第五章巷道矿压显现规律与事故防治MicrosoftPowerPoint演示文稿副本(4)

1、2022-6-212022-6-22 显现的剧烈程度有明显差别。现以开采后留下复用的工作面下部运输机平巷为例，根据回采期间巷道内不同地段上矿压显现的特点，可在巷道内分成如图51所示的六个不同矿压显现带，各显现带及其特征如下： 1为掘进影响带。该带中的围岩移动，仅仅是由掘进引起围岩应力重新分布所致，其移动特征主要取决于围岩物理力学性质和围岩中应力的大小。而且围岩移动通常是在开始掘巷时就已迅速发生，并在掘进头附近移动量最大。随着远离掘进工作面(通常在几天内)，围岩移动速度很快降低，常常在掘进工作面后方6080 m处移2022-6-232022-6-24 动就趋于稳定。在这一带内，顶底板移动值通常很

2、小。 2为无采掘影响带。该带中的顶底板移近速度一般在05 mmd以下。 3为工作面前方采动影响带。该带的长度取决于采深、围岩性质和煤层厚度等因素，可以由2030 m变化到90100 m。其中，影响比较明显的范围是工作面前方1030 m。该段内的移近速度可以由每天几毫米到几十毫米。 4为工作面后方采动影响带，其中采动影响表现最剧烈的地段通常是在工作面后方15202022-6-25 m处，其移近速度可达2030 mmd，甚至达到5060 mmd。以后，随着采空区上方岩层移动趋于稳定，采动影响也逐渐缓和，一般从工作面后方4060 m处开始，采动影响明显减小，表现为顶底板移近速度降低至35 mmd。通

3、常在离工作面后方100 m远，围岩才趋于稳定。 5为工作面后方采动影响稳定带，由工作面后方大约100120 m处开始，移近速度降至12 mmd以下。该带内的巷道可在较长时期内保持稳定状态。 6为二次采动影响带。如果下区段工作面2022-6-26 开始回采，则在该工作面前方将出现二次采动影响带。该带内的围岩移动量和移动速度都比上区段工作面前方初次采动影响较大。这是由于2号工作面的移动支承压力作用在已受到1号工作面残余支承压力影响的巷道上，形成叠加支承压力所致。 2采区平巷矿压显现规律 根据目前对采区平巷矿压显现规律的研究可得出以下结论： 采区平巷受回采影响最严重的地段是在工作面 后方采动影响带内

4、。该带内通常出现有顶底2022-6-27 板移近速度的峰值区，常使顶板在短时间内产生大量下沉。整个工作面后方采动影响带内的巷道顶底板移近量，约占回采影响造成的顶底板总移近量的5060。据我国部分矿区统计，它相当于煤层开采厚度的1115，有时甚至更大。由此可见，工作面后方采动影响带造成的采动影响，是采区平巷受到严重变形和支架大量损坏的主要原因。 巷道顶底板最终移近量主要与煤层开采厚度等因素有关。采区平巷不同矿压影响带内顶底板移近的典型曲线如图52所示。由图52可知，采区平巷总移近量也可根据实测所得的有2022-6-282022-6-29 关参数估算。其估算公式为 =1+22+3 +4+55+6

5、(51) 式中 1，3，4，6相应于图51中各影响带 内的顶底板移近量； 2，5相应于图51中顶底板移近速度； 2，5相应于图51中各带持续的时间长 短。 根据式(51)求得的顶底板总移近量，可大致判断平巷支架所具有的可缩量在其整个服务期内是否够用，以便采取减少顶底板移近量的措施，或选用可缩量较大的支架，保证平巷维护良2022-6-210 好。 二、采区斜巷矿压显现的规律二、采区斜巷矿压显现的规律 采区斜巷矿压显现过程和特点取决于采煤壬作面相对位置关系。现以工作面下部沿倾斜布置的联络巷为例进行分析。 1采区斜巷沿倾斜方向的矿压分带及特征 如图53所示，根据残余支承压力分布情况，可将采区斜巷沿倾

6、斜方向分为五个带： 1为煤体边缘卸载带。该处由于遭受过支承压力的作用，煤体已在不同程度上产生变形和破坏，因而使其承载能力降低，于是上覆岩层的2022-6-2112022-6-212 支承点向煤体深部转移，在煤体边缘地区形成受力较原岩应力为低的地带，也称为应力降低区或减压区。据研究，卸载带的宽度为26 m之间。它主要与支承压力的大小、煤层采高和煤质软硬有关。一般来说，支承压力越大，煤层采高越大和煤质越软，卸载带的宽度也越大。 2、3、4合在一起为沿倾斜的支承压力影响带，也称为应力增高区或增压区。据井下观测，该影响带的范围对多数矿井为3040 m，而对少数矿井可达5060 m。实践证明，在上述支承

7、压力影响带内布置巷道时，巷道及其中的支架都会在不同程度上产生变形破坏。支承压力2022-6-213 影响带可以再细分为3个带。 (a)2为压力上升带，支承压力曲线变化较陡，但分布范围较小，布置在该带内的巷道维护较困难。 (b)3为压力高峰带。该带中压力达最大值，压力峰值距煤体边缘视矿井具体条件不同在820 m之间变化。峰值比原岩应力高出12倍(k=23)，该带内巷道顶底板移近量和移近速度较大，每天可达十几毫米，甚至二三十毫米。因此，该带内的巷道支架常易遭受严重破坏，使巷道维护极为困难。 (c)4为沿倾斜支承压力下降带，压力曲线变2022-6-214 化平缓，但分布范围较大。 5为原岩应力带。该

