难维护巷道围岩变形控制技术

难维护巷道围岩稳定控制技术及工程应用1.概述2.难维护巷道的类型3.围岩应力转移的控制原理与技术4.巷道围岩注将加固原理与技术5.总结及工程实例主要内容：第1部分概述围岩松软破碎：单轴抗压强度<10～20MPa

深井（自重应力）

高应力采动应力（原岩应力的3～10倍）

构造应力

松软破碎＋高应力1.1岩巷难维护的原因该类巷道具有围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重。巷道围岩变形少则几百毫米，多达1.0~2.0m。巷道在服务期间需要进行不断的维护与返修，特别是它们的两类或三类的复合型，问题更为突出。破坏方式：软岩巷道破坏是一个渐进的力学过程，总是从某一个或几个部位开始变形、损伤，进而导致整个系统失稳。1.2难维护岩巷的变形破坏特点破坏过程：沿巷道断面各个方向的位移速度各不相同，总是从剧烈变形的部位发生裂纹，鳞状剥落，变形破坏区域逐渐扩大，最终导致整个支护系统的失稳第2部分难维护巷道的类型2.1难维护巷道分类2.2动压巷道2.3软岩巷道2.4深井巷道主要内容：第一类，围岩软弱型，即软岩巷道第二类，采动影响型，即动压巷道第三类，深井高应力型，即深井巷道第四类，上述三类巷道的复合型2.1难维护巷道的类型煤层开采引起的采动应力通常在原岩应力的3~10倍左右，将造成回采巷道、受跨采影响等巷道的严重破坏。2.2动压巷道是指在工程力作用下能产生显著显著的塑性变形和非连续变形的巷道。2.3软岩巷道地质软岩：单轴抗压强度在0.5~25MPa的松散、破碎、软弱及风化膨胀性一类岩体的总称。工程软岩：在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。工程岩体是软岩工程研究的主要对象，包括岩块、结构面及其空间组合特征。工程力是指作用在工程岩体上的力的总和，可以是重力、构造残余应力、水的作用力和工程扰动力以及膨胀应力等。显著塑性变形以塑性变形为主的变形量超过了工程设计的允许变形值并影响了工程的正常使用。包括显著的弹性变形、粘弹塑性变形，连续性变形和非连续性变形等。软岩的概念根据我国煤矿的巷道支护技术水平和地质条件，一般将800m作为深部开采的标准，部分软岩矿井的深部开采标准可定为600m或更浅。2.4深井巷道我国国有大中型煤矿开采深度每年约以10～12m的速度向深部增加。一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，当岩体应力达到甚至超过岩体强度时，有关岩体力学科学与工程的若干问题由量变逐渐发生质的变化，造成深部开采的极端困难，并引发矿井重大安全事故危险性增加，严重威胁矿井的安全生产。深井软岩成为重点我国是世界产煤大国。我国煤炭储量大部分埋藏在深部，埋深大于600m和1000m的储量分别占到73.19%和53.17%。我国人口众多，用煤量大，不可能关闭深部矿井而依靠进口煤炭。因此，无论从战略高度还是从当前生产实际出发，都迫切需要积极开展深部开采中的基础理论研究，以求在新理论的指导下，使实用技术有新的突破和发展，使矿井深部开采走上安全、高产高效的健康轨道。矿井高应力巷道具有围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重，岩石峰后状态和性质、长时强度发生变化等特点。这些特点造成巷道维护困难、维护费用高，影响生产等一系列问题。高应力巷道特点第3部分围岩应力转移的控制原理与技术3.1研究理论基础3.2上行开采的应力转移原理及技术3.3底板松动爆破应力转移与注浆加固技术3.4顶、底板掘巷及松动爆破围岩应力转移原理及技术3.5巷道迎头超前钻孔应力转移原理与技术3.6其他相关的应力转移原理及技术主要内容：对于高应力巷道来说，相对降低围岩应力以达到保护巷道，是控制巷道围岩变形的一条有效途径。因此，从控制应力的角度提出“巷道围岩应力转移理论与技术”的研究问题研究巷道围岩应力转移煤层采动引起回采空间周围岩层应力重新分布，而且将该应力向底板岩层深部传递。可将煤层底板的岩层视为一个半无限体。半平面体弹性问题是研究半无限平面体在边界上受切向或法向分布力或集中力（力偶）作用时的平面弹性问题。应用格林函数，先通过边界归化将双调和方程边值问题转化为一个只与边界面力有关的边界积分方程，再根据已知的面力条件通过具体积分可以直接得到半平面体各种弹性问题的解析解。徐芝纶第三版第四章第九节3.1研究理论基础研究得到上半平面重调和方程的Poisson积分公式：研究区域内各点的应力为：（1）半平面问题应力函数边界积分公式

