193煤矿开采2015年第6期-26-深部特厚煤层强采动巷道围岩综合应力场演化及支护对策
深部特厚煤层强采动巷道围岩综合应力场演化
及支护对策
姜鹏飞1，2，代生福3，刘锦荣4，汪占领1，2，孟宪志
1，2
（1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京100013； 2.煤炭科学研究总院北京开采研究院，北京100013；3.同煤浙能麻家梁煤业有限责任公司，山西朔州036009； 4.大同煤矿集团有限责任公司技术中心，山西大同037003）
［摘要］以麻家梁矿4号特厚煤层强采动巷道支护为背景，采用现场实测、数值模拟方法分
析了14103辅运副巷在相邻14102工作面回采过程中的原岩应力场、采动应力场和支护应力场构成的综合应力场演化规律。原岩应力测试结果表明：麻家梁矿4号煤层顶板岩层原岩应力从量值上属于高应力，原岩应力方向为N30.6 52.1?W ；基于原岩应力，分析得出采动应力从14103辅运副巷与14102回采工作面相交开始到滞后工作面50m 的空间范围内急剧增大，滞后工作面150m 后，巷道围岩采动应力逐步趋于稳定；现场实测发现支护应力的变化趋势与采动应力变化趋势总体一致，由于煤柱的影响，14103支护应力的显著增加从空间上略微滞后于采动应力的显著增加；锚杆锚索的预应力越高，其受力越稳定；预应力较低时，受采动影响其内部支护应力变化更剧烈。基于原岩应力、采动应力及支护应力分析结果，提出了14103辅运副巷的支护对策，现场监测结果表明14102工作面回采
后，巷道断面收缩率仅为8.8%，完全满足了巷道的运输通风需求。
［关键词］
特厚煤层；强采动；综合应力场演化；预应力；支护对策
［中图分类号］TD353
［文献标识码］A
［文章编号］1006-
6225（2015）06-0060-07Evolution of the Comprehensive Stress Field and Supporting Measures for the Ｒoadway
Surrounding Ｒock Affected by Strong Mining in the Deep and Ultra-thick Coal-seam
JIANG Peng-fei 1，2，DAI Sheng-fu 3，LIU Jin-rong 4，WANG Zhan-ling 1，2，MENG Xian-zhi 1，
2
（1.Mining and Design Department ，Tiandi Science and Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China ； 2.Beijing Mining Ｒesearch Institute ，China Coal Ｒesearch Institute ，Beijing 100013，China ； 3.Majialiang Coal Co.，Ltd.of Datong Coal Mine Group and Zhengjiang Energy ，
Shuozhou 036020，China ； 4.Datong Coal Mine Group Corporation Ltd.，Datong 037003，China ）
Abstract ：Taking the supporting of the roadway affected by strong mining in the No.4ultra-thick coal seam at Majialiang mine as the background ，this paper analyzed the evolution law of the comprehensive stress field composed of in-situ rock stress field ，mining-in-duced stress field and supporting-induced stress field in the auxiliary transport entry 14103adjacent to the working face 14102by on-site survey and numerical simulation.The in-situ rock stress test results showed that the in-situ rock stress of the roof rock of the No.4coal seam at Majialiang mine was high stress in terms of value and its direction is N30.6 52.1?W ；based on the in-situ rock stress ，it is analyzed that the mining-induced stress increased significantly from the crossing point of the auxiliary transport entry 14103and the working face 14102to the space 50m behind the working face and tends to be stable 150m behind the working face ；the on-site survey showed that the change trend of the supporting-induced stress is consistent with that of the mining-induced stress ，and the significant increase of the supporting-induced stress in the auxiliary transport entry 14103is slightly behind that of the mining-induced stress in term of space due to the influence of coal pillars ；the higher the prestress of the bolts and cable bolts is ，more stable its force is ；when the prestress is comparatively low ，the change of the internal supporting-induced stress is more fierce due to the influence of the min-ing.Based on the analysis of the in-situ rock stress field ，mining-induced stress field and supporting-induced stress field ，the support-ing measures for the auxiliary transport entry 14103were proposed.The on-site monitoring results showed that the after the mining of the working face 14102，the contraction ratio of the roadway section was only 8.8%，which completely met the requirements for roadway transport and ventilation.
Key words ：ultra-thick coal seam ；strong mining ；evolution of the comprehensive stress field ；prestress ；supporting measures ［收稿日期］2015－08－11
［DOI ］10.13532/https://www.wendangku.net/doc/aa12597639.html,11－3677/td.2015.06.017［基金项目］国家自然科学基金煤炭联合基金重点项目（U1261211）；北京市科委重大科技成果转化落地培育项目（Z141100003514011）；
天地科技股份有限公司研发项目（KJ －2014－TDKC －21）
［作者简介］姜鹏飞(1984－)，男，四川三台人，硕士，从事岩石力学与巷道支护技术方面的研究工作。［引用格式］姜鹏飞，代生福，刘锦荣，等.深部特厚煤层强采动巷道围岩综合应力场演化及支护对策［J ］.煤矿开采，2015，20（6）：
60－66.
6第20卷第6期（总第127期）
2015年12月煤矿开采
COAL MINING TECHNOLOGY
Vol.20No.6（Series No.127）
December
2015
中国煤炭期刊网 w w w .c h i n a c a j .n e t
1概述煤矿井下煤岩层中的应力场由原岩应力场、采动应力场及支护应力场共同构成，三种应力场共同构成了综合应力场
［1］
。
原岩应力是指在漫长地质时期逐渐形成的、未
经人为扰动地壳岩体中具有的内应力［2］
，包括自重应力和构造应力
［3－4］
。对于原岩应力场的研究，
康红普等开发了小孔径水压致裂地应力测量装
置［5］
，并进行了大量的现场实测，得出最大水平主应力总体随深度增加而增大，但存在明显的离散现象；主应力受到地质构造、煤岩层强度与刚度等因素影响较为明显
［6－7］
。
采动应力场是指煤矿井下开挖硐室、巷道及煤层开采等采掘活动引起的煤岩层应力重分布而出现的次生应力场，空间分布上具有一定范围，且随采矿活动进行与时间而发生变化。采动应力场分布及演化规律，是煤矿安全开采、动力灾害预测与防治
的重要依据。采动应力分布与演化方面，国内外学
者进行了大量研究
［8－11］
。夏永学等［12］研究了采煤工作面前方微震事件的分布特征。谢广祥等
［13］
认
为综放工作面回采过程中在其围岩中存在由高应力
束组成的应力壳，大部分长壁工作面前方、后方、周边和邻近巷道的矿压显现受控于应力壳的演化。回采工作面超前支承压力分布也是采动应力研究的
重点内容
［14－16］
，回采工作面支承压力分布特征与采场结构、采深、开采工艺、煤层厚度等因素有
关；同时，煤岩层岩性也对采动应力分布与演化产生影响。
支护应力场是指支护在围岩中产生的应力场及在支护体内部所形成的应力场。对于巷道而言，锚
