矿山压力与岩层控制考研笔记.doc

绪论一、概念二、采矿工业发展要求三、属性与特色四、基本内容和发展阶段五、研究方法六、发展方向一、概念n 1.矿山压力与岩层控制的特点n 2.矿山压力、矿山压力显现、矿山压力控制二、采矿工业发展要求三、属性与特色n 1.岩体结构本质n 2.移动特性n 3.围岩大变形、支护可缩性n 4.能量原理和动力现象四、基本内容和发展阶段n 1.早期认识研究阶段n 2.近代发展五、研究方法n 1.理论研究n 2.实验室试验n 现场监测六、发展方向n 1.采场n 2.巷道n 3.新技术新工艺n 4.深井问题参考文献n 1 钱鸣高、石平五主编，矿山压力与岩层控制，普通高等教育“十五”国家规划教材，中国矿业大学出版社，2003n 2 宋振骐，实用矿山压力控制，北京：煤炭工业出版社，1994n 3 陈炎光、钱鸣高等，中国煤矿采场围岩控制，徐州：中国矿业大学出版社，1994n 4 陈炎光、陆士良等，中国煤矿巷道围岩控制，徐州：中国矿业大学出版社，1995n 5岩层控制的关键层理论钱鸣高，缪协兴，许家林，茅献彪著一徐州；中国矿业大学出版社，200010参考网站，河南理工大学图书馆：矿业数字图书馆，维普数据库，万方数据库，中国硕博士学位论文数据库n 国家煤矿安全监察局n 煤炭科学研究总院，/n 中国矿业大学能源学院：/n 山东科技大学能源学院n 东北大学资源与土木学院，/zitu/n 北京科技大学土木与环境工程学院，/ziyuan/index.aspn 中南大学，第二章 采场及巷道周围应力场分布主要内容v 2.1 原岩应力场v 2.2 采场周围应力分布v 2.3 巷道周围应力分布2.1 原岩应力场v 地壳中没有受到人类工程活动(如矿井中开掘巷道等)影响的岩体称为原岩体，简称原岩。 天然存在于原岩内而与任何人为原因无关的应力场称为原岩应力场。 原岩应力场:自重应力和构造应力自重应力v 即由于上覆岩层自重所引起的应力，岩体由不同体积力的岩层组成，各层的厚度和体积力为： 构造应力场v 在实际测定发现:有些地区岩体内的水平应力远大于垂直应力，在有些情况下，甚至高出几倍或几十倍，而且两个方向的水平应力也不一定相等。由于地壳运动的复杂性，再加上地壳运动后的长时期内应力有可能获得释放，因而构造应力难于用数学力学方法加以计算。v 构造应力具有以下特点：v 水平应力以压应力占绝对优势;v 构造应力分布不均匀;v 具有明显的方向性;v 在坚硬岩层中出现比较普遍;原岩应力分布规律：实测铅直应力基本上等于上覆岩层重量；水平应力普遍大于铅直应力;平均水平应力与铅直应力随深度的增加而减小；最大水平主应力和最小水平主应力一般相差较大。2.2采场周围应力场分布相邻工作面支承压力分布规律2.3巷道周围应力分布v 塑性圈（A）：围岩强度明显削弱，能够负担的应力显著降低且低于原始应力H，围岩发生破裂和位移，称为破裂区，为卸载和应力降低区。v 塑性圈外圈（B）：应力高于原岩应力，它与弹性区应力增高部分均为承载区，也称为应力增高区。支架受力是支架与非弹性区的岩石相互作用的结果。v 塑性区内应力降低现软不同于未遭破坏岩体的应力解除。它是伴随塑性变形被迫产生的，是岩体强度和承载能力降低的表现。当岩体应力达到岩体强度极限后，强度并未完全消失，而是随着变形增加，强度逐渐降低，直到降到残余强度为止，这种破坏过程也称为强度弱化。 根据理论推导的结果，可以得出如下的结论：巷道周边的位移，随巷道所在处原岩应力的增大呈指数关系迅速增长。这是巷道随采深增大或采动影响后，围岩变形急剧增长的原因。内摩擦角和粘聚力愈小，也就是围岩强度越低，则周边位移显著增大。由于软岩巷道的内摩擦角和粘聚力较小，根据位移与二者的指数关系，软岩巷道随开采深度增大或受采动影响时的变形两比围岩稳定的巷道大的多。矿山压力理论 矿山压力假说是采矿科学发展的重要形式，是弄清矿山压力及其显现规律的有效途径。假说建立的步骤：观察和收集实际资料分析整理所积累的资料，提出假设的基本观点；建立分析模型，进行数学力学分析推演，一方面为确定假说中各个基本参数间的关系；另一方面为矿山生产提供指导；通过一定方式检验。矿山压力假说中基本观点 首先是对研究对象基本属性的认识。 其次是对研究对象及状态的认识，火把现象稳定在某一阶段，从瞬间平衡状态来认识矿压现象。如：压力拱假说；或考虑到现象发生的时间过程，从发展变化状态来考察矿压现象，如传递岩梁假说。 最后就是对现象发生发展规律的认识。有的假说只推测性地描述现象发生发展的基本过程；有的则直接说明现象发生发展的因果关系。 第一、二方面的内容是假说的基本前提，多由现场中观测的实际资料和已知的科学原理提供；第三方面的内容则是假说的核心部分，是在第一、二方面的基础上，用已有科学原理，按逻辑思维方法推得。二、几种主要矿压假说 由于开采方法的局限性，采场矿压基本建立在巷道矿（地）压理论基础上，两者无本质区别。 