巷道围岩应力控制技术
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深井高应力复合顶板巷道围岩控制技术
丁集煤矿 1262 （ 1 ） 工作面位于西一采区南部， 边界东为 采 区 大 巷 保 护 煤 柱 线， 西 到 经 线 62 000 线， 北起纬线 38 500 线， 南至纬线 38 260 线， 煤层平 均厚度 3． 0 m， 煤层倾角为 3° ～ 6° ， 工作面长度 240 m， 推进长度 2 500 m， 面积 60 万 m ， 地面标高 + 22 ～ 23． 5 m。1262 （ 1 ） 工作面煤巷最大埋深达 1 000 m， 属深井煤巷， 其围岩为非均质层状赋存， 在高应 力作用下变现为强烈的两帮移近和底臌； 巷道顶板 为典型的复合顶板结构， 软硬岩层互层， 层间结构充 填介质疏松， 孔隙度大， 内应力超过自身的抗压强度 时， 易发生塑性变形， 节理、 裂隙发育、 弱面多， 抗剪 强度低， 自稳能力差； 层间岩体未固结， 内摩擦角小， 粘结力差， 各层间物理力学性质相差悬殊， 各岩层在 赋存区域内的赋存状态变化较大 ， 层间联系不紧密， 摩擦力小， 极易发生离层； 矿井为高瓦斯矿井， 需要 在轨道平巷一侧掘进尾抽巷， 两巷的同时掘进引起 支承压力叠加， 产生应力集中， 应力集中系数增大， 导致两帮和底板变形量加剧， 加大支护难度
技术·创新
（ 2012 － 08 ）
· 89·
深井高应力复合顶板巷道围岩控制技术
冯朝朝， 丁凌霄， 毛彦鑫
（ 中国矿业大学 矿业工程学院， 江苏应力复合顶板条件下的煤巷施工 ， 给支护工作带来很多困难， 如不采用先进合理 的支护技术方案， 将可能产生很大的安全隐患。对支护方式选择、 巷道围岩控制原理、 巷道围岩 摘 控制技术、 支护参数设计及实际应用等方面进行分析和研究 ， 并对如何确保深井高应力复合顶板 条件下巷道支护质量及安全问题进行了阐述 。现场实践证明， 锚网索联合支护方式具有良好的 技术经济效果。 关键词： 高应力； 复合顶板； 围岩控制； 锚网索联合支护 中图分类号： TD353 文献标志码： B 文章编号： 1003 － 496X（ 2012 ） 08 － 0089 － 03
深井巷道围岩地应力分布规律测试及控制技术
深井巷道围岩地应力分布规律测试及控制技术近年来，深井巷道围岩塌陷事故频发，给煤矿生产带来了极大的危害和损失。
为了保证井下工作人员的安全和煤矿的正常生产，对于深井巷道围岩的应力分布规律的测试和控制技术的研究变得十分重要。
本文将从测试方法和控制技术两方面探讨深井巷道围岩地应力分布规律测试及控制技术。
一、测试方法1、钻孔法钻孔法是最常用的测试深井巷道围岩地应力分布规律的方法。
通过在围岩中钻一定深度的孔洞，测定围岩中不同深度的应力值，从而得出围岩的应力分布规律。
钻孔法不仅测试精度高，而且速度快，对立即掌握围岩应力情况十分有利。
如果要求精度更高，还可以使用测微计、电测点等设备辅助测量。
2、红外线法红外线法是一种非接触式的测试方法。
通过使用红外线扫描仪和热像仪来记录巷道围岩的温度分布，进而测定围岩中的热应力分布，从而推导得出围岩地应力分布规律。
该方法测试过程不需要人员进入巷道，减少了工作人员的安全风险。
但是，由于围岩的温度变化受到许多因素（如气流、地温、水温等）的干扰，该方法的测试精度相对较低。
3、衬砌变形法衬砌变形法是一种通过测定巷道内衬砌的变形情况，推导出围岩地应力分布规律的方法。
该方法依靠衬砌的弹性形变来估计围岩的应力状态。
衬砌变形法能够实时监测巷道围岩变形，尤其在有活动性煤层的支护工程中有重要的应用价值。
二、控制技术1、钢丝网隧道衬砌支护技术钢丝网隧道衬砌支护技术首先在巷道壁上铺设钢筋网，然后注入混凝土，形成固定的隧道衬砌。
该技术能够承受较大的围岩应力，大幅度提高了巷道的承载能力。
2、岩石锚杆加固技术岩石锚杆加固技术是指将钢筋或钢板插入巷道围岩中，然后将锚杆和巷道围岩胶接固定。
该方法可承受恶劣环境下的巷道围岩应力，延长了巷道使用寿命。
3、压力释放技术压力释放技术是通过钻孔工程在巷道围岩中开凿孔洞，将压力释放到较低的地层，以实现围岩的松弛减压。
该方法在一定程度上缓解了巷道围岩应力，有效预防了围岩坍塌。
岩石力学巷道围岩应力分布及其稳定性分析
二、巷道围岩弹性区次生应力分析
基本假设： ①围岩为均质，各向同性、线弹性、无蠕变或粘性行为。 ②巷道长度远远大于巷道断面尺寸，符合平面变形条件。 ③巷道深度远远大于巷道断面尺寸，因此可忽略巷道围岩自 重。
1、圆形巷道次生应力分布
2 4 a2 1 1 a a r q p 1 2 q p 1 4 2 3 4 cos 2 r 2 2 r r 4 a2 1 1 a q p 1 2 q p 1 3 4 cos 2 r 2 2 r
