采场附近巷道围岩控制
第十一章采场附近巷道围岩控制
由于采场上覆岩层大范围运动和垮落，对采场附近巷道形成强烈的动压影响，使巷道维护状况严重恶化。采场附近巷道围岩控制，成为矿山巷道的难点和重点。动压影响巷道围岩控制首先要合理确定巷道与采场之间的相对位置，然后是选择适合动压巷道变形特点的支护与加固方式。
第一节采场附近支承压力分布规律
如本书第1编所述，在回采工作面推进过程中及回采结束后，由于上覆岩层自下而上逐步冒落、破断与沉降，将在回采工作面周围形成动态的及静态的支承压力，如图11-1所示，在回采工作面四周煤体或煤柱上出现应力集中现象，在采空区内出现应力降低现象。
图11-1 长壁工作面周围垂直应力的分布
可以采用实验室模拟实验、现场实测或数值计算等方法，近似估计支承压力的分布规律，包括峰值大小及位置，应力升高区压力及影响范围，应力降低区压力及范围。
一、煤层下部底板中支承压力分布
上述图11-1所示的支承压力，将向其下方的底板煤岩中传递，形成相应的应力升高区和应力降低区，并随着回采工作面的推进，发生变形与应力的扩散和衰减过程。
1、变形的扩散和衰减规律
变形的扩散和衰减规律如图11-2及图11-3所示，它们分别表示沿走向剖面和沿倾斜剖面（工作面前方10m处），下方底板中的变形特征。图中实线表示距煤层分别0、8、24、40m的四个水平上的变形增量曲线（取水平线为零线），虚线表示附加变形完全衰减的边界。
图11-2 沿走向剖面底板中变形扩散规律
Ⅰ—边缘下方压缩变形区；Ⅱ—采空区下方变形恢复区
图11-3 工作面前方10m 处沿倾斜方向底板中的变形规律
2、应力的扩散与衰减规律。
底板中铅直应力的集中区和卸压区基本上与支承压力的集中区和卸压区相对应，随着Z 值增加应力集中和卸压程度降低，应力分布趋向缓和。
图11-4为沿走向剖面底板中3个应力分量的分布规律。由图11-4（a ）可见，垂直应力z σ的高峰位置与法线成一定夹角向煤体前下方传播，高峰值大小按负指数规律衰减；z σ的原始应力等值线位置与法线成15°左右向后下方伸展。
图11-4 支承压力在底板中的传播
（a ）岩层处于相对稳定状态的支承压力分布；（b ）
z σ/h γ分布；
（c ）x σ/h k γ分布（3/1=k ）；（d ）h xz γτ/分布
煤柱宽度对应力传递规律有较大影响。图11-5为一侧采空（相当于煤柱无限宽）、两侧采空煤柱较小和两侧采空煤柱较宽情况下，底板中z σ的应力等值线图，可见3种情况下底板中支承压力的峰值大小及分布范围是有很大区别的。
图11-5 煤柱宽度对底板支承压力分布的影响
(a)一侧采空；(b)两侧采空，煤柱较小，煤柱上载荷呈均匀分布；(c) 两侧采空，煤柱较大，煤柱上载荷呈马鞍形分布；
分布，ghi-底板内支承压力影响区边界（不超原岩应力值的5%）abc-煤柱上载荷分布，def-底板不同深度处z
图11-6为层理裂隙对传播应力的影响。
图11-6 层理裂隙对传播应力的影响
二、煤层上方顶板应力分布
图11-7为三维相似材料模拟结果。可见，在工作面正常推进过程中，煤层顶板中也将出现垂直应力的集中区和卸压区，其形态与底板中的垂直应力分布相似。
图11-7 煤层顶板应力分布
在本实验条件下，顶板中应力高峰位置随与煤层距离H的增加稍向煤壁前方移动，该直线（图中a）与煤层法线夹角9°；应力集中区与卸压区的分界线（图中b）与煤层法线夹角12°；采空区上方各层位最低应力点的连线（图中c）与煤层法线夹角36°；高峰应力集中系数KM随距离增加而线性衰减（图中d），但衰减速度低于底板中应力衰减速度。
第二节巷道合理位置优化
一、区段巷道的位置与矿压显现
（一）同一煤层（分层）区段巷道
回采工作面上、下两端的区段巷道，其稳定性除与开采深度和围岩性质有关外，主要取决于回采引起的支承压力的影响。根据巷道布置及支承压力的影响，可将区段巷道分为三类：（1）巷道两侧均为煤体，称煤体-煤体巷道，或称实体煤巷道。如薄、中厚煤层和厚煤层上分层的区段运输巷一般都属这类巷道（图11-8中的Ⅰ）。
图11-8 回采巷道布置方式示意图
a —煤柱护巷；
b —无煤柱护巷
该类巷道服务期间的围岩变形量：
1000u t v u u ++= （11-1） 其中，0u —煤体内掘巷引起的附加变形量；
00t v —掘进影响趋向稳定后期间的围岩变形量；
u 1—受本工作面采动影响引起的围岩变形量。由于巷道在回采工作面处就已废弃，所以受回
采影响引起的附加变形量u 1较小。
这种巷道的围岩变形规律如图11-9中Ⅰ。u 0、0v 、u 1
及u 的大小主要取决于开采深度和巷道围
岩性质。
（2）上区段已采完且采动影响稳定后掘进的下区段回风巷，称煤体-煤柱（采动稳定）巷道，即通常所说的沿空掘巷。
该类巷道的围岩变形量：
2110u t v u u ++= （11-2） 其中，u 0—掘进巷道引起的附加变形量。由于不是在煤体内，而是在已采区一侧开掘巷道，开掘巷道引起的附加变形量比巷道Ⅰ要大。
11t v —掘巷影响趋向稳定后期间的围岩变形量。同样，1v 比巷道Ⅰ的0v 也要大。
u 2—巷道受回采工作面采动影响期间的附加变形量。由于支承压力叠加影响，u 2比巷道Ⅰ的u 1要大得多。
这类巷道的围岩变形规律也如图11-9所示，u 0、1v 、u 2及u 的大小与护巷方式和煤柱宽度密切相关，煤柱较窄时最大（Ⅱ1），无煤柱沿空掘巷次之（Ⅱ2），煤柱较宽时最小（Ⅱ1）。
图11-9 相邻区段采动稳定后开掘的巷道围岩变形
Ⅰ—位于煤体内的运输巷；Ⅱ1—煤柱较宽的回风巷；Ⅱ1′—煤柱较窄的回风巷；Ⅱ2—沿空掘巷
（3）下区段的回风巷与上区段的运输巷同时掘出，或者在上区段回采过程中或采空区顶板运动尚未稳定前掘进下区段回风巷，即巷道一侧为煤体，另一侧正在回采，称煤体-煤柱（正采动）巷道。（图11-8中的Ⅲ）
由于受毗邻区段工作面回采影响，该巷道要经历开掘时明显变形，然后趋向稳定，受相邻区段采动影响期间显著变形，然后趋向稳定，及受本区段工作面回采影响后显著变形5个阶段。巷道的围岩变形量为：
2111000u t v u t v u u ++++= （11-3） 这类巷道整个服务期间典型的围岩变形规律如图11-10所示。可见，其变形是非常剧烈的，在以上三类巷道布置中属最难维护的一类，因而应尽量予以避免。但对其中的沿空留巷系统，在采取合适的巷道支护及巷旁支护后，可以在压力较小、顶底板及煤层稳定的薄及中厚煤层中采用，也可获得较好的经济与技术效果。沿空留巷系统的支护控制问题详见本章第三节内容。
图11-10 受毗邻区段工作面回采影响的巷道变形
Ⅰ—位于煤体内的运输巷；Ⅲ1—煤柱较宽的回风巷；Ⅲ1′—煤柱较窄的回风巷
（二）厚煤层中、下分层区段巷道
在缓斜和倾斜厚煤层分层开采系统中，分层平巷用煤柱维护时的布置方式有重叠式、倾斜式和内错式（图11-11a、b、c）以及混合式，分层平巷用无煤柱护巷时有重叠式和倾斜式（图11-11d、e），煤层倾角较大时，可采用水平式布置。
图11-11 厚煤层分层巷道的布置方式