采空区上覆岩层产生弯曲、沉降，断裂甚至垮落，工作面前方和采空区两侧的煤体和煤柱上应力增加。将采动支承压力简化为以下的计算图。b2为松塌区，b为松弛区及塑性区，b1为应力升高的弹性区及原岩应力区（2）底板应力增量分布

将上述模型分三段进行积分计算后得到以下应力公式：（1）基本的应力转移原理上行开采应力转移的基本原理为：下部煤层先行开采后，在采空区上方形成冒落带、裂隙带、弯曲下沉带，上部煤层处于裂隙带或缓沉带内。采空区上方岩层应力发生变化，此区域的应力显著降低。将上部煤层的巷道和工作面布置在下部煤层开采边界影响范围以内，即布置在煤岩层已发生充分移动变形的区域内，巷道和工作面处于应力已经转移的低应力区，可以显著降低支护难度，有效提高矿井的生产安全水平。3.2上行开采的应力转移原理及技术（2）力学模型的建立

煤矿上行开采时，下部煤层可设为带状无限长板，通过复变函数方法对弹性带状无限长板应力问题进行求解，建立以下力学模型。

根据带状无限长板的应力函数，结合边界条件，计算得到板的应力解析表达式为：（3）开采煤层顶板中的应力

在煤矿开采过程中，采空区出现垮落带，结构模型简化如图。取垮落带宽度为200m，两侧未采煤层距垮落带中心x轴距离为100m，顶板承受的上部载荷（原岩应力）p0=10.5MPa，底部煤柱支承载荷p1=21MPa，计算宽度100m，上部载荷作用的范围为400m，顶板厚度a=50m，则得到垂直应力分布图如下：（4）算例

可见，采空区上方垂直应力有大幅度减少，距离采空区越近减少幅度越大，随着远离采空区逐步增大，逐渐恢复到原岩应力。煤柱附近垂直应力的值较大，且均为压应力；随着距离的增加，应力逐渐减小，逐渐恢复到原岩应力。问题的提出

某矿-800m水平埋深达980m，其原岩应力中最大水平主应力与垂直主应力之比为1.34:1.0，属构造应力复杂区域。当受到采动影响后围岩应力将提高到原岩应力的3～10倍，对巷道维护带来严重困难。该矿上组煤的主采煤层为二、四层煤。二层煤平均厚度2.02m，四层煤厚度1.15-2.15m，层间距平均为22m，煤层顶底板以砂岩、粉细砂岩为主体；三层煤厚度平均为1.0m，局部可采，与四层煤之间的层间距为（6.0~28.0）/16.0m，与二层的层间距为（3.0~7.0）/5.0m。（5）应用实例覆岩裂隙带发育分带特征

