专题-跨采大巷的矿压显现规律及其支护技术

跨采大巷的矿压显现规律及其支护技术摘要：跨煤层底板大巷回采不仅是回收资源的一种有效途径，更能使被跨采巷道长期处于开采形成的底版低应力区内，显著减轻巷道围岩变形，有利于改善巷道维护状态，使巷道保持长期稳定。但被跨采巷道要依次经历跨采所引起的前支承压力影响区、前支承压力显现区、卸压区、后支撑压力区和压力重新稳定区，其对巷道的围岩整体性具有严重的破坏作用，对跨采期间巷道的支护提出新的更高要求。本文总结了前人对跨采巷道矿压显现规律、跨采巷道围岩变形预测、跨采巷道围岩稳定性分析及锚注支护在跨采巷道维护中的应用等问题所做的研究工作，对跨采大巷的矿压显现规律及其支护技术形成了系统的认识。关键词：纵跨；横跨；矿压显现规律；围岩变形；围岩稳定性；锚注支护1 绪论1.1问题的提出和研究意义最新公布的我国煤炭工业“十二五”发展规划1中提出：“煤炭是我国的主体能源，在一次能源结构中占70%左右。在未来相当长时期内，煤炭作为主体能源的地位不会改变。煤炭工业是关系国家经济命脉和能源安全的重要基础产业。”纵观当今世界风云，局部地区的武装冲突越来越多的集中于能源问题，可以预测，在不远的未来，国与国之间的竞争会更多地聚焦于能源的竞争与抢夺。能源作为一个国家经济发展的动力之源，好比一列高速行驶列车的车头，能源不足必然会受制于能源供应国的制约，也就不可能成为真正意义上的大国、强国。改革开放以来，特别是进入21世纪以来，国民经济的飞速发展对能源的需求量亦与日俱增，增量之大，远远超过生态环境所能承受之水平。据统计，2003年我国原煤产量16.67亿t，2004年产量达到了19.56亿t，2005年产量达到了21.1亿t，2006年产量已达到了23.8亿t，2010年原煤产量更高达32.4亿吨，同时净进口煤炭1.46亿吨。与此同时，我国煤炭生产与消费布局间的矛盾日益加剧。东部地区作为经济发展的“火车头”，同时也是煤炭资源的主要消费地区，而东部煤炭资源却日渐枯竭，产量萎缩；中部受资源与环境约束的矛盾加剧，煤炭净调入省增加；资源开发加速向生态环境脆弱的西部转移，不得不过早动用战略后备资源。北煤南运、西煤东调的压力增大，煤炭生产和运输成本上升。在这样的大背景下，东部矿井由于长期开采，浅部资源日益枯竭，必须转入深部开采。20世纪50年代，我国的立井深度平均不到200m，而90年代平均深度已达600m，相当于平均每年以812m的速度向深部延伸。而东部矿井的向下延伸速度更快，平均每年达1025m。据统计，截止2010年，开采深度超过1000米的矿井数已达39对之多。在国外主要采煤国家中，德国、英国、波兰、独联体等都有深部开采矿井。德国煤矿矿井的平均采深约为947m，最深达1713m；英国煤矿的平均采深为700m，最深达1000m；波兰煤矿的平均采深为690m，最深的达到1300m；独联体己有许多矿井采深达12001400m。另外，“对先前技术经济上开采不合理的资源块段，通过科学技术的进步予以回收，最大限度的延长矿井服务年限，提高资源采出率”同样受到学术界越来越多的关注。对水平开拓大巷上部的保护煤柱进行跨巷回采，不仅是回收资源的一种有效途径，更能使被跨采巷道处于开采形成的应力降低区内，显著减轻巷道围岩变形，有利于改善巷道维护状态，使巷道保持长期稳定。但是，煤层底板跨采巷道要依次经历前支承压力影响区、前支承压力显现区、卸压区、后支撑压力区和压力重新稳定区，其对巷道围岩整体性的破坏十分严重，以致在一般的支护条件下，底板大巷经历工作面跨采后，巷道变形程度已严重制约井下的安全生产，要对大巷进行跨采前加固、跨采后二次支护。总为言之，跨大巷开采的应用对底板巷道的支护提出了新的更高要求，相配套的支护技术必须适应跨采巷道的围岩应力特征。根据围岩松动圈支护理论2，松动圈Lp1.5m的各类巷道围岩统称为软岩，它是各类支护难度较大的巷道围岩的总称，可分为三大类：遇水膨胀型、碎胀型及复合型软岩。跨采巷道围岩通常属于碎胀型软岩范畴。这样跨采巷道的支护问题可归纳为软岩巷道的支护问题中。目前我国煤炭行业每年巷道掘进量约6000km，软岩巷道约600km，其中相当部分巷道需要返修。特别是在一些老矿区，由于开采深度相对较大，深部软岩巷道维护问题更为突出，成为制约煤炭开采，影响矿井经济效益的一大难题，同时也成为许多专家学者致力研究的领域。1.2国内外研究现状关于采场围岩控制控制的研究3，自上世纪50年代矿山压力与岩层控制课程建立以来，理论研究与工程实践两方面都取得了长足的进展。其发展主要概括为以下几个部分：采场上覆岩层“砌体梁”结构力学模型及“关键层理论”；“砌体梁”平衡的关键块研究及“SR”稳定；采场支架围岩关系研究及整体力学模型的建立；采场矿山压力与支护质量检测。关于巷道围岩的控制理论，本世纪初，古典压力理论4认为作用在支护结构上的压力是其上覆岩层的重量H，如海姆、郎金和金尼克理论。这些理论的不同之处在于对侧压系数的计算。但是随着开挖深度的增加，古典压力理论暴露了许多缺陷。