跨采巷道围岩变形破坏与控制张玉涛
软岩巷道围岩变形破坏特征与施工体探讨
３ 回风 大巷软层中掘进及支护施工
３ ． １ 掘进 在 松 软 岩 层 中采 用 锚 喷 ，巷 道 掘 进 可 按 下 列 ３种 方 式进 行 ： （ １ ）放 炮 掘 出 ：采 用 光 面爆 破 掘 进 。这 类 岩 层 的炮 眼布 置及 爆 破 参数 与 中等 硬 度 的岩 石类 似 ，但 也 有 区别 。
同。
软 岩 工 程 中 ，一 般 不 宜 采 用 单 一 的 喷 射 混凝 土 支护 对 于 钢 筋 砂浆锚杆丧失支护作用 的原 因，经 实地 调查，几乎全是锚杆间的岩 石 逐 渐 冒落 ，锚 杆 裸 露 、脱 落 所 致 。 因 此 ， 在 软 岩 中 锚 杆 支 护 要 有 喷层保护 ，而不宜单独使用。 在 围岩极不稳定或服务 年限长的重要工程中，应考虑采用复合 支护，以锚 网喷＋ ｕ型钢 支架、锚 网喷＋ 工字钢支架 、锚网喷＋ 双工字 钢支架 、ｕ型钢切护 式支架 、双层 工字钢浇筑砼 等多种联合支护形
（ ２ ）掏槽放炮、风镐掘 出：对放炮后会片帮 冒顶 的泥岩 、粘 土 岩等岩层 中施工 ，一般 巷道仅放底炮及 “ 开 心炮” ，其余 按设计 轮廓 线 用风 镐 、 手 镐 放 顶 、 刷 帮 。对 于 在 砂 质 泥 岩 、粗 砂 岩 等 岩层 中 掘 进 ，在 布 置 周 边 眼时 可 以从 设 计 轮 廓 线 向里 缩 小 ２ ５ ０ ￣４ ０ ０ ｍ ｍ ，其 它 与 放炮 掘 进炮 眼 布置 基 本相 同 。 （ ３ ）风镐、手镐掘进 ：在含泥岩 、炭质岩及 有淋水的断层破碎 带 中施 工 时 ， 一 般 要 用 锚 杆 挂 金 属 网或 钢 筋 网 ， 条件 较 差 时 要 架 设 金属支架 。为防止片帮 冒顶，严禁放炮 。采用锚喷网时先掘拱顶部 ， 再打锚杆挂网 ，必要时挂上 网后立 即喷射一 层混凝 土，然后再掘拱 基线 以下部分。如采用锚网架时，可先掘两侧，安上 ｕ型钢棚腿并 用锚杆暂时固定 ，然后掘进拱 顶，边掘进边 打锚 杆，再挂网，安装 上棚梁并用锚杆固定，最后清除岩柱 ，喷射混凝土 。 ３ ． ２ 打锚 杆 （ １ ）巷 道 拱 顶 掘 出后 ，应 立 即 蹬 矸 打 锚 杆 。围 岩 破 碎 时 ，打 锚 杆 的 同时 应 挂 上 金 属 网 或 钢 筋 网 ， 出矸 后 再 打 两 帮 及 墙 脚 锚 杆 。 （ ２ ）结 合 围 岩 具 体 情 况 ，局 部可 适 当增 补 必 要 的锚 杆 。 （ ３ ）安 设倒 楔 式金 属 锚 杆 时 ，必 须 当 班 安 装 、当 班 注 浆 。锚 杆 托盘必须与岩石 紧密接触 。如挂金属网，须用托盘将其压紧 ，托盘 如有 间隙一定要用砂浆充填结 实，不 能垫碎矸 。 （ ４ ）施工时如发现顶板破碎严重 ， 可在安上拱顶锚杆后立 即喷 层 ３ Ｏ 一５ Ｏ ｍ ｍ厚 的 混凝 土 ，必 要 时 ，为 了安 全 ，也 可 以先 喷 一薄 层 ，然 后 再 打 锚 杆 。
跨采巷道围岩加固控制技术研究
中图分 类号 ：Ｔ ３ ３ Ｄ ５
文 献标 识码 ：Ｂ
文章 编号 ：１７ — ９９ ２ １ ）５０３ ￣３ ６ １ ０ ５ （０ ２ ０ －０６
ＷＩ５ １ Ｉ １０工作 面跨 采影 响巷 道 的 工程 实践 背景 ，分析 了巷 道破 坏 的 原 因，得 出原 有 支护 方 式 不 Ｉ
足 以承受跨采的剧烈影响 ，针对巷道工程地质特点，通过理论分析优化 了巷道加 固方案参数 ，采 用 高强度锚 杆 、锚 索 支护 系统 对 巷 道 进 行 了有 效 加 固。结 果 表 明 ，巷 道 顶 底 板 最 大 移 近 量 为
煤
炭
工
程
２１ ０ ２年第 ５期
跨 采 巷 道 围岩 加 固控 制 技 术研 究
司 文 ，张念超 ，张慧君 ，刘 聪
（．中国矿业大学 矿业 工程 学院 ，江苏 徐州 ２ １１ ； １ ２ １６
２ ．中国矿业 大学 安 全工程学 院 ，江苏 徐 州 ２ １１ ） ２ １６
摘
要 ：基 于跨 采巷道 变形 剧 烈 、 围岩 难 以控 制 的技 术 难 点 ，结 合 淮 北矿 业 集 团杨 庄 煤矿
作用 ，使底板 产 生破 坏 ，并 向下传 播 影 响底 板 岩层 巷 道 ，
根据塑性理论 ，采 用土 力学地 基 中的计 算方法 】 ，得 出底 板最大破坏深度 为 ８ ． ５ ４ １ ｍ。巷道所 处位置位 于采动 影响 范 围内，将会受 到强 烈的采 动影响 。
３ 跨 采巷 道加 固技 术设 计及 施 工 ３ １ 跨 采巷 道 加 固技 术 ．
松软煤层巷道围岩变形特征及控制技术
关键词 松软煤层 数值模拟 巷道变形 围岩控制 ＤＯＩ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１６７４６０８２．２０１９．０９．０２０
煤矿深部开采巷道围岩变形破坏特征试验研究及其控制技术
煤矿深部开采巷道围岩变形破坏特征试验研究及其控制技术随着深部煤炭资源的不断开发以及深部矿井的建设,高地应力问题的出现成为危及井巷工程围岩体安全的主导因素,浅部开采的巷道支护理论及技术在深部开采巷道围岩受高应力状态下很难适应巷道围岩的稳定及支护问题,给巷道围岩稳定性及井巷施工安全提出了新的研究课题。
因此,对深部开采巷道围岩变形破坏特征以及对其支护加固技术等问题的研究显得尤为重要和迫切。
以此为出发点,本文结合国家自然科学基金面上项目“深部巷道围岩变形、破坏全过程及稳定控制机理”(50674083)、山东郓城煤矿委托项目“深井高应力巷道围岩破坏机理与控制技术的研究”及山东郓城煤矿埋深900m的井下掘进巷道为工程背景,以采矿学、岩体力学、弹塑性力学、断裂力学等理论为基础,通过相似材料模拟、理论分析、数值模拟、现场实测及工程实践等手段对煤矿深部开采巷道围岩变形破坏特征开展了试验研究,提出了适合于煤矿深部开采巷道围岩支护技术和方法。
