第八章 回采巷道矿压理论.ppt

矿山压力与岩层控制精品课件,8.1煤层巷道开掘的位置和时间8.2回采巷道围岩变形量预计方法8.3回采巷道围岩稳定性分类方法8.4回采巷道支护设计方法,,第八章回采巷道矿压理论,矿山压力与岩层控制精品课件,8.1煤层巷道开掘的位置和时间,8.1.1再谈支承压力分布①当σ峰值﹥σc时塑性破坏状态边缘②基本顶裂断后形成内、外应力场③我国目前开采状况●深度通常100m～600m●大部分回采工作面煤体边缘进入了塑性状态●一些煤体边缘始终处于弹性变形状态●支承压力分布呈单调曲线，高峰在煤体边缘上,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.1.2煤体处于弹性状态时巷道开掘位置和时间,煤体边缘处于弹性状态条件下的沿空留巷方案特点①基本顶裂断，顶板下沉量小②弹性变形状态，顶板下沉量小、帮压小③支承压力高峰，巷道底膨量小结论在无内应力场条件下，采用沿空留巷维护一般是比较容易（特别是在有相应的支护手段时）图8.1,,,,,在煤体边缘处,,矿山压力与岩层控制精品课件,,图8.1煤体边缘处于弹性变形状态条件下留巷的围岩状况,8.1.2煤体处于弹性状态时巷道开掘位置和时间,矿山压力与岩层控制精品课件,送巷开掘的位置和时间●煤体边缘处于弹性变形状态如图8.2①上区段工作面后方支承压力高峰在煤体边缘②下区段工作面前方叠加支承压力高峰仍在煤体边缘或进入煤体内部●可能送巷位置有3种沿空送巷（位置1）、小煤柱的送巷（位置2）大煤柱送巷（位置3）●实践表明，基本顶触矸后沿空送巷是比较合理的。,8.1.2煤体处于弹性状态时巷道开掘位置和时间,矿山压力与岩层控制精品课件,,图8.2煤体边缘处于弹性变形状态条件下侧向煤体上支承压力分布,Ⅰ上区段工作面后方侧向煤体上支承压力分布Ⅱ下区段工作推进时叠加支承压力分布（高峰在煤体边缘）Ⅲ下区段工作面推进时叠加支承压力分布（高峰进入体内煤部）,8.1.2煤体处于弹性状态时巷道开掘位置和时间,,矿山压力与岩层控制精品课件,送巷开掘的位置和时间●触矸前,基本顶回转来压时顶板下沉大图（a）●触矸后,不受顶板显著运动影响图（b）沿空送巷煤体边缘处于弹性变形状态条件下应在基本顶触矸后,,（a）基本顶触矸前送巷b基本顶触矸后送巷,,结论,图8.3送巷时间对巷道顶板下沉的影响,矿山压力与岩层控制精品课件,,图8.4巷道受采动影响的过程,a岩层处于相对稳定状态阶段b岩层显著运动阶段c覆岩稳定阶段d压力叠加阶段,→工作面后方两侧煤体上支承压力分布随覆岩运动发展的过程包括四个阶段。图8.4,8.1.2煤体处于弹性状态时巷道开掘位置和时间,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,a,b,c,d,矿山压力与岩层控制精品课件,8.1.3煤体边缘进入塑性状态时巷道开掘位置和时间,沿空留巷方案●图8.4（c）①煤体边缘进入塑性破坏状态②留巷的顶板下沉、底板膨起、两帮移近都较大③留巷在顶板活动稳定后处于应力降低区，改善巷道维护状况●沿空留巷优点与送巷比，巷道掘进率低，掘进工程量和掘进费用少保证回采工作的连续性，利于集中生产，改善采掘接替关系③可避免因地质变化造成的停采待掘现象，能提高工作面单产,,矿山压力与岩层控制精品课件,送巷的位置和时间①顶板运动和支承压力分布对送巷的位置和时间的影响,,,决定于,决定于,送巷位置,送巷时间,内应力场的范围,基本顶运动的发展过程,巷道变形,明显变形,负指数规律衰减,随时间延长,应力重新分布过程,②不同送巷位置和时间时的矿压显现与护巷效果,,,矿山压力与岩层控制精品课件,送巷的位置和时间●根据厚煤层分层开采时上下区段及各分层工作面间的衔接关系，厚煤层中、下分层送巷方式主要有四种，如图8.9,,图8.9厚煤层中下分层送巷方式,a在上分层已稳定附近无煤柱影响的采空区下方送巷b在上分层一侧采空的煤体边缘附近送巷c在上分层两侧采空的煤柱边缘附近送巷d在本分层煤体边缘送巷,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,a,b,c,d,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