矿压理论的建立，起初是以经验为基础，较多地偏重于矿山压力显现方面的描述，由于测试手段不完善，所以假说具有片面性和局限性。缓倾斜煤层工作面矿压理论假说（1）压力拱假说 （2）双支梁假说（3）悬臂梁（悬板）假说 （4）预成（生）裂隙假说 （5）铰接岩块假说 （6）台阶下沉假说（7）松散介质假说 （8）楔形假说（9）砌体梁假说 （10）传递岩梁假说（11）弹性基础梁假说 （12）板结构假说 压力拱假说 压力拱（也称自然平衡拱)假说，是最早的矿压假说。在欧洲国家现在仍有不少拥护者。 1885年法国学者依奥尔（Fayol)根据观测和实验提出岩层移动拱形说。 压力拱假说认为：开掘在任何岩层中的巷道，由于重力作用，顶板岩层发生破坏变形，形成一稳定的卸载拱。拱承受拱面以上全部岩石的重量，并将全部载荷经压力拱的拱脚传递到巷道两帮岩石而引起巷道两帮鼓出以及底板隆起等围岩变形，巷道支架所承受的载荷是拱面以下已经破碎的有限断面内的岩石总重量。 工作面压力拱见图。压力拱假说的评价1）压力拱假说比较简明地阐述了采场围岩卸载的原因，探讨了围岩平衡状态及其范围，对回采工作面前后支承压力的形成及回采工作空间处于卸压区做出了一些解释。2) 压力拱在巷道中并不是唯一的表现形式，支架压力取决于一系列的矿山地质条件及技术条件，其中起主要作用的是巷道围岩性质，支架特性及结构形式。在回采工作面，由于煤层顶底板岩性不同，顶板管理方法，支架形式及特性以及回采工艺的差异，可能形成不同的复杂的力学结构。这远非压力拱理论所能概括与阐明的。3) 压力拱假说认为：支架压力源于拱内岩石的重量，与支架特性及采深无关，这显然与实际情况不符。4) 对坚硬的层状岩石，无论在巷道还是在采场，都不可能形成拱，这对压力拱假说是不适合的。悬臂梁假说l 悬臂梁假说是由德国学者舒里兹在1867年提出的，它的主要代表有苏联斯列萨廖夫格尔曼，欧洲的弗兰德，克格尔菲力普斯等人。l 悬臂梁假说认为：地下岩体是一种层状的连续弹性介质，未采动的岩体所受的力主要是垂直应力在煤层开采后，采空区上方悬露的顶板在初次垮落后，可以看成是一端悬伸而另一端固定在工作面前方煤体上面的悬臂梁，如图所示。如果顶板为很多岩层组成，则形成彼此相互作用的组合悬臂梁，这种岩梁在采场上下两端的煤柱处也被固定着，因而形成了三面被固定的悬板，即所谓的悬板假说。 由于采场上下两端的镶嵌作用在工作面较长时，对顶板活动所起的作用是很小的，因此，多视顶板为梁。 岩梁在自重和上覆岩层的作用下，逐渐弯曲。下沉以至于断与垮落，当顶板岩层坚硬时，悬伸在采空区上方的岩梁可能很长，这时就必须采取人为的措施加以控制，以防止岩梁可能沿煤臂切断造成推掌子事故。若梁由于弯曲下沉时被冒落的矸石或充填体支撑时，也可能仅产生弯曲下沉而不产生折断。当岩梁的悬伸长度达到极限值时，将发生有规律的周期性折断，此时将出现明显的周期性来压。l 用悬臂梁理论可以解释，在靠近工作面煤壁的地方，顶板下沉量最小，因而压力最小，由工作面煤壁向采空区。顶板下沉量和压力则逐渐增加顶板下沉量和工作面支架载荷的最大值通常总是在沿采场倾斜方向的中部，这和现场实际是吻合。l 悬臂梁假说还可以解释工作面前方煤体中存在支承压力，能说明煤层和顶板岩层的物理力学性质对煤体中支承压力分布范围和应力集中程度的影响以及解释老顶的二次垮落现象等。l 悬臂梁假说在一定条件下能对许多矿山压力现象进行解释并可以采用材料力学的方法进行粗略的计算但不难看出，该假说仍存在严重缺点，表现在：l 1)、直接顶岩层由于地质构造和采动的影响，通常被许多裂隙切割破坏丧失了连续性，因此不能视其为弹性的连续岩梁l 2)、利用材料力学公式计算岩梁时，通常把问题过于简化而使计算结果与实际情况相差甚远与一些实际情况的对比表明，采场顶板实际下沉量比按悬臂梁或悬板公式计算出来的弯曲挠度要大几倍l 3)、悬臂梁假说同压力拱假说一样，未能考虑顶板岩层与采场支架间的作用关系，只是孤立地研究岩梁的变形状态，不可能反映出采场上覆岩层运动的真实规律，从而降低了假说的实用价值。l 4)、悬臂梁假说不可能从数量上对矿山压力进行计算，这是因为该假说脱离了整个岩体 而只研究了个别岩层的运动规律。预成裂隙假说比利时学者阿拉巴斯，吸收了几种矿山压力假说的某些概念和思想，以芬涅尔的巷道地压为基础，于1951年提出了预成裂隙假说。l 其定义：拉巴斯认为：煤系地层为层状沉积岩，由于地质构造而形成各种层理、节理、裂隙及断层等破坏了岩体的连续性，因而属于非粘结性的不连续体，因此岩体虽然由脆性及刚性岩块组成，但它却象塑性体那样产生很大的变形，称之为“假塑性”体。这种特性在采空区中表现得更为明显，岩层移动导致围岩变形，岩层压力则引起支架受压。