礦山巷道礦壓顯現規律第一節巷道圍巖應力及變形規律一、受采動影響巷道的圍巖應力（一）原巖體內掘進巷道引起的圍巖應力雙向等壓原巖應力場內圓形巷道圍巖應力分布如圖6-1所示。如果圍巖應力大于巖體強度，巷道圍巖會產生塑性變形，從巷道周邊向圍巖深處擴展到一定范圍，出現塑性變形區，為彈塑性介質。巷道圍巖應力分布如圖6-2所示。圖6-1圓形巷道圍巖彈性變形應力分布圖6-2圓形巷道圍巖塑性變形區及應力分布p—原始應力；σt—切向應力；σr—徑向應力；pI—支護阻力；r—巷道半徑；R—塑性區半徑；A—破裂區；B—塑性區；C—彈性區；D—原始應力區在各向等壓條件下，圓形巷道塑性區半徑R和周邊位移u的計算式為：（6-1）（6-2）式中P─原巖應力；PI─支護阻力；r0──圓形巷道半徑；Φ─圍巖的內摩擦角；C─圍巖的粘聚力；G─剪切彈性模數。①巷道的周邊位移隨巷道所在位置原巖應力的增大，呈指教函數關系迅速增長；指數的大小取決于φ的變化，φ值越小，指數越大，u值增長愈迅速。②巷道的塑性區半徑R和周邊位移u隨內摩擦角φ和粘聚力C的減小，即圍巖強度降低，顯著增大。（二）回采工作面周圍支承壓力分布采空區四周形成支承壓力帶（圖6-3）。工作面前方形成超前支承壓力，它隨著工作面推進而向前移動，稱為移動性支承壓力或臨時支承壓力。工作面沿傾斜和仰斜方向及開切眼一側煤體上形成的支承壓力，在工作面采過一段時間后，不再發生明顯變化，稱為固定性支承壓力或殘余支承壓力?；夭晒ぷ髅嫱七^一定距離后，采空區上覆巖層活動將趨于穩定，采空區內某些地帶冒落矸石被逐漸壓實，使上部未冒落巖層在不同程度上重新得到支承。因此，在距工作面一定距離的采空區內，也可能出現較小的支承壓力，稱為采空區支承壓力。圖6-3采空區應力重新分布概貌1—工作面前方超前支承壓力；2、3—工作面傾斜、圖6-4煤層凸出角處疊加支承壓力仰斜方向殘余支承壓力；4—工作面后方采空區支承壓力支承壓力的顯現特征通過支承壓力分布范圍、分布形式和應力峰值表示。應力增高系數K是支承壓力峰值與原巖垂直應力的比值；支承壓力分布參數有：煤體邊緣的破裂區寬度，塑性區寬度（支承壓力峰值距離）x0，支承壓力的影響距離x1。目前，上述參數主要由現場實測取得。工作面超前支承壓力峰值位置距煤壁一般為4～8m，相當2～3.5倍回采高度。影響范圍為40～60m，少數可達60～80m，應力增高系數為2.5～3。工作面傾斜方向固定性支承壓力影響范圍一般為15～30m，少數可達35～40m，支承壓力峰值位置距煤壁一般為15～20m，應力增高系數為2～3。采空區支承壓力應力增高系數通常小于1，個別情況下達到1.3。相鄰的采空區所形成的支承壓力會在某些地點發生相互疊加，稱為疊合支承壓力。上區段采空區形成的殘余支承壓力與下區段工作面超前支承壓力疊加，在煤層向采空區凸出的拐角，形成很高的疊合支承壓力，應力增高系數可達5～7，有時甚至更高(圖6-4)。（三）采動引起的底板巖層應力分布圖6-5a為一側采空煤體，作用于煤體上的支承壓力近似三角形分布，應力增高系數為3。圖6-5b、圖6-5c均為兩側采空煤柱，煤柱寬度分別為B和2B，B一般等于工作面超前支承壓力影響范圍。作用于煤柱上的支承壓力分別呈鐘形和馬鞍形分布，應力增高系數分別為5和3.5。abc圖6-5三種典型的煤柱載荷作用下底板巖層的應力分布a—一側采空煤體；b—兩側采空煤柱（寬度為B），呈均布載荷；c—兩側采空煤柱（寬度為2B），呈馬鞍形載荷。①一側采空煤體及兩側采空、寬度較大的煤柱，作用于煤層上的支承壓力的影響深度約為1.5～2B；兩側采空、寬度較小的煤柱，作用于煤柱上的支承壓力的影響深度約為3～4B。