7巷道矿压显现规律

巷道矿压显现规律71第一节巷道围岩应力及变形规律第二节受采动影响巷道矿压显现规律第三节巷道围岩控制原理2第一节巷道围岩应力及变形规律345678原岩体内掘进巷道引起的围岩应力。（弹性状态）一、受采动影响巷道的围岩应力9圆形巷道围岩塑性变形区及应力分布A—破裂区B—塑性区C—弹性区D—原始应力区10sin2sin10sin1ctgcpctgcpaRi2002sinRctgcpaGu围岩应力P０、围岩强度（c、Φ）、支护反力Pi是巷道围岩控制的三个技术途径。110204060801001201401600510152025原岩应力p0/MPa巷道周边弹塑性位移u0/10-1mm煤页岩砂页岩砂岩石灰岩花岗岩影响巷道方向、布置位置、断面形状等。120.005.0010.0015.0020.0025.0030.0035.00巷道周边弹塑性位移u0/10-1mm煤页岩砂页岩砂岩石灰岩花岗岩C、φ选择稳定的岩层层位、断面形状等。130510152025303500.050.10.150.20.250.30.350.40.45支护强度pi/MPa巷道周边弹塑性位移u0/10-1mm煤页岩砂页岩砂岩石灰岩花岗岩巷道围岩控制对策、控制技术体系、参数选择。14回采工作面周围支承压力分布1—工作面前方超前支承压力；2、3—工作面倾斜、仰斜方向残余支承压力；4—工作面后方采空区支承压力15支承压力的显现特征通过支承压力分布范围、分布形式和应力峰值表示。分布参数有：煤体边缘的破裂区宽度、塑性区宽度（支承压力峰值距离）、支承压力的影响距离。工作面超前支承压力峰值位置距煤壁一般为4～8m，影响范围为40～60m，少数可达60～80m，应力增高系数为2.5～3。工作面倾斜方向固定性支承压力影响范围一般为15～30m，少数可达35～40m，支承压力峰值位置距煤壁一般为15～20m，应力增高系数为2～3。采空区支承压力应力增高系数通常小于1。16相邻的采空区所形成的支承压力会在某些地点发生相互叠加，称为叠合支承压力。例如，在上下区段之间，应力增高系数可达5～7，有时甚至更高。1718采动引起的底板岩层应力分布19采动引起的底板岩层应力分布20采动引起的底板岩层应力分布21采动引起的底板岩层应力分布22二、相邻巷道的应力分布及巷道间距的确定巷道围岩应力影响带。一般以超过原岩应力值的5％作为影响带的边界。如果相邻巷道的应力影响带彼此不重叠，可以忽略巷道间的相互影响。如果相邻巷道的应力影响带彼此重叠，但没有到达相邻巷道，可进行巷道围岩应力值的叠加。23巷间岩柱的稳定性。岩柱的稳定性主要取决于岩柱的载荷和岩柱强度。岩柱的强度主要由组成岩柱的岩体强度、岩柱的宽度和高度及总的构造特征决定。hBRRC222.0778.0hBRRC36.064.0124相邻巷道间合理距离。我国煤矿目前采深条件下，大巷间的距离以20～40m为宜，围岩较稳定时取小值，不稳定时取大值；在浅部和坚硬围岩以及在急倾斜煤层条件下，大巷间距可减小至10m；在深部和松软围岩条件下，大巷间距可增大至50m。上下山及集中巷间距以15～30m为宜，围岩较稳定时取小值，不稳定时取大值；在浅部和坚硬围岩以及在急倾斜煤层条件下，上述距离可减小到10m，在深部和松软围岩以及厚煤层内，间距应扩大到40～50m。25前苏联规定121KaaD26所布置巷道距地表深度/m平行巷道相互影响系数K1沿走向巷道围岩强度/Mpa沿倾斜巷道围岩强度/Mpa306090＞120306090＞120＜3003.5～22～1.61.5～1.31.2～11.81.51.21300～6004～2.52～1.81.7～1.51.4～1.22.21.81.51.2600～9004.5～32.5～221.71.6～1.42.62.11.71.4900～12005～3.53.5～32.5～21.8～1.632.521.5＞12005.5～44～3.53～2.32～1.83.42.92.41.7构造应力：的基本特点是以水平应力为主，具有明显的方向性和区域性。