根据钻孔注水漏失量和钻孔岩芯鉴定结果与冲洗液漏失情况，可得到四煤采空区覆岩裂隙发育分带规律，即从四煤顶板为起点沿地层法向的分带发育特征为：0m~4.6m为冒落带；4.6m~7.2m为强裂隙带；7.2m~13.6m为中裂隙带；13.6m~19.1m为弱裂隙带；19.1~25.5m为弯曲下沉带。裂高为采高的13.6倍。物理模拟研究模型模拟结果1：四煤开采时老顶初次破断情况模拟结果2：四煤开采时老顶周期破断情况模拟结果3：四煤开采后二煤的赋存状态模拟结果4：四煤上行开采条件下二煤采动时的情况上行开采时上覆围岩活动特征①覆岩运动与结构可明显地划分为冒落带，强、中、弱裂隙带及缓沉带。四煤冒落带高度为7.32m（采高m=2.28m）；强裂隙带高度为7.58m；中裂隙带高度为9.26m；其上部为弱裂隙带和缓沉带。②强、中裂隙带内岩层呈现明显的周期性运动，顶板离层、断裂所形成的离层裂隙与斜交裂隙都十分发育，强裂隙带内岩层可能会有微量的层间错动，中裂隙带以上岩层无层间错动。以上的岩层运动以离层裂隙为主，有轻微的斜交裂隙出现。

③二煤处于中裂隙带上方、弱裂隙带底部，只产生离层裂隙及轻微的周期性斜交裂隙，并在工作面后方及时得到闭合。二煤及其顶底板结构保持完整，不发生台阶错动。④由于上行开采的应力转移作用，二煤复合顶板在控顶区上方能够较好地维持顶板稳定，可以实现复合顶板煤层的上行开采。⑤开采四煤能降低二煤的应力强度水平，减缓冲击地压的危险，并能减弱二煤的来压强度和地质构造应力的影响。上行开采应力转移的理论计算结果

由图可见，四煤上行开采后，在二煤和四煤范围内，围岩中的垂直应力明显降低。这表明，由于四煤的上行开采，致使采空区上部一定范围内的煤层应力转移到了采空区附近的煤岩层中，在开采范围内形成了低应力区，为上部二煤的开采创造了有利的应力环境。应力转移后上部煤层巷道围岩变形曲线受采动影响时应力转移后对上部煤层工作面的影响

在下行开采时，二煤工作面由于顶板压力大，煤壁片帮与机道冒漏顶现象十分严重。采用上行开采后，二煤回采工作面复合顶板稳定，工作面无冒漏顶事故发生，平均原煤单产与推进速度提高到1.88倍。二煤具有强烈冲击倾向，上行开采完全消除了冲击危险。

效果：四煤上行开采后，二煤围岩中的垂直应力仅为原岩应力的36～61％，回采工作面前方支承压力系数仅为1.26～1.60。两巷顶底板及两帮移近量均小于250mm，用矿工钢支架即能维护且不需维修，顺利采出了4218、4219两工作面40万t煤炭。上行开采后，采用矿工钢或锚带网即可正常维护巷道，项目研究后，二、四煤全部改为上行开采布置。（1）基本的应力转移原理

在巷道底板中布置钻孔，并进行药壶爆破，在巷道底板中产生围岩弱化区，将集中应力转移到围岩较深部。3.3底板松动爆破应力转移与注浆加固技术（2）松动爆破的关键技术爆破的内部作用原理

当发生内部爆破作用时，在围岩中形成爆破空腔、压碎圈、裂隙圈及震动圈。

裂隙圈的大小是影响应力转移的关键因素。（3）工程实践问题的提出

某矿二水平戊二采区开发中，设计的上山绞车房水平标高-260m，埋深550m。绞车房坐落在戊11煤层下部5m处，绞车房围岩由顶部到底板分别为：0.59m厚的戊11煤层、3.91m厚的泥岩、3.24m厚的细砂岩、4.25m的砂质泥岩。该绞车房在掘进完成后不久即因底鼓严重而破坏，影响了采区的生产。分析表明，绞车房的破坏主要是因为较高的围岩应力所致。技术路线

①利用松动爆破的应力转移原理，将绞车房周围较高的围岩应力转移到深部，为硐室治理创造有利的应力环境。②在爆破破碎区中进行注浆，对底板进行加固，达到最终稳定硐室围岩的目的。方案参数设计围岩底鼓量观测结果

