(第七章)准巷道矿压控制课件

第一节

准备巷道围岩应力分布与矿压显现

一、巷道围岩的应力分布状态（一）围岩应力分布与应力集中概念经采动的岩体，在巷道开掘以前，通常处于弹性变形状态，岩体的原始垂直应力P为上部覆盖岩层的重量γH（岩体的容重与埋藏深度的乘积）。在岩体内开掘巷道后，岩体内部会发生应力重新分布，即巷道围岩内出现应力集中。当巷道围岩应力小于岩体强度，这时岩体物性状态不变，围岩仍处于弹性状态。如果围岩局部区域的应力超过岩体强度，则岩体物性状态发生变化，巷道周边围岩产生塑性变形，并从周边向岩体深处扩展到某一范围，在巷道围岩内出现塑性变形区，同时引起应力向围岩深部转移。巷道塑性变形区和弹性变形区内的应力分布如图１所示。在塑性区内圈（A），围岩强度明显削弱，能够承担的压力显著降低，且低于原始应力γH，围岩发生破裂和位移，称破裂区，为卸载和应力降低区。塑性区外圈（B）的应力高于原始应力，它与弹性区内增高部分增高部分均为承载区，也称应力增高区。1

1图１圆形巷道围岩的弹塑性变形区及应力分布p—原始应力；σt—切向应力；σr—径向应力；pi—支护阻力；α—巷道半径；Ｒ—塑性区半径；A—破裂区；Ｂ—塑性区；Ｃ—弹性区；Ｄ—原始应力区2图１圆形巷道围岩的弹塑性变形区及应力分布2（二）支承压力及其形成准备巷道的矿压显现比不受开采影响的单一巷道要复杂得多，它的维护状态除取决于影响单一巷道维护的诸因素外，主要取决于采动影响，即煤层开采过程中采场周围的岩层运动和应力重新分布，对准备巷道的变形、破坏和维护的影响。3（二）支承压力及其形成3

采用长壁工作面采煤时，沿回采工作面推进方向，不规则垮落带处于松散状况，上覆岩层大部分呈悬空状态（图2和图3），悬空岩层的重量要转移到工作面前方和采空区两侧的煤体的煤柱上。此时在采空区为低于原岩应力γH的应力降低区，在工作面前方

和煤柱上，出现比原岩应力大的增高应力（KγH），称支承压力，K为应力集中系数。回采引起的支承压力，不仅对本煤层的巷道布置危害很大，而且也严重影响布置在回采空间周围的底板岩巷和邻近煤层巷道。因此，减轻或避免支承压力的危害和影响以改善巷道维护状态，是选择巷道布置方式和护巷煤柱宽度的重要原则。支承压力是矿山压力的重要组成部分，研究支承压力控制问题有着极其重要意义。

图2回采工作面前后方的应力分布Ⅰ—工作面前方应力变化区；Ⅱ—工作面控顶区；Ⅲ—垮落岩石松散区；Ⅳ—垮落岩石逐渐压缩区；Ⅴ—垮落岩石压实区；A—原岩应力区；

Ｂ—应力增高区；

Ｃ—应力降低区；Ｄ—应力稳定区；

图3已采区及其两侧煤柱的应力分布Ⅰ—垮落带；Ⅱ—裂隙带；Ⅲ—弯曲下沉带；A—原岩应力区；B1、B2—应力增高区；C—应力降低区；D—应力稳定区4采用长壁工作面采煤时，沿回采工作面推进方向，不规

回采工作面后方，随着采空区上覆岩层沉降，垮落岩石逐渐被压缩和压实，垮落带和底板岩层的压力恢复到接近原岩应力γH，采空区两侧煤柱的应力随之逐渐降低并趋向稳定，为应力稳定区。所以，煤柱上的支承压力，应力增高系数K，是随巷道某地段离正在推进的回采工作面的距离及采动影响时间的延续而变化的。5回采工作面后方，随着采空区上覆岩层沉降，垮(三)移动支承压力与固定支承压力

煤层开采后，已采空地区上方岩层重量将向采空区周围新的支承点转移，从而在采空区四周形成支承压力带（图4）。工作面前方形成的超前支承压力，由于它随工作面推进而不断向前转移，故又称移动支承压力或临时支承压力。工作面沿倾斜和仰斜方向上下两侧及开切眼一侧煤体上形成的支承压力，在工作面采过经一段时间后不再发生明显变化，故称为固定支承压力或残余支承压力。图4采空区周围应力重新分布的概貌１—工作面前方支承压力；２、３、４—沿倾斜、仰斜及工作面后方残余支承压力6(三)移动支承压力与固定支承压力图4采空区周围应力重新

支承压力的显现特征通常以其分布范围、分布形式和峰值大小来表示,所谓峰值是指支承压力显现区内集中应力的最大值。对于移动支承压力，应力集中系数K＝2～4，对于固定支承压力一般K＝2～3。回采工作面推过一定距离之后，采空区上方岩层运动将逐渐稳定，采空区内的某些地点的冒落矸石也会逐渐受到压实，使上部未冒落岩层在不同程度上重新得到支承。因此，在离工作面一定距离的后方采空区内，也可能出现峰值较小（K＝1～1.3）的支承压力，称为采空区支承压力，但采空区内大部分地点并不出现这种支承压力，即通常K＜1。7支承压力的显现特征通常以其分布范围、分布形式

除此之外，相邻的两个采空区所形成的支承压力会在某些地点发生互相叠加，通常称为叠加支承压力。叠合支承压力的峰值可能比原岩应力增高4～6倍（即K＝5～7），有时甚至更高。

综上所述可知，由于煤层开采使采空区周围产生的各种支承压力的显现程度、峰值位置和分布范围是不同的。为了减轻或避免支承压力对巷道的危害和改善准备巷道维护，必须掌握回采工作面周围支承压力的分布规律，并了解它对准备巷道的影响特点。8除此之外，相邻的两个采空区所形成的支承二、准备巷道支承压力分布与矿压显现（一）水平巷道围岩应力与矿压显现的规律掌握水平巷道围岩应力与矿压显现规律，对于正确选择巷道的支护型式，确定合理的支护参数，有效地控制巷道矿压、改善巷道维护有重要意义。下面以区段岩石集中平巷为例介绍水平巷道围岩应力与矿压显现的规律。区段岩石集中平巷在上部煤层回采的影响下，由于位置不同，巷道的受力状况和围岩变形有很大差别，按巷道与上部煤层回采空间的相对位置，将底板岩巷布置归纳为图5的六种情况，以上六种巷道在上部煤层采动影响期间的受力状况归纳如表1所示。9二、准备巷道支承压力分布与矿压显现91010图5受上部煤层采动影响的底板或邻近煤层巷道的布置方式11图5受上部煤层采动影响的底板或邻近煤层巷道的布置方式11图6受跨采影响的底板岩巷和邻近煤层巷道（图5中巷道Ⅰ）的围岩变形Ⅰ—掘巷引起的围岩变形区；Ⅱ—掘巷影响稳定后的围岩变形区；Ⅲ—工作面A跨采影响的围岩变形区；Ⅳ—跨采影响趋向稳定后的围岩变形区；12图6受跨采影响的底板岩巷和邻近煤层巷道（图5中巷道Ⅰ）的图7底板岩巷和邻近煤层巷道的围岩变形Ⅰ—掘巷引起的围岩变形区；Ⅱ—掘巷影响稳定后的围岩变形区；Ⅲ—工作面A回采影响的围岩变形区；Ⅳ—回采影响趋向稳定后的围岩变形区；