.1.4厚煤层中、下分层巷道开掘位置和时间,①在上分层已稳定附近无煤柱影响的采空区下方送巷◆巷道处于静压状态◆只受本分层工作面回采时超前压力的作用◆若围岩为中等稳定以上，其维护状况一般都较好→受采动影响期间围岩变形速度一般为0.8mm/d～1.0mm/d→受采动影响的围岩变形量120mm左右→巷道整个服务期间的变形量一般为200mm～400mm,,,,如图8.10所示,,矿山压力与岩层控制精品课件,1位于上分层已稳定的采空区下方；2位于上分层一侧采空的煤柱边缘下方,图8.10厚煤层中下分层巷道围岩变形,,30,40,50,60,70,80,90,100,200,100,0,4,8,12,距工作面,m,2,1,2,1,,,,,顶底板移近量,,mm,顶底板移近速度,mm/d,,,,,,B,1,2,,,8.1.4厚煤层中、下分层巷道开掘位置和时间,矿山压力与岩层控制精品课件,8.1.4厚煤层中、下分层巷道开掘位置和时间,②在上分层一侧采空的煤柱边缘附近送巷●上分层煤体边缘至基本顶触矸点之间的只受垮落矸石重量的作用不再受顶板活动的动力作用垂直方向和水平方向均处于卸压状态送巷后的变形量较小●中下分层巷道布置要求在基本顶显著运动结束后与上分层巷道重叠布置，但内错位置不能超过基本顶触矸点。,,,下分层煤体,,上分层工作面基本顶显著运动结束后,矿山压力与岩层控制精品课件,8.1.4厚煤层中、下分层巷道开掘位置和时间,③上分层两侧采空的煤柱边缘附近送巷●上分层两侧采空的煤柱（宽度不太大）上支承压力较大，受下分层回采影响后又会升高沿煤柱边缘下方掘进的下分层巷道周围煤体稳定性极差●改善巷道维护状况巷道与上分层两侧已采煤柱之间保持5～10m的水平距离,,,顶压、侧压较大,底膨非常严重,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.1.4厚煤层中、下分层巷道开掘位置和时间,④在本分层（中下分层）煤体边缘送巷●受上分层工作面和本分层相邻工作面回采影响a煤体边缘处于高度卸压状态b上覆岩层显著运动后沿空掘巷应力扰动很小●中下分层在内应力场中留小煤柱送巷的效果不如上分层a中下分层煤体受多次采动影响b送巷后削弱了煤体的支撑能力c煤体将处于塑性流动状态d巷道围岩变形量很大，支护困难,,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.1.4厚煤层中、下分层巷道开掘位置和时间,厚煤层中下分层沿空留巷●厚煤层（特别是其中下分层）沿空留巷围岩变形量大巷道维护困难对支架缩量和承载能力要求较高●中分层沿空留巷状况顶底板移近量能达到采厚的30～50断面收缩率高达35～50,,特点,矿山压力与岩层控制精品课件,8.2回采巷道围岩变形量预计方法,8.2.1巷道围岩变形过程及组成（1）沿空留巷的围岩变形沿空留巷在整个服务期间其围岩变形过程可分为七个阶段（如图8.13）Ⅰ.巷道开挖破坏原始应力状态Ⅱ.应力重新分布趋向稳定，煤层的流变性质导致围岩变形Ⅲ.上区段工作面超前支承压力作用下，围岩塑性区进一步扩大Ⅳ.基本顶岩梁运动使顶板快速下沉，下沉量大Ⅴ.基本顶触矸后，采空区矸石压实，围岩移近速度趋于稳定,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.2回采巷道围岩变形量预计方法,Ⅵ.顶板活动和应力分布趋向稳定后，围岩仍呈现出流变性Ⅶ.受下区段工作面回采影响时，产生巷道围岩变形,图8.13沿空留巷围岩变形过程,矿山压力与岩层控制精品课件,8.2.1巷道围岩变形过程及组成,（2）沿空送巷①基本顶触矸后,内应力场中送巷巷道的变形量为（8.2）②沿空留巷的变形量主要由、、构成③正确选择送巷时间是决定其变形量大小的关键,,,、,、,,基本顶,（触矸后）,（裂断回转来压前）,变形量远小于留巷,变形量增加,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.2.2巷道围岩变形量预计,沿空留巷的围岩变形①主要由岩梁弯曲沉降和显著运动引起②巷道顶板下沉量由基本顶运动的位态决定a沿空留巷上方基本顶岩梁