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巷道围岩力学

1 本规范是专门针对潞安矿区现有生产矿井所开采的3#煤层的地质与生产条件而编制的，旨在促进

潞安矿区煤巷锚杆支护技术健康发展，为矿井实现安全高效创造良好条件。 1.2 根据《潞安矿区巷道围岩地质力学测试与分类研究报告》和《潞安矿区煤巷锚杆支护成套技术研究》的结论，在潞安矿区的煤巷中可以并应积极推广应用锚杆支护技术。指导思想是：解放思想，实事求是，因地制宜，积极推广应用。工作原则是：以科学的理论依据为指导，以严谨的态度抓好设计、施工和管理。 1.3 本规范适用于潞安矿区以锚杆支护作为主要手段的煤巷，包括：(1) 回采巷道（运输巷，回风巷，开切眼，瓦排巷等）；(2) 采区集中巷；(3) 煤层大巷；(4) 各类煤巷交岔点和峒室。1.4 在进行煤巷锚杆支护设计前，必须有全面、准确、可靠的巷道围岩地质力学参数，包括地应力的大小和方向、围岩强度、围岩结构等。否则，不能进行锚杆支护设计。 1.5 煤巷锚杆支护设计采用动态信息设计法。设计是一个动态过程，充分利用每个过程提供的信息。设计应严格按五个步骤进行，即巷道调查和地质力学评估、初始设计、井下施工与监测、信息反馈分析和修正设计、日常监测。1.6 煤巷锚杆支护材料的尺寸规格、力学性能与产品质量必须满足锚

杆支护设计的要求，并符合煤矿安全有关规定。否则，不能下井使用。 1.7 煤巷锚杆支护施工应严格按照设计和作业规程要求进行，确保施工质量。1.8 与煤巷锚杆支护技术有关的各级管理和技术人员，以及操作工人，都应进行锚杆支护技术培训。1.9 本规范未涉及的煤巷锚杆支护技术问题，应按煤炭行业有关规定执行。

第二章巷道围岩地质力学评估与现场调查 2.1 巷道围岩地质力学评估与现场调查是煤巷锚杆支护设计的基础依据和先决条件，必须在进行支护设计之前完成。 2.2 地质力学评估与现场调查首先应确定评估与调查的区域，考虑巷道服务期间影响支护系统的所有因素，随后的锚杆支护设计应该限定在这个区域内。 2.3 地质力学评估与现场调查主要包括以下内容(1) 巷道围岩岩性与强度煤层厚度、倾角和强度；顶、底板各岩层的岩性、厚度、倾角和强度。(2) 围岩结构与地质构造巷道围岩内节理、裂隙等不连续面的分布，对围岩完整性的影响；巷道附近较大断层、褶曲等地质构造与巷道的位置关系，以及对巷道围岩稳定性的影响程度。

(3) 地应力巷道原岩应力的大小和方向，与巷道轴线的夹角；巷道周围采动状况，以及采动对巷道围岩

应力的影响程度。(4) 环境影响巷道水文地质条

件，涌水量，瓦斯涌出量，对围岩强度的影响程度，围岩的风化特性等。 (5) 锚杆锚固力用井下施工中要采用的锚杆，以端部锚固的方式，在顶板和两帮设计锚固长度范围内进行拉拔试验，锚固力满足设计要求时，方能在井下使用。

2.4 巷道围岩地质力学参数，包括地应力、围岩强度和围岩结构应采用先进的测试方法进行测试。目前根据国内外的技术水平和科研成果，应采用下列井下实测的方法确定。 (1) 地应力可采用水压致裂法或应力解除法测量。 (2) 巷道围岩强度可采用井下围岩强度测定装置直接在钻孔中测量，也可在井下巷道中取岩芯，在实验室制成岩样进行测量。 (3) 围岩结构应采用巷道表面观察，钻孔取芯测量和钻孔窥视相结合的方法进行。 2.5 巷道围岩地质力学参数有一定的适用范围。当在一个地点获取的参数用于同一煤层的其它地点时，应进行充分的现场调研，以保证两地点条件的相似性。 2.6 当巷道围岩岩性、结构和应力条件发生较大变化时，如遇到大型

.1 本规范是专门针对潞安矿区现有生产矿井所开采的3#煤层的地质与生产条件而编制的，旨在促进潞安矿区煤巷锚杆支护技术健康发展，为矿井实现安全高效创造良好条件。 1.2 根据《潞安矿区巷道围岩地质力学测试与分类研究报告》和《潞安矿区煤巷锚杆支护成套技术研究》的结论，在潞安矿区的煤巷中可以并应积极推广应用锚杆支护技术。指导思想是：解放思想，实事求是，因地制宜，积极推广应用。工作原则是：以科学的理论依据为指导，以严谨的态度抓好设计、施工和管理。 1.3 本规范适用于潞安矿区以锚杆支护作为主要手段的煤巷，包括：(1) 回采巷道（运输巷，回风巷，开切眼，瓦排巷等）；(2) 采区集中巷；(3) 煤层大巷；(4) 各类煤巷交岔点和峒室。 1.4 在进行煤巷锚杆支护设计前，必须有全面、准确、可靠的巷道围岩地质力学参数，包括地应力的大小和方向、围岩强度、围岩结构等。否则，不能进行锚杆支护设计。 1.5 煤巷锚杆支护设计采用动态信息设计法。设计是一个动态过程，充分利用每个过程提供的信息。设计应严格按五个步骤进行，即巷道调查和地质力学评估、初始设计、井下施工与监测、信息反馈分析和修正设计、日常监测。1.6 煤巷锚杆支护材料的尺寸规格、力学性能与产品质量必须满足锚

(3) 地应力巷道原岩应力的大小和方向，与巷道轴线的夹角；巷道周围采动状况，以及采动对巷道围岩应力的影响程度。(4) 环境影响巷道水文地质条

件，涌水量，瓦斯涌出量，对围岩强度的影响程度，围岩的风化特性等。(5) 锚杆锚固力用井下施工中要采用的锚杆，以端部锚固的方式，在顶板和两帮设计锚固长度范围内进行拉拔试验，锚固力满足设计要求时，方能在井下使用。2.4 巷道围岩地质力学参数，包括地应力、围岩强度和围岩结构应采用先进的测试方法进行测试。目前根据国内外的技术水平和科研成果，应采用下列井下实测的方法确定。(1) 地应力可采用水压致裂法或应力解除法测量。(2) 巷道围岩强度可采用井下围岩强度测定装置直接在钻孔中测量，也可在井下巷道中取岩芯，在实验室制成岩样进行测量。(3) 围岩结构应采用巷道表面观察，钻孔取芯测量和钻孔窥视相结合的方法进行。2.5 巷道围岩地质力学参数有一定的适用范围。当在一个地点获取的参数用于同一煤层的其它地点时，应进行充分的现场调研，以保证两地点条件的相似性。2.6 当巷道围岩岩性、结构和应力条件发生较大变化时，如遇到大型

地质构造，开采新的煤层，矿井开拓延伸至深部等，应对地质力学参数进行重新测定。

第三章煤巷锚杆支护设计 3.1 在巷道围岩地质力学测试与评估、现场调查的基础上进行锚杆支护设计。先提出锚杆支护初始设计，然后随井下施工进行进行矿压监测，信息反馈，以验证或修改初始设计。3.2 锚杆支护初始设计可采用以下三种方法进行：(1) 工程类比法：当一个地点的巷道锚杆支护设计通过井下施工和监测证明是合理的，在同一煤层类似尺寸的其它巷道，通过充分的现场调查和评估，证明两个地点在地质条件、围岩性质、应力场等方面是相似的，则第二个地点可参考第一个地点的锚杆支护设计。(2) 软件设计法：采用“潞安矿区煤巷锚杆支护设计软件LABOLT” 设计或经公司认可的成熟的设计软件进行设计。必须保证输入软件的参数合理、准确、可靠。(3) 数值计算法：对于特殊条件的巷道，应采用数值计算单独进行设计，通过多方案比较，确定合理的锚杆支护初始设计。 3.3 锚杆支护初始设计应包括以下设计内容：(1) 巷道断面设计(2) 锚杆支护形式设计(3) 锚杆支护参数设计(4) 锚杆支护材料设计

(5) 锚杆支护施工设计(6) 锚杆支护矿压监测设计3.4 巷道断面设计应考虑以下因素（煤巷断面一般采用矩形）：(1) 巷道内布置的最大设备尺寸；(2) 巷道内管线布置及行人要求；(3) 巷道内通风要求；(4) 巷道变形预留量。 3.5 锚杆支护形式有以下类型：(1) 单体锚杆支护；(2) 锚网支护；(3) 锚梁（带）支护；(4) 锚梁（带）网支护；(5) 锚梁（带）网锚索支护。

对于服务时间长的煤巷，根据需要还应进行喷浆。 3.6 对于煤顶巷道和全煤巷道，顶板采用高强度螺纹钢锚杆组合支护，加长锚固，锚索补强。巷帮支护也优先采用高强度螺纹钢锚杆组合支护，但可根据巷道围岩条件、使用要求选择其它锚杆形式。3.7 锚杆支护参数设计包括以下内容：(1) 锚杆种类（高强度螺纹钢锚杆，普通圆钢锚杆，其它锚杆）(2) 锚杆直径；(3) 锚杆长度；(4) 锚杆密度（即锚杆间、排距）；

(5) 锚固方式（端部锚固，部分锚固，加长锚固，全长锚固），锚固剂规格与数量；(6) 锚杆钻孔直径，当采用高强度螺纹钢锚杆时，钻孔直径与杆体直径之差应控制在610mm 之间；(7) 锚杆角度，一般情况下顶板两角锚杆与垂线呈25±5 角，其余垂直顶板；两帮上部锚杆与水平线呈10 角；(8) 组合构件的规格和尺寸；(9) 锚索种类（树脂锚索，树脂注浆联合锚固锚索）；(10) 锚索直径；(11) 锚索孔直径与锚固方式，锚固剂规格与数量；(12) 锚索长度；(13) 锚索密度，即锚索间、排距；(14) 锚索组合构件规格和尺寸；(15) 锚索角度。推荐的锚杆支护参数见表1。表1 锚杆支护参数系列项目系列锚杆长度(m) 1.6 1.8 2.0 2.2 2.4 锚杆直径(mm) 16 18 20 22 锚杆孔径(mm) 28 锚杆排距(m) 0.7 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.3 1.5 锚杆间距(m) 0.7~1.5，每级相差0.1