Ⅴ—工作面B回采影响的围岩区；Ⅵ—回采影响再次稳定后的围岩变形区；13图7底板岩巷和邻近煤层巷道的围岩变形13

巷道从开掘到报废期间的围岩变形量。将Ⅰ、Ⅲ、Ⅴ三个采动影响时期的围岩变形量划分为由采动引起的附加变形量（图6、7）和采动影响稳定期间的变形量两部分14巷道从开掘到报废期间的围岩变形量。将Ⅰ、Ⅲ、Ⅴ三（三）倾斜巷道围岩应力与矿压显现的规律下面以上（下）山为例介绍倾斜巷道围岩应力与矿压显现的规律。位于底板或邻近煤层内的上（下）山，在上部煤层采动影响下由于巷道布置方式和回采顺序不同，上（下）山的受力状况和围岩变形量有很大差别，按巷道与煤层回采空间的相对位置可将上（下）山的布置方式归纳成图8所列举的类型，位于煤层内用煤柱维护的上（下）山（图8a）及位于底板岩层或下部邻近煤层上方保留煤柱的上（下）山（图8b），通常将经受一侧采动影响、两側采动影响以及长期处于两侧引起的叠加支承压力影响。图8受采动影响的煤层或底板岩石上（下）山的布置方式１—

上山；Ｂ—上（下）山煤柱宽度15（三）倾斜巷道围岩应力与矿压显现的规律图8受采动影响的

上（下）山位于底板岩层或下部邻近煤层上部工作面跨越上（下）山回采（不留煤柱），跨越方式如图8c所示，左翼工作面先回采到上山附近处停采，此时上山受一侧采动引起的支承压力影响，右翼工作面跨越上山前靠近上山时，上山两受到两侧采动引起的支承压力的叠加影响，上部煤层跨越上山后，上山便处于采空区下，若上山上方留设区段煤柱，则部分上山将长期处于两侧采空引起的支承压力重叠区下。上（下）山位于底板岩层或下部邻近煤层上部工作面跨越上（下）山回采（不留煤柱），跨越方式如图8d所示，右翼工作面在左翼工作面还远离上山时就跨越上山，这种布置方式，上山只受到右翼工作面跨采时引起的前支承压力影响，跨采后巷道便处于采空区下方应力降低区。图8受采动影响的煤层或底板岩石上（下）山的布置方式１—

上山；Ｂ—上（下）山煤柱宽度16上（下）山位于底板岩层或下部邻近煤层上部工作面跨

采区上（下）山从开掘到报废，由于采动影响，围岩应力重新分布，巷道围岩变形会持续变形和增加。按照图8a、b、c的上(下)山布置方式，上(下)山的围岩变形将经过掘巷期间明显变形，然后趋向稳定，一翼采动影响期间显著变形，然后又趋向稳定，以及另一翼再次采动影响期间强烈变形，再次趋向稳定六个时期。

图8受采动影响的煤层或底板岩石上（下）山的布置方式１—

上山；Ｂ—上（下）山煤柱宽度17采区上（下）山从开掘到报废，由于采图9上（下）山上方保留煤柱布置方式的围岩变形18图9上（下）山上方保留煤柱布置方式的围岩变形18图

10上（下）山上方跨采（后到的工作面跨采）布置方式的围岩变形

19图10上（下）山上方跨采（后到的工作面跨采）19

图8d的巷道布置方式，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，跨采引起围岩显著变形，以及跨采之后围岩变形趋向稳定四个时期。

20图8d的巷道布置方式，上（下）山的围三、影响准备巷道矿压显现的因素影响准备巷道矿压显现的因素可分为两大类，即自然条件和开采方法。（一）自然条件1．煤岩性质煤岩性质对巷道变形与破坏有决定性影响。例如，存在软弱岩石或膨胀性岩石，对巷道变形和破坏的性质和其剧烈程度有重要影响。巷道变形与破坏并非单纯取决于煤岩性质，与煤岩构造特征和岩体本身破坏状态有密切关系，其中影响最大和最普遍的是层理与节理。此外，顶板岩层的分层厚度、顶板中是否存在软弱岩层、以及软弱岩层赋存的位置和厚度，也对掘巷后的顶板动态和巷道变形破坏有重要影响。一般，巷道变形随煤岩强度增加而减少。21三、影响准备巷道矿压显现的因素212．地质构造

地质构造影响主要是指断层、褶曲等影响。断层两侧通常存在大量断层泥和断层砾石等未经胶结成岩石的松散集合体，因此断层破碎带内物质之间的粘结力、摩擦力很小，自承能力差，一旦悬露很容易冒落，巷道处于这种地质构造破坏带，经常会发生不同程度的冒顶事故。3．采深

开采深度直接影响巷道围岩中原始应力的大小。巷道顶底板移近量通常随采深加大而增加。其次，深部巷道容易出现底鼓现象，这对底板软弱的巷道尤为严重，所以底鼓问题成为深矿井巷道维护的难题之一。总之，随着采深加大巷道变形增加其维护更为困难。222．地质构造224.倾角由于围岩来压方向通常垂直于顶底板，故煤层倾角不同时，巷道主要受压方向不同，往往改变巷道变形破坏形式和使支架受载不均衡。如近水平煤层中的巷道，顶板多出现对称形弯曲下沉；而倾斜或急倾斜煤层中的巷道则常出现非对称形变形和破坏，而且当顶板中存在大倾角的密集光滑节理时，可能出现抽条式的局部冒顶。通常，位于大倾角煤层中的巷道顶部压力较小，而側向压力尤其是顶帮一側压力较大，常导致巷道鼓帮和棚腿产生严重变形。5．煤厚众所周知，煤厚越大，采出的空间越大，必然导致采场上覆岩层破坏越严重，使受回采影响的准备巷道矿压显现越剧烈。234.倾角236．水岩石受水后普遍有软化现象，使其强度降低。对于泥岩类软岩，遇水后会出现泥化、崩解、膨胀、碎裂等现象，从而可造成围岩产生很大的塑性变形。对于节理发育的坚硬岩层，水使受节理剪切的破碎岩块之间的摩擦系数减小，容易造成个别岩块滑动和冒落。同时水的存在又是巷道底臌的常见原因之一。7．温度温度升高会促使岩石从脆性向塑性转化，也容易使巷道围岩产生塑性变形，降低围岩承载能力。另一方面，因温度升高为降温需增加风量，进而要增加巷道断面，巷道围岩变形量与其断面尺寸成正比关系。246．水24（二）开采方法

1、巷道布置围岩性质和其构造特征是影响巷道稳定性的最重要因素。在条件允许时，宜尽量将巷道布置在坚硬而稳定的岩层中。这种情况下，巷道往往可以使用较长时间而无需翻修。井下巷道中常见到由于软弱夹层强烈变形造成局部集中载荷而导致支架变形和损坏的现象。故布置巷道时应尽量避免巷道位于非均质的煤和岩体中。地质破坏区属于岩性不良的地区，这些地区可能存在残余的构造应力，或者该处的岩体完整性已遭破坏，甚至已散离为大小不等的松散岩块。在这些地带开掘巷道不仅巷道变形量大，而且很容易出现局部冒顶等事故。故应避免在地质破坏区布置巷道。另外，应将巷道布置在应力降低区

25（二）开采方法252、开采顺序

工作面回采顺序主要有：后退式、前进式两种，当采用走向长壁、区段内后退式开采时，上山将受到超前支承压力的影响，不利于上山的维护；当采用走向长壁、区段内前进开采时，上山将不受到超前支承压力的影响，利于上山的维护。区段间接替顺序有两种方式：区段跳采接替及区段依次接替，当采用跳采方式时，相邻区段采空后回采中间区段时，出现“孤岛”煤柱，煤柱下方底板巷道矿压显现剧烈。262、开采顺序263、时间效应由于许多岩石具有流变性，所以即使巷道处于不变的静载荷作用下，随时间增长变形也会缓慢地增加。时间因素不仅对软弱岩石影响很大，而且对某些坚硬岩石有时也可能产生明显影响。故应加快工作面推进速度，减少巷道维护时间。4、巷道维护方法

巷道维护是指对已进行过支护的巷道，为改善已恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施，正确的维护方法有利于减少巷道变形，延长巷道服务年限，不当的维护会恶化巷道状况，影响矿井正常生产。273、时间效应27第二节支承压力在煤层底板中的传播一、支承压力在煤层底板中的传播方式研究支承压力在煤层底板中的传播方式对了解受上部煤层采动影响的底板岩层邻近煤层巷道受力状况和矿压显现，合理布置巷道和选择有关参数有指导意义。（一）支承压力在煤体下方的传播从士力学中知道，集中力P作用在半无限体的平面上，对平面下方任一点M将发生影响，如图11所示。假设作用力P在M点造成的位移与距离半径R反比，与坐标角β的余弦成正比，则M点沿R方向的变形uR为28第二节支承压力在煤层底板中的传播282929