与原绞车房不卸压的底鼓量相比，底鼓量明显降低，约为原来底鼓量的1/3。3.4顶、底板掘巷及松动爆破围岩应力转移原理及技术简单模型

对高应力巷道而言，在顶板或底板开掘巷道并松动爆破，形成卸压带，从而将围岩应力往深部转移，降低了被保护巷道围岩浅部的应力，这是一种巷道保护的有效方法。为简化计算，对于顶板或底板中开掘的大面积卸压带，可以将其简化为狭长椭圆形。关于椭圆孔的平面问题，通过复变函数计算，给出了卸压孔周围较大范围围岩应力分布的理论计算公式。狭长椭圆孔口孔边无均布压力的复变函数通解狭长椭圆孔口孔边有均布压力的复变函数通解算例：取qx=0.5，qy=1，椭圆长轴a＝15m，短轴b＝0.5m，孔边内压q=0.1，计算结果如下(分别为卸压孔正上方的水平应力和垂直应力等值线图)椭圆卸压孔对侧向压力的降低效果不太明显；而对垂直压力的降低效果显著，可根据实际需要改变卸压孔的尺寸来控制对垂直应力降低的效果。因此对于采动影响下顶底板移近量大的峒室和巷道是十分有效的围岩应力转移的技术途径。结论胶带输送机硐室与回采工作面的关系胶带输送机硐室位于1306工作面南侧50m处，与3#煤层间距为28~60m。该采区内，3#煤层为主采煤层，其平均厚度为9m，分3层开采，分层采高2.8~3.0m。（1）顶板掘巷及松动爆破围岩应力转移技术工程应用问题的提出

由于北翼采区的1301和1304工作面的开采，随着工作面的推进，巷道受到了相当严重的破坏，特别是1304工作面跨大巷回采期间，北翼胶带输送机大巷底鼓量达1235mm，顶板下沉量达388mm，两帮最大移近量达1250mm，断面缩小为原断面的55%。北翼胶带输送机大巷的破坏不仅严重影响了矿井的正常生产，而且巨大的巷道维护费用也大大降低了矿井的经济效益。顶部掘巷的研究方案

为解决问题，初步提出以下五种方案，利用数值计算方法进行研究：方案一：无顶部卸压巷时方案二：硐室顶部开掘8×2m2卸压巷方案三：硐室顶部开掘12×2m2卸压巷方案四：硐室顶部开掘16×2m2卸压巷方案五：硐室顶部开掘20×2m2卸压巷研究结果一：对控制围岩变形的影响方案12345底鼓量（mm）20117013510267比值10.850.680.510.33研究结果二：对围岩应力场的影响顶部卸压巷设计方案松动爆破炮眼布置图现场实测分析1－顶底2－两帮问题的提出

某矿南翼一部和二部强力胶带输送机担负着矿井水平的南翼煤岩输送任务，因此其机头硐室群的良好维护就是十分重要的问题，一旦出现问题，势必影响到全矿井的生产。（2）底板掘巷及松动爆破围岩应力转移技术工程应用胶带机头硐室群与3上307、3下307工作面平面位置对照图南翼二部强力胶带输送机头硐室群平面图硐室维护的难点硐室群的组成复杂：有三个电机硐室、1个张紧绞车硐室、转载机巷、操作间及几条与硐室相连通的巷道组成。3上煤层开采对硐室的影响：该煤层距硐室30m。（已采）3下煤层开采对硐室群影响大：硐室群距离3下煤层约15m。硐室群的维护效果要求高：不允许有明显底鼓破坏。主要硐室的断面大。硐室治理的技术思路计算结果1：垂直应力的转移效果

硐室受采动影响期间，如不采用底板掘巷应力转移技术，主要硐室周边的垂直应力最大为40MPa左右。采用应力转移技术后，主要硐室周边的垂直应力降低为7.5MPa左右，效果十分明显。计算结果2：水平应力的转移效果