显著运动后形不成三铰拱结构b巷道要经历覆岩运动发展到稳定的全过程c支架不可能限制基本顶岩梁的运动，只能限制直接顶运动留巷的主要变形量的预计①实测确定基本顶岩梁运动特征参数②特别是端部裂断、采空区触矸位置,矿山压力与岩层控制精品课件,,图8.14留巷受顶板运动影响的状况,留巷受顶板运动影响的状况如图8.14,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,L,C,h,m,z,K,m,z,,,,,,,Δ,h,,,8.2.2巷道围岩变形量预计,矿山压力与岩层控制精品课件,,若KKA（KA为岩石碎胀系数），则上式为岩梁弯曲下沉和显著运动过程中的巷道变形量u2,,同理，压实矸石过程中的巷道变形,式中h采高，m；mz直接顶厚度，m；C巷道中线与岩梁端部裂断线到触矸点间水平距离，m；L岩梁悬跨度（端部裂断线到触矸点间水平距离），m；KA岩石碎胀系数，1.30～1.35；Kc矸石压实后的残余碎胀系数，1.00～1.05。,图8.14表明以下关系,矿山压力与岩层控制精品课件,●受顶板活动影响造成的总变形量,,●与留巷的顶板下沉量有关的因素①采高、岩梁裂断跨度、巷道宽度②端部裂断线距煤体边缘的距离（内应力场范围）●送巷的变形量取决于送巷的位置和时间送巷的时间不同，同一位置送巷的变形量可能相差很大,8.2.2巷道围岩变形量预计,矿山压力与岩层控制精品课件,8.2.3影响巷道围岩变形量的因素,地质因素顶板条件底板条件开采深度,,基本顶岩梁的运动对留巷顶板下沉量影响大,底板岩性对底膨量的影响大,开采深度大，支承压力也大煤体塑性破坏范围就越大,,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.2.3影响巷道围岩变形量的因素,开采因素①巷道开掘的位置和时间变形量不同②支护阻力的大小一定程度上限制围岩变形③采高与巷道顶底板和两帮移近量成线性关系增加④巷道宽度与留巷的顶板下沉成线性增长⑤巷道高度与顶底板移近量成线性关系增长,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3回采巷道围岩稳定性分类方法,8.3.1分类的依据,影响煤巷围岩稳定性的因素,稳定性,地质因素生产技术,巷道围岩状地应力开采影响,,取决于,主要因素,回采巷道围岩稳定性进行分类主要依据是影响煤巷围岩稳定性的因素，图示如下,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3回采巷道围岩稳定性分类方法,（1）影响煤巷围岩稳定性的因素,①巷道围岩强度,,,较软弱的围岩,巷道难以维护,较坚硬的围岩,巷道易于维护,矿山压力与岩层控制精品课件,巷道顶、底板移近率（）同围岩强度σ（MPa）的关系巷道一侧采空时为,（8.8）巷道两侧为实体煤时，则,（8.9）式中H巷道埋藏深度，m。,8.3回采巷道围岩稳定性分类方法,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3回采巷道围岩稳定性分类方法,8.3.1分类的依据②地应力地应力是引起围岩变形和破坏的根本作用力,,,图8.19不同围岩顶底板移近率与巷道埋深的关系,图8.20不同围岩顶底板移近率与巷道埋深的关系,（巷道一侧采空）,（巷道两侧为实体煤）,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.1分类的依据,●一般地应力包括→上覆岩层的自重应力→地质构造应力→采动引起的集中应力目前条件下，仅考虑自重应力（γH）的影响●巷道埋深（自重应力）对巷道围岩稳定性的影响,,no,顶底板移近率随之增加,巷道埋深,围岩变形强烈,围岩变形较小,,,,围岩强度较大时,围岩强度较小时,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.1分类的依据,（1）影响煤巷围岩稳定性的因素③岩体完整性●反映地质弱面和构造的程度●以岩体完整性指数表示目前，适于煤系地层特点的指标围岩的节理裂隙间距与分层厚度表示岩体完整性,矿山压力与岩层控制精品课件,,图8.21顶板垮