煤矿深部采面区段煤柱留设及支护技术参数研究.pdf

分类号TD353 分类号TD353 密 级 公 开 密 级 公 开 U D C U D C 单位代码 10424 单位代码 10424 学学 位位 论论 文文 煤矿深部采面区段煤柱留设及支护技术参数 研究 煤矿深部采面区段煤柱留设及支护技术参数 研究 张张 现现 坤坤 申请学位级别申请学位级别硕士学位硕士学位 专业名称专业名称 建筑与土木工程建筑与土木工程 指导教师姓名指导教师姓名陈陈 士士 海海 职职 称称 教教 授授 山 东 科 技 大 学 山 东 科 技 大 学 二〇一二年六月二〇一二年六月 论文题目论文题目 煤矿深部采面区段煤柱留设及支护技术参数 研究 煤矿深部采面区段煤柱留设及支护技术参数 研究 作者姓名作者姓名 张现坤张现坤 入学时间入学时间 2010 年年 9 月月 专业名称建筑与土木工程专业名称建筑与土木工程 研究方向研究方向 桥梁与隧道工程桥梁与隧道工程 指导教师指导教师 陈士海陈士海 职职 称称 教教 授授 副指导教师副指导教师 胡金华胡金华 职职 称称 高级工程师高级工程师 论文提交日期论文提交日期2012 年年 5 月月 论文答辩日期论文答辩日期2012 年年 6 月月 授予学位日期授予学位日期 SECTIONAL PILLAR RESERVATION AND SUPPORT PARAMETERS DETERMINATION FOR KONGZHUANG COAL MINE DEEP MINING WORKBENCH A Dissertation ted in fulfillment of the requirements of the degree of MASTER OF PHILOSOPHY from Shandong University of Science and Technology by Zhang Xiankun Supervisor Professor Chen Shihai College of Civil Engineering and Architecture June 2012 声声 明明 本人呈交给山东科技大学的这篇硕士学位论文，除了所列参考文献和世所公认的文 献外，全部是本人在导师指导下的研究成果。该论文资料尚没有呈交于其它任何学术机 关作鉴定。 本人呈交给山东科技大学的这篇硕士学位论文，除了所列参考文献和世所公认的文 献外，全部是本人在导师指导下的研究成果。该论文资料尚没有呈交于其它任何学术机 关作鉴定。 硕士生签名硕士生签名 日日 期期 AFFIRMATION I declare that this dissertation, ted in fulfillment of the requirements for the award of Master of philosophy in Shandong University of Science and Technology, is wholly my own work unless referenced of acknowledge. The document has not been ted for qualification at any other academic institute. Signature Date 山东科技大学硕士学位论文 摘要 摘要摘要 随着浅部资源的枯竭，我国的许多大型矿山即将或已转入深部开采，区段煤柱的合 理留设是安全生产的首要问题。本论文结合某煤矿 IV1 采区已掘进的采区、采面工程为 研究载体。以现场地质和现有巷道布置为对象，采用 ABAQUS 软件对不同煤柱宽度下，煤 柱及巷道围岩受力情况进行分析，对该采区的采面区段煤柱、顺槽支护技术参数进行研 究优化，提出研究结果。 确定该煤矿四水平Ⅳ首采工作面区段煤柱的合理宽度是 68 米。 保证了煤柱不被压 垮、不发生裂隙向采空区漏风、诱发自燃，同时避免煤柱承受较高应力失去稳定性以及 资源的浪费。区段煤柱宽度确定后，确保掘采期间的安全生产、采区资源回收率≮75。 通过理论计算确定巷道支护参数，并通过数值模拟和现场测试对支护参数的合理性 进行验证。监测结果表明，巷道顶底板移近量、两帮移近量据符合设计要求。