巷道围岩控制概论讲座

图9 留区段煤柱时回采空间垂直应力等值线分布
图10 煤体与采空区交界处底板垂直应力 等值线分布 γ－上覆岩层容重；H－埋藏深度：φ－底 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 ；X-被跨巷道与上部回采煤柱边缘的水平 距
图11 煤柱下方底板垂直 应力等值线分布 （煤柱载荷均布，应力集 中系数为3） 在应力重新分布下，从时 间和空间上保证布置的巷道 围岩稳定、维护费用低。
图16 双槽夹板式连接件的定位方式 a－耳定位； b腰定位
图17 U25双槽形夹板式连接件力 学特性曲线（徐州矿务局） 拧紧力矩分别： 1－100N· m； 2 －150N· m；3－200N· m；4－ 250N· m
图18 U25型钢螺杆夹板式连接件力 学特性曲线（拧紧力短：150N· m）
（3）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 （4）支架壁后充填、支架围岩紧密接触
(a)―― 实体煤巷道； (b)―― 煤柱巷道； (c)―― 沿空巷道； (d)―― 无直 接顶、底的煤柱巷道。分布状态： (a)――“＊”型； (b) 、 (c)――半“＊” 型；(d)――缺上（或下）的半“＊”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。
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
大结构的稳定性分析：掘巷前；掘巷时；掘巷后；回采时
图24 综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系
0.11
0.3677 35.57
0.14
0.3828 37.14
0.17
0.3773 38.8
0.22
0.38 69 40.4
＊ 表5 不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C＊、 值
锚杆支护强度 σt/MPa 等效内聚力C ＊／MPa 等效内摩擦角 ＊／（°）
0 0.0168 31.51
0.06 0.0182 31.53
（2）巷道布置的原则： 1）空间上尽量避免支承压力的强烈影响、叠加影响和多次影响；时间上 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。
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。
4）如果需要留煤巷保护巷道，所留护巷煤柱尺寸应使巷道不受支承压力 影响或影响较小。 5）避免在煤柱上、下方布置巷道。合理选择底板岩巷与煤柱边缘的水平 距离x、与煤层垂直距离Z。 6）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。
表6 综放沿空掘巷锚杆初锚力与支护强度
支护强度（MPa）
矿名 兴隆庄煤矿 初锚力（kN） 20～30 0.2～0.3
王庄煤矿
15～25
0.15～0.25
适当提高初锚力；提高单根锚杆承载能力，途径：保证加工质量，提高锚
杆材料的强度。 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：
对整根锚杆热处理。
<20 20～30 30～60 >60
巷道极限深度 ／m
150 300～400 650～750 >1000
2.2 基本途径 （1）提高围岩强度 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 （2）减小岩体应力 •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；考虑最大水平应力的影响 •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 （3）巷道支护 • 巷道金属支架 作用：给围岩提供支护阻力；当前注意：可缩性支架的使用界限、连接件、 矿工钢可缩支架、支架壁后密实。 • 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 、复杂条件下的锚杆支护、桁架锚杆支护。
3 巷道布置与卸压
3.1 巷道布置 从巷道围岩稳定角度来谈布置。要保持围岩稳定，布置巷道时应考虑围 岩强度与岩体应力。 （1）采动引起的应力重新分布
图8 已采区及其两侧煤柱的应力分布 Ⅰ－－冒落带；Ⅱ－裂隙带；Ⅲ－变曲下沉带；A－原始应力区；B1、 B2－应力增高区、C－应力降低区；D－应力稳定区
“三径”合理匹配：锚固力高、锚固成本低 “三径”合理匹配表
表7
构体结构
锚固剂环形厚度（mm） 合理值 最佳值
左旋螺纹钢
建筑螺纹钢
4～10
6～12
5～ 6
7～ 8
小孔径锚索 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。 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3.5％），承载能力低（240KN）

