矿山顶板事故防治-太原理工大学张百胜-第九章采区巷道矿山压力控制

第一节采区巷道支护原理第九章采区巷道矿山压力控制一、采区巷道矿压控制的原则矿山压力的存在是绝对的，企图在开采过程中完全消除矿山压力的影响是不可能的。设法避免或减轻其危害则是可能的。控制巷道矿压的基本原则和途径：1、抵抗高压（抗压）基本途径：巷道开掘在高压区，用加强支护的手段(包括对围岩进行支撑和加固)对付高压力。优缺点：巷道布置地点及掘巷时间可不受限制，但为此要采用支撑能力较高的支架，因而成本较高2、释放高压（让压）基本途径：巷道仍开掘在高压区，但不用高支撑力的支架硬顶，而是允许围岩产生较大变形，使围岩中的高压得到释放(也称应力释放)。优缺点：可充分利用围岩的自稳能力，减轻支架受载，如应用得当巷道在使用过程中无需维修，对生产极为有利，但要用结构较复杂的可缩性支架，巷道掘进断面要考成缩小备用量，从而增加了掘进费和初期支护费用3、避开高压（躲压）基本途径：选择巷道位置时，避开高压作用的地点，把巷道布置在低压区，或者掘巷时错过高压作用的时间，把巷道开掘在压力已稳定区。优缺点：这种情况下用成本较低的普通支架就可维护住巷道，但有时要多开一些辅助巷道(联络眼等)，或掘进时间受到限制，不利于采掘接替。4、移走高压（移压）基本途径：巷道仍开掘在高压区，用人为的卸压措施使高压转移至离巷道较远的地点。优缺点：可以不影响开采设计规定的巷道布置地点及掘进时间，但要增加与卸压工作有关的额外费用。二、巷道支架与围岩的关系进行巷道支护的基本目的：缓和及减少围岩的移动，使巷道断面不致过度缩小，并防止已破坏围岩的冒落。巷道支架的支护力在一定程度上能起到减少围岩移动的作用，但巷道支护的效果却不仅仅取决于支架本身的支承力，而是受到围岩性质、支架力学性质(支承力和可缩性)、支架密度、安设支架时间、支架安设质量和与围岩的接触方式(点接触、面接触)等一系列因素的影响。为了合理进行巷道支护，不能仅仅考虑支架支承力这一因素，而应同时从许多方面采取措施。在巷道支架与围岩相互作用过程中，应充分利用围岩本身的自承能力，以从总体上取得最佳支护效果。

支架作用：支架的支承力在一定程度上能起到减少围岩移动的作用，支架却只承担其中一小部分载荷。能够抑制顶板离层，减少顶板下沉量，防止松动围岩冒落，阻止煤壁片帮等。围岩作用：围岩是一种天然承载结构。围岩自身具有支承能力(自承力)。在开掘巷道以后形成的“支架—围岩”力学平衡系统中，围岩通常承受着大部分的岩层压力。支护方式应充分合理利用围岩的自承力：在巷道支护过程中尽可能地充分利用围岩的自承力，为了利用围岩的自承力，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，从而起到适当的“卸载作用”，这将有利于减轻支架受载。然而从安全观点来看，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。支架与围岩相互作用和共同承载原理合理利用围岩自承力使支架与围岩在相互约束的状态下共同承载，同时又要保证不导致围岩松动破坏，使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巷道空间内变形。

由该图可知，如果想依靠支架的支承力完全阻止围岩移动，这时所要求的支架支承力P将为最大(Pmax)，其值相当于开巷前的原岩应力。但是只要围岩产生少量位移，P值就会急剧减小。例如在A点处由于利用了围岩的自承力，支架的支承力PA将比Pmax小。但是这种情况不能无限制地继续下去，因为随着支架支承力减小，围岩移动量会随之增加，当移动量加大到一定程度，围岩将产生松动破坏，这时支架所受的松动压力也会加大(如曲线2)。因此，从理论上说，在曲线1和曲线2的交点B处，围岩最大限度地发挥了自承作用，B点支架支承力达到了最小Pmin。支架最佳受载点，该点的位移则是允许的最大位移量。实际上，为了保证有一定的安全储备，通常不允许支架在B点工作，因而从设计观点看，比较理想的情况是使支架的工作点保持在离B点不远的左面，例如位于图中C点，使支架工作时的支承力Pc仅稍大于Pmin值，这样才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合理工作点。综合以上几点可以认为：支架可以起到凋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有自承力的情况下与围岩共同起承载作用，而不是等围岩已发生松散、破坏，几乎完全丧失支承力的情况下再用支架去承担已冒落岩块的重量。也就是说，应当使支架与围岩在相互约束和相互依赖的条件下实现共同承载。按照这个原理去进行巷道支护工作，从总体上说可以获得更为简便、经济和安全支护效果。为了充分利用围岩的自承力，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。然而由于安全方面的原因，支护时间又不宜过晚。为了解决这个矛盾，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两全其美的解决办法，例如“二次支护”“柔性支护”和“带有变形空间支护”。第二节采区巷道矿山压力控制设计进行巷道矿压控制，一方面应选择合理的巷道布置位置和开掘时间，另一方面，必须采取合理有效的支护来控制巷道变形。一、降低采区巷道受压的主要技术措施