落高度与裂隙数目的关系（苏联）,图8.22垮落岩石量与50m厚顶板岩层分层厚度的关系（苏联）,8.3.1分类的依据,顶板垮落状况与顶板裂隙和分层厚度有密切关系图8.21、图8.22,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.1分类的依据,图8.23直接顶初次垮落步距同节理裂隙间距、分层厚度的关系,图8.24顶底板移近率与煤柱宽度的关系,直接顶初次垮落步距与节理裂隙间距及分层厚度有密切关系,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.1分类的依据,（1）影响煤巷围岩稳定性的因素④开采影响●移动支承压力是回采巷道围岩变形和破坏的主要原因●反映开采影响的指标→直接顶厚度与采高的比值（N）反映基本顶来压的强度→护巷煤柱宽度巷道围岩变形率与煤柱宽度的典型曲线可表示为,,围岩变形率；X护巷煤柱宽度；a、b常数（随巷道围岩状况不同而不同）；C围岩变形曲线峰值处的煤柱宽度。,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.1分类的依据,（1）影响煤巷围岩稳定性的因素⑤其它影响因素●巷道围岩变形量与巷道断面尺寸正比●地下水对巷道围岩稳定性影响地下水对相当数量的岩石有软化和泥化作用,围岩移近率,巷道宽度（或高度）,,增加而增加,即顶底板（或两帮）移近量与巷道高度（或宽度）的比值,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.2分类指标,分类指标的原则科学性和实用性分类指标①围岩强度指标以顶板强度（σ顶）表示②煤层强度（σ煤）③底板强度（σ底）④埋藏深度（H）表示自重应力的指标⑤岩体完整性指数D以直接顶初次垮落步距（L）表示⑥直接顶厚度与采高比值（N）表示开采影响的指标⑦护巷煤柱宽度（X）,,,,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.3分类方法,（1）分类基本步骤巷道围岩稳定性受多因素、多指标的影响现代的模糊聚类分析方法①分类指标原始数据的预处理巷道围岩稳定性与其影响因素的关系线性关系在进行分类或预测巷道类别时对原始数据进行预处理,,,,,尽可能转换成,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.3分类方法,（1）分类基本步骤②数据标准化目的消除分类指标量纲及绝对值大小之间差别的影响a无量纲化，公式为（8.20）式中X′无量纲化后的原始数据；x、c原始数据的平均值和标准差；X原始数据。,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.3分类方法,（1）分类基本步骤②数据标准化B将数据压缩到0与1之间，公式为（8.21）式中X″无量纲化后压缩到0与1之间的原始数据；无量纲化后的最大、最小原始数据③分类指标加权处理区分各指标对围岩稳定性的影响程度在各指标经标准化数据上乘以相应的权值,,,,,min,max,,,X,X,,,采用多元回归分析法确定的,目的,加权方法,矿山压力与岩层控制精品课件,（1）分类基本步骤分类指标加权处理7个分类指标的权值示于表8.4④标定标定就是计算出衡量被分类对象间相似程度的统计量riji，j1,2,，n。n为被分类对象的个数，从而确定论域U上的模糊关系矩阵R。,表8.4分类指标的权值,8.3.3分类方法,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.3分类方法,（1）分类基本步骤⑤聚类→以模糊相似矩阵为基础→以不同的阀值（λ）进行截取，从而得到不同的分类,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.3分类方法,（2）分类结果模糊聚类方法分析将巷道围岩稳定性分为5类非常稳定（Ⅰ）、稳定（Ⅱ）、中等稳定（Ⅲ）、不稳定（Ⅳ）、极不稳定（Ⅴ）（3）巷道类别的识别●以模糊聚类分析方法对巷道稳定性分类为基础●巷道类别识别采用模糊综合评判方法,矿山压力与