此时产生了塌落拱理论，其代表有太沙基和普氏。塌落拱理论认为塌落拱的高度与地下工程跨度及围岩性质有关，认为巷道围岩具有自承能力。上世纪50年代以来人们开始用弹性力学来解决巷道支护问题，其中最著名的有芬那公式和卡斯特纳公式。上世纪60年代，奥地利工程师LVRbacevvncz在总结前人经验的基础上，提出了一种新的隧道施工方法，被称为新奥地利隧道施工方法，简称新奥法（NATM）。1980年奥地利土木工程学会地下空间分会把新奥法定义为：“在岩体或土体中设置的使地下空间的周围岩体形成一个中空筒状支撑环结构为目的的设计施工方法。”新奥法的核心是利用围岩的自承作用来支撑隧道，促使围岩本身变为支护结构的重要组成部分，使围岩与构筑物共同形成为坚固的支承环。其他理论还有日本山地宏和樱井春夫提出的围岩支护的应变控制理论和萨拉蒙等人提出的能量支护理论。我国软岩巷道支护系统研究工作始于1958年。目前在我国软岩巷道支护领域具有代表性的有轴变论、开挖系统控制论、联合支护技术、锚喷一弧板支护理论、松动圈理论，二次支护理论等。此外尚有许多相应的软岩支护技术出现。同时，随着计算机的普及，数值计算方法也得以广泛应用，如有限元法、边界元法、离散元法等。以上述方法为基础的计算软件大量涌现，如ADNIA、NOLM、SAP、UDEC、FLAC、FINAL、2D一和3D一等。这些软件在工程模拟和计算中发挥着极大的作用。跨大巷开采的核心问题在于掌握跨采引起的巷道围岩应力重新分布特点，并在此基础上预测围岩变形规律，采取科学的支护对策，保障大巷的安全使用。目前，国内外对深部巷道围岩变形量的预测，都是建立在实测的基础上，根据巷道围岩变形机理，总结出巷道围岩变形量与围岩应力、围岩岩性，以及支护反力之间的经验公式，为现场生产服务。德国研究表明，巷道顶底板移近率K是巷道围岩应力增量P和底板围岩强度的函数，即K=13.3/0.5。俄罗斯研究证明，顿巴斯深部静压巷道围岩变形与巷道埋深H、巷道宽度b、巷道高度h、围岩强度以及支架对围岩的反力（包括支架对顶板反力q顶和对两帮的反力q帮）有关14。国内蒋金泉6-7学者以南屯煤矿实际生产中所积累的经验为基础，提出了跨采巷道有利于围岩控制的合理布置参数，并对跨采巷道的围岩稳定性进行亚分类，实现跨采巷道锚杆支护的科学化、系统化、定量化。但其支护参数与今天的支护设备间存在严重的脱节。同时，锚注支护作为跨采巷道支护的一种新途径，不断地在各大矿井中得以应用，并取得了出色的效果。可以预料，随着深部矿井的日益增多，深部软岩支护必将持续吸引更多的专家学者进入研究。1.3研究内容（1）跨采巷道卸压机理；（2）跨采巷道矿压显现规律、围岩变形规律、围岩应力分布特征；（3）跨采巷道围岩变形预测；（4）跨采巷道围岩结构稳定性及其分类，相应加固方案的科学化、系统化、定量化；（5）锚注支护在跨采巷道支护中的应用。1.4研究方法（1）现场观测。在现场观测数据基础上，对深部巷道围岩的表面位移、应力状态、锚杆受力、采动条件、支护方式等进行分析，为理论分析及数值计算提供依据。（2）数值模拟。用FLAC3D数值分析软件，对深部巷道围岩的多元应力作用效应、结构效应和变形破坏规律等进行模拟分析，为深部巷道加固和跨采奠定基础。（3）理论分析。在上述研究的基础上，对跨采巷道的矿压显现规律、围岩的变形演化规律、结构效应和破坏机理等进行理论分析，给出科学合理的开采方法及支护设计方法。2 利用跨采进行巷道卸压的机理2.1沿工作面推进方向围岩应力变化规律在采用单一长壁垮落采煤法的采煤工作面8，沿工作面推进方向，工作面煤壁前方及采空区两侧的煤体或煤柱内，将出现应力增高区。工作面后方将出现一定范围的应力降低区。采空区周围的煤体（柱）在高应力作用下，边缘会出现一定宽度的破碎带和塑性变形区。塑性区靠采空区一侧，应力下降，低于原岩应力H，形成应力降低区；塑性区靠煤体一侧应力按指数曲线增长到KH（K为应力增高系数）。K值在回采工作面附近较大，若为一侧采动煤体，K的最大值一般为2.53.0；若为两侧均受采动影响的煤柱，宽度又不太大时（3040m以内），则煤柱上的应力应趋于均匀分布，在回采工作面附近的K值一般为45。在采空区后方，随着与回采工作面的距离不断增加，煤柱上的支承应力及其影响范围将逐渐减小，大约在回采工作面后方100m以外，煤柱上的应力趋于稳定。这时，煤体一侧采动时的K值为1.5左右，两侧采动时为3左右。煤体（柱）边缘应力降低区的宽度随着开采深度H、煤层采高M和应力增高系数K的增大而增加，当H、M和K值一定时，则随着煤体内摩擦角与粘聚力c的降低而增大。在实际生产中，应力降低区宽度的变化范围为27m，一般为35m。应力降低区宽度的变化对选择煤柱宽度、巷道布置及维护有很大影响。如果巷道位于采煤工作面附近煤体中的应力增高区内，将因承受很高的支承应力而难以维护；若巷道位于煤体边缘的应力降低区内或位于采煤工作面后方较远处的应力稳定区内，因受到的压力较小比较容易维护。2.2沿工作面倾斜方向围岩应力变化规律在沿工作面倾斜方向8，采空区周围的应力分布如图1所示。