巷道矿压控制原理
7.矿山压力及其控制(第七章)
巷道的稳定性和周边位移主要取决于岩层原岩 应力p，反映岩石强度性质的内摩擦角和粘聚力等。 他们之间的关系为：
①巷道的周边位移随巷道所在位置原岩应力的
增大，呈执教函数关系迅速增长；指数的大小取 决于的变化，值越小，指数越大，u值增长愈迅速。
②巷道的塑性区半径R和周边位移u随内摩擦角
和粘聚力c的减小，即围岩强度降低，显著增大。
(3) 采动引起的地板岩层应力分布
煤层开采引起回采空间周围岩层应力重新分布， 不仅在回采空间周围煤体上造成应力集中，还会 向底板深部传递，在底板岩层一定范围内重新分 布应力，成为影响底板巷道布置和维护的重要因 素。 按着在集中载荷、均布载荷、三角形载荷作用下 计算半无限平面体内应力的有关公式，计算在三 种典型的载荷作用下底板岩层的应力分布（图7－ 5）。
式中
R-大圆形巷道半根据巷道断面形状进行 具体计算。一般情况下可借鉴上述公式近似计算。
如围岩局部的应力超过岩体强度，巷道周边向岩体学部 扩展到一定范围形成塑性变形区，在塑性区与弹性区交界处 围岩应力集中。确定相邻巷道间距时，相邻巷道的应力影响 带不宜超过巷道塑性变形区与弹性变形区的交界。各向等压 条件下，圆形巷道塑性区、弹性区内围岩应力分布和塑性区 半径可解析计算。对于非圆形巷道的弹塑性围岩体，其应力 分布和塑性区半径可采用数值计算方法，根据岩体基本质量 级别按表7-1选用岩体物理力学参数 .
如相邻巷道的应力影响带彼此重叠，但没有到达相邻 巷道，可进行巷道围岩应力值的叠加。各向同性弹性岩体 中单一圆形巷道围岩内应力分布计算表明，在静水压应力 场中，巷道的应力影响区形状为半径等于6a的圆（a为巷 道断面径）。在非静水压应力场中，巷道的应力影响区形 状不再是圆形，一般为长轴不大于12a的椭圆。 因此，断面相同的两圆形巷道的间距D为 6r<D<12r 半径不同的两圆形巷道的间距D为 6R<D<6(r+R)
矿压
1、矿山压力：由于矿上开采活动的影响，在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力定义为矿上压力也称为二次应力或工程扰动力2、原岩应力：存在地层中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力也称为岩体初始应力、绝对应力或地应力3、弹性应变能：岩体受外力作用而产生弹性变形时，在岩体内部所储存的能量，称为弹性应变能4、支撑压力：在岩体内开掘巷道后，巷道围岩必然出现应力重新分布，一般将巷道两侧改变后的切向应力增高部分称为支撑压力5、老顶的初次断裂步距：老顶达到初次断裂时的跨落距称为极限跨距，也称为初次断裂步距6、关键层：对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层7、周期来压：老顶就相应地出现断裂与下沉，支架压力增大，工作面地压显现明显增剧，并呈周期性，称周期来压8、冲击地压：指井巷或工作面周围岩体，由于弹性变形能地瞬间释放而产生突然剧烈破坏的动力现象又称岩爆，常伴有煤岩体抛出，巨响及气浪等现象。
它具有很大的破坏性，是煤矿重大灾害之一9、老顶的初次来压：当老顶悬露达到极限跨距时，老顶断裂形成三铰拱式的平衡，同时发生已破断的岩块回转失稳，有时可能伴随滑落失稳，从而导致工作面顶板的急剧下沉，此时工作面支架呈现受力普遍加大现象，即称老顶的初次来压10、老顶、直接顶的划分类型？答：赋存在煤层之上的岩层称为顶板或上覆岩层。