锚索直径(mm) 15.24 锚索孔径(mm) 28 32 锚索有效长度(m) 5~10

3.8 锚杆支护初始设计文件包括以下内容(1) 巷道布置和地质条件。包括巷道所处位置，与周围其它巷道的关系，巷道顶、底板岩性分布，提供巷道布置图和地质柱状图；(2) 支护地点现场调查和地质力学评估结果；(3) 巷道的使用特征和断面设计结果；(4) 锚杆支护形式和参数，提供巷道支护布置图；(5) 锚杆支护材料型号、力学性能、指标和加工方法，提供锚杆支护材料清单；(6) 井下施工机具清单，施工工艺和技术要求，以及安全技术措施；(7) 矿压监测方法与内容，包括验证初始设计的综合监测和日常安全监测。说明监测测站安设方法，仪器使用方法，提供矿压监测、测站布置图和所需仪器与物品清单；(8) 矿压监测反馈指标及指标数值，锚杆支护初始设计修改方法和原则。

第四章煤巷锚杆支护材料 4.1 锚杆支护材料包括锚杆杆体、锚固剂、托板、螺母，组合构件（钢筋托梁、钢带、网，锚索、锚具、锚索托板、锚索托梁）等，各构件

的性能、强度与结构必须相匹配。4.2 金属锚杆杆体符合以下规定：(1) 高强度螺纹钢锚杆杆体的屈服强度不低于400MPa，极限抗拉强度不低于600MPa，延伸率不低于17%；(2) 圆钢锚杆杆体的屈

服强度不低于235MPa，抗拉强度不低于370MPa，延伸率不低于20%；(3) 锚杆杆尾螺纹应采用滚压加工工艺成型，螺纹公称直径应大于杆体公称直径2mm。(4) 锚杆杆体的不直度不大于3mm/m。4.3 靠采煤工作面一侧的煤帮锚杆优先采用非金属锚杆（玻璃钢锚杆等）。当非金属锚杆不能满足要求时，方可采用金属锚杆。4.4 树脂锚固剂：执行原煤炭工业部MT146.1-1995 标准。4.5 锚杆托板符合以下规定：(1) 金属托板形状为拱形，根据需要还应配用调心垫圈。(2) 托板的承载能力与杆体尾螺纹承载力相匹配。(3) 金属托板尺寸不小于100100mm，其厚度不小于5mm。4.6 托梁符合以下规定：(1) 在一般条件下，优先选用钢筋托梁。在钢筋托梁不能满足要求时，使用W 型钢带。(2) 钢筋托梁有两种规格，其一是在安装锚杆的部位焊接纵筋，用于巷道围岩条件较好的情况，钢筋托梁的宽度应与锚杆托板匹配（托板尺寸应大于托梁宽度20mm）；其二是在安装锚杆的部位焊接带孔

钢板，用于巷道围岩较差的条件。(3) 钢筋托梁必须保证焊接质量。(4) W 型钢带执行煤炭行业MT/T 861-2000《矿用W 钢带》标准。4.7 网：巷道顶板网采用金属网。巷帮可根据条件选择不同类型和材料的网。 4.8 锚索应符合以下规定：(1) 锚索索体采用高强度低松弛预应力钢绞线，抗拉强度不小于1860MPa，延伸率3%；(2) 锚索索体锚固端设置搅拌头和锚固剂堵头，以保证锚索锚固质量；(3) 锚索锚具的承载能力不小于索体的拉断载荷；(4) 锚索托板和托梁的承载能力与索体强度匹配；(5) 树脂锚固锚索的锚固长度不小于1200mm；(6) 注浆锚索所用的水泥标号不低于425#。4.9 有关锚杆支护材料的其它事宜，见《潞安矿区煤巷锚杆支护材料系列与标准》。第五章锚杆支护施工5.1 锚杆支护施工前应做好一切准备工作，包括：(1)编制掘进作业规程：施工前必须依据设计及有关资料编制详细的掘进作业规程，并按规定程序上报审批。(2)支护材料：根据设计要求准备好施工所需的支护材料，并确保产品质量；

(3)施工机具：根据本矿巷道围岩条件，选择合适的锚杆机具（包括锚杆（索）钻机，钻杆、钻头、锚索张拉设备等），并保证产品质量和配件；(4) 培训：施工前必须对操作工人进行作业规程贯彻学习，使其熟练掌握施工工艺、技术要求和机具的操作方法，强调施工质量的重要性和保证措施。5.2 井下施工时，必须严格按照锚杆支护设计要求进行，确保锚杆支护施工质量。5.3 巷道掘进应符合以下规定：(1) 锚杆支护的煤巷优先采用掘进机掘进。若采用炮掘，必须进行合理的爆破参数设计，最

大程度地减小爆破作业对巷道围岩稳定性的影响；(2) 巷道掘进断面按设计尺寸及有关要求进行，保证成形质量。5.4 临时支护应符合以下规定：(1) 严禁在空顶下作业，必须按作业规程要求进行临时支护；

(2) 优先选用具有一定初撑力的临时支护装置和先进可靠的临时支护方法。5.5 锚杆必须紧跟掘进工作面及时支护，最大空顶距严格按作业规程要求执行。最小空顶距不得大于200mm。严禁留较大的空顶交给下一班。 5.6 锚杆钻孔应符合以下规定：(1) 钻孔前应根据设计要求和围岩情况定好孔位；

(2) 钻孔直径应与锚杆杆体匹配。钻孔直径与螺纹钢锚杆杆体直径之差应控制在6-10mm 之间；(3) 钻孔深度必须符合设计要求，不得超过允许的误差范围；(4) 钻孔轴线方向应符合设计要求，偏差应控制在5 之内；(5) 钻孔中的煤粉或岩粉应按作业规程要求在安装锚杆前清理干净。5.7 锚杆安装应符合以下规定：(1) 树脂药卷搅拌是锚杆安装中的关键工序。搅拌时间按不同型号和厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断；(2) 锚杆托板应紧贴托梁或煤（岩）壁，未接触部分必须楔紧、垫实；(3) 锚杆安装必须有一定的预紧力。高强度锚杆的安装扭矩不得小于100N m；圆钢锚杆和玻璃钢锚杆的安装扭矩不得小于60 N m；(4) 锚杆的外露长度不得大于50mm；(5) 锚杆间排距误差不得超过50mm。5.8 钢筋托梁应尽量与巷道壁面保持良好接触。当巷道壁面不平整，钢筋托梁无法贴紧时，应采用背板材料垫实。5.9 铺网应按设计要求进行。铺网时必须将网铺平拉紧，网片间连接牢固。5.10 锚索安装应符合以下规定：(1) 小孔径树脂锚固锚索钻孔直径不得大于28mm，其它要求同锚杆钻孔；

(2) 锚索搅拌树脂药卷和托板安装的技术要求同锚杆安装；(3) 锚索安装必须施加一定的预紧力，预紧力控制在80~100kN；(4) 张拉锚索时要两人协作，张拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上，操作人员要避开张拉缸轴线方向，以保证安全；(5) 张拉时发现不合格锚索，必须在其附近补打合格锚索；(6) 张拉后，锚索的外露长度不得超过300mm；(7) 液压切割器使用时必须两人协作。采用专用套管将钢绞线套好，防止钢丝散落。切割时，切割器前方5m 范围内不得站人；(8) 锚索间排距误差要求同锚杆。5.11 掘进时形成的巷道超宽和超高应及时处理。可采用加长钢筋托梁、补打锚杆（索）等方法进行。5.12 巷道地质条件发生变化时，应根据变化程度调整支护参数或采取应急措施及时处理。如加密锚杆、锚索，采用单体液压支柱或金属支架支护等。

第六章锚

杆支护施工质量检测 6.1 锚杆支护几何参数应根据技术要求及时进行检测，检测内容、频度和要求如下：(1) 检测内容包括锚杆（索）的间、排距，锚杆（索）的安装角度，锚杆（索）外露长度等；(2) 当检测结果不符合要求时，应根据具体情况进行处理，并分析落实责任，属施工操作的问题，追究施工者的责任，务必使其及时改

正。属技术措施不当，要及时修正；(3) 检测频度为每天一次，并做好相应的记录。6.2 必须定期进行井下锚杆锚固力检测，检测内容、频度和要求如下：(1) 锚杆锚固力检测采用井下锚杆拉拔试验完成；(2) 锚固力检测抽样率为1%。每300 根顶（帮）锚杆抽样一组（3 根）进行检查。不足300 根时，按300 根考虑。拉拔加载至锚杆锚固力设计值的90%为止；(3) 锚杆锚固质量合格条件为：被检测的 3 根锚杆都应符合要求。若有1 根不合格，再抽样一组（3 根）。再不合要求，必须组织有关人员研究锚杆施工质量不合格的原因，并采取相应的处理措施；(4) 锚杆拉拔试验应遵守下列规定：①锚杆拉拔计在试验过程中必须固定牢靠；②拉拔锚杆时，拉拔装置正对下方附近严禁站人；③锚杆杆端直径一旦出现颈缩时，应及时卸载。(5) 锚杆拉拔试验后，应及时重新拧紧螺母。如果锚杆失效，应及时补打锚杆；6.3 在下列情况下，应做相应的拉拔试验：（1）锚杆支护设计发生变更；（2）锚杆支护材料发生变更；（3）巷道围岩地质条件发生较大变化，如遇断层、破碎带、褶曲等地质构造；（4）巷道顶板出现较大淋水。

6.4 必须进行锚杆预紧力检查。检查内容、频率和要求如下：(1) 锚杆预紧力检查采用力矩扳手；(2) 矿区煤巷锚杆支护技术规范

作者：佚名2010-3-26 -

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每小班抽样一组（3 根），每根锚杆螺母拧紧力矩应符合技术要求；(3) 若其中一个螺母扭矩不合格，将其重新拧紧即可；若有 2 个或2 个以上不合格，应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。