煤层开采后在煤层底板中亦形成一定范围的应力增高区和应力降低区。应力增高区的边界从煤体（柱）边缘向采空区方向呈一定角度延伸；而在采空区下方角以外的岩层中则形成低于原岩应力的应力降低区。而且愈靠近采空区边缘的底板处，应力值愈小。图1沿工作面倾斜方向的围岩应力分布示意图底板中应力增高区和应力降低区的形状和边界，受许多因素影响。例如底板岩层的结构、构造和物理力学性质，煤体（柱）的变形特征，煤柱的宽度，岩层的倾角，载荷分布强度和不对称性等等。位于煤层底板中的巷道，若处于应力增高区内，将承受较大的集中应力而遭到破坏；若巷道处于应力降低区内，则易于维护。2.3跨采大巷的合理位置关系根据采空区下方底板岩层中应力分布的特征8，为了有利于煤层底板中巷道的维护，可在巷道上方的煤层中布置采煤工作面进行跨采，或者在掘巷前进行预采，然后待采空区内岩层跨落稳定后再在底板的应力降低区内掘进巷道。被跨采巷道的维护状况主要取决于它与上方跨采工作面煤体（柱）边缘的相对位置，即取决于图1中参数z、x和角等值的大小。z为被跨采巷道与上部回层间的法线距离，x为被跨采巷道与上部回采煤层煤柱边缘的水平间距，为底板岩石应力升高区的扩展影响角。z值的确定主要取决于跨采工作面前支承压力的大小及底板围岩的性质，x值（或值）的确定主要取决于侧向支撑压力的大小及其在底板岩石中的扩展影响。根据我国一些矿区的实践经验及实验结果，对于一般的煤系岩层，最小的z值通常选为812m，围岩较松软时为1520m。值根据煤层倾角和底板岩性不同，介于2555之间，一般缓斜煤层中=2545，中斜煤层中=3555。当底板岩石较坚硬时，支承压力在底板岩石中的传递深度比较小，同时围岩的抗变形能力也较强，这时z和值都较小。所以被跨采巷道应尽可能布置在坚硬稳定的底板岩石中，以利于巷道维护。只要合理的选择跨采参数z和x值，一般情况下利用跨采卸压均可使底板岩巷（或煤巷）在跨采期间不产生过大的附加变形，在跨采后变形速度迅速衰减，并趋于较小的稳定值，从而使巷道处于较好的维护状态和长期保持其稳定。3 跨采大巷矿压显现规律按跨采工作面与被跨采巷道的空间相对位置不同8，跨采方式分为两大类：跨巷回采与跨越回采。跨巷回采是指工作面推进方向与被夸巷道平行的跨采方式，这时采煤工作面始终在下面的巷道上进行回采（亦称纵跨），例如走向长壁工作面跨大巷、跨区段岩石集中平巷回采，或倾斜长壁工作面跨岩石（煤层）集中斜巷回采等。跨越回采是指回采工作面推进方向与被跨巷道垂直的跨采方式（亦称横跨），例如走向长壁工作面跨上山、或倾斜长壁工作面跨中间平巷、跨大巷回采等。3.1深部巷道在多元应力场中的围岩稳定性分析3.1.1数值计算模型的建立以汶南煤矿650m水平西大巷及总回风巷为基本条件建立9。受断层构造的影响，巷道地质条件复杂，岩性变化大，主要为粉砂岩、红层、细砂岩。巷道支护形式一般为喷锚喷、锚网喷支护，围岩较差的块段加二次网，单层锚杆间距为1000mm1000mm，锚杆型号为22、L=2200mm的全螺纹钢等强锚杆，喷层厚150mm。以西大巷所处的粉砂岩段的实际岩层柱状建立计算模型。分别对应三种应力状态：自重型原岩应力场，zz=H=23.6MPa。xx=u/（1u）H=8.26MPa；构造应力场，zz=H=23.6MPa，最大水平应力为1.3H=30.7MPa；有采动影响的构造应力场，zz=H+0.5H=35.4MPa，xx=34.8MPa。共建模型3个，模型高度和宽度、长度均为100m，并对数值模拟计算结果进行分析。3.1.2巷道围岩变形特征与应力状态的关系巷道围岩在三种应力状态时的变形计算结果为：巷道围岩周边变形形态基本相似，而变形量数值不同，且顶、底、帮各结构部位变形量的相对关系与应力场特征有着密切联系。三种应力状态下的巷道围岩变形值见表1。表1多元应力作用下巷道围岩变形量应力状态两帮移近量/mm底鼓量/mm顶板下沉量/mm自重型原岩应力场26.416198.7构造应力场166173106.8有采动影响的构造应力场176231149.8构造应力场中巷道围岩变形与自重型原岩应力场中巷道围岩变形相比，巷道两帮变形量大幅度增加，顶底板变形量均有所增加，且变形增加主要表现为两帮移近量的增加。这说明水平构造应力主要导致巷道两帮移近量的急剧增加，对顶底板移近量的影响较小。在有采动影响的构造应力场中，巷道变形量较构造应力场中的巷道变形有明显增加，其中顶板下沉量与底瞰量增加幅度相当，约为50%，且均大于两帮变形值。围岩变形中底鼓量最大。因此，在采动应力作用下，底板将产生滑移塑性破坏，造成严重底鼓，底板加固不容忽视。3.1.3巷道围岩塑性破坏区发育形态与应力状态的关系巷道在三种应力状态下的破坏区范围见表2。表2三种应力状态下巷道破坏区范围应力状态破坏区范围/m两帮底板顶板最大值最大支部位自重型原岩应力场1.202.081.002.08拱基与基角构造应力场1.382.311.062.31底板中部有采动影响的构造应力场2.043.751.753.75底板中部经分析可以看出，当巷道处于自重型原岩应力场中时，破坏区最大位置分布在拱基、两基角和较软弱岩层处；而当巷道处于构造应力场和有采动影响的构造应力场中时，巷道破坏区的最大位置将转移至底板中部。