杆、喷射混凝土、金属支架、砌碹等都可在煤岩层中形成各自特点的支护应力场。对于支护应力场，又可分为主动支护应力场与被动支护应力场。锚杆（索）预应力在煤岩层中产生的预应力场属于主动支护应力场；无预应力锚杆、金属支架、砌碹支护等支护形成的支护应力场属于被动支护应力场。煤岩体应力状态主要取决于原岩应力场、采动应力场、支护应力场及其相互作用。随着矿井开采强度与深度的不断增加，井下应力环境发生了很大变化，可能导致巷道围岩大变形、顶板垮落、冲击矿压等灾害的发生。为此，本文将以大同麻家梁煤矿14102回采工作面为工程背景，开展特厚煤层综放开采强烈采动影响下综合应力场演化规律研究，在此基础上提出巷道围岩的控制对策。
2工程概况
麻家梁煤矿产量12Mt /a ，目前主要开采4号
煤层，煤层厚度10m 左右，埋深超过600m ，开采方式为综放开采。根据现场调研，麻家梁煤矿开采条件具有以下特征：
（1）为了保证大型设备运输和通风需求，巷道断面较大，两巷宽度5.5m ，高度3.8m ，断面积超
过20m 2
，属于典型的深部大断面全煤巷道，支护难度较大。
（2）综采放顶煤工作面要求回采巷道沿煤层
底板掘进，由于麻家梁矿煤层平均厚度10m ，最厚达到12m ，其顶煤厚度超过8m ，一般情况下，煤层相对于岩石强度较低，由于顶煤厚度大，导致锚杆无法锚固到稳定的岩层中。
（3）对于麻家梁矿特厚煤层开采，为了提高
放煤效果与采出率，加大工作面过风断面，解决通风与瓦斯问题，采高达到3.5m 。采高的增大必然导致回采巷道煤帮高度增加，从而显著影响煤帮的稳定性与变形，进而影响整个巷道围岩的稳定，给
巷道支护带来很大困难。
（4）对于麻家梁矿综放开采，受高强度采煤、
放煤影响，巷道受到相邻工作面强烈采动作用，尤其是受工作面回采后滞后采动应力影响，巷道发生
强烈变形，两帮移近量超过1.5m ，底鼓量超过2m ，需要进行大量的维修，巷道支护及维修成本已经超过2万元/米，部分巷道由于维修量太大而被迫废弃。
本文研究的14102综放工作面采高3.5m ，放煤高度6.5m ，14102胶带巷距离14103辅运巷的距离为20m ，但由于14103辅运巷掘进期间变形较大，已被废弃，在距离该巷道40m 位置又重新掘进了14103辅运副巷，巷道及工作面布置见图1
。
图1
巷道及回采工作面布置
由于煤岩层结构及强度对综合应力场分布特征和巷道围岩稳定性也产生重要影响，为此在与14102工作面相邻的14103辅运副巷中进行了顶板
1
6姜鹏飞等：深部特厚煤层强采动巷道围岩综合应力场演化及支护对策2015年第6期
中国煤炭期刊网 w w w .c h i n a c a j .n e t
岩层结构观测和煤岩层强度测试。顶板围岩结构观测结果表明，4号煤层完整性较好，其顶板以上20m范围内岩层整体以砂岩为主，厚层状，胶结致密。由于成岩过程原因，岩层间局部不同程度的存在弱夹层。采用钻孔触探法对14103围岩强进行了测试，巷道顶煤平均抗压强度为36.46MPa，顶板中细砂岩平均抗压强度53.49MPa，粗砂岩平均抗压强度为86.82MPa（图2）。对14103辅运副巷帮部煤体测试结果表明，巷帮煤体平均抗压强度为17.62MPa（图3）。煤岩体结构和强度测试结果表明，4号煤层顶板整体完整性较好，但在综放开采强烈采动影响下可能会发生突然破断，而导致巷道围岩的扩容破坏。
图2顶板岩体强度测试结果
图3煤帮强度测试结果
3原岩应力场测试与分析
采动应力的产生源于原岩应力和采动影响，因此首先采用水压致裂法在井下对麻家梁煤矿4号煤层顶板进行了原岩应力测试，共布置了4个测站。
4个测站中有3个测站最大水平主应力超过20MPa，最大水平主应力为26.26MPa；根据4个测站测试位置的深度计算得出垂直应力最大为15.80MPa。根据相关判断标准：0 10MPa为低应力区；10 18MPa为中等应力区；18 30MPa为高应力区；大于30MPa为超高应力区。由此，判断测试区域地应力场在量值上属于高应力区。
麻家梁矿4个测站中，第2、第3和第4测站最大水平主应力均大于垂直主应力，应力场类型为σH＞σV＞σh型应力场，第1测点最大水平主应力小于垂直主应力。初步判断测试范围内应力场以构造应力场为主，最大水平主应力为最大主应力。相关研究结果表明，水平主应力对巷道顶底板的影响作用大于对巷道两帮的影响，垂直应力主要影响巷道的两帮受力和变形。
4个测点最大水平主应力方向分别为N43.1?W，N52.1?W，N30.6?W和N34.4?W，方向一致性好，据此可判断井下测试区域最大水平主应力方向为NNW向。
处于不同类型应力场下的巷道支护、采场支护跟特定的应力量值、应力场类型和最大水平主应力方向都有很大的关系，采动应力的产生与变化与煤岩层所处的原岩应力状态有很大的关系，原岩应力是分析采动应力与支护应力演化的基础。
4强采动下巷道围岩采动应力场演化规律
4.1采动应力场演化数值模拟分析
基于上述原岩应力测试结果及前述煤岩体强度和结构测试结果，采用FLAC3D数值软件模拟分析麻家梁矿14102工作面特厚煤层综放开采后采动应力演化规律。数值计算采用摩尔－库仑本构模型，模型严格按照麻家梁矿实际工程地质条件建立。边界条件取为：四周采用铰支，底部采用固支，上部为自由边界。数值计算模型及巷道布置见图4所示。数值模拟原岩应力、煤岩层强度及结构依照井下实测结果进行计算
。
图4数值计算模型
现场施工中，14103辅运副巷掘进与14102工作面回采相向而行，该巷道将受到14102工作面侧向支承压力强烈采动影响，为此，重点分析了14103辅运副巷在受到14102工作面回采全过程的采动应力演化。图5为14103辅运副巷掘进与14102工作面回采不同阶段巷道围岩及煤柱受力、变形特征。
随着工作面回采，当14103辅运副巷距14102工作面50m时，煤柱中最大压应力为35.67MPa。当14103辅运副巷距14102工作面相交时，煤柱中
26总第127期煤矿开采2015年第6期中
国
煤
炭
期
刊
网
w
w
w
.
c
h
i
n
a
c
a
j
.
n
e
t
图514102工作面不同回采阶段采动应力场演化
最大压应力为37.79MPa 。巷道与工作面相交后，工作面回采对巷道变形的影响显著增大，当14103辅运副巷与14102工作面相交50m 后，由于巷道已经位于工作面滞后采动影响区，煤柱中最大压应力达到40.15MPa 。当14103辅运副巷与14102工作面相交150m 后，煤柱中最大压应力达到40.98MPa 。根据数值模拟结果，14103辅运副巷从与14102回采工作面相交开始到滞后50m ，巷道围岩采动应力急剧增大，到滞后150m 后，巷道围岩采动应力逐步趋于稳定。4.2
采动应力场演化现场实测分析
在数值计算基础上，进一步采用钻孔应力计现
场实测了14102工作面回采后采动应力演化规律。为了获得14103辅运副巷受14102工作面回采采动
应力变化的全过程，钻孔应力计安装位置为14103辅运巷距14102回采工作面200m 之外，在巷道帮部向14102工作面侧施工钻孔。
共施工12个钻孔。钻孔深度分别为3，5，8，10，13，15，18，20，23，25，28和30m ，如图6所示。每个钻孔水平间距为5m ，钻孔直径为48mm
。
图6钻孔布置
14103辅运副巷与14102工作面间煤柱采动应力监测数据如图7所示。
图7
煤柱中采动应力随空间变化
在滞后14102工作面30m 左右时，煤柱内应力开始出现增加。14102工作面超前支承压力对煤柱的应力分布有影响，但影响较小。
钻孔深度为30m 处应力增加最为明显，应力最大增加量为15MPa 左右，且由于工作面周期来压的影响，此处的应力出现了较大的波动。钻孔30m 处应力达到21.5MPa 后，出现了2次大的应力下降情况。第1次应力下降发生在滞后
工作面80m 左右时，应力下降了9.5MPa ，发生时间为2014年10月14号；第2次应力下降发生在滞后工作面－90m 左右，应力下降了8MPa 左右，发生时间为2014年10月16号。根据现场矿压现象情况可知，10月中旬14103辅运巷出现了剧烈的矿压显现现象。由孔深30m 处应力的变化曲线可知，工作面基本顶的破断分次进行，每次破断后会出现一定程度的应力释放，并且释放后会再次出现应力集中，直至发生大的矿压显现。
钻孔深30m 处应力在滞后工作面140m 左右时，应力下降为0MPa 左右，说明此时30m 深处的
3
6姜鹏飞等：深部特厚煤层强采动巷道围岩综合应力场演化及支护对策2015年第6期
中国煤炭期刊网 w w w .c h i n a c a j .n e t
煤体已发生了破碎现象，煤体已经不能承担采动应力，导致此处应力显示为0MPa。
5支护应力场演化规律
采动应力场的范围较大，分布于整个采场范围，而用于巷道支护的锚杆锚索等形成的支护应力场分布范围主要分布于巷道围岩10m范围，为此，首先采用数值模拟的方法分析锚杆锚索在围岩中形成的主动支护应力场———预应力场变化基于上述采动应力分布特征，再基于前述采动应力分析结果，研究强烈采动影响下锚杆锚索内部支护应力的变化规律。
5.1锚杆锚索在围岩中形成的支护应力场
为了能更准确地得出锚杆锚索所形成的支护应力场变化规律，数值模拟将在不考虑原岩应力，即在零原岩应力场条件下，分析锚杆及锚索支护应力场分布特征。
分别模拟了不同预应力、不同锚杆锚索间排距在围岩中形成的支护应力场分布，见图8 图10。
预应力为20kN时，顶板和两帮锚杆预应力都未能扩散到锚杆整个长度范围，顶部锚杆仅在锚杆锚固段附近和锚杆尾部0.5m范围内预应力扩散较为良好，且岩体内部压应力值较低。当锚杆预紧力增大到80kN时，巷道围岩最大压应力为0.37MPa，压应力扩散范围在长度方向为锚杆整个长度范围内，宽度随着锚杆预应力的增加而增大，顶板两根锚杆之间煤岩体内压应力值增加到0.25MPa。因此，在锚杆可锚的前提下，预应力应尽量大一些，从而减少巷道围岩受强烈偏应力的作用，减少围岩的初期破坏。考虑到现场施工及锚杆自身强度，建议锚杆预紧力为80kN，预紧扭矩应尽量达到400N·m。
顶板分别为5，6，7根锚杆时，锚杆在围岩中形成的压应力最大值均为0.37MPa，但锚杆间距的不同，两根锚杆之间的部分压应力却差别较大，顶板布置5根锚杆时，锚杆之间压应力约为0.15MPa，顶板布置6根锚杆时，锚杆之间压应力约为0.25MPa，顶板布置7根锚杆时，锚杆之间压应力同样约为0.25MPa。因此，建议顶板布置6根锚杆。
当锚杆排距为0.8m时，锚杆与锚索在围岩中形成的预应力场最大值为0.37MPa。当锚杆排距为0.9m时，锚杆与锚索在围岩中形成的预应力场最大值为0.34MPa。当锚杆排距为1m时，锚杆与锚索在围岩中形成的预应力场最大值为0.31MPa。考虑到麻家梁矿开采深度较大，且开采强度高，曾出现多条巷道报废，建议锚杆排距为0.8m
。
图8顶板5根锚杆产生的支护应力场分布（间距1.2m ）图9顶板6根锚杆产生的支护应力场分布（间距0.94m ）
图10锚杆排距0.8m时产生的支护应力场
5.2锚杆锚索内部支护应力场演化规律
采用锚杆锚索测力计监测了工作面回采过程中锚杆锚索内部支护应力场的变化，如图11和图12所示
。
图11工作面回采后锚杆受力变化
锚杆锚索从滞后14102工作面50m开始显著增加，且存在突变现象。截止到滞后工作面170m
46总第127期煤矿开采2015年第6期中
国
煤
炭
期
刊
网
w
w
w
.