由于采掘工作的不断进行，在采空区周围岩体中形成破坏区l 拉巴斯的预成裂隙假说视岩体为层状非连续体，特别提出“假塑性”变形特征是具有独创性的，因此阐明了采场周围岩体内应力分布、变形及破坏等，具有一定的实际意义，比悬臂梁假说和压力拱假说都具有进一步的发展。l 但拉巴斯的学说并不能概括采场中的所有情况，如完整坚硬岩石往往不能形成预成裂隙梁，而极其破碎的软弱岩层又因过于破碎以至使顶板中难以形成假塑性弯曲的岩梁。此外拉巴斯也缺乏充分的实际资料证明其假说中提出的三个区的分界线，所提出的支架载荷计算方法也由于引入了不少难以获得的修正系数而使该假说的应用受到限制。铰接岩块假说l 铰接岩块假说是前苏联学者库兹涅佐夫根据相似材料模拟实验和现场实测结果，在悬臂梁假说的基础上于1954年提出的。l 其内涵：库兹涅佐夫认为不能用连续介质力学的方法解决矿压问题。当工作面从开切眼开始推进，采空区扩大但尚未引起破坏时，逐渐增大的工作空间的支柱压力主要取决于岩层构成及顶板管理方法。当老顶垮落后，不仅顶板整个岩层的组成起重要作用，而且特别是各种软岩和硬岩的互层程序起重大的作用。在顶板垮落后，按岩石的变形特征及破碎特点可将工作面上部岩层分两个带，即直接靠近采空区的不规则垮落带及上面的规则移动带。l 不规则垮落带的岩层由于受到各种裂隙的切割而成许多单个岩块，自由地垮落到采空区中，彼此间无多大的力学关系。由于采空区冒落矸石破碎体积膨胀，使位于不规则垮落带上部的岩层自由空间缩小，形成规则的垮落或下沉。同时每层内的岩块之间互相挤压，构成多环节的铰链系统。l 假说还给出了针对两种不同的情况支架强度和可缩性的计算方法。l 库兹涅佐夫的假说有别于前人的地方是以围岩的移动变形为前提，避免了早期悬梁等假说用工程力学的论点生硬地解释采场矿压的缺陷。库氏对围岩移动特别是采空区直接顶垮落的分析有助于进一步阐明直接顶与老顶间的相互作用，对支架与围岩间的相互作用的力学分析比较切合实际，已初步涉及到支架作用的实质；对近代矿山压力理论有一定的指导作用。但该假说仅考虑了采场顶板的局部活动，而对岩体中应力重新分布以及对采场的影响等却未加考虑。同时关于岩层铰接关系活动的假说过于理想化了。在计算过程中所做的某些省略或假定并不合理。如在考虑顶板与煤层的相互作用时，假定直接顶不起实质性作用，工作面支架的作用不计等。砌体梁假说l 砌体梁假说是中国矿业大学钱鸣高教授在前苏联学者库兹涅佐夫教授的铰接岩块假说的基础上根据相似模型实验和现场实测，运用结构力学的方法得到了采场上覆岩层的平衡和失稳 条件，从而提出了“砌体梁”假说。l 砌体梁假说认为，在老顶岩梁达到断裂步距之后，随着工作面的继续推进，岩梁将会折断，但断裂后的岩块由于排列整齐在相互回转 时能形成挤压，由于岩块间的水平力以及相互间形成的摩擦力的作用，在一定条件下能够形成外 表似梁实则为半拱的结。这种平衡结构形如砌体，故称之为砌体梁。l 经过采动此上覆岩层中的坚硬岩层都巳根据岩层移动特点，可将上覆岩层按坚硬岩层分成若干个岩层组，而每一个岩层组的底板则为坚硬岩层由测定可知断裂成为岩块，岩块间相互咬台则可能形成图示的结构l 该结构为“煤壁已冒落矸石”及“煤壁支架已冒落矸石”两种支撑体系所支撑采场上覆岩层可沿走向分为三个区，A煤壁支撑影响区：B离层区或支架影响区；C已冒落矸石的支撑区l 该假说在前人研究成果及现场实测的基础上，对开采层采场上覆岩层进行了分析认为：l 1)在划分的岩层组中，每组中的软岩层或断裂的岩层可视为坚硬岩层上的载荷，或者传递垂直力的媒介l 2)由于开采的影响，坚硬岩层已经断裂成为排列较整齐的岩块由于离层，在离层区域内，上下岩层组之间没有垂直力的传递。在水平方向由于有水平推力，形成了铰接关系铰接点的位置取决于岩层移动曲线的形状，若曲线下凹，则铰接点位于断裂面的下部，反之则在上部，离层区视为无支撑区l 3)由于层间不能阻挡水平错动，因而视软岩层或碎裂岩层为支承链杆，即只能传递垂直力，不能阻止水平力l 4)、当岩块恢复到水平位置时，破碎岩块间的剪切力为零，故以后的岩块可以用一水平直杆代之l 5)最上岩层组的坚硬岩层，由于其上只是软岩层及冲积层；因此可视为均布载荷作用于最上组的坚硬岩层上，而下面的岩层组则不然l 6)最上的坚硬岩层，随着回采工作面的推进由于载荷条件一致，因而该岩层断裂后各岩块可视为等长但下面各组岩层由于相互作用，破碎后的长度未必相等采场矿压假说总结l 前面所介绍的一些主要的矿压假说都是从经验事实、现场实测以及数学力学的一般原理出发，在假定岩体基本属性的前提下，采用某些分析手段来阐述采场矿压的基本问题，每种假说都有其合理成分，有些观点是基本普遍公认可以肯定的，如：l 1) 采场支架所受载荷仅是上覆岩层的重量中的一小部分。