上述是在集中力P作用下形成的空间应力分布情况。事实上，这种解只是具有理论上的意义。在实际工程中很少遇到集中载荷作用的情况，但是通过这个解，可以知道应力在岩体内的传递规则。并且可以用积分的方法，解决其它形式载荷条件下的应力分布问题。不过，由于围岩内支承压力分布的复杂性，它在岩体内的传播也只能借助于有限元及光弹等方法来求解。西德学者雅可比将煤层开采条件理想化，即将岩体视为均质的弹性体，对煤体下方底板岩层中的应力分布进行了模拟计算，得到了应力线的分布图，如图12所示。其假设的条件是：采深为800m，上覆岩层容重为25KN/m。图中的单位是10Mpa，因此图中的等应力线2即相当于原岩应力。显然，在应力传播的范围内，可以取2线为边界，在煤体下方的一側为增压区，而在采空区下方一側为减压区。30上述是在集中力P作用下形成的空间应力分布

根据理论计算式，可以绘出在集中力P作用下岩体内的垂直应力σz在水平方向及深度上的分布，如图13,由图可以看出，在水平方向上，随着与集中力P之间距离增加σz逐减小。31根据理论计算式，可以绘出在集中力P作用下（二）应力传播角

若将图11岩体内σz相等的线连结起来，则形成类似卵形的压力泡，如图14所示。与集中力P作用点相连同压力泡等值线相切的直线和垂直面夹角称为应力传播角，通常支承压力越大和煤柱尺寸越小，应力传播角越大，应力传播角一般变化在250～550之间，我国部分地区应力传播角如表2所示。一般煤体下方的巷道均应布置在应力传播角以外。即卸压带的边界线与煤壁垂直线的夹角，大于β角为低压区，小于β角和煤壁下方为支承压力的高压区。底板愈硬，β角愈大，应力集中程度愈低。一般来说，底板为煤层时，β角仅150左右；而底板为岩层时，β角达250以上。32（二）应力传播角3233333434⒈应力增高区这是开采工作引起的支承压力经煤层传递到底板岩层，在靠近采空区的煤体下方形成的大于原始应力的增压区，且愈靠近煤层，该集中应力值愈大（图15中A区）；⒉应力降低区由于开采后顶板岩石离层、冒落，在邻近煤体的采空区下方底板岩层中形成应力明显低于原始应力的卸压区，且随远离煤层其卸压程度逐渐减小。（图15中B区）⒊影响轻微区位于煤体边界处的采空区下方，介于应力增高区和应力降低区之间受采动影响轻微的地区（图15中C区）；⒋未受影响区在煤层底板中，离煤体上支承压力强作用区距离较远或深度较大，因而未受支承压力影响的地区（图15中D区）35⒈应力增高区35

从减轻巷道受压的观点看，显然不应将底板岩巷布置在A区，但也不宜布置在离采空区很近的B区，因为该处的底板岩层常常会朝采空区方向产生移动和鼓起。从减小掘进量，便于生产联络和利于维护等观点看，也不宜将岩巷布置在D区。根据目前的经验，一般是将底板岩巷布置在C区，而且它离煤层底板和煤体边界面都应有合适的距离。36从减轻巷道受压的观点看，显然不应将底板岩巷布置37373838

(二)底板岩性的影响

1.底板岩性对巷道稳定性影响与z值关系围岩性质对底板岩巷的z～u关系影响很大。下面在上部采动状况等一定条件下，讨论围岩性质对u－z的影响。图16列举的所有巷道，在上部煤层跨采过程中，都只受上部工作面回采引起的前支承压力作用，即荷载P基本相同。只是巷道与上部煤层之间的垂距和围岩性质不同，而引起巷道围岩变化量的变化。由图16可见：39(二)底板岩性的影响3940402.围岩性质对巷道变形量u的影响，远比巷道与上部煤层之间的垂距z的影响要大。在围岩性质一定的条件下，z值从５～1０m，u值降低一半左右。在同一垂距下，由于巷道围岩性质不同，u值相差很大，图16中的四种巷道u的比值为１：3.6：11：30。因此，确定底板岩巷位置时，首先应选择在围岩比较稳定的层位内。即使这个层位与上部煤层的垂距偏小，它对巷道维护的影响也不会太大。反之，若岩巷位于围岩松软的层位内，既使与上部煤层的垂距甚大，上部煤层采动对巷道维护也会产生严重影响。412.围岩性质对巷道变形量u的影响，远比巷道与上部煤层之间的垂第三节准备巷道维护一、准备巷道矿压控制的基本途径准备巷道矿压控制主要包括以下三类方法和途径：第一类：巷道保护，是为了使围岩应力与岩体强度保持较适应的关系，以便预防巷道失稳或有效地减轻矿压危害而采取的各种技术措施。第二类：巷道支护，一般指借助安设各种矿山支架去预防巷道围岩产生过度变形和防止巷道冒顶、片帮，以保证巷道正常使用。第三类：巷道维护，是指对已进行过支护的巷道，为了改善恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施，如巷道补棚、补柱、扩帮、起底甚至重新支护。分析目前所采用的各种矿压控制措施，从其对付矿压的原理来看主要有这些措施：抗、避、移、卸。即抵抗矿山压力、避开高应力区、移走高压、释放高压。42第三节准备巷道维护42（一）抵抗矿山压力巷道中的矿压是客观的自然现象，在采掘过程中企图完全消除这种现象是不可能的，因此必须对巷道采取一定的支护形式，对矿山压力实行“抵抗”。抵抗矿山压力主要是提高支架的支撑能力或支护密度，用加强支护的手段去抑制或减少围岩移动，增强巷道抗变形能力以对付矿压的作用。常采用的方法有：①增大型钢重量或对其进行热处理，提高支架的承载能力；②增加支护密度；③充填支架背后空间；④采用注浆加固技术；⑤采用二次支护或联合支护方式。传统的巷道矿压控制方法中多以“抗压”为主，即对矿山压力实行“硬”抗，当矿山压力显现剧烈时，采用强行措施来取得对巷道的维护。这种方法巷道布置地点及掘巷时间可不受限制，但其不仅使巷道支护工作耗费大量的人力物力，支护劳动强度大，并使开采费用大幅度提高，而且常不能取得满意的效果。43（一）抵抗矿山压力43（二）避开高应力区避开高应力区就是将巷道布置在应力经重新分布后岩体已处于卸载状态的天然低应力区，从时间上或空间上躲开高应力的作用。其具体措施：（1）在煤体边缘或煤体下方的低压区内布置巷道；（2）错过高压作用的时间，等压力充分稳定后再掘巷。这种方法可在不同程度上减轻巷道受压，有利于支护工作，但有时要多开一些辅助巷道，或要求延迟掘进时间，不利于采掘接替。44（二）避开高应力区44（三）移走高压移走高压主要是通过人为方法使巷道受到松动，形成卸载槽孔或其它形式的卸载空间，迫使载荷转移到离巷道较远的地点，达到减轻巷道受压的目的，其具体措施为：（1）在巷帮或底板中形成御槽孔；（2）宽面掘进或在巷旁故意留出御载空间；（3）用跨采工作面使巷道得到卸载。这种方法使巷道地点及掘进时间不受限制，但要增加与采用卸压措施有关的额外费用。45（三）移走高压45（四）释放高压