8、带内支架一般不受破坏，巷道比较容易维护。 支承压力沿倾斜的显现特征随着与工作面距离的变化而变化。如图54所示，随着远离采煤工作面，支承压力分布曲线的变化表现为压力峰值减小、分布范围增大和峰值位置移向煤体深部，即出现压力缓和及均化现象。但要经过较长的时间。随各矿具体条件不同，这个时间可能由23个月至12年。从空间上看，一般要在采煤工作面后方距离不小于100150 m处才可能开始稳定。2022-6-2152022-6-216 沿倾斜支承压力的稳定过程主要与开采深度、顶板岩性、开采厚度、支护方式、工作面推进速度以及采后是否对采空区进行灌浆等因素有关。一般来说，开采深度与开采厚度越大，开采后岩层移动范

9、围越大，达到稳定所需要的时间也越长；而顶板岩石愈容易冒落，胶结和压实再生的能力愈强，达到稳定所需要的时间则愈短。 2采区斜巷矿压显现规律 掌握支承压力沿煤层倾斜的分布规律，对于正确选择采区巷道位置，确定合理的护巷煤柱尺寸或采用无煤柱护巷方法等都有重要意义。根据目前对采区斜巷矿压显现规律的研究，可得出以2022-6-217 下结论： 沿煤层倾斜方向残余支承压力的剧烈影响区不在煤体边缘，而是位于与煤体边缘有一定距离的地带。过去许多矿井没有根据这个规律合理布置巷道，依靠留825 m煤柱保护各类采区平巷，使巷道恰好处于沿倾斜支承压力的高峰带内，这是用煤柱保护巷道时，巷道仍难以维护的根本原因。 沿倾斜方

10、向煤体边缘处存在一个应力比原岩应力为低的卸载区，而且在采煤工作面采过相当时间后，这个卸载区仍能较稳定地长期保持，如果把巷道布置在这种减压区内，可使巷道容易2022-6-218 维护，这是无煤柱护巷取得成功的一个重要依据。 沿倾斜支承压力从开始形成到其向煤体深部转移和逐渐均化要经过一定时间。所以，要使采空区边缘开掘的平巷在掘进后保持稳定，必须从时间上避开未稳定的支承压力作用期，也就是应使沿空巷道的掘进滞后于上区段的回采工作一段合理时间。这个合理滞后的时间根据各矿的具体情况可在3个月至1 2个月之间变化。 三、煤层底板岩巷矿压显现的规律三、煤层底板岩巷矿压显现的规律 1支承压力在底板中的传播规律

11、由于开采产生的支承压力，将通过采空区2022-6-219 内未遭破坏的煤柱或未采动的煤体传递到底板岩石中，因而使煤柱或煤体下方形成应力增高区，而在采空区下方形成应力降低区。 通过煤柱向底板中传递的支承压力，其应力集中程度随远离煤层底板会逐渐降低，当达到一定深度后，煤柱所造成的应力集中的影响则很小。 支承压力沿水平方向在底板中的传播规律，是在与煤体边界外法线成一定夹角的范围内向外扩展，这说明底板岩层中的集中应力在水平方向也向煤柱外侧扩展到一定范围。 2底板岩巷的位置矿压显现2022-6-220 当需要在开采煤层下方岩体中布置采区巷道时，为避免巷道受到煤层底板中支承压力的影响，应当根据底板岩石中的

12、应力分布规律合理选择巷道位置。影响底板岩巷的位置与矿压显现关系的因素如下： 巷道与煤层底板的垂距。巷道离煤层底板垂深越大，巷道受煤柱上支承压力的影响越小，巷道也将越稳定。 巷道围岩的性质。生产实践表明，底板岩巷的变形和破坏与围岩性质有重要关系。岩性的差别往往使离煤层底板垂距很大的巷道比垂距小的巷道更难维护。由于煤系岩石常由多层不同岩2022-6-221 性的岩层组成，因此在考虑岩巷受煤柱上支承压力的影响时，围岩性质这个因素实际上比单纯考虑垂距更为重要。由于我国各矿区地质条件不同，为保证巷道稳定所需的岩巷至煤层底板的合理距离相差极为悬殊，其值可由46 m变化到40 m，个别矿井甚至将巷道布置在煤

13、层底板以下6070 m，但巷道仍遭严重破坏。据分析，这往往与巷道所在岩层的岩性、地质破坏或构造应力等因素有关。根据我国某些矿井的实践经验，在一般情况下，岩巷离煤层底板的合理垂距与围岩性质的关系大致如表51所列。 巷道离煤柱边缘的水平距离。在巷道离煤2022-6-2222022-6-223 层底板垂距相同的条件下，巷道与煤柱边缘水平距离不同，巷道受压状况有明显差别。一般规律是巷道离煤柱边缘和深入采空区下方越远，所受支承压力的影响越小。 由于确定底板岩巷相对于煤柱边缘的位置时，合理的水平距离与合理的垂距有联系，所以在巷道设计中，常先确定煤柱向底板传力的影响角，然后再根据巷道至煤层底板的合理垂距Z确

14、定巷道离煤柱边界的合理水平距离S，如图55所示。其公式为 (52)sin)sin(ZS2022-6-224 式中 煤层倾角； =90一； 煤柱影响角，其值可在2555 之间变化。 通常支承压力越大，煤柱尺寸越小，角越大。煤柱影响角的大小如表52所列。 如果是水平煤层，则上式可简化为 SZtan (53) S值的大小与底板岩性有关，据我国一些矿井的经验，其关系大致如表53所列。2022-6-2252022-6-2262022-6-227 采煤工作面还会使煤层底板岩层内也出现应力升高区和应力降低区(卸载区)，如图56所示。 开掘在底板内的上山，可用跨上山回采的办法使它处在底板的卸载区内，如图57所