(一)使巷道处于低压区

1．无煤柱护巷（分为沿空掘巷和沿空留巷两种类型）。

(1)沿空掘巷。即沿上区段采空区的边缘掘进下区段工作面的回风平巷。①完全沿空掘巷(图9—1a)；②留窄小煤柱沿空掘巷(图9—1b)(2)沿空留巷(图)

在上区段工作面来过后保留区段运输平巷作为下区段工作面的回风平巷，即一巷两用。

沿空留巷减少了巷道掘进工程量和掘进费用，彻底取消了区段煤柱，巷道长期处于采空区边缘的低压区，有利于巷道维护。但巷道维护时间比较长。2．跨巷开采

(1)跨越平巷开采。即采煤工作面从煤层底板中的岩石巷道上方连续采过去，不在被跨越平巷的上方留保护煤柱，使经过跨采以后的平巷长期处于低压区。(2)跨越上山开采。即采煤工作面从位于煤层底板岩石中上山巷道的上方连续采过去，不留设上山保护煤柱，使经过跨采以后的上山处于采空区下方的低压区内，从而使上山受压程度得以减轻。3．掘前预采所谓“掘前预采”，就是在底板巷道尚未开掘以前，在预定开掘岩巷的位置上部的煤层中先采出一个煤带使之形成采空区，待采空区内岩层冒落和移动过程结束以后，再在预定位置开掘巷道(图9—3)。4．采空区内布置巷道由于采空区是已经卸压或逐步向原始应力过渡的区域，直接在采空区内形成巷道，可使巷道不受采煤工作面前支承压力的影响。在采空区内形成巷道的方法有许多种，比较常见的是在靠煤体边缘的采空区内掘进巷道(恢复采空区边缘的老巷)及直接在采煤工作面后方采空区中形成巷道。

5．宽面掘进在掘进巷道时，从巷道两侧多采出一部分煤层，然后将挑顶(或卧底)的矸石砌在巷道两侧，在矸石墙与两侧煤体之间留有两个小眼。这样就可以在巷道上方形成一个较大的卸载拱。这种方法巷道掘进速度较慢，矸石带不够致密，砌筑矸石带的工作量较大。一般适用于薄煤层的开采。(二)将巷道布置在性质良好的岩层中巷道所处的围岩性质越好，变形量就越小，巷道也越稳定；避免使其位于非均质的煤与岩体中，导致支架受力不均，而不能充分利用支架的整体强度；避开地质破坏区。

(三)对巷道进行卸压巷道卸压是一种局部改变巷道附近应力分布，达到使巷道处于低压区的护巷措施。主要方法有三种。(1)钻孔卸压法一般适用于对巷道煤帮进行卸压以保护煤层巷道。基本做法：在煤层巷道内，向两例或一侧煤层中钻一系列平行的大直径钻孔(直径在250一350mm之间)，孔探根据具体情况一般为6—10m；孔壁之间留下宽度约为200一350mm的小煤柱，在支承应力的作用下孔壁间的小煤柱受到破坏，从而使巷道边缘的高应力带向煤体深部移动一段距离，其长度大约等于孔深。卸载钻孔的卸压效果与钻孔深度、钻孔间距等参数有关。一般认为钻孔深度不应小于巷道宽度，钻孔之间的小煤柱的宽度与钻孔直径的比值为0.8一1.0时最好。

(2)切槽卸压法。这种方法是在巷道两侧的煤岩体内直接形成切槽的卸压方法。其原理与钻孔卸压法相同。形成切槽的方法根据具体条件而定，对于煤或软岩可以采用机械切槽法(如截煤机构槽)，它所形成的切槽高度为70—100mm，深度为2.5m。此外也可用爆破法或水力法形成切槽。在一般情况下，用爆破方法形成切缝(尤其是对岩体)更为简单。用切槽法对巷道进行减压的结果，改善了巷道与工作面连接处的支护，可减少巷道维修工程量，减少煤柱损失。

(3)爆破卸压法。这种方法的实质是在煤层中进行有限制的爆破，通过爆破进行局部松动破坏，在煤体或岩体中形成一个松散带，使集中应力转移至煤体或岩体深部，从而使巷道卸载。爆破卸压法可分为两种类型。

①扩孔松动爆破。采用直径为45—55mm的小炮眼，爆破以后破碎圈可达到0.5m左右。这种方法工艺简单，可以方便地利用控制装药量的大小、炮眼数目和深度来调节煤岩体的松动程度。②药壶松动爆破。它是在煤层底板中打几个与水平面呈不同角度的炮眼，药包在炮眼底部，爆破后在炮眼底部形成一个壶状松动圈，从而起到减缓或消除底板对巷道影响的目的。二、巷道支护类型及其选择1.巷道内基本支护类型及其选择1)木材支架

