许疃煤矿综放沿空掘巷巷道支护技术分析专题报告.doc
许疃煤矿1.5 Mta新井设计含5张CAD图-版本2.zip
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许疃煤矿1.5
Mta新井设计含5张CAD图-版本2
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许疃煤矿综放沿空掘巷巷道支护技术分析摘要：许疃煤矿82煤层厚度为9.0m,采用综合机械化放顶煤采煤工艺，带区巷道布置采用沿空掘巷。主要分析了综合机械化放顶煤开采时沿空掘巷巷道变形破坏的机理，理论分析所留保护煤柱的宽度以及合理选择掘巷的位置，并提出了使用以高强预应力让压锚杆为核心的锚网支护系统对围岩进行控制。关键词：综放开采；沿空掘巷；围岩控制；高强预应力让压锚杆；锚网索支护1 绪论1.1研究意义中国是世界上煤炭资源最丰富的国家之一。据不完全统计，我国煤炭探明总储量在9000亿吨以上，居世界前列，已知含煤面积55万多平方千米，煤种齐全，煤层赋存条件多种多样，煤矿开采条件复杂。据统计表明，在我国一次能源生产和消费中，煤炭资源占75%，在未来的2050年中，我国一次能源生产和消费以煤为主的格局不会改变。因此，进一步发展煤炭资源的开采技术，合理开采、有效利用煤炭资源，提高煤炭资源回采率，实现矿业的可持续发展，是国内外煤炭行业急需解决的问题。在借鉴国外煤层开采技术的基础上，我国经过近20年的不断探索、试验和研究，综放开采技术得到长足的进步，大大提高了厚煤层的采出率，延长了矿井寿命，取得了良好的经济效益，综放开采已经成为我国煤矿实现高产高效的主要途径。所谓巷道围岩控制，是指控制巷道围岩应力和周边位移措施的总和，其目的是为了保证巷道的正常使用，为安全生产创造必要的条件。巷道围岩控制的主要任务有：保证巷道使用期间所需的巷道断面形状和尺寸；为保证人员和机械设备的安全和正常工作创造条件；选择技术经济最为合理的保证巷道围岩稳定性的支护方法和措施。从上世纪50年代开始，世界一些主要产煤国家为了提高工作面煤炭资源回收率，降低巷道掘进率，开始进行以沿空留巷和沿空掘巷为主的试验研究。沿空留巷是在上区段工作面回采的同时构筑巷旁支护结构，受到采空区岩层剧烈活动的影响，无论是顶底板还是两帮都产生剧烈变形，巷道维护困难。沿空掘巷是在第一个工作面采空区岩层活动基本终止，回采引起的应力重新分布趋于稳定后掘进。沿空掘巷又分为留窄煤柱沿空掘巷和完全沿空掘巷两种形式。完全沿空掘巷是指沿采空区边缘开掘巷道的布置形式，此时巷道上帮岩体松散破碎，极易产生上部采空区窜矸、漏风、透水、瓦斯集中等安全隐患，因此其应用范围受到很大限制。留窄煤柱沿空掘巷在巷道与采空区之间保留一定宽度的煤柱护巷，防止老空区积水、有害气体及大块岩石窜入巷道内，随着综放开采及支护技术的不断进步，留窄煤柱沿空掘巷技术应用逐渐增多。巷道围岩变形控制的主要措施包括巷道支护、巷道布置、巷道保护和巷道卸压等多种形式。巷道合理布置位置的确定与回采巷道支护、维护成本、安全生产以及煤炭资源回采率密切相关。如何兼顾巷道稳定、支护难度及成本和资源回收率，确定合理巷道掘进位置，控制围岩应力，并正确选择支护形式和支护参数，提高围岩强度是保证巷道围岩稳定性的关键。但是巷道位置选择往往受到地质和开采条件的限制，因此，深入研究沿空掘巷矿压显现规律，选择合理的煤柱宽度，确定沿空掘巷的合理位置，并采用科学有效的支护方法和措施，达到控制巷道围岩稳定性、保证安全生产的目的，一直是众多学者所关注的焦点。1.2国内外研究概况国内外学者在沿空掘巷研究方面做了大量工作，主要体现在以下几个方面：合理煤柱留设的研究；综放沿空掘巷矿压显现规律的研究；沿空掘巷围岩控制与支护技术的研究。1.2.1煤柱留设研究现状英美和原苏联对护巷煤柱作了很多研究，提出了多种设计方法。这些方法从设计原理上可分为极限强度理论和渐进破坏理论两种。根据极限强度理论进行的设计方法称为“刚性”煤柱设计；按渐进破坏理论提出的计算方法则称为“屈服”煤柱设计。(1)煤柱强度理论研究关于煤柱强度的计算，世界各主要采煤国家均进行了大量的实验室和原位试验，在实验研究和实例调查的基础上，结合理论分析，提出了多种煤柱强度计算理论和公式，主要包括：Gaddy等人首次把实验室确定的煤岩试块强度应用于煤柱强度计算，提出了Hollad-Gaddy公式。Obert-Dwvall/Wang根据硬岩弹性力学理论提出了适用于煤柱高宽比为18的Obert-Dwvall/Wang公式。核区强度不等理论。格罗布拉尔把煤柱核区强度与实际应力联系在一起，从而确定核区内不同位置的强度，提出了用于长条煤柱的破坏包络面计算公式，但因其常数复杂，降低了实用性。大板裂隙理论7。白矛基于弹性断裂力学提出了大板裂隙理论，将采空区沿走向剖面视为边界受均布载荷作用的无限大板中一个很扁的椭圆形孔口，利用弹性断裂理论，推导出孔口端部煤柱任意一点的应力计算公式。极限平衡理论。侯朝炯、吴立新等人基于Allamif理论发展和完善了极限平衡理论，该理论研究得到了规则煤柱的顶面和中性面所受垂直应力的分布状态。此外，李德海，李东升，宋长胜以弹塑性力学为基础，建立了条带设计弹性理论的复变函数模型，使用弹性理论的复变函数方法计算了条带开采时采空区周围的应力分布，进而推导出在特定的地质条件下，条带开采时所需留设的煤柱宽度的理论公式；并以弹塑性力学为基础，结合应力平衡微分方程和库仑准则求出了保留条带煤柱的应力极限平衡区宽度及其理论公式，对极限平衡理论进行了修正。近年来国内外学者在应用有限元进行煤柱受力与屈服行为分析方面，也做了不少尝试，包括：考虑材料硬化建立了弹塑性模型；应用塑性增量理论采用了概化的Von Mises屈服准则；建立了考虑煤层界面效应的本构模型；采用理想弹塑性模型提出了Coulomb-Mohr流动函数；考虑煤岩组成的复杂性和材料特性的变异性采用了基于“单元材料弹性、单元变化随即”的唐氏模型及其RFPA软件等。(2)煤柱荷载理论研究正确估算煤柱所承受的载荷，是煤柱设计的关键步骤之一，计算煤柱所承受的载荷主要有以下几种理论。有效区域理论该理论假定各煤柱支撑着它上部及与其相邻煤柱平分的采空区上部覆岩的重量。当采出条带宽度较小时，基本顶一般不冒落，采空区直接顶冒落的矸石不接顶，采出条带上方岩层重量全部转移到所留煤柱上，留设煤柱上的载荷P为： (1.1) 当采出条带宽度较大、采空区冒落矸石直接接顶时，可利用King提出的方法计算采空区矸石承载能力，这样留设煤柱上的载荷P为： (1.2) 式中，P为煤柱平均载荷；a为留设煤柱宽度；b为采出条带宽度；为覆岩的平均重度；H为开采深度。