a、d—重叠式；
b、e—倾斜式；c—内错式；
1—运输巷；2—回风巷；a、b、c—煤柱护巷；d、e—无煤柱护巷
与上分层巷道一样，中下分层巷道可分为煤体-煤体巷道、煤体-煤柱巷道（已稳定）、煤体-煤柱巷道（正采动）三类，其变形量估计方法如上分层巷道相应类型的巷道相似。其中，煤体-煤柱巷道（正采动）变形最为剧烈，煤体-煤柱巷道（已稳定）变形较为剧烈，煤体-煤体巷道变形较小。
但是，中下分层巷道的稳定性，还与上分层是否留有煤柱，煤柱一侧采动还是两侧采动，两侧采动时煤柱宽度，采动是否稳定，以及中下分层巷道与上分层煤体（煤柱）边缘之间的水平距离有关。
①位于上分层采空区下方、上分层两侧已采的煤柱附近的巷道
由于上分层两侧已采的煤柱上承受很大的支承压力，对中、下分层巷道的维护危害很大，其影响程度主要取决于：上分层两侧已采煤柱的宽度，煤柱附近采动已经稳定还是正在采动，下分层巷道紧靠上分层煤柱，还是与煤柱之间保持一定距离。
图11-12为平顶山一矿戊组煤层内，煤门的围岩变形与上分层遗留煤柱的关系。由图可见，位于煤柱下方的地段变形最为剧烈，顶底板移近速度高达6mm/d；靠近煤柱的地段变形也比较剧烈，顶底板移近速度达3mm/d左右；距煤柱边缘约10m的地段影响基本消失，顶底板移近速度下降到1mm/d左右。
图11-12 围岩变形与上分层遗留煤柱的关系
（平顶山一矿戊组煤层1246区段煤门）
为了改善这种巷道的维护，要求巷道与上分层两侧已采煤柱之间保持5～10m的水平距离，但这会明显增加中、下分层的煤柱损失。因此，在上分层开采时，应尽量避免遗留煤柱，否则会对下分层的回采工作造成非常不利的影响。
②位于上分层采空区下方、上分层一侧已采的煤体附近的巷道
这种巷道如紧靠上分层煤体，由于煤体上支承压力的作用，对中、下分层巷道也会产生一定的影响，如图11-13中的曲线1所示，但与两侧采空的煤柱（图11-13中的曲线2）相比要小得多，其影响范围也明显减小。一般情况下，巷道与上分层煤柱边缘之间的水平距离超过2～3m时，影响即明显减弱。
图11-13 中、下分层巷道变形与上分层煤柱边缘水平距离间的关系
1—在一侧已采煤柱附近；2—在两侧已采煤柱（宽度20m）附近
③位于上分层已采区下方、上分层无遗留煤柱的巷道
图11-14为厚煤层各分层无煤柱巷道的围岩变形，与以上两种情况相比，巷道稳定性得到极大改善。所以，上分层实行无煤柱开采（表11-1中的Ⅲ，图11-1d、e中巷道2），消除上分层煤柱的危害，对改善中、下分层巷道的维护是非常有利的。
图11-14 厚煤层各分层无煤柱巷道的围岩变形
（Ⅰ）—上分层运输巷；（Ⅱ）—上分层回风巷；
Ⅰ—中、下分层运输巷；Ⅱ—中、下分层回风巷
总之，避免上分层遗留煤柱的影响，及相邻区段的采动影响，是改善中、下分层巷道维护的主要措施。
二、底板巷道位置优化
按照巷道轴向与工作面煤壁的空间关系，煤层底板巷道大体上可以分为轴向垂直于煤壁和轴向平行于煤壁两种。这两种巷道因为空间位置的不同，承受上部采动所引起的支承压力情况也不同。
（一）巷道轴向垂直于工作面煤壁的底板巷道
对于轴向垂直于工作面煤壁的底板巷道，按其承受上部采动影响的方式不同，可以分为如图4-6所示的六种。
对于Ⅰ、Ⅴ、Ⅵ这三种巷道，因采煤工作面沿其轴向并从其正上方推过，所以整条巷道沿推进方向将先后承受其所在深度水平的最大采动应力（与x 值有关）。
图11-15 轴向垂直煤壁的底板巷道种类
对于Ⅱ、Ⅵ两种巷道，当第一个工作面跨过时，巷道Ⅱ承受与巷道Ⅰ、Ⅴ、Ⅵ相同的支承压力。但是在第一个工作面后方，Ⅱ、Ⅵ因为靠近存在应力集中的煤体边缘，显然承受的压力要大于Ⅰ、Ⅴ、Ⅵ三种情况。并且在第二个工作面回采时工作面在前方将形成应力的叠加，这两种巷道的采动附加压力大于前三种，根据实践经验可取 1.2倍，即按Ⅰ、Ⅴ、Ⅵ计算出z σ'后，Ⅱ、Ⅵ巷道的
h z z γσσ+'=2.1。
至于巷道Ⅲ，因为位于区段煤柱之下，在确定其承受的支承压力时可按照煤柱的实际尺寸计算
z σ'。
底板巷道Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ的围岩变形要经历如下的6个阶段（图11-16，为了便于计算，将6个影响时期的变形量划分为采动引起的附加变形量（图中阴影部分）和采动影响稳定期间变形量两部分），而Ⅰ、Ⅵ巷道的围岩变形要经历除第五阶段之外所有阶段：
图11-16 轴向垂直于煤壁的底板巷道围岩变形
（1）岩体内开掘巷道后，巷道围岩出现应力集中，在形成塑性变形区的过程中，围岩向巷道空间显著位移，随掘进时间的延长，围岩变形速度将日趋缓和。
（2）掘进引起的围岩应力重新分布趋向稳定后，由于岩层的流变性质，围岩变形还会随时间而缓慢地不断增长，但其变形速度一般较小。
（3）巷道受上区段工作面回采影响后，巷道围岩应力再次重新分布，塑性区显著扩大，围岩变形急剧增长。在上区段工作面后方附近，回采引起的支承压力和巷道围岩变形速度都达到最大值。
远离工作面的后方随支承压力的降低，巷道围岩变形速度会逐渐衰减。
（4）回采引起的应力重新分布趋向稳定后，巷道围岩变形量仍按流变规律缓慢不断地增长。 （5）巷道受下区段工作面的回采影响时，由于上下区段回采引起的支承压力相互重叠，使巷道周围的应力比只受上区段采动时急剧增加，引起巷道围岩应力又一次重新分布，塑性区进一步扩大，围岩变形比前一次采动影响时更加强烈。
（6）随下区段工作面向前推进，工作面后方回采引起的应力重新分布又趋稳定，巷道变形量将按流变规律缓慢增长。
Ⅰ、Ⅵ巷道的围岩变形量为：
)(2111000t t v nu t v u u ++++= （11-4） Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ位置的围岩变形量为：
222111000t v nu t v nu t v u u +++++= （11-5） 式中 u 0—在岩体内开掘巷道引起的附加变形量，mm ；
0v —掘巷影响趋向稳定期间围岩平均变形速度，mm/d ；
t 0—掘巷至上区段工作面回采时的服务时间，d ； u 1—巷道受上区段工作面回采引起的附加变形量，mm ；
1v —回采影响趋向稳定期间围岩的平均变形速度，mm/d ；
t 1—上、下区段或同一区段不同分层工作面回采的间隔时间，d ； u 2—巷道受上区段工作面回采影响引起的附加变形量，mm ；
2v —回采影响再次趋向稳定期间围岩平均变形速度，mm/d ；
t 2—（指同一区段、最后一次采动后）再次采动后至报废的服务时间，d ； n —回采工作面采动次数（指同一区段上方煤层群或厚煤层分层开采次数）。
（二）巷道轴向平行工作面煤壁的底板巷道
在走向长壁法采煤条件下，该类巷道主要是指采区的上（下）山。由于上（下）山与工作面的采动关系不同（图11-17），其受力状况和围岩变形有较大区别，大致可以分为一般地段和特殊地段两种情况。
图11-17 轴向平行煤壁的底板上（下）山布置
1、一般地段