第七章锚杆支护矿压监测7.1 所有采用锚杆支护的巷道都应进行矿压监测，以了解巷道围岩变形、破坏状况，锚杆（索）受力分布状况。7.2 井下进行矿压监测前，应做好以下准备工作：(1) 组织好矿压监测队伍，要求对监测工作认真负责，并具有一定锚杆支护知识和经验；

(2) 按设计要求的规格和数量准备好所需监测仪器和测站安设所需物品；(3) 准备好矿压监测所需的记录表格；(4) 对监测工进行技术培训，使其掌握测站安设方法和仪器的使用和操作方法。7.3 对于施工巷道（全长）矿压监测分为两种方

法：一是综合监测，用于验证和修改锚杆支护初始设计；二是日常监测，用于监测巷道安全状况。7.4 综合监测应符合以下规定：(1) 综合监测内容包括巷道表面位移、顶板离层和锚杆（索）受力状况；(2) 每条锚杆支护巷道应根据其围岩条件和长度设计2-3 个测站。当巷道尺寸或掘进工艺改变，或观察到围岩地质条件发生变化时，应根据变化情况增加测站个数；(3) 每个测站的位置、仪器分布绘图标明，并详细注明相关的地质与生产条件。每个测站都应设定专门的编号，以便用于读数时识别；(4) 观测频度：每周1-2 次。若遇到特殊情况，适当增加观测次数；(5) 监测结果与记录说明必须由专人保存，方便以后使用。7.5 日常监测应符合以下规定：(1) 日常监测内容包括巷道表面位移和顶板离层；(2) 巷道表面位移每100-150m 设置一个测站。顶板离层每30-50m 安设一个顶板离层指示仪。当巷道尺寸、掘进工艺或围岩地质条件发

生变化时，应根据具体条件调整测站数。每个巷道交岔点要安设顶板离层指示仪，同一条巷道内只能安装同一种型号顶板离层指示仪；(3) 测站分布应绘图标明。每个测站都应设定专门的编号，以便读数和记录；(4) 观测频度应满足以下要求：①巷道表面位移观测频度同综合测站；②顶板离层仪在距掘进工作面50m 内观测离层值，每班12 次，在50m 以外，除非离层仍有明显增长的趋势，一般可停止测读具体数据，改为观察两个刻度坠的颜色。(5) 监测结果由专人保存，以备后用。7.6 巷道表面位移监测应满足以下要求：(1) 巷道表面位移监测内容包括顶底板相对移近量、两帮相对移近量、顶板下沉量、底臌量和帮位移量；(2) 采用测枪、测杆或其它有效仪器进行巷道表面位移监测；(3) 一般采用十字布点法安设测站，每个测站应安装两个监测断面。基点应安设牢固，防止在监测过程中脱落。7.7 巷道顶板离层监测应满足以下要求：(1) 采用顶板离层指示仪监测顶板离层；(2) 顶板离层指示仪的安设应尽可能靠近掘进工作面；(3) 顶板离层指示仪应安设在巷道的中部；(4) 双基点顶板离层指示仪浅基点应固定在锚杆端部位置，深基点一般应固定在巷道顶板以上7m 的位置；

(5) 所有存在缺陷、表面模糊不清或超出量程范围的离层指示仪应立即更换，新指示仪应安装在同一孔和同一高度上。如果不可能安装在同一钻孔中，应靠近原位置钻一新孔。原指示仪更换后，要记录其读值，并标明其已被更换。7.8 锚杆（索）受力监测应满足以下要求：(1) 采用测力锚杆监测部分、加长或全长锚固锚杆受力。采用锚杆（索）

测力计监测端部锚固锚杆和锚索受力；(2) 锚杆受力监测仪器应在巷道支护施工过程中安设；(3) 一个观测断面上的所有锚杆位置都应布置测力锚杆或在锚杆（索）上安装测力计，以全面了解锚杆（索）受力分布状况；(4) 每个测站的每根测力锚杆或每个锚杆（索）测力计都应有专门的标号，以便记录读数。

7.9 矿压监测数据处理与信息反馈应满足以下要求：(1) 应及时处理和分析已有的矿压监测数据；(2) 将已获取的矿压监测数据与信息反馈指标相比较，判断锚杆支护初始设计是否合理。需要修改时，提出修改意见；(3) 锚杆支护设计修改准则主要有以下几条：①当锚固区内顶板离层值超限时，应增加锚杆密度或强度；②当锚固区外顶板离层值超限时，应增加锚杆长度或增设锚索；③当锚杆受力超过反馈指标时，应增加锚杆直径或增加锚杆密度；④当两帮移近量超限时，应根据具体条件增加帮锚杆密度、长度或

直径。(4) 当发现顶板离层或巷道表面位移速度急剧增加时，应召集有关人员分析原因，并及时采取相应的安全措施。第八章锚杆支护管理8.1 为保证锚杆支护技术的健康发展，必须认真加强锚杆支护管理。加强锚杆支护管理首要是落实好各级相关人员的安全生产责任制。努力提高技术水平和管理水平。公司主要分管领导应责成有关业务处室健全和落实好锚杆支护技术的相关责任制，整体协调全公司锚杆支护技术、材料、机具、施工和管理工作。深入到各矿进行监督和检查，促进全公司煤巷锚杆支护技术的健康发展。8.2 各矿应建立健全本矿锚杆支护技术推广应用的管理办法和管理制度。从矿主要分管领导到相关科队和相关岗位人员，都必须认真遵守。(1) 现场调查与巷道围岩地质力学评估。应指派有关生产科室安排2-3 名有较为丰富的地质和锚杆支护经验的技术人员进行该项工作。依据事先经矿总工审批制定的《调查与评估方案》进行，必须认真负责，确保提供的信息和参数比较全面、准确、可靠。调查与评估结束时，应提交《现场调查与巷道围岩地质力学评估》报告，评估人应在报告上签字。(2) 锚杆支护设计。锚杆支护设计可分为采区、采煤工作面或单项工程三种类型。各矿生产科应由较为丰富的锚杆支护知识和设计经验的掘进主管技术人员进行锚杆支护设计。熟练掌握“潞安矿区煤巷锚

杆支护设计软件LABOLT1.0”或其它先进设计软件的应用。根据《调查与评估报告》及有关资料，进行初始设计。设计人员必须在初始设计说明书上签字后提交矿总工程师组织讨论、审查和修改，最后形成正式的锚杆

支护设计，有关领导和人员签字后方可交付施工队进行作业规程编制。(3) 锚杆支护施工。施工前施工队技术主管应结合三大规程对施工工人进行技术培训。并应认真检查支护材料、施工机具和监测仪器等是否齐备，产品质量是否符合设计要求，杜绝不合格产品下井。井下施工开始后，还应进行现场技术指导，及时解决井下出现的技术问题。(4) 锚杆支护施工质量检测。各矿施工队每生产班必须设专人进行锚杆支护施工质量检测验收工作。检测验收人员应具有一定的锚杆支护知识和实践经验，工作认真负责，按照矿统一的检测验收标准要求完成锚杆支护几何参数、锚固力、预紧力以及顶板离层指示仪等的检测。每次检测都应填写检测表，由队技术主管汇总上报。具体表格形式和上报程序由各矿确定。并加强业务人员检查力度，若有不合格现象出现，应组织有关人员分析、讨论，并及时采取有效措施进行处理。

(5) 矿压监测。各矿生产科必须设立锚杆支护矿压监测小组，建立健全监测内容和管理制度。认真做好日常的综合监测工作和落实好施工队日常监测工作。监测人员应具有较为丰富的锚杆支护知识和矿压监测经验，工作认真负责，实事求是。熟练掌握“潞安矿区煤巷锚杆支护矿压监测软件LAMD，VERSION1.0”或其它先进监测软件的应用。监测小组的主要任务和责任如下：

①按照要求完成全矿井在用和施工中的锚杆支护巷道的矿压监测工作；②及时进行综合和日常监测数据的收集和处理，定期提交矿压监测阶段报告，监测人员应在报告上签字；③收集井下各地点各类人员反映的矿压监测信息；④当矿压监测结果表明设计需要修改时，应及时按程序汇报，由矿总工程师组织相关人员进行讨论、分析，确定修改方案，形成《修改补充设计》。有关人员签字确定后方可进行作业规程修改补充措施，再在井下实施；⑤遇到矿压监测数据出现异常，应立即向业务科长和矿总工程师汇报，及时分析原因，采取有效的处理措施。8.3 锚杆支护用品管理(1)锚杆支护用品包括：支护材料，施工机具与设备，监测仪器。(2)锚杆支护用品的型号、规格和性能必须满足设计要求。产品还必须有以下证件：①产品合格证；②国家或行业权威质检单位的检测报告（或鉴定证书）；③煤矿安全标志。(3)支护用品按管理程序和管理制度入库和发放使用时，有关部门和使用单位，必须认真按设计要求对支护用品

进行检查验收。发现不合格、过期变质的支护用品一律退回，杜绝

伪劣产品下井。同时应认真填写验收记录。(4)应责成有

关部门定期对本矿所有支护用品的保管和运输等环节的管理状况进行检查，严防保管和运输过程中的损失和损坏。

第九章锚杆支护技术培训9.1 凡与煤巷锚杆支护技术有关的管理、技术、施工人员都应进行技术培训。

9.2 领导与管理人员培训领导与管理人员应参加与其工作有关的培训，主要内容包括：(1) 国内外锚杆支护技术现状与发展趋势；(2) 锚杆支护作用原理；(3) 巷道围岩地质力学参数测试的重要性和必要性，以及基本测试方法和内容；(4) 锚杆支护设计方法简介；(5) 锚杆支护材料简介；(6) 国内外锚杆支护施工机具概况，常用的机具简介；(7) 锚杆支护施工质量的重要性，质量检测的必要性，以及检测内容；(8) 锚杆支护矿压监测的重要性和必要性，一般的监测方法和仪器简介；(9) 锚杆支护技术经济效益分析。9.3 技术人员培训