压力拱理论由于采空区上方压力拱(形状为椭圆形)的形成，上覆岩层的负载只有很少一部分作用到直接顶上，其它部分的覆岩重量会向采面两侧的煤体(拱脚)转移。拱有内宽和外宽，当采宽大于拱的内宽时，则出现一个拱脚在边侧实体煤上，另一个拱脚在采空区上，此时压力拱不稳定，有可能崩溃并伴随大量的覆岩沉陷。A.H.Wilson的两区约束理论该理论认为采空区顶板岩石冒落并压缩密实后，煤柱承担的载荷与采空区内各点顶、底板闭合量有关，煤柱内各点的垂直应力与距煤壁的距离成正比，当该距离达到0.3H时采空区内各点的垂直应力恢复至原始载荷H，但A.H.Wilson经验公式存在因简化而带来的问题。(3)煤柱稳定性分析谢和平等提出了煤柱的破坏失稳是典型的非线性过程12；崔希民、缪协兴应用从属面积法分析原理，得出倾斜煤层条带煤柱应力表达式，认为剪应力对煤柱强度和稳定性有影响；高玮通过极限平衡法分析了煤层倾角对煤柱稳定性的影响等。此外，非线性科学理论在矿业工程领域得到了越来越广泛的应用，如神经网络理论已经应用于岩体力学参数的预测、地表沉陷及其建筑物损害程度的预测等方面；突变理论是用来研究不连续现象的一门新兴非线性学科，在采矿工程等学科也得到广泛的应用。中国矿业大学侯朝炯教授提出用沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理指导综放沿空掘巷的实践，作为综放沿空掘巷锚杆支护成功的应用理论依据。湖南科技大学朱川曲根据围岩稳定性影响因素的隶属函数，建立了综放沿空掘巷围岩稳定性分类模型，为综放沿空掘巷支护方式、支护参数的合理选择及施工和管理提供了依据。西安科技大学张嘉凡、石平五根据郭家湾煤矿的实际情况，采用有限元仿真试验模拟方法，对煤柱群及顶板稳定性进行弹塑性分析，提出了弹性核的消失是煤柱丧失稳定性的标志，并指出合理的煤柱留设对采场的围岩变形控制起决定性作用，不适当地多留煤柱，既降低了采出率，而且支撑着更大范围的上覆岩层悬而不垮，增加了大面积垮落灾变的可能性。1.2.2沿空掘巷矿压显现规律研究现状国内外学者对沿空掘巷矿压显现规律的研究，主要表现在：研究了采空区侧向支撑压力分布规律，指出留窄煤柱沿空掘巷巷道位置处于侧向支承压力峰值附近，因而，留窄煤柱沿空掘巷不仅在掘进期间围岩强烈变形，而且在掘后稳定期间仍保持较大的变形速度；综放工作面沿空掘巷，由于煤层采放厚度大，冒落矸石和剩余浮煤难以充满采空区，老顶下沉并在采空区边缘发生断裂，煤体上的顶板弯曲并以一定角度向采空区倾斜，侧向支承压力向煤体内转移，在顶板弯曲下沉、支承压力转移过程中，边缘煤体被破坏，形成一定厚度的破碎区，煤柱承载作用较小，同时在煤体边缘一定范围内形成应力降低区，为沿空掘巷创造了有利条件；留窄煤柱改善巷道掘进条件，对加快掘进速度以及隔离采空区是有利的。1.2.3沿空掘巷围岩控制与支护技术研究现状(1)国外围岩控制理论研究现状19世纪后期到20世纪初，可以认为是矿压假说的萌芽阶段，这一时期开始利用比较简单的力学原理解释实际中出现的一些矿压现象，并提出了一些初步的矿压假说，具有代表性的是认为巷道上方能形成自然平衡拱的所谓“压力拱假说”。此外，对巷道围岩变形机理和支架所受的岩石压力大小，也开始进行了初步的理论研究。20世纪30年代开始，人们将弹性力学和塑性力学引入地下工程的岩石力学分析中解决了许多地下工程中的问题，其中R.Fenner和H.Kastner等人关于巷道围岩弹塑性应力分布和围岩与支架的相互作用的理论是最为典型的代表之一。20世纪60年代，刚性试验机的应用，揭示了岩石变形破坏的特性和弹塑性断裂破坏理论。特别是奥地利工程师在总结前人经验的基础上，提出了一种新的隧道设计施工方法，即新奥地利隧道施工方法，简称新奥法，是目前地下工程的主要设计施工方法之一。新奥法的核心是利用围岩的自承作用来支撑巷道，使围岩本身也成为支护结构的一部分而与支护共同成为支承环。在此期间，日本人山地宏和樱井春辅又提出了围岩支护的应变控制理论。他们认为，巷道围岩的应变随支护结构的增加而减少，而许用应变则随着支护结构的增加而增大，因此，通过加强支护结构可较容易地将围岩的应变控制在许用应变范围内。20世纪70年代，M.D.Salamou等人又提出了能量支护理论。他们认为支护与围岩互相作用，共同变形，在共同变形过程中围岩释放一部分能量，而支护则吸收一部分能量，但总的能量没有变化，因而，主张利用支护结构来使其自动调解围岩释放的能量和支护体吸收的能量，使其相互调解平衡作用。(2)国内围岩控制理论研究现状国内学者在围岩控制方面的研究形成了以下几种具有代表性的围岩控制理论：于学馥等人提出的“轴变理论”和“开挖系统控制理论”，认为巷道坍落可以用弹塑性理论进行分析，围岩破坏是由于应力超过岩体强度极限引起的，坍落是改变巷道轴比，导致应力重新分布，其特点是最大主应力下降，最小主应力上升，并向无拉力和均匀分布发展，直到自稳平衡，应力均匀分布的轴比是巷道最稳定的轴比，其形状为椭圆形。而开挖系统控制理论认为是开挖扰动了岩体的平衡，这个不平衡系统具有自组织功能，可以自行稳定。冯豫、陆家梁、郑雨天、朱效嘉等人在总结新奥法支护的基础上，提出了“联合支护技术”，其观点可以概括为：对于巷道支护，一味强调支护刚度是不行的，要“先柔后刚、先挖后让、柔让适度、稳定支护”，并由此发展起来了锚喷网技术，锚喷网架支护技术、锚带网架和锚带喷架等联合支护技术。董方庭教授等人提出了围岩松动圈理论，其基本观点是凡是裸体巷道，其围岩松动圈都接近于零，此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在，但并不需要支护，松动圈范围越大，收敛变形越大，支护越困难，因此，支护的目的在于防止围岩松动圈发展过程中的有害变形。何满潮教授提出了“关键部位耦合组合支护理论”，认为巷道支护破坏大多是由于支护体与围岩体在强度、刚度和结构等方面存在不耦合造成的。要采取适当的支护转化技术，使其相互耦合，复杂巷道支护要分为两次支护，第一次是柔性的面支护，第二次是关键部位的点支护。煤炭科学研究总院开采研究所康红普博士提出了关键承载层圈理论。该理论认为巷道稳定性取决于承受较大切向应力的岩层或承载层圈。承载层圈的稳定与否决定了巷道的稳定性。关键承载层圈具有以下性质：承载层圈厚度越大，分布越均匀，承载能力越大；承载层圈内应力分布越均匀，承载能力越大；在未支护前，关键承载层圈离巷道周边越近，巷道越容易维护。巷道支护目的就在于维护关键承载层圈的稳定，只要关键承载层圈不发生破坏，则承载圈以内的岩层将保持稳定。