根据支架与围岩的作用关系，支架可能处于给定载荷或给定变形工作状态；l 2) 煤层(矿体)开采后，在采场周围的岩(煤)体中将产生应力重新分布、变形乃至破坏，应力重新分布的结果是在邻近采场的岩体内形成卸压区，而在工作面前后方及两侧煤体 (或冒落矸石、充填物)上形成应力升高区，远离采场则为未受采动影响的原岩应力区；l 3) 尽管对开采层上覆岩层的认识千差万别，但有一点是共同的，那就是都承认在采场上方岩层中存在某种力的结构(拱、梁，板等)，这种结构承担着上覆岩层的重量，使工作面支架仅承受少部分上覆岩层的重量，并且这种结构的平衡与失稳会给采场带来严重影响。但各种假说对一些基本问题存在很大的分歧，主要表现为：l 1) 对于岩体尤其是采场附近岩体的基本属性问题；l 2) 所采用的力学观点和方法方面；l 3) 支架对围岩应力分布、变形破坏所起的作用问题。 总之，矿山压力假说是矿山压力理论发展的重要途径。随着科学技术的进步，各种研究手段的完善，人们将能够弄清矿山压力这个复杂的自然现象，从而使矿压假说不断地完善和发展，形成完整的科学理论3.6 老顶断裂后的砌体梁结构及其稳定性分析n 三角拱式的平衡n 概述n 老顶的初次来压n 老顶的周期来压n 顶板压力的估算n 回采工作面前后支承压力的分布n 影响采场矿山压力显现的主要因素4.1 概述n 一、顶板下沉n 二、顶板下沉速度n 三、支柱的变形与折损n 四、顶板破碎情况n 五、局部冒顶n 六、工作面沿顶板沿煤壁切落n 另外：煤壁片帮、支柱插入底板、底板鼓起等n 回采工作面小结构 上覆岩层（围岩）大结构4.2 老顶的初次来压n 老顶断裂成岩块后的失稳转动n 回转失稳（变形失稳）n 滑落失稳（台阶下沉）n 老顶失稳对工作面安全造成严重威胁n 老顶初次来压的力学模型n 老顶稳定的条件PQ1+Q2但，老顶的破断不可避免，破断后支架的载荷再可能减轻。老顶初次来压前的表现：n 顶板压力不大 煤壁前的压力达到最大（发生剪切破坏），煤壁片帮是来压的重要标志n 来压跨距大，强度大，影响范围广，易出现事故n 举例，西山矿务局 开滦某矿n 持续2-3dn 应采取的对策 掌握步距大小 加强支护及其稳定性n 老顶来压步距的影响因素：力学性质 厚度 互相咬合的条件 地质构造n 来压步距统计情况：10-30m 54 30-55m 37.5 其余 大于55m （大同坚硬顶板160m）n 来压步距矿压显现 动压系数n 浅埋厚煤层的特殊情况 ，来压步距小，但矿压显现强烈，东胜神府矿区第三节 老顶的周期来压n 一、回采工作面推进对岩体结构的影响n 二、采场的周期来压周而复始 稳定失稳再稳定 周期来压n 周期来压的表现形式：下沉速度 支柱载荷；煤壁片帮 支柱折损 顶板台阶下沉n 严重情况周期来压特征表n 步距差异：坚硬岩层有多层，破断后造成来压不一致，一大一小n 直接顶稳定性对老顶稳定性有重要的影响n 冐落矸石充填采空区的程度n 例子 对策：n 判断预兆n 局部来压，工作面与开切眼斜交第四节 顶板压力的估算n 实测法n 估算法经验估算法 华北矿区 p（4 8）M结构平衡关系角度计算威尔逊估算法第五节 回采工作面前后支承压力的分布工作面前后支承压力分布第六节 影响采场矿压显现的主要因素n 一、采高与控顶距 一定地质条件下：采高是上覆岩层破坏状况最严重的因素之一。一些矿区二者成正比关系。小结构适应大结构，顶板下沉亦如此n 结论：Sl=mL 采高、控顶距的大小成正比关系n 举例说明n 采高老顶平衡，煤帮稳定性矿压显现n 顶板控制顶板估算量二、工作面推进度的影响n 顶板下沉量是时间的函数，但加快推进速度能否必然使顶板下沉量减小，并甩开矿压？n 工序对顶板下沉量影响的实质：结构、前后支承压力 不断推移n （76）从S-t曲线看出：加快推进速度缩短了落煤与放顶的时间间隔，虽然减小下沉量，改善顶板状况，但增加了工序的影响次数，即缩短了工序的时间间隔，同时加剧了顶板的下沉速度三、开采深度的影响n 积聚的能量与深度的平方成正比n 开采深度直接影响着原岩应力的大小，同时对开采后巷道或工作面周围的支承压力值。n 对矿压的影响可能比较明显。n 采场顶板下沉量与采深没有直接关系四 煤层倾角度影响n 煤层倾角对开采工作面矿压显现的影响很大n 力学分析图n 与分层厚和采高也有一定的关系n 工作面支架受力不均匀五、分层开采时矿山压力显现n 留煤皮n 人工假顶n 第一层的矿压显现n 下分层矿压显现特点n 老顶来压步距小n 支架载荷变小n 顶板下沉量大第五章 采场顶板支护方法l 顶板分类与底板特征l 采场支架类型与支架力学特性l 采场支架与围岩相互作用原理l 综采机械化采煤工作面顶板控制设计l 单体液压支柱工作面顶板控制原则l 采场来压预报与支护质量监测l 重点掌握：控制矿山压力的基本手段 工作面支架的工作特性单体支架的工作特性单体支架的支护方式液压支架的分类及其适用条件回采工作面支架与围岩石关系回采工作面顶板压力的估算支架初撑力对顶板管理的影响5.1 顶板分类与底板特征l 控制回采矿山压力的重要性l 总体角度（矿井设计的问题）l 局部 （支护和采空区处理）l 直接顶与老顶的关系l 控制工作面矿山压力的方法l 掌握矿山压力的规律l 回采工作面支架l 回采工作面支架的两个特性l 可缩性l 良好的支撑性能l 支架的性能：支架的支撑力与支架的可缩性的关系特征（P-s曲线）。 