本文的研究内容主要包括以下几个方面:利用大尺度三维地下工程综合模拟实验系统对煤矿深部开采条件下的巷道开展了“先加载,后开挖”的相似材料模拟试验。
采用自行设计制作的气压芯模支护结构、可缩支护结构及无支护模拟了不同支护方式下的巷道围岩的破坏特征,利用主方向应变传感器获得了试验加载过程中的荷载传递规律和巷道围岩周围主应力大小及其方向的演化规律,采用位移计获得了有支护和无支护巷道围岩的收敛变形规律;分析了相似材料模拟试验获得的深部高水平应力条件下不同支护形式的巷道围岩破坏特征,研究了巷道围岩内部和掘工作面的主应力大小及方向演化与巷道围岩变形破坏的关系,通过巷道围岩表面位移的收敛规律对不同支护形式的支护作用进行了分析;根据相似材料模拟试验中深部开采巷道围岩的变形破坏特征及破坏区的范围,并采用钻孔摄像测量系统对郓城煤矿已掘巷道的变形破坏特征进行了观测,结果表明与相似材料模拟所获得的现象是一致的。
煤矿深部开采巷道围岩变形破坏特征试验研究及其控制技术
一、深部巷道围岩力学特征
1、高应力环境：在深部巷道中，由于埋深较大，围岩承受的地应力远大于 浅部巷道。高应力环境下，围岩的变形、破裂等可能性增加，对支护结构的要求 也更高。
2、复杂的岩体结构：深部巷道穿越的地质环境复杂多变，会遇到各种不同 特性的岩体。包括硬岩、软岩、断层、节理等，这使得围岩的力学行为更加复杂。
然而，本次演示的研究仅为初步探讨，仍存在不足之处，例如未能全面考虑 复杂的矿山地质条件、未能涵盖所有可能的控制方法等。在今后的研究中，将进 一步完善相关内容，为煤矿安全生产提供更有针对性的指导。
参考内容
引言
随着煤炭资源的不断开采，矿井向深部延伸已成为必然趋势。然而，深部开 采过程中面临着复杂的应力环境和高风险的地质条件，给巷道围岩控制带来巨大 挑战。因此，深入了解深部煤矿应力分布特征和巷道围岩控制技术对于提高矿井 安全性和开采效率具有重要意义。
3、影响因素分析表明，围岩稳定性受多种因素影响，如地层厚度、地层岩 性、采煤机工作参数、巷道断面形状及支护方式等。在采煤工作面及巷道掘进过 程中，应综合考虑各种因素，以制定有效的稳定性控制措施。
4、稳定性控制方法主要包括加强支护设计、优化巷道断面形状、采用高强 度材料等。通过这些措施的实施，可以有效地提高深部巷道围岩的稳定性，降低 围岩变形破坏的风险，提高矿山安全生产水平。
本研究采用数值模拟和物理模拟相结合的方法，对深部巷道围岩变形破坏机 理和稳定性控制原理进行深入研究。首先，利用数值模拟软件对采煤工作面及巷 道围岩的应力分布特征进行模拟分析，并利用物理模拟实验对数值模拟结果的准 确性进行验证。其次，结合现场监测数据，对围岩变形破坏规律进行研究，并分 析影响因素。最后，提出稳定性控制方法，并对控制效果进行验证。
《多次采动影响下大巷群围岩变形机理及全断面协同控制技术研究》范文
《多次采动影响下大巷群围岩变形机理及全断面协同控制技术研究》篇一一、引言随着煤炭资源的开采深度和广度不断增加，地下采矿环境变得日益复杂。
在多次采动影响下，大巷群围岩的变形问题成为矿山工程中的关键难题。
本文旨在研究多次采动影响下大巷群围岩的变形机理，并探讨全断面协同控制技术的应用，为矿山安全生产提供理论支持和技术保障。
二、大巷群围岩变形机理分析（一）多次采动对围岩的影响多次采动会导致地下岩体应力重新分布，大巷群围岩受到的荷载和约束条件发生变化，进而引发围岩的变形和破坏。
采动次数越多，围岩的变形程度和范围往往呈增大趋势。
（二）围岩变形机理大巷群围岩变形主要受地质条件、采矿方法、支护措施等多种因素影响。
在多次采动作用下，围岩产生塑性流动、裂隙扩展和垮落等现象，导致巷道断面收缩、支护结构失效。
三、全断面协同控制技术研究（一）技术概述全断面协同控制技术是一种集成了监测、预警、控制和修复等功能的矿山支护技术。
通过实时监测围岩变形，预测其发展趋势，采取相应的控制措施，以实现巷道稳定的目标。
（二）技术应用1. 监测系统：建立全断面监测系统，实时获取围岩变形数据，为后续分析提供依据。
2. 预警机制：根据监测数据，分析围岩变形趋势，建立预警机制，提前采取控制措施。
3. 控制措施：根据围岩变形程度，采取合适的支护措施，如注浆加固、锚杆支护等，以增强巷道稳定性。
4. 修复技术：对于已发生变形的巷道，采用修复技术进行加固和修复，恢复其使用功能。
四、实践应用与效果分析（一）实践应用全断面协同控制技术在多个矿山大巷群中得到应用，有效控制了围岩变形，提高了巷道稳定性。
通过实施该技术，降低了矿山安全事故发生率，保障了生产安全。
（二）效果分析1. 安全性：全断面协同控制技术显著提高了矿山生产的安全性，降低了事故发生率。
2. 经济效益：通过控制围岩变形，延长了巷道使用寿命，减少了维修成本，提高了矿山生产效率。
3. 社会效益：该技术的应用为矿山可持续发展提供了有力支持，对推动矿产资源开发和利用具有重要意义。
深井破碎巷道围岩控制数值模拟的方案设计
深井破碎巷道围岩控制数值模拟的方案设计作者：张永举谢小平杨汉林陶德敏来源：《科学与财富》2019年第29期摘要：针对深井破碎巷道围岩控制的问题，为研究深井破碎围岩巷道围岩变形规律及围岩变形破坏机理，西翼轨道运输大巷为研究对象，通过UDEC数值模拟软件，提出巷道围岩锚杆支护方案设计，为提出相应的支护对策及可行的支护方案，并确定相应的巷道支护参数提供理论依据。