②兩側采空、寬度較小的煤柱，底板巖層內同一水平面上σZ以煤柱中心線處最大。一側采空煤體，底板巖層內同一水平面上σZ最大值在煤體下方，距采空區邊緣數米處。兩側已采、寬度較大的煤柱下，底板巖層內同一水平面上σZ以煤柱中心線處較小，靠近煤柱邊緣出現峰值。③無論在何種形式煤層載荷作用下，底板巖層內應力分布都呈擴展狀態，數值等于自重應力值的等值線與煤柱邊緣垂線的夾角為影響角ψ，ψ一般為300～400。二、構造應力對巷道穩定性的影響構造應力是由于地殼構造運動在巖體中引起的應力。構造應力包括地質構造發生過程中，在地下巖體內所產生的應力；以及已結束的地質構造運動殘留于巖體內部的應力。從工程角度看，古構造應力、新構造應力和在巖石生成過程中形成的結構內應力都屬于構造應力。構造應力的基本特點是以水平應力為主，具有明顯的方向性和區域性。水平應力是由巖層自重引起的水平應力，巖層之間的磨擦力和粘聚力以及水平構造應力組成。構造應力具有明顯的方向性，巷道軸向與構造應力方向之間夾角不同，巷道圍巖水平應力集中程度有很大差異。在構造應力影響較強烈的區域，要重視巷道布置方向，依靠正確調整巷道方向與構造應力方向間的關系，削減構造應力對巷道圍巖穩定性的影響。圖6-6巷道軸向平行、垂直構造應力條件下，周邊應圍巖應力分布a—巷道軸向平行構造應力；b—巷道軸向垂直構造應力計算結果表明，巷道軸向與構造應力方向平行時，構造應力對巷道的穩定性影響最??；巷道軸向與構造應力方向垂直時，影響最大。構造應力對巷道穩定程度的影響，主要隨α角正弦的平方值變化；如果α角小于250～300時，構造應力對巷道穩定性的影響無明顯變化。巷道軸向平行、垂直構造應力方向條件下，周邊切向、徑向應力分布見圖6-6。四、受采動影響巷道的圍巖變形巷道圍巖變形規律采準巷道從開掘到報廢，經歷采動造成的圍巖應力重新分布過程，圍巖變形會持續增長和變化。以受到相鄰區段回采影響的工作面回風巷為例，圍巖變形要經歷五個階段：（1）巷道掘進影響階段（2）掘進影響穩定階段（3）采動影響階段（4）采動影響穩定階段（5）二次采動影響階段每個影響階段內巷道頂底板移近速度和移近量所占比值的一般規律見表6-1。表6-1采區平巷不同礦壓顯現帶內頂底板移近規律礦壓顯現帶各帶內頂底板移近速度/mm／d各帶移近量所占比值Ⅰ掘進影響帶Ⅱ無采掘影響帶劇烈區每天由幾毫米至幾十毫米，穩定期一般＜1多數情況為0.2～0.5，有時至1左右。Ⅲ采動影響帶前影響區Ⅲ1后影響區Ⅲ2Ⅳ采動影響穩定帶Ⅴ二次采動影響帶由每天幾毫米至十幾毫米一般20～30，少數情況達40～60多數情況＜1，有時達1～2由每天十幾毫至二十幾毫米，可達到三十幾毫米10～15％50～60％5～8％20～25％第二節、受采動影響巷道礦壓顯現規律一、巷道位置類型根據巷道與回采空間相對位置及采掘時間關系不同，巷道位置分為以下幾種類型：（1）本煤層巷道（2）位于回采空間所在層面下方的巷道稱為底板巷道，位于回采空間所在層面上方的巷道稱為頂板巷道。（3）厚煤層中、下分層以及相鄰煤層中的煤層巷道，有可能同時受到本分層和上分層以及相鄰煤層回采工作面的采動影響。二、區段巷道的位置和礦壓顯現規律（一）區段巷道的布置方式根據區段回采的準備系統，區段巷道可分成三種布置方式。（1）煤體-煤體巷道(圖6-7Ⅰ)。（2）煤體-煤柱（采動穩定）巷道(圖6-7Ⅱ1)；煤體-煤柱（正采動）巷道(圖6-7Ⅲ1)。（3）煤體-無煤柱（沿空掘進）巷道(圖6-7Ⅱ2)；煤體-無煤柱（沿空保留）巷道(圖6-7Ⅲ2)。