结构工作面围岩（老顶、直接顶和直接底） 载荷l 对直接顶的分析l 直接顶的重要性 直接顶完整程度的两个因素（岩性、裂隙） 直接顶稳定性的分类 破碎顶板 中等稳定顶板 完整顶板4. 裂隙分类l 裂隙的发育情况l 原生裂隙l 构造裂隙l 压裂裂隙b. 裂隙面与工作面顶板的位置关系l 五种裂隙及其组合，复合裂隙最为不利5.直接顶的定量分析l 根据垮落步距l 直接顶端面破碎度FA/F顶板冒落敏感度（端面距为1m的破碎度）二、对老顶的分析l 1.老顶对工作面的影响l 2.根据直接顶厚度与采高的比值（N=hi/hm）对顶板进行分类： N5 无周期来压或周期来压不明显的顶板 2 N 5有周期来压的顶板 N 2 周期来压严重的顶板 极坚硬顶板能塑性弯曲顶板三、缓倾斜煤层采煤工作面分类方案四、底板特征l 底板在矿压控制中的两个方面：l 底板破坏2. 支护体系 底板支架顶板l 底板比压：支架底座 单位面积 底板l 插底破坏形式底板分类方案第二节 采场支架类型与支架力学特性l 工作面支架的工作特性l 各种工作阻力的含义我国工作面支护设备发展历程l 木支柱单体（急微） 金属支柱（急微）单体液压支柱液压支架液压支柱的结构及其特性液压支柱工作原理l 适用条件 （p126 ） 内注式薄及行走困难工作面外注式缓倾斜和倾斜中厚工作面三、液压支架支护方法分析l 液压支架分类l 按对顶板的支撑面积与掩护面积的比值进行分类2.按支架结构进行分类有掩护梁即为掩护式支架无掩护梁为支撑式支架常用的：支撑式 掩护式 支撑掩护式3.支撑式液压支架支护方式分析结合例子（5-13 p129 阳泉4423工作面）支撑式支架的适用条件l 一般性结构的支撑式液压支架，比较适应于直接顶比较完整的工作面，若周期来压又较剧烈则更易于适应。l 但对特别坚硬的顶扳却又由于支柱承受不了强大的水平推力而不相适应。在破碎顶板条件下，则必须采取有效的护顶措施，才能得到良好的使用效果。l 支撑式支架通风断面大、行人方便、结构简单，在瓦斯矿井中使用具有很大的优越性。l 采高在1.5m以下，直接顶3、4类，底板类以上，煤层倾角20以内的长壁工作面。l 3.支撑式掩护支架支护方式分析l 优点:1.缩小了控顶距，减少了托梁与顶板之间反复支撑的次数，提高了支架对机道上方顶板的支撑力；2.在顶板局部冒顶情况下，可以考虑不勾顶；3.支架的结构可以承受一定水平推力，因而可以实现承载前移。 4.挡矸性能良好，因而采空区矸石不能涌入回采工作空间。l 缺点： 支架工作空间小，因而通风断面小，行人也不方便。除此之外，由于增加了掩护梁，支架重量有所增加。l 4.支顶掩护式支架支护方式分析具备上述支架的优点。l 5.支撑掩护式支架受力分析l 支撑掩护式支架受力分析特点：顶梁长度较掩护式支架长，增加了支撑力，缩短了掩护梁长度，加长了掩护梁的坡度，同时改善了支架底座与底板受力情况，但也导致控顶距增大，价格较高，重量较大，支架结构较复杂等缺陷。l 后排支柱支撑在顶梁上时，支架高度的改变对支撑力的影响不大，支撑效率较高。l 而后排支柱支撑在掩护梁上时，后柱倾角大，支架的支撑阻力要降低。l 根据分析，图5-29，支撑掩护式支架力平衡区的宽度较大，当支架的合力作用点位于前排支柱上方时，其承载能力相当于前排支柱的工作阻力，如果两排支柱的工作阻力相等，则相当于最大工作阻力之半。可见该型支架对顶板的适应能力较强。煤矿绿色开采技术n 岩层移动引起的采动损害n 岩层控制的关键层理论n 关键层：对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起主要控制作用的岩层n 关键层的特征：几何、岩性、变形、破断、承载n 覆岩关键层位置的判别采场上覆岩层移动控制技术n 留煤柱n 充填法 采空区充填 覆岩离层区注浆巷道矿压显现规律巷道围岩体应力及变形规律 受采动影响的原岩应力 相邻巷道的应力分布及巷道间距的确定 构造应力对巷道稳定性的影响 受采动影响的围岩变形受采动影响的原岩应力 原岩体内掘进巷道引起的原岩应力 回采工作面周围支撑压力分布 采动引起的地板岩层应力分布原岩体内掘进巷道引起的原岩应力 巷道周边塑性带的形成及其分布 注意：破碎的岩石仍然具有一定的强度，在估算岩体强度时要注意岩体塑性区物理参数的变化。塑性区半径和巷道周边位移回采工作面周围支撑压力分布采动引起底板岩层的应力分布规律： a为一侧采空煤柱，应力abc分布呈近似三角形分布,应力增高系数为3； b，c均为两侧采空煤柱，煤柱宽度分别为B和2B，应力分布abc分别呈钟形和马鞍形，应力增高系数分别为5和3.5； 不同截面上的应力分布如图所示。 