受采动影响期间，不采用应力转移技术时，硐室底板最大水平应力为48MPa

。采用转移技术后，主硐室底板的水平应力减小为15MPa左右。计算结果3：垂直位移的控制效果硐室受采动影响期时间，如不采用底板掘巷应力转移技术，主硐室顶板下沉量可达193.4mm，底鼓量达158.8mm。采用应力转移技术后，主硐室基本无底鼓。效果显著。应力转移技术对围岩的控制效果比较注：（）内数字表示采取应力转移技术与不采取应力转移技术时的变形比值。负值表示整体下沉。工业性试验方案技术关键：在硐室底板两侧开掘小巷道，两巷道之间深孔松动爆破形成弱化带，以达到应力转移的目的。围岩变形实测采动影响下，围岩变形不明显。硐室两帮相对移近量在20mm之内。底鼓量在10mm左右。效果：应力转移后垂直应力减少了4/5左右。硐室两帮相对移近量小于40mm，底鼓量小于10mm，且为均匀底鼓，机头基础未受到破坏。（1）基本原理1——巷道掘进头

2——应力转移钻孔1——掘进巷道2——超前钻孔3——钻孔前垂直应力分布曲线4——钻孔后垂直应力分布曲线3.5巷道迎头超前钻孔应力转移原理与技术（2）工程实践巷道围岩条件

己16-17—22120工作面，两侧均为未开采的实体煤。工作面煤层地质构造简单，为单斜构造；煤层倾角10°~20°，平均18°，厚度5.0~10.0m，煤的坚固性系数f值1.0左右；工作面地面标高166.39~175.30m，煤层底板等高线标高-680~-750m，工作面埋深846.39~925.3m。巷道沿煤层顶板掘进，斜梯形断面。巷道埋深达800m。不同钻孔长度时的应力转移效果比较

分别打4、6、8、12、14、16m钻孔时，围岩高应力（30MPa、40MPa）位置的变化情况。应力转移效果明显。钻孔位置对顶底板移近减小量的影响关系钻孔长度对顶底板移近减小量的影响关系钻孔直径对顶底板移近减小量的影响关系应力转移效果比较（围岩变形量）采用应力转移前采用应力转移后应力转移效果比较（围岩变形速度）

采用应力转移前采用应力转移后（1）开槽孔巷道周边开槽孔后的应力分布Ⅰ－围岩应力较低区；Ⅱ－应力升高区；Ⅲ－原岩应力区

开槽后应力向深部转移。槽孔可在底板、两侧或全断面。3.6其他相关的应力转移原理与技术（2）松动爆破工程实例

某矿垂深900m的7层煤回采巷道。煤层倾角30º，采用非对称型可缩性支架、锚杆、上帮底角单孔爆破卸压联合控制技术。

100天时间巷道平均底鼓量287mm，较无锚杆、无卸压段减少了61.6%。（3）巷道一侧或两侧布置巷峒

巷道一侧布置巷硐后效果示意图第4部分巷道围岩注浆加固原理与技术4.1概述4.2注浆加固围岩原理4.3注浆加固技术主要内容：设计断面为16m2的大巷，掘出数月，框式支架就严重损伤破坏极软岩锚网喷支护巷道，掘出数月，就坍塌破坏。4.1概述提高围岩裂隙面的变形刚度和抗剪强度浆液固结体的网络骨架作用转变围岩破坏机制减小巷道围岩松动圈封闭水源提高锚杆锚固力4.

2注浆原理1—杆体；2—托盘；3—压紧螺母；4—螺纹丝扣；5—挡环；6—射浆孔；7—钻孔；8—环形密封锚固卷；9—注浆嘴；10—岩体注浆加固圈3浆液扩散情况注浆围岩岩芯照片锚注加固支护技术：1—普通锚杆；2—注浆锚杆；3—金属网喷层；4—注浆加固圈；5—锚杆加固圈；6—金属网及喷层加固；4.

