煤业井底车场行人联络巷锚杆支护设计
车场行人联络巷锚杆支护设计
目录
1.前言 (1)
2.地质力学特性评价与分析 (2)
2.1地质特征 ......................................... 错误！未定义书签。
2.2煤层顶底板岩层分布及力学特性 (2)
2.3煤及顶板岩层地质力学特性评价 (8)
3.围岩控制与锚杆支护原理............................................ - 9 - 3.1锚杆支护原理及其适用条件. (9)
3.2车场行人巷道矿压特征 (12)
3.3车场行人巷道围岩控制原理 (12)
3.4车场行人巷道锚杆支护原理 (12)
4.车场行人巷道锚杆支护数值模拟分析................................ - 13 - 4.1模型的建立.. (14)
4.3无支护巷道模拟分析 (14)
4.4巷道支护模拟分析 (16)
5.车场行人巷道锚杆支护设计........................................ - 21 - 5.1工程概况. (21)
5.2支护方案 (21)
5.3锚杆支护参数 (21)
5.4锚索支护参数 (21)
5.5喷射混凝土支护参数 (21)
6.锚杆支护材料及规格............................................... - 24 -6.1锚杆材料. (21)
6.2锚索材料 (21)
6.3钢筋梯梁材料及规格 (21)
6.4金属网材料及规格 (21)
7.锚杆支护施工工艺及安全质量措施................................... - 24 -7.1施工机具及施工准备 (26)
7.2施工工艺及要求 (21)
7.3施工质量标准 (21)
7.4施工安全措施 (29)
8.锚杆支护施工监测................................................. - 30 -8.1矿压监测方法 (21)
8.2巷道位移监测 (21)
8.3顶板离层监测 (21)
8.4锚杆（索）受力状态监测 (21)
8.5矿压监测管理措施 (21)
9.结束语........................................................... - 30 -
1.摘要
自己完成
2.地质力学特性评价与分析
2.1 地质特征
##煤业有限责任公司煤矿区位于蒲县黑龙关镇刘家山、宜家坡、宜家岭、南峪、峪家岭村一带，行政区划隶属黑龙关镇管辖。井田位于吕梁山南端，主要山梁走向呈北西向。本井田地形总体呈东高、西低。最高点位于井田南部黑牛坪山梁上，标高为1486.10m，最低点位于井田北西边界黑龙关河，标高为1189.00m，相对高差297.10m。属中山区。区内地形复杂，切割强烈，沟谷纵横，多呈“V”字形。
井田地理坐标：北纬：36°15′35″～36°17′11″，东经：111°15′23″～111°18′18″。
2.1.1井田地层
（一）井田地层
本井田位于山西省霍西煤田霍州矿区中西部。根据地表出露情况及钻孔揭露资料，将井田地层由老至新分述如下：
1、中奥陶统峰峰组(O2f)
为含煤地层基底，一般厚度90.80－110.44m，平均100.50m。分为上下两段。下段岩性为灰及深灰色泥灰岩及石膏层，夹薄层厚层状石灰岩，石膏层多为纤维状。上段岩性为灰色厚层状石灰岩，夹薄层泥灰岩。
2、中石炭统本溪组(C2b)
平行不整合覆盖于峰峰组之上。厚度9.55-24.60m，平均为16.96m，由灰色及浅灰色铝质泥岩、石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩、不可采的不稳定12煤层及“山西式铁矿”组成。
3、上石炭统太原组(C3t)