(3)巷道支护技术研究现状巷道支护是煤炭开采、各类矿山、水利水电隧道、公路交通隧道等地下工程的一项关键技术。合理的巷道支护技术应既能确保地下工程的安全，又具有明显的技术经济效益。国内外巷道支护技术总的来说经历了从木支架向刚性金属支架、可缩性金属支架到锚杆支护的发展过程，其中U型钢可缩性支架和锚杆被公认为是井下支护技术的两次重大突破，目前已经形成了包括各种料石碹、混凝土碹、喷射混凝土、工字钢刚性支架、工字钢可缩性支架、U型钢可缩性支架、锚杆、锚喷、锚梁网、桁架锚杆、锚索、锚注、高强度混凝土弧板支架等众多支护形式。国家“八五”重大科技攻关中，提出两类支护体系，一是由中国矿业大学提出的利用可伸缩锚杆、U型钢金属支架、配合高水速凝材料注浆来解决巷道的支护；一是由山东科技大学提出的在锚喷支护基础上进行锚注的支护技术，它是采用锚杆和注浆相结合的一种新型锚注联合支护体系，利用空心锚杆兼做注浆管，通过注浆将松散围岩胶结成整体，改善围岩的结构及其物理力学性质，既提高围岩自身的承载能力，又为锚杆提供了可靠的着力基础，发挥锚杆的锚固作用，从而有效地控制巷道的变形。锚杆支护技术已成为巷道和其他地下工程支护的主要支护形式。侯朝炯教授把世界锚杆支护分为五个阶段：机械式锚杆研究和应用；19501960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护技术进行系统研究；19601970年，树脂锚杆推出并在矿山得到应用；19701980年，发明应用了管缝式锚杆、膨管式锚杆，并研究新的设计方法和长锚索；19801990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、桁架锚杆、特种锚杆得到应用，树脂锚固剂材料得到改进。目前，针对锚杆作用机理的研究，具有代表性的支护理论主要有悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论、构造应力作用理论。悬吊理论认为：当洞室围岩被破裂面、断层等切割，使局部块体不稳定时，可用锚杆将不稳定的岩块悬吊在稳定的岩体上或将应力降低区内不稳定的围岩悬吊在应力降低区以上的稳定岩体上，在侧墙使用锚杆可阻止岩块的滑动等。这种作用的条件是要在围岩的深处有稳定的岩体作为固定点，并且锚杆必须打入稳定岩体一定深度，其实质是关于把巷道周边可能松脱破坏的软弱岩石通过一端锚固在深部坚硬岩石里的锚杆悬吊住的理论，M.M.普罗托奇雅可洛夫和B.M.莫斯特科夫等发展了可能发生拱式冒落的巷道应用悬吊理论设计锚杆支护的计算方法。组合梁理论认为：如果顶板岩层中存在若干分层，用一定数量和长度的锚杆群来锚固水平或者缓倾斜的岩层，一方面是依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象；另一方面，锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度，防止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板锚固范围内的各个薄岩层紧密结合，锁紧成一个较厚的岩层，形成一个组合梁似的结构。这样便提高了层理间的抗剪能力和岩层的抗弯性能，使围岩得以稳定。组合拱理论认为：在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置锚杆群，只要锚杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即承压拱，这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向荷载。在承压拱内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，其围岩强度得到提高，支撑能力也相应加大.构造应力作用理论即最大水平应力理论由澳大利亚学者盖尔(W.J.Gale)提出。该理论认为矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性，最大水平应力一般为最小水平应力的1.52.5倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响，且有三个特点：与最大水平应力平行的巷道受水平应力影响最小，顶底板稳定性最好；与最大水平应力呈锐角相交的巷道，其顶底板变形破坏偏向巷道某一帮；与最大水平应力垂直的巷道，顶底板稳定性最差。在最大水平应力作用下，顶底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动而膨胀，造成围岩变形，锚杆的作用是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动，因此要求锚杆必须具有强度大、刚度大、抗剪阻力大的特点，才能起约束围岩变形的作用。目前巷道支护理论研究存在的主要问题有：巷道支护的对象认识不统一。传统的弹塑性支护理论认为：巷道开挖后围岩中塑性区的形成和变形是影响巷道围岩稳定的主要原因，塑性区越大巷道围岩越不稳定，巷道支护的作用就是限制塑性区的发展，阻止围岩过渡塑性变形发生松动破坏，即把围岩控制在弹塑性阶段。松动圈支护理论认为：弹塑性状态的围岩能够自稳，只有当围岩进入到破碎状态之后才需要支护，巷道支护的主要对象是围岩松动圈所产生的碎胀变形。关于围岩处于极限荷载状态下能够长期保持稳定的条件与基本的岩石力学性能试验成果相矛盾。1.3问题的提出许疃煤矿位于安徽省宿州市西南部，地处蒙城县板桥镇许疃乡境内。井田范围大部分是肥沃的耕地，并有村庄压煤。井田内地面标高平均25.5m。本井田煤系地层属石炭系、二迭系，主采煤层72煤层，煤层赋存深度-350-850m，平均厚度3m，倾角6.215，直接顶为平均厚度1.57m的块状泥岩，之上为4.84m的中细粒石英砂岩或砂质泥岩，在煤层上方150m有一层厚90m的坚硬砂岩，表土层厚度292.84368.10m，一般厚度320340m。矿井主采采煤层为72和82煤层，其煤层特征为：72煤分岔区煤层薄且结构简单，合并区煤层厚且结构复杂。露头处有条带状不可采区，北部有片状不可采区，可采范围占全区81.6%。煤层顶板以砂岩为主，其次为粉砂岩和泥岩，属较稳定煤层；82煤距72煤层平均19m，煤厚015.14m，平均9.0m，煤层结构较简单，煤层顶板以砂岩为主，其次为泥岩和粉砂岩，属较稳定煤层。煤质均以肥煤为主，1/3焦煤次之，伴少量气煤和气肥煤。