r r 0
b m a
椭圆形巷道周边次生应力分布随轴比的变化(λ =1/4)
轴比m=b/a
应力
5
1.15p 1.75p
4
1.25p 1.25p
3
1.42p 0.75p
2
1.75p 0.25p1Fra bibliotek2.75p
1/2
4.75p
1/3
6.75p
两帮中央 顶底板中央
-0.25p -0.50p -0.58p
三、相邻巷道间的相互影响规律
相邻巷道间的相互影响规律： ①、当巷道断面相同时，其相互影响的距离可定为巷道最大尺寸 的3—5倍，当受爆破影响时，可增大为4—6倍。 ②、当相邻巷道中心连线与最大主应力垂直时，巷道间岩柱的应 力集中程度增加；当连线与最大主应力一致时，应力集中程度降 低巷道可相互起到屏蔽作用。
3、矩形巷道次生应力分 布
4、直壁拱形巷道次生应力分布
弹性区围岩应力分布规律： ①、围岩应力中，其决定作用的因素是：原岩应力、侧压系数、 断面以及a/r等。 ②、形状对围岩应力的影响往往比断面大小更明显。 ③、不论何种形状的巷道，其围岩应力均随着远离孔边急剧下降， 而且应力集中程度越高，下降幅度越明显。 ④、圆形巷道应力集中程度最低，平直周边容易出现拉应力，拐 角处容易产生高剪应力。 ⑤、巷道的高宽比对围岩应力分布有重大影响，断面的尺寸应尽 量与最大来压方向一致。
基本假设： ①围岩为均质，各向同性、线弹性、无蠕变或粘性行为。 ②巷道长度远远大于巷道断面尺寸，符合平面变形条件。 ③巷道深度远远大于巷道断面尺寸，因此可忽略巷道围岩自 重。
1、圆形巷道次生应力分布
2 4 a2 1 1 a a r q p 1 2 q p 1 4 2 3 4 cos 2 r 2 2 r r 4 a2 1 1 a q p 1 2 q p 1 3 4 cos 2 r 2 2 r
r r 0
b m a
椭圆形巷道周边次生应力分布随轴比的变化(λ =1/4)
轴比m=b/a
应力
5
1.15p 1.75p
4
1.25p 1.25p
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1.75p 0.25p1Fra bibliotek2.75p
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1/3
6.75p
两帮中央 顶底板中央
-0.25p -0.50p -0.58p
三、相邻巷道间的相互影响规律
相邻巷道间的相互影响规律： ①、当巷道断面相同时，其相互影响的距离可定为巷道最大尺寸 的3—5倍，当受爆破影响时，可增大为4—6倍。 ②、当相邻巷道中心连线与最大主应力垂直时，巷道间岩柱的应 力集中程度增加；当连线与最大主应力一致时，应力集中程度降 低巷道可相互起到屏蔽作用。
3、矩形巷道次生应力分 布
4、直壁拱形巷道次生应力分布
弹性区围岩应力分布规律： ①、围岩应力中，其决定作用的因素是：原岩应力、侧压系数、 断面以及a/r等。 ②、形状对围岩应力的影响往往比断面大小更明显。 ③、不论何种形状的巷道，其围岩应力均随着远离孔边急剧下降， 而且应力集中程度越高，下降幅度越明显。 ④、圆形巷道应力集中程度最低，平直周边容易出现拉应力，拐 角处容易产生高剪应力。 ⑤、巷道的高宽比对围岩应力分布有重大影响，断面的尺寸应尽 量与最大来压方向一致。
高应力巷道围岩变形机理及控制技术研究
２ ６
山西煤炭 Ｓ ＮＸＩ ＨＡ ＣＯＡ Ｌ
第３ 卷 １
第 ６期
两 帮应 力 集 中 区域 逐渐 减 小 ， 力集 中系数 明显 增 应
度 ， 加锚 固 区抵 抗 变 形 的能 力 ； 一 方 面通 过 大 增 另 幅度 提高 锚杆 的预 紧力 ， 强 锚杆 控 制 围岩 的早 期 增 扩 容 与离 层 的 能力 ， 大 限度 地保 持 锚 固煤 岩 体 的 最 完 整 性 和承 载 能力 ，避免 围岩产 生 较 大 的变形 ， 成
４ 结 束 语
１采用锚网索喷注联合支护技术 ， ） 在空间和时
间上 可 以采 用 交叉 作 业形 式 ， 为巷 道 的快 速 掘进 与 返修 奠 定 了基 础 ， 而大 大 提 高 了高应 力 巷 道 的掘 从
３ 工 程 实践
郓 城 矿 井 底 车 场 原 有 支 护 方 式 为 锚 杆 ＋锚 索
Ｓｕ ｐｐｏ ｔｎｇ Ｔｅ ｈｎｏ ｏ ｙ ｏ ｔ ｉ ｅ ａ ｒｉ ｃ ｌ ｇ ｆＲｅ ａ ｎ ｄ Ｒｏ ｄｗａ ｎ ｏ ｎ。ｅ ｐａ ｓｏ ｙ ｉ Ｂｒ ｋｅ ’ ｘ ｎ ｉ ｎ
Ｃｏ ｌＳ ａ ｓ ａ ｅ ｍ
ＱＩ ｉ ｈｏ Ｎ Ｈａ －ｚ ｎｇ
１ 高应 力巷 道 围岩破 坏机 理分 析 ． １