根据顶板岩层相对煤层的位置和垮落性能，强度等特征的不同，从上至下顶板划分为基本顶（老顶）、直接顶、伪顶三个部分伪顶：是紧贴煤层之上的，极易随煤炭的采出而同时垮落的较薄岩层，厚度一般为0.3～0.5m，多由页岩、炭质页岩等组成。
直接顶：是直接位于伪顶或煤层（如无伪顶）之上岩层，常随着回撤支架而垮落，厚度一般在1～2m，多由泥岩、而岩、粉砂岩等较易垮落的岩石组成。
基本顶：又叫老顶，是位于直接顶之上或直接位于煤层之上（此时无直接顶和伪顶）的厚而坚硬的岩层。
常在采空区上方悬露一段时间，直到达到相当面积之后才能垮落一次，通常由砂岩、砾岩、石灰岩等坚硬岩石的组成。
采区巷道布置与矿压显现详解
(三）采区尺寸
• 1、采区尺寸范围
• 一般情况下，采区上山长度不超过1500m，采区下山 不宜超过1200m。用采区石门和溜煤眼开采时，采区 斜长可按具体条件确定。 • 采区（盘区）宜采用双翼布置，走向以不小于2000米 为宜，机械化高效开采应适当加长。因地质条件影响 只能单翼布置时，走向应不小于1000米。采区走向长 度还要考虑煤层赋存状况、厚度、构造、地压、开采 方式（是否跨上山）等各种因素具体确定。 • 煤层倾角小于12度，可用采用倾斜长壁布置，上山部 分斜长宜为1000～1500m，下上部分斜长宜为700～ 1200m。 • 随着装备水平和开采技术的提高，采区走向长度有逐 渐增大的趋势。如神华集团，3000～6000m。
• 分析目前所采用的各种矿压控制措施，从其对付矿压 的原理来看主要有这些措施：抗、避、移、卸。 • 抗－－抵抗矿山压力；通过提高支护强度实施“抗 压”，投入高。 • 避－－避开高应力区；巷道布置在低应力区，或错开 高压作用的时间，压力稳定后再掘巷。 • 移－－移走高压。巷帮或底板开卸压槽、巷旁留卸载 空间、跨采不留煤柱。 • 卸－－释放高压。可缩支架、预留收缩断面、允许底 鼓后起底。 • 矿压控制中还有最重要的一点，就是充分发挥围岩的 自身承载能力，把支架与围岩作为一个彼此密切相关 的力学相互作用系统，实现支架与围岩的共同承载作 用。锚杆支护就是明显的例子。
• 跨上山开采的影响： • 根据跨越方式的不同，前期有可能经受 一侧支撑压力、双测叠加支撑压力、采 动压力影响，跨越后巷道处于采空区下 应力降低区，若上方留设区段煤柱，则 部分上山将长期处于两侧采空引起的支 撑压力重叠区下。因此，应选择两翼一 面、沿空不留煤柱的跨上山开采最为适 宜。
（3）支撑压力在煤层底板的传播
2021《矿压》主要知识点(1)
《矿山压力与岩层控制》主要知识点第一讲绪论●基本概念：●矿山压力：由于矿山开采活动的影响，在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力称为矿山压力。
●矿山压力显现：由于矿山压力作用使巷硐周围岩体和支护物产生的种种力学现象，称为矿山压力显现。
●矿山压力控制：所有减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法均叫做矿山压力控制。
●采场围岩控制：●巷道围岩控制：●研究和学习矿山压力与岩层控制的意义。
第二讲采场上覆岩层结构与顶板破断规律（第三章）●基本概念：顶板●底板：●上覆岩层（覆岩）：●直接顶●基本顶（老顶）●直接底●关键层；●直接顶初次跨落、●基本顶初次破断与周期破断；●岩石碎胀系数。
●直接顶初次跨落前的离层机理及其危害。
●直接顶跨落后的碎胀特性及其对矿压影响。