回采工作面相对瓦斯涌出量为12.0m3/t，属高瓦斯带区，煤尘具有爆炸危险性，根据井田勘探报告，煤层基本上都属于有可能自燃发火不自燃发火。在开采82煤层时，采用综合如机械化开采，为了提高煤炭回收率，在综放开采中沿空掘巷技术应用逐渐增多，而如何确定合理的沿空巷道位置，有效控制其围岩应力，并选择合理的支护方法与支护参数，已成为保障沿空巷道围岩稳定性的关键所在，也是目前巷道围岩控制及支护技术研究的热点。2沿空掘巷围岩控制理论研究围岩应力、围岩强度及巷道支护是决定巷道围岩稳定的三大要素。如何正确选择支护方法和支护参数、降低围岩应力、提高围岩强度是保证巷道稳定性的关键。巷道围岩应力变化主要是在岩体内开掘巷道引起的应力集中，以及回采引起的支承压力对巷道的影响；围岩变形是巷道围岩应力重新分布的必然结果，也是衡量巷道矿压显现强烈程度的重要指标，为了防止巷道围岩发生显著变形或垮塌，就要对巷道围岩进行支护。控制巷道围岩变形的措施主要包括巷道支护、巷道布置、巷道保护和巷道卸压等多种形式。其中后三项都是主动减弱采动引起支承压力的危害进行围岩控制，属于“预防型”措施，而巷道支护属于“治理型”措施。将巷道布置在采动影响小和岩性好的围岩内或者采用卸压的方法降低围岩应力是围岩控制的重要措施和条件，但是巷道位置的选择往往受到地质和开采条件的限制，在一般情况下都需要通过施加支护来控制巷道围岩变形和破坏，保证巷道的安全使用。2.1沿空掘巷围岩变形破坏机理分析2.1.1煤层巷道失稳力学机理一般认为煤层巷道工程不产生围岩破坏或过大变形而妨碍工程的生产使用和安全，巷道工程即为稳定。煤层巷道工程失稳力学机理实质上是地层压力效应结果，当二次应力值超过了部分围岩的塑性极限、强度极限或使围岩进入显著的流变状态，则围岩就发生显著的变形、断裂、松碎、破坏等现象，表现出明显的地层压力效应。地层压力效应是指地下工程开挖后二次应力重分布与围岩的变形及强度特性相互作用而产生的一种力学现象。煤层地下工程失稳主要是松动压力、形变压力、膨胀压力对围岩支护结构作用的结果，若巷道工程支护不及时，变形压力和膨胀压力会使围岩破坏并转变为松动压力，导致围岩结构失稳。(1)松动压力作用松动压力是松动岩体直接作用在地下工程支护上的作用力，大多出现在地下工程的顶端及侧帮，其形成原因是地下工程开挖后，围岩应力重新分布，部分围岩或其结构面脱离母岩而成为分离块体和松散体，在重力作用下，克服较小的阻力产生冒落和塌滑运动。这种压力具有断续性和突发性，很难预见什么时间有多大范围的分离块体会突然塌滑下来，形成这种压力的关键因素是地层的地质条件和岩体的结构条件。在松散地层如断裂破碎带、挤压蚀变带易于产生松动压力。(2)形变压力作用形变压力主要指在二次应力作用下，围岩局部产生塑性变形、粘弹性或粘弹塑性变形。缓慢的塑性变形或者是有明显流变性能的围岩粘弹性或粘弹塑性变形作用在支护结构上形成的支护压力。这种形变压力大多是由于应力重分布产生应力集中，使部分围岩进入塑性或进入流变变形阶段，当岩体强度较高时，无支护时塑性区逐渐扩大，达到一定范围便停止下来，并在弹性及塑性区边界形成一切向应力较高的持力承载环，在软弱煤层巷道中，由于煤体强度较小，当围岩塑性变形过大，使塑性区进入了破裂阶段，形成较大的形变压力，导致地下工程全面失稳破坏。当有支护时，支护刚度产生抗力，此抗力就是实际的形变压力。支护越早，支护结构上承受的形变压力越大，围岩塑性变形越小；支护越晚，支护结构承受的形变压力越小；支护刚度越大，支护结构上形变压力越大，反之形变压力越小。通常，软弱煤层变形的速率开始时较大，以后逐渐放缓，支护太早可能会形成过大的形变压力。但若支护太晚，则会使围岩破裂失稳而形成附加的松动压力。理论上讲，测知围岩的变形特性曲线可以用最小代价的支护设计(含合理的支护时间)取得最合理而安全的支护效果。(3)膨胀压力作用在软弱煤层地下工程中，有些巷道围岩中含有膨胀性矿物质(如伊利石、蒙脱石、高岭石等)在开挖时，岩体遇水后发生不失去整体性的膨胀变形和移动，当有支护时，膨胀变形对支护产生了另外一种形式的膨胀压力。这主要是围岩颗粒较细，存在互相连通的毛细管，毛细管的吸水性，使岩体发生膨胀和体积增大，向地下工程内空移动，对支护形成压力。2.1.2综放沿空巷道破坏形式由于综放沿空巷道的围岩结构、应力条件以及断面形状等差异，综放沿空巷道围岩破坏形态多种多样。根据现场观测和实验室试验结果，综放沿空巷道破坏形式主要有三种类型：(1)顶帮破坏型主要发生在巷道顶板或帮部，岩体中存在软弱结构或松软散体结构的条件下，结构面对块状岩体的失稳方式和规模起控制作用，围岩的失稳表现为被结构面切割成的块体的坠落，巷道最终形状也受结构面组合性控制。层状结构岩体的结构面主要是层面，由于层间连接力弱，沿层面常有层间错动现象。层状岩体变形会导致离层和弯曲折断，失稳方式是崩溃破坏。当围岩为裂隙发育、强度低的岩体，经常发生冒顶、片帮现象。(2)底臌破坏型如果顶板和两帮煤体完整性较好，强度较大，而底板是强度低的松碎或薄层结构岩层，或是膨胀性软岩，那么巷道围岩破坏主要表现为底板的大量臌起，底臌是软岩巷道中非常普遍的矿压现象，按机理和破坏形态可分为挤压流动型底臌、挠曲褶皱型底臌、遇水膨胀型底臌和剪切错动型底臌。(3)整体破坏型当综放沿空巷道围岩岩性相差不大，尤其是三软煤层巷道时，巷道四周受压，周边松动圈很大，围岩呈整体破坏状态，顶板下沉和两帮收敛较大，底臌量相对较大。整体破坏是三软煤层综放沿空巷道最重要的破坏形式。“关键层”理论认为：在采场上覆岩层中存在许多坚硬岩层，对岩体活动全部或局部起决定作用的岩层称为关键层。关键层具有一定的几何特性、岩性特性、破断特征和承载特性，即关键层破断前以板或简化为梁的结构形式作为全部或局部岩层的承载主体，破断后若满足岩块结构的稳定，则形成的“砌体梁”结构继续成为承载主体。关键层的破断将导致全部或局部上部岩层的同步断裂，引起较大范围岩层移动。回采期间，由于受工作面侧和沿空侧支承压力叠加作用，砌体梁结构将发生滑落失稳或转动失稳，窄煤柱将失去砌体梁结构的保护而破坏，对老顶岩层的回转下沉所引起的巷道变形无能为力，老顶进一步倾向回转、下沉，老顶的活动较为复杂，巷道矿压显现剧烈，沿空掘巷上覆岩层“砌体梁”结构的稳定状况发生了变化，造成巷道围岩应力急剧上升。“砌体梁”结构从受到工作面回采影响开始，直到临近回采工作面端头的过程中，上覆岩体结构上的载荷在不断增加，但由于各岩块间的支承条件并没有改变，故仍会保持随机的平衡状态，不同的是块体间的受力情况发生了变化。