底板岩层内任一点z的应力，取决于上部煤柱的载荷、该点与煤柱的垂直距离及该点与上部煤柱边缘或中心线的水平距离。 一侧采空及两侧采空、宽度较大的煤柱载荷的最大传递深度约为1.52B 两侧采空、宽度较小的煤柱载荷的最大传递深度约达34B。在底板岩层位于同一深度处，如zB处，前者应力集中系数约为1.3，上部煤柱的影响已不太明显，而后者却约高达3.2，受到上部煤柱强烈影响。这是布置在两侧采空，宽度较小煤柱下的底板岩巷和邻近煤层巷道维护十分困难的主要原因。 两侧已采，宽度较小的煤柱下，在同一水平截面上的底板岩层应力以煤柱中心线处为最大，并随着与煤柱中心线的水平距离的增加呈正态分布衰减。 一侧已采煤柱下，在同一水平截面上的底板岩层应力的最大值不是在煤柱边缘处，而是在煤柱下方，距采空区边缘数米处，随着与该处之间的水平距离的增加也近似呈正态分布衰减。两侧已采，宽度较大的煤柱下，在同一水平截面上的底板岩层应力以煤柱中心线处较小，靠近煤柱边缘处出现两个峰值。 因此，布置在煤柱下方的巷道，为了减轻煤柱影响，不仅需正确选择z值，还应注意选择x值。相邻巷道的应力分布及巷道间距的确定 影响井下巷道或硐室群稳定的因素影响井下巷道或硐室群稳定的因素 关键因素是围岩应力、围岩强度及边界条件，但是巷道或硐室之间距离不同时，降直接影响到巷道或硐室群的围岩应力大小和分布。巷道围岩应力影响带 不重叠 重叠但没有达到相邻巷道，应力可相互叠加。 静水压力应力场，巷道的应力影响区为半径等于6a的圆。 非静水压应力场中，巷道的影响区域为长轴不大于12a的椭圆。 断面相同的两圆形巷道的间距为：岩柱的稳定性 影响因素：岩柱的载荷和岩柱强度。 理论：压力拱理论 有限区域理论（经典公式、king公式） Wilson理论。 岩柱的强度：岩体强度、岩柱的宽度和高度以及构造特征。 实验结果表明：岩柱的宽高比B/h5时，其强度将随 B/h的增大，显著增大。一般情况下B/h10时，岩柱不易破坏。相邻巷道间合理距离 我国在目前采深条件下： 大巷的间距20-40m，根据围岩的情况进行取值； 在浅部和坚硬围岩的以及急倾斜煤层情况下可减小到10m；在深部和松软围岩条件下，大巷间距可增大致50m；构造应力对巷道稳定性的影响 概念 种类：地质构造发生过程中，在地下岩体内所产生的应力；已结束的地质构造运动残留于岩体内部的应力； 工程角度：古构造应力、新构造应力和在岩石生成过程中形成的结构内应力都属于构造应力。发生部位：集中在地质构造变动比较剧烈的地区，如褶曲带中曲率半径比较小的区域，岩层发生扭转的地点，断层附近，特别是断层端部和两断层交汇处，以及岩层厚度发生剧变的地方。分布规律：因为拉应力构造通常有利于构造应力的释放，构造应力主要集中在压应力构造带和剪应力构造带水平应力对巷道稳定性的影响 水平应力是影响巷道顶板冒落、底板鼓起、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： 软岩和厚煤层中，底板岩层在水平应力作用下，形成底鼓。 引起较大的拉应力，两帮破裂、鼓出和塌落，破坏深度较大。合理的巷道布置方向 巷道轴向与构造应力平行时：受采动影响巷道的变形 变形量的构成： 巷道顶板下沉量、底板鼓起量、巷帮移近量、深部围岩移近量及巷道剩余断面积等。采准巷道围岩变形规律 采准巷道开掘报废巷道掘进影响阶段 掘进影响稳定阶段 采动影响阶段 采动影响稳定阶段二次采动影响阶段受采动影响矿压显现规律v 巷道位置类型v 区段巷道的位置和矿压显现规律v 底板巷道的位置和矿压显现规律v 上下山的位置和矿压显现规律v 巷道位置参数的选择v 综放面回采巷道矿压显现特点回采空间相对位置、采掘关系 二、区段巷道的位置和矿压显现规律v 区段巷道的布置方式v 区段巷道矿压显现规律v 厚煤层中下分层区段巷道布置和矿压显现规律依据：区段回采的准备系统v 煤体煤体巷道，薄煤层分层开采的上分层区段巷道属于此类区段巷道矿压显现规律v 煤体一煤体巷道服务期间内，围岩的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。由于巷道在采面后方已经废弃，巷道仅经历采面前方采动影响，围岩变形量比采动影响阶段全过程小得多，一般仅1/3左右。v 煤体一煤柱或无煤柱(采动稳定)巷道服务期间，围岩的变形同样经历三个阶段(工作面前方采动影响)。但是巷道整个服务期间内，始终受相邻区段采空区残余支承压力的影响，三个影响阶段的围岩变形均大于煤体一煤体巷道。巷道的围岩变形量除了取决于开采深度、巷道围岩性质、工作面顶板结构和相邻区段采空区采动稳定程度外，与沿空护巷方式及保护煤柱宽度密切相关。v 煤体一煤柱或无煤柱(正采动)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。