技术人员负责与锚杆支护有关的技术工作，必须经过1-2 周全面、系统的技术培训，培训合格后方可从事锚杆支护技术工作。培训内容主要包括：(1) 岩石力学基本知识；(2) 巷道围岩地质力学测试内容、原理、方法，测试仪器介绍，数据处理和评估方法；(3) 锚杆支护与棚式支架支护原理的区别，常用的锚杆支护理论，锚杆与围岩相互作用关系；(4) 常用的锚杆支护设计方法，全面、详细的动态信息设计法介绍，煤巷锚杆支护设计软件详细培训，包括软件的组成、功能、操作方法、注意事项等；(5) 锚杆支护材料的种类、型号规格、力学性能和指标，支护材料质量检测方法与标准；(6) 国内外主要锚杆支护机具的型号、规格、性能、指标，锚杆机具的适用条件，使用中的注意事项；(7) 锚杆支护施工工艺，包括施工前的准备，井下施工工艺，技术要求，安全技术措施等；(8) 锚杆支护施工质量检测内容、方法，检测仪器的使用方法和检测标准；(9) 锚杆支护矿压监测，包括监测方法、内容，测站布置和监测仪器的使用方法。锚杆支护监测软件的详细培训，信息反馈指标，验证和修改初始设计的准则；

(10) 锚杆支护效果分析，经济效益统计、比较、计算。9.4 施工人员培训施工人员的培训内容主要与现场操作有关。培训内容有以下方面：（1）锚杆支护的基本作用原理；（2）井下使用的锚杆支护材料种类、型号、性能简介；（3）全面、系统的锚杆支护施工工艺、技术要求和安全技术措施培训。机具的性能和操作方法，机具的保护与维修；（4）锚杆支护施工质量的标准要求极其重要性，劣质工程的危害性；（5）锚杆支护施工质量检测的重要性，一般质量检测方法和检测仪器的使用方

法；（6）锚杆支护矿压监测的重要性，测站和监测仪器的保护，简单监测仪器的用途和使用方法。

9.5 加强培训工作（1）领导及管理人员的培训由公司按培训计划安排；（2）技术人员的培训由各矿培训计划安排；（3）施工人员的培训由各施工队安排；（4）各级培训都应做好培训记录；（5）施工人员并应结合培训考试，做到持证上岗。

附录：

本规范主要名词解释

(1) 煤巷：煤层巷道，在煤层中掘进的巷道。(2) 岩石顶板煤巷：沿煤层顶板掘进，顶板为岩层的煤巷。

(3) 煤层底板煤巷：沿煤层底板掘进，顶板为煤层的煤巷。(4) 全煤巷道：在煤层中掘进，顶板和两帮全部为煤层的煤巷。(5) 锚杆：对巷道围岩起锚固作用的一套构件，包括杆体、锚固剂、托板和螺母等。(6) 锚杆支护：以锚杆为主要支护构件，配合其他构件和补强手段的支护方式。包括单体锚杆支护，锚网支护，锚网梁（带）支护，锚网梁（带）锚索支护等。(7) 端部锚固：锚杆锚固长度不大于锚杆有效长度的1/3。

(8) 部分锚固：锚杆锚固长度介于锚杆有效长度的1/3 与1/2 之间。(9) 加长锚固：锚杆锚固长度

介于锚杆有效长度的1/2 与锚杆有效长度的90%之间。(10) 全长锚固：锚杆锚固长度不小于锚杆有效长度的90%。(11) 杆体屈服载荷：锚杆杆体屈服时承受的拉力（kN）。(12) 杆体破断载荷：锚杆杆体断裂时所能承受的极限拉力（kN）。(13) 锚杆锚固力：锚杆在拉拔试验中承受的最大拉力（kN）。(14) 锚杆预紧力：安装锚杆时所施加的紧固力（kN）。(15) 锚杆工作阻力：锚杆在支护状态下承受的载荷（kN）。

隧道围岩分级及其主要力学参数

隧道围岩分级及其主要力学参数一、一般规定在公路勘察设计过程中，是根据周边岩体或土体的稳定特性进行围岩分级的。围岩分Ⅰ～Ⅵ级，由于每级间范围较大，施工阶段对Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ基本级别，再进行亚级划分。在公路隧道按土质特性和工程特性分：岩质围岩分级——Ⅰ～Ⅴ级；土质围岩分级Ⅳ～Ⅵ级。对岩质围岩和土质围岩分别采用不同的指标体系进行评定：岩质围岩基本指标为岩质的坚硬程度和完整程度，修正指标为地下水状态，主要软弱结构面产状及初始地应力状态。土质围岩分级指标体系宜根据土性差异而组成，粘土质围岩基本指标为潮湿程度。沙质土围岩基本指标为密实程度。修正指标潮湿程度。碎石土围岩基本指标为密实程度。至于膨胀土、冻土作为专门研究，这里暂不述。围岩分级指标体系中可用定性分析，也可用定量分析，但由于工地施工条件时间等因素，一般我们仅采用定性分析。下面我讲定性分析来确定围岩级别。 1、确定岩性及风化程度。 2、结构面发育，主要结构面结合程度，主要结构面类型，甚至产状倾角、走向结构面张开度，张裂隙。 3、水的状况涌水量等。二、岩石坚硬程度的定性划分 1、坚硬岩：锤击声清脆、震手、难击碎，有回弹感，浸水后大多无吸水反应，如微风化的花岗岩——正长岩，闪长岩，辉绿岩，玄

武岩，安山岩，片麻岩，石英片麻岩，硅质板岩，石英岩，硅质胶结的砾岩，石英砂岩，硅质石灰岩等等。 2、较坚硬岩：锤击声较清脆，有轻微回弹，稍震手，较难击碎，浸水后有轻微吸水反应。如未风化～微风化的熔结凝灰岩、大理岩、板岩、白云岩、石灰岩、钙质胶结的砂岩等。 3、较软岩：锤击声不清脆，无回弹，较易击碎，浸水后指甲可刻击印痕。如未风化～微风化的凝灰岩，砂质泥岩，泥灰岩，泥质砂岩，粉砂岩，页岩等。 4、软岩：锤击声哑，无回弹，有凹痕，多击碎，手可掰开。如强风化的坚硬岩，弱风化～强风化的较坚硬岩，弱分化的较软岩，未风化的泥岩等。 5、极软岩：锤击声哑，无回弹，有较深凹痕，手可捏碎，浸水后可捏成团，如全风化的各种岩类，各种半成岩。Rc——岩石单轴饱和抗压强度、定性质与岩石的对应关系，一般Rc＞60MPa——坚硬岩，Rc=60～30 MPa为较坚硬岩；Rc=3 0～15MPa为较软岩；Rc=15～5MPa 软岩；Rc＜5Mpa极软岩。也可用Rc=22.82Is(50)，Is(50)——岩石点荷载强度指数。这里不多说。三、岩质围岩的完整度的定性划分这是根据岩体的结构状况来定性划分 1、完整：节理裂隙，不发育，节理裂隙1-2组，平均间距>1.0m 层面结合好，一般。 2、较完整：节理裂隙，不发育，节理裂隙1-2组，平均间距1.0m

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术韩孝广

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术韩孝广发表时间：2019-01-09T14:22:32.410Z 来源：《建筑学研究前沿》2018年第31期作者：韩孝广王涛[导读] 本文分析了深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术。山东省滕州曹庄煤炭有限责任公司山东滕州 277519 摘要：近年来，矿井开采深度逐年增加，巷道周边的地应力也相对提高。本文分析了深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术。关键词：深部煤矿；应力分布特征；巷道围岩前言深部煤炭开采的最大特点是煤炭资源开采前煤岩体处于高原岩应力状态，而进行采掘活动后，裸露采掘空间表面垂直方向的应力迅速降到大气压。这种变化引起围岩应力的调整，出现很高的集中应力，在围岩中形成很大的应力梯度。围岩应力分布不是一成不变的，而是随着采掘活动的进行不断变化。当煤岩体不能承受这种应力变化时，就会出现各种灾害，这对深部煤矿的安全、高效开采带来巨大威胁。 1 深部煤矿应力分布特征 1.1 深部煤矿地应力测量与分析目前，许多矿区对深部煤矿的地应力特征缺乏理性认识。当前直接用于地应力场的研究数据较为缺乏，许多煤矿对支护问题、冲击地压等，与地应力场联系较少。矿井深度的增加导致地应力值增加，破坏巷道能力加强。当前的地应力测量主要以空心包体法为主，某些条件下也可采用水压致裂法。研究地应力学者通过整理600～1500m的深部矿区数据，剔除特殊地质环境测量数据后，总结出地应力测量的方法主要有：水压致裂法（用于一般地质条件）、结合应力解除法。 1.2 深部煤矿地区的地应力方向特征经过对我国深部煤矿地区的地应力测量研究，发现我国深部矿区地应力方向存在一些特征：岩层中的水平应力方向特征较为显著；最大水平应力角度下量值较垂直应力大。 2 深部巷道围岩控制技术巷道围岩控制技术按原理可分为3大类：①支护法。它是作用在巷道围岩表面的支护方式，如各种类型的支架、砌碹支护，为了改善支架受力状况，提高支护阻力，还可实施壁后充填和喷浆等。②加固法。其是插入或灌入煤岩体内部起加固作用，使煤岩体自稳的方法，如各种锚杆与锚索、注浆加固，锚杆、锚索分为插入煤岩体内的部分（杆体、锚固剂），以及设置在巷道表面的构件（托板、钢带及金属网），因此，“锚杆支护”确切意义上应称为“锚杆加固”或“锚杆加固与支护”。③应力控制法。它是改善巷道围岩应力状态，从而使巷道处于应力降低区的方法，包括巷道布置优化及各种人工卸压法。 2.1 巷道布置优化及应力控制法针对深部巷道围岩应力高、变形大，甚至会出现冲击地压、煤与瓦斯突出等动力灾害，进行采掘优化、巷道布置优化，改善巷道受力状态是首先应考虑的方法。将巷道布置在应力降低区，如沿已稳定的采空区边缘掘进巷道（沿空掘巷），将巷道布置在采空区下方（掘前预采、上行开采等），均可明显降低巷道受力，改善围岩应力状态。在深部开采中，有些煤矿水平应力大于垂直应力，而且水平应力具有明显的方向性，最大水平主应力明显高于最小水平主应力。在这种条件下，当巷道轴线与最大水平主应力平行，巷道受水平应力的影响最小，有利于顶底板稳定。根据地应力实测数据优化巷道布置方向，对巷道稳定性会起到事半功倍的作用。此外，巷道布置应尽量避开大型地质构造（断层、褶曲、陷落柱等）。根据深部煤矿地应力场分布特征，对巷道断面形状与尺寸进行优化，可改善巷道周边附近围岩应力分布，有利于围岩稳定。人工卸压法，包括切缝、爆破、钻孔及掘卸压巷等，可转移巷道周边附近的高应力，改善围岩应力状态，在适宜的条件下可作为一种辅助的围岩控制手段。 2.2 深部巷道支护与加固法目前，深部巷道支护与加固形式主要有：锚杆、锚喷支护，U型钢可缩性支架，注浆加固，复合支护（采用2种或2种以上的支护加固方式联合支护巷道，如锚喷+注浆加固，锚喷+U型钢可缩性支架，U型钢支架+注浆加固，以及锚喷+注浆+U型钢支架等型式）。经过多年研究与实践，我国煤矿已形成了基于煤岩体地质力学测试、以预应力锚固与注浆为核心的巷道支护成套技术。对于深部巷道，锚固与注浆技术也是经济有效的围岩控制技术。 1）预应力锚固技术。在深部巷道采用的预应力锚杆、锚索支护技术，其支护原理是大幅提高支护系统的初始刚度与强度，形成高支护应力场，降低采动应力场梯度，主动控制围岩扩容变形，保持其完整性。同时，支护系统应具有高延伸率，允许围岩有较大连续变形，通过预留变形量，使巷道发生可控变形后仍能满足使用要求。不同巷道条件应有不同的锚杆支护形式：预应力锚杆支护适用于围岩比较完整的岩石巷道、岩石顶板煤巷等；预应力锚杆与锚索支护可应用于煤顶巷道、无煤柱护巷、软岩巷道、高应力巷道、动压巷道及大断面巷道等多种比较困难的条件；全预应力锚索支护，顶板、两帮，甚至底板全部采用预应力锚索支护，适用于深部高应力巷道、强烈动压巷道等非常困难的条件。 2）注浆加固技术。在松软破碎煤岩体中开掘巷道，围岩自稳时间短、破碎范围大，在这种条件下，注浆加固是围岩控制的有效途径。注浆加固利用浆液充填围岩内的裂隙，将破碎煤岩体固结起来，提高围岩整体强度，增加围岩自身承载能力。我国煤矿目前采用的注浆材料主要分为2大类：一类是水泥基材料，是注浆加固应用最广的材料；另一类是高分子材料，如聚氨酯、脲醛树脂等。此外，还开发出多种复合材料，以改善注浆材料的性能，降低注浆材料的成本。在井下应用时，可根据巷道具体地质与生产条件进行选择。 3）预应力锚固与注浆联合加固技术。当巷道围岩松软破碎，锚杆与锚索锚固力不能保证时，预应力锚杆、锚索与注浆联合是一种有效的加固技术。注浆可将松软破碎围岩粘结，提高围岩整体强度，同时为锚杆与锚索提供可锚的基础，保证锚杆与锚索预应力与工作阻力能有效扩散到围岩中。注浆后采用预应力锚杆与锚索支护，可有效控制围岩扩容变形，保持围岩长期稳定。此外，还开发了多种注浆锚杆、注浆锚索及钻锚注一体化锚杆，适用于不同条件的巷道加固。