发生高应力劈裂现象。巷道经常突然来压 ， 普通的 刚性支护普遍破坏 ，锚杆支护在很多部位破断 ， 顶 板和两帮岩体 内部均可听到破裂声音 。 ４同一般软 （ ） 岩巷道相 比， 深井高应力巷道围岩变形多有如下特 点 ：首先是两帮煤岩体受挤压变形严重先破坏 ， 然
根据工程实际存在问题 ， 支护方案改进为锚网
喷索 ＋注浆联合支护 。实施顺序为： 网一喷浆一 锚 锚索～注浆 。锚 网：巷道采用 ２ ｍ×２ ０ ｍ ０ ｍ ０ ４ ｍ 的左旋高强度螺纹钢锚杆全断面支护 ， 锚杆 间排距
山西煤炭 Ｓ ＮＸＩ ＨＡ ＣＯＡ Ｌ
第３ 卷 １
第 ６期
两 帮应 力 集 中 区域 逐渐 减 小 ， 力集 中系数 明显 增 应
度 ， 加锚 固 区抵 抗 变 形 的能 力 ； 一 方 面通 过 大 增 另 幅度 提高 锚杆 的预 紧力 ， 强 锚杆 控 制 围岩 的早 期 增 扩 容 与离 层 的 能力 ， 大 限度 地保 持 锚 固煤 岩 体 的 最 完 整 性 和承 载 能力 ，避免 围岩产 生 较 大 的变形 ， 成
４ 结 束 语
１采用锚网索喷注联合支护技术 ， ） 在空间和时
间上 可 以采 用 交叉 作 业形 式 ， 为巷 道 的快 速 掘进 与 返修 奠 定 了基 础 ， 而大 大 提 高 了高应 力 巷 道 的掘 从
３ 工 程 实践
郓 城 矿 井 底 车 场 原 有 支 护 方 式 为 锚 杆 ＋锚 索
Ｓｕ ｐｐｏ ｔｎｇ Ｔｅ ｈｎｏ ｏ ｙ ｏ ｔ ｉ ｅ ａ ｒｉ ｃ ｌ ｇ ｆＲｅ ａ ｎ ｄ Ｒｏ ｄｗａ ｎ ｏ ｎ。ｅ ｐａ ｓｏ ｙ ｉ Ｂｒ ｋｅ ’ ｘ ｎ ｉ ｎ
Ｃｏ ｌＳ ａ ｓ ａ ｅ ｍ
ＱＩ ｉ ｈｏ Ｎ Ｈａ －ｚ ｎｇ
１ 高应 力巷 道 围岩破 坏机 理分 析 ． １
发生高应力劈裂现象。巷道经常突然来压 ， 普通的 刚性支护普遍破坏 ，锚杆支护在很多部位破断 ， 顶 板和两帮岩体 内部均可听到破裂声音 。 ４同一般软 （ ） 岩巷道相 比， 深井高应力巷道围岩变形多有如下特 点 ：首先是两帮煤岩体受挤压变形严重先破坏 ， 然
根据工程实际存在问题 ， 支护方案改进为锚网
喷索 ＋注浆联合支护 。实施顺序为： 网一喷浆一 锚 锚索～注浆 。锚 网：巷道采用 ２ ｍ×２ ０ ｍ ０ ｍ ０ ４ ｍ 的左旋高强度螺纹钢锚杆全断面支护 ， 锚杆 间排距
深井巷道围岩地应力分布规律测试及控制技术
（ 上接 第 １ ４ ３页） 进行 线损分级管理和控制 ． 同时明确责任主体 ， 以有 分析跟踪 ． 找出原 因降损 。对于供 电所来说 ． 主要是对 ｌ Ｏ ｋ Ｖ线路的管 必须将责任分解 到班组或个人 效控制 线损 ， 另外 ． 可 以快速查 找线损波 动和异常 的原因 ． 并进行 分 理 ． 析， 其核心如下。 （ ５ ） 线损分 台区管 理 ， 其主要 目的是 统计 每个 ０ ． ４ ｋ Ｖ台区的损耗 ， （ １ １ 线损异 常分析与控制 线损四分 分析要按 照定量分析与定性分 杜绝 Ｏ ． ４ ｋ Ｖ低压用户电量的跑 、 冒、 滴、 漏 。对于分 台区管理必须将 责 析相结合 ． 以定量分析为主原则 重点分析指标完成情况 ， 统计线损与 任分解到班组或个人 ． 实行线损 台区承包制考核到人 ． 杜绝 电量 的跑 、 计划 、 同期及理论线损 比较分析 ， 线损 波动原 因分析 分 区异常是指分 冒、 滴、 漏 。一般情况下 ， ０ ． ４ ｋ Ｖ客户数 量较大 ． 在供 电企业中所 占损耗 区线损率 同比或环 比数值变化超过正负 １ 个 百分点 ： 分线异常是指城 比重最大 ． 是降损增效最关 键的部分 网ｌ Ｏ （ ６ ） ｋ Ｖ有损线损率（ 含变损 ） 大于 ５ ％． 农网 ｌ Ｏ （ ６ ） ｋ Ｖ有损线损 率（ 含 （ ６ ） 实行定期 和不定期 的营销检查活动 查违章用 电， 及 时纠正营 变损１ 大于 ７ ％． 同比或环 比数值变化超 过正负 １ 个百分 点 ： 分 台区异 业差错 ， 严厉打击窃电行 为 ． 窃电户要严格按规定处理 ． 检查 活动要有 有分析 、 有措施 经常检查低压线路 ， 提高线路绝缘水平 ， 及时修 常是指城 网低压 台区线损率大于 ８ ％． 农 网低压 台区线损率大于 １ １ ％： 记 录、 同比或环 比数值变化超过正负 １ 个百分点 线损异常处理必须按闭环 剪低压线路下的树木 ． 防止风雨 天气造成对地放 电或相 问短路 损耗 电 管理原 则进行 ， 明确异常原因和处理流程 ． 落 实处理 措施 、 责任部门和 量 。对高损耗和总保护器频 繁跳闸的台区进行重点检查。
煤矿回采巷道围岩控制理论探讨
煤矿回采巷道围岩控制理论探讨煤矿回采巷道围岩控制一直是煤矿生产中的重要问题，围岩控制的好坏直接影响到矿井的安全生产和资源开采率。