●基本顶破断规律与破断距计算。
●采动覆岩“大结构”的内涵及主要假说。
● 砌体梁假说及“砌体梁”结构的失稳形式及稳定条件。
● 基本顶破断面角度对“砌体梁”结构稳定性的影响。
关键层破断后的岩块互相挤压有可能形成三铰拱式的“砌体梁”平衡结构，此结构平衡将取决于咬合点的挤压力是否超过该咬合点接触面处的强度极限，在一定条件下可能导致岩块随着回转而形成变形失稳；另外即是咬合点处的摩擦力与剪切力的相互关系，当剪切力大于摩擦力时形成滑落失稳，在工作面的表现形式为顶板的台阶下沉。
防止“砌体梁”结构的滑落失稳条件：咬合点处的摩擦力大于剪切力，ϕtan ⋅≤T R 根据“砌体梁”结构受力分析，，即，岩块长度要大于2～2.5倍岩块厚度。
防止“砌体梁”结构的变形失稳条件：回转变形形成的咬合点的挤压力小于该咬合点接触面处的抗压强度极限。
根据“砌体梁”结构受力分析，结构回转下沉量小于一定值⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛⋅⋅-⋅=∆K K n h 311 ● 通常通过触矸来实现。
⎝⎛⋅-⋅=∆Kn h 311●基本顶弹性基础破断的反弹与压缩特征。
●岩层控制关键层理论的主要学术思想。
第三讲采场矿山压力显现基本规律（第二章、第四章）基本概念：基本顶初次来压：基本顶（老顶）悬露达到极限跨距发生初次断裂，断裂的基本顶岩块回转下沉，从而导致工作面顶板急剧下沉和支架阻力普遍增大现象，称为基本顶（老顶）初次来压。
第九章 采区巷道矿山压力控制
支架作用 ： 支架的支承力在一定程度上能起到减少围岩移动的作用，支架却只承担其 中一小部分载荷。能够抑制顶板离层，减少顶板下沉量，防止松动围岩冒 落，阻止煤壁片帮等。 围岩作用： 围岩是一种天然承载结构。围岩自身具有支承能力(自承力)。在开掘巷道以 后形成的“支架—围岩”力学平衡系统中，围岩通常承受着大部分的岩层 压力。 支护方式应充分合理利用围岩的自承力 ： 在巷道支护过程中尽可能地充分利用围岩的自承力，为了利用围岩的自承 力，就要允许围岩产生某些变形，这种变形会使围岩中的能量得到一定释 放，从而起到适当的“卸载作用”，这将有利于减轻支架受载。然而从安 全观点来看，这种变形又是应当有限制的，不能允许它发展到有害或危险 的程度。
支架与围岩相互作用和共同承载原理
合理利用围岩自承力使支架与围岩在相互约束的状态下共同承载，同时又要 保证不导致围岩松动破坏，使支架向围岩提供一定的阻力，使得围岩在承受 一定支架阻力的条件下有限制地巷道空间内变形。
由该图可知，如果想依靠支架的支承力完全阻止围岩移动，这时所要求的 支架支承力P将为最大(Pmax)，其值相当于开巷前的原岩应力。但是只要围 岩产生少量位移，P值就会急剧减小。例如在A点处由于利用了围岩的自承 力，支架的支承力PA将比Pmax小。但是这种情况不能无限制地继续下去，
2、释放高压 （让压）
基 本 途 径 ：巷道仍开掘在高压区，但不用高支撑力的支架硬顶，
而是允许围岩产生较大变形，使围岩中的高压得到释放(也称应力 释放) 。
优 缺 点 ：可充分利用围岩的自稳能力，减轻支架受载，如应用得
当巷道在使用过程中无需维修，对生产极为有利，但要用结构较 复杂的可缩性支架，巷道掘进断面要考成缩小备用量，从而增加 了掘进费和初期支护费用