图中Ⅰ为用煤柱维护的采区上（下）山，要承受两次采动影响，而后长期处于两侧采空引起的固定支承压力重叠区内，其承受的最大支承压力可以按照实际煤柱的宽度，选择大煤柱或小煤柱下应力公式计算。
Ⅱ1、Ⅱ2分别为留区煤柱和不留区段煤柱时，先回采到上山的工作面跨采布置形式。跨采后，巷道处于采空区下的降压区内，上山只受一翼跨采前引起的移动支承压力影响，采动应力按单侧采空煤柱下支承压力计算。
个别情况下，先回采到上山的工作面在一定距离处停采，而由另一翼工作面跨采。这时，上山先受到一侧采动影响，再受到两侧采动引起的支承压力叠加影响，跨采后位于降压区。计算支承压力时，可按Ⅱ1、Ⅱ2的1.2倍考虑。
2、特殊地段
图11-17中除Ⅰ外，其它各种类型的上山在上下两个工作面邻近的部分，将承受支承压力叠加的影响或处于存在应力集中的区段煤柱下方，应视为需要单独考虑的特殊地段，如图11-18。
图11-18 正常影响带和应力叠加带
对于存在区段煤柱的状况，回采后CD 段长期承受高的应力集中影响，应按煤柱下底板采动应力计算，最大应力出现在距煤柱中心4/5B 的位置，其中B 为区段煤柱宽度的一半。
对于不存在区段煤柱情况，两个回采工作面之间附近的部分（BCD ）将承受煤体边缘支承压力叠加的影响，也是需要特殊维护的地段，可按一般地段的1.8倍再加上原岩应力h γ作为承受的支承压力。
轴向平行于工作面煤壁的上（下）山巷道的变形也存在显著的阶段规律性。如图11-17中保留上（下）山煤柱或跨上山开采时由后到工作面跨采的布置方式中，上（下）山的围岩变形将经过掘巷期间明显变形→趋向稳定→一翼采动影响期间显著变形→趋向稳定→另一翼再次采动影响期间强烈变形→趋向稳定6个时期。巷道变形量u 为：
222111000t v nu t v nu t v u u +++++= （11-6）
式中 t 0—从掘进至一翼工作面回采到上（下）山的时间，d ；
u 1—一翼回采引起的附加变形量，mm ；
1v —一翼采动影响趋向稳定期间围岩的平均变形速度，mm/d ；
t 1—左、右两翼工作面回采到上（下）山煤柱边界处（停采线）的间隔时间d 。 u 2 —另一翼采动影响的附加变形量，mm ；
2v —两翼采动影响趋向稳定期间围岩平均变形速度，mm/d ；
t 2—两翼采空影响稳定后至巷道报废的服务时间，d ；
n —两翼的采动次数。
对于不留上（下）山煤柱，先采到上（下）山的工作面跨采的布置形式，上（下）山的围岩变
形只经过掘巷期间的明显变形，然后趋向稳定，跨采引起的围岩显著变形及跨采后围岩变形趋向稳定4个时期，则其服务期间的围岩变形量u 可表达为：
)(2111000t t v nu t v u u ++++= （11-7）
比较式（11-6）与（11-7）可以明显看出，不留上（下）山煤柱，且先采到上（下）山的工作面跨采的形式，最为有利，应尽量采用。
（三）准备巷道变形量及稳定性的预测 1、变形速度预测
决定准备巷道变形量的因素主要包括围岩性质、上部煤层采动状况、巷道与上部煤层法向距离及巷道与上部煤柱边缘的水平距离4个因素。
一般来说，准备巷道受采动影响引起的变形量占总变形量的60%～80%甚至更多。经过对我国平顶山、阳泉、峰峰、兖州等矿区近百条底板岩巷的矿压观测资料的分析，得出巷道受采动影响期间的围岩变形速度v 可表示为：
]15.1[)]300(003.01[139.096.0x e Z C A h v --?-+= （11-8）
式中 x —巷道与上部煤层煤柱边缘之间的水平距离，m ； h —开采深度，m 。
Z —巷道与上部煤层的法向距离，m ； e —自然对数底；
A —巷道围岩稳定性系数，取值见表11-1。 C —煤柱周围采动状况影响系数，取值见表11-2。
该变形速度乘以受采动影响的时间就是采动引起的附加变形量u 1或u 2。
表11-1 巷道围岩稳定性系数
2、稳定性预测
根据前述分析，计算一般段和特殊段的底板巷道稳定性系数，得到如表11-3、11-4所示的稳定性分类表。由该表，可以很容易底预测各种不同条件下巷道的稳定性，为准备巷道支护控制提供依据。表中数字1～5分别代表稳定、较稳定、中等稳定、不稳定、很不稳定。
表11-3一般地段稳定性分区
表11-4 特殊地段稳定性分区
第三节适合动压巷道的支护方式
一、一般动压巷道支护
1、基本支护
采区巷道也可能平时处于稳定状态，但一旦落入回采工作面支承压力影响范围，则巷道围岩又将进入塑性状态。此时支架若不具有足够的可缩性，将导致严重变形和破坏。
受动压影响巷道支架应具有一定的可缩量在很早就有认识，但怎样在可缩的情况下还能保证其足够的支撑力，如同采场液压支架的恒阻性能一样，却较难实现。
支架取得可缩量的办法很多，如图11-19所示，包括：
图11-19 支架取得可缩性的各种办法
（1）使用木支架时将柱腿削尖，如图11-19a所示，当巷道围岩变形时，支架受压而使支柱插入底板，以适应围岩的变形情况。这种取得可缩性的办法，忽略了支架应保持的支撑力，因此是不理想的。
（2）在支架两构件之间安置横向木块，如图11-19中b、c、d、e所示。由于木材在横向受压能形成很大的变形，因而使支架具有可缩性。但由于木块变形时，并不能保证足够的支撑力，因此这类支架的性能也不理想。
（3）采用拱形节式棚子，如图11-19f所示，这种支架在顶压大时可以采用，其可缩性达0.2～0.3m。
（4）采用U型钢材支架，包括拱形、圆型、梯型可缩性支架，既能保证支架具有良好的可缩性，又能保证支架的支撑性能。
（5）锚杆或锚喷支护。底板巷道锚喷支护已成为受动压影响的开拓及准备巷道的主要支护形式，而煤巷锚杆支护技术近几年也获得快速发展，越来越多的矿井推广煤巷锚杆支护，取得良好的经济与技术效果。实践表明，煤巷锚杆支护或以此为基础的各种联合支护，是煤巷支护的发展方向。
2、加强支护
由于采动压力及其影响是随采煤工作面推进而不断变化的，剧烈影响范围和作用时间一般很短，所以一般作法是在工作面剧烈影响区内在基本支护基础上，临时增设加强支护的措施，以抵抗动压的剧烈影响。加强支护的方法包括：
（1）加密棚距；（2）架设抬棚；（3）顶梁下加设可缩性金属支柱；（4）在掘进时按原有断面加大一些，而后在来压期间，再在其中套设支架；（5）锚索加固。
二、沿空留巷支护
在所以动压影响巷道中，沿空留巷是受影响最一类巷道，支护难度也最大，需进行更进一步的分析。
支架的工作状态，对沿空留巷的围岩变形影响很大，是沿空留巷成败的关键。沿空留巷要求支架能有效地控制采动引起的强烈变形，而本身不受损坏。为此，支架必须具备合理的架型，较高的工作阻力，较大的增阻速度，足够的可缩量。实践表明，由于沿空留巷围岩变形强烈，刚性支架不适应这些要求，支架损坏十分严重，这是采厚较大的煤层内未能推广使用沿空留巷的重要原因。
（一）沿空留巷支架的合理可缩量