采面顺槽 的支护技术参数优化成果采纳后，巷道变形量≯15，水平≯20。 关键字 关键字区段煤柱 支护参数 数值模拟 ABAQUS 山东科技大学硕士学位论文 摘要 Abstract With shallow mining resources drying up, deep mining has been or is going to be inevitably applied to many large mines. Making rational reservations for sectional coal pillars becomes the priority for production safety. Based on the specific engineering of a certain Coal Mine No.4 workbenchⅣ,the load condition of coal pillars and roadway surrounding rocks are analyzed by testing various coal pillar widths with ABAQUS software, depends on the geological conditions of location and the dirft layout. Furthermore, a series of significant inds and parameters , such as sectional pillar on the workbench, the up and down coal pillar, the support parameters on the direction along the groove, the protective coal pillar of main roadway, have been studied. And finally, the results of the research are shown in the paper. The results showed the optimal pillar width for the initial mining of the Coal Mine No.4 Workbench IV was 5 meter. The width guaranteed that the pillar would not collapse, crack or leak air to the finished mining areas by which could cause Spontaneous Combustion, but prevent both losing the pillar stability due to over-stressed and wasting resources. In addition, the safety in production are guaranteed by the width and the resource recovery rate is more than 75 during the period of mining. Roadway support parameters are determined through theoretical calculation. These parameters rationality is validated by parameter simulation and on-site test. And the result shows that the relative movement of the roof and floor and roadway sides met the design requirements. Furthermore both the vertical and horizontal roadway deation are accorded with the standard requirements