当矿山压力较大时，采用适当的支护措施和保护支架本身不受严重损坏的前提下，容忍围岩产生一定的变形，以释放部分能量（也称应力释放）。其具体措施为：（1）采用有一定工作阻力的可缩支架；（2）为巷道受压收缩预留备用断面；（3）容忍巷道底臌然后进行机械化卧底；这种方法可在一定程度上利用围岩自承力，减轻支架受载，应用得当可实现无维修护巷，对生产极有利，但是这种方法会增加支架结构的复杂性或多支出掘进和卧底费用。46（四）释放高压46二、发挥支架与与围岩共同承载作用研究表明，井下支架的工作特征与一般的地面工程结构有着根本性的区别，支架受载的大小不仅取决于本身的力学性质（承载能力与刚性等），而且与其支护对象－围岩本身的性质和承载能力有着密切的关系。因此应把“支架－围岩”看成一个彼此密切有关的力学相互作用系统。47二、发挥支架与与围岩共同承载作用47

从广义的角度来说，支架会在一定程度受到离它较远的被采动岩体的影响，但通常所说的“支架－围岩”系统主要是指支架与其直接相邻的周围小范围岩体的相互作用，具体来说就是指“直接顶－支架－直接底板”系统。在这个系统中，支架与围岩相互作用的状况受到直接顶、底板岩性、支架本身的力学性质，支架安设时间、安设的质量等许多因素的影响。此外随着时间的不同，如在掘进初期、受采动影响期间以及影响稳定以后，支架与围岩相互作用的状况也是不同的。在研究巷道控制问题时，必须把“支架－围岩”看作是一个相互作用和共同承载的力学体系，如果从这个观点出发来正确调整和处理“支架－围岩”的受力关系，就有可能在安全和经济的条件下达到保证巷道稳定性的目的。48从广义的角度来说，支架会在一定程度受到离它较远的（一）围岩自身的承载能力研究表明，围岩不仅具有自承力，而且在一定的程度上还是一种天然承载构件。例如，开掘在坚硬岩层中的巷道常常不用人工支护就可以长期保持其稳定性，在一部分矿井遇到的所谓“岩石桥”现象也是岩层能承担上覆岩重的例子。即使岩层已遭到破坏或折断，但是由于岩层之间的摩擦力或铰链作用，使这些破断岩层能形成某种“结构”，即处于暂时平衡状态，它也能在一定程度上起到承担上覆岩层重量的作用。因此，合理的“支架－围岩”关系中，应充分利用围岩这种天然的自承力和承载力，以尽可能减轻人工支架的负担，这样才能取得更好的经济效果。但是，利用围岩的承载能力也不是无限制的，它必须在保证安全的前提下寻求这种合理的“支架－围岩”相互作用关系。实际生产中，当围岩自身承载能力小，通常利用人工方法增加围岩强度来提高围岩承载能力。49（一）围岩自身的承载能力49（二）支架与围岩共同承载的约束条件

为了更简单地说明“支架－围岩”相互作用的合理关系，在巷道周围出现塑性松动圈的情况下，为了使松动圈内岩石保持塑性应力，就需要在巷道周边上对围岩施加一定的支护反力，而且围岩稳定时所形成的塑性圈半径R愈大，所需提供的支护反力可愈小。由于塑性圈半径R的大小也表现为巷道周边径向位移U的函数，即P＝f(U)。此关系式说明围岩达到稳定时周边的径向位移U愈大，所需要的支护反力P可愈小，反之，如果U愈小，P值愈大，可用图18的曲线图来表示：它也可以称为围岩的位移特性曲线。现在来分析以下几种情况。50（二）支架与围岩共同承载的约束条件50(1)如果只允许巷道围岩产生微量位移，则势必要求开巷后立即安设完全刚性支架。由于位移量很小，这时支架在曲线1的A点工作，故支架承受的载荷最大（Pmax），显然这种工作方式是不经济的，因而也是不合理的。51(1)如果只允许巷道围岩产生微量位移，则势必要求开巷(2)如果开巷后未及时支护，或安设的是缓增阻型的可缩性支架，则围岩将基本上不受阻碍的状态下使移动量发展到最大，这时支架在曲线1的B点上工作，故支架承受的载荷可以很小（Pmin）。从理论上说，这是经济的工作方式。在工程实践中，当U值大至一定值后，曲线1不会按芬纳公式计算出来的关系继续降低下来，而是可能向上增长，如图18曲线CD段所示。显然这种工作状态是不安全的，因而也是不能采用的。

52(2)如果开巷后未及时支护，或安设的是缓增阻型的可(3)在多数支架具有一定可缩量和有限承载力的结构，而且开巷以后经过某一段时间才安设，因此实践中总是不得不允许围岩产生一定程度的位移和变形，所以通常支架总是在位移曲线1的AC段内工作。从安全和经济统一的观点看，总是希望在保证安全的前年前提下获得最好的经济效果，同时，为了保证有一定的安全储备，也不宜使支架在围岩即将散离和破坏极限状态（图中的C点）工作，因此合理的“支架－围岩”作用关系取支架特性曲线1的交点保持在离C点不远的左侧，如图中的E点。这时支架受载虽然稍大于C点，但能获得经济又安全的效果，因而也是支架与围岩作用和共同承载的最佳工作点。53(3)在多数支架具有一定可缩量和有限承载力的结构，而三巷道维护措施巷道围岩破坏范围是巷道围岩稳定性、变形量大小和支护难易程度的决定因素。虽然巷道围岩的破裂状态不能改变，但包括支护在内的一切矿压控制措施，控制围岩破裂的发展、减少围岩破裂范围是可能的。对巷道维护、控制总的原则是：采取一切可能的办法和措施，减少巷道围岩的破坏范围。减少巷道围岩破裂范围可以采取多种方式，这些技术措施归根结底是通过降低应力和保证巷道围岩有较高的强度或是提高岩体强度，从而达到减少巷道围岩破裂范围、提高巷道稳定性的目的。保护巷道的技术措施很多，例如，巷道二次支护、将巷道布置在低应力区、选择岩性良好的层位布置巷道、采用卸压措施等等。54三巷道维护措施54（一）巷道二次支护所谓二次支护就是开巷后，分先后二次对巷道进行支护。一次支护的目的是及时封闭和隔离围岩，以防止巷道周边悬露面上个别危石掉落，同时对围岩初期移动给以一定限制，因此一次支护应在开巷后及时和尽早进行。但是一次支护并不能使“支架－围岩”系统达到力学平衡，因此，一次支护后围岩必然产生一定的变形，以便继续释放部分能量，以后等围岩变形和能量释放到一定的程度后进行二次支护。二次支护的目的在于促使围岩进一步趋于平衡，以保证巷道使用期间的稳定性和确保工作安全。所以二次支护应在初次支护未失效，围岩尚未达到极限允许位移量和围岩移动速度已较小的合适时间进行。这个时间一般根据巷道位移现场监测得到的资料来确定。以往二次支护工艺多用于基本巷道，尤其是围岩膨胀变形严重的软岩巷道。但近年来在受采动影响的顺槽中分多次进行安设的所谓分段接力联合支护，实质上也是一定程度利用了“支架－围岩”合理相互作用原理。55（一）巷道二次支护55（二）将巷道布置在低压区

1．在煤体下方低压区布置巷道在煤体与采空区交界处的下方底板岩石中存在一个应力降低区，将巷道布置在该区域内可以达到减轻巷道受压和改善巷道维护的目的。在其它条件相同时，巷道离煤层底板的垂深愈大，巷道受煤柱上方支承压力的影响愈小，巷道将愈加稳定。在巷道离煤层底板垂距相同的情况下，随着巷道与煤体边缘水平距离不同，巷道受压状况也明显不同。一般规律是巷道在采空区方向深入采空区下方距煤体边缘越远，所受支承压力的影响越小。56（二）将巷道布置在低压区562．在采空区内形成巷道

采空区是已经卸压或是逐渐向原始应力逐渐过渡的地区，除少数地点可能出现应力集中系数很小的支承压力外，大部分地区并不出现支承压力，因此在采空区内形成巷道也可达到减轻巷道受压的目的。在采空区内形成巷道的方法有多种，比较常见的是靠煤体边缘在采空区内掘进巷道以及直接在回采工作面后方采空区内形成巷道。跟随工作面之后形成的巷道，既不受回采工作面超前支承压力的影响，也不受工作空间附近顶板强烈下沉影响，因而巷道内变形大为减少。从巷道免压的观点，对今后的深部开采来说，它可能成为一种有发展前途的护巷方法。572．在采空区内形成巷道57（三）选择岩性良好的层位布置巷道