如果要求沿空留巷的支架能经受初次采动影响而不损坏，即支架的可缩量能满足巷道从开掘到初次采动引起的围岩变形量（约为煤层采高的20%），则支架的垂直可缩量应不小于采高的15%～20%，横向可缩量不小于采高的10%。沿空留巷经受第二次采动影响后，不仅顶板再次强烈下沉，而且煤帮和底板均会强烈变形，顶、底板和煤帮的移近量约达采高的15%以上。因此如果要求沿空留巷的支架能经受第二次采动影响而未破坏，则支架的垂直可缩量应不小于采高的30%～40%，横向可缩量不小于采高的25%～30%。在采高2m左右的煤层内，要求支架的纵向可缩量为600～800mm，横向可缩量为500～600mm。显然，一般的支架是难以满足这种要求的。特别困难的是，支架不仅要有足够的可缩量，而且还应满足不同的可缩方向，以及较高的增阻速度（支架阻力增长量与顶底板移量的比值）和支护阻力，否则支架的可缩量会很快耗尽，支架由可缩变成刚性支护，其结果必然是支架遭到严重破坏，巷道支护失败。
（二）沿空留巷支架的合理工作阻力
一般情况下，沿空留巷的支架是难以阻止上位岩层处于平衡状态以前所产生的顶板的回转与沉降的。但支架提供的支护阻力，应能避免直接顶板与其上部岩层之间产生明显离层，以及岩层断裂发生错动，保证上覆岩层运动趋向缓和时，很快使支架与围岩处于相对平衡状态，有效地控制顶板下沉。因此，在直接顶板容易冒落，其厚度大于煤层采厚的3～5倍，即老顶动压不大的情况下，沿空留巷基本支架的阻力，可按能支承直接顶板的岩层重量考虑。如图11-20所示，在极端的情况下，直接顶沿巷道煤帮处断裂，岩层之间力的联系完全丧失，直接顶的全部重量都作用在支架上。
图11-20 沿空留巷支架的顶板载荷
此时支架的荷载（KN ）为:
γ?'?∑=B h P （11-9） 式中 B '—直接顶从巷道煤帮到切顶线的悬壁长度，m 。
h ∑—直接顶厚度，m 。
将1
-=
∑p k M
h 代入上式，得 γ?'?-=
B k M
P p 1
支架控顶区内的单位面积荷载(KPa)为：
γ?'
?-=B
B k M p p 1 （11-10） 式中 B —巷道宽度，m ；
K p —垮落矸石始碎胀系数。
由上式可见，巷道支架荷载的大小，与煤层采高和顶板悬露宽度成正比。直接顶垮落时的初始碎胀系数K p 一般为1.25～1.5。若煤层采高M =2m ，K p =1.3，B '/B =1.2，3
/25m kN =γ，则求得P =200kPa 。即沿空留巷基本支架的阻力相当于4倍采高的岩柱重量，这与实测结果基本相符。 但在回采工作面附近采动强烈影响区内，支架的增阻速度须在3kPa/mm 以上，支架工作阻力不低于采动影响稳定期间的2～3倍，即在采高2m 情况下，支护强度至少达到400～500kPa ，才能有
效控制顶板的剧烈下沉。
图11-21为沿空留巷巷道方向的支架阻力变化规律。
图11-21 中厚煤层沿空留巷支架的合理工作阻力分布
1—受回采影响后顶板沉降逐渐增长区；Ⅱ—顶板强烈沉降区；
Ⅲ—顶板沉降逐渐衰减区；Ⅳ—顶板沉降趋向稳定区
实际支护中，可根据沿空留巷各阶段不同的支护阻力要求，采用基本支架加临时支柱的支护方法。临时加强支柱应在工作面前方10～30m以前设置，工作面后方60～100m左右处撤除，这既可满足采动强烈区内要求较高的支护阻力，又不占用过多的临时支护。
（三）沿空留巷巷旁支护
由于沿空留巷要经受两次采动的强烈影响，因而巷道围岩活动剧烈，巷道维护难度较大，除了合理设置巷内支护外，一般均需进行巷旁支护或充填。
巷旁充填的作用有二：一是控制直接顶的离层和及时切断直接顶和下位老顶，使垮落矸石在采空区中充填密实，减少老顶的弯曲、下沉，以减少巷内支护所受载荷和巷道围岩变形量；二是为了生产安全，及时封闭采空区，防止漏风和煤的自然发火，以及避免采空区内有害气体进入工作空间。
在我国的沿空留巷巷旁充填中，应用较多的是矸石带、木垛、密集支柱和混凝土砌垛等传统巷旁支护（充填）方式，它们存在着增阻速度慢、支承能力小、密闭性能差和施工机械化程度低等缺点，不利于巷道维护和防止采空区漏风与自然发火，所以我国沿空留巷基本上只是在煤层条件较好的厚度2m以下的薄及中厚煤层中少量应用，条件困难或厚煤层中难以发展、多采用沿空掘巷。
要改善现行沿空留巷维护面貌，扩大沿空留巷应用范围，必须大力发展整体浇注巷旁充填技术。国外实践表明，整体浇注巷旁充填体从煤层底板到顶板是一密实的整体，具有增阻速度快、支承能力大、密封性能好、机械化程度高等一系列优点，把沿空留巷需要的采空侧密闭和有效的支护有机地结合起来，充分显示了技术经济的优越性。
整体浇注巷旁充填的方法很多，可概括为低水材料巷旁充填和高水材料巷旁充填两大类。低水材料有石膏、飞灰加硅酸盐水泥、矸石加胶结材料等，这项技术是60年代末首先从德国发展起来的，目前德国有1/2～2/3的采区采用这项技术。高水材料巷旁充填是更为先进的一种充填技术，首先由
英国于1979年在井下试验成功，随后迅速发展，目前已占全英巷旁充填的90%左右，德国也引进了这项技术。
近年来，我国煤炭研究部门、有关院校和煤矿，对巷旁充填材料及机械化构筑护巷进行了许多研究与井下试验。目前我国已生产有国产充填泵、充填袋，充填材料性能已能满足井下实际应用的需要，并已在若干煤矿试验应用获得成功，为我国沿空留巷的发展创造了条件。
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。
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。
复杂地质条件下极不稳定煤岩巷道围岩稳定性控制及 ... - 湖南科技大学
推荐2017年度湖南省科技进步奖公示材料 项目名称： 复杂地质条件下极不稳定煤岩巷道围岩稳定性控制及成套技术 推荐奖种： 科技进步奖 主要完成人： 朱永建王斌王平张道兵余伟健袁越彭小跃唐鸿翔 主要完成单位： 湖南科技大学湖南黑金时代股份有限公司周源山煤矿重庆市巫山煤电有限公司 推荐单位： 湖南科技大学 项目简介： 本项目以复杂地质条件下极不稳定性煤岩巷道围岩稳定性与控制为主要工 程背景，在国家自然科学基金、湖南省自然科学基金和湖南省科技计划项目等的 资助下，通过大量理论分析和现场实践，与各矿山企业开展广泛合作研究，提出 了新的巷道围岩分类方法和控制理论，发明了多种新型支护结构与锚固形式，开 发了多种支护新方法及其施工器具与监测手段，进一步推动了复杂条件下矿山巷 道围岩控制理论与技术的发展。 针对顶板岩层结构复杂的大跨度、超长巷道，根据复杂地质条件下的煤巷顶 板围岩变化不确定性特点以及锚杆支护技术工程特性，确定了神东矿区锚杆支护 煤巷顶板稳定性主要影响因素，在BP神经网络预测模型的基础上开发了神东矿 区锚杆支护煤巷顶板稳定性分类软件系统，利用开发的软件系统对该矿区分矿 井、分煤层、分区域进行了煤巷顶板稳定性分类；针对湖南煤业集团周源山煤矿 和重庆市巫山煤电有限公司等矿井提出了综采大跨度回采巷道“锚杆-锚索”减 跨支护技术和大断面切眼的支护方案。 结合高应力软弱煤岩体巷道围岩变形特点，提出了长、短锚杆等应力轴比承 载拱强度理论，讨论了支护结构与围岩形成的承载共同体的大小和形状对深部软 岩巷道稳定性的影响，开发了长、短锚杆支护技术，发明了一种用于全长锚固支