整合覆于本溪组地层之上。K1石英砂岩底至K7砂岩底，厚度为77.21-95.455m，平均88.66m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以灰黑色泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩、石灰岩(K2、K3、K4)及煤层(5上、5、6、7、7下、8、9+10+11、11下号)组成。本井田内9+10+11号煤层可采，其它煤层为不可采的不稳定煤层。分三段叙述如下：
（1）、下段(C3t1)
K1石英砂岩底至K2石灰岩底，厚度11.62-25.55m，平均17.82m。K1为中细粒石英砂岩，钙质或硅质胶结，致密、坚硬，厚1.10—7.95m，平均3.69m。为灰白色铝土岩夹黑色泥岩，含不稳定的薄层状石灰岩及9+10+11、11
煤层，其顶部为9+10+11号煤层，煤层
下
稳定，厚度大，结构复杂，为本区的主要可采煤层之一。
（2）、中段(C3t2)
K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚25.65-41.14m，平均34.45m，该层灰岩全区稳定，岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩及7、8号薄煤层组成。K2石灰岩全区稳定，厚3.15—14.40，平均7.92m，岩性为深灰色生物碎屑石灰岩，含燧石结核；其上为黑色泥岩夹8号煤层，8号煤层上为K3灰岩，厚度6.00-8.10m，平均7.11m，全区稳定。K3石灰岩之上为泥岩和细砂岩，分别相变为砂质泥岩和粉砂岩，夹两层薄煤层。本段顶部为K4石灰岩在本区极不稳定，仅1501、402、403、1303号钻孔见有发育，厚0.80-9.70m，平均3.43m。K4石灰岩之下为砂质泥岩和粉砂岩，夹7、7下薄煤层。7、7下、8号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。
（3）、上段(C3t3)
从K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚25.40－39.00m，平均32.81m，由砂岩、粉砂岩和泥岩组成，其主要特点是该段上下均为灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩，中间为厚层灰黑色或黑色泥岩，含5
上
、5、6不可采薄煤层。底部K5砂岩，厚1.40—10.70m，平均4.80m，岩
性为灰白色中细粒砂岩，层面富含黑色有机质。5
上
、6号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。5号煤层在本井田仅见2个不连续可采点，为不稳定不可采煤层。
4、下二叠统山西组(P1s)
整合覆于太原组之上，K7砂岩底至K8砂岩底。厚度为24.35-36.73m，平均29.07m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以深灰色泥岩、粉砂岩和灰白色细粒砂岩为主，含1
上、1、2、2
下
、3号煤层。其中2号煤层为可采煤层。其它煤层均为不可采煤层。
5、下二叠统下石盒子组(P1x)
与下伏山西组地层呈整合接触，由K8砂岩底至K10砂岩底，厚度106.00－147.60m，平均123.18m ，据岩性组合特征可分为上、下两段：
下段(P1x1)
由K8砂岩底至K9砂岩底，厚度为52.50－73.20m，平均59.90m 。岩性主要以灰白色细－中粒砂岩为主，夹灰色、深灰色粉砂岩、泥岩及薄煤线。底部为K8砂岩，厚度1.20-12.75，平均6.73m，岩性为灰白色、巨厚层状中、粗粒砂岩，成分多以石英为主，长石次之，分选较好，孔隙式胶结，K8砂岩不稳定，局部相变为粉砂岩或砂质泥岩。下部以灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩为主，夹1-3层薄煤线。上部以深灰色泥岩、粉砂岩为主，局部夹一层煤线。
上段(P1x2)