c
h
i
n
a
c
a
j
.
n
e
t
图12
工作面回采后锚索受力变化
时，顶锚杆受力增加了112kN ，对应的锚杆内部增加的支护应力为294.78MPa ；煤柱侧锚杆受力增加了30kN ，对应锚杆内部增加的支护应力为78.96MPa 。
在滞后工作面120m 时，顶锚杆和煤柱侧锚杆受力都有明显的增加，受力增加了32kN 和13kN ，对应增加的支护应力分别为84.22MPa 和34.22MPa 。但是实体煤侧锚杆受力出现了下降，受力减小了19kN 左右，对应的支护应力下降50.01MPa 。此时，锚杆受力突然变化是由于工作面周期来压导致。实体煤侧锚杆受力减小原因为锚杆预紧力较低，当基本顶突然来压时围岩受到冲击
扰动，导致锚杆轴向力的损失。当预紧力较高时，巷道受扰动后锚杆受力虽然有所增加，但在保证锚杆不发生破断的前提下，可很好地控制围岩的变形，提高围岩抗扰动能力。
由锚索的受力变化可知，锚索预应力越高，巷道变形过程中，锚索的受力越稳定；预应力较低时，锚索受力会突然增加。6井下应用6.1
支护方案
根据麻家梁矿地质力学条件，结合综合应力场演化分析，确定14103辅运副巷主要支护方案见图13所示
。
图13
14103辅运副巷支护设计
巷道顶板采用屈服强度500MPa 级、直径
22mm 、长度2400mm 的左旋无纵筋螺纹钢，锚杆间距940mm 、排距800mm ，顶板锚固方式为树脂全长锚固，设计锚杆预紧力矩400N ·m 。护表构件W 钢带厚度为4mm ，宽度为250mm 。网片采用钢筋网。顶板锚索采用直径22mm ，1?19结构的高强度预应力钢绞线，锚索长度为7300mm ，锚索托盘尺寸为300mm ?300mm ?16mm 。每2排布置3根
锚索，间距为1800mm ，排距为1600mm ，设计锚索预紧力为250kN 。
巷道帮部采用的锚杆锚索材料及性能参数与顶板相同，但锚索长度为5300mm 。锚杆间距为1000mm ，排距为800mm ，采用长450mm 、宽280mm 、厚度4mm 的钢护板和菱形金属网进行护帮。巷道两帮锚杆采用加长锚固，设计预紧力矩与顶锚杆相同。6.2
支护效果分析
对14103辅运副巷掘进期间和14012工作面回
采期间巷道的变形情况进行了现场监测。
掘进期间巷道变形很小，顶底板移近量和两帮移近量均小于30mm 。
工作面回采阶段是影响巷道变形的主要阶段，该阶段巷道变形情况见图14。当14103辅运副巷
距离14102工作面75m 时，巷道开始产生变形，当距离减小到50m 时，巷道变形量开始增大，当
巷道与工作面相交时，巷道顶底板移近量为115mm ，两帮移近量为46mm ，顶底板变形速率大于两帮变形速率。当14103辅运副巷与14102工作面相交到滞后50m 时，该阶段巷道变形放缓。随
着工作面的继续推进，当14103辅运副巷滞后14102工作面50m 到150m 时，巷道变形量增长较
快，且两帮移近速率大于顶底板移近速率。当14103辅运副巷滞后14102工作面200m 时，巷道变形量逐渐趋于稳定，顶底板移近量为213mm ，两帮移近量为186mm ，此时巷道的有效断面为巷道掘进断面积的91.2%，完全能够满足巷道的运输通风需求
。
图14
14102工作面回采期间14103辅运副巷变形
5
6姜鹏飞等：深部特厚煤层强采动巷道围岩综合应力场演化及支护对策2015年第6期
中国煤炭期刊网 w w w .c h i n a c a j .n e t
7结论
（1）现场实测得出了麻家梁矿4号煤层顶板岩层的原岩应力大小和方向，4个测站中最大水平主应力达到26.26MPa，最大垂直应力为15.80MPa，从量值上属于高应力区，原岩应力类型主要为σH＞σV＞σh型应力场，原岩应力方向一致性较好，为N30.6 52.1?W。
（2）通过数值模拟和现场实测得出了巷道掘进与工作面回采不同阶段采动应力场演化特征，14103辅运副巷从与14102回采工作面相交开始到滞后50m，巷道围岩采动应力急剧增大，到滞后150m后，巷道围岩采动应力逐步趋于稳定。
（3）采用数值模拟分析了不同预应力、不同锚杆锚索间排距在围岩中形成的支护应力场分布特征；基于现场实测得出了锚杆锚索内部支护应力变化规律，锚杆锚索从滞后14102工作面50m开始显著增加，且存在突变现象。
（4）现场实测发现支护应力的变化趋势与采动应力变化趋势总体一致，由于煤柱的影响，14103支护应力的显著增加从空间上略微滞后于采动应力的显著增加；锚杆锚索的预应力越高，其受力越稳定；预应力较低时，受采动影响其内部支护应力变化更剧烈。
（5）基于原岩应力、采动应力及支护应力分析结果，提出了14103辅运副巷的支护方案，现场监测结果表明14102工作面回采后，巷道断面收缩率仅为8.8%，满足了巷道的运输通风需求。
［参考文献］
［1］康红普.煤矿井下应力场类型及相互作用分析［J］.煤炭学报，2008，33（12）：1329－1335.
［2］蔡美峰，彭华，乔兰，等.万福煤矿地应力场分布规律及其与地质构造的关系［J］.煤炭学报，2008，33（11）：
1248－1252.
［3］Phillipson S E.Texture，mineralogy，and rock strength in horizon-tal stress-related coal mine roof falls［J］.International Journal of
Coal Geology，2008，75（3）：175－184.［4］Hongliang Wang，Maochen Ge.Acoustic emission/microseismic source location analysis for a limestone mine exhibiting high horizon-tal stresses［J］.International Journal ofＲock Mechanics and Min-ing Sciences，2008，45（5）：720－728.
［5］康红普，林健，张晓.深部矿井地应力测量方法研究与应用［J］.岩石力学与工程学报，2007，26（5）：929－933.［6］H.Kang，X.Zhang，L.Si，Y.Wu，F.Gao.In－situ stress meas-urements and stress distribution characteristics in underground coal mines in China［J］.Engineering Geology，116（2010）：333－345.
［7］Hongpu Kang，Yongzheng Wu，Fuqiang Gao.Deformation charac-teristics and reinforcement technology for entry subjected to mining-induced stresses［J］.Journal ofＲock Mechanics and Geotechnical Engineering，2011，3（3）：207－219.
［8］ZHAI X X.Statistic constitutive equation of top-coal damage for fully mechanized coal face with sublevel caving［J］.Journal of Coal Science and Engineering（China），2008，14（1）：6－11.
［9］SHEN B，KING A，GUO H.Displacement stress and seismicity in roadway roofs during mining-induced failure［J］.International Journal ofＲock Mechanics and Mining Sciences，2008，45（5）：
672－688.
［10］冯国瑞，任亚峰，王鲜霞，等.采空区上覆煤层开采层间岩层移动变形实验研究［J］.采矿与安全工程学报，2011，28（3）：430－435.
［11］Enever JＲE，Hennig A.The relationship between permeability and effective stress for Australian coals and its implications with re-
spect to coalbed methane exploration and reservoir modeling［A］
.Proceedings of the1997International Coalbed Methane Symposi-
um［C］.Alabama：The University of Alabama Tuscaloosa.Tus-
caloosa，1997：13－22.
［12］夏永学，蓝航，毛德兵，等.基于微震监测的超前支承压力分布特征研究［J］.中国矿业大学学报，2011，40（6）：
868－873.
［13］谢广祥，杨科.采场围岩宏观应力壳演化特征［J］.岩石力学与工程学报，2010，29（S1）：2676－2680.
［14］刘金海，姜福兴，冯涛.C型采场支承压力分布特征的数值模拟研究［J］.岩土力学，2010，31（12）：4011－4
015.
［15］伍永平，高喜才，解盘石，等.坚硬特厚煤层顶分层综采工作面支承压力分布特征研究［J］.矿业安全与环保，2010，37（4）：8－10.
［16］刘长友，黄炳香，孟祥军，等.超长孤岛综放工作面支承压力分布规律研究［J］.岩石力学与工程学报，2007，26
（S1）：2761－2766.