15、示。 左边采煤工作面先跨上山回采，其终采线1距上山的水平距离S一般为1015 m。然后右边的采煤工作面再靠近上山，2为其终采线。上山与煤层的垂距也要按底板平巷距煤层的距离处理，即岩层稳定时取6 m，岩层中等稳定时取10 m，岩层软时取1520 m。这样安排时，上山只在左边工作面跨采前后受点采动影响，以后处于采空区下方，就比较容易维护了。2022-6-2282022-6-2292022-6-230 第二节第二节 采区巷道的支护原理采区巷道的支护原理 一、围岩对巷道维护的影响 开掘巷道后，如果岩石还处在弹性变形或塑性变形阶段，而没有破坏的时候，本身还能承载，并和巷道支架一起来维护所需要的巷道空间，

16、这就是所谓的巷道围岩与支架共同承载。巷道围岩对巷道维护的影响表现在以下几个方面： 在坚硬的岩石中开掘巷道，由于岩石本身多处在弹性变形阶段，承载能力大，支架所受的力很小，甚至可以不用支架支护。2022-6-231 在软弱的岩石中开掘巷道，由于岩石多处在塑性变形阶段，会不断向巷道空间挤压，本身承载能力又不大，因此支架受力就比较大。 如果巷道周围岩石已被破坏，本身无承载能力，需要靠支护抵抗全部因围岩破坏、松脱而形成的挤压力，则支架受力将很大，巷道就很难维护了。 由于巷道围岩岩性的不均一性、构造应力的复杂性，有些巷道顶压大，有些巷道侧压大，有些巷道还有底鼓现象，还可能是上述几种压力的组合。2022-6

17、-232 因此，支架还必须适应这些不同的情况，既要有足够的支撑力，又要有适宜的可缩性，即所谓的“柔刚”并存、“柔刚”适度。 二、巷道支架与围岩的相互作用和共同承载二、巷道支架与围岩的相互作用和共同承载原理原理 对巷道进行支护的基本目的在于缓解围岩的移动，使巷道断面不致过度缩小，同时防止已破坏的围岩冒落。为此，提出了巷道支架与围岩相互作用过程中，充分利用围岩本身自承能力。其内容如下： 1围岩是一种天然的承载结构2022-6-233 研究表明，围岩不仅具有自承力，而且在一定条件下或一定程度上还是一种特殊的天然承载构件。在开巷后形成的“支架一围岩”力学平衡系统中，围岩通常承受着大部分的岩层压力，而支

18、架却只承担其中一小部分。而且，巷道支架所承担的载荷是多变的，其分担岩层压力的比重，视围岩本身已承担了多少载荷而定。围岩分担的比重愈多，支架分担的比重就越少。在某些情况下，例如当巷道开掘在坚硬岩层中变形尚处于弹性阶段，围岩将承担全部载荷，巷道常常不用人工支护就可长期保持其稳定性。如果部分围岩进入塑性状态，则支架将开始承担一部分载荷，但2022-6-234 这时除尚处于弹性状态的围岩具有较大的承载能力外，处于塑性状态的围岩也有一定的承载能力；在一部分矿井遇到的所谓“岩石桥”现象，都是岩层能承担上覆岩层的例子。若岩层也遭到破坏或折断，但是由于岩块之间的摩擦力或铰接作用，使这些破断岩层能形成某种“结构

19、”(如巷道冒落后形成的“自然平衡拱”)。即使“结构”仅处于暂时平衡状态，它也能在一定程度上承担上覆岩层的作用。 2合理的支护方式应充分利用围岩的自承力2022-6-235 既然巷道围岩是一种承载结构，而且承载能力是天然的、无代价的，那就应当尽量利用它所能提供的承载能力，在巷道支护过程中充分利用围岩的自承力，这是符合经济原则的一种先进的巷道支护原理。 3要在保证安全的前提下合理利用围岩的自承力 为利用围岩的自承力，就要允许围岩产生某些变形，这种变形会使围岩中的能量得到一定释放，从而直到适当的“卸载作用”，这将有利于减少支架受载。因此，在合理的“支架一围岩”力学平衡系统中，应充分利用围岩的这种天然

20、的自承2022-6-236 力和承载力，以尽可能的减轻人工支架的负担，这样才能取得更好的经济效果。然而，利用围岩的承载能力也不是无限制的，从安全观点来看，这种变形又是应当有限制的，不能允许它发展到有害或危险的程度。它必须在保证安全的前提下寻求这种合理的“支架一围岩”相互作用关系。 4合理利用围岩的自承力的途径是使支架与围岩在相互约束的状态下共同承载 为充分利用围岩的自承力，同时又要保证不导致围岩松动破坏，可行的办法之一就是使巷道支架向围岩提供一定的阻力，使得围岩在承受一定支架阻力的条件下有限制地向巷道空间内变形2022-6-237 (受控变形)；与此同时，支架本身也将受到围岩抗力的作用而产生一

21、定的变形。 在此过程中，支架与围岩双方的受力和产生的变形大小都与任一方的特性有关，并随任一方特性的变化而变化。 综合以上几点可以认为，巷道支架可以起到调节与控制围岩变形的作用，但它应在围岩发生松动和破坏以前安设，以便使支架在围岩尚保持自承能力的情况下与围岩共同承载，而不是等围岩已发生松散、破坏，几乎丧失自承能力的情况下，再用支架去承担已冒落岩块的重力。也就是说，应当使支架与围岩在相互约束和相互依赖的2022-6-238 条件下实现共同承载。按照这个原理去进行巷道支护工作，从总体上看可以获得更简便、经济和安全的支护效果。 为了说明“支架一围岩”相互作用关系，可利用图58所示的原理分析。 如果只允