K9砂岩底至K10砂岩底，厚度为53.50－74.40m，平均63.28m。岩性主要由灰绿色粉砂岩、灰绿色含紫色斑块泥岩及灰绿色中粒砂岩组成。底部K9砂岩为绿色中粒砂岩，碎屑含量约90％,主要由75％的石英和10％的长石组成，杂基占10％，主要为水云母、高岭石等粘土矿物，分布较均匀。其上多以灰色、深灰色粉砂岩为主，夹紫色斑块的灰绿色泥岩，是K9砂岩的辅助标志层。顶部为紫红色、灰绿色铝质泥岩，巨厚层状，俗称“桃花泥岩”，是确定K10砂岩的辅助标志层。
6、上二叠统上石盒子组下段(P2s1)
K10砂岩底至K12砂岩低，厚度一般为200m左右，本井田内保留厚度约160m，为黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩夹中、细粒砂岩组成。底部为K10砂岩，厚度4.95－11.00m，平均7.93m，为黄绿色中细粒长石石英砂岩，底部为粗粒或含砾。
7、第四系(Q)
第四系中、上更新统及全新统。大面积分布于梁峁之上，厚30～80 m 。
（1）、中更新统（Q2）
厚20~50m，平均35.00m。岩性以浅黄色亚粘土、亚砂土、耕植土及钙质结核等组成。
（2）、上更新统（Q3）
厚10~20m，平均15.00m岩性以粉土为主，下部为红色粉土，含钙质结核。上部为浅黄色黄土，孔隙较大，垂直节理发育，中下部夹砂砾层。
（3）、全新统（Q4）
厚0~10m，平均5.00 m，为近代冲，洪积物，主要由不同时代基岩风化形成的岩屑，砂砾、卵石等组成。
（二）、含煤地层
本井田含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组、下石盒子组。其中太原组、山西组为主要含煤地层，前者含主要可采9+10+11号煤层，后者含主要可采2号煤层，本溪组、下石盒子组含1－2层薄煤层。现就主要含煤地层简述如下：
1、太原组（C3t）
（1）、下段(C3t1)
K1石英砂岩底至K2石灰岩底，厚度11.62-25.55m，平均17.82m。K1为中细粒石英砂岩，钙质或硅质胶结，致密、坚硬，厚1.10—7.95m，平均3.69m。为灰白色铝土岩夹黑色
煤层，其顶部为9+10+11号煤层，煤层泥岩，含不稳定的薄层状石灰岩及9+10+11、11
下
稳定，厚度大，结构复杂，为本区的主要可采煤层之一。
（2）、中段(C3t2)
K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚25.65-41.14m，平均34.45m，该层灰岩全区稳定，岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩及7、8号薄煤层组成。K2石灰岩全区稳定，厚3.15—14.40，平均7.92m，岩性为深灰色生物碎屑石灰岩，含燧石结核；其上为黑色泥岩夹8号煤层，8号煤层上为K3灰岩，厚度6.00-8.10m，平均7.11m，全区稳定。K3石灰岩之上为泥岩和细砂岩，分别相变为砂质泥岩和粉砂岩，夹两层薄煤层。本段顶部为K4石灰岩在本区极不稳定，仅1501、402、403、1303号钻孔见有发育，厚0.80-9.70m，平均3.43m。K4石灰岩之下为砂质泥岩和粉砂岩，夹7、7下薄煤层。7、7下、8号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。
（3）、上段(C3t3)
从K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚25.40－39.00m，平均32.81m，由砂岩、粉砂岩和泥岩组成，其主要特点是该段上下均为灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩，中间为厚层灰黑色或黑色泥岩，含5
上
、5、6不可采薄煤层。底部K5砂岩，厚1.40—10.70m，平均4.80m，岩
性为灰白色中细粒砂岩，层面富含黑色有机质。5
上
、6号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。5号煤层在本井田仅见2个不连续可采点，为不稳定不可采煤层。
2、山西组（P1s）