［责任编辑：王兴库］
檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿
（上接86页）
［8］孙希奎，王苇.高水材料充填置换开采承压水上条带煤柱的理论研究［J］.煤炭学报，2011，36（6）：909－913.［9］孙恒虎，黄玉诚，杨宝贵.当代胶结充填技术［M］.北京：冶金工业出版社，2002.
［10］周爱民.矿山废料胶结充填［M］.北京：冶金工业出版社，2007.［11］赵才智，周华强，柏建彪，等.膏体充填材料强度影响因素分析［J］.辽宁工程技术大学学报，2006，25（6）：904－
906.
［12］高允彦，等.正交及回归试验设计方法［M］.北京：冶金工业出版社，1988.
［13］谢广祥.巷旁充填材料配比的优化选择［J］.矿山压力与顶板管理，1995，13（1）：49－52.
［责任编辑：徐乃忠］
66总第127期煤矿开采2015年第6期中
国
煤
炭
期
刊
网
w
w
w
.
c
h
i
n
a
c
a
j
.
n
e
t
围岩温度对巷道变形规律的影响
内容摘要“三高一时效”是深部巷道工程重要特点,它严重影响巷道围岩的力学响应。高地温是其中一个非常重要特点, 温度的变化会影响到岩体的性质[ 1] 。在温度作用下岩体内部可能出现促使应变产生或发展的各种热效应, 以及能引起岩石相变的应力张弛。一般来说, 随着温度的增高, 岩石的延性加大, 屈服点降低, 强度也降低, 从而影响巷道围岩的稳定性[ 2] 。温度场对深部巷道围岩应力产生重要影响, 同样温度的作用必将影响巷道围岩的流变特性[4]。 岩体温度是热害矿户的最大热源之一在满足工程计算精度要求的前提下, 简便地计算出井巷围岩中任意空间点的温度分布随通风时间变化的规街, 是矿井风温预测计算的基础理论问题。 国内外学者对深井巷道围岩地温场的温度分布规律曾进行过大量的研究〔’一4 〕, 归纳起来说, 对地温场的分析有三大类方法: (l) 通过地质钻孔测温法了解地温场; (2) 建立理想化的数学模型, 借助电子计算机进行地温场的数值模拟分析; (3) 建立理想化的数学模型, 从数学分析出发, 求解地温场温度分布控制微分方程的解析式。由于描述地温场分布的控制微分方程求解困难, 随着计算机技术的飞速发展, 人们便借助计算机来求其数值解, 并在矿山地热学中取得了一定的成果印随着我国煤矿开采深度的不断增加, 其高温环境引起的热害问题越来越受到国内外学者和工程技术人员的关注, 深井巷道岩体温度是热害矿井的最大热源。巷道围岩的温度场分布研究是基础问题之一, 本文基于地质学和热力学理论, 给出巷道围岩温度场受不同的风流冷却时间的无因次解析式, 并导出调热圈外半径的近似计算式, 针对淮南矿区深部开采的高地温(42 ℃左右),采用有限元软件ANSYS9 .0 对深井巷道围岩的温度分布进行了数值模拟分析。 巷道围岩温度场分部 ( 1) 无渗流状态下, 温度场和温度矢量呈对称分 布, 风流速度对温度分布有明显的影响, 但不改变其 对称分布的状态。 ( 2) 渗流所伴随的热迁移现象改变了温度场和 温度矢量原有的对称分布的状态, 热交换平衡区随 着渗流速度的增加, 将向顺渗流的方向移动, 平衡区 的范围也随之扩大。 气流对温度分布的影响
深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术 韩孝广
深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术韩孝广 发表时间：2019-01-09T14:22:32.410Z 来源：《建筑学研究前沿》2018年第31期作者：韩孝广王涛[导读] 本文分析了深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术。 山东省滕州曹庄煤炭有限责任公司山东滕州 277519 摘要：近年来，矿井开采深度逐年增加，巷道周边的地应力也相对提高。本文分析了深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术。 关键词：深部煤矿；应力分布特征；巷道围岩 前言 深部煤炭开采的最大特点是煤炭资源开采前煤岩体处于高原岩应力状态，而进行采掘活动后，裸露采掘空间表面垂直方向的应力迅速降到大气压。这种变化引起围岩应力的调整，出现很高的集中应力，在围岩中形成很大的应力梯度。围岩应力分布不是一成不变的，而是随着采掘活动的进行不断变化。当煤岩体不能承受这种应力变化时，就会出现各种灾害，这对深部煤矿的安全、高效开采带来巨大威胁。 1 深部煤矿应力分布特征 1.1 深部煤矿地应力测量与分析 目前，许多矿区对深部煤矿的地应力特征缺乏理性认识。当前直接用于地应力场的研究数据较为缺乏，许多煤矿对支护问题、冲击地压等，与地应力场联系较少。矿井深度的增加导致地应力值增加，破坏巷道能力加强。 当前的地应力测量主要以空心包体法为主，某些条件下也可采用水压致裂法。研究地应力学者通过整理600～1500m的深部矿区数据，剔除特殊地质环境测量数据后，总结出地应力测量的方法主要有：水压致裂法（用于一般地质条件）、结合应力解除法。 1.2 深部煤矿地区的地应力方向特征 经过对我国深部煤矿地区的地应力测量研究，发现我国深部矿区地应力方向存在一些特征：岩层中的水平应力方向特征较为显著；最大水平应力角度下量值较垂直应力大。 2 深部巷道围岩控制技术 巷道围岩控制技术按原理可分为3大类：①支护法。它是作用在巷道围岩表面的支护方式，如各种类型的支架、砌碹支护，为了改善支架受力状况，提高支护阻力，还可实施壁后充填和喷浆等。②加固法。其是插入或灌入煤岩体内部起加固作用，使煤岩体自稳的方法，如各种锚杆与锚索、注浆加固，锚杆、锚索分为插入煤岩体内的部分（杆体、锚固剂），以及设置在巷道表面的构件（托板、钢带及金属网），因此，“锚杆支护”确切意义上应称为“锚杆加固”或“锚杆加固与支护”。③应力控制法。它是改善巷道围岩应力状态，从而使巷道处于应力降低区的方法，包括巷道布置优化及各种人工卸压法。 2.1 巷道布置优化及应力控制法 针对深部巷道围岩应力高、变形大，甚至会出现冲击地压、煤与瓦斯突出等动力灾害，进行采掘优化、巷道布置优化，改善巷道受力状态是首先应考虑的方法。将巷道布置在应力降低区，如沿已稳定的采空区边缘掘进巷道（沿空掘巷），将巷道布置在采空区下方（掘前预采、上行开采等），均可明显降低巷道受力，改善围岩应力状态。 在深部开采中，有些煤矿水平应力大于垂直应力，而且水平应力具有明显的方向性，最大水平主应力明显高于最小水平主应力。在这种条件下，当巷道轴线与最大水平主应力平行，巷道受水平应力的影响最小，有利于顶底板稳定。根据地应力实测数据优化巷道布置方向，对巷道稳定性会起到事半功倍的作用。此外，巷道布置应尽量避开大型地质构造（断层、褶曲、陷落柱等）。 根据深部煤矿地应力场分布特征，对巷道断面形状与尺寸进行优化，可改善巷道周边附近围岩应力分布，有利于围岩稳定。人工卸压法，包括切缝、爆破、钻孔及掘卸压巷等，可转移巷道周边附近的高应力，改善围岩应力状态，在适宜的条件下可作为一种辅助的围岩控制手段。 2.2 深部巷道支护与加固法 目前，深部巷道支护与加固形式主要有：锚杆、锚喷支护，U型钢可缩性支架，注浆加固，复合支护（采用2种或2种以上的支护加固方式联合支护巷道，如锚喷+注浆加固，锚喷+U型钢可缩性支架，U型钢支架+注浆加固，以及锚喷+注浆+U型钢支架等型式）。经过多年研究与实践，我国煤矿已形成了基于煤岩体地质力学测试、以预应力锚固与注浆为核心的巷道支护成套技术。对于深部巷道，锚固与注浆技术也是经济有效的围岩控制技术。 1）预应力锚固技术。在深部巷道采用的预应力锚杆、锚索支护技术，其支护原理是大幅提高支护系统的初始刚度与强度，形成高支护应力场，降低采动应力场梯度，主动控制围岩扩容变形，保持其完整性。同时，支护系统应具有高延伸率，允许围岩有较大连续变形，通过预留变形量，使巷道发生可控变形后仍能满足使用要求。不同巷道条件应有不同的锚杆支护形式：预应力锚杆支护适用于围岩比较完整的岩石巷道、岩石顶板煤巷等；预应力锚杆与锚索支护可应用于煤顶巷道、无煤柱护巷、软岩巷道、高应力巷道、动压巷道及大断面巷道等多种比较困难的条件；全预应力锚索支护，顶板、两帮，甚至底板全部采用预应力锚索支护，适用于深部高应力巷道、强烈动压巷道等非常困难的条件。 2）注浆加固技术。在松软破碎煤岩体中开掘巷道，围岩自稳时间短、破碎范围大，在这种条件下，注浆加固是围岩控制的有效途径。注浆加固利用浆液充填围岩内的裂隙，将破碎煤岩体固结起来，提高围岩整体强度，增加围岩自身承载能力。我国煤矿目前采用的注浆材料主要分为2大类：一类是水泥基材料，是注浆加固应用最广的材料；另一类是高分子材料，如聚氨酯、脲醛树脂等。此外，还开发出多种复合材料，以改善注浆材料的性能，降低注浆材料的成本。在井下应用时，可根据巷道具体地质与生产条件进行选择。 3）预应力锚固与注浆联合加固技术。当巷道围岩松软破碎，锚杆与锚索锚固力不能保证时，预应力锚杆、锚索与注浆联合是一种有效的加固技术。注浆可将松软破碎围岩粘结，提高围岩整体强度，同时为锚杆与锚索提供可锚的基础，保证锚杆与锚索预应力与工作阻力能有效扩散到围岩中。注浆后采用预应力锚杆与锚索支护，可有效控制围岩扩容变形，保持围岩长期稳定。此外，还开发了多种注浆锚杆、注浆锚索及钻锚注一体化锚杆，适用于不同条件的巷道加固。
