页。现场监测第73页，共84页。部分监测成果第74页，共84页。第75页，共84页。第76页，共84页。支护参数修改顶板和两帮锚杆支护的长度加大到3.0m，每排锚索增加到3根第77页，共84页。观测结果改进后的支护有效地控制了围岩的变形，观测期内，8号测站两帮最大移近量为89mm，9号测站为42mm。8号测站与9号测站均改变了支护形式，同比，9号测站尽管开采深度加大，但围岩的控制效果已显现。观测期内8号测站顶底板最大移近量为85mm，最小为38mm，巷道顶底移近速率为1.5㎜/d左右，巷道的稳定时间较长。木垫板的压缩量与锚索的延伸量相加能够满足顶板下沉量的需要，保证了锚索不被拉断，实现了锚杆与锚索的协调。由观测结果可以看出，加强支护后，顶底板移近量和两帮位移大幅度降低，且锚杆、锚索等完好率高，说明改进后的支护方式能够控制围岩的变形，支护获得了成功。第78页，共84页。课题结论本项目根据邢东矿千米深井高应力区域开拓巷道掘进的特点，针对该矿-980m水平开拓巷道及硐室支护难题，提出基于围岩强度强化理论的锚杆锚索强力支护原理、锚杆－锚索协调支护原理。主要结论如下：从围岩条件、地质构造、水文地质和地应力几个方面分析了邢东矿大埋深煤层开拓巷道的围岩结构特点：围岩属于高应力岩层，在高应力的作用下，围岩将出现较大范围的松动，特别在断层附近，围岩裂隙更加发育，给巷道围岩控制带来困难；断层对暗斜井的掘进支护有一定的影响；掘进过程中断层附近将会淋水，但水量不大；区域内主应力的方向与暗斜井斜交，暗斜井两侧将出现不对称的变形状况。

第79页，共84页。提出了深井强力支护