after using the optimal parameters. Key wordsSectional pillar support parameters Numerical simulation ABAQUS 山东科技大学硕士学位论文目录 目目 录录 1 1 绪论绪论1 1.1 课题的提出 1 1.2 国内外研究现状 2 1.3 研究内容与目标 11 1.4 拟采取的技术方案 11 2 2 IV1 首采工作面概况及现有巷道支护参数首采工作面概况及现有巷道支护参数 15 2.1 工作面概况 15 2.2 地质概况 16 2.3 支护参数 18 3 3 7433 与与 7431 工作面区段煤柱宽度确定工作面区段煤柱宽度确定20 3.1 岩石试样强度试验 20 3.2 煤柱宽度理论计算 21 3.3 煤柱宽度数值模拟 22 3.4 小结 36 4 4 7433 顺槽合理支护参数的确定顺槽合理支护参数的确定37 4.1 支护设计理论计算 39 4.2 支护效果数值模拟 42 4.3 小结 54 5 5 矿压观测矿压观测 56 5.1 矿压观测的目的与内容 56 5.2 矿压观测方案与结果 57 6 6 结论结论 78 致谢致谢 79 参考文献参考文献80 山东科技大学硕士学位论文目录 Contents 1 1 Introduction1 1.1 Raising of Project 1 1.2 Present Situation of the Study about the project 2 1.3 Research contents and targets 11 1.4 Prepared technical s 11 2 2 IV1 mining district first mining face profiles and existing roadway support parameter 15 2.1 Profiles of workface 15 2.2 Geology profiles 16 2.3 Existing support parameters18 3 3 Sectional pillar widths of 7433 and 7431 workbench 20 3.1 Rock sample strength test 20 3.2 Theoretical calculation of coal pillar width 21 3.3 Numerical simulation of coal pillar width 22 3.4 Summary 36 4 4 Determine of 7433 workbench reasonable support parameters37 4.1 Theoretical calculation of support design 39 4.2 Numerical simulation of support effect 42 4.3 Summary 54 5 5 Mineral Pressure Observation 56 5.1 Mineral pressure observation contents and targets 56 5.2 Mineral pressure observation s and results 57 6 6 Conclusions 78 Thanks 79 Reference Documents80 山东科技大学硕士学位论文绪论 1 1 绪论绪论 1.1 课题的提出课题的提出 深部开采（Deep Mining）作为采矿学科的一个新的技术术语已经为世界各国采矿 界普遍采纳，但各国关于深部开采的标准并不统一，见表 1.1。 表 1.1 各国关于深部开采的标准 Table1.1 The deep mining standards of several countries 国 家 德国 前苏联 波兰 英国 日本 开采深度 H/m 800-1200 800 750 750 600 目前，我国尚无明确的深部开采的标准。有的专家认为开采深度 800m 为深部开采， 有的认为 700～1000m 为深部开采。 