巷道破坏区大小受巷道所处岩层的强度影响，一般来说，岩层强度越大时，巷道围岩破坏区越小。3.1.4巷道围岩应力分布特征与应力状态的关系巷道围岩在三种应力状态下的应力分布特征如图2图4所示。从水平应力示意图可以看出，无论巷道处于何种应力状态，巷道顶板、深部底板和两基角处均处于应力集中状态，而两帮和底板浅部岩层则由于发生塑性破坏而处于卸压状态。在自重型原岩应力场中，巷道各部位的水平应力分布虽有差异，但不十分明显，应力集中和卸压程度都比较缓和，只有两基角处有较突出的应力集中现象，在底板浅部岩层甚至还因为向上弯曲而出现了拉应力区。在构造应力场中，巷道顶板、深部底板和两基角处水平应力集中程度急剧增加，且应力集中范围加大，并向巷道围岩深部扩展。两帮和浅部底板因塑性区扩大，卸压区范围变得更大，卸压程度明显。在有采动影响的构造应力场中，巷道顶板、浅部底板和两基角处的水平应力集中程度相对构造应力场中时有所增加，且应力集中范围由增大的趋势，两帮应力集中区继续向深部转移。底板卸压范围也在增加，卸压程度较明显。a.水平应力b.垂直应力图2自重型原岩应力场中巷道围岩的应力分布a.水平应力b.垂直应力图3构造应力场中巷道围岩的应力分布a.水平应力b.垂直应力图4有采动影响的构造应力场中巷道围岩的应力分布从垂直应力示意图可以看出，在三种应力作用状态下，巷道两帮和两基角始终处于应力集中状态，而顶板和底板应力始终较小，且底板应力水平小于顶板，甚至在底板中还出现了较小的拉应力。在自重型原岩应力场中，巷道顶、底板处于卸压状态，但卸压范围较小，且底板低应力范围大于顶板。两帮和基角处于高度应力集中状态，且范围较大。在构造应力场中，巷道顶、底板浅部围岩地应力范围明显增大，卸压程度增强，两帮和两基角处的应力集中现象有所增加，应力集中范围也大幅度增加。在有采动影响的构造应力场中，与构造应力场中时相比较，巷道顶、底板卸压程度有所降低，卸压范围小，但大于自重型原岩应力场中的卸压范围，两帮压力集中程度和集中范围却明显增大，两基角处的应力集中现象介于其他两种应力状态之间。3.1.5小结通过对巷道围岩在多元应力作用下的数值模拟计算，可以得出如下结论：（1）巷道底板不论在何种应力条件下，其变形和发生塑性破坏的程度都比较高。导致这一结果的最主要原因是巷道底板的直线形状和较大的水平应力。深部矿井中，巷道围岩应力水平高，在高应力作用下，底板极易发生底鼓。必要时应该适当进行支护，如采用反底拱、底板打锚杆、底板注浆等，以提高底板抵抗变形的能力。当采深较大，又存在水平构造应力时，底鼓逐渐不易控制，此时应从根本上解决底板受力状态，即改直线型底板为反拱形并进行支护。但该过程宜在掘进一段时间稍有底鼓后起底进行，此时水平应力已释放一部分，易于达到长期稳定。（2）水平构造应力能造成巷道两帮移近量和底鼓量急剧增加，但对顶板下沉量影响较小。在较大的水平构造应力作用下，巷道两帮被迫向巷道空间移动，造成顶板和底板中水平压应力集中，在肩窝和底角处可能发生剪切及滑移破坏。因此在存在水平构造应力的条件下，应通过加大锚杆长度和密度及敷设刚带等措施控制两帮移近，同时布置基角锚杆，增加帮与底的联系，提高巷道整体性。（3）巷道应力集中区及塑性区发育部位并不一定是变形最大的部位，但对围岩变形部位产生间接的影响。例如，在基角处一般容易产生应力集中，应力水平较高，从围岩位移场矢量图可以看出，此位置的岩体有向巷道底板中部运动的趋势，而底板中部的岩体则被挤压后向上运动。经模拟，在巷道基角处，以一定角度（4560）打锚杆可以有效地抵制岩体的这种变形，从而减小底鼓。3.2工程实例文献10-11认为，当巷道受到跨采时，在横跨条件下巷道受到的顶压比纵跨条件下高22.25%，横跨条件下承受的横向压力也比纵跨条件下大。对14条纵跨巷道进行统计，只有3条巷道发生了较大范围的冒顶，而横跨的12条巷道有8条巷道发生了较严重的冒顶，其中5条巷道的冒顶是全冒。国内霍振奇4学者对邢台煤矿7601综采工作面进行了“近距离”跨巷开采的试验研究。叙述如下。3.2.1跨采概况7601综采工作面长约120m，平均煤厚6.3m，煤层最大倾角为9，采用走向长壁倾斜分层采煤法，分层采高一般为2.83.0m，跨采巷道为一条与煤层倾斜方向相一致的采区中间轨道上山回风石门，其围岩节理裂隙发育，局部地段易风化破碎，岩石单向抗压强度一般为3070MPa，跨采间距在工作面回风巷处为24m，往运输巷方向逐渐变小，运输巷处最小为3m；在跨采巷道内，跨采间距小于8m处采用料石砌漩支护（由于跨采前用U型钢支架对其进行了加固，所以实际上应该说是砌碹与U型钢支架的联合支护），间距大于8m处采用U型钢支架支护。3.2.2矿压显现规律图5显示了跨采巷道顶底板移近速度V的变化规律，并表明V与巷道至工作面见的水平距离L关系密切。