1．巷道布置在坚硬而稳定的岩层中围岩性质是影响巷道稳定性的最重要的因素。根据我国实测资料，开掘在不同围岩中的巷道，在受到煤层采动影响时，围岩变形可相差达一、二十倍之多。因此，在坚硬而稳定的岩层中在布置巷道，是巷道保护重要的措施。围岩性质对底板岩巷变形的影响如表8所示

58（三）选择岩性良好的层位布置巷道5859592．将巷道布置在均质的煤或岩体中

布置巷道时除了考虑岩石强度外，还应考虑其结构的非均质性。否则由于巷道周围介质强度不同，导致支架受力不均，往往会使支架的某些构件首先产生变形和破坏，从而不能充分利用支架的整体强度。井下巷道中常见到软弱夹层强烈变形造成局部集中载荷而导致支架变形和损坏的现象，故布置巷道时尽量避免巷道位于非均质的煤和岩体中。602．将巷道布置在均质的煤或岩体中603、巷道布置避开地质破坏区地质破坏区属于岩性不良的地区，这些地区可能存在较大的构造应力，或者该处的岩体完整性已遭到破坏，甚至已散离为大小不等的松散岩块。在这些地带开掘巷道不仅巷道变形量大，而且很容易出现局部冒顶等事故。故应避免在地质破坏区布置巷道。613、巷道布置避开地质破坏区61

(四）用卸压措施由于条件限制，无法将巷道布置在低应力区内时，必要时可采用人为卸压，以减免掘巷和回采引起应力集中，巷道人为卸压的主要措施如下：1、在巷道围岩中钻孔卸压这种方法是通过在被保护的巷道内钻孔，使掘进引起的支承压力峰值向围岩深部转移，从而使巷道处于应力降低区。同时，钻孔还为巷道围岩变形提供了一定补偿空间，吸收一部分变形，从而减少巷道变形量。卸压钻孔可以垂直或平行于巷道轴线在巷道围岩中钻凿，分别如图19和图20所示。垂直卸压钻孔可在巷道两帮及顶底板中钻凿，而以在两帮和底板中居多；平行卸压钻孔只在巷道两帮钻凿。62(四）用卸压措施6263636464

研究表明，在巷道围岩中钻卸压钻孔后，沿卸压孔方向（垂直孔）或沿卸压孔排列方向（平行孔）的巷道变形量减少，而垂直卸压钻孔排面方向的巷道的变形量增大。即在两帮钻卸压钻孔时，两帮相对移近量减少，而顶底板相对移近量增大；相反，在顶底板中卸压钻孔时，顶底板相对移近量减小，两帮相对移近量增大。因此，若要减小两帮变形量，可在巷道两帮钻孔卸压；若要减少顶底板相对移近量，应在顶底板中钻卸压孔；若欲控制巷道底臌，只需在底板岩层中钻卸压钻孔。这种卸压方法需要钻凿大量质量要求很高的（平行、间距不变）的卸压钻孔和高效率的钻孔的设备，因而目前应用较少，远不如钻孔松动爆破卸压法用得多。65研究表明，在巷道围岩中钻卸压钻孔后，沿卸压孔方向（2.钻孔松动爆破卸压(1)钻孔松动爆破卸压这种方法多数是在巷道底板或两帮钻深度较小的炮孔，在孔底进行限制性爆破，在煤（岩）体中形成一个连续的松散、破碎带，将掘巷产生的支承压力峰值转移到巷道围岩深部，从而达到卸压的目的。同时，己松散、破碎的煤（岩）体具有缓冲垫层作用，即巷道深部围岩变形将作用于它，当它完全被压实后才作用于巷道周边的围岩和支架，巷道才开始变形。可见，钻孔松动爆破卸压可以延迟和减少巷道变形。试验表明，应用此法控制巷道底臌，可使底臌延迟3-10个月产生，底臌量减少60%-75%。在巷道底板松动爆破卸压，可以有效地防治巷道底臌。如图21。662.钻孔松动爆破卸压666767

钻孔松动爆破卸压的主要技术参数有炮孔长度L、间距b、倾角α和与巷道轴线的夹角β（见图22），此外还有装药量Q.钻孔松动爆破卸压己在国外煤矿进行了大量实践，特别是在治理巷道底臌方面取得了良好的效果。我国的芦岭矿，朱仙庄、三台子矿和赵各矿等将这种方法用于深井巷道和软岩巷道矿压控制，也取得了较好的效果。68钻孔松动爆破卸压的主要技术参数有炮孔长度L、间距b6969（2）卸压与注浆加固结合

实践表明，钻孔松动爆破卸压法在围岩条件较好时可以在一定程度上减少巷道变形量，延迟巷道变形，特别是在控制巷道底臌方面较为有效。然而，随着松散破碎带煤岩体被压实，卸压作用也随之消失。当巷道围岩本身松软破碎时，松动爆破相当于扩大了巷道围岩的破裂范围，结果整个破裂范围内的围岩一起变形，向巷道空间挤出，不仅不能减小巷道变形量，相反还会增大巷道变形。70（2）卸压与注浆加固结合707171

卸压工作尽可能与巷道掘进同时进行，滞后进行时距掘进工作面的距离不应超过10m，加固工作可在距掘进工作面10m或更远的地方进行。注浆加固一般需要另打钻孔作为注浆孔：注浆材料可用水泥浆或其它化学浆液。这种方法将卸压与围岩加固结合起来，先通过钻孔松动爆破卸压，然后对已经起到了卸压作用的松散破碎围岩进行注浆加固，因而可以获得比单一（卸压、加固）方法更好的效果。但这种先卸压后加固的方法施工工艺复杂，故在此基础上又发展了一种爆破加固法。72卸压工作尽可能与巷道掘进同时进行，滞后进行时距掘进

爆破加固的原理与上述先（松动爆破）卸压后加固的方法一样，但这种方法的爆破卸压与加固工作同时完成，因而大大简化了施工工艺。这种方法仍然是按卸压的要求布置炮孔。与钻孔松动爆破卸压不同的是，孔底除了装填炸药外，还间隔装填粘结材料。炮孔装填结构如图24所示，炸药距孔口的距离应大于1m。装上炮泥后进行爆破，便完成了卸压和加固工作。粘结材料可用水泥、水玻璃和砂组成（或用其它化学材料），并被分隔开，用塑料包包装成药卷。73爆破加固的原理与上述先（松动爆破）卸压后加固的方法图24粘结材料与炸药装填结构74图24粘结材料与炸药装填结构74

钻孔松劝爆破卸压对卸压带以内的巷道周边围岩的稳定性有一定影响，特别是围岩条件较差时。这一方面是由于爆破使得围岩中的应力重新分布，另一方面爆破产生的冲击波作用于巷道周边围岩，同时岩体的破裂膨胀也对这部分围岩产生挤压。为了既起到卸压的效果，又能改善、提高巷道周边围岩的稳定性，前苏联在钻孔松动爆破卸压的基础上提出了另一种爆破卸压与加固相结合的方法-----支架加固法。75钻孔松劝爆破卸压对卸压带以内的巷道周边围岩的稳定（3）爆破卸压与支架加固相结合如图25所示，这种方法的实质是：在距巷道周边一定深度处，靠装填在一种特制的管缝式锚杆中的炸药爆破形成卸压带，同时锚杆开裂加固卸压带以内的巷道周边围岩。采用支架加固法时，巷道支护可以是（拱型）金属可缩支架或锚喷支护。此法只适用于保护巷道顶板和两帮，不用于底板。76（3）爆破卸压与支架加固相结合7677773．开槽（缝）卸压这种方法实际上相当于钻孔卸压方法的钻孔中心距为钻孔直径的特殊情况，因此它的卸压原理与钻孔卸压法相同，只是卸压的工程不同，它是通过在被保护巷道两帮或（和）顶底板中开卸压槽（缝），使支承压力峰值向巷道围岩深部转移，使巷道处于应力降低区，从而达以卸压的目的，如图26所示，同钻孔卸压法开的卸压钻孔一样，卸压槽（缝）还为巷道围岩变形提供了补偿的空间，从而使巷道变形量减小。783．开槽（缝）卸压78