中国煤矿开拓系统一书提出按开采深度将矿井划 分为 4 类，各类的深度范围如表 1.2。 表 1.2 中国煤矿开拓系统按开采深度对矿井分类 Table1.2 Mine classification by the excavation depth 矿井类别 浅矿井 中深矿井 深矿井 特深矿井 采深 H/m ＜400 400≤H＜800 800≤H＜1200 ≥1200 尽管不同矿井、不同矿区、不同国家的深部开采标准可能不同，但深部开采面临的 新问题却完全相同。进入深部开采以后，由于岩层压力大，巷道围岩变形量显著增大。 支架损坏严重，巷道翻修量剧增，巷道维护变得异常困难。深井巷道的矿压控制已经成 为深部开采能否顺利进行的制约因素之一。为此，进入深部开采的世界各采煤国都做了 大量研究，并取得了可喜的成果。 某煤矿 IV1 采区是该矿四水平首采区。 自 07 年开工以来， 已完成采区掘进量的 75， 该采区水平标高-785 至-1015 之间（地面标高35m）已进入深部采区，目前采区首采工 作面的上下二道已开始掘进， 采区上下山年底完成。 其中， 回风下山及人行下山已到-1015 水平，皮带下山 6 月底到位，轨道下山施工到-900 水平，-1015 皮带、轨道大巷施工到 采区下部车场并已联接，深部采区的地压、地湿、瓦斯、冲击地压倾向已突显，为了安 山东科技大学硕士学位论文绪论 2 全、经济、顺利地开采，需对采区的巷道系统布置进行研究，尤其是对深部采面区段煤 柱、上下山煤柱、以及保护-1015m 大巷煤柱留设及支护技术参数进行优化，作为三期工 程的首采面，上述煤柱留设及顺槽支护技术参数选择是否合理科学是下一步安全生产的 首要问题。 1.2 国内外研究现状国内外研究现状 采区煤柱及支护参数要根据采深、煤层硬度、厚度、顶底板岩性、要保护巷道的重 要性、所在层位、开采边界条件以及维护时间来确定。由于煤柱尺寸及支护参数与矿山 压力大小和煤柱自身强度等因素有关，而且各因素之间的关系复杂，目前各煤柱尺寸计 算公式都不能全面准确的反应所有因素的影响，煤柱尺寸及支护参数大都通过具体矿井 进行实际观测和总结大量现场实测资料来解决。运用以往浅部经验值确定深部煤柱尺寸 以及支护参数严重威胁生产安全。德国、俄罗斯、波兰、英国、比利时、荷兰和日本等 国都对深部开采的巷道矿压及其控制措施进行了大量研究。从总体上国外的研究一方面 是将已有的岩石力学与矿山压力成果应用于深部开采，但同时还结合深部开采的特殊性 和本国国情对深井巷道矿压控制进行了专门研究。通过现场观测、相似材料模拟实验、 计算机数值模拟计算和理论分析等多种手段对深部开采的应力、巷道矿压显现规律和深 井巷道矿压控制技术等进行了大量研究，获得了很多成果[1]。 1.2.1 采场矿压显现 采场矿压显现 未经采动的岩体，在巷道开掘以前通常处于弹性变形状态，岩体的原始铅直应力P 等于上部覆盖岩层的重量。巷道开掘后原岩应力重新分布，巷道围岩内出现应力集中。 如果原岩应力小于岩体强度，围岩仍处于弹性状态。如果原岩应力大于岩体强度，巷道 围岩会产生塑性变形，从巷道周边向围岩深处扩展到一定范围，出现塑性变形区，在塑 性区内圈围岩强度明显削弱，围岩发生破裂和位移称为破裂区产生应力降低区。塑性区 外圈的应力高于原始应力，它与弹性区内应力增高部分均为承载区，也称应力增高区[2]。 再向围岩深部即为处于稳定状态的原始应力区如图 1.1[3]。 山东科技大学硕士学位论文绪论 3 圆形巷道围岩弹性变形虚力分布 圆形巷道围岩塑性变形区及应力分布 图 1.1 巷道的围岩应力 Fig1.1 The stress distribution on surrounding rocks of roadway 塑性区半径为 1 sin 2sin 0 cot1 sin cot - i pC- Rr p -C ϕ ϕ ϕϕ ϕ ⋅⎡⎤ ⎢ ⋅ ⎣⎦ ⎥ （1.1） 煤层开采过程破坏了原岩应力场的平衡状态， 引起应力重新分布如图 1.2。 对于受到 采动影响的巷道，它的维护状况除了受巷道所处位置的自然因素影响以外，主要取决于 采动影响[4]。煤层开采以后，采空区上部岩层重量将向来空区周围新的支承点转移，从 而在采空区四周形成支承压力带。