综合以上几点可以认为：支架可以起到凋节与控制围岩变 形的作用，但它应在围岩发生松动和破坏以前安设，以便 使支架在围岩尚保持有自承力的情况下与围岩共同起承载 作用，而不是等围岩已发生松散、破坏，几乎完全丧失支 承力的情况下再用支架去承担已冒落岩块的重量。也就是 说，应当使支架与围岩在相互约束和相互依赖的条件下实 现共同承载。按照这个原理去进行巷道支护工作，从总体 上说可以获得更为简便、经济和安全支护效果。 为了充分利用围岩的自承力，在开掘巷道以后应使安设支 架的时间尽量推迟一些，这样才能达到通过变形释放能量 的效果和有利于减轻支架受载。然而由于安全方面的原因， 支护时间又不宜过晚。为了解决这个矛盾，希望找到一个 既允许围岩产生一定变形又不致造成围岩破坏的两全其美 的解决办法，例如“二次支护”“柔性支护”和“带有变 形空间支护”。
试论深矿井开采的巷道矿压显现及其控制
１ 前 言
矿井巷道若按 照服务范围划分则可划分 为开拓巷道、 回采巷道 以及道之 分， 每一种巷 道 的划分是按照他们 的形状 以及所处 的空 问位 置来 决定【 ｌ ｌ 。 由于巷道形 状不一 ， 一般 多为梯形和矩 形， 因此当巷道 出现破坏 时， 维修起来相对 比 较 困难 。巷道在开采过程 中会 因为越往下而矿压越 强， 因此在深矿井采 矿 中就会 出现矿压 显现 的情况 。一般在深度 超过 ６ ０ ０之 后就会 越加 明 显， 从而造成整个开采环境的恶化 ， 影响正常开采。
要是在进行墙壁工作 开采 时产生， 测支承压力主要是在垂直面和水平面 工作时产生 。这两种支承压 力对巷道布置有重大影响 ， 一般主要是影 响 煤层中有预期布 置的回采巷道和煤层底部 的巷道 。前支承 压力和侧支承 压 力对 布置的巷道影响分别 是短暂和 长久的ｌ 引 。除 了受到应力影响造成 巷道 围岩变形导致矿压显现外 ， 其 中还 有围岩强度的影响作用 。当 围岩 强度大于前侧支承压力 时， 巷道 的变形程度就相对比较小。相反 ， 当围岩 强度 小于前侧支 承压力时 ， 巷 道的变形程度 就相对 比较 大 ， 这三者 呈现 负相关 。 同时， 在矿井深度相 对 比较 浅的地 方 ， 原岩 的应力基 数和 围岩 的强 度一般 都 比较 小， 这时围岩受 到的外部压力 比较小 ， 因此上 部分 的巷道 基本上没有变形 或变 形极其微小 ， 一般不 易察觉 。且在 比较 浅的地方都 能够很 好的布置巷道 且留有煤柱保 护， 因此其承 受的压力 比较小 ， 各 种 保护措施都先对 比较好 。但 是当不断 向下开采时 ， 原岩 的应 力基数会 不 断的增加 ， 加上深部较 多软岩， 造成围岩强度变小等情况 ， 直接造成变 形 速度和强度的增加。 因此， 综上所述深矿井 开采 过程中 由于受到外部力量和岩石本身 性 质的影 响， 巷道的变 形情 况实属必然 ， 而变形最后 形成的矿压 显现特 征 也不可避 免的要 出现。
矿山压力
1.矿山压力：由于开采影响，作用在开采空间煤岩体内或者支护物的力。
2.矿山压力显现：在矿压的作用下，开采空间煤岩体内和支护物上产生的各种力学现象。
3.构造应力：由于构造运动在岩体中引起的应力。
4.支承压力：指在岩体中开掘巷道、在煤层内进行采煤时巷道两侧或回采工作面周围煤壁上形成的高于软岩应力的垂直集中应力。
（应力重新分布后，巷道两侧改变后的切向应力增高的部分）5.支撑压力的分区问题：常将采场前方或巷道两侧的切向应力分布按大小进行区分。
⑴根据切向应力的大小，可分为增压区和减压区。
比原岩应力小的压力区是减压区，比原岩应力高的压力区是增压区。
增压区即通常说的支承压力区。
支承压力区的边界一般可以取高于原岩应力的5%处作为分界处。