岩层控制精品课件,8.3.3分类方法,（3）巷道类别的识别各类别的聚类中心列于表8.5,表8.5各指标线性化后的聚类中心,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4回采巷道支护设计,8.4.1巷道支架对围岩的工作状态●选择支架对围岩的工作状态是支护设计的基础●如图8.25为在内应力场中送巷的方案,,图8.25上覆岩层在工作面侧向（平面工作面的剖面上）的运动状况,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4回采巷道支护设计,8.4.1巷道支架对围岩的工作状态●应在基本顶触矸后送巷，以避免由基本顶显著运动给巷道造成很大的顶板下沉量●巷道支护对基本顶起到给定变形作用a避免直接顶与基本顶出现离层现象，尽可能减少巷道围岩变形量；b确保直接顶有较好的稳定性，保证安全生产。,图8.25表明,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.2巷道支护类型的选择,合理的巷道支护设计巷道支护必须适应基本顶岩梁的沉降支护类型的选择（1）木支护,特点,适用性,适应性较强；不适于围岩变形大、淋水、服务时间长、易自燃煤层的巷道,一般允许围岩相对移近200mm左右,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.2巷道支护类型的选择,支护类型的选择（2）拱形及环形可缩性金属a支架金属支架承载能力大b可多次复用c具有较大的可缩量拱形可缩性支架是目前可缩性支架中应用最广的一种形式（3）梯形金属支架开采深度不大、断面小、压力不太大的巷道,特点,适用性,,矿山压力与岩层控制精品课件,,a三节式拱形；b四节式拱形c五节式拱形；d加高式e非对称式；f带底拱的封闭式g圆形；h方环形,我国试验和推广应用的拱形和环形金属可缩性支架如图8.6所示。,图8.26拱形和环形金属可缩性支架结构形式,8.4.2巷道支护类型的选择,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.2巷道支护类型的选择,支护类型的选择（4）锚杆支护作用支护效果,加固底板（底板松软时）,,与锚固力大小和围岩性质、结构等有关,,加固巷道顶板和两帮,,,矿山压力与岩层控制精品课件,1顶板金属锚杆2煤帮中木锚杆图8.27煤层巷道锚杆支护,顶板岩层多用金属锚杆，煤帮多用普遍木锚杆或压缩木锚杆,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.3支护方式确定的原则,（1）采用联合支护方式①锚杆和棚子联合支护②巷内永久加强支护③巷内临时加强支护④巷内支架和巷旁支护联合支护,,1巷内基本支架2巷内临时加强支架3巷旁支架图8.28巷内支架与临时加强支护、巷旁支护联合支护方式,图8.28,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.3支护方式确定的原则,（2）保持良好的支架工作状态支架的使用效果与掘巷工程质量和支护质量有关,,,良好的壁后充填、拱形支架架间增设拉撑装置,充分发挥支架承载能力，提高稳定性,底板岩性松软时，支架应穿“鞋”或设置底梁,,No,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（1）锚杆支护理论现状→锚杆支护是一种主动支护形式,,锚固平衡拱理论,锚杆支护理论,悬吊理论,组合梁理论,组合拱理论,最大水平应力理论,全长锚固中性点理论,松动圈理论,围岩强度强化理论,锚固力与围岩变形量关系理论,,,,,,,,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,①悬吊理论●锚杆支护作用将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上。