巷道掘进尽量不用木材支扩，对新建矿井，从设计上禁止采用木材支护。2)金属支架

(1)拱形可缩性金属支架能够适应采区巷道受动压影响较大的情况。拱形可缩性金属支架的缺点是：在煤层开采厚度较小的情况下掘进巷道时，往往需要进行挑顶，不利于保持巷道顶板的完整性和稳定性；在工作面与巷道连接处比较难以安装；在非机械化掘进的条件下，拱形巷道断面施工也比较困难。因此在使用这种支架时应因地制宜，在技术经济合理的原则下选用。（一）巷道内支护类型及其选择(2)梯形金属支架。梯形金属支架掘进施工简便，断面利用率高，有利于保持顶板完整性，巷道与工作面连接处支护作业简单，但支架承载能力较小。因此梯形支架通常适用于开采深度不大、断面较小、压力不太大的巷道。梯形支架有刚性与可缩性两种。刚性梯形支架通常为工字钢或槽钢制成。适用于围岩变形较小的巷道。梯形可缩性支架可用在围岩变形较大的巷道中。3)锚杆支护锚杆支护技术经济效果好，便于实现支护机械化，减轻工人劳动强度，提高成巷速度。另外断面利用率高，材料运输量少，配合喷浆，也能对技破碎岩体进行有效地支护。锚杆支护或锚杆与棚子联合支护4)巷内基本支护类型的选择通常根据围岩性质、围岩变形量、主要来压方向以及巷道尺寸选择巷内基本支架

2．巷内的加强支护类型及其选择采区巷道内安设基本支架后，往往还需要针对具体情况进行巷内加强支护。常见的巷内加强支护有永久性加强支护和临时性加强支护两种。(1)永久性加强支护。即在巷道内安设支架以后不再拆除。(2)临时性加强支护。采煤工作面开采期间，区段平巷受剧烈采动影响的仅是工作面前方和后方的一段区域，随着工作面推过一段距离之后，采动影响则逐渐停息。因此没有必要对整条巷道都按受剧烈采动影响的要求进行支护，可在工作面前后方受采动剧烈影响的一段距离内加强支护，待采动消失后既可拆除，这就是巷内临时支护，临时加强支护一般采用便于拆装和能及时承载的单体液压支枝或金属摩擦支柱。(二)巷旁支护类型及其选择三、支护方式的确定(一)联合支护方式采区巷道受支承应力和顶板活动的影响，有时仅仅采用单一支护或一次性支护难以达到较好的控制效果。在许多情况下可采用多种支护形式并用的联合支护。(1)锚杆与棚子联合支护。(2)巷内永久加强支护。(3)巷内临时加强支护。(4)巷内支架和巷旁支护联合支护。(二)保持良好的支架工作状态保持支架良好的工作状态是对巷道进行有效支护的关键。巷道掘进工程质量及支架的架设质量将影响到支架的工作状态。巷道应按设计来施工，尽量使巷道壁平整光滑。支架的壁后充填应符合标准，使支架受力均匀。底板岩性松软时，应给支架穿鞋或设置底梁，避免支架钻底，影响承载能力的发挥。四、巷道基本支架参数的确定(一)巷内基本支架参数的确定

巷道支护参数主要包括支架可缩量、支护强度、支护密度等。应根据巷道围岩条件来确定。(二)巷旁支护参数的确定可缩量大的巷旁支护应当适应基本顶岩层的沉降，并能控制悬顶范围内的直接顶。从提高对直接顶的控制效果来看，巷旁支护的可缩量可稍小于巷内支架的可缩量，初期增阻速度越快越好，支护强度应高于巷内支架。有限可缩量的强力切顶巷旁支护应当有足够的切顶能力对于坚硬顶板采用沿空留巷时，必须采取强制放顶措施。锚杆支护作用机理研究内容是弄清锚杆、锚索与围岩之间相互作用关系