关键词：深井;破碎巷道;围岩控制;数值模拟采区构造形态呈北西向单斜构造，向北倾斜，走向北45°西转向东西，倾角浅部稍大在25°左右，一般5～10°;构造复杂程度中等，断裂构造发育，主要发育北北东向、北东向和近东西向三组断层，均为高角度正断层，东部以北北东向断层为主，中部发育北东向和近东西向断层，西部以近东西向为主，有岩浆岩侵入煤层;煤层赋存情况比较稳定，但其结构复杂，含1～3层夹矸。
煤层埋深235m左右，厚度3～4m，顶板依次为泥岩与砂岩，底板依次为泥岩与白云质岩，煤层顶底板综合柱状图，如图1所示。
该巷道原采用U型钢+锚杆+锚网的支护方式，U29型钢的间距为800mm，采用Ф18×2000mm的无纵肋螺纹钢式树脂金属锚杆，间排距900mm×900mm，加入2支MSK2335锚固剂。
锚梁采用Ф14mm圆钢点焊而成，规格3000mm×100mm。
巷道围岩在开挖后的很短时间内变得松散破碎，巷道变形主要表现为：巷道开挖初期两帮移近量大、变形速率大;巷道底臌较大，但底臌现象在巷道开挖半个月后才逐渐显现出来;巷道半圆拱位置岩石破碎，金属网发生破断导致岩块掉落现在明显，严重影响巷道的施工安全;U型钢棚腿发生扭曲变形，即使当棚距变为200mm时，变形量依旧很大，巷道围岩难以自稳，经翻修后，变形依旧很大，维护成本很高，严重影响了该大巷的掘进计划。
在西翼轨道大巷变形严重段内每隔10m建立一个测站。
主要测试巷道两帮移近量，监测结果如图2所示。
千米深井软岩巷道支护工艺改进与应用张玉涛
千米深井软岩巷道支护工艺改进与应用张玉涛，马洪涛（新汶矿业集团协庄煤矿，山东新泰271221）摘要针对协庄煤矿千米深井软岩巷道具有大地压、大变形、难支护的特点，提出了采用600#高强锚杆、8mm钢筋网等高强度支护材料，应用湿式喷浆技术，通过现场应用，取得了良好的支护效果。
关键词千米深井软岩支护改进中图分类号TD353文献标识码B协庄煤矿目前主采－850m水平，埋深达到－1157m。
－850m水平及以下深部围岩条件相比浅部巷道围岩发生了很大的变化，高地应力作用更加显著，除一部分围岩本身强度低，呈现软岩特性外，部分坚硬岩石也呈现明显的软化现象。
深部围岩的流变大，变形趋势增强，巷道的矿压显现特别明显。
1巷道变形分析从巷道破坏形态分析，主要受以下几个方面因素的影响。
（1）深部高地压作用影响。
随着开采深度的增大，高应力作用越来越明显。
该矿地应力测试结果表明，－850m水平最大水平主应力为39．77MPa垂直应力30．48MPa，在高地应力作用下，硬岩也变为软岩，所以巷道破坏明显加剧。
（2）构造应力作用影响。
矿井转入深井后，地质条件愈来愈复杂，断层落差逐渐增大，断层密度逐渐增加，发育断层比例逐渐增高。
受其构造应力作用，煤岩层的抗拉、抗压强度均受到较大影响，造成矿井支护困难、围岩变形量大、巷道破坏严重。
因此，构造应力作用是深部巷道变形破坏的一个重要因素。
（3）采动应力作用影响。
由于深部巷道具有“易受扰动性”，因此周边应力环境改变，如掘巷、开采、修复、停采等都会对巷道造成影响。
距离越近，采动应力影响愈严重，随距离增加，采动应力影响逐渐减弱。
煤柱应力集中程度高，受其影响巷道破坏将会更严重。
矿压观测表明，深部采动应力影响范围较大，一般在几十米甚至上百米以上。
从以上因素分析可以看出，各种应力的复合作用将加剧巷道破坏的进程。
在高应力长期作用下，巷道围岩由浅部的弹塑性的变形行为，转变为深部塑性流变变形行为，而且围岩一旦破裂，便产生明显的碎胀和扩容。
不同应力场对巷道变形破坏的影响
围岩塑性区发展规律及其变形破坏特征进行分析 研究 ， 整个模型为分为五个层位 ， 自上而下分别为 含 砾粗 砂 岩 、 泥岩 、 煤、 砂质泥岩、 细砂岩 ， 所 选 取 的参数具体包括弹性模量 、 泊松 比、 岩层强度、 内 摩擦角、 黏聚力等 ， 如表 １ 所示。
表１ 岩层基本物理力学参数
收稿 日期 ： ２ ０ １ ７— ０ ５— ２ ７ 作者简介 ： 葛晓涛（ １ ９ ７ ２ 一 ） ， １ ９ ９ １ 年毕业于哈密地 区技工 学校 煤矿 开采专业 ， 潞安新疆煤化 工（ 集团 ） 有限公 司砂 墩子 矿井建设筹备处综采一 队值班队长。
１ ３ ７
２ ． ２不 同侧 压 系数 下巷道 围岩 变形分析
Ｂ一
由上边分析可知， 随着侧压力系数的增大， 切 向应 力逐 渐 由巷 帮 向 顶 底 板转 移 ， 围 岩 破 坏 区 分 布规律也在发生变化。因此充分的掌握巷道围岩 矿压显现规律对其稳定性控制有着重要意义。
２模型 建立 及模拟 结 果分析 ２ ． １模 型建 立
本文 运 用 Ｆ Ｌ Ａ Ｃ ３ Ｄ进 行 数 值 模 拟 ， 分 别 对 侧
见。 关键词 ： 侧压系数 ； 巷道变形破坏 ； 夹角
中 图分 类 号 ： Ｆ ４ ０ ３ ． ７； Ｔ Ｄ ３ ２ ２
文献标 志 码 ： Ｂ
文章 编号 ： １ ０ ０ ８－ ０ １ ５ ５ （ ２ ０ １ ７ ｌ １ ３— ０ １ ３ ７— ０ ３
某矿井 掘进巷道 地层以层理发育 、 中低强度 的煤层为主 ， 其顶底板多为泥岩和砂岩类岩性 ， 在 次生应力场作用下容易在岩层材料 内部以及沿层 理面产生一系列新 的裂 纹或者破碎带 ， 随着裂缝 和破碎带的不断扩展 、 蔓延 ， 逐渐形成一定范围的 破坏区 ， 破坏区 内的岩石或煤块 以碎 胀形 式作用 在 其 下方 岩 层 或 者 支 护 结 构 上 ， 造 成巷 道 顶 板 弯 曲下沉或支护结构破坏¨ － ２ ］ 。同时 由于发生破坏 的岩层对水平应力抵抗性下降 ， 会 导致高应 力进 步向围岩纵深转移 ， 在深 部围岩循环上述破坏 过程 ， 直至遇 到强度足够高 的岩层抵御这种应 力 破坏或者被支护系统所阻止 ｊ 。 １不 同侧压 力 系数对 巷道 破坏 的影 响 根据弹性力学可解得双 向不等压¨ （ ≠１ ） 情况下 ， 巷道围岩切向应力为 ：