图8.29所示●锚杆悬吊作用a岩层的厚度、层数b岩层弯曲时相对的刚度与弹性模量c锚杆长度、密度及强度等,,,,影响因素,,矿山压力与岩层控制精品课件,图8.29悬吊理论示意图,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（1）锚杆支护理论现状②组合梁理论a巷道顶板中存在着若干分层的层状顶板b可看作是由巷道两帮作为支点的一种岩梁c该岩梁能支承其上部的岩层载荷见图8.30③组合拱理论●提出由兰氏（TALang）和彭德（Pender）●理论a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,,,,矿山压力与岩层控制精品课件,图8.30组合梁理论示意图,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,图8.31组合拱理论示意图,b若锚杆间距足够小，各个锚杆的压应力维体相互交错，使巷道围岩层形成连续的组合带（拱）图8.31,③组合拱理论,（1）锚杆支护理论现状,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（1）锚杆支护理论现状④最大水平应力理论a矿井岩层σ水平一般是σ垂直1.32.0倍bσ水平具有方向性cσ水平max一般为σ水平min的1.52.5●巷道顶底板的稳定性主要受σ水平影响图8.32●σ水平max作用下，巷道顶底板岩层发生剪切破坏●锚杆作用约束沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向岩层剪切错动,须有强度大、刚度大、抗剪阻力大的高强锚杆支护系统,,,,因而,矿山压力与岩层控制精品课件,,图8.32不同巷道布置方向的应力效应,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,（1）锚杆支护理论现状⑤全长锚固中性点理论●提出由东北大学王明恕教授等●理论在靠近岩石壁面部分（锚杆尾部），锚杆阻止围岩向壁面变形，剪力指向壁面。在围岩深处（锚杆头部），围岩阻止锚杆向壁面方向移动。锚杆上的剪力指向相背的分界点，称为中性点，该点处剪应力为零，轴向拉应力为最大。由中性点向锚杆两端剪应力逐渐增大，轴向拉应力逐渐减少图8.33,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,,,矿山压力与岩层控制精品课件,图8.33锚杆受力曲线,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（1）锚杆支护理论现状⑥松动圈理论●提出中国矿业大学董方庭教授●围岩松动圈⑦围岩强度强化理论提出中国矿业大学侯朝炯教授等,,,巷道固有特性,声波仪或者多点位移计,范围测定,,存在,,,,,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（1）锚杆支护理论现状⑧锚固力与围岩变形量关系理论⑨锚固平衡拱理论围岩塑性破坏后，锚杆加固能显著提高围岩的残余强度及承载能力。,围岩变形,锚杆对围岩锚固作用,稳定平衡,锚固力,依赖,围岩在较高的应力状态（能量状态）下,实现,,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（2）采动影响的定量评价方法①煤柱尺寸与巷道围岩变形的关系在同一地质和巷道边界条件下煤柱宽度与巷道围岩变形之间非简单的线性关系②不同采动条件的应力集中系数●影响巷道两帮破坏范围的因素物理力学性质、埋深、巷道的服务时间、受采动影响的程度●受采动影响程度一般可用采动应力影响集中系数反映,,,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（3）煤巷锚杆支护基本模型●煤层巷道围岩破坏的区域呈现拱状图8.36●巷道破坏范围轮廓可近似简化为图8.37所示的拱状结构●满足安全要求的煤巷描杆支护参数的确定原则①取描杆的有效长度为破坏范围或强烈变形区范围的1.2倍②顶板锚杆锚固力总和是顶板破坏拱或强烈变形区内重量的2倍，并由此来确定锚杆的间、排距,矿山压力与岩层控制精品课件,1.83m,2.16m,2.5m,,,,（a）雷达探测结果（b）数值模拟结果图8.36巷道围岩破坏范围,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,,图8.37概化定量设计模型,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,按照破坏拱的理论可以确定巷道两帮破坏范围为,（8.29）式中,巷道周边挤压应力系数，取,r巷道岩层的平均容重；K采动影响系数；,帮单向抗压强度，MPa；h巷道高度，m；H埋深，m；,煤层内摩擦角，（）。