跨采巷道的矿压显现规律与回采工作面前后方的压力分布规律基本一致，因此，将V随L的变化特征分为：不受采动影响区（E），前支承压力影响区（D），前支承压力显现区（B）、卸压区和后支撑压力区（S）和压力重新稳定区（H）。跨采巷道矿压显现规律叙述如下：（1）当巷道与工作面之间的水平超前距离L前大于6070m时，巷道围岩处于相对稳定状态，V值甚小而难以测得，故可认为不受采动影响区约在工作面前方6070m以外。（2）在L前小于6070m而大于2030m的范围内，巷道围岩开始运动，V值缓慢升高，此即前支承压力影响区。（3）当L前小于2030m以后，巷道围岩剧烈运动，V值大幅度升高，并在一定的位置上出现峰值和亚峰值，此即前支承压力显现区。由表3可知，前支承压力显现区超前工作面的距离B一般为2030m，顶分层平均为22.1m，底分层平均为25.7m；压力峰值超前工作面的距离a一般为4.57.5m，顶分层平均为6.4m，底分层平均为5.2m。亚峰值超前工作面的距离a1一般为1018m，顶分层平均为14.8m，底分层平均为13.8m。（4）当工作面跨过巷道之后，V的变化规律具有四大特点：急剧下降、并最终趋于稳定；稳定前夕略有升高；当巷道与工作面之间的水平滞后距离L后小于某一数值C时（顶分层跨采时C值一般为15m左右，底分层跨采时C值大致为5m），跨采间距较小处的V值为负数，即巷道顶板岩层不是下沉而是上升，我们称之为“逆降”现象。最大累计逆降量顶分层跨采时为8.5mm，底分层跨采时为10mm，逆降持续时间大致为46天。应当说明，这种“逆降”现象并非连续出现，而是和下沉相互交替的，但总的趋势是“逆降”。跨采间距较大时无“逆降”现象，只是V的下降幅度很大。当L后大于C值后，V值又稍有增大，并在一定范围内（大致为2030m）保持一个较大的数值。图5跨采巷道V与L的关系曲线（典型示意图）表3前支承压力显现区超前工作面的距离统计表第一阶段测点ABCDE平均B/m18.519.525.024.023.022.1a/m7.57.07.05.55.06.4a1/m13.513.018.014.8第二阶段测点1234567平均B/m20.026.830.024.028.027.423.525.7a/m4.35.14.94.56.56.05.05.2a1/m15.516.014.515.512.512.010.513.83.2.3跨采巷道矿压显现规律的分析（1）在前支承压力显现区内，跨采巷道顶底板累计移近量约占其总数的40%60%。因此，应尽量加快该阶段工作面的推进速度，以缩短采动支承压力对巷道的作用时间。（2）在前支承压力显现区内，巷道顶底板移近速度有两个高峰值峰值和亚峰值。由此可以推论，工作面前支承压力具有“双峰值”特性。关于“双峰”的形成机理，目前还没有统一认识。某些研究者认为，工作面上覆岩层内的老顶岩梁超前煤壁断裂是形成前支承压力“双峰值”的重要原因：工作面上覆岩层内的老顶岩梁超前煤壁断裂之后，应力场以断裂线为界分为两部分，一部分是在断裂线与煤壁之间由已断裂岩梁的自重所决定的“内应力场”；另一部分是在断裂线以外由上覆岩层的整体重量所决定的“外应力场”。内外应力场在各自的作用范围内均有一个峰值，导致前支承压力具有“双峰值”特性。但是，现场矿压观测的结果与之有些出入，主要表现为：按上述观点计算，老顶岩梁的断裂位置应在工作面煤壁前方1012m处，我们认为这是不可能的，因为7601综采工作面的周期来压步距平均只有10m；既然“双峰值”的出现是老顶岩梁超前煤壁断裂的结果，那么底分层的“双峰值”就无法解释，然而底分层的“双峰值”现象比顶分层更明显。观测和研究的结果表明，工作面上覆岩层（包括地表）的变形和移动起始于煤壁前方，呈漏斗状。由于各岩层厚度和力学性质的差异，所以其变形和移动不可能是完全一致的，从而就会产生超前煤壁的“离层”。我们认为，这种存在于工作面上覆岩层内的超前煤壁的“离层”则是形成前支承压力“双峰值”的主要原因。由于超前“离层”的存在，导致了岩层压力转移方式的改变，结果在煤壁附近和“离层”的尖端附近引起了压力的高度集中，从而就会在两个不同的层位上形成支承压力。因此，两个支承压力经传递和迭加而形成的工作面前支承压力必然具有“双峰值”特性。（4）“逆降”现象是跨采巷道的一种殊的矿压显现规律，尽管并不多见，但其确实存在。山东煤研所于1984年在龙口矿区北皂煤矿也曾观测到过这种现象。当跨采巷道进入工作面卸压区之后，跨采间距较小处的巷道围岩（含支护体）基本上已全部破坏，故可将其视为一个“拱形块体结构”。此时，由于垂直压力大幅度降低，而水平压力的变化较小，所以这个“拱形块体结构”的拱顶就会在较大的水平压力作用下被迫上移，从而产生了“逆降”现象。关于“逆降”现象的产生原因，还有人解释为巷道围岩（含支护体）具有弹性。看来在这方面还有待今后进一步研究。（5）从跨采巷道的最终变形结果（见表4）可以看出，跨采巷道的变形以垂直变形为主，水平变形甚微。但应当说明，当跨采巷道进入工作面卸压区之后，水平变形会突然增大，所以在跨采巷道进入工作面卸压区之前应采取措施控制其水平变形。