护的协调变形和用于控制深部岩体的高效锚固吸能锚杆等锚固装置，该研究成果应用贵州兴义市凹子冲煤矿回风斜井等巷道。 为了提高构造带极不稳定松散围岩巷道的稳定性，重点研究了端面顶板冒落高度与各影响因素线性相关性，分析了构造带极不稳定松散围岩变形特点，提出全断面注浆设计和双液注浆技术等相关治理方案，开发了一种新型注浆锚索装置和具有自动推进功能的全断面封闭带预切糟U型钢支架及施工方法，该研究成果广泛应用于林东矿业集团泰来煤矿回采和运输等巷道。 针对复杂地质条件下极不稳定巷道的锚固施工问题，为提高钻孔质量和效率，应用了一种新型专用底板钻机，并研发了多角度精确成孔的凿岩机气腿式支架和一种用于巷道底板的带洛阳铲头的锚索钻机等装备；针对深部动压巷道锚杆检测与监测，优化了可伸长锚杆检测的拉拔仪，开发了锚杆安装质量检测的新方法和巷道智能自动监测系统等配套技术。该系列技术在贵州林东矿业集团泰来煤矿、贵州兴义市凹子冲煤矿和重庆市巫山煤电有限公司等矿区进行了应用。 项目获授权发明专利6项、实用新型专利4项、出版专著1部、发表学术论文10篇，近三年来，本项目先后在湖南煤业集团周源山煤矿、湖南华润煤业唐洞煤矿有限公司、贵州林东矿业集团泰来煤矿、重庆市巫山煤电有限公司、贵州兴义市凹子冲煤矿等10余家矿山企业得到了推广应用，取得直接经济效益超过1.0亿元，显著改善了煤矿巷道的维护和安全状况，为煤炭行业的科技进步做出了重要贡献。
深井软岩巷道破坏机理与围岩控制技术研究
深井软岩巷道破坏机理与围岩控制技术研究 李智峰 （黑龙江科技学院，黑龙江哈尔滨150027） 摘 要 矿井开采进入深部以后，原有的支护方式及支护强度已很难适应深井煤巷的变形特征，巷道围岩变形根本无法满足矿井安全生产的 需要。该文通过对深井软岩巷道的变形破坏机理，采用锚杆为主的联合支护技术，实现了深井软岩巷道围岩控制的长期稳定，也为该类巷道推行锚杆联合支护技术提供了参考和借鉴。关键词 深井 软岩 锚喷支护中图分类号TD327 文献标识码 A *收稿日期：2012－02－27 作者简介：李智峰（1972－），男，辽宁彰武人，中级职称，毕业于黑龙江科技学院计算机科学与技术专业，大学本科。现为黑龙江科技学院安全工程学院教师，主要从事科研管理和煤矿安全方面的研究工作。 随着煤矿开采强度与范围显著增加，巷道布置出 现了以下发展方向：（1）在巷道层位方面，永久性巷道从岩巷向煤巷发展，以提高掘进速度，缩短建井周期；放顶煤开采技术的广泛应用，使得回采巷道从岩石项板煤巷向煤层项板巷道和全煤巷道发展。（2）在巷道断面形状与大小方面，拱形断面向矩形断面发展，以提高掘进速度与断面利用率，回采巷道有利于采煤工作面的快速推进；小断面向大断面发展，以满足大型采掘设备与高开采强度的要求。（3）在回采巷道数量方面，单巷布置向多巷发展，以满足高瓦斯矿井及大型矿井运输、通风的要求。（4）从巷道赋存条件方面，埋深从浅部向深部发展，简单地质条件向复杂地质条件发展，特别是深井软岩巷道围岩控制问题，增加了巷道支 护难度，对支护技术提出更高、更苛刻的要求 ［1－3］ 。因此，本文从深井软岩巷道破坏机理，针对具体实际情况确定巷道支护方式和技术参数，通过现场工业试验获得良好的技术经济效果。1 深井软岩巷道破坏机理 随着开采深度的增加，地应力也随之增加，由于围岩强度小，巷道围岩应力状态达到或超过岩石的塑性变形临界或强度极限，要达到一个新的平衡，必须由深部岩石来承载巷道动压，当一个平衡点被破坏，就要求有一个新的平衡点来支持，这样必然造成巷道围岩松动圈增大，由浅入深，因而巷道收敛变形量急剧增加，稳定性差，给巷道稳定性控制带来困难。1．1深井巷道矿山压力 深井巷道稳定性差的根本原因是深井巷道的矿山压力较大，或简单地说是原始地应力大，假定巷道承受的垂向地应力等于地层重力。对于深度达到800m 的巷道，则自重应力可达到20MPa ，如果巷道围岩的轴抗压强度为40MPa ，则有巷道的不稳定系数为0．5，则巷 道围岩会因应力集中达到单轴抗压强度极限。对于受 到采场矿压作用的巷道，则更容易发生变形破坏。1．2深井巷道变形破坏规律 若以巷道松动圈的厚度来表示巷道变形破坏情况，则可发现：随采深的加大，各种岩性巷道的松动圈的厚度随着加厚；岩性越软则松动圈厚度越大，承受动压作用的各种岩性巷道松动圈的厚度值更大一些。鸡西荣华煤矿主要大巷所在水平的岩层主要为泥岩、煤和炭质泥岩，经观测泥岩、煤和炭质泥岩松动圈最大在2 2．5m 之间，属于深井软岩，极难支护。1．3深井软岩巷道稳定性控制 通过以上分析，巷道稳定性主要取决于3方面的因素：（1）巷道围岩应力场，主要由开采深度和采动影响决定；（2）巷道围岩的力学性质，主要由岩层结构、岩石强度和裂隙发育情况等因素起作用；（3）巷道支护方式和参数。 因此，深井软岩围岩控制应从煤层赋存情况、开采 深度和井田的地质情况为依据， 从巷道的支护方式和参数入手，不断优化支护方案，增强围岩强度，提高支护能力来控制巷道的稳定性。2锚杆支护在软岩巷道中的应用 2．1 支护方式的选择 以鸡西荣华矿水平运输大巷为例介绍软岩巷道围岩控制方式。 软岩支护设计必须采取卸压、让压与加固围岩、提高围岩自承能力相结合的方法，若采用料石砌碹的支护方法，不仅工序复杂，支护工期长，工人劳动强度大，成本高，而且因砌筑材料是刚性的，起不到卸压、让压的作用，当围岩应力发生变化时，极易破坏，不能解决软岩支护问题；采用U 型钢支架支护，虽然承载能力高，可缩性强，但硐室高度、跨度较大，施工困难，成本较高，且它不能对巷道围岩提供主动支护作用，也不是一种理想的支护方式。根据荣华水平运输大巷围岩的 实际情况， 对设计依据进行了详尽分析后，确定采用以高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆为主的锚、网、索与喷射混凝土联合支护。通过高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆对围岩进行主动加固，保持围（下转第155页） 3 512012年第5 期
软岩动压巷道围岩稳定性原理及控制技术研究