数值计算和相似材料模拟试验表明，在巷道围岩中开卸压槽后，沿卸压槽方向的巷道变形量减小，而垂直卸压槽方向的巷道变形增大。因此，我们可以根据巷道的变形特点即变形是大小和方向确定卸压槽（缝）的位置和方向。开槽(缝)卸压相当于钻孔卸压法孔间距为零（中心距为钻孔直径）的特殊情形，因此，从理论上讲，它可以获得更好的卸压效果，但这种卸压方法由于目前还没有合适的开槽机具，并且要在巷道的不同部位开槽也有较大困难，故在实践中多用孔代替槽（缝）。79数值计算和相似材料模拟试验表明，在巷道围岩中开8080底板卸压原理图81底板卸压原理图814．巷旁形成卸压空间（1）宽面掘巷卸压宽面掘巷是开采薄煤层采用的传统掘巷方法之一。最初应用是为了将掘进所得的矸石留在巷旁，避免将矸石运到地面，从而可减少大量矸石运输量。还可以减轻地面环境污染。但是由于巷道一侧（有时可能是两侧）煤层被采空，而堆积在巷旁的矸石与顶板之间又常留有间隙，这就自然地在一定程度上起到了转移压力和保护巷道的作用（图27）。824．巷旁形成卸压空间82

宽面掘进时，由于巷道掘进速度慢，捣运矸石的劳动量大而繁重，故这种方法的应用受到一定限制。但最近几年国外发展了同时运出巷旁煤炭的矸石充填机，使巷旁作业实现了机械化，在不降低掘进速度的条件下仍可实现掘进矸石不出井，从而为这种掘巷方法开辟了新的应用前景。83宽面掘进时，由于巷道掘进速度慢，捣运矸石的劳动量（2）在巷旁留专门的卸压空间

巷旁卸压空间实质上起了一种隔离高压的作用，使高压离巷道较远，同时在高压作用区的近旁建立一个容许顶底板自由变形的专门卸压空间，任其能量充分释放而导致应力降低。形成卸压空间的方式，可以利用专门的巷旁充填材料保护巷道，再在巷旁充填和煤体之间留出专门的卸载空间（图28），使严重底臌现象转移到卸压小巷内，从而获得了良好的巷道卸压效果。

84（2）在巷旁留专门的卸压空间84（3）利用巷道顶部卸压巷硐进行巷道卸压在巷道顶部布置卸压巷硐进行巷道卸压，这种方法是通过在巷道上方形成卸压空间，使巷道围岩应力重新分布及巷道周边的集中应力峰值向远离巷道的围岩深部转移，从而在保持巷道周边岩体完整性的前提下使巷道处于应力降低区内，显著改善巷道的受力状况。85（3）利用巷道顶部卸压巷硐进行巷道卸压855．大面积区域卸载过去，我国许多矿井曾采用在巷道上方留设护巷煤柱以保护底板岩巷的办法，但均未获得良好的效果。事实上，正是护巷煤柱上的支承压力传递到底板岩层中，使被保护的巷道严重受压或遭到破坏，导致大量的人力物力浪费和煤炭资源的损失。相反地，如果使工作面从底板岩石巷道上方连续采过去，在被跨越巷道的上方不再留下保护煤柱，则跨采以后的巷道却可以受到卸压而长期处于稳定状态，这就是所谓跨采卸压护巷方法。

目前这种方法已在我国许多煤矿中获得广泛应用，并取得良好的效果。常用的跨采护巷方法有以下两种。865．大面积区域卸载86（1）跨越平巷回采由图29可知，由于跨采工作面超前支承压力的影响，被跨采平巷相应于跨采面前方约30～40m的地段受压增大，但跨采面通过之后，平巷就可以长期处于采空区的低压区。被跨采平巷的围岩移动量及其维护状况与巷道围岩性质及巷道与煤层之间的距离有关，当岩性不坚硬及间距不大时，在跨采过程中应对平巷受到跨采影响的地方提前进行加强支护，此外，应正确安排跨采顺序，避免被跨采的平巷因同时受到上下两个区段的采动影响而受到叠合支承压力的作用。87（1）跨越平巷回采87（2）跨上山回采跨上山回采的原理和跨越平巷回采相同，即回采工作面从处于底板岩石中的采区上山上方连续采过去，不留保护上山煤柱，使采后上山处于采空区下方的低压区（图30）。需要指出，跨上山时上山也会受到采动的影响，上山巷道受跨采影响与平巷不同之点是，由于上山巷道的轴线方向与回采工作面线大致平行，故上山一旦受到上部煤层采动影响，则相当于工作面全长或稍大的一段上山将同时受到强烈采动影响，但其影响时间较短，大约相当于回采工作面推过支承压力影响区所需要的时间。

88（2）跨上山回采88

为了尽量减少跨采时上山所受到的采动影响，应使先采的工作面先跨越上山后再停采（图31），以后再使后采工作面在上山附近停采，这样可以使上山及早处于采空区下方而得到卸压，而且跨采时上山也受一侧采动影响，因此从减轻上山受压的观点看，这种跨上山回采方案是最合理的。89为了尽量减少跨采时上山所受到的采动影响，应使先采放映结束！无悔无愧于昨天，丰硕殷实的今天，充满希望的明天。90放映结束！无悔无愧于昨天，丰硕殷实的今天，充满希望的明天。9

第一节

准备巷道围岩应力分布与矿压显现

一、巷道围岩的应力分布状态（一）围岩应力分布与应力集中概念经采动的岩体，在巷道开掘以前，通常处于弹性变形状态，岩体的原始垂直应力P为上部覆盖岩层的重量γH（岩体的容重与埋藏深度的乘积）。在岩体内开掘巷道后，岩体内部会发生应力重新分布，即巷道围岩内出现应力集中。当巷道围岩应力小于岩体强度，这时岩体物性状态不变，围岩仍处于弹性状态。如果围岩局部区域的应力超过岩体强度，则岩体物性状态发生变化，巷道周边围岩产生塑性变形，并从周边向岩体深处扩展到某一范围，在巷道围岩内出现塑性变形区，同时引起应力向围岩深部转移。巷道塑性变形区和弹性变形区内的应力分布如图１所示。在塑性区内圈（A），围岩强度明显削弱，能够承担的压力显著降低，且低于原始应力γH，围岩发生破裂和位移，称破裂区，为卸载和应力降低区。塑性区外圈（B）的应力高于原始应力，它与弹性区内增高部分增高部分均为承载区，也称应力增高区。91

1图１圆形巷道围岩的弹塑性变形区及应力分布p—原始应力；σt—切向应力；σr—径向应力；pi—支护阻力；α—巷道半径；Ｒ—塑性区半径；A—破裂区；Ｂ—塑性区；Ｃ—弹性区；Ｄ—原始应力区92图１圆形巷道围岩的弹塑性变形区及应力分布2（二）支承压力及其形成准备巷道的矿压显现比不受开采影响的单一巷道要复杂得多，它的维护状态除取决于影响单一巷道维护的诸因素外，主要取决于采动影响，即煤层开采过程中采场周围的岩层运动和应力重新分布，对准备巷道的变形、破坏和维护的影响。93（二）支承压力及其形成3

采用长壁工作面采煤时，沿回采工作面推进方向，不规则垮落带处于松散状况，上覆岩层大部分呈悬空状态（图2和图3），悬空岩层的重量要转移到工作面前方和采空区两侧的煤体的煤柱上。此时在采空区为低于原岩应力γH的应力降低区，在工作面前方

和煤柱上，出现比原岩应力大的增高应力（KγH），称支承压力，K为应力集中系数。回采引起的支承压力，不仅对本煤层的巷道布置危害很大，而且也严重影响布置在回采空间周围的底板岩巷和邻近煤层巷道。因此，减轻或避免支承压力的危害和影响以改善巷道维护状态，是选择巷道布置方式和护巷煤柱宽度的重要原则。支承压力是矿山压力的重要组成部分，研究支承压力控制问题有着极其重要意义。