K7砂岩底至K8砂岩底，厚度为24.35-36.73m，平均29.07m。底部K7砂岩为灰－灰白色中细粒砂岩，厚1.10-8.15m，平均2.97m。下部为深灰色泥岩及粉砂泥岩，含少量植物
化石，上部由深灰色粉砂岩、砂质泥岩、细粒砂岩及1
上、1、2、2
下
、3号煤层组成，含
丰富的植物化石。2号煤层为全区稳定可采煤层。1
上、1、2
下
号煤层在本井田未见可采点，
为不稳定不可采煤层。3号煤层在本井田仅见2个不连续可采点，为不稳定不可采煤层。（三）、地质构造
受克城——南湾里复式向斜的控制，本井田总体为一轴向北东的向、背斜构造，地层倾角一般5-8°，局部达10°左右。井田内发育2条褶曲，未发现断层、陷落柱，现将本井田内发育的褶曲构造叙述如下：
1、S1向斜
位于井田中部，1302、77钻孔西，轴向为N24°E—N8°W，两翼岩层对称，倾角7-8°。轴长3.5km
2、S1背斜
位于井田中部，S1向斜东，轴向为N48°E--N3°E，两翼岩层对称，倾角7-8°。轴长4.5km。
2.1.2 煤层赋存特征
山西组和太原组为本区主要含煤地层，山西组共含煤5层（1
上、1、2、2
下
、3号），
平均总厚2.15m，含煤系数7.4%，平均可采总厚1.36m，平均可采含煤系数5.1%。太原组
共含煤8层（5
上、5、6、7、7
下
、8、9+10+11、11
下
），平均总厚10.30m，平均含煤系数
11.6%，平均可采厚度6.86m，平均可采含煤系数7.7%。主要开采煤层特征见表2-1。表2-1 主要可采煤层特征表
时代煤
层
号
煤层厚度煤层间距
结构及夹石
层数
稳定性可采性
顶板岩性
底板岩性最小--最大
平均(m)
最小--最大
平均(m)
山西组p1s 2 0.45—2.52
1.36
79.37—95.38 简单0-1 稳定基本全区可采
粉砂岩
粉砂岩
太原组c3t 9+10+11
5.26—7.88
6.78
88.72
复杂3-5 稳定全区可采
石灰岩
铝质泥岩
1、2号煤层
位于山西组中下部，下距9+10+11 号煤层间距为79.37－95.38m，平均88.72m。煤层厚度为0.45－2.52m，平均1.36m，含0-1层夹矸，结构简单，层位稳定，厚度变化不大，顶板为黑色粉砂岩，底板为砂质泥岩，为基本全区稳定可采煤层。
2、9+10+11号煤层
位于太原组下段顶部，厚度为5.26－7.88m，平均6.78m。含3-5层夹矸，结构复杂，顶板为K
2
石灰岩，底板为铝质泥岩，为全区稳定可采煤层。
2.2 巷道顶底板岩层窥视及各岩层力学参数测定
依据在车场行人巷内进行的钻孔窥视，##煤业11号煤层及顶底板岩层分布柱状如图2-1所示。根据实验室对各岩层力学参数测定，煤层及顶底板各岩层物理力学参数见图2-2。
图2-1 9+10+11号煤层顶底板窥视柱状图
图2-1钻孔顶板窥视柱状图
2.3 煤及顶板岩层地质力学特性评价
（1）11号煤层位于太原组下段顶部，厚度为5.26－7.88m，平均6.78m。含3-5层夹矸，结构复杂，属中等偏低强度煤层，抗压强度为10.0MPa，煤层整体性一般，具有一定的自稳性，煤层节理裂隙发育一般。容重为13.6kN/m3。
（2）11号煤层顶板主要由K2石灰岩，上覆泥岩和8号煤组成。
11号煤层之上为K2石灰岩，厚度8.15-14.4m左右，深灰色，质密坚硬，薄层状，层理裂隙发育，局部夹泥岩或细砂岩。抗压强度在50MPa以上。
之上为泥岩，厚度2.35-5.4m，岩块肉眼观测黑色，泥质结构，断口平平坦，水层层理构造。局部垂直裂隙明显。抗压强度在30MPa左右。
之上为8号煤层，厚度0～0.65m，黑色，节理裂隙发育。
（3）11号煤层底板主要为铝质泥岩，厚度0.4-7.9m左右，灰黑色，质软，层理裂隙发育，断口平坦。抗压强度在20MPa左右。
铝质泥岩下为11号下组煤，黑色，硬度较低，节理裂隙发育，暗淡型。
（4）从钻孔资料来看，11号煤层顶板为较坚硬顶板，稳定性较好，具有较强的自稳性。底板为铝质泥岩，属软弱型不稳定性岩层，而且含铝质矿物质，施工中注意遇水膨胀。
- 7 -
图2-2 煤层及顶底板岩层地质物理力学综合柱状图（150301工作面皮带顺槽119号处）
3.围岩控制与锚杆支护原理
3.1锚杆支护原理及适用条件