因此，在工作面推过之前，结构的稳定性不会受到根本的改变，因而只要巷道支护合理，巷道锚杆支护与围岩形成的结构保持稳定，巷道所受破坏就可控制在安全范围内，上覆岩层“砌体梁”结构的稳定平衡状态只有在工作面推过后才会被打破，进而发生失稳，造成巷道的彻底破坏，但在其稳定状态发生变化的过程中将会导致巷道围岩变形的不断增大。2.2沿空掘巷合理位置的选择近年来，众多学者及技术人员对沿空掘行合理煤柱宽度的确定及其矿压显现规律进行了研究和探讨，提出了综放面沿空巷道的“窄煤柱”力学模型和“宽煤柱”力学模型。(1)“窄煤柱”力学模型留“窄煤柱”的基本概念是“只隔离、不承载”，即巷道尽可能布置在采空区侧向支撑压力引起的应力释放区内，煤柱仅仅起隔离工作空间和采空区的作用，煤柱本身不承受载荷。“窄煤柱”的尺寸，一般在35m，但不同矿井地质条件具体尺寸会有区别，“窄煤柱”力学模型如图2.1所示。图2.1“窄煤柱”力学模型b片帮区；c松弛区；Y(c，d)塑性区；e弹性区；上部覆岩容重；H采深；1煤柱极限强度；煤柱承受应力；a煤柱宽度由图2.1可知，在窄煤柱条件下，其应力趋向均匀分布，从煤柱边缘到内部，一般将出现片帮区、松弛区、塑性区，在煤柱中央的弹性区很小甚至不存在弹性区，而且整个煤柱都发生塑性变形，这种煤柱可能因长期处于塑性流变状态而遭到严重破坏。(2)“宽煤柱”力学模型当煤柱宽度较大，既采用“宽煤柱”护巷时，其力学模型如图2.2所示。图2.2“宽煤柱”力学模型由图2.2可知，在宽煤柱条件下，从煤柱边缘到内部，一般将出现片帮区、松弛区、塑性区以及应力升高的弹性区。片帮区的围岩已松动塌落，不能再承受垂直压力，但仍可传递水平应力。松弛区内的围岩已发生明显位移，围岩强度显著削弱，只能承受低于原始应力的载荷，故也称卸载区或应力降低区。塑性区(d部分)承受着高于原始应力的载荷，它与应力升高的弹性区合在一起成为承载区，也称为应力升高区。塑性区与弹性区的交界处是垂直应力峰值点。通常，在侧向存在采空区的情况下，煤体内存在侧向支撑压力，根据支撑压力分布，巷道可能布置的位置有3种(见图2.3)，由煤体上方支承压力分布规律可以看出，位置1处于采空区引起的松弛区内，此时煤柱内应力水平低于原始地应力，煤柱损失最小，煤炭回采率高，但煤柱塑性区发育，煤体破碎，容易出现片帮、冒顶等安全事故；在位置2掘进巷道，正处于侧向支承压力峰值区，围岩压力大，巷道变形较大，支护强度高，不易维护；在位置3掘进巷道，虽然巷道比较容易维护，但煤柱损失比较大。图2.3 巷道布置图因此，保留煤柱最合理的宽度应遵循以下几个原则：保证煤柱及巷道处于相对较低的应力环境；保证巷道支护系统具有良好的整体支护性能；保证巷道围岩变形满足生产要求；留设的煤柱尺寸应满足隔离采空区、防止漏风发火和挡矸要求；应尽量减少煤炭损失。如何得出采空区侧向支撑压力分布规律，计算煤柱载荷与煤柱强度，确定煤柱屈服区的宽度，并进行稳定性分析一直是国内外学研究合理保留煤柱宽度的理论基础和核心工作。2.3煤柱宽度理论分析2.3.1煤柱极限强度计算煤柱强度与煤柱的极限强度是两个不同的概念，前者是指整个煤柱(含屈服区与核区)所能承受载荷的平均能力，是笼统地反映现场实际煤柱强度特征与尺寸形态效应的指标，一般须由现场大规模原地测试获得；后者实质上是指煤柱长期受垂直载荷作用下峰值应力点所能达到的应力极限。按照极限平衡理论，当煤柱所承受的荷载超过煤柱的承载能力(煤柱的强度)时，煤柱就要破坏。(1)煤柱强度影响煤柱强度的因素较多，它不仅与煤块的强度有关，且取决于煤柱尺寸、煤柱内部地质构造、煤柱与顶、底板的接触和粘结力、围岩岩性、煤柱侧向力、开采方式及载荷的时间演化等诸多因素。常用的煤柱强度计算公式有线性公式和指数公式两种，Obert与Bieniawsk公式的形式如下：(2-1) Holland和Salamon公式的形式为：(2-2)式中：煤柱强度，MPa； c煤柱试块的单轴抗压强度，MPa； A、B系数且A+B=1； a煤柱宽度，m； m煤柱高度，m。 如Obert通过室内实验得到：(2-3)(2)煤柱极限强度根据库仑准则方程：(2-4)由符合库仑准则三向压缩极限应力圆可知，在三向应力状态下应有：(2-5)式中，C煤体的粘聚力，MPa； f内摩擦系数； 煤体的内摩擦角，； 3侧向应力，MPa。图2.4三向应力状态下的极限平衡条件在煤柱边缘侧向应力3=0，屈服区侧向应力3由外向内渐增，至与核区交界处时为最大，回复到开采前的原岩自重应力3=H。一旦核区内部应力达到峰值应力，则核区弹性状态逐渐消失，煤柱失稳。将3代入2.5式得：(2-6)A. H.威尔逊对该公式进行了两方面的简化处理：煤体的内摩擦角按英国情况取固定值36，将式2.6右边的第一项舍去。简化后得出煤柱的极限强度14H。这一简化公式基本能符合现场实际情况，但同时也存在因简化而带来的问题。2.3.2煤柱承受荷载的计算(1)煤柱实际承受的荷载在计算采空区分担的荷载时，A.H.威尔逊采用了与金(King，1970)一致的结论，即采空区垂直应力和距煤壁的距离成正比，当该距离达到0.3H时，采空区垂直应力恢复到原始载荷H。如图2.5所示，为保证地面不出现波浪形下沉盆地，取采宽b0.3H，同时，要求煤柱存在核区，即煤柱宽度a2Z，因此，在计算条带煤柱实际承受的荷载P时，按图2.5所示的情况计算，考虑煤柱两侧的边缘效应，由三角形相似可知：(2-7)因此，煤柱实际承受的荷载：(2-8)图2.5采空区及煤柱分担荷载(2)煤柱极限荷载一般情况下，其长度L远大于其宽度a，可将其视为平面问题，因而可忽略条带煤柱前、后两端的边缘效应。(2-9)那么，煤柱稳定性校核可按煤柱安全系数K：(2-10)采用全部垮落法管理顶板，按三向受力状态公式计算，取安全系数K=1.52。2.3.3合理煤柱宽度的弹塑性力学分析考虑煤层倾角对煤柱强度及荷载的影响，应用弹塑性极限平衡理论4041按照库伦准则推导求得倾斜煤层采空侧煤体屈服区宽度为：(2-11)式中：M段平巷高度，m； 煤层倾角，()； 屈服区与核区界面处的侧压系数，=(1-)，为泊松比； 0煤体内摩擦角，()； C0体粘聚力，MPa； yl煤柱的极限强度，MPa 0煤体平均体积力，MPa； Px冒落岩石、支护设施等对煤柱的侧向约束力，MPa。式(2.11)给出的是上侧煤柱(上侧煤柱是指巷道的上侧方是采空区，下侧煤柱是指巷道的下侧方是采空区)的煤体屈服区宽度计算式，故由式(1)可得下侧煤柱的煤体屈服区宽度计算式为：(2-12)为考虑生产扰动对煤体屈服区宽度的影响，在公式中引入开采扰动系数，倾斜煤层煤体屈服区宽度的计算公式如下：(2-13)式中，d开采扰动系数，d=1.53.0；“+”为煤柱上侧；“-”为煤柱下侧；其它参数同前。