图2回采工作面前后方的应力分布Ⅰ—工作面前方应力变化区；Ⅱ—工作面控顶区；Ⅲ—垮落岩石松散区；Ⅳ—垮落岩石逐渐压缩区；Ⅴ—垮落岩石压实区；A—原岩应力区；

Ｂ—应力增高区；

Ｃ—应力降低区；Ｄ—应力稳定区；

图3已采区及其两侧煤柱的应力分布Ⅰ—垮落带；Ⅱ—裂隙带；Ⅲ—弯曲下沉带；A—原岩应力区；B1、B2—应力增高区；C—应力降低区；D—应力稳定区94采用长壁工作面采煤时，沿回采工作面推进方向，不规

回采工作面后方，随着采空区上覆岩层沉降，垮落岩石逐渐被压缩和压实，垮落带和底板岩层的压力恢复到接近原岩应力γH，采空区两侧煤柱的应力随之逐渐降低并趋向稳定，为应力稳定区。所以，煤柱上的支承压力，应力增高系数K，是随巷道某地段离正在推进的回采工作面的距离及采动影响时间的延续而变化的。95回采工作面后方，随着采空区上覆岩层沉降，垮(三)移动支承压力与固定支承压力

煤层开采后，已采空地区上方岩层重量将向采空区周围新的支承点转移，从而在采空区四周形成支承压力带（图4）。工作面前方形成的超前支承压力，由于它随工作面推进而不断向前转移，故又称移动支承压力或临时支承压力。工作面沿倾斜和仰斜方向上下两侧及开切眼一侧煤体上形成的支承压力，在工作面采过经一段时间后不再发生明显变化，故称为固定支承压力或残余支承压力。图4采空区周围应力重新分布的概貌１—工作面前方支承压力；２、３、４—沿倾斜、仰斜及工作面后方残余支承压力96(三)移动支承压力与固定支承压力图4采空区周围应力重新

支承压力的显现特征通常以其分布范围、分布形式和峰值大小来表示,所谓峰值是指支承压力显现区内集中应力的最大值。对于移动支承压力，应力集中系数K＝2～4，对于固定支承压力一般K＝2～3。回采工作面推过一定距离之后，采空区上方岩层运动将逐渐稳定，采空区内的某些地点的冒落矸石也会逐渐受到压实，使上部未冒落岩层在不同程度上重新得到支承。因此，在离工作面一定距离的后方采空区内，也可能出现峰值较小（K＝1～1.3）的支承压力，称为采空区支承压力，但采空区内大部分地点并不出现这种支承压力，即通常K＜1。97支承压力的显现特征通常以其分布范围、分布形式

除此之外，相邻的两个采空区所形成的支承压力会在某些地点发生互相叠加，通常称为叠加支承压力。叠合支承压力的峰值可能比原岩应力增高4～6倍（即K＝5～7），有时甚至更高。

综上所述可知，由于煤层开采使采空区周围产生的各种支承压力的显现程度、峰值位置和分布范围是不同的。为了减轻或避免支承压力对巷道的危害和改善准备巷道维护，必须掌握回采工作面周围支承压力的分布规律，并了解它对准备巷道的影响特点。98除此之外，相邻的两个采空区所形成的支承二、准备巷道支承压力分布与矿压显现（一）水平巷道围岩应力与矿压显现的规律掌握水平巷道围岩应力与矿压显现规律，对于正确选择巷道的支护型式，确定合理的支护参数，有效地控制巷道矿压、改善巷道维护有重要意义。下面以区段岩石集中平巷为例介绍水平巷道围岩应力与矿压显现的规律。区段岩石集中平巷在上部煤层回采的影响下，由于位置不同，巷道的受力状况和围岩变形有很大差别，按巷道与上部煤层回采空间的相对位置，将底板岩巷布置归纳为图5的六种情况，以上六种巷道在上部煤层采动影响期间的受力状况归纳如表1所示。99二、准备巷道支承压力分布与矿压显现910010图5受上部煤层采动影响的底板或邻近煤层巷道的布置方式101图5受上部煤层采动影响的底板或邻近煤层巷道的布置方式11图6受跨采影响的底板岩巷和邻近煤层巷道（图5中巷道Ⅰ）的围岩变形Ⅰ—掘巷引起的围岩变形区；Ⅱ—掘巷影响稳定后的围岩变形区；Ⅲ—工作面A跨采影响的围岩变形区；Ⅳ—跨采影响趋向稳定后的围岩变形区；102图6受跨采影响的底板岩巷和邻近煤层巷道（图5中巷道Ⅰ）的图7底板岩巷和邻近煤层巷道的围岩变形Ⅰ—掘巷引起的围岩变形区；Ⅱ—掘巷影响稳定后的围岩变形区；Ⅲ—工作面A回采影响的围岩变形区；Ⅳ—回采影响趋向稳定后的围岩变形区；

Ⅴ—工作面B回采影响的围岩区；Ⅵ—回采影响再次稳定后的围岩变形区；103图7底板岩巷和邻近煤层巷道的围岩变形13

巷道从开掘到报废期间的围岩变形量。将Ⅰ、Ⅲ、Ⅴ三个采动影响时期的围岩变形量划分为由采动引起的附加变形量（图6、7）和采动影响稳定期间的变形量两部分104巷道从开掘到报废期间的围岩变形量。将Ⅰ、Ⅲ、Ⅴ三（三）倾斜巷道围岩应力与矿压显现的规律下面以上（下）山为例介绍倾斜巷道围岩应力与矿压显现的规律。位于底板或邻近煤层内的上（下）山，在上部煤层采动影响下由于巷道布置方式和回采顺序不同，上（下）山的受力状况和围岩变形量有很大差别，按巷道与煤层回采空间的相对位置可将上（下）山的布置方式归纳成图8所列举的类型，位于煤层内用煤柱维护的上（下）山（图8a）及位于底板岩层或下部邻近煤层上方保留煤柱的上（下）山（图8b），通常将经受一侧采动影响、两側采动影响以及长期处于两侧引起的叠加支承压力影响。图8受采动影响的煤层或底板岩石上（下）山的布置方式１—

上山；Ｂ—上（下）山煤柱宽度105（三）倾斜巷道围岩应力与矿压显现的规律图8受采动影响的

上（下）山位于底板岩层或下部邻近煤层上部工作面跨越上（下）山回采（不留煤柱），跨越方式如图8c所示，左翼工作面先回采到上山附近处停采，此时上山受一侧采动引起的支承压力影响，右翼工作面跨越上山前靠近上山时，上山两受到两侧采动引起的支承压力的叠加影响，上部煤层跨越上山后，上山便处于采空区下，若上山上方留设区段煤柱，则部分上山将长期处于两侧采空引起的支承压力重叠区下。上（下）山位于底板岩层或下部邻近煤层上部工作面跨越上（下）山回采（不留煤柱），跨越方式如图8d所示，右翼工作面在左翼工作面还远离上山时就跨越上山，这种布置方式，上山只受到右翼工作面跨采时引起的前支承压力影响，跨采后巷道便处于采空区下方应力降低区。图8受采动影响的煤层或底板岩石上（下）山的布置方式１—

上山；Ｂ—上（下）山煤柱宽度106上（下）山位于底板岩层或下部邻近煤层上部工作面跨

采区上（下）山从开掘到报废，由于采动影响，围岩应力重新分布，巷道围岩变形会持续变形和增加。按照图8a、b、c的上(下)山布置方式，上(下)山的围岩变形将经过掘巷期间明显变形，然后趋向稳定，一翼采动影响期间显著变形，然后又趋向稳定，以及另一翼再次采动影响期间强烈变形，再次趋向稳定六个时期。

图8受采动影响的煤层或底板岩石上（下）山的布置方式１—

上山；Ｂ—上（下）山煤柱宽度107采区上（下）山从开掘到报废，由于采图9上（下）山上方保留煤柱布置方式的围岩变形108图9上（下）山上方保留煤柱布置方式的围岩变形18图