目前，较成熟的锚杆支护理论主要可归纳为三大类：一是基于锚杆的悬吊作用而提出的悬吊理论、减跨理论等；二是基于锚杆的挤压、加固作用提出的组合梁理论、组合拱理论以及楔固理论等；三是综合锚杆的各种作用而提出的松动圈支护理论、锚固体强度强化理论、锚注理论、整体锚固结构理论等。
悬吊理论认为，巷道开挖以后，由于应力状态的改变，围岩中一定区域内将可能发生岩石的松动和破裂现象、或由于被裂隙切割的岩块因失去足够约束而成为关键块体即出现危岩，此时锚杆的作用就是利用其抗拉能力将松软岩层或危岩悬吊于稳定岩层之上。该理论适用于锚杆长度范围内赋存有稳定岩层或稳定岩层结构的条件。
减跨理论应包括两方面的内容：一是基于松散介质的自然冒落拱理论提出的锚杆作用原理，其依据是冒落拱高度与跨度成正比关系，认为利用锚杆的悬吊作用可增加顶板岩层的支点，从而减小支点间的跨距，进而达到降低冒落拱高度、减小所需支护强度的目的；二是基于梁或板的理论提出的锚杆作用原理，即当巷道顶板为层状岩层时，其变形特性近似于梁或板的性质，此时锚杆的作用是缩短梁或板的跨距，以减小其中因横力而产生的弯矩及因弯矩产生的弯曲应力，尤其是弯曲拉应力，从而提高顶板的稳定性。从以上两种情况可以看出，减跨理论中锚杆的作用机理以及适用条件等同于悬吊理论，即需要以稳定岩层或稳定岩层结构为依托。
组合梁理论适用于顶板由多层小厚度连续性岩层组成的巷道，其原理是通过锚杆的轴向作用力将顶板各分层夹紧，以增强各分层间的摩擦作用，并借助锚杆自身的横向承载能力提高顶板各分层间的抗剪切强度以及层间粘结程度，使各分层在弯矩作用下发生整体弯曲变形，呈现出组合梁的弯曲变形特征，从而提高顶板的抗弯刚度及强度。
未锚固的顶板岩层发生弯曲变形时,由于各分层间粘结力及摩擦系数往往较小，因此，在下沉变形过程中多表现为叠合梁特性，即各分层发生相对独立的弯曲变形，此时，顶板岩层中的最大拉应力为
(σmax)叠=(6/nh2)Mmax (3-31) 锚固后的顶板岩层发生弯曲变形时,由于各分层间抗滑动能力的提高，顶板在下沉变形过程中呈组合梁特性，即发生整体弯曲变形，此时其中所产生的最大拉应力为
(σmax)组=[6/(nh)2]Mmax (3-32) 两式相比可得
(σmax)叠/(σmax)组=n (3-33) 以上各式：(σmax)叠─以叠合梁方式弯曲时岩层中的最大拉应力；(σmax)组─以组合梁方式弯曲时岩层中的最大拉应力；Mmax─顶板岩层所受的最大弯矩；n─顶板岩层的分层数；h─顶板岩层的分层厚度。
可见，在相同横力弯曲载荷条件下形成组合梁后的最大拉应力仅为叠合梁状态下的1/n，?从而使其抗弯能力得到明显提高。
挤压加固理论适用性较强（几乎适用于所有围岩条件）。对于拱顶巷道，其原理是通过锚杆的轴向作用力在围岩中形成拱形压缩带，即通过锚杆的轴向作用力将围岩中一定范围岩体的应力状态由单向（或双向）受压转变为三向受压，从而提高其环向抗压强度指标，使该压缩带既可承受其自身重量，?又可承受一定的外部载荷。若锚杆的有效长度为L、间距为S、单根锚杆所形成的压力锥体顶角之半为α，则承压拱的厚度B为
B=L-S2tgα (3-34) 对于平顶巷道的层状连续性顶板而言，挤压加固理论等同于组合梁理论，此时，锚杆的挤压加固作用既可使层状顶板形成组合梁结构，提高其抗弯强度，又可改善岩层的应力状态，即提高围压，使岩层平行于层理方向的抗压强度得到提高。
楔固理论主要是针对巷道围岩沿弱面滑移失稳现象而提出的围岩加固机理。当围岩中的部分岩体被弱面切割为块体时，其稳定性状况一定程度上将取决于对关键块体的维护情况，因为这种条件下围岩的失稳大多起因于关键块体的失稳。此时可将锚杆相交于弱面布置，通过锚杆的抗拉、抗剪以及抗弯作用防止危岩发生滑动甚至脱离岩层而冒落，从而保持巷道围岩的整体稳定性。
最大水平应力理论认为，巷道围岩的水平应力有时会大于垂直应力，此时，巷道顶、底板的稳定性主要受水平应力的影响；水平应力具有明显的方向性，巷道轴向与最大水平应力之间的夹角不同，水平应力对顶、底板稳定性的影响程度也会有所差异：①与最大水平应力方向平行的巷道受其影响最小，顶底板稳定性最好，②与最大水平应力方向成锐角的巷道其顶底板变形破坏偏向巷道的某一帮，③与最大水平应力垂直的巷道受其影响最大，顶底板稳定性最差。基于该理论，英国学者研究发现，在深部开采的高应力环境下，最大水平应力的作用使顶底板岩层发生剪切破坏而出现错动和