表4跨采巷道最终变形结果统计表巷道参数高度/m宽度/m面积/m2设计剩余变化率/%设计剩余变化率/%设计剩余变化率/%U钢支护3.02.5515.04.23.965.610.508.5318.8砌碹支护3.02.758.33.23.13.18.267.3411.1（6）后支承压力滞后工作面的距离S在顶分层为83108m，平均为96m，其分布特点是工作面的上部和下部较大，而中部较小；底分层为5056.5m，平均为52.5m，约是顶分层的1/2，其分布特点是工作面各部位都基本相同。这表明，底分层顶板系胶结再生岩层，自然软化，完整性差，二次冒落后压实时间大大缩短。该现象在孙村矿也有出现12，当第一开采层开采后，第二、三层继续开采对下覆巷道的影响明显减弱。3.3纵跨底板巷道围岩变形规律图6为根据大量观测结果总结出的底板巷道受采动影响的围岩变形规律13。由顺槽到工作面中部，超前支承压力及其作用下的底板围岩变形逐增大；顶底板和两帮移近速度分别在工作面前方和煤壁下方达到高峰，前者是工作面前方底板垂直应力集中所致，后者是煤壁下方层面滑移和水平应力微集中所致。虽然工作面后方底板处于卸压状态，但巷道受超前压力作用后围岩稳定性降低，底板应力的增加会促使围岩破坏有所发展，因而工作面后方巷道围岩仍以一定的速度移近。尤其是跨采后处于采空区压力峰下方时，移近速度会更大；但若跨采后处于顺槽和采空区压力峰中部附近，则将一直处于高度卸压状态下，围岩变形趋于稳定。处于工作面两侧煤体下方的底板巷道或上山的对应部分，不仅受到工作面后方侧向支承压力的长期作用，更严重的是将会受到相邻工作面回采时叠加支承压力的双重作用，使维护更加困难。图6纵跨作用下底板巷道围岩变形3.4横跨底板巷道围岩变形规律工作面横跨底板岩巷回采主要有：走向长壁工作面跨上山、倾斜长壁工作面跨中间平巷、跨大巷回采等几种情况，其矿压显现规律均相似，其中走向长壁工作面跨上山回采最为典型，以下以走向长壁工作面跨上山回采为例，对横跨底板岩巷回采矿压显现规律进行叙述。跨采时在采空区边缘保留的煤柱对被跨越巷道的变形有明显影响8。是否保留区段煤柱以及跨越上山回采的顺序不同，对上山巷道的压力分布及变形特征影响较大。常见的有以下三种情况：（1）上山一侧的采煤工作面，在另一侧的采煤工作面距上山较远时就跨越上山，区段间保留煤柱；（2）跨采方法同上，但下区段工作面回采时将与上区段间的煤柱回收干净；（3）一侧工作面先采至上山煤柱处停采，然后另一侧工作面再跨越采过上山，并留区段煤柱。图7跨越回采时上山围岩变形以上3种回采顺序，被跨采上山围岩变形曲线分别如图7中曲线1、2和3所示。两翼工作面均不跨越上山，保留较宽的上山煤柱时，围岩变形如图7中曲线4所示。这时围岩变形量不大，但随着煤柱宽度的减小，围岩变形量将迅速增大。从图7中可以看出，如果区段煤柱不回收，则位于区段煤柱下方及附近区域的上山围岩变形量将显著增大，要比回收区段煤柱时高2倍以上。因此，在被跨越巷道的上方应尽可能回收干净，不留煤柱。为使跨越开采取得较好的卸压效果，使巷道在上部回采工作面跨采期间维护良好，并在跨采后长期保持稳定，应注意以下几点：（1）跨采的一翼，必须在另一翼的回采工作面还远离被夸巷道时，就先行跨越过巷道，超前时间宜在3个月以上，以免巷道受到两侧采动影响，实践表明，被夸巷道受两侧采动影响时，变形量要比只受一侧采动影响时至少大4倍以上；（2）被跨巷道上方尽量做到完全回采，不留任何形式的煤柱；（3）将被跨巷道布置在较稳定的岩层内，且z值一般应大于8m；（4）跨采工作面跨过巷道后的停采线位置与巷道间的水平距离一般应在2030m以上，并在停采后拆除工作面的所有支架，使顶板充分冒落并进行封闭，最好再进行防火灌浆处理。目前我国煤矿底板巷道广泛采用锚喷支护方式。在一定的条件下，跨采容易引起局部喷层脱落，影响支护效果和围岩稳定性。工作面跨采时，底板应力和巷道围岩应力时按一定的规律变化的，跨采时间也证明，这种破坏也是按一定规律进行的。虽然表5中跨采巷道的围岩性质、法向距离及断面形状不同，但喷层脱落主要发生在返推进方向的侧帮及其拱部（或顶部），如图8所示13。工作面跨采时，底板岩层中最大主应力1及其与煤层法线的夹角的变化情况表明，围岩主应力方向随工作面的逼近逐渐回转，工作面前方8m以远值较小，巷道两帮及其拱部受载基本对称。但工作面煤壁下方附近值达到2050，在此应力状态下，巷道围岩反推进方向侧的巷帮及拱部出现了上述破坏现象。巷道距煤层的法向距离越小，值变化越大，这种破坏特征也愈明显。为提高支护下效果和围岩稳定性，对巷道上述容易破坏的部位应加强支护。具体措施包括，增加反推进方向的巷帮及其拱部的锚杆密度和喷层厚度等。工作面推进到底板巷道上方时，巷道一侧的围岩破裂也是造成工作面煤壁下方两帮移近速度较高的原因之一。由于在平行工作面和垂直工作面的底板巷道受跨采作用时，两帮移近速度均在煤壁下方达到高峰，因而层面滑移才是两帮移近速度增大的主要原因。