22、许巷道围岩产生微量位移，则势必要求开巷后立即安设刚性的支架。这时，由于位移量很小，支架在围岩位移特性曲线1的A点工作，这时所要求的支架支撑力P将为最大（Pmax），其值相当于开巷前的原岩应力。显然这种工作方式是不经济的，因而也是不合理的。2022-6-2392022-6-240 如果开巷后未及时支护，或安设的是缓增阻型的大可缩量支架，这时，围岩将在基本上不受阻碍的状态下使移动量发展到很大，支架在曲线1的B点工作，故支架承受的支撑力达到了最小（Pmin），该点的位移umax则是允许的最大位移量。从理论上说，这是经济的工作方式，因为这种情况下可采用支撑力小而价廉的支架。然而实际上这种工作方式很难实

23、现，因为大多数巷道在移动量增大至一定程度时围岩就开始松动、离散以至脱落，并对支架产生“松动压力”。也就是说，在工程实践中，当u值增大至一定值后，曲线1不会继续降低下来，而是会向上增长，如图52022-6-241 8中曲线CD段所示。显然在CD段内的这种工作状态是不安全的，因而也是不能采用的。 大多数支架是具有一定可缩量和有限承载力的结构，而且是在开巷以后经过某一段时间才安设，因而实践中总是不得不允许围岩产生一定程度的位移和变形。所以，通常支架总是在位移曲线1的AC段内工作。从安全和经济统一的观点看，总是希望在保证安全的前提下能获得最好的经济效果。同时，为了保证有一定的安全储备，也不宜使支架在围

24、岩即将散离和破坏的的极限状态（图中C点）工作，因而从设计观点看，合理的巷道“支架一围岩”相互作用关系应取支架工作2022-6-242 特性曲线2和围岩位移特性曲线1的交点，比较理想的情况是支架的工作点保持在离C点不远的左侧，如图中的E点。这时支架支撑力P支虽然稍大于C点的P松，但能获得既经济又安全的效果，因而也是支架与围岩相互作用和共同承载的最佳工作点。 三、符合支架与围岩共同承载原理的支护方三、符合支架与围岩共同承载原理的支护方式式 由上述支架与围岩相互作用原理可知，为充分利用围岩自承力，在开掘巷道以后应使安设支架的时间尽量推迟一些，这样才能达到通过变形释放能量的效果和有利于减轻支架受载。然

25、而，2022-6-243 由于安全方面的原因，支护时间又不宜过晚。为解决这个矛盾，希望找到一个既允许围岩产生一定变形又不致造成围岩破坏的解决办法，这就是所谓的“二次支护”方式，其实质是开巷后分先后二次对巷道进行支护。 一次支护的主要作用是：及时限制和减少围岩变形，防止个别危岩掉落，以保证安全，而不是“支架一围岩”系统达到力学平衡。相反地，一次支护以后仍允许围岩有限地产生一定变形，以便继续释放一些能量。因此，对一次支护的要求是：原则上应及时支护，而且必须采用支护以后仍允许围岩有一定变形的所谓“柔性支护”。这里2022-6-244 对“及时”的要求也随围岩条件而不同。例如，对松软围岩应尽可能及时(

26、所谓“紧跟迎头”支护)，而对中等稳定以上围岩也可稍晚一些，这样施工上更为方便。但一次支护并不是临耐支护，因为它以后不再拆除，而是保留下来与以后的二次支护共同受载，以免围岩受到额外的扰动和破坏。 二次支护的作用是：进一步促进围岩的稳定和增加安全储备。从原则上说，它应在围岩已产生一定变形和能量得到一定释放以后进行，因此，一般总要在一次支护以后，经过相当时间才进行。这个相当时间可以是几个月，但也不宜过迟。由于至今还没有能确定围岩进人危险变形和2022-6-245 松动破坏的准则，对于适宜的二次支护时间，目前还只能根据生产经验或借助于现场监测手段确定。一般来说，只要围岩没有明显的将要发生破坏的趋势；二

27、次支护可晚一些进行。然而进行二次支护以后能否有效地保持巷道的稳定性，还要根据具体情况而定。例如，对于某些采区巷道，在二次支护以后仍可能因受采动剧烈影响而遭到严重破坏和变形，这时可能要进行三次支护甚至更多次支护。 第三节 松软岩层中的巷道支护技术 2022-6-246 一、松软岩层的基本类型及矿压特点 在松软岩层中，地压很大，巷道维护极其困难。随着开采深度的增加，深部地压明显增加，给巷道维护带来许多问题，巷道掘后不久便发生严重变形破坏，需要经常翻修，工作量大，严重影响矿井正常生产。 松软岩层具有松、散、软、弱四种不同属性。“松”是指岩石结构疏松、密度小、孔隙度大的岩层；“散”是指岩石胶结程度很差

28、或未胶结的颗粒状岩层；“软”是指岩石强度很低、塑性大或黏土矿物质易膨胀的岩层；“弱”则指受地质构造的破坏，形成许多弱面(如节理、片理、裂隙等)2022-6-247 破坏了原有的岩体强度，使岩层成为易破碎、易滑移冒落的不稳定岩层，但其岩石单轴抗压强度还很高。 二、松软岩性中的巷道支护技术 松软岩层巷道的掘进比较容易，维护却极为困难，采用常规的支护形式和支护结构往往效果较差。由于各矿区松软岩层的组成、结构和性质差异很大，迄今为止还没有一种能适应各个矿区的施工方法和支护方法。但经多年的实践和研究，逐步摸索出一些松软岩石巷道的支护技术，其原则是：必须根据岩层性质和地压特点选择合理的支护方法和结构，正确

29、选择巷道位置和断面2022-6-248 形状，同时要加强巷道底板的管理，对围岩进行量测监控等，如能结合工程的具体地质条件，采取相应的技术措施，就有可能使软岩巷道易于维护，处于稳定状态。 1合理选择巷道位置 合理选择巷道位置是保证巷道处于稳定状态最关键的决策因素之一。选择巷道位置着重考虑以下两个方面： 应尽量将巷道布置在遇水膨胀量小、质地均匀、较坚硬的岩石内。在同一条巷道内，即使围岩性质只有微小的差异，巷道压力的显现也有明显的差别。2022-6-249 例如，辽源梅河三井+180 m水平运输大巷，原布置在具有膨胀流变性质的泥灰质页岩内，采用料石砌碹，变形量达620 mm，60天后碹体逐渐破坏。当