松动膨胀，造成围岩变形，随着变形的发展，顶板对支护的载荷迅速增长，并使按承受顶板岩层重量设计的支护系统发生破坏。在这种情况下，锚杆的作用应当是在顶板变形的早期阶段提高其稳定性，以控制顶板后期变形的严重程度。即锚杆的加固应在顶板岩层发生松动膨胀变形之前进行，而不是等顶板已经松动破坏、几乎丧失自承能力后才被动地承受围岩压力。同时，应充分重视垂直应力对两帮的影响：顶板锚固后，两帮垂直应力集中区更靠近巷帮，控制两帮破坏，防止顶板有效跨度超过顶板锚杆的有效支护范围，对围岩稳定极为重要。
锚杆桁架支护结构出现于20世纪60年代，人们通过对其支护机理的研究认为桁架锚杆的作用原理属于挤压加固一类，锚杆桁架对巷道围岩的加固作用主要表现在以下三个方面：①改变顶板的应力状态是锚杆桁架的基本支护机理之一。即随着桁架预紧力的增加，顶板中部的拉应力将减小，甚至出现压应力，使顶板处于无拉应力状态，从而弥补岩体抗拉强度较小的弱点；②促进顶板裂隙体梁的形成。当巷道开挖在层状岩体中且顶板极软和破碎时，顶板的破坏和变形可以用“岩梁”理论来分析，它的稳定性取决于裂隙体梁的成拱作用。桁架的预紧力可以增强裂隙体间的挤压作用，从而增强其间的摩擦作用，并可约束岩层的下沉变形，甚至使顶板产生向上的位移，有利于裂隙体梁达到压力拱式的平衡状态；③提高顶板裂隙体梁拱座处的抗滑动性能。根据静力平衡原理，当岩梁拱座处抗剪切能力过低时，顶板将发生整体剪切滑动。桁架的预紧力引起的主动作用将与拱座处的水平推力叠加，增大了该危险部位岩石或不连续面的摩擦阻力，从而提高顶板裂隙体梁在拱座处的抗剪切强度。
针对软岩巷道围岩控制提出的外锚内注式的支护方法。认为软岩巷道围岩的破裂范围及变形量都很大，传统的刚性支护难以适应，而单纯的锚杆支护或组合锚杆支护欲使破裂岩体处于挤紧状态从而形成平衡拱也难以实现。对于节理裂隙发育的软岩，采用注浆的方法可以改变其松散结构，提高粘结力和内摩擦角，提高围岩的整体性和强度系数，从而形成一个注浆加固圈，为锚杆提供可靠的着力基础，使其能够充分发挥悬吊、组合等基本功能，对注浆加固圈以下的松碎岩石起到支护的作用。
整体锚固理论认为，使顶、帮锚固体形成整体锚固结构，能克服普通锚固结构存在角部薄弱环节的缺陷，一定程度上可防止两帮沿顶、底发生错动而向巷道挤入，从而减小巷道变形，更大限度地改善锚固区围岩的受力状态，从而提高锚固结构的径向刚度，增强锚固结构对深部围岩的径向约束，使巷道围岩的稳定性得到改善。
3.2车场行人巷道矿压特征
车场行人巷道沿煤层顶板掘进，留底煤。11号煤层厚度 5.26～7.88m，平均取6.78m，属稳定可采煤层，煤层埋藏深度平均约为260.33m。11号煤层顶板主要由泥岩、8号煤层和石灰岩组成。11号煤层直接顶为石灰岩，厚度7.92m左右，深灰色，薄层状，致密坚硬，层理裂隙发育，局部夹泥岩或细砂岩；之上为泥岩，厚度2.35～5.4m，之上为8号煤层，厚度0～0.65m，黑色，节理裂隙发育。底板为泥岩，灰黑色，质软。
从以上可知，车场行人巷道顶板岩层具有整体叠合板结构特征，整体叠合板特征的巷道顶板将表现出明显的弯曲变形特征，弯曲变形的结果易导致顶板下沉量过大、离层、断裂等不利现象。两帮煤层为裂隙破碎体结构，易发生片帮、垮帮现象，且顶板岩层的弯曲变形将加剧对两帮顶角的挤压，使其进一步压碎，导致更为严重的片帮、垮帮等现象的发生，从而削弱两帮对顶板的支撑作用，使巷道有效跨度增大、顶板岩层弯曲变形加剧。最终形成“顶板弯曲变形→两帮挤压破碎→片帮、垮帮→两帮对顶板支撑减弱→顶板弯曲变形加剧→两帮破坏加剧”的恶性循环过程。
随着时间的延伸，顶板中还可能形成拱形破碎区，使围岩中的载荷体范围扩大。
3.3车场行人巷道围岩控制原理
根据围岩特征以及服务性质及服务年限，本课题所研究的##煤矿11号煤层车场行人巷巷道顶、帮的控制应遵循不同的支护原则，即顶板控制应遵循使围岩处于弹塑性稳定状态的支护原则，两帮控制应遵循使围岩处于松动性稳定状态的支护原则。