跨采巷道围岩变形破坏与控制张玉涛
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 A doi ：10．3969/j．issn．1005－2801．2012．06．106 Brief Talk on Deformation And Control Of Surrounding Rocks Of Roadway Affected By Overhead Mining Zhang 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 words roadway affected by overhead mining deformation of surrounding rocks control *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， 4 7 12012年第6期
巷道围岩
大变形巷道围岩变形机理与控制技术 摘要: 为得到困难条件下大变形巷道围岩的变形机理与控制对策以困难条件下巷道的类型划分和特点为基础，总结了巷道围岩表面变形特征和内部的变形与结构特征，详细分析了高应力大变形破坏、底鼓型巷道系统失稳、采动巷道的变形破坏、结构面错动变形机制、围岩与支护结构不耦合五类主要变形机制。结合巷道围岩控制理论研究与工程实践，提出了目前困难条件下矿井巷道支护存在的主要问题、难点与控制关键。 关键词: 困难条件; 大变形巷道; 围岩控制; 变形机理; 控制技术 0 引言 近年来，随着我国经济社会的快速发展、西部能源战略基地的大力建设、南方煤企重组的结构调整，煤炭的产量在逐步提高，为国民经济建设提供了重要支撑。然而，随着煤炭资源开发规模、开采深度的增加，开采条件在持续恶化，巷道维护难度在不断增加，这给矿山巷道支护提出了新的挑战与课题，因此，困难条件下( 例如大采深、构造应力、多次采动影响、松软围岩、突出煤层等) 巷道围岩控制理论与技术亦成为当前矿业工程领域研究的热点与难点。首先，由于我国东中部浅部煤炭资源的日益短缺，煤层开采必然转向深部，而深部开采因高地温、高地压、高渗透压和开采扰动( “三高一扰动”)的不利影响，使得深部矿井巷道的地质力学环境愈加复杂，地下工程灾害日益增多，深部巷道围岩稳定性控制变得更为困难。一方面，部分矿井由浅部的硬岩矿井转型为深部软岩矿井，围岩缓变型大变形支护问题十分突出。另一方面，深部煤层开采引发的冲击地压、瓦斯突出、岩爆等突变型大变形重大灾害在我国频繁发生，给国家财产和人民生命造成了巨大的损失，动力作用下巷道围岩控制问题已成为目前煤炭科技工作者所关注的重大问题之一。其次，西部大型煤炭生产基地的建设为矿井巷道围岩控制理论与技术的发展提供了良好的机遇，同时也提出了新的挑战。西部矿区的地质条件有其特殊性，即第四纪冲积层非常浅、软弱基岩埋藏深、含水层较多，( 特) 厚砂砾层、松散沉积砂层、厚冲积层等地层较为常见。特别是基岩多为中生代软弱不稳定岩层，成岩较晚、胶结程度差、强度低，遇水软化、泥化，这都增加了巷道围岩的控制难度。再次，与北方矿区相比，南方煤矿多为小型矿井，煤层赋存不稳定，地质条件较为复杂，矿井瓦斯含量较高，万吨掘进率偏高。因此，南
矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究
矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究 摘要：针对深部综放沿空巷道围岩稳定性差、变形大、难支护的特点，通过理论分析、数值模拟和现场实验等方法，从巷道支护方式和巷道断面优化两方面讨论了深部综放沿空巷道的控制技术。研究结果表明：直墙半圆拱形断面、锚梁网索联合支护方式能够较好的控制深部综放沿空巷道围岩，减少巷道围岩变形，增强其稳定性。 关键词：深部综放沿空巷道半圆拱形锚网索联合支护断面优化 1、引言 随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大，我国矿山相继进入深部开采。目前，我国煤矿开采深度以每年8～12m的速度增加，而东部矿井更以每年10～25m的速度增加，预计未来20年，我国很多煤矿将进入1000m～1500m的深度开采。另一方面，我国已探明煤炭资源埋深在1000m以下的储量为2.95万亿吨，约占煤炭资源总量的53％，因此，现在及未来一段时间内，我国煤矿开采将逐渐转入深部开采。 由于深部岩体所处的地球物理环境及其应力场的复杂性，在浅部开采基础上发展起来的传统支护理论、支护参数已难以适应深部巷道支护设计和实践的需要。深部综放沿空巷道，作为一类较特殊的回采巷道，与普通的回采巷道相比，具有以下特点：(1)综放沿空巷道布置在靠近采空区的煤体中，巷道围岩结构破碎，在掘进和回采过程中，巷道将发生较大的变形；(2)对于综放沿空巷道而言，由于巷道上方为顶煤，上覆岩层运动波及的范围及影响程度相应地增大，回采过程中的矿压显现将更加剧烈；(3)综放工作面年产量多在100万t左右，开采强度大，机械设备体积较大，且所需风量剧增，这就要求巷道具有较大的断面；(4)深部综放沿空巷道埋深大，地应力相对较大。由于以上原因，深部综放沿空巷道围岩的稳定性及其控制一直是采矿领域中的研究热点和难点。本文主要从支护方式与参数、巷道断面优化等方面讨论深部综放沿空巷道围岩的控制技术。 2、综放沿空巷道断面的优化 由于施工简单，易于成型等优点，矩形和梯形断面形状是目前国内综放沿空煤巷的主要断面形状。但根据弹性力学、岩石力学知道，这两种巷道断面都容易在4个拐角处产生应力集中，不利于巷道围岩的稳定性。直墙半圆拱形断面具有易于巷道顶板稳定、易于施工等优点，目前已经成为岩石巷道的主要形式；但由于半圆拱形巷道施工较复杂，不易成型等缺点，在煤巷中很少应用。由于深部综放沿空巷道的特殊性，尤其是综合机械化掘进易于完成直墙半圆拱形断面的开挖，因此，直墙半圆拱形断面可优先应用于综掘施工的深部综放沿空巷道中。下面将通过数值计算件模拟这两种断面对浅部、深部巷道围岩，特别是对深部综放沿空巷道顶部煤岩体稳定性的影响。
围岩变形弹塑性分析
围岩变形弹塑性分析 Document number：NOCG-YUNOO-BUYTT-UU986-1986UT
§ 隧道围岩重分布应力的计算 隧道开挖前，岩体中每个质点均受到天然应力的作用而处于相对平衡状 态；隧洞开挖后，洞壁岩体因失去了原有岩体的支撑，破坏了原有的平衡状态，从而产生向洞内空间的膨胀变形，其结果又改变了相邻质点的相对平衡关系，引起应力、应变和能量的重新调整，达到新的平衡关系，形成新的应力状态。 弹性围岩重分布应力 对于那些坚硬致密的块状岩体，当天然应力大约等于或小于其单轴抗压强度的一般时，隧道开挖后的围岩将呈弹性变形状态。这类围岩可近似视为各向同性、连续、均质的线弹性体，其围岩应力重分布可用弹性力学的基本理论来分析，隧洞半径相对于洞长很小时，可按平面应变问题考虑，围岩重分布应力可用柯西（Kirsh ）课题求解。 图2-1是柯西课题的简化模型。设无限大弹性薄板，在边界上受沿X 方向的外力P 作用，薄板中有一半径为R 0的圆形小孔。取如图极坐标，薄板中任一点M （r ，θ）的应力及方向如图所示，按平面问题考虑，不计体力，则M 点的各应力分量，即径向应力?r 、环向应力?θ和剪应力τθ与应力函数?间的关系，根据弹性理论可表示为： 22222 2 21111r r r r r r r r r θθ θ θφφσθφσφφτ??=+???=?????? ?? =?? ?? ?? -???（2-1） 上式的边界条件为： ()()() ()000cos 22 2 sin 22 r r b r r b r r r b r b p p b R p b R b R σθτθ στ====? =+ ? ?? =- ?? ? ==?? （2-2） 设满足该方程的应力函数φ是： () 222ln cos 2A r Br Cr Dr F φθ-=++++（2-3） 带入上式并考虑边界条件，可求得应力函数为： 2222 00222 00ln 1cos 22222pR R r r r R R r φθ? ?=-----?????? （2-4） 代入可得各应力分量：