巷道的围岩变形量除了与开采深度、巷道围岩性质、采动状况有关外，工作面顶板结构、沿空护巷方式和煤柱宽度都起决定性作用。不采用煤柱保护巷道时，为沿空保留巷道。底板巷道的位置和矿压显现规律v 1.底板巷道的位置v 2.底板巷道的矿压显现规律v 3.厚煤层主要巷道的布置方式1.底板巷道的位置v 分类依据： 在上部煤层回采活动影响下，底板巷道的受力状况和围岩变形有很大差别。按照巷道与上部煤层回采空间的相对位置和开采时间关系，巷道的位置可归纳为以下三种情况：底板巷道的矿压显现规律v 保护煤柱不够宽的情况下厚煤层巷道的主要布置方式v 20世纪50年代至60年代初期四、上下山的位置和矿压显现规律上、下山巷道的位置v 上、下山巷道矿压显现规律依据：按巷道与回采空间的相对位置和回采顺序v 位于煤层内用煤柱保护的上、下山上、下山的位置和矿压显现规律v 上、下山围岩变形将经历: 掘巷期间明显变形，(a,b)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，另一翼采动影响期间强烈变形，最后在两侧采空引起的叠加支承压力作用下，再次趋向以较大的变形速度持续变形 各时期围岩变形量的大小，主要取决于护巷煤柱的宽度、巷道与上部开采空间的距离及围岩的性质。回采本煤层时，还会受到本煤层保护煤柱两侧工作面超前采动影响，有时应力增高系数可高达57。v 上、下山巷道围岩变形在掘巷期间(c)，掘巷影响趋向稳定期间，一翼采动影响期间，一翼采动影响趋向稳定期间与上、下山用煤柱保护时基本相同。 但是，在另一翼跨采影响期间上、下山开始受两侧采动引起的支承压力的叠加影响，随着右翼工作面推进，左右两翼工作面间的煤柱逐渐缩小，支承压力的影响急剧增加，附加围岩变形量远大于用煤柱保护时围岩附加变形量，而跨采后处于应力降低区内的围岩平均变形速度又明显小于用煤柱保护时两翼采动影响趋向稳定时期的围岩平均变形。v 上、下山 (d) 巷道的围岩变形只经过掘巷期间明显变形，然后趋向稳定，跨采引起围岩变形急剧增加，以及跨采之后围岩变形趋向稳定四个时期，总变形量显著减少 五、巷道位置参数的选择v 巷道位置参数:层位、围岩性质，、受到采动影响的程度。 围岩性质是影响巷道维护诸因素中最为重要的因素。在距开采空问合理距离范围内，巷道应布置在相对稳定的岩层中。本煤层巷道与开采空间在同一层面内，它的位置参数是巷道与采空区边缘的距离，即保护煤柱的宽度。 底板巷道与开采空间不在同一层面内，它的位置参数是巷道与上部煤层之间的垂直距离z，巷道与上部煤柱(体)边缘之间的水平距离z，煤柱的合理宽度B。1.巷道围岩变形与z、x值的关系v 现场实测表明：在巷道围岩性质、开采深度和上部煤层采动状况等相同条件下，巷道围岩变形量与z值的关系曲线2.巷道位置参数的选择v 底板岩层中应力分布区域v 巷道稳定性指数v 计算底板巷道位置参数v 顶板巷道位置参数底板岩层中应力分布区域v 底板巷道矿压显现表明：底板中除铅直应力外，剪应力、水平应力也是影响巷道矿压显现的重要因素。依据数值计算、相似模拟试验和现场实测等多方面分析研究，在煤体与采空区交界地区，采动引起的底板岩层应力分为：原岩应力区、应力集中区、切滑移区、卸压区、应力恢复区、拉伸破裂区。卸压区中拉伸破裂和剪切滑移区以下区域应是布置底板巷道的理想区域。巷道稳定性指数v 围岩应力、围岩强度以及二者相互关系是影响巷道稳定最重要的因素。计算底板巷道位置参数v 依据巷道要求的稳定程度和巷道实际围岩强度，确定巷道所在位置的最大主应力允许值的范围。计算在不同开采深度条件下，巷道的位置参数。说明跨采时和跨采后的情况。顶板巷道位置参数v 我国煤层赋存复杂，如开采有底板承压水的煤层，或开采有煤与瓦斯突出的煤层，需要开采下部保护层的煤层时，需考虑将巷道布置在顶板中。巷道围岩控制原理n 巷道围岩压力及其影响因素n 巷道围岩控制原理和方法n 巷道围岩稳定性分类及支护选择n 巷道围岩控制的基本途径：巷道围岩压力及影响因素影响围岩压力的因素巷道围岩控制原理和方法n 巷道围岩控制：控制巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取措施的总和。n 巷道保护及支护的措施： 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，将本该作用于巷道周围的集中载荷，转移到离巷道较远的新的支承区，达到降低围岩应力的目的。 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。根据巷道不同时期的矿压显现规律，巷道支护可分为巷内基本支架支护、巷内加强支架支护、巷旁支护、联合支护四种形式。