岩石力学参数测试

3.2 侏罗系煤岩层物理力学性质测试 3.2.1试验仪器及原理本试验采用电子万能压力试验机(图3.24)对侏罗系、石炭系岩石试样进行抗压强度、抗拉强度以及抗剪强度的测定。 (a) 电子万能压力试验机 (b) 单轴抗压强度测试 (c) 抗拉强度测试 (d) 抗剪强度测试图3.24 岩石力学电子万能压力试验机及试验过程 (1) 岩石抗压强度测定：单轴抗压强度的测定：将采集的岩块试件放在压力试验机上，按规定的加载速度(0.1mm/min)加载至试件破坏。根据试件破坏时，施加的最大荷载P ，试件横断面A 便可计算出岩石的单轴抗压强度S 0，见式(3.1)。 S 0= P A (3.1) 一般表面单轴抗压强度测定值的分散性比较大，因此，为获得可靠的平均单轴抗压强度值，每组试件的数目至少为3块。 (2) 岩石抗拉强度的测定：做岩石抗拉试验时，将试件做成圆盘形放在压力机上进行压裂试验，试件受集中荷载的作用，见式(3.2)。

S t = 2P DT π (3.2) 式中：S t ——岩石抗拉强度 MPa ； P ——岩石试件断裂时的最大荷载，KN ； D ——岩石试件直径； T ——岩石试件厚度。为使抗拉强度值较准确，每种岩石试件数目至少3块。 (3) 岩石抗剪强度测定：将岩石试件放在两个钢制的倾斜压模之间，然后把夹有试件的压模放在压力实验机上加压。当施加荷载达到某一值时，试件沿预定的剪切面剪断，见式(3.3)。 sin cos n T P A A N P A A τασα? = =? ??? ==?? (3.3) 式中：P ——试件发生剪切破坏时的最大荷载； T ——施加在破坏面上的剪切力； N ——作用在破坏面上的正压力； A ——剪切破坏面的面积； τ——作用在破坏面上的剪应力； n σ——作用在破坏面上的正应力； α——破坏面上的角度。每组取3块试件，变换不同的破坏角，根据所得的数值，便可在στ-坐标系上画出反映岩石发生剪切破坏的强度曲线。并可求出反映岩石力学性质的另外两个参数：粘聚力c 及内摩察角?。 3.2.2 标准岩样加工根据需要和所在矿的条件，在晋华宫矿12#煤层2105巷顶板钻取岩样，钻孔长度约22m ，在。根据各段岩心长度统计结果，晋华宫矿顶板岩层的RQD 值为72.4%，围岩质量一般。岩心取出后，随即贴上标签，用透明保鲜袋包好以防风化，之后装箱，托运到实验室，经切割、打磨、干燥制成标准的岩石试样，岩样制作过程见图3.25。

矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究

矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究摘要：针对深部综放沿空巷道围岩稳定性差、变形大、难支护的特点，通过理论分析、数值模拟和现场实验等方法，从巷道支护方式和巷道断面优化两方面讨论了深部综放沿空巷道的控制技术。研究结果表明：直墙半圆拱形断面、锚梁网索联合支护方式能够较好的控制深部综放沿空巷道围岩，减少巷道围岩变形，增强其稳定性。关键词：深部综放沿空巷道半圆拱形锚网索联合支护断面优化 1、引言随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大，我国矿山相继进入深部开采。目前，我国煤矿开采深度以每年8～12m的速度增加，而东部矿井更以每年10～25m的速度增加，预计未来20年，我国很多煤矿将进入1000m～1500m的深度开采。另一方面，我国已探明煤炭资源埋深在1000m以下的储量为2.95万亿吨，约占煤炭资源总量的53％，因此，现在及未来一段时间内，我国煤矿开采将逐渐转入深部开采。由于深部岩体所处的地球物理环境及其应力场的复杂性，在浅部开采基础上发展起来的传统支护理论、支护参数已难以适应深部巷道支护设计和实践的需要。深部综放沿空巷道，作为一类较特殊的回采巷道，与普通的回采巷道相比，具有以下特点：(1)综放沿空巷道布置在靠近采空区的煤体中，巷道围岩结构破碎，在掘进和回采过程中，巷道将发生较大的变形；(2)对于综放沿空巷道而言，由于巷道上方为顶煤，上覆岩层运动波及的范围及影响程度相应地增大，回采过程中的矿压显现将更加剧烈；(3)综放工作面年产量多在100万t左右，开采强度大，机械设备体积较大，且所需风量剧增，这就要求巷道具有较大的断面；(4)深部综放沿空巷道埋深大，地应力相对较大。由于以上原因，深部综放沿空巷道围岩的稳定性及其控制一直是采矿领域中的研究热点和难点。本文主要从支护方式与参数、巷道断面优化等方面讨论深部综放沿空巷道围岩的控制技术。 2、综放沿空巷道断面的优化由于施工简单，易于成型等优点，矩形和梯形断面形状是目前国内综放沿空煤巷的主要断面形状。但根据弹性力学、岩石力学知道，这两种巷道断面都容易在4个拐角处产生应力集中，不利于巷道围岩的稳定性。直墙半圆拱形断面具有易于巷道顶板稳定、易于施工等优点，目前已经成为岩石巷道的主要形式；但由于半圆拱形巷道施工较复杂，不易成型等缺点，在煤巷中很少应用。由于深部综放沿空巷道的特殊性，尤其是综合机械化掘进易于完成直墙半圆拱形断面的开挖，因此，直墙半圆拱形断面可优先应用于综掘施工的深部综放沿空巷道中。下面将通过数值计算件模拟这两种断面对浅部、深部巷道围岩，特别是对深部综放沿空巷道顶部煤岩体稳定性的影响。

岩体力学参数确定的方法

岩体力学参数的确定方法在岩石工程实践中,首先需要了解其研究对象———工程岩体的力学特性,确定其特性参数。力学参数的合理确定在岩石力学的研究和发展过程中始终是难题之一。在应用工程力学领域, 如果原封不动地借用经典理论力学的连续性假设和定义,会出现理解上的毛病。必须考虑假设的合理使用范围和各物理量的适用定义。本文就地下岩体工程根据侧重的点不同对岩体参数的确定方法进行探讨。一．传统岩体参数的确定方法地下巷道、硐室开挖后，围岩产生应力重分异作用,径向应力减少,切向应力增加,并且随着工程不断推进,岩体应力状态不断改变。巷道、硐室围岩处于“三高一扰动”条件下,岩体表现的力学特性是破坏条件下的稳定失稳再平衡过程。围岩体处于一种拉压相间出现的复杂应力状态。该类工程岩体的力学参数的确定要进行岩体的卸荷试验研究,且要依据现场工程实际条件进行卸荷条件下的应力、渗流与温度三场耦合试验研究。需要进行循环加卸载条件下的岩体力学特性研究,进而获得岩体的力学参数特征。确定地下巷道、硐室工程岩体力学参数的方法为: (1)三轴应力状态下的卸荷三场耦合力学试验,获得有关参数; (2)进行岩体流变特性试验研究,获得有关岩体的流变参数。目前在该领域要进行大量的工作,包括设备仪器的研制等,同时还要利用新的计算机技术才会实现。二．建立力学模型确定岩体力学参数