图8巷道围岩破坏与围岩应力状态表5受跨采作用的底板巷道喷层脱落情况局矿巷道跨采面法向距里/m围岩性质断面支护方式喷层脱落情况兖州火药库回风上山230829.6黑色泥岩直墙半圆拱形锚喷主要发生在反推进方向的侧帮及其拱部兴隆庄5303联络石门530318.5粉砂岩、细砂岩、局部泥岩兖州八采区皮带下山860519.2两帮为煤体，顶底为粘土岩冒落面积：反推进方向侧的帮及其拱部17.46%，另一侧帮及拱部11.22%唐村八采区轨道下山15.3两帮煤体，顶为石灰岩，底为粘土岩梯形冒落面积：反推进方向的侧帮8.28%，另一侧帮0.67%，顶部8.46%综上所述，采用跨采方式进行卸压开采，可使被跨越巷道处于开采形成的应力降低区内，可显著减轻巷道围岩变形，有利于改善巷道维护状态，使巷道保持长期稳定。同时，跨越开采还可使回采工作面连续长距离推进，减少工作面搬迁次数，简化巷道布置及生产系统，提高劳动效率，使采煤生产向简化、集中、无煤柱方向发展。近年来跨采方式在我国煤矿中又有了新的发展8。例如，阜新、兖州等矿区采用跨越多组上山的连续回采方式，沿走向每隔500800m左右布置一组上（下）山，然后回采工作面连续跨越多组上（下）山进行回采，极大地增加了回采工作面的连续推进距离。又如铜川矿务局王石凹矿采用的跨越多组石门连续回采方式，以及晋城矿务局凤凰山矿采用的倾斜长壁工作面跨越多组中间平巷的连续回采方式，不仅取得了较好的巷道维护效果，而且有利于实现综合机械化开采，取得了显著地经济效益。4 跨采时底板巷道围岩变形预测底板巷道跨采以前需要进行加固，以保证跨采后巷道的正常使用，这就需要对跨采期间巷道的变形量进行预测，根据巷道变形量的大小采取相应的加固措施。目前，国内外对深部巷道围岩变形量的预测，都是建立在实测的基础上，根据巷道围岩变形机理，总结出巷道围岩变形量与围岩应力、围岩岩性，以及支护反力之间的经验公式，为现场生产服务5。德国研究表明，移动支承压力作用下，巷道顶底板移近率K是巷道围岩应力增量P和底板围岩强度的函数，即K=13.3/0.5。俄罗斯研究证明，顿巴斯深部静压巷道围岩变形与巷道埋深H、巷道宽度b、巷道高度h、围岩强度以及支架对围岩的反力（包括支架对顶板反力q顶和对两帮的反力q帮）有关，巷道顶板位移U顶和巷道两帮位移U帮可用下式表示14。U顶=0.1bexp10H-300002q顶-1U帮=0.07hexp100.85H-1.5300002q帮-14.1工作面前方移动支承压力特征从开切眼开始直到老顶初次来压以后，工作面前方移动支承压力影响区范围L和最大应力集中系数Km将达到最大值，两者主要与工作面采深、煤厚，以及顶板岩层的性质有关。德国鲁尔矿区阳光煤矿，采深850m，煤厚1.6m，煤层顶板为整体砂岩，利用液压应力计测定开采引起工作面前方移动支承压力增量P与距工作面距离的关系，结果显示15：以应力增量大于原岩应力的5%计算，工作面前方移动支承压力影响区范围约为85m，最大应力集中系数Km为2.88。同样通过平面应变相似材料模拟试验16，利用应力传感器测定300m采深条件下，煤层开采引起的移动支承压力与围岩岩性之间具有下列关系：同一采深、岩层厚度和岩层强度条件下，由于模型煤层及直接顶强度大于模型，出现了工作面前方移动支承压力最大应力集中系数Km不同，模型为2.792.95，而模型为1.651.85，两者平均相差1.12。所以随着围岩强度的提高，工作面前方移动支承压力最大应力集中系数增大；随着采深的增大，移动支承压力影响区范围增加。现场试验表明，移动支承压力影响区范围约为工作面采深的0.1倍。4.2围岩变形预测工作面前方移动支承压力在底板的传播，引起底板岩层处于应力升高区，位于该区内的底板巷道，随着工作面的推进，巷道依次处于原岩应力区、应力升高区、卸压区、卸压稳定区。根据弹性力学理论可知，移动支承压力在底板引起的最大应力集中系数K是移动支承压力影响区范围L、最大应力集中系数Km，以及底板巷道距煤层底板垂距Z的函数，即K=f（L，Km，Z），随着L、Km的增大，Z值的减小，K值单调增加。在支护方式一定的条件下，影响巷道围岩变形的主要因素是围岩应力和围岩岩性。大量的现场观测表明，巷道围岩应力和围岩岩性对比关系的不同，反映围岩的稳定状态不同，具体表现在围岩变形速度、变形量的不同。由于跨采时在移动支承压力作用下，底板巷道变形速度、变形量较大，其值远大于静压巷道，但移动支承压力对底板巷道作用的时间相对较短，通常仅12个月。从工程实用的角度出发，可用围岩有效载荷系数C来反映不同采深、不同岩性的底板巷道，跨采期间巷道围岩变形量大小，即：C=KH/其中，K回采在底板巷道围岩引起的最大应力集中系数；上覆岩层平均容重，MN/m3；H巷道埋深，m；巷道围岩单向抗压强度，MPa。4.3工程应用实例新汶矿区孙村煤矿地面标高+175m。400m水平和600m水平大巷采用锚喷支护，大巷跨采前采用锚喷网支护进行加固。根据现场实测这两个水平的移动支承压力影响区范围，运用弹性力学原理17，可绘出不同水平的移动支承压力底板应力场。