3注浆技术应用

注浆与锚杆共同作用效果锚注支护中的锚杆还可有效抑制结构面的错动，从而提高围岩整体承载能力。某矿运输大巷锚注支护前后的状况某矿回风大巷锚注支护前后的状况第5部分总结及工程实例5.1合理支护方法5.2支护原则5.3工程实例主要内容：架棚：工字钢棚、U型棚及其它异型棚。锚杆支护体系：锚杆、锚索、桁架、三维锚索。砌碹类。其它组合支护（介绍几种目前较典型的）。5.1合理的支护方法支护的准则和要点主要有4点：①先让后抗；②先柔后刚；③二次支护；④控制底鼓。本质：让、抗、柔、刚的合理选择与匹配。关键：让、抗、柔、刚的的程度、强度。5.

2支护原则设计尺寸预留尺寸设计尺寸掘进尺寸构筑柔性层应用实例1：某矿-850m二采区轨道下山位于砂质页岩和中砂岩互层中。砂质页岩灰色、性脆、具贝壳状断口；中砂岩灰白色，钙质胶结，成分以石英长石为主，含较多暗色矿物，围岩抗压强度小。埋深998～1065m。巷道长期流变、大变形、维护困难，显现出深井、软岩岩巷围岩的变形破碎特征。5.3工程实例一次支护锚杆间排距为800×800mm，锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。一次支护有限让压控制围岩二次支护使围岩停止蠕变转化到稳定状态二次支护采用锚杆支护与注浆加固，二次支护锚杆布置与一次锚杆布置呈五花型，间排距为800×800mm，锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。注浆材料采用ZKD高水速凝材料，注浆孔深2.5m。应用实例2：某矿井底车场巷道群埋深520m，所处地层为二叠系石盒子组下部，位于泥岩、砂质泥岩和粉砂岩互层中，被落差45～110m的3条大断层切割，围岩呈碎裂结构，层理紊乱，节理发育，粉砂岩节理的平均间距小于、等于0.2m。围岩抗压强度小，泥岩中黏土矿物含量75%～78%，遇水易膨胀泥化。受围岩松软低强度和埋深及地质构造应力大的双重作用影响，巷道变形初期来压快、变形量大；稳定后围岩仍以一定速度长时间持续流变、大变形，巷道围岩变形强烈。支护方式：一次支护：锚网喷，二次支护：锚网喷索支护方式：一次支护：锚网喷、混凝土底拱，二次支护：锚网喷索支护方式：一次支护：锚网喷，二次支护：全断面半刚性料石碹（单层）巷道变形速度曲线00.10.20.30.40.56月22日9月10日11月29日2月17日5月8日时间（天）变形速度（mm/d）支护方式：一次支护：锚网喷＋扩刷，二次支护：全断面半刚性料石碹（双层）

二次支护后稳定期巷道变形速度应用实例3：某矿西大巷埋深545m，位于泥岩和砂质泥岩互层中，构造复杂。水平应力22.0MPa，是垂直应力的2.0倍左右。水平应力与泥岩抗压强度之比为1.57，水平应力与砂质泥岩抗压强度之比为1.14。泥岩中粘土矿物含量为75～89％，其中伊蒙层含量为25～33％，伊利石含量为2～4％，高岭土含量为14～33％，绿泥石含量25～32％，强吸水、遇水急剧膨胀泥化，风化；层理破碎，层理节理裂隙十分发育。节理组≥3，节理数平均为12～32条/m3，平均间距≤0.2m。西大巷为典型的深井、软岩岩巷。锚网喷＋网壳锚网喷＋注浆＋锚索锚绳喷＋锚注锚网喷＋拱形钢棚＋注浆西大巷原采用的具有代表性的支护方式目前的支护方式：如锚杆支护、锚喷支护、锚杆＋网壳支护、锚杆＋钢丝绳支护、工字钢拱形支护等不能适应高应力软岩巷道剧烈变形，需要研究开发新型支护技术，控制该类巷道围岩变形。巷道掘进后，4～6个月巷道变形量就达到1000～2000mm，巷道变形表现为整体收敛变形的特点。