大断面煤层巷道围岩变形特征与支护参数研究
大断面煤层巷道围岩变形特征与支护参数研究 发表时间：2015-01-20T09:59:37.597Z 来源：《工程管理前沿》2015年第2期供稿作者：车燕飞李振星纪录郝俊龙[导读] 巷道底鼓严重因为巷道支护，导致人们通常重视顶板的支护及煤帮的支护，而对于底板的治理则往往忽视。 车燕飞李振星纪录郝俊龙（潞安集团五阳煤矿 046205） 摘要：在煤矿开采强度及规模逐渐增大的背景下，为了矿井通风及运输等能够得到充分满足，巷道断面也变得越来越大。这样便给巷道维护造成了极大的不便，进一步对煤矿安全高效生产构成了严重威胁。本课题笔者在分析大断面煤层巷道围岩变形特征的基础上，进一步对大断面巷道支护技术进行了探究，希望以此为大断面巷道支护技术的完善提供依据。 关键词：大断面巷道；围岩变形；支护技术 0.引言煤炭工业在我国国民经济当中占据了非常重要的地位。在煤炭开采过程中，利用经济合理的开采方式便显得极为重要，这样才能在获取巨大经济效益的同时，又能够使当地居民的生活环境得到有效保护。目前，在我国大型矿井超过80%的均为煤巷[1]。煤巷提升了巷道掘进的速度，同时也节省了经济资源与人力物力资源，使煤炭开采更具高效性。但同时因为煤巷围岩强度要远远小于岩巷，从而造成煤巷的广泛采用大大增加了巷道的支护难度。 1.大断面煤层巷道围岩变形特征分析1.1 巷道围岩变形破坏较为严重顶板离层范围大，经过井下围岩钻孔窥视离层范围通常为4～5米，局部通常为6 米，比顶板锚杆锚固的范围要大很多，必须采取加长强力锚索支护。巷道两帮变形量显得较大，如果煤矿沿煤层顶底板掘全高巷道，便会使得顶底板和煤层交界面产生较小的摩擦力，从而产生摩擦力非常小的滑面，在煤帮整体挤出与层间相对滑动的情况下，便会使煤帮的塑性区范围变大，通常在6～7 米，从而导致巷帮支护更为复杂[3]。所以，巷帮支护需采取锚索对支护强度进行强化，同时使巷帮的塑性区范围得到有效控制，最终使巷帮围岩的稳定性得到有效保持。 1.2 巷道围岩破坏突发性较大在一些特殊地段，比如地质破碎带、小断层及淋水交岔点等情况存在时，因为大断面巷道的高度及跨度均非常大，会造成巷道冒顶突发性更为强烈，并且冒顶范围也非常大。对于冒落长度，较小范围通常在10 米左右，范围寄到的可达80 米。冒顶宽度通常要比巷道宽度要小，冒顶高度通常为巷道高度的数倍之多。在巷道顶板里某一层位具备坚硬岩层的情况下，冒落高度便显得非常小；在巷道顶板是复合顶板的情况下，冒落高度便显得非常大。 1.3 巷道底鼓严重因为巷道支护，导致人们通常重视顶板的支护及煤帮的支护，而对于底板的治理则往往忽视。同时，由于地下地应力场构造非常复杂，导致巷道很容易造成严重的底鼓现象。大部分煤矿巷道均会进行相应的巷道起底附加工作，从而使正常的生产需求得到满足，这样便在很大程度上使人力物力造成浪费，进一步使煤矿企业造成了极大的经济损失。 2.大断面巷道支护技术探究2.1 数值模型及计算参数以具体工作面的地质及生产条件为依据，进一步对三维数值模型进行构建。使用应变软化本构模型对数值进行计算，然而对模型的边界条件加以明确：四周选用铰支、底部选用固支、上部为自由边界。巷道开挖后，垂直应力需在掘进工作面周围重新分布，在工作面前后方呈现应力降低区与升高区。同时，对于水平应力，也需在掘进工作面前后方呈现应力降低区与升高区。但需要充分注意的是，基于工作面后方顶及底板围岩的集中应力，不管大小或者作用范畴，均需比工作面前方大。除此之外，还需要对应力条件加以明确，垂直应力与最大水平应力分别为7.8MPa、8.1MPa，另外最大水平主应力方向为N45°W。如表1，为煤岩体物理力学参数。 表1·煤岩体物理力学参数 2.2 巷道支护形式选择需遵循的原则对于巷道支护形式，在选择上需遵循一定的原则，这样才能够为多方面的质量起到保障作用。其一，能够对巷道围岩变形实现有效控制，同时能够使围岩支护状况得到有效改善。其二，有利于断面利用率的提高。能够对巷道围岩变形实现有效控制，同时又能够减小巷道有效空间的占用率，从而使巷道断面利用率大大提升。其三，能够为安全生产提供便利，在使巷道支护情况维持良好状态的基础上，保证行人顺畅，同时能够为高效的安全生产提供依据。其四，符合巷道支护成本的有效控制。对于企业来说，经济效益是生产的根本。企业均追求最大经济效益。所以，需要将巷道支护成本降至最低化，同时保证生产质量。 2.3 实际应用如果煤岩体的夹层较厚，同时顶板坚硬，那么巷道开挖之后围岩如果暴露，从空间与时间两方面均需要进行锚杆支护，并且还需要施加足量的预应力。之所以这样做，主要有两个目的：其一为，能够对围岩离层、滑动等进行有效控制，使它们不发生连续变形现象，进一步使其连续性及完整性得到有效保证。其二，能够使围岩压应力得到有效降低，同时降低偏应力，有效抑制拉应力区及剪破坏情况的发生。 以上述要点为依据，以相应的工作面运输与回风巷道为试验对象，对其进行了高强度预应力锚杆支护计算和设计。
软岩大变形
软岩大变形 软岩大变形问题从20世纪60年代就作为世界性难题被提了出来，在地下工程的建设过程中，软岩问题一直是困扰工程建设和运营的重大难题之一。特别是“九五”期间，我国10个能源建设基地有8个都相继出现了软岩问题，造成多对矿井的停产建设。每年有大量的隧洞在软弱围岩中开挖，随着开挖深度的增加，软岩问题愈趋严重，直接影响着工程安全以及人身安全。随着人类工程活动的不断增强， 软岩隧洞系指塑性大变形工程岩体有关的岩体工程，而工程软岩是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。工程软岩的定义不仅重视软岩的强度特征，而且强调软岩所承受的工程力荷载的大小，强调从软岩的强度和工程力荷载的对立统一关系中分析、把握软岩的相对性实质。 1.软岩大变形破坏特征 软岩隧洞的大变形破坏特征不仅受围岩的力学性质影响，而且受隧洞所处的地应力环境和工程因素控制。我国许多煤矿在采深不大的情况下，坑道的变形破坏并不强烈，常规支护即可维护隧洞稳定。加大采深后，这些煤矿坑道额稳定性降低，变形破坏趋于强烈，常规支护难以维护坑道稳定，因此，软岩隧洞的变形破坏特征受多种因素控制。一般来说，软岩隧洞的破坏具有以下特征： (1) 变形破坏方式多 除一般隧洞中常见的变形破坏方式拱顶下沉、坍塌外，还有片帮和底鼓、底围隆破，隧洞表现出强烈的整体收敛和破坏。变形破坏表现的形式既有结构面控制，又有应力控制型，尤以应力控制型为主。 (2) 变形量大 拱顶下沉大于10cm，有的高达50cm，两帮挤入在20~80cm之间，底鼓非常强烈，在常规无仰拱支护的情况下，强烈的底鼓往往将整个隧洞封闭。 (3) 变形速度高 软岩隧洞初期收敛速度可以达到3cm/d，即使施作了常规锚喷支护以后，软岩隧洞的收敛速度依然很高，可达2cm/d，而且其变形收敛速度降低缓慢，因此，在不长的时间内其变形收敛就很大，多则一年，少则几个月就将隧洞封闭。 (4) 持续时间长 由于软岩具有强烈的流变性和低强度，因此，软岩隧洞开挖以后，围岩的应力重分布持续时间很长，软岩隧洞变形破坏持续很长时间，往往长达1~2年。 (5) 因位置而异
围岩大变形定义
关于软岩大变形，目前还没有形成一致和明确的定义。Karl Terzaghi(1946)最早对隧道围岩大变形进行描述和定义，他指出：“挤压变形岩石是指含有相当数量黏土矿物的岩石”，变形行为会以“不容易察觉的体积增加缓慢地侵入隧道净空，挤压变形的先决条件是岩石中高含量的具有膨胀性细微或亚微云母矿物和黏土矿物”。国际岩石力学学会于1995 年成立了专业委员会研究岩石挤压变形问题，提出挤压变形的定义“挤压变形是一种与时间相关的变形行为，通常发生在地下空间开挖面周边，一般由于极限剪切应力失稳而导致的蠕变所造成，这种变形可能会在开挖期间停止，也有可能持续非常长的时间”。 仔细分析这两种经典定义，太沙基实际上讨论了地质软岩的概念，定义强调岩石成分的特殊性，对力学机制没有涉及。而国际岩石力学学会的定义则强调大变形是与时间有关的变形行为，产生原因是由于极限剪切应力失稳。实际上，上述定义只强调了一个现象的两个方面，均有一定缺陷。陈宗基等(1983)认为，围岩收敛变形机制应包括塑性楔体、流动变形、围岩膨胀、扩容、挠曲五个方面，与前述定义有重叠之处；翁汉民等(1999)认为不能从变形量的大小定义大变形，具有显著变形是大变形问题的外在表现，其本质是由剪应力产生的岩体剪切变形发生错动、断裂分离破坏，岩体向地下空间方向产生挤压变形来定义大变形；何满潮等(2002)基于地下空间大变形现象将软岩分为膨胀型软岩、高应力软岩、节理化软岩、复合型软岩四类；李天斌等(2005)基于产生围岩大变形的地质环境及力学机制，将其定义为：隧道及地下工程中，由软弱岩体构成的围岩，在高或相对高地应力、地下水或自身膨胀性的作用下，其自承能力丧失或部分丧失，产生具有累进性和明显时间效应的塑性变形且变形得不到有效约束的现象，它既区别于岩爆运动脆性破坏，又区别于围岩松动圈中受限于一定结构面控制的坍塌、滑动等破坏；赵旭峰（2007）提出挤压现象是一种在隧道开挖中与时间有关的大变形，与岩体的时效力学行为紧密相关，表现为在工程扰动力作用下，当岩体所承受的剪应力超过某极限值时，所发生的随时间发展的显著粘弹塑性变形；上述对大变形的定义均较好地概况了前述两种经典定义。