锚杆的作用:锚杆杆体的作用第一是抗拉，其次是抗剪作用

第三节锚杆、锚索支护设计

高强左旋螺纹钢复合锚杆

锚杆的抗剪作用锚杆的抗剪作用:p=πd2τb/4

Q——锚杆剪断载荷，kN；

b——锚杆钢材剪切极限强度，MPa对于常用直径20mm的锚杆杆体，圆钢、高强度螺纹钢（HRB400）、超高强度螺纹钢（HRB600）的拉断载荷分别约为120kN、180kN、260kN。后两者分别是前者的1.5、2.2倍。根据材料力学，对于塑性材料，剪切强度一般是拉伸强度的0.6-0.8倍，取平均值0.7倍。对于常用直径20mm的锚杆杆体，圆钢、高强度螺纹钢、超高强度螺纹钢的剪断载荷分别约为85kN、125kN、180kN。钢筋类别材质标准代号直径(mm)屈服强度(MPa)极限强度(MPa)延伸率(%)钢号代号δ5δ10Ⅰ级3号钢Q235GB1499—846—402353702521Ⅱ级16锰16MnYB171—696—253205201620锰硅20MnSiGB1499—848—2533551016Ⅲ级25锰硅25MnSiYB171—696—4040058014锚杆杆体常用钢材及性能杆体直径(mm)毛断面(mm2)杆尾螺纹3号钢规格M(mm)净断面(mm2)屈服载荷(kN)极限载荷(kN)16201.118183.743.268.018254.520234.955.286.920314.222292.168.6108.122380.124338.279.5125.1圆钢锚杆杆体及杆尾力学特征表名称材质屈服强度(MPa)极限强度(MPa)伸长率(%)(δ5)平均最低平均最低平均最低高强锚杆20MnSi4003606005402623超高强锚杆20MnSi中频调质6105708207601917无纵筋左旋螺纹钢杆体性能（试验数据）锚固剂的作用锚固剂的主要作用是将钻孔孔壁岩石与杆体粘结在一起，使锚杆发挥支护作用。同时锚固剂也具有一定的抗剪与抗拉能力，与锚杆共同加固围岩。(2)锚固剂的抗拉作用：抗拉强度一般可取11.5MPa(3)锚固剂的抗剪作用：抗剪强度一般可取35MPa。型号特性凝胶时间(min)固化时间(min)备注CK超快速0.5～1≤5在20～25环境温度下测定K快速1.5～2.5≤7Z中速3～6≤12M慢速10～20≤30树脂锚固剂的主要技术性能直径(mm)352823适用钻孔直径（mm）423228长度(cm)403530353025353025体积(cm3)375325280205175145140120100容重(g/m3)1.8～2.2树脂锚固剂规格端部锚固与全长锚固的区别端部锚固锚固剂的作用在于提供粘结力，使锚杆能承受一定的拉力。锚杆拉力除锚固端外，沿长度方向是均匀分布的。由于锚杆与钻孔间有较大空隙，所以锚杆抗剪能力只有在岩层发生较大错动后才能发挥出来。端部锚固锚杆杆体各部位的应力和应变相等。在锚固范围内，任何部位岩层的离层都均匀地分散到整个杆体的长度上。全长锚固锚固剂的作用主要有两方面：将锚杆杆体与孔壁粘结在一起，使锚杆随着岩层移动承受拉力；当岩层发生错动时，与杆体共同起抗剪作用，阻止岩层发生滑动。全长锚固锚杆应力、应变沿锚杆长度方向分布极不均匀，离层大的部位锚杆受力很大，这是全长锚固锚杆与端部锚固锚杆的根本区别。端部锚固与全长锚固的区别

钢带（钢筋托梁）的作用钢带和钢筋托梁的作用主要表现在以下三方面：(1)单根锚杆作用于巷道表面可近似看成点载荷，钢带可扩大锚杆作用范围，使载荷趋于均匀。(2)对巷道表面提供支护，改善顶板岩层应力状态，减少岩层弯曲引起的拉伸破坏。防止锚杆间松动岩块掉落。(3)将数根锚杆连接在一起，均衡锚杆受力，共同形成组合支护系统，提高整体支护能力。宽度W(mm)厚度T(mm)高度H(mm)L0(mm)B(mm)长度L(m)2202.5025150～2001302.0～3.42502.75251502.6～4.42803.00251503.6～5.0W钢带参数系列矿用W钢带钢筋直径（mm）钢筋梁宽度W（mm）加强筋间距L1（mm）L0（mm）长度L（m）1460～10060～100100～2002.0～2.6162.4～3.0182.6～3.4203.2～4.0钢筋梁参数系列钢筋梁一般认为，金属网可以用来维护锚杆间的围岩，防止松动小岩块掉落及承受松散岩石的载荷。我国煤矿常用网主要有铁丝网、钢筋网和塑料网。铁丝网一般采用8#、10#、12#镀锌铁丝编织。经纬网矩形网孔尺寸一般为20×20mm～60×60mm，菱形网孔尺寸为40×40mm～100×100mm。

钢筋网是由钢筋焊接而成的大网格金属网，它由受力筋和分布筋构成。钢筋网横向筋一般为受力筋，直径为8～10mm左右；纵向筋直径一般为6mm左右；网络在100×100左右。

网的作用

锚杆提供的支护强度

岩体锚固后可不同程度地提高其强度、弹性模量、凝聚力和内摩擦角等力学参数。而且，锚杆的主要作用是改善破碎区、塑性区内岩石的力学性质，提高其屈服后的强度。有无锚杆约束时岩石应力应变曲线如图所示。可见，锚杆显著增加了岩石屈服后的强度，使岩石的破坏变得比较平缓。锚固前后岩体强度曲线锚杆对不连续面的加固作用

锚杆对不连续面的本质作用在于：通过锚杆提供的轴向力与切向力，提高不连续面的抗剪强度，阻止不连续面产生移动与滑动。通过提高结构面的强度提高节理岩体的整体强度、完整性与稳定性，从而有效控制围岩变形和破坏。→