（r=0.968） (1) (r=0.967) (2)
1 0.4 15.98 t 2C* tan(45 * / 2)
*
t
t , C , ,
*
＊ , 从而1， 1 显著
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 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。
Ⅰ Ⅱ Ⅲ
264 90 578
加固巷道帮角的重要意义。
1.5基于围岩承载结构稳定的围岩控制理论
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
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
岩层显著运动阶段
覆岩稳定阶段
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
4.2 锚杆支护
（1）技术经济优越性 我国煤矿第二次支护技术革命； 主动支护； 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； 促进矿井高产高效； 推动巷道布置改革
4.2 锚杆支护
（2）围岩强度强化理论 煤巷围岩松软破碎，应力高； 塑性区、破碎区范围大； 岩体处于峰后强度、残余强度； 破裂围岩中锚杆的作用机理？
巷道围岩控制理论
主要内容
动压巷道矿压新理论 巷道围岩控制的基本途径 巷道布置与卸压 巷道支护 围岩注浆加固
1、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20000km 以上，静压巷道小于10%，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）
动压巷道占90%以上，巷道支护成本增加， 个别巷道达3000～4000元/m
3.2 巷道卸压
（1）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 （2）开槽卸压 图12 巷道周边卸压后的应力 分布 Ⅰ－围岩卸压区；Ⅱ－应力升 高区；Ⅲ－原岩应力区
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。
（3）松动爆破卸压
图13 松动爆破卸压
高强弧板支护
严重破坏巷道修复
动压巷道围岩变形严重，严重影响生产、安
全及矿井的经济效益
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 化。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。
1.4 加固巷道帮角控制两帮变形、底板鼓
起和顶板离层
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。
图5 东庞矿巷道两帮下沉
图6 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1，表2。 表1 支护方式
表2 试验效果对比
试验 编号 巷道表面移近量 ／mm 顶底 板 374 275 960 两 帮 Ⅰ、Ⅱ项试验与Ⅲ对比 移近量减少值／ mm 两 帮 顶底 板 586 685 314 488 移近量减少百 分数／% 两 顶底 帮 板 61.0 54.3 71.4 84.4
特点；
研究巷道承载结构失稳对围岩变形的影响； 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
2.1 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
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， 见表3。 表3 巷道极限深度表
围岩单轴抗压强度／MPa
1.2 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。
图2 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
1.3 巷道底板变形破坏规律
浅部鼓起、深部下沉
图3 巷道底板深基点位移
图4 巷道底板围岩垂直位移 No――垂直位移为零； N－零应变点
（4）巷道一侧或两侧布置卸压巷硐
图14 巷道一侧有卸压巷道时的应力分布
巷道布置方式的变革
（5）巷道顶部布置卸压巷硐
图15 有无顶部卸压巷时的巷道围岩应力分布
4 巷道支护
4.1 金属支架 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200mm。 （2）发展双槽形夹板式连接件
基本支护准则和方法：杆；
2）两帮：加长锚固可伸长增强锚杆； 3） 加固巷道角控制两帮变形、底板鼓起和顶板离层；关键是控制两
帮下沉和底角破坏。
4） 锚索加强与围岩注浆加固； 5） 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
大、小结构概念
0.08 0.0183 33.51
0.11 0.0184 35.57
0.14 0.0186 37.24
0.17 0.021 40.4
0.22 0.38 69 40.4
图21 锚固体应力应变曲线图 注：曲线上数字为锚杆支护强度σt（MPa）
（3）高（超高）强度锚杆支护系统
1 0.4 15.98 t 2C tan(45 / 2)
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
研究巷道围岩承载结构的形成过程；
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；
研究承载结构的变形特点，结构特征；
研究动压影响区域开掘巷道承载结构的变化
（4）动态系统设计方法 锚杆支护三种设计方法： 工程类比法； 理论计算法； 数值模拟分析。 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；
2）以数值模拟为主的初始设计； 3）对方案进行围岩稳定性分析；
4）施工；
5）现场监测； 6）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 步骤：1）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； 3）选优：控制围岩变形好，费用低； 4）输出最优方案，输出内容：方案内容，围岩变形图，塑性区分布图 ，各种分析图，锚杆支护与材料消耗表，锚杆布置与施工图；
图20 锚杆布置在破裂围岩中 锚固体C、

、 C＊ 、

＊
随σt的增加而提高。
值 表4 不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C、
锚杆支护强度 σt/MPa 等 效内聚力 C ／MPa
等效内摩擦角 ／（°）
0
0.3466 31.51
0.06
0.3568 31.53
0.08
0.3626 33.51
图19 拱形支架载荷分布的5种情况 a－均布载荷； b－顶压大侧压小； c－侧压大顶压小； d－侧压力大； e－侧肩压大 注：图中数字为载荷大小比例
U29 直腿拱形支加(净断面积8.7m2)计算：a－269 kN; b―322kN; c―252kN; d―110kN; e―44KN； 应改变e、d状况。
5 ）监测信息反馈： 5个反馈信息指标，输入围岩稳定性判断准则，修
改或不修改设计，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。
（5）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Ⅳ、Ⅴ类巷道 支护方案根据不同条件具体确定。
图23 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