黄土隧道围岩变形规律
科技信息 ＳＣＩＥＮＣＥ＆ＴＥＣＨＮＯＬＯＧＹＩＮＦＯＲＭＡＴＩＯＮ 2013年第5期0引言 近些年来，甘肃省经济发展迅速，但是发展经济的前提，交通必需先发展。随着高含水率黄土隧道修筑的增加，施工中出现了一些问题，许多学者作了大量的研究。采用隧道理论计算与现场监控量测相结合的方法，为隧道安全施工提供了重要保证，进一步优化了初期支护和二次衬砌的参数，提高了施工速度和质量。本文以石羊岭隧道为工程依托，通过MIDAS/GTS 数值计算和现场监控量测，对隧道留核心土施工法施工过程进行数值计算，并与现场监控量测数据对比，得出留核心土施工法施工对石羊岭隧道开挖比较合理[1-3]，为高含水率黄土隧道施工积累经验，研究具有一定的参考价值。 1工程概况 石羊岭隧道位于定西市安定区。隧道全长1288m ，隧道起点端里程桩号K6+232，隧道终点端里程桩号K7+520，洞体最大埋深约123.7m ，位于K6+824.3m 处；进出口均位于黄土冲沟，距乡村公路较近，交通便利。 隧道位于临县境内黄土梁峁区，隧址区（Q 3eol ）黄土大面积覆盖，微地貌为黄土残梁、黄土陡坎，隧址区走向近东北向，山梁顶部较平缓，山梁两侧为冲沟，山坡为中陡坡。 石羊岭梁隧道进口段围岩由第四系上更新统（Q 3al+pl ）粉质粘土组成，其状态为坚硬-硬塑，松软结构，地下水出水状态为滴渗水，围岩级别Ⅴ级。岩体较破碎，含水率高，稳定性差，开挖后易坍塌，侧壁不稳定，需加超前小导管，本文用于数值计算的目标断面为K6+450，隧道埋深70m 。 计算所采用的断面初期支护采用型钢混凝土联合支护，C25喷射混凝土、I20a 型钢、钢筋网联合支护，对于Ⅴ级围岩需在顶部做超前小导管，采用准42超前小导管，长3m ，混凝土喷层厚度为0.3m 。 2隧道施工过程数值模拟 2．1模型建立2．1．1约束的确定 依据圣维南原理、有限元计算误差和工程的要求，选取的计算范围为3～5倍洞径，但当超过5倍洞径，位移一般控制在5%以内，误差较小。 2．1．2钢拱架力学模拟 运用等效的方法考虑时，采取抗压刚度相等的原则，并用钢架的弹性模量折算给喷射混凝土，简化初期支护，计算为： E=E 0+ S g ×E g S c 上式中，E 为折算后混凝土弹性模量；E 0为原混凝土弹性模量；S g 为钢拱架截面积，E g 为钢材弹性模量；S c 为混凝土截面积。 因此模型尺寸长×宽=100m ×84m 。模型地面为无约束自由面，四周采用横向变形约束条件，底部采用竖向约束条件。计算中土体采用摩尔—库仑准则，初期支护采用C25混凝土材料，厚度0.3m 。初始应力场仅考虑土体自重应力场，忽略地层的地层构造应力。整个模型共个363节点，共1263单元。地层采用平面单元，初期支护采用梁单元[4-5]，计算模型见图1。2．2参数选取 根据工程地质勘察报告，数值计算采用的参数见表1。 表1 模型计算材料参数 Table 1Physical and mechanical parameters of model materials 2.3 现场开挖过程模拟 依据现场施工方案，留核心土法施工模拟，先开挖上半部分，再开挖核心土，最后开挖下半部分，在开挖时荷载释放系数为0.6，初期支护阶段荷载释放系数为0.4。2.4数值模拟结果分析 2.4.1隧道围岩竖向位移分析 （a ）开挖上台阶竖向位移云图 （b ）开挖核心土及下台阶竖向位移云图 图2围岩竖向位移云图 Fig.2Vertical displacement contours of the surrounding rock, 黄土隧道围岩变形规律分析 辛纯涛吴勇 （甘肃省交通科学研究院有限公司，甘肃兰州730050） 【摘要】结合石羊岭隧道工程，对高含水率黄土隧道开挖支护后围岩变形进行了研究。利用Midas/GTS 有限元分析软件，建立了有限元计算模型，分析了石羊岭黄土隧道开挖支护后的位移场，并与现场监控量测数据进行了分析对比，得到了黄土隧道的围岩变形规律，给出了合理的支护方案。结果表明：留核心土施工法适用于此隧道，并从开挖过程得到隧道位移分布及影响范围；从现场监控量测数据可以得出，变形经历三个过程，最终处于稳定状态。数值计算结果与现场监测数据基本一致，并得到初期支护与二次衬砌间隔的时间为25天。 【关键词】黄土隧道；MIDAS/GTS 数值计算；现场监测；围岩变形 作者简介：辛纯涛（1986—），男，助理工程师，主要从事隧道检测及岩土数值计算。 图1隧道计算模型 Fig.1Computation model of the tunne 名称密度 (KN/m 3)弹性模量 (MPa)粘聚力 (KPa)内摩擦角 (°)泊松比 层厚 (m)黄土18.50534.420.050.3100喷射混凝土24.0015000--0.20.3小导管 78.50 20000 - - 0.3 4.5 ○科教前沿○78
地下洞室围岩大变形机制研究
地下洞室围岩大变形机制研究 发表时间：2015-10-08T13:12:07.820Z 来源：《基层建设》2015年5期供稿作者：罗荣辉[导读] 四川公路桥梁建设集团有限公司华东机华分公司四川成都隧道穿越高应力、软弱破碎围岩条件及复杂恶劣地质环境的情况不可避免，与此同时，隧道围岩大变形问题也凸显出来。罗荣辉 四川公路桥梁建设集团有限公司华东机华分公司四川成都 610200 摘要：基于地下洞室危岩大变形工程特性，揭示了围岩大变形卸荷作用机制，并介绍了卸荷作用过程及围岩变形特性；提出了瞬时—弹性—塑性—流变变形机制，其机制包括瞬时变形、弹性变形阶段、塑性变形阶段、流变变形阶段；解译了弱面剪切机制，并给出弱面剪切机制的强度准则。 关键词：地下工程；大变形机制；围岩；地下洞室1 引言 近年来，随着中国队基础设施建设投资力度的逐渐加大，铁路、公路隧道工程的建设规模得到了迅猛发展，隧道工程施工的机械化程度和施工技术水平也得到了很大的提高。目前，在中国路网主骨架“八纵八横”总体战略实施过程中，铁路、公路隧道已经向长、大、深埋方向发展[1，2]，因此隧道穿越高应力、软弱破碎围岩条件及复杂恶劣地质环境的情况不可避免，与此同时，隧道围岩大变形问题也凸显出来。 本文介绍了地下洞室围岩大变形的卸荷作用机制、瞬时—弹性—塑性—流变变形机制、弱面剪切机制等机制，研究成果对于深入了解围岩大变形机理具有积极意义。 2 地下洞室围岩大变形机制研究2.1 卸荷作用机制地下洞室岩体开挖后，产生应力重分布，如图1所示，应力迹线岩体应力在没开挖前平面上受竖向均布荷载，开挖后被开挖的洞室岩体产生应力集中，应力迹线在洞室周围由直线变为弧形曲线，越靠近洞室周壁应力变化越显著。因此洞室开挖后岩体由三向应力状态变为平面应力状态，即在洞室周围形成侧向临空面，而临空面的形成伴随着而瞬间卸荷作用的产生。岩石的卸荷破坏变形主要是因卸荷导致的破裂前的扩容作用和宏观剪切破坏。从岩石三轴和单轴压缩试验应力——应变曲线可以看出当岩体受荷达到某一值时岩石体积膨胀，这是由 应力差急剧变化引起的变形破坏，此后岩体进入累进破坏阶段，最终完全破裂。卸荷变形破坏作用机制过程：1）卸荷初始阶段，岩体基本保持原状，但岩体内有微小裂缝的形成；2）卸荷达到一定程度后，侧向临空面处岩体处于平面应力状态，即拉—压作用，受拉—压作用微小裂缝尖端应力集中而张拉扩展，由卸荷岩体应力—应变曲线可知，此时侧向应变和轴向应变基本相等，但由侧向应变曲线和轴向应变曲线的切线斜率知侧向应变速率明显大于轴向应变速率，并处于加速增长状态。3）卸荷作用继续发展，裂缝继续扩展，对于硬质岩体由于拉——压作用裂缝部分贯通并表现为竖向裂缝的增多和侧向岩体的鼓起，裂缝表现为追踪效应，应力——应变曲线上表现为应变的急剧增大，变形速率趋于稳定并有减缓的趋势，但侧向变形速率仍大于轴向变形速率。