锚杆支护是一种主动支护形式锚固平衡拱理论锚杆支护理论悬吊理论组合梁理论组合拱理论最大水平应力理论全长锚固中性点理论松动圈理论围岩强度强化理论锚固力与围岩变形量关系理论现有锚杆支护理论评述

1、悬吊理论悬吊理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性。回采巷道顶板多为层状岩体，当巷道开挖后，下位直接顶因弯曲、变形与上位顶板分离，如果锚杆及时将下位直接顶挤压并悬吊在稳定的上位顶板岩层上，就能减小和限制下位直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的，如图2.1（a）所示。巷道浅部围岩松软较破裂，或者开掘后应力重新分布，顶板出现松动破裂区，这时悬吊作用就是将这部分易冒落岩体悬吊在深部未松动岩层上。这是悬吊理论的进一步发展，如图2.1（b）所示。利用悬吊作用进行锚杆支护设计时，锚杆长度可根据坚硬岩层的位置或平衡拱高来确定，锚杆的锚固力及布置可根据所悬吊岩层的重量来确定。悬吊理论直观揭示了锚杆的悬吊作用，只适用于巷道顶板，不适用于帮、底。且未考虑围岩抗弯和抗剪强度，将锚固体与原岩体分开与实际情况有一定差距。当跨度较大的软岩巷道中普氏拱高往往超过锚杆长度，无法将锚杆锚固到坚硬岩层或未松动的岩层上时，悬吊理论难以解释锚杆支护获得成功的原因。图2.1锚杆的悬吊作用坚硬岩层坚硬岩层自然平衡拱软弱顶板软弱岩层坚硬岩层a—坚硬顶板锚杆的悬吊作用b—软弱顶板锚杆的悬吊作用2、组合梁理论

组合梁理论认为：在层状岩体中开挖巷道，如果顶板岩层中存在若干分层，则顶板锚杆的作用是通过锚杆的径向力将各岩层挤压增大层间摩擦力，同时锚杆的抗剪作用力，也阻止层间错动。从而将叠合梁转化为组合梁。这种组合梁在上覆岩层载荷作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减小，而且组合梁越厚，梁内的最大应力、应变及挠度也就越小，见图2.2。在均布载荷作用下，组合梁的最大拉应力为叠合梁最大拉应力的1/n，最大挠度为叠合梁的1/n2。根据组合梁的强度大小，可确定锚杆支护参数：1、锚杆的长度L=L1+L2+tL1—锚杆外露端长度L2—锚固端长度t—组合梁的有效组合厚度B—组合梁跨度n—安全系数（掘进机取2-3，爆破法取3-5，受采动影响5-6）Pi—组合梁载荷，取锚固范围内的单位岩体应力φ—与组合梁层层数有关系数η—抗拉强度折减系数0.6-0.8бL—顶板表层岩体抗拉强度

锚杆间距确定

ｈ1—最下层岩层的厚度η1—最下层岩层抗拉强度折减系数0.3-0.4σL1—最下层岩层抗拉强度n1＿最下层岩层抗拉安全系数8-10γ1＿最下层岩层的容重锚杆的锚固力Q：Q≥D2Pi组合梁理论很好地解释了层状岩体锚杆的支护作用，但难以用于锚杆支护设计。根据组合梁作用原理组合梁是保持岩体稳定的支护体，但组合梁承载能力难以计算，组合梁形成和承载过程中，锚杆的作用难以确定，采用弹塑性分析得出的最小抗力，与实际情况有一定差距，同时锚固力等同于框式支架的径向支护力，且随围岩条件的变化，在顶板较破碎、连续性受到破坏时，组合梁也就不存在了。组合梁理论只适合于层状顶板锚杆支护的设计，巷道帮、底不能应用。3、组合拱（压缩拱）理论新奥法的一个重要理论依据就是锚杆的组合拱理论。组合拱理论认为：在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置锚杆群，只要锚杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体将互相交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即压缩拱，这个压缩拱可承受其上部破碎岩石施加的径向荷载。在压缩拱内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，使这部分围岩强度得到提高，支撑能力也相应加大，如图2.3所示。因此锚杆支护的关键是获取较大的压缩拱厚度和较高的强度，且厚度越大，越有利于围岩的稳定和提高其支承能力。按组合拱理论，锚杆的间排距与压缩拱厚度的关系可由下式确定：式中：b—组合拱厚度L—锚杆有效长度—锚杆在破裂岩体中的控制角a—锚杆间排距为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，锚杆长度应大于锚杆间距的两倍。锚杆参数取值时，可按以下经验公式计算。锚杆长度：间距：D≤0.5L