对煤矿回采巷道围岩控制进行理论探讨，对于提升煤矿生产效率和保障矿工安全具有重要意义。
煤矿回采巷道围岩控制的理论基础主要包括地质力学、岩土力学、岩石力学等学科的理论知识。
在煤矿回采过程中，巷道围岩受到来自煤岩体压力、地表荷载以及矿井内部巷道开挖等多方面的作用，因此围岩控制的理论研究需要充分考虑这些因素的影响。
地质构造对煤矿回采巷道围岩控制有着重要影响。
煤矿所处的地质构造不同，对巷道围岩的稳定性有着不同的影响。
在断层地带，围岩受到应力作用较大，需要采取相应的加固措施；而在平稳的地质构造中，围岩受到应力相对较小，围岩控制的难度相对较小。
在巷道开挖过程中，巷道围岩受到了应力的释放和变形，这也是围岩控制的重要影响因素。
在巷道开挖后，围岩受到了新的应力分布，需要及时进行支护加固，以保证巷道的安全性。
地表荷载也会对巷道围岩产生相应的影响。
特别是在煤矿附近有建筑物或者交通道路等情况下，地表荷载对巷道围岩的稳定性产生极大的影响，需要进行合理的勘察和支护设计。
针对以上影响因素，煤矿回采巷道围岩的控制理论需要综合考虑地质构造、巷道开挖过程、地表荷载以及围岩力学性质等多方面因素，制定出合理的围岩控制方案，以保障矿井的安全生产。
在煤矿回采巷道围岩控制方案中，常用的控制措施包括支护加固、注浆灌浆、预应力锚杆等。
支护加固是最常用的围岩控制手段，主要有钢架支护、锚索支护、喷网支护等形式。
注浆灌浆可以填充空隙，提高巷道围岩的整体稳定性；预应力锚杆则可以通过对围岩施加一定的预压，提高围岩的抗拉强度。
而在煤矿回采巷道围岩控制方案的制定过程中，需要综合考虑煤层厚度、倾角、断层分布、围岩岩性、应力分布等多方面因素，以保证控制方案的有效性。
近年来，随着科技的发展和理论的深入研究，一些新的围岩控制技术也开始应用于煤矿回采中。
深井高应力破碎围岩回采巷道围岩控制技术
由 １ 钢筋焊 成 ， ６ ２ｍｍ 宽 ０ｍｍ， ２ ６ｍ。 长 ．
轨 道石 门及运 输石 门西 侧 ， Ｋ 断层 破 碎带东 侧 。
金 属 网为菱 形 网 ，０号铁 丝 编织 ， ｌ 网孔 ４ ｍ Ｘ ５ｍ
４ ５ ｍｍ。
２ ３ ２工作 面倾 斜 长 １ ２ ，运 输 巷底 板 标高 ４０ ４ ｍ一Biblioteka ３ ２ ５ 锚 索 ． ．
９ ２ ５ ９ ９ ４ｍ， 深 １ １ ． ８ ． ６ ． 埋 ８ ５—１ ０ ． Ｏ ５ ４ｍ。 ０
摩 垫 圈 。锚 固剂 ： Ｋ ３ ０ Ｃ ２ ５ １卷 ， ２ ５ １ 。 Ｚ ３０ 卷
３ ２ ２ 钢 带 ． ．
钢 带采 用 Ｍ 型钢 带 ， ３ ７ｍ， １０ ｍ 厚 ５ 长 ． 宽 ４ ｍ，
ｍ 眼孔 ３ ｍ。 ｍ， ０ｍ
３ ２ ３ 铁 托 板 ．．
针 对 以 上 问 题 ， 在 张 小 楼 井 一 ２ 水 平 １０ ５ｍ ２ ３ ２工作 面运输 巷 进行 了锚 杆支 护试 验 。 ４０
钢 铰 线 ： １ ． ４ ｍｍ，长 ８ ４ ｍ。 锚 固 剂 ： ５ ２ ． Ｃ ２ ５ Ｋ ３ ０ ２卷 ，２ ５ Ｚ ３ ０ ｌ卷 。托 板 ：０号 槽 钢 制 成 ， ２
２ ３ ２运输 巷煤 层分 为 ３层 ， ２ １ ４０ 共 ． 中间含 ｍ。
有 ２层 ０ ２ 页岩 夹矸 ，依 次往 上 ： ． 页岩 、 ．５ ｍ 勾４ ０ｍ ２ ０ｍ砂 页岩 、． 。 ８ ０ｍ砂 岩 。 直接顶 裂 隙发 育 ， 巷 时 掘
断面 为矩形 断 面 ， ３ ５ｍ， ２ ７ｍ。 宽 ． 高 ． ３ ２ 顶 板支 护形 式与 参数 ．
３ ２ １ 锚 杆 ． ．
巷道围岩应力转移技术
服务方式：技术合作、技术开发、技术服务。
简介：煤矿中巷道维护的主要手段是对巷道进行支护或对围岩进行加固，但在有些情况下，如巷道受动压影响、软岩、深井、高应力等条件下，即使对巷道进行了支护或加固，巷道维护仍很困难。在此条件下，对巷道进行围岩应力转移，是解决这类巷道难题的主要技术途径。
围岩应力转移的基本原理是：在巷道掘进及服务期间，采用某种人工的方法改变巷道围岩的应力分布特征，使巷道周边形成的应力峰值向远离巷道周边的围岩深部转移，使巷道浅部围岩处于应力降低区中，以此达到有效维护巷道的目的。
辅之以注浆还可以提高治理巷道底鼓的效果。
4）巷道一侧或两侧布置卸压巷
当巷道位于工作面采空侧或较大煤柱中时，巷道受高应力影响而产生强烈变形和破坏，此时，如预先在要保护巷道附近开掘一卸压巷，将使高应力集中于远离要保护巷道的围岩深部；同时，高应力产生的围岩大量变形也将被卸压巷吸收，以牺牲卸压巷的变形破坏来保证要保护巷道的围岩稳定。
7）开采解放层应力转移
如果巷道所在煤岩层压力大，巷道难维护，同时在该上部或下部存在其它煤层时，可通过预先开采上部或下部煤层的方法，使巷道所在煤层的高应力在大范围内得到释放，达到保护巷道的目的。
