急倾斜三软煤层沿空巷道支护技术研究.pdf

分 类 号 TD353 密 级 工程工程硕士学位论文硕士学位论文 急倾斜三软煤层沿空巷道支护技术研究 Study on Support Technology of Gob-side Entry for Steep Three Soft Coal Seam 申请人姓名申请人姓名 张福顺张福顺 指导教师指导教师 索永录索永录 （校内）（校内） 李代明李代明 （校外）（校外） 工程领域工程领域 矿业工程矿业工程 研究方向研究方向 软岩巷道支护技术软岩巷道支护技术 西 安 科技 大西 安 科技 大 学学 二○一二○一三三年年六六月月 学 位 论 文 独 创 性 说 明 本人郑重声明 所呈交的学位论文是我个人在导师指导下进行的研 究工作及其取得研究成果。尽我所知，除了文中加以标注和致谢的地方 外，论文中不包含其他人或撰写过的研究成果，也不包含为获得西安科 技大学或其他教育机构的学位或证书所使用过的材料。与我一同工作的 同志对本研究所做的任何贡献均已在论文中做了明确的说明并表示了谢 意。 学位论文作者签名 日期 论文题目急倾斜三软煤层沿空巷道支护技术研究 专 业矿业工程 硕 士 生张福顺 （签名） 指导教师索永录 教 授 （签名） 李代明 高级工程师 （签名） 摘摘 要要 针对倾角大（平均倾角在 55以上） ，距离近的煤层群，如何在保持开采情况下， 提出工作面沿空巷道的科学可行支护方案， 解决重复采动影响下沿空巷道支护难题是赵 家坝煤矿亟待解决的一个重大技术难题。 本文以赵家坝煤矿340 水平 306 采区 9煤层 3964 工作面平巷为主要研究对象，通 过围岩松动圈测试、初步方案实施、矿压观测等现场试验研究、围岩力学特性测试、室 内平立交互可加载相似材料模拟实验和数值模拟研究， 对广旺矿区赵家坝煤矿急倾斜煤 层沿空巷道的变形失稳机理进行了深入研究， 分析研究了急倾斜煤层沿空巷道的非对称 变形失稳机理，提出了多介质耦合支护方案。实践表明采用高强度锚杆锚索W 钢 带钢筋网注浆锚杆喷砼支护方式能有效提高巷道稳定性。研究成果为今后类似工程 设计积累了经验。 关 键 词急倾斜；三软煤层；沿空巷道；支护技术 研究类型应用研究 Subject Study on Support Technology of Gob-side Entry for Steep Three Soft Coal Seam Specialty Mining Engineering Name Zhang Fu-shun （（Signature）） InstructorSuo Yong-lu （（Signature）） ABSTRACT In view of the characteristics of large inclination at average angle 55 , short distance of coal seams, how to maintain the mining case,, the scientific and practical supporting scheme was proposed by gob-side entry retaining of working face, resolved under the influence of repeated mining along the gob-side entry retaining supporting scheme problem is a urgent to major technical problems.of Zhangjiaba coal mine. In this paper, Zhao jia ba mine the 340 level of 306 mining area 9 seam 3964 Face drift as the main object of study,,by surrounding rock loose circle test, the initial program implementation, study on Field Test of strata control observation, the test of the mechanical property of surrounding rock,Indoor Ping Li interaction loadable similar material simulation experiment and numerical simulation, Zhao dam the Guangwang mine coal in steep seam along the empty left the roadway deation instability mechanism of in-depth study,Zhao dam the Guangwang mine coal in steep seam along the gob-side entry retainingdistortion and stability of mechanism of in-depth study,analysis of the gob-side entry retaining of steep seam asymmetric distortion and stability of mechanism, proposed multi-media coupling support programs, and has been optimized.Practice shows that the use of high strength bolt, pallet