B—巷道跨度N—围岩稳定性影响系数组合拱在一定程度上，揭示了锚杆支护作用机理。在分析过程中没有深入考虑围岩—支护的相互作用，只是将各支护结构的最大支护力简单相加，从而得到复合支护结构总的最大支护力，缺乏对被加固岩体本身的力学行为作进一步分析探讨，一般不能作为定量计算。4、最大水平应力理论a矿井岩层σ水平一般是σ垂直1.3~2.0倍bσ水平具有方向性cσ水平max一般为σ水平min的1.5~2.5●巷道顶底板的稳定性主要受σ水平影响●σ水平max作用下，巷道顶底板岩层发生剪切破坏●锚杆作用约束沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向岩层剪切错动,须有强度大、刚度大、抗剪阻力大的高强锚杆支护系统不同巷道布置方向的应力效应5、松动圈理论●提出中国矿业大学董方庭教授支护的对象是除松动圈围岩自重和巷道围岩的部分弹塑性变形外，还有松动圈围岩的碎胀变形，后者往往占据着主导地位。因而支护的作用就是限制围岩的松动圈形成过程中碎胀力造成的有害变形。并根据围岩松动圈的大小进行分类，提出各类岩体锚杆支护参数的确定方法。但由于碎胀力的大小研究无大的突破，该理论以现场实测松动圈的大小为基础。●围岩松动圈巷道固有特性声波仪或者多点位移计范围测定存在

现有锚杆支护设计方法评述

目前锚杆支护设计方法可分为四类，工程类比法、理论分析法、数值计算法及监测法。InformationMethod锚杆支护设计方法彻底解决了上述问题，它具有动态性、真实性、理论性和可操作性等功能，将工程地质、支护理论、现场施工与观测融于整个设计当中，是目前最科学的设计方法之一。锚杆支护设计的InformationMethod就是收集工程本身提供的和通过测试、地质力学评估提供的有关工程信息，运用锚杆支护理论，采用全过程动态分析手段进行锚杆支护的跟踪设计。其主要特点是：其一，设计具有全过程性和动态性，设计不是一次完成，不是一个阶段，而是一种跟踪分析设计过程。其二，设计是建立在本工程本身提供的和通过地质力学评估测试提供的大量充足的资料信息基础之上的。其三，设计必须适用科学的针对工程实际地质特征和围岩类型的锚杆支护理论，合理地确定支护方案和支护参数。采用全过程动态法进行锚杆支护的跟踪设计。该设计方法的主要内容包括四个方面：地质力学评估；初始设计；施工监测；信息反馈和修正设计。即在支护设计前对工程所处的围岩特性、地层应力、地质力学围岩类别进行测试、实验和分类，提供设计所需的全部信息资料；在此基础上利用支护理论和设计方法进行初始设计，确定支护参数，施工过程中利用监测仪器进行锚杆受力测试和围岩位移、离层、收敛等变形监测，根据监测结果进行分析验证初始设计质量，并进行进一步的修正设计参数，以使设计完全符合工程实际情况。最终达到设计正确、参数合理、经济高效。流程图见图2-1。较稳定顶板条件大巷无支护数值模拟研究数值分析子模型计算网格划分无支护条件下顶板离层变形图无支护条件下顶板水平应力分布锚杆的早期作用巷道开掘阶段顶板破坏范围较小，此时锚杆的作用主要是控制顶板下部岩层的滑动、离层、失稳。锚杆安装越及时，预紧力越大，则锚固范围内岩层的整体刚度越高，锚固体的完整性得到提高，岩层间不易发生离层，岩体的整体强度得到保持，支护效果越好。锚杆预紧力越大，锚杆越粗，提供的抗剪力越大，h1与h2岩层间越不容易发生错动。相反，如果锚杆没有预紧力，则只有当岩层产生一定变形时锚杆才有载荷，显然不能控制在这以前顶板岩层的离层和失稳。预应力太小也不能起到良好效果。如果锚杆安装不及时，较大范围内的岩层已产生滑动、失稳、离层，岩层承载能力丧失很大，再打锚杆，不会取得良好的锚固效果。锚杆的中期作用掘进影响稳定后至受到采动影响前，称之为中期阶段。此阶段主要由于岩石的流变效应，致使随着时间推移，岩层强度不断降低，顶板下沉及锚杆受力逐渐加大，最后形成一定范围的破坏区。当巷道有煤柱时，残余支承压力也影响巷道围岩变形和破坏。当锚杆能深入到关键承载层时，会出现如图9所示的情况。此时锚杆的作用主要表现为：将破坏区内的岩层与稳定岩层相连，阻止破坏岩层垮落。锚杆提供径向和切向约束，阻止破坏区岩层扩容、离层及滑动，提高岩层的水平承载能力，使稳定岩层内的应力分布均匀。锚杆工作阻力越大，效果越明显锚杆不能伸入关键承载层的情况在这种条件下巷道顶板的稳定层远离周边。锚杆的作用主要为：阻止锚固区域内的岩层扩容、离层及滑动，从而提高岩层的水平承载能力，在破坏范围内形成次生承载层，它可以阻止上部破坏岩层的进一步扩容和离层。次生承载层形成后，使上部岩层应力分布趋于均匀和下移，有利于巷道稳定