水平应力对巷道稳定性的影响：是巷道顶板冒落、底板臌起、两帮内挤的主要因素。顶板岩层在水平应力作用下可能出现两种破坏形式：一是薄层页岩类岩层沿层面滑移；二是厚层的砂岩类岩层以小角度或沿小断层产生剪切，顶板失稳冒落。三、构造应力对巷道稳定性的影响27薄层页岩顶板厚层砂岩顶板28水平应力作用下巷道底鼓29水平应力作用下巷道两帮破裂30合理的巷道布置方向：巷道轴向与构造应力方向之间夹角不同，对巷道围岩稳定性的影响很大。311、巷道围岩变形量的构成：巷道顶板下沉量、底板臌起量、巷帮移近量、深部围岩移近量以及巷道剩余断面积等。四、受采动影响巷道的围岩变形AOCDB010203040506070800123456789101112131415时间/d距离/mm顶板下沉量两帮移近量低帮内挤量322、巷道围岩变形规律：33与回采空间在同一层面的巷道称为本煤层巷道。与回采空间不在同一层面，其下方的巷道称为底板巷道；位于回采空间所在层面上方的巷道称为顶板巷道。厚煤层中、下分层以及相邻煤层中的煤层巷道，有可能同时受到本分层和上分层以及相邻煤层采面的采动影响。第二节采动影响巷道矿压显现规律一、巷道位置类型34煤体-煤体巷道（Ⅰ）；煤体-煤柱巷道（采动稳定）（Ⅱ1）；煤体-煤柱巷道（正采动）（Ⅲ1）；煤体-无煤柱（沿空掘进）（Ⅱ2）；煤体-无煤柱（沿空保留）巷道（Ⅲ2）。二、区段巷道的位置和矿压显现规律区段巷道的布置方式：35煤体-煤体巷道服务期间内变形将经历巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段。煤体-煤柱（采动稳定）或沿空掘进巷道服务期间，围岩的变形同样经历巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段。但受相邻区段采空区残余支承压力的影响，围岩变形相对较大。煤体-煤柱（正采动）或沿空保留巷道服务期间，围岩的变形将经历全部的五个阶段。围岩变形量远大于无采动及一侧采动稳定后巷道。区段巷道矿压显现规律36厚煤层中下分层区段巷道布置和矿压显现规律a—在已稳定的采空区下方b—在已稳定的采空区下方靠近上分层护巷煤柱c—在护巷煤柱下部(图中巷道2)37①巷道布置在已稳定的采空区下部。②巷道布置在保护煤柱下部。③巷道布置在尚未开采的工作面下部。三、底板巷道的位置和矿压显现规律底板巷道的位置38底板巷道的矿压显现规律a—保护煤柱不够宽条件下39底板巷道的矿压显现规律b—采面跨采条件下4020世纪50年代至60年代初期，我国采用在厚煤层内布置区段集中巷，上、下山甚至大巷，一般沿底板掘进，两侧留保护煤柱。巷道要经受多次采动影响。围岩变形强烈、破坏严重，还可能引起煤层自然发火。自60年代起，许多矿井以底板岩层巷道替代煤巷，为矿井安全和正常生产创造了良好的条件。但是岩巷工程量大、系统复杂，与现代化矿井综合机械化采煤的发展不相适应。目前，在厚煤层内布置上、下山甚至大巷，这标志厚煤层巷道部署的重要改革，对矿井生产建设将会产生重大影响。厚煤层主要巷道的布置方式41按巷道与回采空间的相对位置和回采顺序，可将上、下山的布置方式归纳为图列举的四类：四、上、下山巷道的位置42巷道位置参数既明确了巷道所在的层位及其围岩性质，也决定了巷道受到采动影响的程度。