沿空巷道围岩变形破坏机理及控制研究
岩的这种特性更加突出ꎮ
对松动圈做研究ꎬ提出加强对碎胀力的研究和巷道支护时
根据煤矿中的大量工程实践表明ꎬ对于回采巷道围岩支护工
对松动圈的影响较小ꎻＲａｍａｍｕｒｔｈｙ 等 [７] 提出了深浅孔交错注浆和
程来讲ꎬ软弱的围岩所受到的围压一般都远远低于岩石的脆性破
４) 锚索排距的确定ꎮ
[３]
得出了深部开采条件下围岩
在渗流力作用下的破坏特征曲线ꎻ张俊文等
[４]
提出了“ 预应力锚
索 ＋ 锚杆承载结构” 的沿空留巷道围岩支护技术ꎻ谢生荣等
[５]
通
过精确的计算分析提出在开挖通过空巷合理的时空节点上ꎻＪｏｈａｎ
Ｃ等
[６]
分别获得岩样的应力应变曲线ꎬ并通过拟合方法获得岩样的物理
力学参数ꎮ
砂岩等在围压条件下表现出明显的应变软化阶段和强度残
第 ４５ 卷 第 ２１ 期
２０１９ 年１２ 月
８８
山 西 建 筑
ＳＨＡＮＸＩ ＡＲＣＨＩＴＥＣＴＵＲＥ
Ｖｏｌ. ４５ Ｎｏ. ２１
Ｄｅｃ. ２０１９
文章编号:１００９￣６８２５(２０１９)２１￣００８８￣０２
加ꎬ此时巷道会受到额外较大的应力ꎬ引起巷道中应力的重新排
列ꎬ对于受到采动影响的巷道ꎬ巷道经常出现破坏和失稳ꎬ除了巷
道的位置因素外ꎬ工作面前推而向前挪动ꎬ当煤矿巷道开采后ꎬ采
图2
破坏后的岩石试样
图3
矩形巷道支护原理图
４ 沿空巷道围岩变形控制方法
区的上覆岩层会构成矸石支撑体系并形成塌落区域ꎬ由于工作面
(１)
其中ꎬＬ１ 为锚索的外露长度ꎬ取 ０. ２ ｍꎻＬ２ 为 锚索的有效长
千米深井大断面软岩巷道联合控制技术
千米深井大断面软岩巷道联合控制技术
张广超;谢国强;杨军辉;庞茂瑜;张兴娜;李二鹏
【期刊名称】《中国煤炭》
【年(卷),期】2013(039)003
【摘要】针对邢东矿千米深井大断面软岩巷道围岩持续变形的控制难题,分析了-980 m大巷变形失稳的主要原因,并结合现场地质生产条件,提出多维联合支护技术,即“锚网梁+U型钢支架十喷浆、壁后注浆”的综合治理方案.现场实践表明,采用该方案2个月后巷道变形趋于平稳,顶板最大下沉量88 mm,两帮移近量207 mm,底臌量92 mm,有效解决了-980m大巷持续变形失稳的难题.
【总页数】4页(P41-44)
【作者】张广超;谢国强;杨军辉;庞茂瑜;张兴娜;李二鹏
【作者单位】中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083【正文语种】中文
【中图分类】TD353
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1.分阶段动态支护法在超千米深井大断面软岩巷道支护中的应用 [J], 张修峰
2.千米深井大断面软岩巷道锚喷—注浆加固技术 [J], 谢国强;杨军辉;谢生荣;张广超;肖殿才;张兴娜
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高水平应力下大断面巷道围岩破坏机理及支护方案
高水平应力下大断面巷道围岩破坏机理及支护方案郭良;黄成麟;张春雷【摘要】为研究水平构造应力下大断面巷道围岩破坏机理,基于压力拱理论分析了巷道跨度对巷道围岩稳定的影响,并在理论上分析了水平构造应力对巷道顶板和两帮的影响,通过建立PHASE2D数值模型,分别模拟了不同巷道断面和水平应力下的巷道围岩应力和位移分布,表明巷道跨度的增大对巷道顶板两侧有较大影响,使其水平和垂直应力集中系数增大,强度系数减小,巷道顶板两侧围岩更易失稳破坏.随着侧压系数增大,巷道两帮强度系数大范围减小,表明水平应力的增大会使两帮煤体发生破坏.最后通过具体案列对理论分析结果进行了验证,提出了合理的支护方案.【期刊名称】《煤矿安全》【年(卷),期】2018(049)009【总页数】5页(P266-270)【关键词】水平构造应力;大断面;PHASE2D;破坏机理;支护方案【作者】郭良;黄成麟;张春雷【作者单位】运城职业技术学院,山西运城 044000;福州理工学院,福建福州350506;中国矿业大学(北京),北京 100083;中煤科工集团国际工程有限公司,北京100013【正文语种】中文【中图分类】TD322如何研究和解决因构造应力、松软煤层、大采深、多次采动等影响因素对围岩所产生的破坏机理，选择合理的支护方案，实现有效控制围岩稳定的目的，一直是从事巷道围岩控制理论研究与工程实践所面临的技术难题[1-2]。
巷道断面和水平应力的增加，使得巷道围岩的破坏机理发生变化，如果顶板管理不当，随着顶板压力增大会带来冒顶、巷帮失稳等一系列问题的发生[3-5]。
因此研究水平构造应力下大断面巷道围岩破坏机理，从而采取合理的支护对策，对于控制巷道围岩变形，防止顶板事故的发生，保障煤矿安全生产具有十分重要的工程价值和现实意义。
在前人研究的基础上[6-7]，以晋城某煤矿较高水平构造应力下大断面矩形回采巷道为研究背景，研究此种情况下巷道围岩变形破坏机理，为巷道支护提供理论依据。
一种协调控制巷道围岩变形的新型支架