顶板支护原则—弹塑性稳定状态原则：
1）变形状态控制原则，即及时支护，使支护结构体系具有足够的初期刚度，以使顶板岩层尽可能保持在弹塑性变形状态；2）围岩加固原则；3）防、治流变现象两帮支护原则—松动性稳定状态原则：
1）变形量控制原则，即及时支护，使支护结构体系具有足够的初期刚度，以使煤体在变形量较小时就形成稳定状态；2）可缩性支护原则；3）围岩加固原则；4）防、治流变、风化现象。
3.4车场行人巷道锚杆支护原理
##煤业车场行人巷道顶、帮的控制应遵循不同的支护原则，与此相应##煤巷顶、帮的锚杆支护应依据不同的锚杆支护原理（如图3-1～图3-4所示）。
图3-1 锚杆布置方案1示意图图3-2 锚杆布置方案2示意图
图3-3 锚杆布置方案3示意图图3-4锚杆布置方案4示意图
1）顶板锚杆支护原理
根据层状连续性的岩性特征，顶板锚杆支护宜采用组合梁理论和悬吊理论相结合的方式进行。即通过锚杆支护使顶板形成组合梁，并确保锚杆能够将顶板中潜在的拱形载荷体悬吊于深部稳定岩层结构之中。
2）两帮锚杆支护原则
根据裂隙破碎体的岩性特征，两帮锚杆支护宜采用挤压加固、整体锚固以及喷射混凝土相结合的方式。即通过锚、网支护使两帮中形成具有一定承载能力的挤压加固墙；还可将两帮顶、底角的锚杆倾斜布置，使顶、帮锚固体及底板形成整体承载结构，从而减小两帮位移，增强锚固体对深部岩体的约束作用；通过喷射混凝土防止两帮表面碎煤掉落以及风化剥蚀现象的发生。
4.车场行人巷支护方案数值模拟分析
4.1模型的建立
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4.2 无支护巷道模拟分析
F L A C 3D 3.00
I t a s c a C o n s u l t i n g G r o u p , I n c.M i n n e a p o l i s , M N U S A
S t e p 3000 M o d e l P e r s p e c t i v e
10:45:13 S u n M a r 27 2011C e n t e r : X : 0.000e +000 Y : 1.000e +001 Z : 8.350e +000R o t a t i o n : X : 0.000 Y : 0.000 Z : 0.000D i s t : 1.483e +002M a g.: 1.56
A n g.: 22.500P l a n e O r i g i n : X : 0.000e +000 Y : 0.000e +000 Z : 0.000e +000P l a n e N o r m a l : X : 0.000e +000 Y : 1.000e +000 Z : 0.000e +000
B lo c k S ta te
P l a n e : o n N o n e
s h e a r -n s h e a r -p s h e a r -p
t e n s i o n -n t e n s i o n -p t e n s i o n -p
图4-2 无支护条件下围岩屈服破坏图
Itasca Consulting Group, Inc.Minneapolis, MN USA
10:14:18 Sun Mar 27 2011Center:
X: 0.000e+000 Y: 1.000e+001 Z: 8.350e+000Rotation: X: 0.000 Y: 0.000 Z: 0.000Dist: 1.483e+002Mag.: 1.56Ang.: 22.500Plane Origin: X: 0.000e+000 Y: 0.000e+000 Z: 0.000e+000
Plane Normal: X: 0.000e+000 Y: 1.000e+000 Z: 0.000e+000
Contour of SZZ
Plane: on
Magfac = 0.000e+000 Gradient Calculation