五、巷道位置参数的选择4344巷道围岩变形与Z值的关系曲线1—区段集中巷；2—盘区上山45巷道围岩变形速度与上部煤柱边缘之间的水平距离关系曲线1—两帮移近速度2—顶底移近速度46巷道围岩变形速度与上部煤体边缘之间r水平距离关系曲线1—两帮移近速度2—顶底移近速度47底板岩层中应力分布区域Ⅰ—原岩应力区；Ⅱ—应力集中区；Ⅲ—卸压区；Ⅳ—应力恢复区；A—拉伸破裂区；B、C—剪切滑移区48计算底板巷道位置参数49巷道与跨采煤层间的最小距离/m巷道埋藏深度/m巷道围岩强度/Mpa＜3030～60＞6030020101060020159002050巷道与上部煤层之间的垂直距离/m巷道埋深/m围岩强度/Mpa101520304050＜302530354030～60151520253035300＞6010101215172030～6025303540600＞601720253035900＞60253035401000＞6025303545巷道与上部煤层边缘之间的水平距离X/m51顶板巷道位置参数52围岩压力：围岩变形受阻而作用在支护结构物上的挤压力或塌落岩石的重力，统称为围岩压力。根据围岩压力的成因，可分为：松动围岩压力、变形围岩压力、膨胀围岩压力、冲击和撞击围岩压力。影响围岩压力的主要因素：分为开采技术因素和地质因素两大类。也即：回采工作状况和巷道保护方法；原岩应力状态、围岩力学性质、岩体结构、岩石的组成和胶结状态、围岩中水分的补给状况等。第三节巷道围岩控制原理一、巷道围岩压力及影响因素53巷道围岩控制是指控制巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取措施的总和。基本原理是：人们根据巷道围岩应力、围岩强度以及它们之间相互关系，选择合适的巷道布置和保护及支护方式。降低围岩应力，增加围岩强度，改善围岩受力条件和赋存环境，有效地控制围岩的变形、破坏。控制方法：巷道布置、巷道保护和巷道支护。二、巷道围岩控制原理和方法54将巷道布置在煤层开采后所形成的应力降低区域内。应尽量避免支承压力叠加作用，或尽量缩短支承压力影响时间，例如跨越巷道开采，避免在遗留煤柱下方布置巷道等。在采矿系统允许的距离范围内，选择稳定的岩层或煤层布置巷道，尽量避免水与松软膨胀岩层直接接触。巷道通过地质构造带时，巷道轴向应尽量垂直断层构造带或向、背斜构造。相邻巷道或硐室之间选择合理的岩柱宽度。巷道的轴线方向尽可能与构造应力方向平行，避免与构造应力方向垂直。巷道布置55通过在巷道围岩中钻孔卸压、切槽卸压、宽面掘巷卸压以及在巷旁留专门的卸压空间等方法，使巷道围岩受到某种形式的不同程度的卸载。采用围岩钻孔注浆、锚杆支护、锚索支护、巷道周边喷浆、支架壁后充填、围岩疏干封闭等方法，增高围岩强度，优化围岩受力条件和赋存环境。架设支架对围岩施加径向力，既支撑松动塌落岩石，又能加大巷道的围压，保持围岩三向受力状态，提高围岩强度，限制塑性变形区和破裂区的发展。巷道保护及支护56三、巷道围岩稳定性分类及支护选择原煤炭工业部的巷道围岩分类方法57巷道类别巷道围岩稳定状况基本支护形式主要支护参数Ⅰ非常稳定整体砂岩、石灰岩类岩层，不支护其它岩层，单体锚杆端锚杆体直径≥16mm、杆体长度1.6～1.8m、间排距0.8～1.2m、设计锚固力≥64～80kNⅡ稳定顶板较完整，单体锚杆顶板较破碎，锚杆+网端锚杆体直径≥16～18mm、杆体长度1.6～2.0m、间排距0.8～1.0m、设计锚固力64～80kNⅢ中等稳定顶板较完整，锚杆+钢筋梁或桁架顶板较破碎，锚杆+W钢带（或钢筋梁）+网，桁架+网，或增加锚索端锚杆体直径≥16～18mm、杆体长度1.6～2.2m、间排距0.6～1.0m、设计锚固力64～80kN全长锚固杆体直径≥18～22mm、杆体长度1.8～2.4m、间排距0.6～1.0m、Ⅳ不稳定锚杆+W钢带+网，或增加锚索桁架+网，或增加锚索全长锚固杆体直径≥18～22mm、杆体长度1.8～2.4m、间排距0.6～1.0m、Ⅴ极不稳定顶板较完整，锚杆+金属可缩支架，或增加锚索；顶板较破碎，锚杆+网+金属可缩支架，或增加锚索；底臌严重，锚杆+环形可缩支架全长锚固杆体直径≥18～24mm、杆体长度2.0～2.6m、间排距0.6～1.0m、煤巷顶板锚杆基本支护形式与主要参数58围岩松动圈分类方法围岩类别分类名称围岩松动圈/cm支护机理及方法备注小松动圈I稳定围岩0～40喷混凝土支护围岩整体性好，不易风化的可不支护中松动圈Ⅱ较稳定围岩40～100锚杆悬吊理论，喷层局部支护局部锚