一种协调控制巷道围岩变形的新型支架郭保华;席可峰;陈岩;马擎【摘要】针对现有支护方式不能有效控制部分软岩巷道围岩变形的状况,提出一种协调控制围岩变形支架来提高巷道围岩支护力,进而减少巷道整体变形量.介绍了该新型支架的结构组成及工作原理,并进行了力学分析.该支架结构简单、操作方便、无材料消耗、可重复使用,可用于协调控制回采巷道、软岩巷道等大变形巷道的变形.随着深部矿井开采力度的加大,协调控制深部巷道围岩的新型支架将具有较好的推广应用价值.【期刊名称】《河南理工大学学报（自然科学版）》【年(卷),期】2014(033)003【总页数】4页(P276-279)【关键词】巷道支护;新型支架;协调控制;大变形巷道【作者】郭保华;席可峰;陈岩;马擎【作者单位】河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作454000;贵州省煤矿设计研究院,贵阳550025;河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作454000;河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作454000;河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作454000【正文语种】中文【中图分类】TD355+.4在井工开采方式下，巷道是所有采矿活动发生的必要通道和主要场所.为保证矿井正常生产及作业人员安全，需对巷道进行有效支护.现有支护方式如棚式支护、锚网喷支护、砌碹支护、全封闭(U型钢)支护等对抑制巷道变形起到了重要作用，但对于受超前支承压力严重影响的回采巷道(特别是沿空巷道)及深井大断面软岩巷道[1]来说，上述支护方式效果较差，往往需要多次返修，增加大量支护成本，影响矿井正常生产.超前支护以木支撑或单体液压支柱配合铰接顶梁为主，由于支护强度低，支架整体性差，支护效果在超前支承压力较大的“三软”煤层中并不理想，还具有支护速度慢、劳动强度大等缺点.一些学者设计了超前液压支架[2-10]或改进超前支护形式，对超前巷道支护效果有一定改善，但支架过于笨重、成本大幅提高.目前的巷道支护方式协调控制巷道围岩变形能力差，一处围岩变形或破坏对其他部位也带来不利影响.如底板臌起时，引起两帮收缩，进而顶板下沉.两帮破碎收敛量大时，顶底板由于失去支撑而产生较大相对移近量.如果能将顶底板的移近转化为对两帮的支护阻力，将两帮的收敛转化为对顶底板的支护阻力，则可以实现巷道围岩的协调控制，进而减少巷道围岩的整体变形量.本文基于巷道围岩变形的不可抗性，提出一种能够协调控制巷道围岩变形的支架，用于大变形巷道的支护，既有利于矿井安全生产，又可降低巷道支护成本.1.1 结构组成新型支架结构如图1所示.单体液压支柱通过柱帽与巷道顶板相接，通过柱鞋与巷道底板相接.单体液压支柱通过柱鞋对巷道底板施加作用力，通过柱帽对巷道顶板施加作用力.柱帽和柱鞋面积要足够大，防止在压力增大时，柱鞋和柱帽陷入底板和顶板.单体液压支柱油缸上端外侧安装一只卡箍，卡箍外周两侧安装铰链，用于固定倾斜支撑油缸尾部.柱帽外周两侧安装铰链，用于固定支撑杆的一个端部.卡箍和柱帽外周侧面安装的铰链要左右对称上下等高，从而使整个装置在同一平面内.倾斜油缸的头部与支撑杆另一端及水平支撑油缸的尾部由铰链连在一起，水平油缸头部经由铰链与齿面压板连接，导向油缸首尾两端分别固定在柱帽铰链及水平支撑油缸上侧的铰链上.左右两个齿面压板分别对巷道左帮和巷道右帮施加水平作用力，齿面压板的齿面钉齿可避免压板沿巷帮壁面的滑动.齿面压板面积要足够大，防止其陷入巷帮.倾斜支撑油缸分别伸长和缩短时，支撑杆可以绕柱帽外周侧面的铰链向上和向下转动，同时带动水平支撑油缸尾端抬升和下降；通过导向油缸缩短和伸长来调整水平支撑油缸的头部及齿面压板的上下位置，尽量保持水平支撑油缸的水平状态，以便使齿面压板对巷道左右两帮的水平方向分力最大．在巷道发生大变形之前，安装上述装置.通过为单体液压支柱提供初撑力，使单体液压支柱通过柱帽对顶板施加作用力，通过柱鞋对底板施加初始作用力.通过增大倾斜支撑油缸、水平支撑油缸和导向油缸压力，使齿面压板对巷道两帮施加初始作用力.1.2 工作原理对于支承压力升高段的回采巷道，单体液压支柱是常用的超前支护方式，可改造成新型支架使用；对于大变形软岩巷道，可专门增设新型支架.在巷道发生大变形之前，安装上述装置.通过为单体液压支柱提供初撑力，使单体液压支柱通过柱帽对顶板施加作用力，通过柱鞋对底板施加初始作用力．通过增大倾斜支撑油缸、水平支撑油缸和导向油缸压力，使齿面压板对巷道两帮施加初始作用力.当顶底板移近量增加时，单体液压支柱活柱下缩，柱帽与卡箍之间的距离减少，铰链11向所在侧巷帮移近，导致水平支撑油缸的活柱收缩增压；另外，导向油缸活柱收缩增压，也导致水平支撑油缸的活柱收缩增压.因此，齿面压板对巷道两帮的水平作用力加大，减少两帮围岩变形；同时，单体液压支柱、导向油缸及支撑杆对柱帽的竖向反力加大，单体液压支柱对柱鞋的反力也加大，因而减缓顶底板的继续移近.当两帮收敛量增加时，水平支撑油缸的活柱收缩增压，使柱帽与卡箍之间的距离增大，铰链11向单体液压支柱一侧移近；导向油缸、倾斜支撑油缸的活柱收缩增压，支撑杆轴压增大.对柱帽和卡箍来说，杆件及油缸的轴压增大引起的水平合力为0，但对柱帽向上的分力和对卡箍向下的分力增大，也就是增加了对顶板和底板的作用力，减少顶底板移近量；同时由于水平支撑油缸的收缩增压而减缓两帮的继续收敛. 实际上，顶底板围岩及两帮围岩均为实体介质，其发生破坏膨胀变形的可能性较大，而发生收缩变形的可能性较小.两帮收敛并不会导致单体液压支柱的活柱明显伸长，而是增大对顶底板的作用力，顶底板的反力又可以增大齿面压板对于巷道两帮围岩的作用力.两帮的收敛能够减少顶底板的最终移近量，顶底板移近也能够减少两帮的最终收敛.