圖6-7區段巷道布置方式示意圖a—煤柱護巷；b—無煤柱護巷（二）區段巷道礦壓顯現規律（1）煤體-煤體巷道服務期間內，圍巖的變形將經歷三個階段，即巷道掘進影響階段、掘進影響穩定階段和采動影響階段。（2）煤體-煤柱或采空區（采動穩定）巷道服務期間，圍巖變形經歷巷道掘進影響階段、掘進影響穩定階段和采動影響階段（工作面前方采動影響）。但巷道整個服務期間內，始終受相鄰區段采空區殘余支承壓力影響，三個影響階段的圍巖變形均大于煤體-煤體巷道。（3）煤體-煤柱或無煤柱（正采動）巷道服務期間，圍巖的變形將經歷全部的五個階段。圍巖變形量遠大于煤體-煤體巷道和煤體-煤柱或無煤柱（采動穩定）巷道。（三）厚煤層中下分層區段巷道布置和礦壓顯現規律中、下分層巷道如果位于上分層一側已采的煤體附近，上分層煤體的支承壓力，對下部分層巷道會產生一定影響。它的影響程度與巷道和上分層煤體邊緣之間的水平距離有關。一般情況下，水平距離超過2m影響已不明顯。中、下分層巷道如果位于上分層兩側均已采空的煤柱附近，由于受到上分層煤柱支承壓力疊加的強烈影響，圍巖變形顯著。為了改善這種巷道的維護，要求巷道與上分層煤柱邊緣保持的5～10m的水平距離。這種布置方式，增加了中、下分層的煤量損失。厚煤層分層開采時，實行無煤柱開采，既可以減少煤炭損失，又對改善下部分層巷道的維護十分有利。圖6-8厚煤層中下分層區段巷道布置方式a—布置在已穩定的采空區下方；b—布置在已穩定的采空區下方靠近上分層護巷煤柱；c—巷道布置在護巷煤柱下部三、底板巷道的位置和礦壓顯現規律（一）底板巷道的位置（1）巷道布置在已穩定的采空區下部，在上部煤層回采空間形成的底板應力降低區內，見圖6-9中巷道Ⅰ，巷道整個服務期間內不受采動影響。（2）巷道布置在保護煤柱下部，經歷保護煤柱兩側回采工作面的超前采動影響，見圖6-9中巷道Ⅱ。保護煤柱形成后，一直受保護煤柱支承壓力的影響。當保護煤柱足夠寬或者巷道與保護煤柱的間距足夠大時，巷道可以避開采動影響，處于原巖應力場內。（3）巷道布置在尚未開采的工作面下部，經歷上部回采工作面的跨采影響后，位于已穩定的采空區下部應力降低區內（圖6-9中巷道Ⅲ）。圖6-9底板巷道位置Ⅰ—巷道布置在已穩定的采空區下部；Ⅱ—巷道布置在保護煤柱下部；Ⅲ—巷道布置在尚未開采工作面下部，經歷上部回采工作面的跨采影響（二）底板巷道的礦壓顯現規律巷道Ⅰ僅經歷在應力降低區內的巷道掘進影響階段，然后進入掘進影響穩定階段，圍巖變形趨向穩定，變形量不大。巷道Ⅱ圍巖變形要經歷掘巷期間明顯變形，然后趨向穩定，保護煤柱不足夠寬時，受上部煤層工作面A回采影響期間顯著變形，然后又趨向穩定；受上部煤層工作面B回采影響期間強烈變形，然后再次趨向以較大的變形速度持續變形。巷道Ⅲ圍巖變形要經歷掘巷期間明顯變形，然后趨向穩定，工作面跨越開采時引起圍巖強烈變形，然后又趨向穩定。四、上、下山的位置和礦壓顯現規律（一）上、下山巷道的位置=1*GB3①位于煤層內用煤柱保護的上、下山（圖6-10a）。②位于底板巖層內上方保留煤柱的上、下山（圖6-10b）。③上、下山位于底板巖層內，上部煤層工作面跨越上、下山回采，不留護巷煤柱?？缭椒绞饺鐖D6-10c所示，左翼工作面先回采到上、下山附近處停采，然后右翼工作面跨越上，下山回采到左翼工作面停采線附近處停采，保留停采煤柱。④上、下山位于底板巖層內，上部煤層工作面跨越上、下山回采，不留胡巷煤柱?？缭椒绞饺鐖D6-10d所示，右翼工作面在左翼工作面還遠離上、下山時就跨越上、下山。（二）上、下山巷道礦壓顯現規律（1）上、下山（圖6-10a、b）的圍巖變形將經歷掘巷期間明顯變形，然后趨向穩定，一翼采動影響期間顯著變形，然后又趨向穩定，另一翼采動影響期間強烈變形，最后在兩側采空引起的疊加支承壓力作用下，再次趨向以較大的變形速度持續變形這六個時期。