10上（下）山上方跨采（后到的工作面跨采）布置方式的围岩变形

109图10上（下）山上方跨采（后到的工作面跨采）19

图8d的巷道布置方式，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，跨采引起围岩显著变形，以及跨采之后围岩变形趋向稳定四个时期。

110图8d的巷道布置方式，上（下）山的围三、影响准备巷道矿压显现的因素影响准备巷道矿压显现的因素可分为两大类，即自然条件和开采方法。（一）自然条件1．煤岩性质煤岩性质对巷道变形与破坏有决定性影响。例如，存在软弱岩石或膨胀性岩石，对巷道变形和破坏的性质和其剧烈程度有重要影响。巷道变形与破坏并非单纯取决于煤岩性质，与煤岩构造特征和岩体本身破坏状态有密切关系，其中影响最大和最普遍的是层理与节理。此外，顶板岩层的分层厚度、顶板中是否存在软弱岩层、以及软弱岩层赋存的位置和厚度，也对掘巷后的顶板动态和巷道变形破坏有重要影响。一般，巷道变形随煤岩强度增加而减少。111三、影响准备巷道矿压显现的因素212．地质构造

地质构造影响主要是指断层、褶曲等影响。断层两侧通常存在大量断层泥和断层砾石等未经胶结成岩石的松散集合体，因此断层破碎带内物质之间的粘结力、摩擦力很小，自承能力差，一旦悬露很容易冒落，巷道处于这种地质构造破坏带，经常会发生不同程度的冒顶事故。3．采深

开采深度直接影响巷道围岩中原始应力的大小。巷道顶底板移近量通常随采深加大而增加。其次，深部巷道容易出现底鼓现象，这对底板软弱的巷道尤为严重，所以底鼓问题成为深矿井巷道维护的难题之一。总之，随着采深加大巷道变形增加其维护更为困难。1122．地质构造224.倾角由于围岩来压方向通常垂直于顶底板，故煤层倾角不同时，巷道主要受压方向不同，往往改变巷道变形破坏形式和使支架受载不均衡。如近水平煤层中的巷道，顶板多出现对称形弯曲下沉；而倾斜或急倾斜煤层中的巷道则常出现非对称形变形和破坏，而且当顶板中存在大倾角的密集光滑节理时，可能出现抽条式的局部冒顶。通常，位于大倾角煤层中的巷道顶部压力较小，而側向压力尤其是顶帮一側压力较大，常导致巷道鼓帮和棚腿产生严重变形。5．煤厚众所周知，煤厚越大，采出的空间越大，必然导致采场上覆岩层破坏越严重，使受回采影响的准备巷道矿压显现越剧烈。1134.倾角236．水岩石受水后普遍有软化现象，使其强度降低。对于泥岩类软岩，遇水后会出现泥化、崩解、膨胀、碎裂等现象，从而可造成围岩产生很大的塑性变形。对于节理发育的坚硬岩层，水使受节理剪切的破碎岩块之间的摩擦系数减小，容易造成个别岩块滑动和冒落。同时水的存在又是巷道底臌的常见原因之一。7．温度温度升高会促使岩石从脆性向塑性转化，也容易使巷道围岩产生塑性变形，降低围岩承载能力。另一方面，因温度升高为降温需增加风量，进而要增加巷道断面，巷道围岩变形量与其断面尺寸成正比关系。1146．水24（二）开采方法

1、巷道布置围岩性质和其构造特征是影响巷道稳定性的最重要因素。在条件允许时，宜尽量将巷道布置在坚硬而稳定的岩层中。这种情况下，巷道往往可以使用较长时间而无需翻修。井下巷道中常见到由于软弱夹层强烈变形造成局部集中载荷而导致支架变形和损坏的现象。故布置巷道时应尽量避免巷道位于非均质的煤和岩体中。地质破坏区属于岩性不良的地区，这些地区可能存在残余的构造应力，或者该处的岩体完整性已遭破坏，甚至已散离为大小不等的松散岩块。在这些地带开掘巷道不仅巷道变形量大，而且很容易出现局部冒顶等事故。故应避免在地质破坏区布置巷道。另外，应将巷道布置在应力降低区

115（二）开采方法252、开采顺序

工作面回采顺序主要有：后退式、前进式两种，当采用走向长壁、区段内后退式开采时，上山将受到超前支承压力的影响，不利于上山的维护；当采用走向长壁、区段内前进开采时，上山将不受到超前支承压力的影响，利于上山的维护。区段间接替顺序有两种方式：区段跳采接替及区段依次接替，当采用跳采方式时，相邻区段采空后回采中间区段时，出现“孤岛”煤柱，煤柱下方底板巷道矿压显现剧烈。1162、开采顺序263、时间效应由于许多岩石具有流变性，所以即使巷道处于不变的静载荷作用下，随时间增长变形也会缓慢地增加。时间因素不仅对软弱岩石影响很大，而且对某些坚硬岩石有时也可能产生明显影响。故应加快工作面推进速度，减少巷道维护时间。4、巷道维护方法

巷道维护是指对已进行过支护的巷道，为改善已恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施，正确的维护方法有利于减少巷道变形，延长巷道服务年限，不当的维护会恶化巷道状况，影响矿井正常生产。1173、时间效应27第二节支承压力在煤层底板中的传播一、支承压力在煤层底板中的传播方式研究支承压力在煤层底板中的传播方式对了解受上部煤层采动影响的底板岩层邻近煤层巷道受力状况和矿压显现，合理布置巷道和选择有关参数有指导意义。（一）支承压力在煤体下方的传播从士力学中知道，集中力P作用在半无限体的平面上，对平面下方任一点M将发生影响，如图11所示。假设作用力P在M点造成的位移与距离半径R反比，与坐标角β的余弦成正比，则M点沿R方向的变形uR为118第二节支承压力在煤层底板中的传播2811929

上述是在集中力P作用下形成的空间应力分布情况。事实上，这种解只是具有理论上的意义。在实际工程中很少遇到集中载荷作用的情况，但是通过这个解，可以知道应力在岩体内的传递规则。并且可以用积分的方法，解决其它形式载荷条件下的应力分布问题。不过，由于围岩内支承压力分布的复杂性，它在岩体内的传播也只能借助于有限元及光弹等方法来求解。西德学者雅可比将煤层开采条件理想化，即将岩体视为均质的弹性体，对煤体下方底板岩层中的应力分布进行了模拟计算，得到了应力线的分布图，如图12所示。其假设的条件是：采深为800m，上覆岩层容重为25KN/m。图中的单位是10Mpa，因此图中的等应力线2即相当于原岩应力。显然，在应力传播的范围内，可以取2线为边界，在煤体下方的一側为增压区，而在采空区下方一側为减压区。120上述是在集中力P作用下形成的空间应力分布

根据理论计算式，可以绘出在集中力P作用下岩体内的垂直应力σz在水平方向及深度上的分布，如图13,由图可以看出，在水平方向上，随着与集中力P之间距离增加σz逐减小。121根据理论计算式，可以绘出在集中力P作用下（二）应力传播角

若将图11岩体内σz相等的线连结起来，则形成类似卵形的压力泡，如图14所示。与集中力P作用点相连同压力泡等值线相切的直线和垂直面夹角称为应力传播角，通常支承压力越大和煤柱尺寸越小，应力传播角越大，应力传播角一般变化在250～550之间，我国部分地区应力传播角如表2所示。一般煤体下方的巷道均应布置在应力传播角以外。即卸压带的边界线与煤壁垂直线的夹角，大于β角为低压区，小于β角和煤壁下方为支承压力的高压区。底板愈硬，β角愈大，应力集中程度愈低。一般来说，底板为煤层时，β角仅150左右；而底板为岩层时，β角达250以上。122（二）应力传播角321233312434⒈应力增高区这是开采工作引起的支承压力经煤层传递到底板岩层，在靠近采空区的煤体下方形成的大于原始应力的增压区，且愈靠近煤层，该集中应力值愈大（图15中A区）；⒉应力降低区由于开采后顶板岩石离层、冒落，在邻近煤体的采空区下方底板岩层中形成应力明显低于原始应力的卸压区，且随远离煤层其卸