anchor cable W steel strip l mesh reinforcemenr grouting bolt Concrete Spraying support pattern can effectively control the stability of roadway. Research design for future similar projects accumulated experience Key words Steep seam Three soft seam Along the goaf Support technology Thesis Application Research 目录 I 目目 录录 1 绪论 ...................................................................................................................................... 1 1.1 问题的提出 ..................................................................................................................... 1 1.2 国内外研究现状 ............................................................................................................. 2 1.3 沿空巷道支护技术的研究 .............................................................................................. 7 1.4 论文研究的技术路线、内容及方法 ............................................................................. 8 2 巷道围岩破坏特征及围岩松动圈测试 .............................................................................. 10 2.1 煤岩物理力学特征测定 ................................................................................................ 10 2.2 巷道围岩变形破坏特征 ............................................................................................... 10 2.3 围岩松动圈测试 ........................................................................................................... 10 2.4 本章小结 ....................................................................................................................... 14 3 3964 回采巷道初步支护方案 .............................................................................................. 15 3.1 3964 巷道现有支护及变形破坏特征分析 ................................................................... 15 3.2 数值计算分析 ............................................................................................................... 17 3.3 3964 平巷试验段不同支护工况稳定性分析 ............................................................... 19 3.4 3964 平巷试验段初步支护方案 ................................................................................... 27 3.5 可加长注浆锚索具体参数及施工方法 ....................................................................... 29 3.6 本章小结 ........................................................................................................................ 30 4 数值模拟试验研究 .............................................................................................................. 