软岩动压巷道围岩稳定性原理及控制技术研究 顾士亮 (中国矿业大学,江苏徐州221008) [摘 要] 针对张双楼煤矿西大巷围岩力学性质,主要是膨胀性泥岩在浅部遇水破碎、扩容的特征、深部膨胀特征,通过现场测试、建立力学模型、数值计算,对西大巷稳定性的 力学效应、受采动影响时围岩塑性区及破碎区宽度及变形与采动支承应力的关系 分析,分析在采动支承应力作用下的软岩巷道,其围岩破碎区、塑性区的范围,巷道 变形与破碎围岩塑性区范围、峰后强度、支护的关系,研究动压软岩巷道围岩变形 机理、软岩巷道围岩流动规律,提出了深井巷道围岩控制的“内、外结构”稳定性原 理。针对西大巷围岩地质条件,依据研究的成果,寻求巷道稳定控制技术,并通过 工业性试验检验,使得西大巷由研究试验前的强烈变形到研究后的基本稳定。[关键词] 软岩;巷道;稳定性;控制 [中图分类号] T D263 [文献标识码] B [文章编号] 100326083(2004)0120015203 0 引 言 在煤矿巷道中,70%～80%的巷道受到采动影响,到深部后表现明显的软岩特性,巷道强烈底鼓、围岩难以控制,动压影响的软岩巷道的维护状况已成为制约煤矿集约化生产的瓶颈。与一般软岩巷道相比,动压软岩巷道稳定性主要取决于巷道的围岩性质、动压的影响。对这类巷道围岩稳定性及其控制尚未有系统的研究。通过对张双楼煤矿西大巷围岩力学性质分析,探讨软岩动压巷道围岩稳定性原理及控制技术。 1 巷道围岩岩性及其对巷道稳定性的影响分析 (1)围岩工程力学性质。岩石强度试验表明,砂质泥岩、泥岩、海相泥岩强度较小,单轴抗压强度一般20～40MPa,部分低于20MPa。海相泥岩最大膨胀率1718%,最大膨胀力012MPa,砂质泥岩最大膨胀率2818%,最大膨胀力0131MPa。 (2)西大巷变形的主要原因。岩石的工程力学性质差;受到7煤和9煤叠加采动支承压力作用;原支护形式不合理,难以抗拒围岩012～0131 MPa的膨胀力。 2 软岩巷道围岩受力变形分析 峰值强度前的变形为线弹性变形;在岩体破坏前,不发生体积应变,但在峰值后出现塑性剪胀扩容和应变软化现象,在应变软化区和残余变形区的塑性扩容系数一致;曲线简化为弹性变形区(虎克定律)、应变软化区和残余变形区(摩尔2库仑准则),对应巷道围岩变形的弹性区、塑性区和破碎区。 3 动压作用下的软岩巷道围岩受力变形 动压对软岩巷道变形的影响主要反映在塑性区岩体的蠕变。蠕变速度始终维持在一定的水平。不同应力水平下峰后蠕变试验如图1所示 。 (a)加载 (b)峰后蠕变 (c)峰后蠕变 (d)峰后蠕变 图1 不同应力水平下峰后蠕变曲线 51 2004年第1期 能源技术与管理
巷道支护技术
2.1 巷道围岩控制理论 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出普氏冒落拱理论[1-2]，该理论认为：巷道开掘后，已采空间上部岩层将逐步垮落，其上方会形成一个抛物线形的自然平衡拱，下方冒落拱的高度与岩层强度和巷道宽度有关。该理论适用于确定巷道围岩强度不高、开采深度不是很大的巷道支护反力。20世纪50年代以来，人们开始用弹塑性力学解决巷道支护问题，其中最著名的是Fenner [3]公式和Kastner 公式[4]。 Fenner 公式为： ()[]10cot sin 1cot -??? ??+-+-=???σ?N i R r C C P （1） 式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0σ—原岩应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径；?N —塑性系数，κ??sin 1sin 1-+= N 。 Kastner 公式为： ()()?????sin 1sin 20sin 1cot cot -??? ??-?++-=R r C P C P i （2） 式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0P —初始应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径。 国内外巷道顶板控制理论发展很快[3-4]，我国在1956年开始使用锚杆支护，迄今为止，已有50多年的历史。锚杆支护机理研究随着锚杆支护实践的不断发展，国内外已经取得大量研究成果[5-10]。 （1）悬吊理论 1952年路易斯阿帕内科L(ouis.Apnake)等提出了悬吊理论，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固的岩层上，在预加张紧力的作用下，每根锚杆承担其周围一定范围内岩体的重量，锚杆的锚固力应大于其所悬吊的岩体的重力。 （2）组合梁理论
矿山岩层控制
采场顶板支护方法和顶板控制 摘要：在实际生产过程中，工作面常有下述一系列矿山压力现象，并且习惯上用这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标。随着我国各种支护设备的使用，我国煤矿回采开采已进入现代化水平，工作面的推进速度，以及当工作面甩掉这些已发生错动的老顶时，时常发生顶板的周期来压，裂隙带岩层形成的结构将始终经历“稳定—失稳—再稳定”的变化。这种变化将呈现周而复始的过程。回采工作面应用的液压支架主要是由梁与柱组合而成的，不仅能实现支设与回撤的自动化，而且对顶板的管理和维护起到很关键的作用，使工作面推进一系列工序也同时实现了机械化，充分减轻了繁重的体力劳动。 关键词矿山压力回采开采周期来压液压支架顶板管理 一．巷道围岩控制理论与实践的发展 （1）巷道布置改革及无煤柱护巷技术 我国在采准巷道矿压理论指导下，形成了完善的巷道合理布置系统。在分析开采引起的围岩应力重新分部规律的基础上，研究沿空巷道一侧煤柱边缘带的应力重新分部和支架与围岩关系，掌握无煤柱护巷机理，推进无煤柱护巷技术。同时，发展整体浇注式巷旁充填技术，为沿空留巷的扩大应用开辟了广阔前景。 （2）研究巷道支架与围岩关系采用先进支护技术 研究巷道支架的合理性能和结构形式，既能有效地抑制围岩变形，又能与围岩变形相互协调，减少支架损坏和改善巷道维护。为此，
研制了适用于不同条件的U型钢、工字钢结构可缩性支架，完善了辅助配套设施，发展了支架壁后充填。 （3）软岩巷道围岩控制理论与实践的发展 自70年代以来，有计划地开展软岩巷道支护技术科技攻关。对软岩巷道围岩控制的基础理论、软岩的岩性分析及工程地质条件、围岩变形力学机制、巷道支护设计、施工工艺及监测进行全面系统研究。针对软岩的类别和变形力学机制，发展了锚喷网支护技术、U型钢支护壁后充填技术、防治底臌封闭支护技术、围岩爆破卸压和注浆加固技术。 （4）巷道围岩控制设计决策及支护质量与顶板动态监测 依据巷道围岩稳定性分类及巷道支护形式与合理支护参数选择 专家系数，预测巷道围岩稳定性类别、预计围岩移近量、选择支护型式、确定支护参数。实行巷道支护质量与顶板动态全过程监测，通过施工过程中的现场监测、信息反馈、不断修正支护设计和调整支护参数。使巷道围岩控制逐步由经验判断和定性评估向定量分析和科学管理转化。 二．采场上覆岩层活动规律的假说 自从采用长壁工作面开采以来，上覆岩层中是否存在着大结构，以及此结构是什么形式，一直是采矿科学研究的重要课题。 1.压力拱假说
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。
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
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
巷道滞后注浆围岩控制理论与实践.