应用情况：
曾成功应用于开滦赵各庄煤矿、蒋庄煤矿、平煤集团十一矿等煤矿，解决了复杂条件下顶板破碎、难以支护的技术难题。
主要技术及特点：
1）开槽（孔）应力转移技术
指在巷道顶板、底板、两帮或全断面开槽（孔），作用有两个：一是在巷道浅部围岩形成一个应力降低区，为巷道稳定创造有利的应力环境；二是开掘的槽（孔）可为围岩的膨胀变形提供一定的变形补偿，以减少巷道围岩的变形量。槽（孔）的尺寸及开掘位置根据巷道围岩条件及服务时间确定。
5）巷道顶部开掘卸压巷硐
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4
引 言
动压巷道
煤层开采引起的采
动应力通常在原岩
应力的3~10倍左
右，将造成回采巷 道、受跨采影响等 巷道的严重破坏。
5
引 言
软岩巷道
是指在工程力作用下能产生显著显著的塑性变 形和非连续变形的巷道。工程力指作用在巷道 围岩的力之和，包括自重应力、残余构造应力 、水的作用力，采动影响力及膨胀应力等。
15
顶板掘巷应力转移原理与技术
胶带输送机硐室与回采工作面的关系
16
顶板掘巷应力转移原理与技术
顶部掘巷的研究方案
为解决问题，初步提出以下五种方案，利用数值计 算方法进行研究：
方案一：无顶部卸压巷时
方案二：硐室顶部开掘8×2 m2卸压巷 方案三：硐室顶部开掘12×2 m2卸压巷 方案四：硐室顶部开掘16×2 m2卸压巷 方案五：硐室顶部开掘20×2 m2卸压巷
左帮变形 26.58（1） 37.02（1.39） 124.6（1） 216.6（1.74）
右帮变形 25.29（1） 41.24（1.63） 124.8（1） 284.8（2.28）
注：（）内数字表示采取应力转移技术与不采取应力转移技术时的变形比值。 负值表示整体下沉。
26
底板掘巷应力转移原理与技术
隙圈及震动圈。
裂隙圈的大小是影响
应力转移的关键因素
41
底板松动爆破应力转移与注浆加固技术
炮孔深度的确定
W h L sin
式中：W—装药的临界深度，m； h—预留的完整岩体厚度，m； θ—炮孔与巷道底板所夹的锐角，º 。
42
底板松动爆破应力转移与注浆加固技术
三区半径计算
空腔半径Rk为：
29
5
测点距工作面距离 /m
煤层上行开采应力转移原理与技术
1.基本的应力转移原理
上行开采应力转移的基本原理为：下部煤层先行开采后，在采
空区上方形成冒落带、裂隙带、缓沉带，上部煤层处于裂隙带
或缓沉带内。
此时，上部煤层的应力发生了转移，下部煤层采空区上方的应
力基本转移到周围煤体上，因而此区域的应力显著降低。将上 部煤层的巷道和工作面布置在下部煤层开采边界影响范围以内，
二层煤平均厚度2.02m，四层煤厚度1.15-2.15m，层间距平均
为22m，煤层顶底板以砂岩、粉细砂岩为主体；三层煤厚度
平均为1.0m，局部可采，与四层煤之间的层间距为 （6.0~28.0）/16.0m，与二层的层间距为（3.0~7.0）/5.0m。
31
煤层上行开采应力转移原理与技术
物理模拟研究模型
6
引 言
深井巷道
根据我国煤矿的巷 道支护技术水平和 地质条件，一般将 800m作为深部开采 的标准，部分软岩 矿井的深部开采标 准可定为600m或更 浅。
7
引 言
3.深井软岩成为重点
我国国有大中型煤矿开采深度每年约以9 m的速度向深
部增加。一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。
由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，
36
煤层上行开采应力转移原理与技术
应力转移后上部煤层巷道围岩变形曲线
受采动影响时
37
煤层上行开采应力转移原理与技术
应力转移后对上部煤层工作面的影响
（1）在下行开采时，二煤工作面由于顶板压力大，煤壁片帮与机道冒漏
顶现象十分严重，需要水力膨胀锚杆超前护顶、坑木穿顶，顶板管理极其
困难，推进速度很慢，生产十分被动。四煤采用上行开采后，二煤回采工 作面复合顶板稳定，工作面无冒漏顶事故发生，平均原煤单产与推进速度 提高到1.88倍，平均推进速度由48m/月提高到90m/月左右，原煤平均单产 由1.8～2.0万吨/月提高到4.2万吨/月左右，显著提高了工作面单产、降低了 材料消耗。
32
煤层上行开采应力转移原理与技术
模拟结果1：四煤开采时老顶初次破断情况
33
煤层上行开采应力转移原理与技术
模拟结果2：四煤开采时老顶周期破断情况
34
煤层上行开采应力转移原理与技术
模拟结果3：四煤开采后二煤的赋存状态
35
煤层上行开采应力转移原理与技术
模拟结果4：四煤上行开采条件下二煤采动时
卸压巷主要参数的研究模型
27