巷道围岩稳定性分类及支护选择n 巷道围岩稳定性分类的意义n 巷道围岩稳定性分类方法 n 回采巷道围岩稳定性分类 n 围岩移近量预算巷道围岩稳定性分类的意义n 当前地下工程的复杂性；n 支护设计理论的局限性；n 类比法及经验法的广泛应用；n 巷道围岩稳定性分析的特殊性，依赖围岩稳定性分类系统，为巷道支护提供依据；n 模糊数学、灰色系统理论、人工神经网络理论巷道围岩稳定性分类方法 n 巷道围岩的稳定性受多种因素的影响。在采矿学科领域内，很多事物问的界限往往很不清晰，巷道围岩稳定性的类别是一个模糊概念。因此，模糊聚类分析方法较适用于巷道围岩稳定性分类。回采巷道围岩稳定性分类 以缓倾斜、倾斜中厚煤层回采巷道受一次采动影响条件下围岩稳定性分类为基础，选择以下七个指标作为分类指标:n 将7个指标输入相应的程序就可得到巷道围岩的类别。巷道移近量的预算n 巷道移近量是反映巷道围岩稳定性的客观标准，是巷道支护形式和计算支护参数的依据。n 计算巷道围岩移近量尚无精确的方法，通过围岩稳定性类别预计巷道围岩移近量是一种简单和准确的方法。选择巷道支护形式n 根据预测的围岩稳定性类别，推荐的煤层巷道锚杆基本支护形式与主要参数如下：第八章 巷道维护原理和支护技术 无煤柱护巷 巷道围岩卸压 巷道金属支架 巷道锚杆支护 软岩巷道围岩变形规律及其支护技术 锚杆支护质量监测无煤柱护巷 护巷煤柱的稳定性 老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系 沿空掘巷的矿压显现规律 沿空留巷的矿压显现 沿空留巷巷旁支护形式护巷煤柱的稳定性 煤柱护巷的优点： 区段平巷双巷掘进和使用，技术管理简单，对通风、运输、排水、安全都有利。 煤柱护巷的缺点： 煤柱损失高达10-30 ，且回风巷受二次采动影响，巷道维护困难，支护费用高。煤柱支承压力向底板传播，不仅影响邻近煤层的开采和底板巷道的稳定，还成为引发冲击地压的隐患。煤柱尺寸：一般为10-30m。煤柱的载荷煤柱宽度的理论计算根据：煤柱的极限载荷 煤柱的极限强度R煤柱的应力分布 一侧采空煤柱(体)的弹塑性变形区及铅直应力的分布 两侧采空煤柱的弹塑性变形区及铅直应力的分布一侧采空 现场中，x0的变化范围为320 m，一般为512 m。应力降低区宽度的变化范围为27 m，一般为35 m。两侧采空护巷煤柱的稳定性护巷煤柱保持稳定的基本条件 回采空间和采准巷道在护巷煤柱两侧形成各自的塑性变形区，塑性区的宽度分别为x0、x1 保持煤柱稳定性最小宽度尺寸为：老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系沿空巷道顶板关键岩层 沿空巷道沿相邻区段采空区边缘布置，顶板岩层处于采空区上覆岩层结构固支边与铰结边之间，其顶板岩层断裂成弧形三角板。采空区上覆岩层结构与沿空巷道的关系 对老形成的砌体梁结构作简要的介绍 介绍岩块A、B、C的位置和作用 三角拱对沿空巷道的意义： 岩块B对沿空巷道上覆岩层结构的稳定起重要作用，对弧三角块结构稳定性进行力学分析，揭示老顶三角块结构稳定状态与沿空巷道稳定状态的关系，对合理确定沿空巷道位置及支护参数具有重要意义。沿空掘巷合理位置的确定 沿空掘巷沿相邻区段采空区边缘布置，巷道顶板岩层处于上覆岩层结构固支边与铰结边之间。在采空区边缘破裂区和塑性区。若在其中布置巷道，支护载荷相对较小，巷道易于维护。老顶破断位置基本位于煤体弹塑性交接处，通过计算求取老顶在煤壁内的断裂位置，确定沿空掘巷的位置。沿空掘巷的矿压显现规律 沿倾斜方向支承压力分布规律煤体一煤柱(采动稳定)巷道围岩变形与护巷煤柱宽度的关系沿空掘巷的矿压显现 沿空掘巷的围岩应力和围岩变形 解说：应力的变化分布过程 支撑应力的移动；变形的过程窄煤柱巷道的围岩应力和围岩变形 护巷煤柱宽度：5-8m 掘进前后支撑压力的变化情况 变形情况 煤柱情况 与沿空掘巷的比较情况。窄煤柱巷道不仅在掘巷期间围岩强烈变形，巷道围岩一直保持较大的速度持续变形，顶板强烈下沉和底板鼓起。巷道的压力主要来自窄煤柱一侧，窄煤柱实际上已遭到严重破坏，不仅对顶板支承作用有限，而且使巷道实际跨度和悬顶距离增加。因此，窄煤柱巷道的围岩变形要比沿空巷道大一倍左右。沿空掘巷的三种方式 保留老巷部分断面的沿空掘巷基本上是留一条巷掘一条巷 缺点：巷道的维护费用和材料消耗会大幅度地增加，实际可用大断面的沿空掘巷或留巷取代。完全沿空掘巷的缺点：在煤体边缘卸压区掘进巷道，由于沿空巷道一侧为采空区，上区段老空区积水和碎矸石易进入巷道内，会严重影响巷道的施工和使用，巷道与采空区之间的漏风严重。适用条件：顶板容易冒落和胶结、采空区无积水和煤层倾角不大的煤层。对沿空掘巷的评价 常应用的是留小煤墙的沿空掘巷方式。小煤墙对挡矸和防止采空区积水进入巷道能起一定作用；巷道在煤体内掘进，两侧为煤壁有利于提高掘进速度。但小煤墙很难隔离火区，防止漏风和隔绝采空区有害气体渗漏。需要留设小煤墙时，其宽度一般不宜超过13 m。沿空留巷的矿压显现采动