（2）上、下山（圖6-10c）巷道圍巖變形在掘巷期間、掘巷影響趨向穩定期間、一翼采動影響期間、一翼采動影響趨向穩定期間與上、下山用煤柱保護時基本相同。但是，在另一翼跨采影響期間上、下山開始受兩側采動引起的支承壓力的疊加影響，隨著右翼工作面推進，左右兩翼工作面間的煤柱逐漸縮小，支承壓力的影響急劇增加，附加圍巖變形量遠大于用煤柱保護時圍巖附加變形量，而跨采后處于應力降低區內的圍巖平均變形速度又明顯小于用煤柱保護時兩翼采動影響趨向穩定時期的圍巖平均變形。（3）上、下山（圖6-10d）巷道的圍巖變形只經過掘巷期間明顯變形，然后趨向穩定，跨采引起圍巖變形急劇增加，以及跨采之后圍巖變形趨向穩定四個時期，總變形量顯著減少。圖6-10受采動影響的上、下山布置方式五、巷道位置參數的選擇（一）巷道圍巖變形與Z、X值的關系巷道圍巖變形量u(mm)與巷道至上部煤層的垂距Z(m)之間呈冪函數關系。（6-3）式中a、b—取決于上部煤層采動狀況、圍巖性質、開采深度等因素。（二）巷道位置參數的選擇1．底板巖層中應力分布區域采動引起的底板巖層應力分布分為以下區域：原巖應力區、應力集中區、剪切滑移區、卸壓區、應力恢復區、拉伸破裂區，（圖6-11）。卸壓區中拉伸破裂和剪切滑移區以下區域應當是布置底板巷道的理想區域。圖6-11底板巖層應力分布區域圖6－12應力降低區內底板巷道位置參數Ⅰ—原巖應力區；Ⅱ—應力集中區；Ⅲ—卸壓區；Ⅳ—應力恢復區；A—拉伸破裂區；B、C—剪切滑移區2．巷道穩定性指數表6-2巷道圍巖穩定性指數圍巖穩定程度巷道穩定性指數圍巖移近量/mm穩定的＜0.25＜50中等穩定0.25～0.450～200不穩定0.4～0.65＞2003．計算底板巷道位置參數表6-3巷道與跨采煤層間的最小距離/m巷道埋藏深度/m巷道圍巖強度/Mpa＜3030～60＞60300201010600201590020表6－4巷道與上部煤層邊緣之間的水平距離X/m巷道埋深/m圍巖強度/Mpa巷道與上部煤層之間的垂直距離/m101520304050300＜3025(0.12)30(0.15)35(0.16)40(0.19)30～6015(0.07)15(0.11)20(0.10)25(0.11)30(0.12)35(0.13)＞6010(0.08)10(0.12)12(0.12)15(0.11)17(0.12)20(0.12)60030～6025(0.13)30(0.16)35(0.17)40(0.17)＞6017(0.13)20(0.14)25(0.16)30(0.15)35(0.15)900＞6025(0.12)30(0.17)35(0.18)40(0.17)1000＞6025(0.14)30(0.18)35(0.19)45(0.19)六、綜放工作面回采巷道礦壓顯現特點1．實體煤巷道與綜采分層工作面相比，綜放整層工作面超前支承壓力分布范圍擴大，應力高峰位置前移；導致綜放整層實體煤回采巷道礦壓顯現與綜采分層實體煤回采巷道有較大差異，一般情況下綜放巷道各項礦壓顯現指標參數均高于綜采分層巷道。2．沿空掘進巷道（1）綜放沿空巷道與實體煤巷道礦壓顯現對比分析對于中等穩定圍巖綜放沿空掘巷，超前90m左右就出現采動影響，明顯變形出現在工作面前方35m左右，分別比實體煤巷道增加近20m。巷道劇烈變形在工作面前方0～10m。沿空巷道與實體煤巷道相比，頂底板移近量增大10～5倍，兩幫相對移近量可高達40～15倍?