第四节巷道冒顶的预防与处理一、影响采区巷道变形与破坏的因素(一)自然因素(1)岩石性质及构造特征。在巷道掘进遇到强度较低的软弱岩层时很容易发生冒顶，但一般情况下规模及强度比较小，如泥质胶结的页岩等。对于坚硬岩层，受力后不易变形和破坏，巷道掘进过程中也不易发生冒落，然而一旦发生冒落，其规模及强度可能较大，例如砂岩等。岩石的构造持征对巷道变形破坏性质和规模也有影响，如巷道顶板中有弱面(煤线、弱层理面等)时，就容易引起顶板岩层的离层甚至冒顶。(2)开采深度。随着开采深度的增加，巷道上覆岩层重量增大，形成的支承应力较大，从而将增大巷道的变形及破坏的可能性。此外地下岩石的温度也随开采深度的增加而增高，温度升高会使围岩由脆性向塑性转化，容易使巷道产生塑性变形。

(3)煤层倾角。煤层倾角不同也会使巷道的破坏形式有差异。如水平或中斜煤层巷道中多出现顶板弯曲下沉、冒落。急斜煤层巷道多出现隘帮、底板滑落及顶板抽条冒落等形式的破坏。(4)地质构造因素。地质破坏带内的岩层通常是由松散的岩块所组成，在地质破坏带内开掘巷道时很容易产生巷道冒顶事故，而且冒顶规模一般较大。(5)矿井水的影响。矿井水容易使破碎岩块之间的摩擦系数减少而造成个别岩块滑动和冒落，也会使岩石强度降低，或促使岩层软化、膨胀，从而造成巷道围岩产生很大的变形。(6)时间因素影响。各种岩石的强度都有一定的时间效应，特别是矿井巷道的围岩，由于所处的自然环境较差，在时间和其他因素的作用下，岩石的强度会因风化、地下水等作用而降低。(二)开采技术因素(1)巷道与开采工作的关系。如巷道是受一侧采动影响还是受两侧采动的影响，是初次受采动影响还是受多次采动的影响。(2)巷旁保护的方法。如留煤柱护巷还是在巷旁浇注刚性充填带护巷。(3)巷内采用的支架类型及支护方式。(4)巷道掘进方式。如在前进式开采中，工作面的上下区段平巷可以来用与工作面平行掘进、滞后掘进及超前掘进等不同方式，采用滞后掘进可以使巷道躲开采煤工作面的剧烈采动影响，避免巷道产生剧烈变形与破坏。二、采区巷道变形与破坏的基本形式(一)巷道顶板冒落(1)顶板规则冒落(图9—9a)。其特点是顶板冒落后，冒落面比较圆滑、规整。这类事故一般发生在泥岩、砂质页岩或含有泥质夹层的松软岩层。(2)顶板不规则冒落(图9—9b)。其特点是冒落形状很不规则。这类事故多发生在断层等地质构造破碎带。(3)顶板弯曲下沉(图9—9c)。这种情况是在上覆岩层重量的作用下，顶板岩层弯曲下沉，岩层底部受拉而出现裂缝或断裂。这种事故多发生在近水平或缓斜煤层的层状顶板岩层结构中以及巷道跨度较小的情况下。(二)巷道底板变形与破坏

(1)底板塑性膨胀(图9—10a)。这种情况多发生在巷道底板为强度较低的粘土质岩石中。其变形特点是，巷道底板呈塑性臌起。(2)底板臌裂(图9—10b)。这种情况发生在层状结构的中硬粘土质岩石中。其变形特点是巷道底板发生明显的裂隙及臌起。(三)巷道两帮变形(1)巷道臌帮(图9一11a)。这种事故在整体结构或层状结构的岩层或煤层中均可能发生。其变形特点是，巷道两帮出现比较规则的臌出。(2)巷帮开裂或破坏(图9一l1b)。这种情况发生在整体结构的厚岩层或块状岩体中。其变形特点是巷道两帮出现开裂破坏。(3)巷帮小块危岩滑落或片帮(图9—11c)。这种事故多发生在地质构造破坏带、岩层中有软弱夹层的地段等。其变形特点是巷道帮发生岩石滑落破坏三、采区巷道冒顶的预防与处理(一)顶板事故的预防措施1．掘进巷道时的日常顶板控制工作(1)坚持敲帮间顶。敲帮问顶应由有经验的工人操作，同时要有专人观看。(2)检查支架架设质量。支架的架设质量必须符合作业规程的要求，发现背顶封帮不严及变形损坏的支架必须处理好后再施工。(3)严格控制掘进迎头的空顶面积。当空顶面积超出规定的要求，或顶帮岩层比较破碎时应及时架设支架进行支护，切忌空顶作业。(4)及时整理放炮崩倒或崩歪的支架。2.过断层等构造变化带的安全措施