依据底板大巷距上方煤层的垂距Z，可得出跨采期间，移动支承压力在底板引起的最大应力集中系数K。结合观测站巷道围岩的强度、巷道埋深H，通过计算回归出，跨采期间底板巷道顶底移近量U与围岩有效载荷系数之间的关系，二者之间具有下列函数关系：U=368（C0.439）0.5新汶矿区潘西煤矿350m水平西大巷，埋深580m，为矿井前组煤集中运输大巷，锚喷支护。大巷位于4煤底板1017m垂距的砂岩层中，岩石普氏系数f=56。通过数值模拟计算，可得到350m水平移动支承压力底板应力场，依据大巷距煤层底板的垂距Z=1017m，得到跨采时运输大巷围岩的最大应力集中系数K=2.42，所以跨采引起底板运输大巷顶底板移近量的预测值为138160 m，而实测值为50145mm，因此预测值与巷道围岩变形量的上限接近，满足工程的要求，从而证明该预测方法具有一定的实用价值。5 跨采底板巷道的优化设计跨采是目前我国煤矿底板巷道布置的主要方式，前述部分已证实，巷道岩性、法向距离、巷道与跨采面的相对关系等决定着跨采巷道的矿山压力、围岩变形与稳定性。因此，科学合理地进行跨采设计是进行安全生产、取得经济效益的根本保证。跨大巷回采技术以及跨采大巷的支护经过数十年的发展，如今已在全国范围内被广泛采用，并逐步走向成熟。但是，如何实现煤层底板岩巷布置的科学化、系统化、定量化；特别是对于新设计的矿井，在初步设计阶段如何布置水平开拓大巷，以有利于其上方煤层的回采，对于各矿井的实际生产具有很好的指导意义。蒋金泉6教授以南屯煤矿实际生产中所积累的经验为基础，提出了跨采巷道的合理布置参数。5.1跨采巷道合理层位与法向距离底板法向位置的岩性、法向距离不同，受跨采作用的矿山压力及巷道围岩稳定性也不同。根据有关研究结果，跨采应力和巷道围岩变形均随法向距离Z的logZ而变化，而跨采巷道围岩稳定性由巷道应力环境KH与围岩强度c之比决定，即：C=KH/c由底板应力衰减规律K=2.9810.886logZ得C=（2.9810.886logZ）H/c利用上式和工作面底板柱状图，可以对各层位及法向距离布置的跨采巷道的稳定性进行对比分析，以确定合理层位及法向距离。并对南屯煤矿几个典型采区跨采巷道层位布置进行了对比分析，提出了合理选择方案，见表6、表7。表61304工作面跨采巷道合理层位选择岩性厚度/m法向距里Z/mc/MPaC选择顺序中细砂岩9.3838.10.3361细、粉砂岩互层5.11228.10.4172泥岩7.51621.50.5103注：采深H=246m表76310工作面跨采巷道合理层位选择岩性厚度/m法向距里Z/mc/MPaC选择顺序粉砂岩1.1028.1细、中砂岩互层5.81638.10.5212细砂岩5.97938.10.4801粉砂岩12.0715258.10.5804200.54034煤层0.252615.00.9435黏土层1.4014.6注：采深H=360m由以上结果可见，巷道稳定性由其围岩强度和法向距离两个主要因素共同决定，但选择巷道层位并非法向距离越大越好。其选择原则是：首先选择在岩层比较稳定、强度较高的层位中；其次是考虑法向距离的大小。在跨采巷道层位选择设计时，应采用上述公式计算出底板不同层位的巷道稳定状况C，以此确定选择顺序，再结合巷道系统的空间需要来科学确定层位。在采深300m左右时，跨采巷道稳定状况随围岩单向抗压强度c和法向距离Z的变化见表8。由此可见，当巷道围岩强度较低（c30MPa）时，对巷道稳定性影响极大，此时巷道一定要布置在岩层强度相对较高的岩层中；当法向距离小于20m时，法向距离对巷道稳定性也有较为明显的影响，此时选择巷道层位时应尽量增大法向距离，但岩性是首选因素；当法向距离达到20m以上时，增加法向距离对巷道的稳定性影响较小。表8跨采巷道稳定性与围岩强度和法向距离的关系当围岩稳定时，法向距离可在68m左右；当围岩中等稳定时，法向距离可在1012m左右；当围岩不稳定时，法向距离一般应在2025m左右。5.2跨采巷道与跨采面的合理平面位置关系根据跨采巷道矿压显现的过程特征、区域性特征及有关特征参数，可以确定跨采巷道与跨采面的合理平面位置关系。5.2.1纵跨巷道的合理平面位置关系根据层面支承压力分布规律、底板矿压传播特征及矿压显现的区域性特征，纵跨巷道与跨采面的平面位置关系不同，其矿压显现将有很大的差别。在跨采设计时应选择合理的平面位置关系，具体选择方法如下：（1）首选区域：纵跨巷道位于实体煤顺槽内侧（内错）1540 m为首选最佳区域；（2）次选区域：位于工作面中部区域（两端区域各40 m除外）和位于实体煤顺槽内侧（内错）014 m为次选区域；（3）避免区域：相邻面外错040m，即上方跨采面采空侧顺槽内错040m，是矿压显现最严重的区域，纵跨巷道应尽可能避免位于这一区域内。5.2.2横跨巷道的合理平面位置关系及特殊地段横跨巷道的矿压显现与跨采面开切眼和停采线位置有着极为密切的关系，其平面位置关系确定应按以下方法选择。（1）首选方式：跨采面从巷道上方连续跨采，或开切眼和停采线的布置方式满足横跨