；夭捎绊懫陂g巷道圍巖移近量與掘巷影響期間相比較，沿空巷道前者是后者的5～10倍；實體煤巷道前者是后者的1.2～1.5倍。實體煤巷道的頂、底板及兩幫變形大體相近；沿空巷道兩幫移近量大于頂底板移近量，前者是后者的2倍左右。（2）綜放沿空巷道與綜采上分層沿空巷道礦壓顯現對比分析綜放沿空巷道與綜采上分層沿空巷道相比較，前者的礦壓顯現程度較高，各項礦壓顯現特征參數值均大于后者。綜放面沿空巷道超前壓力明顯區、高峰區分別比綜采上分層沿空巷道增加50m、15m，巷道掘進期間，綜放沿空巷道和綜采上分層沿空巷道頂底板移近速度和頂底板移近量接近；工作面回采期間，綜放沿空巷道頂底板移近速度和頂底板移近量分別是綜采上分層沿空巷道的3.3倍和2.2倍。第三節巷道圍巖控制原理降低巷道圍巖應力，提高圍巖穩定性以及合理選擇支護是巷道圍巖控制的基本途徑。一、巷道圍巖壓力及影響因素1．圍巖壓力為了防止圍巖變形和破壞，需要對圍巖支護。這種圍巖變形受阻而作用在支護結構物上的擠壓力或塌落巖石的重力，統稱為圍巖壓力。根據圍巖壓力的成因，可分為以下四種類型：松動圍巖壓力由于巷道開挖而松動或塌落的巖體，以重力的形式直接作用于支架結構物上的壓力，表現為松動圍巖壓力載荷形式。（2）變形圍巖壓力支護能控制圍巖變形的發展時，圍巖位移擠壓支架而產生的壓力，稱為變形圍巖壓力簡稱變形壓力。（3）膨脹圍巖壓力圍巖膨脹、崩解體積增大而施加支護上的壓力，稱為膨脹壓力。膨脹壓力與變形壓力的基本區別在于它是由吸水膨脹而引起。（4）沖擊和撞擊圍巖壓力沖擊和撞擊圍巖壓力包括兩部分內容，即圍巖積累了大量彈性變形能之后，突然釋放出來所產生的壓力以及回采工作面上覆巖層劇烈運動時對巷道支護體所產生的壓力。2．影響圍巖壓力的主要因素影響圍巖壓力的因素基本上可分為開采技術因素和地質因素兩大類。開采技術因素中，影響最大的是回采工作狀況，即巷道與回采工作面相對空間、時間關系。地質因素主要有：原巖應力狀態、圍巖力學性質、巖體結構、巖石的組成和膠結狀態、圍巖中水分的補給狀況等。二、巷道圍巖控制原理和方法1．巷道圍巖控制原理降低圍巖應力，增加圍巖強度，改善圍巖受力條件和賦存環境，有效地控制圍巖的變形、破壞。2．巷道布置從巷道圍巖控制的角度出發，布置巷道時應重視下列問題：①在時間和空間上盡量避開采掘活動的影響，最好將巷道布置在煤層開采后所形成的應力降低區域內。②如果不能避開回采引起的支承壓力的影響，應盡量避免支承壓力疊加的強烈作用，或者盡量縮短支承壓力影響時間，例如跨越巷道開采，避免在遺留煤柱下方布置巷道等。③在采礦系統允許的距離范圍內，選擇穩定的巖層或煤層布置巷道，盡量避免水與松軟膨脹巖層直接接觸。④巷道通過地質構造帶時，巷道軸向應盡量垂直斷層構造帶或向、背斜構造。⑤相鄰巷道或硐室之間選擇合理的巖柱寬度⑥巷道的軸線方向盡可能與構造應力方向平行，避免與構造應力方向垂直3．巷道保護及支護巷道的保護及支護措施可以歸納為以下幾點：①通過在巷道圍巖中鉆孔卸壓、切槽卸壓、寬面掘巷卸壓以及在巷旁留專門的卸壓空間等方法，使巷道圍巖受到某種形式的不同程度的擾動和破壞，將本該作用于巷道周圍的集中載荷，轉移到離巷道較遠的新的支承區，達到降低圍巖應力的目的。②采用圍巖鉆孔注漿、錨桿支護、錨索支護、巷道周邊噴漿、支架壁后充填、圍巖疏干封閉等方法，增高圍巖強度，優化圍巖受力條件和賦存環境。=3*GB3③架設支架對圍巖施加徑向力，既支撐松動塌落巖石，又能加大巷道的圍壓，保持圍巖三向受力狀態，提高圍巖強度，限制塑性變形區和破裂區的發展。三．巷道圍巖穩定性分類及支護選擇表6-5回采巷道圍巖穩定性分類指標聚類中心值巷道類別σ頂／Mpaσ煤／Mpa