底板掘巷应力转移原理与技术
工业性试验方案
28
底板掘巷应力转移原理与技术
围岩变形实测
（1）采动影响下，围岩变形不明显。 （2）硐室两帮相对移近量在20 mm之内。 （3）底鼓量在10 mm左右。
20
15
位移 /mm
10 两帮 底板 0 60 40 20 0 -20 -40 -60 -80 -100 -120 -140 -160
（2）二煤具有强烈冲击倾向，上行开采完全消除了冲击危险。 （3）解决了原来二煤工作面推进慢，制约四煤开采的被动局面，缓解了 采掘接续，大幅度提高了矿区煤炭产量与经济效益，矿井利税取得历史最 好水平。
38
煤层上行开采应力转移原理与技术
经济效益
时期 2001 年 项目 新增产值（万元） 新增利税（万元） 增产 煤吨 节约 增产 401,170.00 415,826.00 416,000.00 1232996 9,340.10 4,666.68 10,189.20 5,090.92 10,932.20 5,800.04 30461.5 15557.64 2002 年 2003 年 三年累计
电机硐室
1 3 南翼一 部强力 皮带机 巷
3下307
材料巷
3上307
材料巷
25
底板掘巷应力转移原理与技术
应力转移技术对围岩的控制效果比较
项 目 不掘卸压巷 采动前 底部掘巷 不掘卸压巷 采动后 底部掘巷
底 鼓 33.78（1） 0.6399（0.02） 158.8（1） -15.87（*）
顶板下沉 44.05（1） 18.45（0.42） 193.4（1） 144（0.74）
13
顶板掘巷应力转移原理与技术
1.顶板掘巷的应力转移原理
巷道顶板掘巷实现应力转移的简单模型
14
顶板掘巷应力转移原理与技术
2.鲍店煤矿工程实例
胶带输送机硐室与回采工作面的关系
兖州矿业集团公司鲍店煤矿矿井北翼布置一条轨道大巷和一条胶带
运输机大巷，轨道大巷布置在－430水平，胶带运输大巷高于轨道 大巷5 m，两巷水平间距30 m。胶带输送机硐室位于1306工作面南
1sin 2 sin
传统的控制方法主要是：其一，提高围岩强度（如注 浆加固、锚注等）；其二，合理的支护技术（如砌碹、 架棚、锚网等）。
11
引 言
分别研究周边位移u0与围
岩性质（c、φ）、支护阻
力Pi及围岩应力P0的关系 得到：
12
引 言
由上图可见，围岩应力的改善对巷道围岩变形控制 的效果最为明显。 据此，提出本研究成果——应力转移理论与技术， 是从引起巷道围岩变形破坏的力学环境为着眼点， 以控制巷道围岩应力为中心，将高应力转化为低应 力，这样可以显著减小巷道围岩塑性区和围岩变形 量，达到实现巷道围岩稳定的控制目标。
当岩体应力达到甚至超过岩体强度时，有关岩体力学科
学与工程的若干问题由量变逐渐发生质的变化，造成资
源开采的极端困难，并引发矿井重大安全事故危险性增 加，严重威胁矿井的安全生产。
8
引 言
我国是世界产煤大国，也是用煤大国。我国煤炭储量
大部分埋藏在深部，埋深大于600 m 和1000 m 的储量
分别占到73.19 % 和53.17 %。
PH 4 Rk ( ) rb S0
1
压碎区半径Rc为：
Rc Rk (
m C
5S c
1 e
2 p
)
1 2
裂隙圈半径Rp为：
e Pc Rp ( ) ST
全矿井的生产。
23
底板掘巷应力转移原理与技术
胶带机头硐室群与3上307、3下307工作面平面位置对照图
24
底板掘巷应力转移原理与技术
南翼二部强力胶带输送机头硐室群平面图
南大巷
第四联络巷
56500
南翼二部强力皮带机巷 扩刷后轮廓线
2 2
1
3
转载机巷
操作室
原巷道轮廓线 皮带中心线 张紧绞车硐室
我国人口众多，用煤量大，不可能关闭深部矿井而依
靠进口煤炭。因此，无论从战略高度还是从当前生产 实际出发，都迫切需要积极开展深部开采中的基础理 论研究，以求在新理论的指导下，使实用技术有新的 突破和发展，使矿井深部开采走上安全、高产高效的
健康轨道。
9
引 言
4.高应力巷道特点
矿井高应力巷道具有围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围
17
顶板掘巷应力转移原理与技术
研究结果一：对控制围岩变形的影响
方案
底鼓量（mm） 比值
1
201 1
2
170
3
135
4
102
5
67
0.85 0.68 0.51 0.33
18
顶板掘巷应力转移原理与技术
研究结果二：对围岩应力场的影响
19
顶板掘巷应力转移原理与技术
顶部卸压巷设计方案
20
顶板掘巷应力转移原理与技术
侧50 m处，其与邻近巷道的位置关系如图3-3所示。该硐室及其大巷