初期变形速度在10mm/d以上，半年以后，变形速度仍然保持在3～8mm/d。

1、变形量大

原支护方式下围岩变形有如下特点：目前支护方式不能适应巷道剧烈变形

2、变形速度快

3、变形持续时间长

从已经施工的巷道维护状况来看，虽然巷道已经掘出多年，但巷道并没有稳定，每隔半年左右需要维修1次。采用“先让后抗、先柔后刚”的原则，即围岩卸压与加固相结合的原则。应力转移，降低浅部围岩应力采用二次支护，合理确定二次支护时机和支护强度。提出：一次支护采用有控主动卸压技术（锚杆＋封闭式金属支架，有控主动破碎一定厚度的围岩）；二次支护采用锚杆＋注浆加固技术。采取的方法：紧跟迎头安设封闭式工字钢圆形支架，按照一次支护的锚杆间排距安装锚杆；完成一次支护后，当围岩变形过大挤压支架、挤压力达到1MPa时，主动破碎一定厚度的围岩，周而复始，直至围岩变形速度稳定；二次加强支护，安装锚杆并喷浆封闭围岩，用高水速凝材料进行注浆加固。施工步骤：合理的一次支护方法一：有限让压合理控制围岩技术。如锚喷网、可缩性金属支架。关键：确定合理的支护强度。选择不同锚杆间排距下锚固体对应的力学参数及原岩应力、岩体力学参数、巷道半径、锚固区半径值，研究支护强度与围岩塑性区范围的变化关系。支护参数的确定：根据变化拐点的支护强度进行相关支护参数的计算。方法二：有控主动卸压技术。深部、软岩岩巷初期变形速度通常都在10mm/d以上，围岩剧烈破坏、支护体失效，掘进初期巨大的变形能必须以某种形式释放。关键：巷道掘进时紧跟迎头打设顶板锚杆保证安全、架设棚式支架，当围岩变形挤压支架时，主动破碎一定厚度的围岩，使围岩与支架之间留有一定的变形空间、释放变形能，将高应力向深部转移。

以往巷道卸压技术

卸压程度过高，塑性区范围急剧增大造成浅部围岩自身承载能力大幅度降低，不利于巷道维护。

卸压程度过低，应力转移效果将不明显，达不到卸压的目的。不易控制卸压程度有控主动卸压技术控制围岩变形空间（破碎围岩厚度）合理的卸压程度二次支护时机

一次支护后形成的塑性区具有显著的流变性质。工程实践表明，二次支护过早将难以抗拒围岩的初期剧烈变形，二次支护过晚，围岩破坏加剧，自身承载能力又会急剧下降，即二次支护在时间上与围岩变形特性不能协调。二次支护时机是决定维护效果的关键因素。二次支护最佳时机是围岩应力、塑性区及变形速度趋于稳定，此时围岩的膨胀变形能得到了充分释放而围岩自身承载能力又没有太多的损失。该时机的掌握可以通过对巷道表面位移监测，当巷道表面位移速度由快到趋于平缓的拐点附近为二次支护的最佳支护时机。变形速度/10-6ms-1t/105s一次支护后围岩变形速度随时间变化曲线

应力/MPat/105s一次支护后巷道周边应力随时间变化曲线

应用实例4：矿井概况:该矿采用主、副、风井三立井单一水平开拓，矿井工业场地标高为+1255m，井底车场水平为+535m，开拓巷道埋深700～1000m，属于深部开采情况。井底车场等巷道围岩主要由炭质泥岩、砂质泥岩和泥质胶结的砂岩等组成，围岩极为松软破碎，整体性差，承载能力低，与水易崩解，与风易风化，属于典型的极软岩范畴。由于该矿区缺乏可以借鉴的资料，初期巷道支护为常用的锚喷网支护，强度较低。大部分巷道施工不到一个月即变形显现明显，局部巷道收敛变形达到1500mm。巷道维护异常困难，返修量剧增，投入剧增，部分巷道经数次返修后仍处于不稳定状态。极软岩大变形巷道支护已严重影响了该矿的正常生产。主要巷道破坏情况535运输大巷535运输大巷535运输大巷535运输大巷1206材料道1206材料道1206材料道1206联络巷1206联络巷1206联络巷主要巷道变形情况巷道围岩变形量大、速度快、持续时间长。多数巷道掘进的1~2d，变形速度少则5~10mm/d，多则达50~100mm/d；变形持续时间一般在2~3个月，有的甚至长达半年以上；围岩变形量一般为300~1000mm，甚至更大。围岩成份分析