(1)加强构造变化带的地质调查工作，查清地质资料，及时制定具体的施工方法与安全措施。(2)减小空顶距离，缩短围岩暴露时间。及时架设临时支架，尽可能快地架设永久支架。永久支架滞后距离一般不能大于2—4m，采用砌选支护时，每次掘砌宽度不得超过1m。(3)改变巷道支护方式。巷道穿越地质破碎带时，可缩小棚距或改用砌碴及U型可缩性金属支架支护。(4)减少放炮装药量，降低因放炮对断层带附近破碎顶板的震动。如果放炮法难以控制与管理顶板，可改用手镐方法掘进。(5)采用超前探梁支护不稳定顶板，绝对禁止在空顶条件下作业。(6)施工中严格执行操作规程、交接班和安全检查制度，随时注意围岩稳定状况的变化，一旦发现异常要及时处理。(7)巷道接近断层构造带时，放炮前还必须检查掘进工作面瓦斯等有害气体的积存情况，做好断层水的探查工作，有异常情况要及时处理。3．在松软膨胀岩层或破碎煤体中掘进的安全措施(1)在施工方法上可采用超前导铜法、短段掘砌法、撞楔法等施工方法。(2)采用锚喷支护或锚、喷、支混合支护来减少围岩暴露时间，控制不稳定顶板。(3)采用注浆法加固破碎岩石。即往正在掘进或已掘好的巷道围岩中加注水泥浆或水泥砂浆，使围岩胶结加固。(4)改变巷道断面形式。在松软易膨胀岩层中，可采用受力状态好的巷道断面形式，如拱形、圆形、椭圆形等。4．大断面巷道施工时顶板控制措施(1)要有专人负责检查和处理顶板，根据顶板稳定情况及时采取适当的临时支护。(2)及时支护暴露出来的顶板(特别是在交岔点施工时)，并注意保护支费质量。(3)处理留下的岩柱时，应采用缩小眼距、眼深，减少装药量的爆破方法，防止震裂巷道顶板。5．开帮与贯通时安全措施

(1)开帮和贯通地点要选在围岩条件比较好、远离交岔点与停采线、煤柱等各种受集中应力影响的地方。(2)在两巷贯通前15m开始打超前钻，进行超前探测，探钻眼深不得小于3m，并保持1.5m的超前探眼。贯通时要放小炮。(3)开帮贯通点附近的支架要加固好，及时进行支护，缩短顶板暴露时间。(4)处理好开帮贯通点的积水，及时对有害气体进行检测、处理。

补充：预防掘进工作面冒顶事故的措施

1、合理布置巷道，尽量避开支撑压力的影响，并要注意少掘交叉巷道和上下重叠巷道。2、选择合理的巷道断面形式和断面尺寸。3、严把进场材料报验关，监理单位要按批次认真核实进场支护材料的质量及相关证件、检测报告，不合格、手续不全的产品严禁进场，杜绝进入工程实体。在施工过程中，要严格执行见证取样制度，督促施工单位按期进行各种材料、配件、试块检测报验。工程管理中心要加强监督，不定期进行抽查、考核。4、施工单位在编制工程施工组织设计、作业规程时，必须把防止重大顶板事故的措施作为重要项目，作出具体的规定和要求，力求严谨、完整。5、施工人员在进入工作面前及施工过程中要随时注意敲帮问顶，找掉顶帮浮矸、活石。修复支架必须坚持“先支后回”的原则。6、支护必须及时，掘进工作面要随掘随支，严禁空顶作业或超控顶作业。7、巷道掘进通过老巷、地质破碎带及淋水地带时，应根据情况采用前探支架、连锁棚子等专门措施进行支护，必要时还要打中柱、戗柱防止推倒棚子。锚喷支护也必须有特殊措施。8、严格按照《矿井安全质量标准化标准》的规定进行巷道掘进与验收，禁止随意加大棚距或锚杆、锚索间排距，发现质量不合格必须及时处理。因地质构造或设计、施工等原因造成巷道交叉、超宽，必须加大对顶板的支护力度。9、按照《煤矿安全规程》规定，不断进行检查和修理巷道。10、加强巷道顶板动态监测，为验证和修改支护设计提供详实的基础材料，发现重大隐患要及时向工程管理部门汇报，工程管理部门必须及时作出反应，安排施工单位进行处理，确保施工质量及人身安全。11、当有冒顶预兆时，施工单位现场操作人员、班组长、跟班干部必须按照规程、措施要求，加强支护，必要时要撤出冒顶区内所有人员，并设好警戒，防止其他人员误进入冒顶区。同时要向本单位值班室及管理处调度室汇报，以便组织处理。(二)巷道冒顶事故的处理方法

1．局部冒顶时的处理方法(1)先加固整理好冒顶区前后的完好支架，支架间用拉杆或绳子连好，背顶封帮要严密。(2)及时封顶、控制冒顶范围的扩大。一般情况下可采用木垛法进行处理。处理人员站在安全一侧，处理掉冒顶区顶部活动矸石块，确认无危险后抓紧安设支架，砌好护顶木垛，并逐步加高护顶木垛使其托住顶板。(3)在具备锚喷支护条件时，可考虑使用锚喷支护法处