工作面前方形成超前支承压力，它随着工作面推进而 向前移动，称为移动性支承压力或临时支承压力。 图 1.2 采空区应力重新分布 Fig1.2 The redistribution of stress in gob 支承压力的显现特征通过支承压力分布范围、分布形式和应力峰值表示。应力增高 系数 是支承压力峰值与原岩铅直应力的比值； 支承压力分布参数有 煤体边缘的破裂区 宽度x0‘，塑性区宽度支承压力峰值距离x0、支承压力的影响距离x1。目前，上述参数主 K 山东科技大学硕士学位论文绪论 4 要由现场实测取得。工作面超前支承压力峰值位置距煤壁一般为 4-8m，相当 2-3.5 倍回 采高度。影响范围为 40-60 m，少数可达 60-80 m，压力增高系数为 2.5-3。工作面倾斜 方向固定性支承压力影响范围一般为 15-30 m，少数可达 35-40 m，支承压力峰值位置距 煤壁一般为 15-20 m、应力增高系数为 2-3。采空区支承压力应力增高系数通常小于l，个 别情况下达到 1.3。 相邻的采空区所形成的支承压力会在某些地点发生相互叠加， 称为叠 合支承压力，应力增高系数可达 5-7[5]。 巷道的应力影响区形状为半径等于 6 倍半径的圆，确定相邻巷道间距时，相邻巷道 的应力影响带不宜超过巷道塑性变形区与弹性变形区的交界。我国煤矿在目前采深条件 下，大巷间的距离以 20-40 m 为宜。围岩较稳定时取小值，不稳定时取大值；在深部和 松软围岩条件下，大巷间距可增大至 50 m。上下山及集中巷间距以 15-30 m 为宜。 1.2.2 煤柱的留设煤柱的留设 留设煤柱一直是煤矿中传统的护巷方法[6]，传统的留设煤柱护巷方法是在上区段运 输平巷和下区段回风平巷之间留设一定宽度的煤柱，使下区段平巷避开固定支承压力峰 值区。 煤柱的宽度是影响煤柱稳定性和巷道维护的主要因素[7]。煤柱的宽度决定了巷道与 回采空间的水平距离,影响到回采引起的支承压力对巷道的影响程度及煤柱的荷载。 煤柱 的极限承载能力,不仅取决于煤柱的边界条件和力学性质,还取决与煤柱的几何尺寸和形 状。 1.2.2.1 煤柱留设类型 护巷煤柱宽度的大小一直是国内外众多学者所关注的[8],按煤柱大小主要有窄煤柱 护巷及宽煤柱护巷两种观点[910]。 煤柱尺寸留设过大则影响采区采出率， 造成资源浪费， 国家对采区采出率的规定是 厚煤层不低于0.75， 中厚煤层不低于0.8， 薄煤层不低于0.85。 煤柱尺寸及支护参数留设过小则威胁生产安全，尤其是对于地质条件复杂，地压大煤层 条件赋存差的矿。 研究结果表明,大小煤柱护巷巷道顶底、 两帮变形量具有截然不同的变化规律[11] 小 煤柱破坏区域在时间上、空间上呈现不均匀性,表现出不对称马鞍形破坏演化特征。巷道 支护设计时应根据不同的护巷煤柱类型设计不同的支护参数,实体煤巷道,以控制顶底板 下沉为主,而沿空巷道以控制两帮变形为主,使参数设计具有针对性。 无论是大煤柱还是小 煤柱护巷巷道,顶底板下沉量值比较接近,而两帮移近量相差较大。可见,小煤柱护巷由于 失去对煤柱的水平约束作用,巷道两帮变形急剧增加,要保证巷道两帮的稳定性,必将投入 山东科技大学硕士学位论文绪论 5 大量的支护成本。 而大煤柱煤炭损失率大， 且回风巷受二次采动影响[12]， 巷道维护困难， 支护费用高，煤柱支承压力向底板传播，不仅影响临近煤层和底板巷道的稳定，还成为 引发冲击地压的隐患。从技术经济角度考虑, 合理护巷煤柱宽度应小于使煤柱始终处于 较高应力状态时的临界宽度以下, 同时煤柱宽度又要大于保证煤柱不被压垮、不发生裂 隙向采空区漏风、诱发自燃的最小煤柱尺寸[13]。 1.2.2.2 煤柱宽度确定方法 目前主要有经验法、理论计算法、数值模拟法、现场实测4 种方法。 1）经验法确定煤柱宽度 目前我国多数煤矿根据经验来确定煤柱宽度。按支承压力影响程度留设的上（下） 山煤柱上山如开掘在煤层中，在200-500米埋深的条件下，对薄至中厚层煤层，上山一 侧和两上山间留设20m左右的煤柱。对于厚煤层，采取上山一侧留设30-40米宽的煤柱， 上山间留20-25米宽的煤柱。 在深井矿井开采中， 采区上山一侧的煤柱尺寸还要加大或不 留设煤柱。