30、大巷后移70 m，开掘在赤色砂岩中之后；虽然延长了石门长度，但巷道地压显现大为减弱，围岩变形只有2 mm。 避免支承压力的影响。煤层开采后，其底板岩石大巷的压力就会明显增加。其压力大小与煤层距离和落煤方式有关。用风镐落煤时，岩石大巷距煤层达2030 m时，基本上可不受动压的影响。用爆破落煤时，岩石大巷距煤层40 m以外仍然遭到破坏。 2022-6-250 除要避免移动支承压力的影响外，还必须避开采煤工作面上下固定支承压力的影响范围，把巷道布置在应力降低区或原岩应力区内为最好。 2巷道断面形状的选择 由于松软岩层地质情况非常复杂，巷道支护不单纯受岩层的重力作用，有时周围都受到很大的膨胀压力，有时

31、巷道的侧压比顶压大几倍。若采用常规的直墙半圆拱或三心拱形断面显然难以适应，往往造成巷道的破坏和失稳。因此，合理地选择断面形状对维护松软岩层巷道的稳定尤为重要。 巷道断面形状主要是根据地压的大小和方向2022-6-251 来选择。若地压较小，应选用直墙半圆拱形；若巷道周围均受到很大压力，则应选择圆形巷道断面为宜；若垂直方向压力特别大，而水平压力较小时，则选用直立椭圆形断面或近似椭圆形断面；若水平方向压力特别大而垂直方向压力较小时，则应选用曲墙或矮墙、顶底都为圆拱形、高跨比小于1的断面或平卧椭圆形断面。 3支护方式和支护结构的选择 在松软岩层中，巷道一经掘出，若不及时控制，则围岩变形发展很快，甚至

32、围岩深处也有不同程度的位移，继而出现围岩碎裂、流变以致垮落。如果架设一般的梯形支架，将会出现断梁、2022-6-252 折腿等现象；即使采用拱形料石或混凝土整体支护，亦常因巨大的不均匀地压作用而导致巷道失稳和破坏。为解决松软岩层巷道的支护问题，我国许多生产和科研部门正在加强这方面的研究工作，并已取得初步成果。共同的结论是：对于这种特殊的不良地层，其支护结构应有“先柔后刚”的特性，一般需要二次支护。 松软岩层的地压显现属于变形地压，一次支护应按照围岩与支架共同作用的原理，选用刚度适宜、具有一定柔性或可缩性支架。既允许围岩产生一定量的变形移动，以发挥围岩的自承力；同时又能限制围岩发生过大的变形移动

33、。锚喷支2022-6-253 护是具有上述特性的支护形式，因而是一种比较理想的初始支护结构。此外，U形金属可缩性支架也基本符合上述要求，也可作为一次支护结构。 二次支护的作用在于进一步提高巷道的稳定性和安全性，应采用刚度较大的支护结构。若采用锚喷支护作为初始支护时，二次支护仍可采用锚喷支护，也可砌碹。在重要工程或地压特大地段，喷射混凝土还应增加钢筋网和金属骨架，即构成锚喷网金属骨架联合支护结构。锚喷支护总厚度以150200 rm为宣，锚杆长度一般根据开巷后的塑性区范围而定。在软岩巷道中，塑性区2022-6-254 范围有时很大(一般23 m，有时超过35 m)，此时采用长短结合锚杆较好，长锚杆

34、大于1.8 m，短锚杆在1 m左右，长锚杆可以抑制塑性区的发展，而短锚杆可以积极加固松动圈的围岩，使其构成稳定的承载环。在锚杆的长距比相同的情况下，采用短而密的锚朴比长而疏的锚杆效果好。 采用料石或混凝土块砌碹作为二次支护时，因长条形料石和混凝土块在碹体中受力情况不好，在不均匀地压作用下，多数由于点接触形成应力集中而使碹体局部遭到破坏。为了克服这一弱点，应选用异形料石或异形混凝土块作为砌体2022-6-255 材料，金川、舒兰、沈北等矿区都有成功的经验。 料石和混凝土块砌碹结构是国内软岩支护过去常用的支护形式，只要提高施工质量，调整砌块的规格，保证壁后充填密实，或在砌块之间加入可缩性木板，均能

35、大大提高碹体的支护效果。前苏联、比利时等国在支护软岩巷道，尤其是采深较大的巷道时，常采用预制混凝土块支护，并向大型钢筋混凝土块发展，用吊装机械安装。近年来我国少数煤矿(如沈阳煤业集团大桥煤矿)已开始使用这种钢筋混凝土块来支护软岩巷道，并取得了一定的成效。2022-6-256 二次支护应在围岩地压得到释放，一次支护与围岩组成的支护系统基本稳定之后进行。围岩变形基本稳定的时间，不仅取决于岩层本身的物理力学性质，而且与一次支护时的支架刚度密切相关，因此，它的变动范围往往很大。为保证二次支护的效果，最好进行围岩位移速度和位移量的量测，并绘出相应的变化曲线。 4加强巷道底板的管理 软岩巷道，特别是在具有

36、膨胀性围岩中掘进巷道，多数是要发生底鼓的。因此，安设底拱的作用是不可忽视的。分析一些软岩巷道屡遭破坏的原因，除施工程序、巷道断面形状和巷道布置2022-6-257 等不合理外，很重要的原因就是因为底鼓造成的。有的虽然设置了底拱，但因质量不好，等于虚设，底板仍然鼓起，巷道仍遭破坏。 目前，我国防止底鼓的措施一般是用砌块砌筑底拱，也有个别用锚杆加固的，但效果不好，一旦发生底鼓，锚杆翘起，很难处理。底拱的安置时间应视巷道支护方式而定。若用圆碹或近似圆碹作二次支护，则要按先砌底拱、后砌墙、最后砌拱的顺序施工，一次完成。若用锚喷支护作一次支护，则可在一次支护完成一段时间、底板应力得以充分释放之后再砌底拱