32 4.1 概述 ............................................................................................................................... 32 4.2 数值模拟计算参数 ....................................................................................................... 32 4.3 计算方案及过程 ........................................................................................................... 33 4.4 数值计算模型 ............................................................................................................... 33 4.5 数值计算结果分析 ....................................................................................................... 34 4.6 本章小结 ....................................................................................................................... 40 5 矿山压力观测研究 .............................................................................................................. 42 5.1 概况 ............................................................................................................................... 42 5.2 观测方法 ....................................................................................................................... 42 5.3 3964 试验巷道矿压显现规律 ....................................................................................... 43 目录 II 5.4 本章小结 ....................................................................................................................... 44 6 初步支护方案巷道变形失稳分析及支护方案优化 .......................................................... 46 6.1 赵矿急倾斜煤层回采软岩巷道具体特征 ................................................................... 46 6.2 初步支护方案巷道变形失稳因素分析 ....................................................................... 46 6.3 急倾斜回采巷道支护原则 ........................................................................................... 49 6.4 回采巷道支护优化方案 ................................................................................................ 51 6.5 本章小结 ....................................................................................................................... 56 7 结论 ...................................................................................................................................... 57 致 谢 .................................................................................................................................. 58 参考文献 .................................................................................................................................. 59 1 绪论 1 1 绪论 1.1 问题的提出 根据我国能源发展战略研究，煤炭仍将是我国的主要能源，到 2030 年，煤炭在我 国的一次能源消费结构中的比重仍将保持在 50左右[1]。 急倾斜煤层是赋存角度为 45～ 90的煤层，其年产量占全国煤炭总产量的 10左右。随着国家经济发展对煤炭资源需 求的快速增长，急倾斜煤层在我国煤矿开采中所占的比重将逐年增加。急倾斜煤层内巷 道的特点为 （1）巷道的变形和破坏具有非对称性； （2）因煤层倾角大，重力沿层理方 向的作用力增大，受回采影响后，很易引起岩体沿层面滑移； （3）急倾斜煤层巷道底板 多为煤层，煤层的强度一般都低于顶底板岩层，尤其是急倾斜煤层的顶底板与煤层的强 度相差悬殊时，巷道受采动影响后，都会引起底板的强烈鼓起。由上所述可见，急倾斜 煤层巷道的矿压显现比较复杂，支护体的受载状况比较复杂，而现用支护体又都单一地 仿照缓倾斜煤层巷道用的以承受顶压为主的对称性支护体，导致巷道支护体易损坏，巷 道往往需要多次维修与翻修， 巷道的安全得不到保证， 巷道维修费用大大超过成巷费用， 大量的巷道因维护不当而报废[2-17]。 四川广旺能源发展（集团）有限责任公司所属赵家坝煤矿地质条件复杂，不但开采 的煤层倾角大（平均倾角在 55以上） ，而且煤层距离近。目前有 8、9、10、11、12 五层煤可采。8煤层与 9煤层的层间距约为 30.16m，9煤层与 10煤层的层间距约为 1.78m；10与 11煤层的层间距约为 4.04m，11与 12煤层的层间距约为 6.62m。煤层及 绝大部分岩层的层理和节理都非常发育，呈现出松软破碎的特性（图 1） 。 中 厚 层 状 粉 砂 岩、 局 部 含 泥 岩 夹 0.03 m 粘 土 、 九 号 煤 层 伪 顶 泥 质 粉 砂 岩、 炭 质 泥 岩 互 层 九 号 煤 层 厚 层 状 粉 砂 岩、 九 号 煤 层 直 接 底 煤 线 厚 层 状 粉 砂 岩 煤 线 夹 炭 质 泥 岩 粉砂岩炭质泥岩粉砂岩粉砂岩煤线 泥 质 粉 砂 岩、 含 煤 屑、 含 方 解 石 脉 泥质粉砂岩 灰 色 薄 层 状 泥 质 粉 砂 岩 夹 泥 岩、 夹 煤 线、 10 号 煤 层 直 接 底 泥质粉砂岩 中 厚 层 状 粉 砂 岩 粉砂岩 灰 色 薄 层 状 泥 质 粉 砂 岩 泥质粉砂岩 含 大 量 煤 线 黑 色 薄 层 状 泥 质 粉 砂 岩 泥质粉砂岩 11 号 煤 层 直 伪 底 黑 色 薄 层 状 泥 质 粉 砂 岩 含 大 量 煤 屑 及 煤 线 11 号 煤 层 直 接 底 泥质粉砂岩泥质粉砂岩泥质粉砂岩 12 号 煤 层 直 接 底 0.35 180∠64∠64180 0.95 9煤 10.34 180∠64∠64180 0.320.22 180∠64∠64180 0.12 11煤 0.43 180∠63 十 一 号 煤 层 ∠63180 0.620.47 180∠62∠62180 1.491.02 180∠62∠62180 0.30 煤线10煤 0.82 180∠62 十 号 煤 层 ∠62180 2.38 细砂岩 2.03 180∠62 中 厚 层 状 细 砂 岩、 裂 隙 发 育、 有 淋 水 煤 线 ∠62180 0.19 煤线 0.53 180∠62 灰 色 薄 层 状 泥 质 粉 砂 岩 ∠62180 0.86 细砂岩 0.44 180∠62 中 厚 层 状 细 砂 岩 泥 质 粉 砂 岩、 炭 质 泥 岩、 煤 线 互 层 ∠62180 1.77 粉砂岩 0.35 180∠62 黑 色 粉 砂 岩 夹 多 层 煤 线 十 二 号 煤 层 ∠62180 0.77 12煤 岩性描述 岩层产状 岩层厚度（m） 岩层名称 柱状 图 1 煤层综合柱状图 主要采用沿空巷道的方式进行采面布置， 即上一区段工作面的运输平巷留作下一区 西安科技大学工程硕士学位论文 2 段工作面的回风平巷。因此，沿煤层布置的回采巷道至少要受到两次采面回采的影响。 其中，9煤层340 水平 3964 平巷在掘进过程中变形破坏严重，部分区域顶底板移近量 接近 1m 左右，两帮煤岩体松散破碎，通常需多次维修才能勉强维持巷道基本稳定，加 之以后该巷道为两个采面服务后将受到多次采动影响， 巷道稳定性维护更加困难， 因此， 根据以往支护经验和现场勘测提出科学可行的支护方案， 解决当前面临的巷道支护难题 为矿上所亟待。 本文将以赵家坝煤矿急倾斜煤层重复采动沿空软岩巷道围岩及生产技术条件， 通过 围岩的工程和力学特征分析、重复采动条件下急倾斜煤层沿空巷道应力状态、破坏模式 以及变形特征分析，研究重复采动条件下急倾斜煤层沿空软岩巷道围岩变形破坏机理， 提出急倾斜煤层沿空软岩巷道支护设计方案，分析支护结构和围岩相互作用关系，进行 支护参数调整和优化，形成重复采动条件下急倾斜煤层沿空软岩巷道支护技术，为赵家 坝煤矿高产高效矿井建设创造条件。 1.2 国内外研究现状 1.2.1 国内急倾斜煤层巷道支护相关研究现状 国内对于大倾角和急倾斜煤层回采巷道的研究不多， 而对于急倾斜煤层回采巷道以 及沿空巷道的研究，经过查新相关报道较少。 平寿康教授领导的课题组从 20 世纪 80 年代就开始进行大倾角包括急倾斜煤层开 采工作面矿山压力的现场观测，研究了不同倾角0～75和不同开采方法真、仰、 俯伪斜条件下顶板破断规律及其力学行为，提出了相应的顶板控制方法。首次比较系 统和全面地研究了大倾角煤层开采的矿压显现、围岩灾变及防治技术[18]。 黄建光对“急倾斜煤层沿煤大巷锚杆支护”进行了探讨。通过对桃水煤矿现行的支 护状况的分析，比较了各种主要支护方式的适应情况。从而有针对性地提出了桃水煤矿 急倾斜中厚煤层采区沿煤运输巷道的支护方式，并从支护效果，经济效益方面论证了采 用管缝锚杆支护方式的优越性[19]。 