区段煤柱对于采用双巷布置与掘进的区段，区段运输平巷和轨道之间留设的 区段煤柱， 在200-500米埋深的条件下， 对于一般煤质和围岩条件的近水平、 缓倾斜煤层， 薄及中厚煤层不小于8-15米。厚煤层不小于15-20米，有时为了有利于维护，在深井矿井 中加大区段煤柱尺寸，或者要沿空掘巷，只留3-5米宽的煤柱，甚至更小[14]。大巷煤柱 大巷开掘在岩层中，大巷之上的采区上下边边界可以不留设煤柱，实行跨大巷开采。大 巷如开掘在煤层中，在200-500米埋深的条件下，本煤层中大巷一侧的煤柱，在近水平煤 层中不小于40米，在缓倾斜煤层中为25-40米，在中斜煤层中15-25米，在急倾斜煤层中 为10-15米。 对于留设的边界煤柱即采区边界煤柱的作用是将两个相邻采区隔离，防止万一发生 火灾、水害和瓦斯突出时相互蔓延；避免从大采区大量漏风，影响生产采区风量。采区 边界煤柱一般宽10米左右。 断层煤柱即为了防止矿井水通过断层涌入生产区裁决空间，需要留设断层煤柱[15]， 断层煤柱的尺寸大小决定于断层的断距、性质、含水、和导水情况。落差很大的断层， 断层一侧的煤柱宽度不小于30米；落差较大的断层，断层一侧煤柱宽度一般为10-15米； 落差较小的断层通常可以不设煤柱。采区边界煤柱和井田边界煤柱或断层煤柱合并后可 以减小采区煤田损失。 采区内留设的第三类煤柱即按岩层移动影响程度留设煤柱，是为了保护煤层之上的 巷道工程、地面的建筑物和构筑物而留设的，这类煤柱是按下位煤层开采后引起的岩层 移动角留设,煤柱宽一般10-30米。 山东科技大学硕士学位论文绪论 2）理论计算确定煤柱宽度 根据理论计算确定煤柱尺寸,首先要确定煤柱荷载。目前国内外研究都认为[16]，护 巷煤柱上的荷载是煤柱上覆岩层重量及煤柱一侧或两侧采空区悬露岩层转移到煤柱上的 部分重量引起的。煤柱上的总荷载 2 cot 4 D PBDH δ γ ⎡⎤ − ⎢ ⎣⎦ ⎥ （1.2） 式中煤柱上的总荷载，ken；B煤柱宽度，m；D采空区宽度，m；H巷道埋深， m； P δ采空区上覆岩层跨落角；γ上覆岩层平均体积力， 3 kN m 。 煤柱单位面积的平均荷载即平均应力 2 cot4BDHD P BB δ σγ ⎡⎤− ⎣⎦ （1.3） 煤柱的宽度必须保证煤柱的极限荷载不超过它的极限强度。煤柱的强度[17]主要 由组成煤柱的煤体强度、煤体的宽高比及总的构造特征决定的。早在1911年Bunting指出 “没有充分的煤柱支护而进行开采，将或迟或早引起煤柱屈服、顶板垮落和底板鼓起”并 提出了煤柱强度设计的经验公式 1 0.30 0.70 s w h σσ ⎛ ⎜ ⎝⎠ ⎞ ⎟ （1.4） 式中 s σ煤柱强度，MPa； 1 σ煤的强度参数，MPa；w煤柱宽度，m；h煤柱 高度，m。煤的强度参数通过分析现场煤柱实效得到。 Zern 在其1928年出版的煤矿工人手册一书中提出如下公式 0.5 1s w h σσ ⎛⎞ ⎜⎟ ⎝⎠ （1.5） 其中建议的煤岩强度参数， 1 σ取4.87.0MPa。 此外，1965年Gaddy、1976年Hustrulid、1985年James、KhairA.W.、PengS.S.等根据 不同角度给出了煤柱强度公式。煤柱的极限强度计算经验公式有已为大量现场资料所证 实的Obert-Dwvall/Wang（1967）和Bieniawski（1968）[18] 1 0.7780.222 0.640.36 c c B RR h B RR h ⎫⎛⎞ ⎜ ⎟⎪ ⎝⎠⎬ ⎛⎞ ⎪ ⎪ ⎜⎟ ⎪ ⎝⎠⎭ 1.6 6 山东科技大学硕士学位论文绪论 上式中R煤柱强度，Mpa；RC原位临界立方体单轴抗压强度，Mpa；RC1临 界尺寸煤柱的强度，Mpa；B煤柱宽度，m；h煤柱高度，m。实验结果表明，当煤柱 的宽高比 B/h 大于5时，煤柱强度将随 B/h 的增大而显著增大；当 B/h 大于10时，一般情 况下煤柱不易被破坏。因此，煤柱的宽度B可有下式计算 2 2 1 1 cot0.7780.222 10004 1 cot0.640.36 10004 c c B BDHDR Bh B BDHDR Bh γ δ γ δ ⎫⎡⎤⎛ − ⎜⎟ ⎞⎪ ⎢⎥ ⎣⎦⎝ ⎬ ⎡⎤⎛ ⎠⎪ ⎞ ⎪ − ⎜⎟ ⎢⎥ ⎪ ⎣⎦⎝⎭⎠ 1.7 3） 通过数值模拟确定煤柱宽度 数值计算是继实验方法和理论方法之后的又一种实践方法[19]，已成为科学实践的第 三种手段，是科学研究中不可缺少的重要工具。