-1.8853e+007 to -1.8000e+007-1.8000e+007 to -1.6000e+007-1.6000e+007 to -1.4000e+007-1.4000e+007 to -1.2000e+007-1.2000e+007 to -1.0000e+007-1.0000e+007 to -8.0000e+006-8.0000e+006 to -6.0000e+006-6.0000e+006 to -4.0000e+006-4.0000e+006 to -2.0000e+006-2.0000e+006 to 0.0000e+000 0.0000e+000 to 2.7670e+005 Interval = 2.0e+006
图4-3 1504（2#）皮带顺槽无支护下巷道垂直应力分布
FLAC3D 3.00
Itasca Consulting Group, Inc.Minneapolis, MN USA
Step 3000 Model Perspective 10:15:29 Sun Mar 27 2011Center:
X: 0.000e+000 Y: 1.000e+001 Z: 8.350e+000Rotation: X: 0.000 Y: 0.000 Z: 0.000Dist: 1.483e+002Mag.: 1.56Ang.: 22.500Plane Origin: X: 0.000e+000 Y: 0.000e+000 Z: 0.000e+000
Plane Normal: X: 0.000e+000 Y: 1.000e+000 Z: 0.000e+000
Contour of SXX
Plane: on
Magfac = 0.000e+000 Gradient Calculation
-5.4519e+006 to -5.0000e+006-5.0000e+006 to -4.0000e+006-4.0000e+006 to -3.0000e+006-3.0000e+006 to -2.0000e+006-2.0000e+006 to -1.0000e+006-1.0000e+006 to 0.0000e+000 0.0000e+000 to 1.0000e+006 1.0000e+006 to 2.0000e+006 2.0000e+006 to 3.0000e+006 3.0000e+006 to 4.0000e+006 4.0000e+006 to 4.6612e+006 Interval = 1.0e+006
FLAC3D 3.00
Itasca Consulting Group, Inc.Minneapolis, MN USA
Step 3000 Model Perspective 10:16:39 Sun Mar 27 2011Center:
X: 0.000e+000 Y: 1.000e+001 Z: 8.350e+000Rotation: X: 0.000 Y: 0.000 Z: 0.000Dist: 1.483e+002Mag.: 1.56Ang.: 22.500Plane Origin: X: 0.000e+000 Y: 0.000e+000 Z: 0.000e+000
Plane Normal: X: 0.000e+000 Y: 1.000e+000 Z: 0.000e+000
Contour of Z-Displacement
Plane: on
Magfac = 0.000e+000
-3.9187e-002 to -3.5000e-002-3.5000e-002 to -3.0000e-002-3.0000e-002 to -2.5000e-002-2.5000e-002 to -2.0000e-002-2.0000e-002 to -1.5000e-002-1.5000e-002 to -1.0000e-002-1.0000e-002 to -5.0000e-003-5.0000e-003 to 0.0000e+000 0.0000e+000 to 0.0000e+000 Interval = 5.0e-003
图4-5 1504（2#）皮带顺槽无支护下的巷道垂直位移分布图