根据弹塑性理论求得巷道围岩塑性区半径为：(2-14)式中，岩石重度，MPa；H采深，m；P支护阻力，MPa；0煤体内摩擦角，()；C0煤体粘聚力，MPa；r0巷道等效半径，m。由上分析可得，煤柱合理宽度为(2-15)式中：B0煤柱理论计算宽度，B0 =rp+R,m； k安全系数，k=1.151.45。因此，影响煤柱宽度大小的主要因素有：采深、煤层倾角、煤体极限强度、煤体内摩擦角和粘聚力、开采扰动系数、采空区侧向约束力、巷道断面大小、支护阻力等。目前我国煤柱宽度确定主要有经验法、理论计算法、数值模拟法、现场实测四种方法。经验法主要现场技术人员根据生产经验来确定煤柱宽度，缺乏可靠性；理论计算法根据岩体的极限平衡理论推导出护巷煤柱保持稳定状态时的宽度计算公式；数值模拟法是利用有限元计算软件对不同煤柱宽度下的巷道围岩变形、受力进行计算分析，确定合理煤柱宽度；现场实测是通过在煤柱中安设测试仪器，实测煤柱体内支承压力分布、巷道围岩变形，对监测数据进行比较分析，确定合理煤柱宽度。煤柱宽度确定方法比较：目前我国多数煤矿生产过程中根据经验来确定煤柱宽度，但由于影响煤柱力学行为的因素很多，仅以经验来确定煤柱宽度缺乏可靠性；采用理论计算来确定煤柱宽度时，由于研究对象比较复杂，为了求解，建立的计算模型通常都被大大简化，很多因素被忽略，加之计算中很多重要参数无论是通过实验或是查表获取，其可靠性都无法保证，并且以实验方式获取参数成本较高，所以目前理论计算结果很少直接用于生产现场。数值模拟软件因其具有很强的运算功能同时具有模拟不同地质条件、不同煤柱宽甚至是不同支护强度下煤柱的受力、变形等状况，具有一定的优越性，但计算机模拟也需对部分复杂条件进行简化，同时存在参数取值的可靠性问题。现场实测是了解煤柱、支护结构受力、巷道变形状况最直接、最可靠的方法。通过现场测量，可以比较全面地掌握煤柱应力分布特点、回采对支护结构、煤柱的影响程度和范围，为合理煤柱宽度的确定提供可靠的实测数据，是一种有效的方法，其可靠性相对来说也比较有保证，但现场实测难以实现不同煤柱宽度下煤柱受力、巷道变形等情况的监测(异形煤柱除外)。3 综放沿空巷道围岩控制及支护技术在许疃煤矿的应用3.1高强预应力让压锚杆高强预应力让压锚杆能够在围岩蠕变阶段提供近乎恒定的高工作阻力，并可被拉伸到一定长度以适应围岩的大变形，使锚杆既能维护好围岩而不致垮落，又具有很好的让压性而不致损坏，从而提高了深埋巷道支护的安全性和可靠性。为了进一步考察高强预应力让压锚杆的支护性能， 基于高强预应力让压锚杆的力学模型，考虑让压锚杆预应力的施加方法、锚杆与围岩以及围岩层面间的接触关系、边界条件约定问题，建立了新型高强预应力让压锚杆支护数值模型，并分别对普通锚杆和让压锚杆支护效果进行对比分析，探讨了高强预应力让压锚杆的支护性能。高强预应力让压锚杆具有可扩展性，是专门开发应用于有较大变形难以支护的复杂巷道，这些锚杆有很高的抗拉强度，会导致很大的初始应力，但有很好的卸载能力可以减少巷道变形的危险。如图3.1所示为此类锚杆的组成，在杆体上，在托盘和锚杆之间装有专用的让压管，这是该设计的核心部分。当巷道严重变形引发加载在锚杆上的应力足够大时，围岩应力就可以通过下压管路的弯曲释放。因此，锚杆的支护力度可以通过调节来适应围岩变形的发展，这样围岩的稳定性可以得到有效地保证。在实验室里通过机械测试分析让压管的机械性能，图3.2是一个典型的让压管13的应力应变曲线。由图可得，让压管的变形可以分为三个阶段，弹性阻力阶段，持续塑性阻力阶段，和屈服后稳定塑性阻力阶段。卸压包括弹性阻力阶段的弹性变形，在图3上从O到A，在该区段的应力应变关系满足胡克定律。从A到B，让压管在屈服应力的持续负载下开始持续变形直至破坏。从B到C的稳定阻力阶段让压管已经破坏，处于稳定区段，持续变形很大，但是卸载很小。研究表明，对大变形巷道进行支护的普通锚杆通常有以下连续的几个阶段：初撑力阶段，增阻阶段，恒阻阶段，降低阻力直至破坏1416。机械特性曲线如图4所示。高强预应力让压锚杆让压管路的特殊性能在于可以通过卸压调节和控制锚杆上的压力。相比普通锚杆而言，此类锚杆开发了另一种机械性能。此锚杆的五个阶段如图5所示。从O到A，是让压管的弹性变形阶段，从A到B，是让压管的塑性变形阶段；从B到C，是卸压锚杆杆体的弹性变形阶段，从C到D，是卸压锚杆杆体的塑性变形阶段，从D到E，是卸压锚杆杆体的破坏阶段。此类高强度让压锚杆可以进行柔性支护，适应巷道的变形和破坏，使得围岩充分发挥自承能力，可以保证围岩的稳定性。图3.1 高阻预应力让压锚杆. 图3.2 让压管的应力应变曲线3.1.1高强预应力让压锚杆力学模型高强预应力让压锚杆由高强杆体、让压管、托盘以及螺母等部件组成，见图3.1。与普通的锚杆体系相比，让压锚杆在锚杆尾部增加了一个具有让压功能的让压管。根据大变形巷道围岩条件的不同，让压管可以设计制造成不同的规格。根据试验结果，高强预应力让压锚杆的轴向应力-应变关系如图2所示，并可以用式（3-1）所示的分段函数表示。 (3-1)式中：rp为让压应力；cp为抗压屈服应力；dp为抗拉屈服应力；Eb 为轴向应力超过屈服应力后的弹性模量；Er为让压阶段的弹性模量，拉拔试验得到的让压阶段锚杆应力基本保持不变，考虑到计算的方便，将让压阶段锚杆赋予一很小值Er。 (3-2)式中：bp为高强预应力让压锚杆的极限抗剪强度。 围岩的非线性和变形特性采用 D-P模型模拟，其屈服准则表达式如下： (3-3)式中：m为平均正应力；J2为第2偏应力不变量；为材料常数，；为内摩擦角； y 为屈服应力；c为黏聚力,。在深埋巷道锚杆支护体系中存在各岩层层面间的接触关系以及锚杆与围岩接触关系。锚杆与围岩共同作用时，由于上覆岩层压力作用及围岩性质与变形不协调，在围岩层面间可能出现竖向脱离（即离层）现象。另外，由于层间剪切作用，围岩层面间还可能出现剪切错动或滑移等现象。锚杆杆体与围岩间存在径向接触与切向接触两种情况，接触性能与锚固剂能够提供的径向和切向刚度有关。合理的数值模型应能够较好地模拟巷道开掘及围岩变形过程中锚固体各种接触关系。围岩层面接触和围岩与锚杆杆体的接触关系采用接触面对模型。层面接触考虑层面闭合且无相对滑动、层面闭合且相对滑动和层面分离3种情况。 3.1.2 高强让压锚杆的支护机制高应力下的破碎软岩只有在通过支护系统的慢性收缩形成围岩的自承能力时，才能适度地得到支撑。当然，要保证足够的支撑力量是需要一定的条件的。周边岩石变形的局部释放会降低支护系统上的压力，从而使围岩大面积的变形得到有效的控制。