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、不同煤柱宽度甚至是不同支护强度下煤柱的受力、变形等 状况[20],具有一定的优越性。 4）通过现场测量确定煤柱宽度 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[21],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 监测异型煤柱除外 。 1.2.3 深部巷道支护研究现状深部巷道支护研究现状 我国在 20 世纪 60 年代就有北票矿区台吉矿千米深井，80 年代以来，一些老矿区和 缺煤地区相继进入深井开拓阶段。深井巷道受围岩原始高应力影响，支护很困难。尤其 是煤巷在受回采活动引起的矿山压力作用下，巷道围岩变形破坏十分严重，回采工作无 法正常进行。因此，深井煤巷支护已成为当前煤矿生产急需解决的问题。 1.2.3.1深井巷道矿压特点[2223] （1） 巷道变形量大 深井巷道矿压显现的显著特点之一是巷道开挖就产生大的收敛变形量。这一特点是 由深井巷道围岩处于破裂状态和深井巷道围岩有较大的破裂范围决定的。 （2） 掘巷初期变形速率大 深井巷道矿压显现的另一个显著特点是巷道刚掘出时的变形速率很大。在大的变形 速率的情况下，将引起深井巷道的支架载荷急剧增大，从而表现出深井巷道矿压显现的 支架载荷变化特点，这就是通常所说的深井巷道“来压”快。 7 山东科技大学硕士学位论文绪论 （3） 变形趋于稳定的时间长 变形趋于稳定要经历一个较长的时间过程是深井巷道矿压显现的又一特点。巷道变 形稳定期与围岩破裂范围大小有关破裂区厚度越大，巷道变形稳定期越长。虽然深 井巷道开掘后要经过较长时间变形才能趋于稳定，但巷道的收敛变形大部分发生在开掘 后较短的一段时间内。掘巷引起的巷道围岩变形趋于稳定后，变形速度维持在一个较低 水平。此后，巷道围岩保持这一速度不断变形，长时期处于蠕变状态，直至受到采动影 响[1]。 （4） 巷道底鼓量大 底鼓量大是深井巷道矿压显现的又一个显著特点。而且，从国内外的有关报道看， 深部开采的巷道底鼓现象具有普遍性。 （5） 冲击地压发生的频率和强度增大 理论研究和生产实践都表明，矿山冲击地压的发生、发生的频率和冲击强度与开采 深度有密切的关系。随开采深度增加，煤、岩体因变形而积聚的能量呈二次方关系增加。 因此，在深部开采条件下，煤、岩体中积聚了巨大的能量，当采矿活动引起的能量释放 速度大于煤、岩体破坏消耗的能量速度时，导致冲击地压的发生。 1.2.3.2巷道围岩稳定性分类与控制 前西德埃森采矿研究中心的研究人员通过以现场矿山压力观测为主、结合室内模拟 试验和数学力学计算的“岩层控制系统”研究后认为，最能反映巷道围岩稳定性的综合 指标是巷道的围岩移近量， 巷道的支护形式和施工方法必须与巷道的围岩移近量相适应。 波兰煤矿采用围岩稳定性指数进行分类． 并且作为选择巷道支护方式和支护参数 的依据。波兰的研究者们认为影响围岩稳定性的主要因素有围岩的强度 Rd用触探仪 现场获取、埋深 H、围岩应力集中系数 k、巷道围岩的暴露系数 a 和岩石的破坏系数 b， ＝Rd／ R S R SγHkab。式中γ为岩石比重。前苏联的采矿研究者们经过大量的现 场矿压观测和模型试验，同样认为巷道的围岩移近量是代表围岩稳定程度的综合指标。 在国内，主要从以下方面，对巷道稳定性进行分类，并预计变形量和破坏状况① 巷道松动范围。②根据模拟过程中巷道围岩应力与变形规律。 围岩松动是反映围岩力学岩体强度的一个综合性指标。松动圈的大小与巷道的稳定 性及支护的难易程度密切相关。 按测定的围岩松动圈的范围， 进行围岩稳定性分类如下 表 1.3 根据巷道松动圈大小的围岩稳定性分类 Tab 1.3 Stability classification of surrounding rock by the size of relaxed zone around roadway 围岩类别 分类名称 围岩松动圈/cm支护机理及方法 备注 8 山东科技大学硕