均处于二迭系山西组3#煤层底板泥岩或粘土页岩中，与3#煤层间距 为28 ~ 60 m。矿井北翼的生产采区都按倾斜长壁采煤法布置并使工 作面跨大巷仰斜开采。该采区内，3#煤层为主采煤层，其平均厚度 为9 m，分3层开采，分层采高2.8 ~ 3.0 m。
引 言
动压巷道
煤层开采引起的采
动应力通常在原岩
应力的3~10倍左
右，将造成回采巷 道、受跨采影响等 巷道的严重破坏。
5
引 言
软岩巷道
是指在工程力作用下能产生显著显著的塑性变 形和非连续变形的巷道。工程力指作用在巷道 围岩的力之和，包括自重应力、残余构造应力 、水的作用力，采动影响力及膨胀应力等。
15
顶板掘巷应力转移原理与技术
胶带输送机硐室与回采工作面的关系
16
顶板掘巷应力转移原理与技术
顶部掘巷的研究方案
为解决问题，初步提出以下五种方案，利用数值计 算方法进行研究：
方案一：无顶部卸压巷时
方案二：硐室顶部开掘8×2 m2卸压巷 方案三：硐室顶部开掘12×2 m2卸压巷 方案四：硐室顶部开掘16×2 m2卸压巷 方案五：硐室顶部开掘20×2 m2卸压巷
左帮变形 26.58（1） 37.02（1.39） 124.6（1） 216.6（1.74）
右帮变形 25.29（1） 41.24（1.63） 124.8（1） 284.8（2.28）
注：（）内数字表示采取应力转移技术与不采取应力转移技术时的变形比值。 负值表示整体下沉。
26
底板掘巷应力转移原理与技术
隙圈及震动圈。
裂隙圈的大小是影响
应力转移的关键因素
41
底板松动爆破应力转移与注浆加固技术
炮孔深度的确定
W h L sin
式中：W—装药的临界深度，m； h—预留的完整岩体厚度，m； θ—炮孔与巷道底板所夹的锐角，º 。
42
底板松动爆破应力转移与注浆加固技术
三区半径计算
空腔半径Rk为：
29
5
测点距工作面距离 /m
煤层上行开采应力转移原理与技术
1.基本的应力转移原理
上行开采应力转移的基本原理为：下部煤层先行开采后，在采
空区上方形成冒落带、裂隙带、缓沉带，上部煤层处于裂隙带
或缓沉带内。
此时，上部煤层的应力发生了转移，下部煤层采空区上方的应
力基本转移到周围煤体上，因而此区域的应力显著降低。将上 部煤层的巷道和工作面布置在下部煤层开采边界影响范围以内，
二层煤平均厚度2.02m，四层煤厚度1.15-2.15m，层间距平均
为22m，煤层顶底板以砂岩、粉细砂岩为主体；三层煤厚度
平均为1.0m，局部可采，与四层煤之间的层间距为 （6.0~28.0）/16.0m，与二层的层间距为（3.0~7.0）/5.0m。
31
煤层上行开采应力转移原理与技术
物理模拟研究模型
6
引 言
深井巷道
根据我国煤矿的巷 道支护技术水平和 地质条件，一般将 800m作为深部开采 的标准，部分软岩 矿井的深部开采标 准可定为600m或更 浅。
7
引 言
3.深井软岩成为重点
我国国有大中型煤矿开采深度每年约以9 m的速度向深
部增加。一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。
由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，
36
煤层上行开采应力转移原理与技术
应力转移后上部煤层巷道围岩变形曲线
受采动影响时
37
煤层上行开采应力转移原理与技术
应力转移后对上部煤层工作面的影响
（1）在下行开采时，二煤工作面由于顶板压力大，煤壁片帮与机道冒漏
顶现象十分严重，需要水力膨胀锚杆超前护顶、坑木穿顶，顶板管理极其
困难，推进速度很慢，生产十分被动。四煤采用上行开采后，二煤回采工 作面复合顶板稳定，工作面无冒漏顶事故发生，平均原煤单产与推进速度 提高到1.88倍，平均推进速度由48m/月提高到90m/月左右，原煤平均单产 由1.8～2.0万吨/月提高到4.2万吨/月左右，显著提高了工作面单产、降低了 材料消耗。
32
煤层上行开采应力转移原理与技术
模拟结果1：四煤开采时老顶初次破断情况
33
煤层上行开采应力转移原理与技术
模拟结果2：四煤开采时老顶周期破断情况
34
煤层上行开采应力转移原理与技术
模拟结果3：四煤开采后二煤的赋存状态
35
煤层上行开采应力转移原理与技术
模拟结果4：四煤上行开采条件下二煤采动时
卸压巷主要参数的研究模型
27
底板掘巷应力转移原理与技术
工业性试验方案
28
底板掘巷应力转移原理与技术
围岩变形实测
（1）采动影响下，围岩变形不明显。 （2）硐室两帮相对移近量在20 mm之内。 （3）底鼓量在10 mm左右。
20
15
位移 /mm
10 两帮 底板 0 60 40 20 0 -20 -40 -60 -80 -100 -120 -140 -160
（2）二煤具有强烈冲击倾向，上行开采完全消除了冲击危险。 （3）解决了原来二煤工作面推进慢，制约四煤开采的被动局面，缓解了 采掘接续，大幅度提高了矿区煤炭产量与经济效益，矿井利税取得历史最 好水平。