,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（4）举例济宁二号矿4304顶煤最大厚度可达2.5左右（巷道高度2.8m），上部泥岩厚度为1.6m左右，煤与泥岩复合形成的软层顶板厚度最大可达4.1m左右；同时又加之巷道断面扩大至4.2m，这样，2.2m长的普通锚杆很难对4.1m左右的复合软层顶板起到有效加固作用，如图8.38所示，因此必须选用较长的锚索进行加固。根据这种软层复合顶板的特点，采用预应力锚索与锚杆联合加固方案，即在普通锚杆锚固的基础上通过沿适当断面安装锚索对顶板进行加固，其作用为,矿山压力与岩层控制精品课件,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,（4）举例（a）锚索可将上位的顶板加固成为一个具有较强承载能力的上位压力拱，称之为“外拱”（b）“外拱”不仅能保持自身的稳定性，而且成为下位由常规锚网支护形成的平衡拱即“内拱”赖以保持稳定的基础，如图8.39（a）所示；（c）通过适当的排距，锚索将使得沿巷道的走向“外拱”相互重叠，保持“外拱”范围内岩体整体稳定性，如图8.39（b）所示。,矿山压力与岩层控制精品课件,图8.38普通锚杆支护顶板失稳示意图,（a）断面图,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,图8.39锚索加固机理示意图,（b）走向剖面图,矿山压力与岩层控制精品课件,矿山压力与岩层控制精品课件,（4）举例①顶板垮落拱形分析顶煤垮落形状为拱形，按照普氏免压拱理论，图8.40当宽度比3.8/2.81.36时，kc3.0；取γ25KN/m3当两侧均为实体煤时，Kc1；帮的单向抗压强度σm19.1Mpa；煤层的内摩擦角ψ＝50;巷道高度h2.8m；埋深取为H651.49m。,,,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,矿山压力与岩层控制精品课件,图8.40巷道围岩破坏范围示意图,由式（8.32）得C2.02m将fm1.91，a1.9m代入到（8.33）中得顶板最大破坏范围预计b2.06m,,矿山压力与岩层控制精品课件,矿山压力与岩层控制精品课件,（4）举例②普通锚杆加固参a帮锚杆长度b顶锚杆长度c顶板锚杆间排距③锚索加固参数a帮锚杆长度b顶锚杆长度c顶板锚杆间排距●经计算分析，4304顺槽锚网支护形式及参数选择（如图8.41）、锚索加固（如图8.42）。,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,矿山压力与岩层控制精品课件,图8.41普通锚杆加固断面示意图,图8.42锚索加固断面示意图,8.4.4煤巷锚杆支护设计方法,1锚索；2钢梁；3金属网；4普通锚杆,1锚索；2钢筋梯；3金属网,矿山压力与岩层控制精品课件,（1）试比较煤层处于弹性状态下，沿空留巷与各位置掘巷的优缺点（2）试比较煤层进入塑性状态下，沿空留巷与各位置掘巷的优缺点掘巷位置有几个（3）沿空留巷巷道从掘进到报废要经过几个变形阶段沿空掘巷与沿空留巷的变形阶段有什么区别（4）沿空留巷、沿空送巷的巷道变形量分别有哪几部分组成并说明公式中各个参数的意义（5）如何对沿空留巷巷道的变形量进行预计公式中u2、u3如何根据岩梁运动参数进行计算初始断面如何确定,,习题,矿山压力与岩层控制精品课件,（6）巷道支护类型有哪些并说明各个支护类型的适用范围（7）试述巷道支护方式确定的原则（8）锚杆加固围岩的机理是什么试评述目前锚杆支护理论发展现状。（9）如何对受采动影响巷道进行锚杆支护设计,