巷道滞后注浆围岩控制理论与实践 1.概述 1.1 注浆技术应用现状 采矿工程师应用注浆技术已有一个多世纪的历史，1864年首创水泥注浆法，1885年铁琴斯(Tietjens)成功采用地面预注浆开凿井筒，获得专利权；20世纪初注浆技术应用到井下巷道，此后注浆法在矿井建设中作为防治水和改善工程地质条件的重要方法，先后在英国、法国、南非和苏联得到广泛应用。比较有名的注浆工程如：巴黎地铁奥柏(Auber)车站注浆、横跨尼罗河的阿斯旺(Aswan Dam)水坝防渗注浆、日本青函隧道围岩预注浆等，其目的主要是防渗和堵水，客观上也起到稳定工程结构及围岩的作用。近数十年来，注浆技术在岩土工程实践中获得了更广泛的应用，已研制开发出多种注浆方法和上百种注浆材料，满足了很多复杂地质条件的工程要求，并积累了丰富的经验，逐渐发展成为一个相对独立的研究方向。1989年国际岩石力学学会成立注浆委员会，1991年我国在广州举行全国灌浆会议，并成立了中国岩石力学与工程学会岩石锚固与注浆技术专业委员会，加强了理论研究和技术交流。但由于岩土介质的极端复杂，裂隙岩体的渗流理论尚不够成熟，注浆工程常常依赖于经验，大型注浆工程技术参数只能依赖于反复的现场调试和监测，其中注浆固结体的力学性质、浆液流动时的力学过程以及注浆参数设计等理论问题，尤其缺乏系统完整的研究与论述。这些问题影响到注浆效果和技术经济指标的提高，甚至造成人力、物力的浪费，其总体研究水平与其他岩土工程技术相比尚处于初级阶段。
在我国煤矿的井巷施工中，注浆技术早在20世纪50年代就有较多的应用，东北鹤岗矿区、鸡西矿区和山东淄博矿区首先采用井壁注浆封堵井筒漏水，随后山东新汶矿区张庄立井采用工作面预注浆取得良好堵水效果。20世纪60年代以后注浆法有了很大发展，在矿井中已将注浆用于堵水、灭火、密封(瓦斯)以及对软土和构造破碎岩层进行加固，处理围岩冒落坍塌事故，进行巷道修复等方面的工作。20世纪80年代以来，由于现代支护理论的发展和注浆技术的进步，以支护为目的的巷道围岩注浆在苏联、德国等地开始研究和推行，我国同期也在复杂和不良岩体内的巷道工程中采用过注浆加固技术。典型的实例有：金川镍矿用后注浆法加固巷道取得良好效果；山东龙口矿区采用注浆加固与锚喷支护或锚喷架联合支护治理软岩取得实效；徐州旗山矿应用锚注支护技术维护巷道取得成功；抚顺矿区采用卸压加固注浆获得成功；徐州矿务局权台煤矿在v类回采巷道中采用围岩注浆与锚架联合支护取得成功，淮北矿务局朱仙庄煤矿、芦岭煤矿的新掘岩巷、修复岩巷和煤巷中应用滞后注浆加固技术控制围岩变形取得明显效果。 注浆材料也从水泥浆发展到多种化学浆、水泥一水玻璃浆。 因此，从历史发展看，注浆多用于岩土工程的堵水、防渗与加固，主要是一门与地下水害作斗争的工程技术。 煤矿巷道围岩注浆加固技术目前仅作为一项特殊的手段，主要用于如下两种情况： (1) 为提高掘进头及掘进工作面前方煤和岩体的稳定性，短期加固煤岩体，便于安全掘进和支护，从时间上可分为预注浆和随开挖及时注浆，
深部大断面厚顶煤巷道围岩稳定原理及控制
2011年6月 Rock and Soil Mechanics Jun. 2011 收稿日期：2010-10-08 基金项目：国家自然科学基金项目（No. 50774077）；煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题资助（No. SKLCRSM08X04）；国家重点基础研究发展计划（“973”计划）；全国博士学位论文作者专项资金资助项目（No. 200760），教育部新世纪优秀人才支持计划（No. NCET-06-0475）；中国矿业大学青年科研基金资助项目（No. 2008A002）；中央高校基本科研业务费专项资金资助（No. 2010QNA31)。 第一作者简介：肖同强，男，1981年生，博士，主要从事巷道围岩控制理论与支护技术方面的研究工作。E-mail ：xtq2000@https://www.wendangku.net/doc/ae13320566.html, 文章编号：1000－7598 (2011)06－1874－07 深部大断面厚顶煤巷道围岩稳定原理及控制 肖同强1, 2，柏建彪1, 2，王襄禹1, 2，陈 勇1, 2，于 洋1, 2 （1. 中国矿业大学（徐州） 煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏 徐州 221008；2. 中国矿业大学（徐州） 矿业工程学院，江苏 徐州 221008） 摘 要：针对深部高地应力、大断面、厚顶煤巷道围岩控制难题，采用理论分析、数值计算等方法研究了其变形破坏机制及其控制技术。研究结果表明，深部大断面厚顶煤巷道顶煤塑性区呈“拱形”或上宽下窄的“倒梯形”形态，直接顶塑性区则呈“矩形”形态，且存在肩角稳定区域。提出了“倒梯形”塑性区形成的层理面剪切破坏作用机制：在深部高应力（尤其是高水平应力）以及顶煤较大下沉产生的附加水平应力作用下，顶煤和直接顶之间的层理面发生剪切破坏，并引起其附近煤体破坏，促进了顶煤“倒梯形”塑性区的形成。基于此，提出了高强高预紧力锚杆和斜拉锚索梁联合支护围岩控制技术，认为斜拉锚索可锚固在肩角稳定区域，并起到限制顶煤与直接顶岩层之间层理面的剪切变形、阻止顶煤塑性区由“拱形”向“倒梯形”发展的作用。研究成果成功应用于工程实践。 关 键 词：深部巷道；厚顶煤；大断面；破坏机制；层理面；斜拉锚索梁 中图分类号：TD 322 文献标识码：A Stability principle and control of surrounding rock in deep coal roadway with large section and thick top-coal XIAO Tong-qiang 1, 2, BAI Jian-biao 1, 2, WANG Xiang-yu 1, 2, CHEN Yong 1, 2, YU Yang 1, 2 (1. State Key Laboratory of Coal Resources and Safe Mining, China University of Mining and Technology, Xuzhou, Jiangsu 221008, China; 2. School of Mines Engineering, China University of Mining and Technology, Xuzhou, Jiangsu 221008, China) Abstract: Based on the difficult problem of surrounding rock control in deep coal roadway with large section and thick top-coal, surrounding rock deformation and failure mechanism and its supporting technology are studied. The results show that, for deep coal roadway with large section and thick top-coal, plastic zone of top-coal presents “arched” or “inverted trapezoid” with wide upper and narrow lower, however plastic zone of immediate roof presents “rectangular”; the shoulder stable region exists in the immediate roof. Bedding surface shear failure effect mechanism for “inverted trapezoid” plastic zone is proposed: under the effect of high stress (especially high horizontal stress) and horizontal stress caused by larger roof subsidence; bedding surface between top-coal and immediate roof goes to shear failure, which causes coal body near bedding surface failure; and it promotes the formation of “inverted trapezoid” plastic zone. Based on above, high prestressed bolt with strip and steel mesh combining with diagonal cable and beam structure support is put forward. It is thought that diagonal cable can be anchored to the stability region in the shoulder; and it can limit the shear deformation of bedding surface between top-coal and immediate roof, and also can prevent the development of top-coal plastic zone from “arch” to “inverted trapezoid”. The research results have been successfully applied to roadway supporting. Key words: deep coal roadway; thick top-coal; large section; failure mechanism; bedding surface; diagonal cable and beam structure 1 前 言 目前我国许多矿区的开采深度已超过600～800 m ，新汶、淄博、徐州、开滦等矿区的开采深度已超过1 000 m ，最大开采深度达到1300 m ，预计未来20年我国很多煤矿将进入到1 000～1 500 m 的开采深度[1–5]。随着回采工作面产量的急剧增 大和采掘重型设备的应用，为满足通风、运输等安全生产的需要，深部回采巷道宽度也逐渐增 加，由原来的3.0～4.5 m 增至4.5～6.0 m 。深部、大断面条
采场附近巷道围岩控制
第十一章采场附近巷道围岩控制 由于采场上覆岩层大范围运动和垮落，对采场附近巷道形成强烈的动压影响，使巷道维护状况严重恶化。采场附近巷道围岩控制，成为矿山巷道的难点和重点。动压影响巷道围岩控制首先要合理确定巷道与采场之间的相对位置，然后是选择适合动压巷道变形特点的支护与加固方式。 第一节采场附近支承压力分布规律 如本书第1编所述，在回采工作面推进过程中及回采结束后，由于上覆岩层自下而上逐步冒落、破断与沉降，将在回采工作面周围形成动态的及静态的支承压力，如图11-1所示，在回采工作面四周煤体或煤柱上出现应力集中现象，在采空区内出现应力降低现象。 图11-1 长壁工作面周围垂直应力的分布 可以采用实验室模拟实验、现场实测或数值计算等方法，近似估计支承压力的分布规律，包括峰值大小及位置，应力升高区压力及影响范围，应力降低区压力及范围。 一、煤层下部底板中支承压力分布 上述图11-1所示的支承压力，将向其下方的底板煤岩中传递，形成相应的应力升高区和应力降低区，并随着回采工作面的推进，发生变形与应力的扩散和衰减过程。 1、变形的扩散和衰减规律 变形的扩散和衰减规律如图11-2及图11-3所示，它们分别表示沿走向剖面和沿倾斜剖面（工作面前方10m处），下方底板中的变形特征。图中实线表示距煤层分别0、8、24、40m的四个水平上的变形增量曲线（取水平线为零线），虚线表示附加变形完全衰减的边界。
图11-2 沿走向剖面底板中变形扩散规律 Ⅰ—边缘下方压缩变形区；Ⅱ—采空区下方变形恢复区 图11-3 工作面前方10m 处沿倾斜方向底板中的变形规律 2、应力的扩散与衰减规律。 底板中铅直应力的集中区和卸压区基本上与支承压力的集中区和卸压区相对应，随着Z 值增加应力集中和卸压程度降低，应力分布趋向缓和。 图11-4为沿走向剖面底板中3个应力分量的分布规律。由图11-4（a ）可见，垂直应力z σ的高峰位置与法线成一定夹角向煤体前下方传播，高峰值大小按负指数规律衰减；z σ的原始应力等值线位置与法线成15°左右向后下方伸展。 图11-4 支承压力在底板中的传播 （a ）岩层处于相对稳定状态的支承压力分布；（b ） z σ/h γ分布； （c ）x σ/h k γ分布（3/1=k ）；（d ）h xz γτ/分布 煤柱宽度对应力传递规律有较大影响。图11-5为一侧采空（相当于煤柱无限宽）、两侧采空煤柱较小和两侧采空煤柱较宽情况下，底板中z σ的应力等值线图，可见3种情况下底板中支承压力的峰值大小及分布范围是有很大区别的。
巷道围岩松动圈理论
围岩松动圈的理论 一、隧道围岩的松动圈的形成及物理状态 假设在地表下H深处有一个小岩石单元(图1)，在空间开挖前，这一单元处于三向应力完好稳定状态。当在其左侧开挖一空间后，水 图1 隧道围岩的物理状态 平应力H1解除，单元变成二向受力。这时这个单元的应力产生两个方面变化：一是由于三向应力变成二向应力状态，单元强度发生下降；二是由于应力的转移，所开挖的空间周边附近应力集中，使单元上受力增加。如果单元所受应力超过其强度，单元1将发生破坏，使其承载能力变低，发生应力向深部转移。这样相邻单元2开始面临单元1相似的情况，有一点不同的是单元2的水平应力H2，由于单元1的存在将不为零，但数值很小，所以单元2的强度略高。如果这时单元2上作用的应力仍大于其强度，则单元2又将发生破坏，使应力再次
问深部转移。单元破坏应力转移，其应力集中程度有所减弱，而径向应力有所增加，最后到单元n时，其单元上所受应力小于其三向应力极限强度，则单元只产生弹塑性变形而不发生破坏。这样的变化结果，使得在单元1至单元(n-1)之间的岩石处于破坏状态，而从单元n开始向外，岩石处于弹塑性变形的原岩完好状态。 这样的情况同样发生于所开挖空间的各个方向，所以，在这个空间的周围形成了一个破裂区。围绕开挖空间的这一破坏区域一般为环状；对于塑性岩石，在破裂区外应力接近岩石的强度，但小于岩石强度，围岩处于塑性状态；再往外应力低于岩石的塑性屈服应力，围岩处于弹性状态，形成了一般所说的围岩中的四个区(图2)。对于煤矿煤系 的岩石，多数的全应力——应变曲线塑性段并不明显．即没有明显的塑性区。从外向隧道内，对应于岩石的全应力——应变曲线，可把围岩分成三个区：弹性区、破裂膨胀剧烈区、破裂膨胀稳定区。 图2 隧道围岩的典型物理力学状态 处于弹性状态的围岩，由于其仍然具有承载能力，所以可以保持自稳。而处于破裂状态的围岩，由于发生了碎胀破裂，其表面将丧失