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煤层上行开采应力转移原理与技术
经济效益
时期 2001 年 项目 新增产值（万元） 新增利税（万元） 增产 煤吨 节约 增产 401,170.00 415,826.00 416,000.00 1232996 9,340.10 4,666.68 10,189.20 5,090.92 10,932.20 5,800.04 30461.5 15557.64 2002 年 2003 年 三年累计
电机硐室
1 3 南翼一 部强力 皮带机 巷
3下307
材料巷
3上307
材料巷
25
底板掘巷应力转移原理与技术
应力转移技术对围岩的控制效果比较
项 目 不掘卸压巷 采动前 底部掘巷 不掘卸压巷 采动后 底部掘巷
底 鼓 33.78（1） 0.6399（0.02） 158.8（1） -15.87（*）
顶板下沉 44.05（1） 18.45（0.42） 193.4（1） 144（0.74）
13
顶板掘巷应力转移原理与技术
1.顶板掘巷的应力转移原理
巷道顶板掘巷实现应力转移的简单模型
14
顶板掘巷应力转移原理与技术
2.鲍店煤矿工程实例
胶带输送机硐室与回采工作面的关系
兖州矿业集团公司鲍店煤矿矿井北翼布置一条轨道大巷和一条胶带
运输机大巷，轨道大巷布置在－430水平，胶带运输大巷高于轨道 大巷5 m，两巷水平间距30 m。胶带输送机硐室位于1306工作面南
1sin 2 sin
传统的控制方法主要是：其一，提高围岩强度（如注 浆加固、锚注等）；其二，合理的支护技术（如砌碹、 架棚、锚网等）。
11
引 言
分别研究周边位移u0与围
岩性质（c、φ）、支护阻
力Pi及围岩应力P0的关系 得到：
12
引 言
由上图可见，围岩应力的改善对巷道围岩变形控制 的效果最为明显。 据此，提出本研究成果——应力转移理论与技术， 是从引起巷道围岩变形破坏的力学环境为着眼点， 以控制巷道围岩应力为中心，将高应力转化为低应 力，这样可以显著减小巷道围岩塑性区和围岩变形 量，达到实现巷道围岩稳定的控制目标。
当岩体应力达到甚至超过岩体强度时，有关岩体力学科
学与工程的若干问题由量变逐渐发生质的变化，造成资
源开采的极端困难，并引发矿井重大安全事故危险性增 加，严重威胁矿井的安全生产。
8
引 言
我国是世界产煤大国，也是用煤大国。我国煤炭储量
大部分埋藏在深部，埋深大于600 m 和1000 m 的储量
分别占到73.19 % 和53.17 %。
PH 4 Rk ( ) rb S0
1
压碎区半径Rc为：
Rc Rk (
m C
5S c
1 e
2 p
)
1 2
裂隙圈半径Rp为：
e Pc Rp ( ) ST
全矿井的生产。
23
底板掘巷应力转移原理与技术
胶带机头硐室群与3上307、3下307工作面平面位置对照图
24
底板掘巷应力转移原理与技术
南翼二部强力胶带输送机头硐室群平面图
南大巷
第四联络巷
56500
南翼二部强力皮带机巷 扩刷后轮廓线
2 2
1
3
转载机巷
操作室
原巷道轮廓线 皮带中心线 张紧绞车硐室
我国人口众多，用煤量大，不可能关闭深部矿井而依
靠进口煤炭。因此，无论从战略高度还是从当前生产 实际出发，都迫切需要积极开展深部开采中的基础理 论研究，以求在新理论的指导下，使实用技术有新的 突破和发展，使矿井深部开采走上安全、高产高效的
健康轨道。
9
引 言
4.高应力巷道特点
矿井高应力巷道具有围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围
17
顶板掘巷应力转移原理与技术
研究结果一：对控制围岩变形的影响
方案
底鼓量（mm） 比值
1
201 1
2
170
3
135
4
102
5
67
0.85 0.68 0.51 0.33
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顶板掘巷应力转移原理与技术
研究结果二：对围岩应力场的影响
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顶板掘巷应力转移原理与技术
顶部卸压巷设计方案
20
顶板掘巷应力转移原理与技术
侧50 m处，其与邻近巷道的位置关系如图3-3所示。该硐室及其大巷
均处于二迭系山西组3#煤层底板泥岩或粘土页岩中，与3#煤层间距 为28 ~ 60 m。矿井北翼的生产采区都按倾斜长壁采煤法布置并使工 作面跨大巷仰斜开采。该采区内，3#煤层为主采煤层，其平均厚度 为9 m，分3层开采，分层采高2.8 ~ 3.0 m。