37、，与二次支护同时完成较好。不论采用何种底拱结构，都必须使2022-6-258 底拱两端压在墙下，与墙边为一整体。 前苏联曾采用过底板钻眼、松动爆破，然后注浆加固底板的方法防止底鼓，如图59所示。这种方法能降低围岩应力和提高围岩强度。受回采工作影响后，在加固地段中部底鼓量仅有70100 mm。而未加固的区段进行了三次卧底。 此外，巷道积水要及时处理，防止岩石遇水膨胀而导致底鼓。2022-6-2592022-6-260 第四节第四节 深井采准巷道深井采准巷道 的矿压特点及维护的矿压特点及维护 随着开采深度的不断增加，深井巷道的稳定性已成为制约井下生产的主要因素之一。众所周知，岩层的自重应力、温度及

38、湿度等随着开采深度的增加而增大。尽管深部岩体本身绝对强度较高，但由于上述诸因素的影响，也会发生类似于软岩的问题，导致支护困难。由于开采深度大，巷道围岩周边产生高应力集中，若其数值超过围岩本身的强度，那么围岩内裂隙倍增的结果将导致围岩体积的扩容膨胀，直到破坏。胀体向巷道2022-6-261 空间内移，长时间不能稳定，且扰动范围较大，作用在支架上的压力增加，致使巷道支架折梁断腿，冒顶塌方，直接破坏生产系统。 从许多实例分析可知，深井围岩采准巷道的破坏方式分为两种基本类型： 中硬强度以下和层理比较发育的围岩在各种压力的共同作用下产生松动破坏、松脱压力导致的支护失败。 软弱岩石在长期集中压力的作用下，

39、产生的体积膨胀、流变变形导致的支护失败。这两种类型的巷道破坏，在开采浅部时(对同样强度的岩石来说)，所显现的破坏现象并非十分明显。因2022-6-262 此，巷道所处的位置深度是确定巷道稳定性的重要因素之一，也与顶、底板岩石的应力状态密切相关。 一、煤岩体的物理力学性质与开采深度的关一、煤岩体的物理力学性质与开采深度的关系系 不同的采深有不同的煤岩物理力学性质，不同的煤岩物理力学性质决定了不同的矿压特点。例如，采煤工作面前方开采煤层的变形；由于回采而形成的支承压力的大小及范围；工作面与采空区上方“梁”和“拱”的结构形式；巷道顶底板及两帮岩石采动影响的临界深度；煤与瓦斯突出、冲击矿压发生的频率；

40、伴随开采而产生的冒顶、底2022-6-263 鼓、煤层挤出等现象，都取决于煤岩的强度参数，即与采深有着直接关系。 波兰曾对此问题做过很多实验，比较典型的实验结果是巷道两帮的切向应力。及实测的煤岩抗压强度Rc之间存在着下列关系，如表54所列。 对表54中数据进行回归分析后，求得砂岩、泥岩、煤随深度增加而增加的平均抗压强度梯度如下： 砂岩为 Rcs=380+66H 泥岩为 Rcn=2 000+35H 硬煤为 Rcm=1 94006H2022-6-2642022-6-265 根据巷帮最大应力与煤岩平均抗压强度的对比关系，可求得各种岩体中巷道的临界深度，如图510所示。2022-6-266 从表54、

41、图510和回归分析可知： 在深度达到400 m时，巷帮压力就超过了煤的平均抗压强度，因此，就会产生维护煤帮的困难，越往深处，煤被压缩的程度越大，由于减少了巷帮顶、底板之间的摩擦力及顶底板移近产生的夹持力，同时距巷帮深处弹性区的弹性能进一步提高，故更易于产生煤的突出(当然，与构造应力也有关系，此处不再详述)。 软弱泥岩应力超限初次显现的深度约为600 m，而砂岩则为900 m。从两岩石的平均强度看，泥岩在1 400 m以下的深度才能出现类似于岩石突出的应力超限现象；在砂岩中，目前的2022-6-267 开采深度内通常不应出现这种现象。 由于砂岩抗压强度随采深的增加而增加的梯度大，故在深井开采中，

42、应设法将巷道布置在坚硬的砂岩中。 在很多矿井(深井也是如此)，煤巷的比例较大，故随采深的增加，防止煤巷片帮将成为深井开采中的主要问题，所以，深井煤巷的支护应当加强研究。 同样的煤系地层中，顶板出现断裂的跨距随采深的增大而减少，因为采深越大，煤压疏的范围越大，失控的跨距越大。因此，要通过现场2022-6-268 的矿压观测，把握好初次垮落、初次来压及周期来压步距，不可类比该矿浅部开采时的矿压参数，以确保安全。 在有软底的煤层中，大深度巷道的底鼓现象要比浅部巷道严重得多，因此，降低巷道两帮的压力是防止底鼓的基本方法。当然，巷道围岩应力的大小不仅仅决定于赋存深度，而且与采空区的相对位置关系及巷道的支

43、护形式和维护方法也有关。 有关深部开采所引起的矿压特点，世界各主要产煤国家正在研究当中。2022-6-269 二、深井采准巷道的维护途径 除开采浅部时所采用的一些常规支护和加固方法之外，还可采用下列方法： 1缩小巷道断面，多巷掘进 开采深度越大，生产系统所要求的巷道断面越大，受自重应力的影响后，就越难维护。国内外不少深井的开采实践证明，当采深9001 000 m时，维护十分困难。大量的研究成果表明，巷道极限断面不仅与采深H有关，也与岩石的强度有关，如图511所示。 从图511中可知，随开采深度H的增加及2022-6-2702022-6-271 岩石强度的弱化，巷道的稳定断面减小，由于强度的影响