因此，可通过本支架协调控制巷道围岩变形，最终使巷道整体处于稳定状态.1.3 安装与拆卸新型支架在安装时，在固定好柱鞋和柱帽位置的情况下，先通过液压泵站注液使单体液压支柱活柱伸长达到设计初撑力，而后向倾斜支撑油缸注液使其活柱伸长，使铰链11以支撑杆长度为半径绕铰链12转动并达到水平支撑油缸设计高度，而后改变导向油缸活柱长度调整水平支撑油缸至设计高度，最后通过注液使水平支撑油缸活柱伸长，将齿面压板固定在巷道左帮和巷道右帮的设计位置.该支架在拆卸时，先要使水平支撑油缸、导向油缸和倾斜支撑油缸活柱同时回油卸载收缩，使齿面压板离开巷道两帮，最后使单体液压支柱活柱回油卸载收缩，使柱帽离开巷道顶板.当在回采过程中本支架进入回采工作面时，撤出该装置，并重新安装到超前支护段的末端；当本支架安装在大变形软岩巷道时，巷道废弃前撤出装置即可.支架简化为杆件后，其简图如图2所示．图2中导向油缸(称为杆1)刚度为k1，长度为l1，其受压力用F1表示；支撑杆(称为杆2)刚度为k2，长度为l2，其受压力用F2表示；单体液压支柱(称为杆3)刚度为k3，卡箍到支架顶点距离为l3，其受压力用F3表示；倾斜支撑油缸(称为杆4)刚度为k4，长度为l4，其受压力用F4表示；水平支撑油缸(称为杆5)刚度为k5，其长度由导向油缸支点分为两段，长度分别为l5和l6，其受压力用F5表示．导向油缸(杆1)、支撑杆(杆2)和倾斜支撑油缸(杆4)与水平支撑油缸(杆5)的初始夹角分别为α,β和γ.当顶板受到压力，支架顶点向下移动位移z1，即单体液压支柱(杆3)下缩高度为z1，假设杆1、杆2、杆3和杆4下缩后长度分别为杆1、杆2和杆4回转后与杆5夹角为α′,β′和γ′.杆1和杆2下缩的竖向分量为x，杆4下缩的竖向分量为y，则由于转角很小，可以认为回转后α=α′,β=β′和γ=γ′，则所以同理各杆轴力增量为杆1和杆2竖向分力和与杆4的竖向分力相等，则即结合式(1)，可得因此，支架竖向分力增量的和为将式(11)代入式(13)，得从式(14)可以看出，在顶板下沉z1时，不仅由单体液压支柱收缩提供了k3z1的载荷，而且杆1、杆2、杆4还提供了的载荷，有利于减少单体液压支柱的承载压力，在顶板限定位移变形形式下，提供了更大的支撑阻力．支架水平分力增量的和为将式(6)～式(8)、式(11)和式(12)代入式(15)，可得杆5的载荷增量与ΔFH1相同，即从式(16)可看出，杆1、杆2、杆4在对顶底板提供竖向载荷的同时，也向两帮提供了水平载荷，而此载荷的来源正是顶板的下沉．即顶底板移近可以为两帮围岩提供支撑，进而减少两帮的收敛．相反，当两帮收敛时，在水平支撑阻力增大的同时，也可通过装置增大对顶底板的支撑．为节省篇幅，这里仅给出一帮收敛为z2时水平支撑载荷增量和竖向支撑载荷增量的表达式为(1)提出了一种协调控制围岩变形提高巷道围岩支护力，减少巷道整体变形支架．该支架共有14种构件组成，且具有操作简单、无材料消耗、可重复使用等特点，通过对支架工作原理的分析，给出了具体的安装及拆卸方法．(2)对提出支架的协调控制进行了力学求解，分析了支架协调变形机理，为支架的应用及操作提供了依据．E-mail：*****************【相关文献】[1] 任建喜，冯超，张琨，等. 复杂应力条件下软岩巷道的返修支护[J].西安科技大学学报，2010，30(2)：165-168，181.[2] 王永伟. 自移式超前支护液压支架的研制与应用[J].大众科技，2011(9)：131-132，88.[3] 李金永，杨宏波，贺红强，等. 新型自移式支架超前支护在炮采工作面的应用[J].中州煤炭，2010(5)：67-68.[4] 宋德军. 综采面运输顺槽超前支护支架的研制[J].煤矿机械，2006，27(5)：762-763.[5] 罗文. 工作面顺槽超前液压支架的研制及应用[J].煤炭工程，2009(11)：98-99.[6] 何勇. 超前支护式液压支架在综采放顶煤工作面的试用[J].煤炭机械，2009，30(1)：188-189.[7] 翟桂武. 大采高综采面顺槽超前支护支架及其应用[J].煤炭工程，2008,40(7)：29-30.[8] 王军. 快速自移式超前支架的应用分析[J].煤矿开采，2007，12(2)：35-36，55.[9] 宋德军. 大采高综采面顺槽超前支护设备的研究与应用[J].山西煤炭管理干部学院学报，2006，19(3)：71-72.[10] 石永奎. 李法柱. 宋志安，等. 自移式超前支架支护效果分析[J].矿山压力与顶板管理，2004，21(3)：15-16，19.。
深井松软围岩煤巷采动增跨效应及防控技术
深井松软围岩煤巷采动增跨效应及防控技术王方田;刘超;翟景辉;张洋;牛滕冲【期刊名称】《采矿与岩层控制工程学报》【年(卷),期】2024(6)1【摘要】针对深井松软煤巷围岩变形严重、巷道支护困难等问题,以城郊煤矿LW21106工作面沿空巷道为工程背景,建立了采动巷道增跨模型,揭示了采动增跨效应演化机理。
通过构建巷道顶板横纵弯曲梁模型,指出顶板横向受力、巷道等效跨度、煤岩强度是巷道围岩损伤破坏的主控因素,提出了采动增跨效应防控对策并进行工业性试验。
研究结果表明:受采动影响,巷道经历“初始围岩稳定—围岩裂隙发育扩展—围岩剪切破坏加剧—等效跨度增加”过程;巷道顶板最大正应力与应力集中系数、顶板等效跨度、巷道断面尺寸及埋深成正相关关系;巷道顶板在高应力环境下易发生拉剪破坏,增加顶板锚索数量以及锚索预紧力有利于增强顶板初期完整性。
基于巷道变形破坏主控因素,提出“围岩加固–卸压–强化支护”协同防控策略;针对现场条件,采用煤柱侧向切顶+注浆加固并对破碎区域补充锚索强化支护的防控技术。
现场监测结果表明,煤柱帮最大移近量为18.89cm,顶板下沉量为25.86cm,两帮移近量为29.65 cm,有效控制了煤巷围岩变形,为深井松软围岩巷道变形控制提供了参考。