建立工程岩体力学参数模型主要是解决复杂岩体力学参数确定的问题。要确定复杂岩体的力学参数需要把工程岩体看作具有连续性的模型,运用确定岩体力学参数的新方法,对含层状斜节理的岩体建立力学模型进行力学实验,从而确定了该岩体的各项基本力学参数值。 1．工程岩体力学参数模型目前对岩石的力学属性及其划分基本有两种观点：一种观点认为岩石本身是一个连续的、没有各向异性的材料,另一种意见认为岩石由多晶体系组成,并存在空洞和裂纹等缺陷,使得岩体本身结构表现出各向异性和不连续性。一般情况下岩体被视为非连续介质,但在一定条件下仍满足连续介质力学的基本假定。因此给定工程岩体的连续性假设:假定整个物体的体积都被组成这个物体的物质微元所充满,没有任何空隙。物质微元是有大小的，物质微元的尺寸决定于所研究的工程物体的尺寸。这样就存在一个用连续体理论来研究非连续体的问题。 2．工程岩体力学参数为确定工程岩体的力学参数,需要通过井下工程地质调查,根据岩体所含结构面的不同及结构体特性的差异,选取具有代表性的不同尺寸的岩块和结构面,然后进行一系列室内力学实验和数值模拟实验。具体步骤如下: (1) 通过井下工程调查,确定结构面的空间分布模式,抽象工程岩体结构模型;并在现场采集有代表性的完整岩块和软弱结构面试

深井软岩巷道破坏机理与围岩控制技术研究

深井软岩巷道破坏机理与围岩控制技术研究李智峰（黑龙江科技学院，黑龙江哈尔滨150027）摘要矿井开采进入深部以后，原有的支护方式及支护强度已很难适应深井煤巷的变形特征，巷道围岩变形根本无法满足矿井安全生产的需要。该文通过对深井软岩巷道的变形破坏机理，采用锚杆为主的联合支护技术，实现了深井软岩巷道围岩控制的长期稳定，也为该类巷道推行锚杆联合支护技术提供了参考和借鉴。关键词深井软岩锚喷支护中图分类号TD327 文献标识码 A *收稿日期：2012－02－27 作者简介：李智峰（1972－），男，辽宁彰武人，中级职称，毕业于黑龙江科技学院计算机科学与技术专业，大学本科。现为黑龙江科技学院安全工程学院教师，主要从事科研管理和煤矿安全方面的研究工作。随着煤矿开采强度与范围显著增加，巷道布置出现了以下发展方向：（1）在巷道层位方面，永久性巷道从岩巷向煤巷发展，以提高掘进速度，缩短建井周期；放顶煤开采技术的广泛应用，使得回采巷道从岩石项板煤巷向煤层项板巷道和全煤巷道发展。（2）在巷道断面形状与大小方面，拱形断面向矩形断面发展，以提高掘进速度与断面利用率，回采巷道有利于采煤工作面的快速推进；小断面向大断面发展，以满足大型采掘设备与高开采强度的要求。（3）在回采巷道数量方面，单巷布置向多巷发展，以满足高瓦斯矿井及大型矿井运输、通风的要求。（4）从巷道赋存条件方面，埋深从浅部向深部发展，简单地质条件向复杂地质条件发展，特别是深井软岩巷道围岩控制问题，增加了巷道支护难度，对支护技术提出更高、更苛刻的要求［1－3］。因此，本文从深井软岩巷道破坏机理，针对具体实际情况确定巷道支护方式和技术参数，通过现场工业试验获得良好的技术经济效果。1 深井软岩巷道破坏机理随着开采深度的增加，地应力也随之增加，由于围岩强度小，巷道围岩应力状态达到或超过岩石的塑性变形临界或强度极限，要达到一个新的平衡，必须由深部岩石来承载巷道动压，当一个平衡点被破坏，就要求有一个新的平衡点来支持，这样必然造成巷道围岩松动圈增大，由浅入深，因而巷道收敛变形量急剧增加，稳定性差，给巷道稳定性控制带来困难。1．1深井巷道矿山压力深井巷道稳定性差的根本原因是深井巷道的矿山压力较大，或简单地说是原始地应力大，假定巷道承受的垂向地应力等于地层重力。对于深度达到800m 的巷道，则自重应力可达到20MPa ，如果巷道围岩的轴抗压强度为40MPa ，则有巷道的不稳定系数为0．5，则巷道围岩会因应力集中达到单轴抗压强度极限。对于受到采场矿压作用的巷道，则更容易发生变形破坏。1．2深井巷道变形破坏规律若以巷道松动圈的厚度来表示巷道变形破坏情况，则可发现：随采深的加大，各种岩性巷道的松动圈的厚度随着加厚；岩性越软则松动圈厚度越大，承受动压作用的各种岩性巷道松动圈的厚度值更大一些。鸡西荣华煤矿主要大巷所在水平的岩层主要为泥岩、煤和炭质泥岩，经观测泥岩、煤和炭质泥岩松动圈最大在2 2．5m 之间，属于深井软岩，极难支护。1．3深井软岩巷道稳定性控制通过以上分析，巷道稳定性主要取决于3方面的因素：（1）巷道围岩应力场，主要由开采深度和采动影响决定；（2）巷道围岩的力学性质，主要由岩层结构、岩石强度和裂隙发育情况等因素起作用；（3）巷道支护方式和参数。因此，深井软岩围岩控制应从煤层赋存情况、开采深度和井田的地质情况为依据，从巷道的支护方式和参数入手，不断优化支护方案，增强围岩强度，提高支护能力来控制巷道的稳定性。2锚杆支护在软岩巷道中的应用 2．1 支护方式的选择以鸡西荣华矿水平运输大巷为例介绍软岩巷道围岩控制方式。软岩支护设计必须采取卸压、让压与加固围岩、提高围岩自承能力相结合的方法，若采用料石砌碹的支护方法，不仅工序复杂，支护工期长，工人劳动强度大，成本高，而且因砌筑材料是刚性的，起不到卸压、让压的作用，当围岩应力发生变化时，极易破坏，不能解决软岩支护问题；采用U 型钢支架支护，虽然承载能力高，可缩性强，但硐室高度、跨度较大，施工困难，成本较高，且它不能对巷道围岩提供主动支护作用，也不是一种理想的支护方式。根据荣华水平运输大巷围岩的实际情况，对设计依据进行了详尽分析后，确定采用以高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆为主的锚、网、索与喷射混凝土联合支护。通过高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆对围岩进行主动加固，保持围（下转第155页） 3 512012年第5 期

巷道支护技术

2.1 巷道围岩控制理论 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出普氏冒落拱理论[1-2]，该理论认为：巷道开掘后，已采空间上部岩层将逐步垮落，其上方会形成一个抛物线形的自然平衡拱，下方冒落拱的高度与岩层强度和巷道宽度有关。该理论适用于确定巷道围岩强度不高、开采深度不是很大的巷道支护反力。20世纪50年代以来，人们开始用弹塑性力学解决巷道支护问题，其中最著名的是Fenner [3]公式和Kastner 公式[4]。 Fenner 公式为： ()[]10cot sin 1cot -??? ??+-+-=???σ?N i R r C C P （1）式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0σ—原岩应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径；?N —塑性系数，κ??sin 1sin 1-+= N 。 Kastner 公式为： ()()?????sin 1sin 20sin 1cot cot -??? ??-?++-=R r C P C P i （2）式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0P —初始应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径。国内外巷道顶板控制理论发展很快[3-4]，我国在1956年开始使用锚杆支护，迄今为止，已有50多年的历史。锚杆支护机理研究随着锚杆支护实践的不断发展，国内外已经取得大量研究成果[5-10]。（1）悬吊理论 1952年路易斯阿帕内科L(ouis.Apnake)等提出了悬吊理论，悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上，在预加张紧力的作用下，每根锚杆承担其周围一定范围内岩体的重量，锚杆的锚固力应大于其所悬吊的岩体的重力。（2）组合梁理论

矿山岩层控制

采场顶板支护方法和顶板控制摘要：在实际生产过程中，工作面常有下述一系列矿山压力现象，并且习惯上用这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标。随着我国各种支护设备的使用，我国煤矿回采开采已进入现代化水平，工作面的推进速度，以及当工作面甩掉这些已发生错动的老顶时，时常发生顶板的周期来压，裂隙带岩层形成的结构将始终经历“稳定—失稳—再稳定”的变化。这种变化将呈现周而复始的过程。回采工作面应用的液压支架主要是由梁与柱组合而成的，不仅能实现支设与回撤的自动化，而且对顶板的管理和维护起到很关键的作用，使工作面推进一系列工序也同时实现了机械化，充分减轻了繁重的体力劳动。关键词矿山压力回采开采周期来压液压支架顶板管理一．巷道围岩控制理论与实践的发展（1）巷道布置改革及无煤柱护巷技术我国在采准巷道矿压理论指导下，形成了完善的巷道合理布置系统。在分析开采引起的围岩应力重新分部规律的基础上，研究沿空巷道一侧煤柱边缘带的应力重新分部和支架与围岩关系，掌握无煤柱护巷机理，推进无煤柱护巷技术。同时，发展整体浇注式巷旁充填技术，为沿空留巷的扩大应用开辟了广阔前景。（2）研究巷道支架与围岩关系采用先进支护技术研究巷道支架的合理性能和结构形式，既能有效地抑制围岩变形，又能与围岩变形相互协调，减少支架损坏和改善巷道维护。为此，