邱贤德，陈明武，胡耀等在石洞沟矿开展了“急倾斜临界角近距离薄及中厚煤层分 组联合开采巷道矿压显现研究” ，得出了巷道受工作面采动影响的特征和规律支承压 力影响范围在工作面前方 100m 以内，峰值范围在 50m 以内，距离工作面 20～45m 影 响最大，采后 40～100m 影响逐渐减小[20]。 重庆大学金立平，鲜学福在“急倾斜煤层巷道围岩应力应变及破坏区探讨”一文中 指出巷道周围的煤层在近竖直方向出现了拉应变，特别是在煤层中部比较明显。这主要 是由于近水平方向的主应力较大，在近竖直方向产生的横向效应所引起的[21]。 中国矿业大学郭国珍，吕家立教授等在对“急倾针松软围岩回采巷道矿压显现及其 1 绪论 3 支护”研究中指出急倾斜松软围岩回采巷道的矿压显现特征是变形量大，掘进影响阶段 时间长，速度快，底臌现象突出，两帮变形和压力大。由高地应力产生的水平应力挤压 巷道底板岩层，导致岩层在层面法线方向产生断裂弯曲，产生底臌。由于急倾斜岩层的 特点，断裂线在轴线偏右部位发生，导致斜坡状的底臌[22]。 辽宁工程技术大学张芳，贾晓波等在“急倾斜煤层底板巷道破坏因素探讨”中通过 对急倾斜煤层底板巷道变形、破坏的数值计算发现，急倾斜煤层与水平煤层相比，受底 板附加支承压力的影响较小，底板巷道变形、破坏主要是由于煤层开采后底板卸载，形 成悬空面造成岩层移动引起的。分析结果表明，受采动影响岩层在底板中形成岩层移动 活跃区，其大小取决于煤层倾角、岩石力学特性以及开采深度等，而与采区长高比大小 关系不大[23]。 安徽理工大学的高明中教授通过对“急倾斜煤层开采岩移基本规律的模型试验”的 研究表明急倾斜煤层开采时岩层移动出现了一些不同于缓倾斜煤层的特征。冒落带的 形成较晚，这是由于竖向传力机制弱化的缘故，并且顶板冒落后沿法线充填形成不对称 冒落拱；裂隙带的形成与冒落带特征密切相关，形态上与冒落带相似[24]。 天地公司的王明立，胡炳南等通过“急倾斜煤层群开采覆岩破坏与煤柱稳定性数值 模拟”的研究认为急倾斜煤层群开采覆岩以剪切破坏为主，局部表现为拉伸破坏，同一 煤层采空区下山方向的破坏程度大于上山方向 不同煤层之间上部煤层顶底板的破坏范 围大于下部煤层顶底板的破坏范围[25]。 在这方面，西安科技大学的学者专家们做了大量富有成效的工作。西安科技大学吴 绍倩、石平五教授经过积极地进行探讨，对大倾角煤层及急倾斜煤层的开采方法和围岩 运动规律方面有深入的研究， 石平五教授通过对急斜长壁开采老顶破断规律相似模拟研 究，初步归纳了底板滑移和顶板破断和破断后运动的特点[26]。伍永平教授研究认为当煤 层倾角大于 35时，顶板冒落岩石沿工作面向下滑滚形成沿倾斜的不均匀充填特征， 导致工作面围岩移动和支承压力分布以沿走向推进中轴线为界呈现出典型的非对称特 征[27-31]。 黄庆享教授在急倾斜临界角煤层沿空巷道矿压显现规律与支护对策中通过现场 实测并利用相似模拟和数值计算综合手段， 揭示了大倾角临界角煤层非对称破坏和变形 破坏的机理，发现了“顶帮下挫”式破坏特征，并提出了通过优化巷道断面改善支护系 统的支护对策[32]。 1.2.2 国外急倾斜煤层巷道支护研究现状 国外对急倾斜煤层开采的研究主要集中在开采方法和设备方面； 而在与急倾斜煤层 相关的矿压问题的研究并不多，围岩控制方面的研究也很少，回采巷道这方面的研究， 总体水平比较低，这方面国际公开发表的研究成果及文献报道几乎没有[33]。 早在 70 年代末，苏联就在大倾角煤层的机械化开采方面进行了一定的研究，研制 西安科技大学工程硕士学位论文 4 了应用于大倾角和急倾斜煤层的各类综采支架及采煤机， 并在此基础上对大倾角特别是 45以上的煤层开采工艺进行了较系统地研究，基本奠定了急倾斜煤层开采的科学技术 基础。 在急倾斜大倾角煤层开采岩层控制方面，俄罗斯联邦的库拉科夫较系统地研究了 急倾斜大倾角煤层工作面的矿山压力岩层应力和支承压力；捷克共和国的鲍迪探讨 了较坚硬大倾角急倾斜煤层无人开采技术及其安全性。西方一些产煤国家目前以开采 条件优越的缓倾斜煤层煤田为主， 也有的国家， 近年来几乎关闭了所有煤矿， 如法国、 日本、英国等[34]。所以，国外关于急倾斜煤层的研究资料很少。 1.2.3 国内锚杆支护发展的现状 回顾锚杆支护的发展，它经历了如下的发展历程19451950 年，机械式锚杆研究 与应用； 19501960 年， 采矿业广泛采用机械式锚杆， 并开始对锚杆支护进行系统研究； 19601970 年树脂锚杆推出并在矿井得到应用；19701980 年发明管缝式锚杆、胀管 式锚杆并应用，研究新的设计方法，长锚索产生；19801990 年，混合锚头锚杆、桁架 锚杆、特种锚杆等得到应用，树脂锚固材料得到改进1990--2000 年，以螺纹钢锚杆为 代表的锚杆加之长锚索得到了广泛的应用，煤矿锚杆支护的发展，使矿井中的吨煤成本 和巷道的支护成本显著降低。巷道推进速度有了很大的提高，支护质量的安全条件也得 到了很大的改善。 锚杆支护技术也存在着以下几方面的问题如下 1对采区巷道围岩应力分布规律认识不充分。 目前我们得到的采区巷道矿压显现规 律，大多是在仅考虑自重应力场条件下到得的，没有考虑构造应力场的影响。根据国内 外实测资料统计，水平应力σ h 多大于垂直应力σ r， σ h/σ r1.2 的统计百分比为 中国 28％，澳大利亚 78％，加拿大 100％，美国 41％。另外，在大多模拟实验中也仅 只考虑自重应力的影响[35]。 2对高预应力锚杆的支护机理认识不充分。正如郭颂博士指出的，尽管高预应力锚 杆在美国使用己有一段历史，并取得了很好的技术经济效果，但人们对其作用机理还缺 乏认识，特别是还没有一个科学的设计依据去确定锚杆参数。在我国主要使用没有预应 力或者低预应力的被动式锚杆支护，其锚固力低，锚杆密度大[36]。 