【总页数】11页(P76-86)【作者】王方田;刘超;翟景辉;张洋;牛滕冲【作者单位】中国矿业大学矿业工程学院;中国矿业大学煤炭精细勘探与智能开发全国重点实验室;河南省正龙煤业有限公司城郊煤矿;河南永锦能源有限公司云盖山煤矿二矿;中赟国际工程有限公司【正文语种】中文【中图分类】TD355【相关文献】1.深部近距离变间距跨采底板煤巷围岩动显规律及控制技术2.多次采动影响下高应力煤巷围岩控制技术3.采动影响下松软煤巷锚杆支护技术研究4.深部强采动大断面煤巷围岩外锚-内卸协同控制技术5.深井煤巷帮部围岩剪切滑块理论及防控策略因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。
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浅谈跨采巷道围岩变形破坏与控制张玉涛（淮北矿业集团公司临涣煤矿，安徽淮北235136）摘要该文主要介绍了跨采巷道围岩的变形机理及变形特点，并概述了跨采巷道围岩稳定控制的关键。
关键词跨采巷道围岩变形控制中图分类号TD325文献标识码Adoi ：10．3969/j．issn．1005－2801．2012．06．106Brief Talk on Deformation And Control Of Surrounding Rocks Of Roadway Affected By Overhead MiningZhang Yu －tao（Linhuan Coal Mine ，Huaibei Mining Industy Group ，Huaibei 235136，China ）Abstract The paper presented the deformation mechanism and features of surrounding rocks of roadway affected by overhead mining ，and briefly summa-rized the key of control measures of roadway affected by overhead mining．Key wordsroadway affected by overhead miningdeformation of surrounding rockscontrol*收稿日期：2012－05－08作者简介：张玉涛（1982－），男，安徽阜阳人，2011年本科毕业于安徽理工大学采矿工程专业，助理工程师，现任淮北矿业集团临涣煤矿综采三区主管技术员。
我国现阶段煤层底板巷道主要采用跨采的方式，跨采形式分为横跨和纵跨两种方式，跨采巷道受采动影响的程度主要取决于巷道位置、围岩性质及巷顶与煤层底板的垂直间距。
在开采过程中，只有了解跨采巷道的变形破坏机理，合理布置巷道，因地制宜的采取有效的加固维护措施，才能够减少巷道变形量，满足矿井通风、运输和行人的要求。
1跨采巷道变形破坏机理1．1底板垂直应力传递规律在工作面的推进过程中，随着上覆岩层自上而下的冒落、破断与沉降，工作面前方煤壁会形成超前支承压力，在采空区则会出现应力降低现象即卸压，在底板岩层中，也会相应的出现垂直应力的集中区和卸压区，它与支承应力的分布大体是相一致的。
煤壁下方应力集中等值线呈现出斜向煤壁前方的泡形传递状态，采空区下方则是斜向煤壁后方的泡形。
当巷道位于采空区下方时，巷道处于卸压状态，主要受水平应力作用；当跨采巷道位于煤柱下方时，巷道位于应力集中区，垂直应力占主导地位。
随着底板岩层深度的增加，应力集中系数和卸压程度减小，应力分布逐步缓和。
1．2跨采巷道变形破坏机理在工作面的跨采过程中，跨采巷道的围岩应力平衡状态被扰动，进而在跨采巷道某些部位产生了新的应力集中，底板巷道围岩处于二向围压状态，本身经受不住大的变形能量，因此，跨采巷道周边围岩的应力状态将再次调整，塑性区的范围进一步扩大，并产生更大的压力和流动，最终导致跨采巷道围岩的最外层破裂区范围不断扩大，产生更大的碎胀变形。
跨采巷道变形失稳主要是由剪胀变形作用导致的，破裂区范围内的围岩自身稳定性差，围岩和支护体系的相互作用决定了跨采巷道能否长期保持稳定以及受跨采影响的程度和范围。
2跨采巷道围岩变形特点2．1跨采方式不同工作面开采时，横跨巷道存在围岩变形的相对稳定区，与横跨巷道相比，纵跨巷道围岩变形破坏严重，无相对稳定区，巷道的变形主要是顶底板的移近造成的，且变形量呈持续上升趋势。
2．2巷道位置不同跨采巷道围岩变形与巷道所处位置密切相关。
当巷道位于采空区下方时，巷道总体变形量较大，变形特征以两帮内移为主；当跨采巷道位于停采线下方时，巷道煤柱侧帮部及底板变形较大；当跨采巷道位于煤柱下方时，巷道变形强烈，变形特征呈全断面收缩，底鼓严重。
随着与工作面垂距的加大，巷道的变形破坏程度减小。
3跨采巷道的围岩稳定控制3．1跨采巷道的位置优化由于底板应力传播特性以及矿压显现的区域性，巷道与跨采工作面的相对位置的不同，所受采动影响也将有很大差别。
首先，巷道应尽量避免布置于支承压力叠加的强烈作用区域，或尽可能的缩短支承压力影响时间，例如，避免在留煤柱下方布置巷道，加快工作面的推进速度等，巷道应布置于稳定岩层中。
巷道位置的优化主要是确定跨采巷道合理层位及与工作面的法向距离和水平距离，主要是要做三方面的工作：（1）确定采动影响下煤层底板的破坏深度，将巷道布置在破坏深度之外；（2）在破坏深度之外，选择合理的岩层，这个可以通过下面介绍的围岩稳定性计算公式来选择；（3）根据现场经验确定跨采巷道与工作面的水平距离。
另外，跨采巷道的合理位置，还可以通过数值模拟、相似模拟的方式来确定。
3．1．1煤层底板破坏深度由于工作面超前支承压力的作用，煤柱边缘一定范围内的底板岩体超出了其强度的临界值，进入塑性变形。