研制了适用于不同条件的U型钢、工字钢结构可缩性支架，完善了辅助配套设施，发展了支架壁后充填。（3）软岩巷道围岩控制理论与实践的发展自70年代以来，有计划地开展软岩巷道支护技术科技攻关。对软岩巷道围岩控制的基础理论、软岩的岩性分析及工程地质条件、围岩变形力学机制、巷道支护设计、施工工艺及监测进行全面系统研究。针对软岩的类别和变形力学机制，发展了锚喷网支护技术、U型钢支护壁后充填技术、防治底臌封闭支护技术、围岩爆破卸压和注浆加固技术。（4）巷道围岩控制设计决策及支护质量与顶板动态监测依据巷道围岩稳定性分类及巷道支护形式与合理支护参数选择专家系数，预测巷道围岩稳定性类别、预计围岩移近量、选择支护型式、确定支护参数。实行巷道支护质量与顶板动态全过程监测，通过施工过程中的现场监测、信息反馈、不断修正支护设计和调整支护参数。使巷道围岩控制逐步由经验判断和定性评估向定量分析和科学管理转化。二．采场上覆岩层活动规律的假说自从采用长壁工作面开采以来，上覆岩层中是否存在着大结构，以及此结构是什么形式，一直是采矿科学研究的重要课题。 1.压力拱假说

巷道围岩控制方法与支护方式

巷道围岩控制方法与支护方式 [摘要]在煤矿生产过程中，巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节，关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力，提高围岩的稳定性，合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。【关键词】巷道；围岩控制；支护方式在煤矿生产过程中，巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节，关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力，提高围岩的稳定性，合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。回采导致的支承压力不但数倍于原岩应力，并且，影响范围大。巷道受回采影响后，围岩应力、围岩变形成几倍、几十倍急增。巷道围岩控制的实质是利用煤层开采引起采场周围岩体应力重新分布的规律，正确选择巷道布置和护巷方法，使巷道位于应力降低区内，防范回采引起的支承压力的影响，控制围岩压力。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。 1、巷道围岩压力及影响因素 1.1、围岩压力（1）松动围岩压力。因巷道挖掘而松动、塌落的岩体，其重力直接作用在支架结构物上的压力，表现为松动围岩压力载荷形式，如支护没有有效控制围岩变形，围岩形成松动垮塌圈时，造成松动围岩压力，顶压显现严重。（2）变形围岩压力。支护可控制围岩变形的发展时，围岩位移挤压支架而出现的压力，即：变形围岩压力。在围岩、支护力学体系中，围岩与支架互相作用，围岩就对支架施加变形压力。弹性变形压力是围岩弹性变形时作用在支架上的压力，弹性变形出现的速度很快，变形量相当小，围岩、支护相互作用的过程，实际作用较小。塑性变形压力是因为围岩塑性变形和破裂，围岩向巷道空间位移，使支护结构受压，这是变形围岩压力的基本形式。塑性变形的状况由巷道塑性区和破裂区的范围所决定。塑性区的扩展具有时间效应，它不再扩展时，围岩变形速度就下降。（3）膨胀围岩压力。与变形压力不同，它是由吸水膨胀导致的。从表面上看，膨胀压力是变形压力，而两者的变形机制完全不同。一个是与水发生理化反应；一个是围岩应力与结构效应。

动压巷道围岩控制支护技术探讨正式版

Through the reasonable organization of the production process, effective use of production resources to carry out production activities, to achieve the desired goal. 动压巷道围岩控制支护技术探讨正式版

动压巷道围岩控制支护技术探讨正式版下载提示：此安全管理资料适用于生产计划、生产组织以及生产控制环境中，通过合理组织生产过程，有效利用生产资源，经济合理地进行生产活动，以达到预期的生产目标和实现管理工作结果的把控。文档可以直接使用，也可根据实际需要修订后使用。 1 问题的提出由于我矿主采煤层的底板大多为松软的泥岩，二水平开采深度已达500m，布置在底板岩巷的南大巷、南异三条上山、各类峒室及采区准备巷道，受采动影响遭到严重破坏，失修巷道达1万m，年维修费用达千万元以上。为彻底解决失修巷道，从根本上解决问题，除抓好工程施工质量外，将受采动影响的巷道提前进行加固，保证巷道受采动后仍能保证安全使用。

2 支护技术方案与对策 2.1锚注预加固支护方案对于锚喷巷道来说，可采取的加固措施包括可缩性金属支架加强支护、加长锚杆及预应力锚索支护、注浆加固支护等。通过矿井近几年的实践证明，采用金属支架加强支护并不能保证巷道的长期稳定，而采用加长锚杆及预应力锚索支护工艺复杂，成本较高，亦不宜采用。经分析研究，决定采用锚注预加固联合支护方案。在原锚网喷基础上，对巷道进行初喷，堵塞巷道的裂缝，接着进行锚注加固，使灰浆充满围岩中裂隙，最后进行锚网梯加

巷道滞后注浆围岩控制理论与实践.

巷道滞后注浆围岩控制理论与实践 1.概述 1.1 注浆技术应用现状采矿工程师应用注浆技术已有一个多世纪的历史，1864年首创水泥注浆法，1885年铁琴斯(Tietjens)成功采用地面预注浆开凿井筒，获得专利权；20世纪初注浆技术应用到井下巷道，此后注浆法在矿井建设中作为防治水和改善工程地质条件的重要方法，先后在英国、法国、南非和苏联得到广泛应用。比较有名的注浆工程如：巴黎地铁奥柏(Auber)车站注浆、横跨尼罗河的阿斯旺(Aswan Dam)水坝防渗注浆、日本青函隧道围岩预注浆等，其目的主要是防渗和堵水，客观上也起到稳定工程结构及围岩的作用。近数十年来，注浆技术在岩土工程实践中获得了更广泛的应用，已研制开发出多种注浆方法和上百种注浆材料，满足了很多复杂地质条件的工程要求，并积累了丰富的经验，逐渐发展成为一个相对独立的研究方向。1989年国际岩石力学学会成立注浆委员会，1991年我国在广州举行全国灌浆会议，并成立了中国岩石力学与工程学会岩石锚固与注浆技术专业委员会，加强了理论研究和技术交流。但由于岩土介质的极端复杂，裂隙岩体的渗流理论尚不够成熟，注浆工程常常依赖于经验，大型注浆工程技术参数只能依赖于反复的现场调试和监测，其中注浆固结体的力学性质、浆液流动时的力学过程以及注浆参数设计等理论问题，尤其缺乏系统完整的研究与论述。这些问题影响到注浆效果和技术经济指标的提高，甚至造成人力、物力的浪费，其总体研究水平与其他岩土工程技术相比尚处于初级阶段。

在我国煤矿的井巷施工中，注浆技术早在20世纪50年代就有较多的应用，东北鹤岗矿区、鸡西矿区和山东淄博矿区首先采用井壁注浆封堵井筒漏水，随后山东新汶矿区张庄立井采用工作面预注浆取得良好堵水效果。20世纪60年代以后注浆法有了很大发展，在矿井中已将注浆用于堵水、灭火、密封(瓦斯)以及对软土和构造破碎岩层进行加固，处理围岩冒落坍塌事故，进行巷道修复等方面的工作。20世纪80年代以来，由于现代支护理论的发展和注浆技术的进步，以支护为目的的巷道围岩注浆在苏联、德国等地开始研究和推行，我国同期也在复杂和不良岩体内的巷道工程中采用过注浆加固技术。典型的实例有：金川镍矿用后注浆法加固巷道取得良好效果；山东龙口矿区采用注浆加固与锚喷支护或锚喷架联合支护治理软岩取得实效；徐州旗山矿应用锚注支护技术维护巷道取得成功；抚顺矿区采用卸压加固注浆获得成功；徐州矿务局权台煤矿在v类回采巷道中采用围岩注浆与锚架联合支护取得成功，淮北矿务局朱仙庄煤矿、芦岭煤矿的新掘岩巷、修复岩巷和煤巷中应用滞后注浆加固技术控制围岩变形取得明显效果。注浆材料也从水泥浆发展到多种化学浆、水泥一水玻璃浆。因此，从历史发展看，注浆多用于岩土工程的堵水、防渗与加固，主要是一门与地下水害作斗争的工程技术。煤矿巷道围岩注浆加固技术目前仅作为一项特殊的手段，主要用于如下两种情况： (1) 为提高掘进头及掘进工作面前方煤和岩体的稳定性，短期加固煤岩体，便于安全掘进和支护，从时间上可分为预注浆和随开挖及时注浆，

巷道围岩

大变形巷道围岩变形机理与控制技术摘要: 为得到困难条件下大变形巷道围岩的变形机理与控制对策以困难条件下巷道的类型划分和特点为基础，总结了巷道围岩表面变形特征和内部的变形与结构特征，详细分析了高应力大变形破坏、底鼓型巷道系统失稳、采动巷道的变形破坏、结构面错动变形机制、围岩与支护结构不耦合五类主要变形机制。结合巷道围岩控制理论研究与工程实践，提出了目前困难条件下矿井巷道支护存在的主要问题、难点与控制关键。关键词: 困难条件; 大变形巷道; 围岩控制; 变形机理; 控制技术 0 引言近年来，随着我国经济社会的快速发展、西部能源战略基地的大力建设、南方煤企重组的结构调整，煤炭的产量在逐步提高，为国民经济建设提供了重要支撑。然而，随着煤炭资源开发规模、开采深度的增加，开采条件在持续恶化，巷道维护难度在不断增加，这给矿山巷道支护提出了新的挑战与课题，因此，困难条件下( 例如大采深、构造应力、多次采动影响、松软围岩、突出煤层等) 巷道围岩控制理论与技术亦成为当前矿业工程领域研究的热点与难点。首先，由于我国东中部浅部煤炭资源的日益短缺，煤层开采必然转向深部，而深部开采因高地温、高地压、高渗透压和开采扰动( “三高一扰动”)的不利影响，使得深部矿井巷道的地质力学环境愈加复杂，地下工程灾害日益增多，深部巷道围岩稳定性控制变得更为困难。一方面，部分矿井由浅部的硬岩矿井转型为深部软岩矿井，围岩缓变型大变形支护问题十分突出。另一方面，深部煤层开采引发的冲击地压、瓦斯突出、岩爆等突变型大变形重大灾害在我国频繁发生，给国家财产和人民生命造成了巨大的损失，动力作用下巷道围岩控制问题已成为目前煤炭科技工作者所关注的重大问题之一。其次，西部大型煤炭生产基地的建设为矿井巷道围岩控制理论与技术的发展提供了良好的机遇，同时也提出了新的挑战。西部矿区的地质条件有其特殊性，即第四纪冲积层非常浅、软弱基岩埋藏深、含水层较多，( 特) 厚砂砾层、松散沉积砂层、厚冲积层等地层较为常见。特别是基岩多为中生代软弱不稳定岩层，成岩较晚、胶结程度差、强度低，遇水软化、泥化，这都增加了巷道围岩的控制难度。再次，与北方矿区相比，南方煤矿多为小型矿井，煤层赋存不稳定，地质条件较为复杂，矿井瓦斯含量较高，万吨掘进率偏高。因此，南