由高强度、高预应力的让压锚杆以及以螺纹钢为核心的锚索组成的支护系统有很高的支护阻力，但同时也有很高的弹性。基本机制包括以下两个方面：这个机制能有效地防止锚杆断裂，从而保证整个支护系统在需要支护的阶段能够正常工作。锚杆深入岩石中，这样一来锚杆让压管在大面积的围岩发生变形时就会开始弯曲，从而使锚杆在恒定的很短的有效长度上扩张，锚杆中的阻力会分散岩石变形带来的能量。支护系统的应力随着破坏性变形收缩时，整个支护系统才得到有效的保护。在中后期也有必要控制围岩变形，这样才能控制深部围岩的进一步变形，从而使围岩的长期稳定得到保证。在最初强烈变形之后，高强让压锚杆随着之后围岩的慢慢变形负载越来越重。高阻力这一特点使得围岩的自我支护的能力得到充分的发挥，同时深层围岩的进一步变形现象得以减少，岩石的恒定蠕变也能控制在一个稳定的范围内，从而保证围岩的长期稳定性。通过数值模拟软件分析可得：，在相同的轴向变形条件下，相对于普通锚杆，让压锚杆的让压变形性能使得其轴向荷载相对较小，这有利于防止锚杆过早地进入屈服，对锚杆杆体具有保护作用。反之，应用让压锚杆进行巷道支护，则允许锚固体产生更大的稳定变形，支护效益更高。 3.2综放沿空巷道围岩控制技术在许疃煤矿的应用3.2.1锚杆支护设计方法目前的巷道锚杆支护设计方法基本上可归纳为四大类：第一类是工程类比法，它是建立在一定量工程实际经验的基础上包含简单的经验公式进行设计；第二类是理论计算法，它是建立在材料力学、结构力学、弹塑性理论和岩石力学的基础上运用理论化方法进行设计；第三类是考虑煤岩介质的复杂性和材料的各向异性特点，以计算机数值模拟为基础的设计方法；第四类是利用工程监测进行信息化设计方法。工程类比法在我国巷道锚杆支护设计中应用非常广泛，主要有以回采巷道围岩稳定性分类为基础的锚杆支护设计方法和巷道围岩松动圈分类为基础的支护设计法等。理论计算的方法主要有悬吊理论法、冒落拱理论法、组合梁理论法、组合拱理论法等。(1)工程类比法工程类比法是当前应用最广的方法，它是依据系统、可靠的基础资料，主要包括围岩的地质、水文、工程地质资料，岩石的物理、化学、力学性质以及工程环境资料，类似地质条件或相邻矿井成熟的支护及围岩变形的有关资料，在对这些资料、工程条件系统分析的基础上根据已有的类似工程支护经验，通过工程类比，直接提出锚杆支护参数。这种方法主观性很强，支护设计的好坏与设计者的技术水平和实践经验关系很大。(2)理论计算方法锚固支护设计的理论计算方法很多，主要有以下几种：悬吊理论。假定围岩已冒落，根据锚杆悬吊的冒落岩层的重量来计算锚杆直径和间排距，根据不稳定岩层厚度计算锚杆长度。组合梁理论。把层状顶板岩层看作叠合梁，打锚杆后形成组合梁，通过计算组合梁所必需的承载能力来确定锚杆支护参数。剪切破坏理论。该理论认为：在强度较低、处于弹塑性应力状态下的巷道围岩中，其失稳主要表现为在垂直于最大主应力方向上出现塑性破裂楔体，锚杆支护就是要阻止这一破裂楔体的产生，防止围岩的失稳破坏，据此进行锚杆支护参数设计。均匀压缩带理论。该理论认为：在锚杆锚固力作用下，每根锚杆周围形成一个两头带圆锥的筒状压缩区。各锚杆所形成的压缩区彼此联成一个一定厚度的均匀压缩带。该带具有较大的承载能力，根据所压缩带厚度计算锚杆参数。但是，由于围岩地质条件复杂多变，力学模型和参数难以确定和选取，这就大大影响了计算结果的可信度，大多仅能作为参考。(3)数值计算法数值计算法包括：有限差分法、有限元法及离散元法等方法，它们在解决非圆形、非均质、复杂边界条件的巷道支护设计方面显示出较大的优越性。而且可以同时进行众多方案的比较，从中选出合理方案。有限元法在各种有限元计算机软件中，把连续介质或物体表示为一些小部分(称为有限元)的集合。这些单元可认为是在一些称之为节点的指定结合点处彼此连接。这些节点通常是置于单元的边界上，并认为相邻单元就是在这些节点上与它相连的。由于不知道连续介质内部的场变量(如位移、应力、温度、压力或速度)的真实变化，所以先假设有限元内场变量的变化可用一种简单的函数来近似描述。这些近似函数可以有场变量在结点处的值来确定。当对整个连续介质写出场方程组时，新的未知量就是场变量的的节点值。求解方程组即得场变量的节点值，继而求出整个单元集合体的场变量，最终求得位移和应力的近似解。离散元方法离散元主要是为含有地质不连续面的岩体工程的数值分析而发展的。它也象有限元那样，将区域划分为单元，单元因受节理等不连续面的控制，在以后的运动过程中，单元节点可以分离，即一个单元与其邻近单元可以接触，也可以分开。单元之间相互作用的力可以根据力和位移的关系求出，而个别单元的运动则完全根据该单元所受的不平衡力和不平衡力矩的大小按牛顿运动定律来确定。有限差分法有限差分法是一种最古老的数值计算方法，但是随着现代数值计算手段的飞速发展，赋予差分法更多的功能和更广的应用范围。现在的有限差分数值计算软件，采用显式拉格朗日算法及混合离散划分单元技术，使得它能够较精确的模拟材料的塑性流动和破坏。目前这种软件已在广泛应用于岩土工程中。从国内外使用情况分析，随着计算机技术的发展，有限单元法的应用已由解弹性力学平面问题扩展到解弹性力学空间问题、板壳问题；由解静力学平衡问题扩展到解动力问题、稳定问题、波动问题；由解固体力学问题扩展到解流体力学问题、传热学问题、电磁场等问题；在工程分析中，由分析、校核作用扩展到工程分析中的优化设计，并能与计算机辅助设计技术相结合；在分析对象的材料上，由弹性扩展到弹塑性、粘弹性、粘塑性、各向异性。有限差分法和离散元法也得到了越来越广泛的应用。前者适用于大变形问题，而后者在计算含有大量节理、裂隙的破碎岩体方面具有较大的优势。(4)动态信息设计法动态信息设计方法综合吸收了各种设计方法的优点，在试验点调查地质力学评估的基础上，采用理论分析法、工程类比法和数值计算相结合的方法进行初始设计，然后将初始设计实施于井下，并进行详细的围岩位移和锚杆受力监测，根据监测结果验证或修正初始设计。正常施工后还要进行日常监测，保证巷道安全。将支护设计与试验点调查和地质力学评估、井下监测和信息反馈、修正设计和日常监测有机的结合起来，大大提高支护设计方法的适应性。3.2.2锚杆支护破坏机理根据大量锚杆支护现场实践，锚杆支护破坏一般以一种或几种形式出现：(1)锚杆受拉破坏锚杆杆体被拉断。锚杆锚固段在硬质岩中，锚固段锚固剂和岩体、锚杆之间的粘结强度足够，主要由钢筋的屈服强度来决定可以提供的最大锚固力，当锚杆所受轴力超过锚杆的抗拉强度或者在冲击动压影响下，锚杆杆体被拉断。锚固剂和锚杆的结合面受拉破坏。锚杆锚固段处在硬质岩中时，锚固剂和岩体的粘结强度较大，当锚杆受力超过锚固剂和锚杆的粘结强度时，锚杆与锚固剂的结合面产生相对滑动，导致锚杆被拔出实效。