3我国的锚杆支护设计主要采用类比法，没有一套可行的设计规则。对锚杆支护的 失效机理认识不清，无法准确预报项板冒落破坏，使得锚杆支护应用范围还不广泛。国 外锚杆的发展现状是国外自 20 世纪 40 年代井下使用锚杆支护以来，发展迅速，现己 成为回采巷道的一种主要支护形式。美国、澳大利亚等国家的矿井回采巷道支护中，锚 杆支护占 90％以上[37]。 1 绪论 5 1.2.4 锚杆的支护理论的研究概况 锚杆支护理论计算方法主要有悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论及各种力学计 算方法通过分析巷道围岩的应力与变形，进行锚杆支护参数解析，这种设计方法为锚杆 支护提供了理论依据，同时也可与工程类比法相辅相承随着岩石力学发展水平的提高， 锚杆支护设计将逐步达到科学化、定量化[38]。 1．悬吊理论计算法 悬吊理论是对锚杆支护机理的最朴素的解释。 悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将 巷道顶板较弱岩层悬吊在上部稳定岩层上， 或者将顶板下位松动破裂区的岩石悬吊在深 部未松动岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性。 2．组合梁理论计算法 组合梁理论认为，巷道顶板岩层中存在若干分层。一方面依靠锚杆的锚固力增加岩 层间的摩擦力，防止岩层沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象，另一方面锚杆也可增 加岩层问的抗剪刚度，阻止岩层间的水平错动，从而将顶板锚固范围内的几个薄岩层锁 紧成一个较厚的组合粱。 3．组合拱理论计算法 组合拱理论认为，在拱形巷道围岩布置锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的正 压力， 各正压力在岩体中形成个均匀的承压拱或压缩带， 承压拱内的岩石强度提高， 自身承载能力增加。该理论考虑到组合拱内围岩承载能力，并依据组合拱厚度和强度进 行设计，适用于拱形断面巷道支护设计。 4．最大水平应力理论 最大水平应力理论是由澳大利亚学者盖尔提出的， 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。 在最大水平应力作用下，项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，锚杆的作用即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 此要求锚杆必须具备强度大、刚度大、抗剪阻力大，才能起到约束围岩变形的作用。 最大水平应力理论， 论述了巷道围岩水平应力对巷道稳定性的影响以及锚杆支护所 起的作用。在设计方法上，借助于计算机数值模拟不同支护情况下，锚杆对围岩控制效 果，进行优化设计，在使用中强调监测的重要性，并根据监测结果修改完善初始设计。 虽然，最大水平地应力理论提出了水平地应力对巷道稳定性的影响，但在锚杆支护 参数设计中如何考虑水平地应力的作用等方面存在如下问题 1由于周边工作面、巷道、硐室等开挖活动的影响，巷道周边的应力状态要发生改 变，同时水平应力具有明显的方向性，水平应力方向特别是最大水平应力方向与巷道轴 西安科技大学工程硕士学位论文 6 向的夹角对顶板稳定性有着密切的关系，所以，锚杆参数设计是一个三维问题，即必须 采用三维地质力学模型来进行锚杆支护参数设计， 现场中真正能够简化为二维问题的特 例并不多，由于锚杆支护参数设计的复杂性，必须采用大型的三维有限元程序来解决。 但传统上进行有限元分析，都是针对不同的问题建立不同的模型，问题稍有变化如巷 道的尺寸、边界条件就需要建立不同的模型，这对于三维模型来说，从建立模型、模 型的试运算、模型的检查到结果分析，需要花费大量的人力与时问，所以锚杆支护设计 程序应具有快速、自动生成大型三维地质力学模型的前处理功能。最大水平地应力理论 的锚杆参数设计方法仍然采用简化的二维地质力学模型，无法对锚杆的排距进行设计。 2没有将锚杆预应力作为锚杆支护设计的参数。与预应力锚杆相比，无预应力锚杆 是一种被动的支护形式，只有当巷道顶板弯曲下沉以后，锚杆才受力起作用，但此时由 于水平应力的作用，巷道顶板非常容易产生压杆失稳现象，导致拉伸破坏，引起巷道的 冒顶。 3现场观测表明水平应力对于巷道的破坏形式主要是引起顶板离层，进而引起顶 板的弯曲下沉、跨落，当巷道顶板围岩产生离层以后，顶板的承载能力将大幅度下降。 所以，在锚杆支护参数设计中，应将巷道顶板是否离层作为巷道稳定性判别的标准。最 大水平地应力理论判断巷道稳定性的标准为巷道围岩变形量的大小， 由于不同围岩所允 许的变形量差别很大，所以为准确判断巷道的稳定性带来了麻烦[39]。 5．围岩松动圈理论[40] 1988 年，中国矿业大学董方庭教授提出了松动圈支护理论。围岩松动囤理论认为 1 在井巷未开挖之前，岩体处于原始应力状态，巷道开挖后，破坏了原来的应力平 衡，围岩应力重新分布并产生应力集中，应力集中系数一般均大于 2；重新分布的应力 称为二次应力，当二次应力超过其岩体的强度极限时，巷道围岩开始变形，直至达到新 的平衡。地应力与围岩相互作用在巷道周边一定范围内形成了松动破碎带，即围岩松动 圈； 2 松动圈形成过程中产生的碎胀力及其所造成的有害变形是巷道支护的主要对象， 松动圈尺寸越大，巷道收敛变形也越大，支护越困难。3、依据松动圈的大小采用不同 的原理设计锚杆支护。小松动圈O～40cm采用喷射混凝土支护即可；中松动圈40～ 50cm采用悬吊理论设计锚杆支护； 大松动圈50cm采用组合拱原理设计锚杆支护参数。 松动圈越大，收敛变形就越