44、，断面超过了如图511所示的极限断面，无疑就要增加破坏速度。如果是大深度上的破坏，软弱巷道破坏程度则更加明显。为保证其稳定性，可采用两条相互平行的小断面巷道代替；为避免应力叠加，两平行巷道间的岩柱宽度L应不小于2 (为巷道宽度)。 2有计划地提前翻修 当巷道支架的可缩量达到极限可缩量的7080时，就要对巷道进行翻修。这样不仅支架可以复用，节约材料(可降低支护成本12倍)，提高修复速度(快12倍)，更主要的是不至202022-6-272 于使围岩大规模地移动，为修复后的巷道稳定创造条件。 3掘进时预留断面 大深度的巷道维护费与巷道断面成比例。研究表明，巷道断面增大1 m2，掘进劳动量增加45，则

45、维护工作量减少2730，平均维修次数降低13倍。因此，为减少巷道的维护费，在确定巷道断面时，应考虑围岩移动富裕量，故巷道断面应满足下列条件： h=hmin+h，b=bmin+b (5-4) 式中 h，b巷道掘进高度和宽度，mm；2022-6-273 h，b巷道顶底板和两帮移近量， mm； hmin，bmin巷道必需的最小高度和宽 度，mm。 4主动增设补强支柱控制围岩 如前所述，巷道围岩移动主要是由于岩石破坏后体积增加所致。观测表明，巷道围岩的松散系数，愈深入岩体其取值越小。1 m厚的岩石，松散系数为125，2 rn厚的为117， 3 m厚的为113，5 m厚的为109。因此，松散体的范围与塑

46、性区半径有关，而塑性区半径取决于2022-6-274 支架支撑力的大小。塑性区半径公式为sin2sin1)sin1 (cotcot0cpcpaRi(5-5) 式中 p，pi原岩应力与支架对围岩的支反 力； c， 岩体的内聚力和摩擦角； a，Ro巷道半径与塑性区半径。 由式(55)可知，巷道所处原岩应力p越大，巷道埋深越大，R0越大。支反力pi越大，Ro越小。反映岩体强度指标的c、 值越小，塑性区就越大。同时，a越大，Ro越大，且成2022-6-275 正比关系。当巷道顶板为砂页岩，顶底板移动量为450 mm 时(其中440 mm为巷道周围5 m厚岩石松散的结果)，其主要变形是距工作面250 m

47、的支承压力范围内。研究表明，支承压力带使巷道周围的岩石破碎带大大增加。在厚6 m的围岩中，围岩的松散系数可达116。松散岩石的可压缩性表明，用主动支撑法可以减少围岩移动。现场试验表明，在两架棚子中间支设67根单体液压支柱，当主动支撑力为2 950 kN时，可将顶板向上压缩128 mm，底板下降36 mm，顶底板总移近量减少38。当主动支撑力为3 000 kN时，顶板上升215 mm，底板下降452022-6-276 mm，总移近量减少48。主动支撑法主要用于松散岩体的顶板，对于整块下沉的厚岩层顶板压缩作用不明显。这种方法可减少岩石的破坏程度和阻止破坏速度的进一步扩展。如果操作工艺质量好，可减少

48、岩石的松散系数3070%。特别若工作面前方支承压力带中的巷道受到采动影响时，此方法的优越性更为突出。 第五节 巷道冒顶事故的致因及防治 巷道冒顶事故按事故的地点可分为掘进工作面冒顶事故和巷道交岔处的冒顶事故两大类。 2022-6-277 一、掘进工作面冒顶的原因及防治一、掘进工作面冒顶的原因及防治 1冒顶原因 掘进工作面冒顶的原因有两类： 掘进后，顶部存在与岩体失去联系的岩块，如果支护不及时，该岩块可能与岩体完全失去联系而冒落。 掘进工作面附近已支护部分的顶板存在与岩体完全失去联系的岩块，一旦支护失效，就会冒落造成事故。 在断层、褶曲等地质构造破坏带掘进巷道时顶部浮石的冒落，在层理裂隙发育的岩

49、层中掘进2022-6-278 巷道时顶板抽条冒落等，都属于第一类型的冒顶。因爆破不慎崩倒附近支架而导致的冒顶，因接顶不严实而导致岩块砸坏支架的冒顶，则属于第二类型的冒顶。此外，第一类型的冒顶也可能同时引起第二类型冒顶。例如，掘进头无支护部分片帮冒顶推倒附近棚子导致更大范围的冒顶等。 2预防措施 严格控制控顶距。当掘进工作面遇到断层褶曲等地质构造破坏带或层理裂隙发育的岩层时，棚子应紧靠掘进工作面。 严格执行敲帮问顶制度，危石必须挑下，2022-6-279 无法挑下时应采取临时支护措施，严禁空顶作业。 在地质破坏带或层理裂隙发育区掘进巷道时要缩小棚距；在掘进工作面附近应采用拉条等把棚子连成一体防止

50、棚子被推垮，必要时还要打中柱以抗突然来压。 掘进工作面冒顶区及破碎带必须背严结实，必要时挂金属网防止漏空。 掘进工作面炮眼布置及装药量必须与岩石性质、支架和掘进头距离相适应，防止爆破崩倒棚子。2022-6-280 采用“前探梁掩护支架”，使工人在顶板有防护的条件下出矸、支棚腿，防止冒顶伤人。 二、巷道交岔处冒顶的原因及防治二、巷道交岔处冒顶的原因及防治 1冒顶原因 巷道交岔处冒顶事故往往发生在巷道开岔的时候。因为开岔口需要架设抬棚替换原巷道棚子的棚腿，如果开岔处巷道顶部存在与岩体失去联系的岩块，并且围岩正向巷道挤压，而新支设抬棚或强度不够，或稳定性不够，就可能造成冒顶事故。2022-6-281