通过分析可知，2#、4#样品矿物组成相近，含有较多的高岭石、伊利石、石英，有部分菱铁矿，及少量长石、方解石、白云石等矿物。3#样品含有较多的高岭石，有部分石英、伊利石，及少量长石、方解石、白云石、菱铁矿等矿物。围岩强度测试

该矿主要开采煤层位岩体多为泥岩和泥质胶结的砂岩，为了解该矿的软岩力学性质，进行了室内力学试验，试验结果见表2所示。由表2可知，泥岩岩样的平均单轴抗压强度为12.6MPa，最大为21.1MPa，最小为7.60MPa；砂岩岩样平均抗压强度16.06MPa；除了一块泥岩岩样略大于20MPa外，其余均低于20MPa，并且有4块低于10MPa。以上结果说明岩样的强度极低，根据以单轴抗压强度为依据的软岩分类方法可以认为该矿巷道围岩的强度在软岩中也是属于比较低的。围岩破坏形态

泥岩破坏形态砂岩破坏形态由以上图可知，泥岩和砂岩组成矿物间的胶结主要为泥质胶结，泥岩岩样在破坏时张性裂隙发展迅速，破坏后成片装，为典型的团状无层理结构；砂岩岩样破坏时出现X型张性裂隙，裂隙较发育，试块碎裂成小块，破坏后岩样周围散落许多较大不规则砂粒。以上现象均说明该矿软岩成岩年代较近，胶结差，同时也说明此类软岩受环境效应的影响强烈，时效显著。松动圈测定

采用声波法，所测试巷道围岩松动圈厚度在1.8m~2.5m之间，为大松动圈软岩巷道。巷道围岩失稳机理分析根据前期长期的矿压监测结果分析可知，该矿区巷道围岩失稳主要机理为：巷道开挖后由于应力的重分布不可避免的形成松动圈，巷道围岩初次失稳，造成松动圈内围岩的破裂面粘结力、抗拉强度和内摩擦角等参数都发生了不同程度的恶化，表现出强度衰减的特性。在支护结构不合理的条件下，围岩强度的衰减将导致其力学参数的进一步恶化，而力学参数的恶化又加剧了围岩的强度衰减，同时扩大松动圈的范围，正是这种恶性循环发展到一定时期（在开巷后的30天左右），巷道出现较大的收敛变形量，随后，由于软岩强烈的时效性，变形持续发展，最终导致了巷道的完全失稳。巷道围岩稳定控制技术总体技术方案：在该矿区极软岩巷道矿压显现规律和变形破坏失稳机理分析的基础上，并结合对主要巷道围岩松动圈厚度值的测定，提出了初期柔性“固”，中期高应力“卸”，后期高刚度高强度“抗”的刚柔耦合动态支护技术。初期柔性“固”，具体为：初期采用锚索、锚杆、金属网、喷射混凝土和钢筋梯子梁组成锚网喷梯主动支护结构，加固与完善巷道围岩力学性能，充分保证围岩的完整性，发挥围岩的自承载能力；中期高应力“卸”，在初期对巷道围岩物理与力学特性“固”后，预留围岩收敛变形量，允许围岩产生一定的变形，使围岩中的高应力向深部转移，从而实现让压，避免高应力导致围岩的弱化与支护结构的失稳；后期高刚度高强度“抗”；考虑该矿区巷道围岩变形具有明显时效性特点，一味的让只会加剧围岩的进一步破碎，使围岩进一步失去自承能力，故，等高应力“卸”到一定程度时，通过全断面的高强度、高刚度的钢筋混凝土壳体结构