对于软质岩体随着时间的推移表现为一定的流变特性，岩体变形曲线为近于平行。4）卸荷作用最后阶段对于硬质岩体裂缝完全贯通破裂，破裂面形成，表现为剪切破坏，岩体较为破碎，并且竖向裂隙比较集中，并伴有显著的竖向破裂面。对于软质岩体流变使变形缓慢进行，表现为侧向挤出和塑性流变。 2.2 瞬时—弹性—塑性—流变变形机制1）瞬时变形 瞬时变形是岩体开挖应力释放后瞬间产生的变形量，与岩体性质、岩体初始应力场、地下水、岩体构造等有关，是一种非线性变形机制，变形伴随岩体的张裂，一般变形量较小。2）弹性变形阶段弹性变形是岩体进入线弹性变形阶段产生的变形量，此阶段弹性模量（E）为一常数，应力和应变呈现线性关系，表达式如下：（1）式中，——应力值；——变形量对于硬质岩体弹性变形时间较长，但变形量较小，对于许多处于高应力区的硬质岩体开挖后一般处于弹性变形阶段；对于软质岩体，弹性变形很快结束进入屈服阶段，但变形量较硬质岩体大。3）塑性变形阶段塑性变形是岩体卸荷后受拉压作用使岩体超过屈服强度后产生的不可逆的变形量。对于硬质岩体，变形进入此阶段，岩体变形急剧增大并趋于峰值。对于软质岩体或处于高温高压作用下的硬质岩体塑性变形持续时间较长，表现为塑性变形和侧墙的岩体挤出，如围岩颈缩、底鼓、侧向突出等。现有的弹塑性机制弹性阶段在应力应变图上为线性变化，而对塑性变形有线性、幂指数型等变化。4）流变变形阶段
巷道围岩控制方法与支护方式
巷道围岩控制方法与支护方式 [摘要]在煤矿生产过程中，巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节，关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力，提高围岩的稳定性，合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。 【关键词】巷道；围岩控制；支护方式 在煤矿生产过程中，巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节，关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力，提高围岩的稳定性，合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。回采导致的支承压力不但数倍于原岩应力，并且，影响范围大。巷道受回采影响后，围岩应力、围岩变形成几倍、几十倍急增。巷道围岩控制的实质是利用煤层开采引起采场周围岩体应力重新分布的规律，正确选择巷道布置和护巷方法，使巷道位于应力降低区内，防范回采引起的支承压力的影响，控制围岩压力。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。 1、巷道围岩压力及影响因素 1.1、围岩压力 （1）松动围岩压力。因巷道挖掘而松动、塌落的岩体，其重力直接作用在支架结构物上的压力，表现为松动围岩压力载荷形式，如支护没有有效控制围岩变形，围岩形成松动垮塌圈时，造成松动围岩压力，顶压显现严重。 （2）变形围岩压力。支护可控制围岩变形的发展时，围岩位移挤压支架而出现的压力，即：变形围岩压力。在围岩、支护力学体系中，围岩与支架互相作用，围岩就对支架施加变形压力。弹性变形压力是围岩弹性变形时作用在支架上的压力，弹性变形出现的速度很快，变形量相当小，围岩、支护相互作用的过程，实际作用较小。塑性变形压力是因为围岩塑性变形和破裂，围岩向巷道空间位移，使支护结构受压，这是变形围岩压力的基本形式。塑性变形的状况由巷道塑性区和破裂区的范围所决定。塑性区的扩展具有时间效应，它不再扩展时，围岩变形速度就下降。 （3）膨胀围岩压力。 与变形压力不同，它是由吸水膨胀导致的。从表面上看，膨胀压力是变形压力，而两者的变形机制完全不同。一个是与水发生理化反应；一个是围岩应力与结构效应。
软岩隧道大变形成因分析及处置措施
软岩隧道大变形成因分析及处置措施 摘要：本文对软岩隧道大变形机理进行分析，详细介绍了软岩地区常见的支护 设计和软岩区施工阶段的质量控制措施，以解决当前施工阶段出现的问题，以期 为软岩区隧道建设提供借鉴和参考。 关键词：软岩隧道；大变形；成因分析；处置措施 0 引言 由隧道大变形引起的地质灾害屡见不鲜，困扰着软岩区隧道的建设。首例出 现软岩大变形的隧道是1906年建成的新普伦隧道（全长19.8Km），比较有代表 性的是奥地利陶恩隧道，施工期间产生50~120cm的变形，日最大变形量达到 20cm。国内比较有代表性的有乌鞘岭隧道，拱顶沉降达到105cm，周边收敛达到103cm，而凉风垭隧道的周边收敛值达到197.25cm，此类的地质问题还有许多， 软岩隧道不仅延长建设的周期，而且还会大幅增加工程造价。软岩隧道的支护理 论有多种，20世纪初由Haim、Rankine等提出的古典压力理论，以及在之后提出 的塌落拱理论，这也是新奥法的理论基础，其核心是隧道围岩具有自稳能力， L.V.Rabcewicz提出新奥地利隧道施工方法（即新奥法），其后还有应变控制理论、能量支护理论、轴变论、软岩工程力学支护理论等。近年来结合数值模拟技术， 可以对隧道变形进行初步的了解，提高设计的准确性，在施工技术、监测手段上 也取得较大的发展，复合式衬砌、超前支护等应用于隧道工程中，高精度、自动化、智能化的监测设备用于隧道变形和应力监测[1]。 1 隧道围岩大变形机理 1.1 软岩大变形的工程定义 目前对于围岩大变形尚未有明确的定性和定量判断依据，只是根据地质条件，以某一角度进行判断，而在实际的工程中，软岩大变形并未列入规范中。软岩区 隧道产生大变形与地质条件、时间、隧道的尺寸规模、埋深等有着密切关系，根 据以上的影响因素，本文对软岩大变形给出如下定义：软弱围岩在水（包括地下 水和地表渗水）的作用下，采取常规的支护设计，围岩产生塑性变形，且无法有 效控制，其变形量已经超过预留变形量或者规范的允许值，或者具有这种趋势， 当二衬施工工后一段时间内，变形仍不稳定，且导致衬砌结构开裂的现象称为软 岩大变形。 1.2软岩大变形机理 围岩产生大变形破坏取决于岩性，即岩体的性质、构造与结构，其次是围岩 的地质环境，即地应力、地下水分布等，与支护参数也有较大的联系。围岩大变 形发展机理可以归纳为以下几点： ⑴软岩流塑 隧道的开挖会改变围岩的应力状态，围岩的应力状态随开挖而调整，在此过 程中岩体中闭合的结构面会不断的张开，产生滑移，岩体进一步破碎，此时地下 水进入张开的结构面，进一步弱化岩体的强度，导致岩体呈流塑状态而产生较大 的周边收敛。 ⑵板梁弯曲 对于呈薄层状的围岩，在开挖后，其顶板变形呈弯曲状态，这一现象在高地 应力地区更为明显。隧道的法向应力降低而切向应力增加，层状的岩体发生横向 或者纵向挠曲，引起顶板和地板在垂直应力作用下引起顶板下沉和底板的隆起， 侧墙在侧向应力作用下产生较大的收敛。
动压巷道围岩控制支护技术探讨正式版
Through the reasonable organization of the production process, effective use of production resources to carry out production activities, to achieve the desired goal. 动压巷道围岩控制支护技 术探讨正式版
动压巷道围岩控制支护技术探讨正式 版 下载提示：此安全管理资料适用于生产计划、生产组织以及生产控制环境中，通过合理组织生产过 程，有效利用生产资源，经济合理地进行生产活动，以达到预期的生产目标和实现管理工作结果的把控。文档可以直接使用，也可根据实际需要修订后使用。 1 问题的提出 由于我矿主采煤层的底板大多为松软的泥岩，二水平开采深度已达500m，布置在底板岩巷的南大巷、南异三条上山、各类峒室及采区准备巷道，受采动影响遭到严重破坏，失修巷道达1万m，年维修费用达千万元以上。为彻底解决失修巷道，从根本上解决问题，除抓好工程施工质量外，将受采动影响的巷道提前进行加固，保证巷道受采动后仍能保证安全使用。
2 支护技术方案与对策 2.1锚注预加固支护方案 对于锚喷巷道来说，可采取的加固措施包括可缩性金属支架加强支护、加长锚杆及预应力锚索支护、注浆加固支护等。通过矿井近几年的实践证明，采用金属支架加强支护并不能保证巷道的长期稳定，而采用加长锚杆及预应力锚索支护工艺复杂，成本较高，亦不宜采用。经分析研究，决定采用锚注预加固联合支护方案。在原锚网喷基础上，对巷道进行初喷，堵塞巷道的裂缝，接着进行锚注加固，使灰浆充满围岩中裂隙，最后进行锚网梯加