51、 当巷道围岩强度不是很大时，顶部存在与岩体失去联系的岩块以及围岩向巷道挤压在所难免，如果开岔处正好是掘巷的冒顶处，则情况更为严重。新支设抬棚的稳定性与两方面因素有关： 抬棚架设一段时间后才能稳定，过早拆除原巷道棚腿容易造成抬棚不稳。 开口处围岩尖角如果被压碎，抬棚腿失去依靠也会失稳。至于抬棚的强度，则是与选用的支护材料及其强度有关。 2防治措施 开岔口应避开原来巷道冒顶的范围。2022-6-282 必须在开口抬棚支设稳定后再拆除原巷道棚腿，不能过早拆除，切忌先拆棚腿后支抬棚。 注意选用抬棚材料的质量和规格，保证抬棚有足够的强度。 当开口处围岩尖角被压坏时，应及时采取加强抬棚稳定性的措施。 从顶

52、板事故类型及原因中可以看出，巷道常见顶板事故的发生除施工质量管理方面要求不严外，主要还有两方面的原因： 对巷道掘进中围岩稳定状况及运动发展情况不清楚。 缺乏针对性防范措施，支护方式选择不2022-6-283 当，支架承载能力不能有效发挥，支架稳定性差等。 因此，为大幅度降低巷道掘进和维护时的顶板事故，在防治措施方面应该包括三方面的内容： 合理选择巷道掘进位置和时间。 及时观测巷道掘进中围岩稳定状况。 针对不同的巷道，选择合理的支护方式。 三、三、巷道发生冒顶事故的处理 1冒顶范围较小时的处理 第一先加固好冒落区前后完好的支架或巷2022-6-284 道。使用架棚支护的巷道应根据围岩压力大小缩小

53、棚距，把已有的支架扶正扶稳，然后在其中间布设支架，并在新老支架间安没拉杆、撑棍或木墩等，使支架相互形成一个联合体，支架顶帮要背严刹实。锚网喷巷道应首先控制冒顶范围进一步扩大，处理时应先加打点柱，临时维护确认安全后，可补打加固锚杆，然后对冒落区进行加固处理。 第二及时封顶，控制冒项范围的扩大。处理人员站在安全地点，用长杆将冒落的顶部活石捣掉。在没有冒落危险的情况下，架好支架，排好护顶木垛至冒落最高点将顶托住。2022-6-285 第三采用锚喷支护处理冒项区。具备锚喷条件时，应优先考虑采用锚喷支护处理冒顶区。先将冒落区顶帮活石捣掉，喷射人员站在安全一例向冒顶区喷射一层3050 mm厚的混凝土。先封

54、固顶，然后再封两侧。初喷的混凝土凝固后再打锚杆，并挂网复喷一次。复喷的厚度一般不超过200 mm。 2冒顶范围较大时的处理 小断面快速修复法 冒顶范围大，影响通风或有人埋堵，可用此法。先架设比原来巷道规格小得多的临时支架，2022-6-286 使巷道能暂时恢复作用，等清理完冒落矸后再架设永久支架。 对冒顶部分的处理采用如图512所示撞楔法。撞楔法又称板桩法或插板法。掘进前，先沿工作面顶板将撞楔强行插入待挖掘的破碎岩石中，在撞楔的掩护下进行掘进。此法适用于撞楔容易打进的松软岩层。 撞楔法的施工过程如图512所示。当巷道接近破碎带时，应紧贴工作面(图中虚线位置)架设支架1，然后在后一架支架的顶梁下

55、，从顶板的一角依次向支架1的顶梁上打入撞楔2。撞楔用湿松木或橡木等硬质木材制成，宽150 mm左右，2022-6-287图512 撞楔法通过破碎带l一支架，2一撞楔，3，4一支架，5横梁, 6一木楔2022-6-288 厚4050 mm，长1.52 m。撞楔前头应削尖或装上铁尖，承受打击的端面应平整。打入时要排严并略向上倾斜，每次打入深度为100200 mm，直至预定的深度。在撞楔超前护顶的保护下，开始清除岩石。清碴的顺序是，先清两侧，掏出柱窝，立好棚腿，接着在顶梁的位置上掏出架梁空间，上梁并楔紧，然后再清理巷道中间部分的岩碴。依此方式架设好支架3和支架4。由于支架4处撞楔较高，为了牢固地支撑

56、撞楔前端，并为第二次打入撞楔创造条件，可在支架4的上方再架设一根横梁5，以木楔6楔紧，两梁之间的间隙就作为第二次打入撞楔的导向插口。2022-6-289 为使支架牢固可靠，可将支架用撑木、扒钉连成整体。如果两帮岩石也很破碎，也同样可以采用打撞楔的方法。顶、帮维护好以后，就可以架设永久支架了。 一次成巷修复法 次要巷道和修复时间长短对生产影响不大时适用此法。修复时，可根据原有巷道规格，采用撞楔法一次成巷。撞楔间用木板插严，支架两帮也应背严。撞楔以上必须有厚的矸石层，如太薄，还应在冒顶空洞内堆塞厚度不小于0.5 m的木料或矸石。梁与撞楔之间要背实。处理冒顶和架设支架整个过程，应设专人观察顶板。2022-6-290 木垛法 这是一种比较常用的方法。如巷道冒顶高度在5m以内，冒落长度在10m以上，冒落空洞以上岩石基本稳定，就可将冒落的岩石清除一部分，使之形成自然堆积坡度，留出工作人员上下及运送材料的空间并能通风，从两边在冒落的煤矸上相向架木垛，直接支撑顶板如图513。