围岩力学机理

1 巷道变形力学机理巷道未开挖时，周围岩体处于原岩应力状态，原岩应力在一定时期内是相对平衡的。当在原岩内进行开挖后，巷道周围一定范围内岩体的原岩应力遭到破坏，导致应力重分布，引起巷道周围岩体的变形、位移、甚至破坏。由于开挖而引起的围岩或支护结构上的力学效应统称为广义的围岩压力。围岩压力的大小不仅与岩体的初始应力状态有关，岩体的物理力学性质和岩体结构有关，还与工程性质、支护结构及支护时间有关。当围岩的二次应力不超过围岩的弹性极限时围岩压力将全部有围岩自身来承担。当二次应力超过围岩的强度极限时，就必须采取措施以保证巷道稳定。此时，围岩压力由围岩与支护结构共同承担。围岩压力就其表现形式分为松动压力、变形压力、膨胀压力、冲击压力等。 1.1 松动压力由于开挖而引起围岩松动或坍塌的岩体以重力形式直接作用在支护结构上的压力是松动压力。其多数情况下出现在巷道的顶板和侧帮，表现为顶板压力比较大，侧帮压力比较小。松动压力是因为围岩个别岩体的滑动、或者由于支护不及时导致松散围岩的冒顶或片帮，以及在节理发育的裂隙岩体中，围岩某些部位沿软弱结构面发生剪切破坏或受拉破坏等导致局部滑动引起的。松动压力有以下特点：不连续、难预测，突发性[7-8]。

1.2 变形压力开挖必然引起围岩变形，支护结构为抵抗围岩变形而承受的压力称为变形压力。变形压力多数是因为应力重新分布后产生的二次应力很大，超过围岩的强度极限时，导致一些围岩产生变形，进入塑性阶段。当岩体强度比较较高时，在无支护状态下，塑性区将渐渐扩大到一定区域就不再扩大。煤层巷道中，由于煤体强度小，过大的塑性变形会导致塑性区进入破裂阶段，进而导致巷道失稳。形变压力与围岩变形和支护结构有关，支护结构与支护刚度有关；围岩变形与支护的施筑时间有关。所以形变压力是支护结构特性和时间的曲线。如图2.1所示。图2.1 围岩与支护共同作用特性分析图中曲线可知，巷道刚开挖成型时围岩变形迅速，随着时间的推移，变化速率减慢。如果支护非常早时，支护结构上压力越大，对材料要求比较高。如果支护比较晚，支护结构难以控制围岩变形，围岩会超出其塑性阶段，进入破坏阶段以致围岩破坏，此时支护的意

采场附近巷道围岩控制

第十一章采场附近巷道围岩控制由于采场上覆岩层大范围运动和垮落，对采场附近巷道形成强烈的动压影响，使巷道维护状况严重恶化。采场附近巷道围岩控制，成为矿山巷道的难点和重点。动压影响巷道围岩控制首先要合理确定巷道与采场之间的相对位置，然后是选择适合动压巷道变形特点的支护与加固方式。第一节采场附近支承压力分布规律如本书第1编所述，在回采工作面推进过程中及回采结束后，由于上覆岩层自下而上逐步冒落、破断与沉降，将在回采工作面周围形成动态的及静态的支承压力，如图11-1所示，在回采工作面四周煤体或煤柱上出现应力集中现象，在采空区内出现应力降低现象。图11-1 长壁工作面周围垂直应力的分布可以采用实验室模拟实验、现场实测或数值计算等方法，近似估计支承压力的分布规律，包括峰值大小及位置，应力升高区压力及影响范围，应力降低区压力及范围。一、煤层下部底板中支承压力分布上述图11-1所示的支承压力，将向其下方的底板煤岩中传递，形成相应的应力升高区和应力降低区，并随着回采工作面的推进，发生变形与应力的扩散和衰减过程。 1、变形的扩散和衰减规律变形的扩散和衰减规律如图11-2及图11-3所示，它们分别表示沿走向剖面和沿倾斜剖面（工作面前方10m处），下方底板中的变形特征。图中实线表示距煤层分别0、8、24、40m的四个水平上的变形增量曲线（取水平线为零线），虚线表示附加变形完全衰减的边界。

图11-2 沿走向剖面底板中变形扩散规律 Ⅰ—边缘下方压缩变形区；Ⅱ—采空区下方变形恢复区图11-3 工作面前方10m 处沿倾斜方向底板中的变形规律 2、应力的扩散与衰减规律。底板中铅直应力的集中区和卸压区基本上与支承压力的集中区和卸压区相对应，随着Z 值增加应力集中和卸压程度降低，应力分布趋向缓和。图11-4为沿走向剖面底板中3个应力分量的分布规律。由图11-4（a ）可见，垂直应力z σ的高峰位置与法线成一定夹角向煤体前下方传播，高峰值大小按负指数规律衰减；z σ的原始应力等值线位置与法线成15°左右向后下方伸展。图11-4 支承压力在底板中的传播（a ）岩层处于相对稳定状态的支承压力分布；（b ） z σ/h γ分布；（c ）x σ/h k γ分布（3/1=k ）；（d ）h xz γτ/分布煤柱宽度对应力传递规律有较大影响。图11-5为一侧采空（相当于煤柱无限宽）、两侧采空煤柱较小和两侧采空煤柱较宽情况下，底板中z σ的应力等值线图，可见3种情况下底板中支承压力的峰值大小及分布范围是有很大区别的。

TBM刀具设计中围岩力学参数的选择

第20卷第2期岩石力学与工程学报20(2):230~234 2001年3月Chine se Jour nal of Rock Mechanics and Engineer ing Mar ch,2001 TBM刀具设计中围岩力学参数的选择* 徐则民黄润秋张倬元 (成都理工学院工程地质研究所成都610059) 摘要围岩力学特性是隧道掘进机)))TBM刀具设计中必须考虑的重要因素,而且这一因素也直接关系到TBM的总体设计及选用TBM施工的可行性。选择以单轴抗压强度为核心的参数系统作为刀具设计依据是不完善的。TBM 掘进过程中,刀具正下方因承受纵向压力而下陷,刀具两侧附近岩石由于受到平行掌子面的挤压而隆起。岩石下陷和隆起的同时,其内部出现张性或张剪性破裂面。当相临刀具诱发的隆起区重叠时,岩石便以碎块的形式脱离掌子面。在刀具荷载作用下,掌子面上两点之间的相对位移越大,对掘进越有利,而不同点之间的相对位移受岩石泊松比L和弹性模量E的控制。较大的L、较小的E对TBM掘进是有利的。除了单轴抗压强度外,刀具设计还应综合考虑变形参数L和E。关键词TBM,刀具设计,围岩力学参数,单轴抗压强度,泊松比,弹性模量分类号TU451文献标识码A文章编号100026915(2001)022******* 1引言由装有刀具的刀盘、刀盘旋转驱动装置和刀盘纵向推进装置组成的掘进系统是庞大的工厂化TBM 综合体中最重要的部分,而掘进系统中的刀具,也称为盘形(碟形)刀具(刀圈、滚刀),作为TBM的破岩工具,则是TBM中最重要、最关键的部件。TBM是否可以充分发挥其高效能、低成本的优势,很大程度上取决于刀具的质量以及其是否符合所掘进的隧道。目前的TBM一般都由厂商根据甲方提供或由厂商亲自测定的围岩参数为甲方特制,设计中考虑的围岩参数包括岩石强度(抗压、抗拉和剪切强度)和耐摩性能等。尽管有多个指标,但在刀具设计中,甚至是在比较T BM的掘进业绩或在T BM与钻爆法之间作出选择时,最常考虑的因素一般都是单轴抗压强度[1~3],有时加上一个反映岩石耐磨性能的石英含量[4~6]。单轴抗压强度(UCS)是在无围压(R2=R3=0)而单向加压(R1)情况下获得的一个岩石强度参数,岩石的破坏方式为张裂、剪裂或张2剪复合型破裂。如果以岩石的单轴抗压强度为依据设计刀具,那么刀具破岩的理想条件是掌子面上有走向平行隧道轴向的节理发育,即隧道轴线方向存在由节理构成的一系列临空面。节理之间的岩块,在刀具荷载的作用下,形成张性或张剪性裂隙,并向临空面方向膨胀。所有刀具共同作用的结果是在刀具以下一定深度范围内的岩石,在既有节理的基础上,形成密集的裂隙带,并逐渐脱离掌子面。掌子面上发育与隧道轴线走向一致的节理系统的情况是存在的,但几率却是不大的。如果既有节理系统与隧道轴线大角度相交、无节理或节理的开度很差,那么靠单轴压缩来破岩就很困难了,而这种情况在大埋深特长隧道中又是很常见的。因此,以岩石单轴抗压强度作为TBM刀具设计的主要依据是不完善的。西康铁路秦岭特长隧道所用的TB880E型TBM 是德国Wirth公司专门为秦岭隧道特制的,TBM及刀具设计的主要依据是UCS和石英含量。根据设计和招标文件,秦岭北口第一段,即4.2km的片麻岩段岩石的抗压强度为78~137MPa、石英含量为20%~30%;Wirth公司保证在该区段内刀具的使用寿命达到180h,刀具消耗控制在439把以内。同时,中德T BM采购合同还规定,当岩石抗压强度为100 ~180MPa时,掘进速度为3.5m/h,在325MPa 时,掘进速度不小于1m/h。 1999年11月29日收到初稿,2000年2月17日收到修改稿。 *国家杰出青年科学基金(49525204)资助项目。作者徐则民简介:男,37岁,博士,1988年毕业于长春地质学院水工系水文地质工程地质专业,现为教授,主要从事交通工程病害方面的研究工作。

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