底板岩体的塑性区边界，如图1所示，由三个区构成：主动极限区Ⅰ、过渡区Ⅱ以及被动极限区Ⅲ。
利用散体极限平衡理论分析可知，当支承压力达到极限载荷时，Ⅰ区岩体破坏并向水平方向上膨胀，挤压推动Ⅱ、Ⅲ未发生塑性变形的岩体产生滑移面，引起采空区强烈的底鼓。
h 1为底板岩体的极限破坏深度，巷道应布置于极限破坏深度之外。
图1底板塑性破坏范围最大破坏深度h 1可由下式求得h 1=x αcos φ02cos π4+φ2e π4+φ0()2tan φ0式中：x a －煤层塑性区的宽度，m ；φ0－底板岩体的平均内摩擦角，度。
3．1．2跨采巷道围岩稳定性计算除了要将巷道布置于极限破坏深度之外，底板巷道围岩岩性的不同、法向距离的不同，在受到采动影响时，围岩的稳定性也不同，在允许的范围内，选择稳定的岩层或煤层布置巷道，应尽量避免布置于松软膨胀岩层中。
可以通过巷道应力环境K γH 与围岩强度σc之比来确定稳定性的值，它越小则越稳定。
S =K γHσc式中：S －巷道围岩稳定性基本状况；S －底板应力衰减规律，K =2．981－0．886logz ；z －法向距离，m ；H －开采深度，m ；σc －围岩强度。
3．1．3跨采巷道与工作面的合理平面位置关系在通过上述两步计算确定了巷道与工作面的合理垂距后，可以通过下面的经验公式来确定巷道与工作面的水平距离L ：v =［1+0．003（H －300）］AC （1．15h －0．96e －0．139L ）式中：ν－底板巷道受采动影响期间的围岩移近速度，mm /d ；h －巷道与上部煤层之间的垂直距离，m ；A －围岩稳定性影响系数；C －煤柱周围采动状况影响系数。
由于开采深度H ，垂距h ，围岩的岩性（即A ）已经确定，通过此式可得不同的采动状况下，底板巷道围岩位移近速度ν与L 值变化的关系，再根据巷道支护服务期间所允许的围岩变形量，以及矿井生产系统等，可以得到水平距离L 的合理范围。
但是上式只适用于H =300 800m ，h =5 30m 的条件下，在不满足上述条件的情况下，可根据下述的经验来确定跨采巷道与工作面的水平距离：纵跨巷道巷道最好布置在实体煤侧顺槽内错15 40m 的区域，其次可布置在工作面的中部区域或者实体煤侧顺槽内错0 14m 的区域，要避开上方跨采面采空侧顺槽内错0 40m 区域。
横跨巷道最好布置在开切眼与停采线内错15m 以上的区域，为了维持巷道的稳定性，跨采工作面应从巷道上方连续跨采，横跨巷道外错距离不能小于40m 。
3．2跨采巷道的支护考虑到跨采巷道受采动影响的特殊性，支护难度较大，单纯依靠加大支护刚度来提高支护效果已难以奏效，支护设计应着眼于最大限度利用围岩的自承能力，支护系统要能不断适应围岩的变形状态。
巷道掘出后立即支护，使巷道近表围岩恢复到三向应力状态，减小围岩的破坏程度，及时喷浆封闭暴露围岩，防止风化造成围岩裂缝发育和强度的损失。
受到工作面的采动影响时，对于高压区，要充分卸压，对于松散破碎区，要整体加固，然后再根据具体情况，择时进行二次支护，必要时需要多次支护。
在围岩受采动影响较破碎的情况下，二次或者多次支护可以采用高强锚杆加固围岩，提高围岩的抗剪强度，形成具有较高承载能力的锚固层，对破裂区围岩适时注浆固结，修复围岩，提高围岩的完整性和整体强度。
最后，对于巷道的关键部位，如顶，肩，帮，底部，采用预应力锚索补强，将锚杆支护形成的锚固承载结构整体固定于深部围岩中，这样不仅可以改善围岩应力状态，增强围岩，还可以将巷道浅表一定范围内的高应力峰值向围岩深处转移，实现围岩承载圈范围的扩大。
参考文献：［1］王作宇，刘鸿泉．承压水上开采［M］．北京：煤炭工业出版社．1993［2］刘先贵．东滩矿底板巷道变形规律研究［J］．山东矿业学院学报，1993，12（3），231 235［3］奚小虎．跨采软岩巷道破坏机理及控制技术研究［D］．硕士学位论文，安徽理工大学，2010［4］毕善昌．跨采工作面底板应力位移传递规律及巷道围岩控制研究［D］．硕士学位论文，安徽理工大学，2010［5］何希林．大采深复杂围岩双大巷跨采技术研究［D］．硕士学位论文，山东科技大学，2005千米深井巨厚砾岩强冲击煤层综合治理技术冀联合，崔清才，冀大伟（新矿集团华丰煤矿地质测量部，山东泰安271413）摘要华丰煤矿是我国冲击地压灾害最严重的矿井之一，曾发生多次冲击地压事故，为了解决大采深、大倾角、强冲击四层工作面的冲击地压问题，通过对冲击地压发生的外因、内因及机理的技术研究，运用了综合技术，解决了工作面冲击地压问题。
关键词深部开采冲击地压机理综放工作面防冲技术中图分类号TD324+．2文献标识码B doi：10．3969/j．issn．1005－2801．2012．06．107华丰煤矿主采的四层煤，煤层厚度平均6．2m，属于稳定煤层，具有强烈的冲击倾向性，坚硬顶板、底板和煤层，煤系地层上部为500 800m巨厚第三系砾岩，最厚可达1000m厚，岩性为石灰岩砾石，非常坚硬。
2冲击地压发生原因2．1冲击地压发生内因（1）煤层具有冲击倾向性。
4层煤具有强烈冲击倾向性，其直接顶具有中等冲击倾向性。
（2）砾岩活动是发生冲击地压的主要力源。
四层煤平均厚6．2m，上方基本顶为70余米厚的砂岩层，随着工作面的推进周期性跨落。
再上部为500 800m砾岩层，砾岩层的断裂垮落对下部的煤岩体产生冲击载荷，是四层煤工作面发生冲击地压的主要力源。
2．2冲击地压发生外因（1）采深大，应力高是发生冲击地压的必要条件。
随着4层煤工作面采深的加大，自重应力已超过四层煤的抗压强度；最大水平应力为33 42MPa。
较高的原岩应力易使煤体产生应力集中而破坏，从而导致四层煤冲击地压的发生。