锚固剂和岩体的结合面滑移破坏。锚杆锚固段围岩破碎或强度较低时，锚固剂和岩土体的粘结强度较低，随着锚杆受力增大，锚固剂和岩体的结合面首先发生相对滑动，锚杆被拔出。锚杆护表构件或端部螺纹受拉破坏。随着锚杆受力增大，锚杆端部螺母向岩体内移动，导致托板受压破坏；当采用树脂锚杆时，在锚杆轴力作用下，锚杆杆体与尾部螺纹之间发生相对滑动，导致锚杆失效。(2)锚杆剪切破坏当巷道处于节理岩体或存在结构弱面时，巷道开挖后，节理面或者滑动面发生相对滑移，锚杆沿长度方向上变形不均匀，在剪应力影响下，锚杆被剪断或发生较大的剪切变形而导致锚杆失效。(3)岩土体破坏锚固段底端有锚定板或膨胀体的锚杆内部岩土体的剪切或受压破坏。当锚杆的锚固段底端有膨胀体且锚固段长度较短受荷相对较大时，膨胀体所受拉力较大，该处灌浆体和岩土体接口的剪应力以及膨胀体对周围岩土体的压应力都较大，荷载增大到一定程度时，就有可能导致内部岩土体产生受剪破坏或受压破坏，造成锚杆整体失效。锚固段顶端岩体的破坏。当岩石完整且锚杆的深度较浅时，锚固段顶端会出现近似于锥形破裂面拔出岩块破坏。群锚效应引起的岩土体的破坏。当锚杆布置的较密时，岩土体受力区的重叠必然会引起应力迭加和锚杆位移的迭加，就可能造成岩土体的破坏。3.2.3沿空巷道围岩控制措施(1)综放沿空巷道合理掘进位置的确定受采空区侧向支撑压力的影响，沿空巷道掘进位置对巷道围岩控制具有决定性作用。在巷道布置过程中应使巷道尽量避开侧向支撑压力峰值区以降低巷道围岩应力水平，同时在保证巷道安全生产的前提下，应尽量缩小保留煤柱宽度，以提高工作面煤炭回采率。根据数值模拟结果可知：当保留煤柱宽度小于6m时，煤柱内塑性区与采空区相互贯通，巷道破坏表现为整体性破坏，具有冒顶和“溃帮”的危险，围岩控制难度高，支护和维修成本高；当保留煤柱宽度为9m时，巷道掘进期间煤柱内存在一定宽度的弹性核，煤柱稳定性好，围岩控制效果较明显。沿空巷道掘进期间，煤柱中部是否存在稳定弹性核的临界宽度在69m之间，因此从安全角度考虑，试验工作面合理保留煤柱宽度为8m。针对试验工作面异形煤柱的特殊条件，综合考虑巷道安全、工程进度、支护强度、支护及维护成本等因素，在保证巷道安全的前提下，为减少煤炭损失，提高采出率，将试验工作面保留煤柱最小宽度布置为6m，在煤柱宽度为67m(约30m长)范围内采取加强支护措施，以保证巷道掘进和使用期间的安全。(2) 工作面轨道平巷让压支护系统及参数设计巷道采用让压支护系统，并进行锚索补强。巷道断面形式为矩形，高3m，宽5m，综合数值模拟结果、理论计算法和工程类比法，针对巷道围岩应力和变形非对称性分布的特点，锚杆支护采用非对称布置设计，结合工作面综合机械化回采施工工艺的要求，下帮实体煤柱采用树脂锚杆支护，以防止回采过程中钢锚杆对采煤机造成损害。锚杆让压结构设计为：在不降低支护强度及支护系统不失效的条件下，满足开挖围岩的变形空间，就要锚杆有足够的让压功能。其实现途径有两种：一种是把杆体本身做成可变形结构，但变形参数难控制且成本太高；另一种是保持杆体本身不变，利用让压管进行让压。在十八采区中部变电所掘巷施工时，采用了让压管进行让压的锚杆支护技术。让压管根据需要可以设计制造成不同特性，即在保证不降低支护强度的前提下，为锚杆提供足够的让压功能。让压管的基本设计参数：让压点： 让压管设计的终端让压载荷。让压载荷的稳定性： 一旦让压管开始让压， 载荷需基本保持稳定，过大的载荷下降会导致顶板支护效果不佳； 让压稳定性的标准可以用让压稳定系数衡量D：(3-4)式中：w让压稳定性系数，kg/mm， 应以不大于200为宜。 Rt让压管终端载荷， kg， 由让压构件的材质而定。 D最大让压变形， mm。 R0让压管起始载荷，kg； 不能高于锚杆杆体屈服强度，一般在 80% 左右为宜。根据试验室的实际组合拉拔试验， 所选锚杆的实际屈服载荷为18t左右。通过大量的室内组合试验曲线分析， 让压构件的终端载荷确定为锚杆杆体的屈服强度的80， 即 Rt=14.4t。根据实测， 让压管起始载荷 R0=12.8t， 最大让压变形D=16.3mm。让压稳定系数：(3-5)球形让压管：让压管高度3940mm，让压吨位1416t。承载钢垫圈：让压管前后各一个，淬火硬化处理，外径50mm，内径 24mm，厚度3.5mm。塑料减阻垫圈：材质聚乙烯树脂垫圈，外径 41.5mm，内径 26mm，厚度4mm。带翼阻尼螺母：螺母外形六方或四方，螺母阻尼120140Nm。锚网索联合支护参数设计为：顶板支护参数锚杆布置：锚杆排距1.0m，每排5根锚杆，间距0.70m。锚杆角度：靠近巷帮的锚杆与垂线方向成30度角，其余锚杆与顶板垂直。锚杆形式与规格：锚杆选用 202000mm ，Q500的高强预应力无纵筋螺纹钢树脂锚杆，长度 2000mm， 屈服强度15.8t（实际 18t 左右）；抗拉强度 22.0t（实际 24t 左右）锚固方式：树脂加长锚固，采用2支树脂药卷，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为900950mm。托盘：1501508mm 球形钢托盘， 承载力不小于20t。网片规格：采用菱形金属网护顶，网孔直径5050mm。锚索布置：锚索排距2.0m，每排2根，间距1.2m。锚索形式与规格：采用15.24mm锚索，长度为5.5m，外露长度不小于250mm。锚索托梁：采用1.1m长工字钢，中部开孔径16mm。巷帮支护参数锚杆布置：锚杆间距为1.0m，每排6根锚杆(下帮4根，上帮2根)，锚杆排距0.7m。锚杆角度：上下角锚杆与水平线成10度，其它锚杆垂直煤帮。锚杆形式和规格：上帮锚杆杆体为16号圆钢锚杆，杆尾螺旋长180mm，钻孔直径为28mm。下帮锚杆采用20号树脂锚杆，锚杆长度2.0m。锚固方式：树脂端部锚固，采用2支树脂药卷，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，锚固长度为900950mm。网片规格：采用菱形金属网护帮，网孔直径5050mm。超前支护及加强支护措施工作面掘进过程中，当工作面掘进至保留煤柱宽度为67m区段时，应采取加强支护措施，在上帮煤层范围内增设一根锚杆，根据工作面具体情况，必要的时候在局部加设点柱或工字钢棚，同时加强工作面日常监测频度，对失效锚杆应及时补打和维护。在工作面回采过程中，回采工作面前方30m范围内，在巷道中部设置一排液压支柱进
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