再向内部发展即处于稳压状态的原岩应力区。
⑵另一种分类方法是将其分为极限平衡区和弹性区。
6.老顶初次来压：老顶平衡结构第一次失稳而施加给工作面以大型压力的过程。
7.老顶的周期来压：由于裂隙带周期性失稳而引起的顶板来压现象。
8.直接顶初次垮落：直接顶第一次大面积垮落。
9.老顶初次来压步距：第一次来压工作面至开切眼的距离。
10.周期来压：由于老顶平衡结构周期性失稳而施加给工作面以大型压力的过程。
11.周期来压步距：两次来压期间工作面的推进距离。
12.老顶的梁式破断：最大剪力发生在固定梁的两端：Qmax=R1=R2=qL/2最大弯矩发生在梁中间：Mmax=qL2/8固定梁：按最大剪应力得出的极限跨距为：L2s=4hRs/3q按最大弯矩得出的极限跨距为：L2T=h2RT/q简支梁：按最大剪应力得出的极限跨距为：L2s=4hRs/3q按最大弯矩得出的极限跨距为：L2T=2h RT/3q老顶的板破断：分为，①四边固支②三边固支，一边简支③两边固支，两边简支④一边固支三边简支弯矩分布，固定端边界大。
转换时，煤壁处弯矩大，煤壁中段弯矩最大。
破裂过程，长边→短边→沟通→中间13.直接顶，⑴影响直接顶好坏的原因：①岩性；②裂隙切割；③老顶压力；④支护压力⑵直接顶岩层破坏离层原因：①节理裂隙切割②岩层松软变形量大（离层）③落煤之后顶板支护不及时或初撑压力过小（离层）④老顶岩层平衡结构失稳，岩块回转⑤支护力不均衡或支架反复支撑⑥放顶撤柱过快，产生动压冲击14.横三区竖三带，⑴按层面垂直方向移动状况划分竖三带：Ⅰ冒落带（垮落带）—分为规则、不规则垮落带：Ⅱ裂隙带，位于冒落带以上，岩层间产生离层，形成拉伸裂隙，整体间联系比较好，相对位移小；Ⅲ弯曲下沉带：岩层基本上不产生离层，也不产生断裂，岩层会大面积缓慢下沉。
采煤概论复习要点
第一章：煤矿地质知识（1）地质作用：在漫长的地质年代中，由于自然动力引起地壳物质组成，内部构造和地表形态变化与发展的作用称为地质作用。
地质作用案进行的场所及能源的不同，可分为内力地质作用和外力地质作用。
内力地质作用包括地壳运动、演讲运动、变质作用和地震作用等。
（2）岩石：岩石是矿物的集合体，组成地壳的岩石种类繁多，按生成原因可以将岩石划分为岩浆岩、沉积岩、变质岩三大类别。
（3）古植物从死亡、堆积到转化为煤要经过一系列的演化过程，这一过程称为煤作用。
成煤作用大致可分为泥炭化和煤化两个阶段。
（4）煤层的厚度可以划分为以下三类：（I）薄煤层0.5-1.3米，(II)中厚煤层：1.3-3.5米(III)厚煤层：厚度在3.5米以上（5）在地壳运动的作用下，煤和岩层改变了原始埋藏状态，所产生的变形或变位的形迹称为地质构造。
可以分为单斜构造、褶曲构造和断裂构造。
岩层的位置及特征通常用产状要素来描述。
产状要素有走向、倾向和倾角。
（6）断距：根据断层两盘相对运动的方向，断层可以分为三种基本类型：(i)正断层：上盘相对下降，下盘相对上升。
(ii)逆断层：上盘相对上升，下盘相对下降。
(iii)平推断层：断层两盘沿水平方向相对平移。
正断层’逆断层在煤矿中最常见。
（7）煤田地质勘探工作可划分为煤田普查、矿区详查和井田精查三个阶段，并依次进行。
（8）矿井储量煤炭资源是煤田地质勘探工作中最终成果的集体表现，它是指地下埋藏着的具有工业价值的煤炭资源量。
对勘探成果进行可行性评价和按经济意义分类，矿井储量可分为矿井地质资源量、矿井工业储量、矿井设计储量和矿井设计可采储量四种。
(i)矿井地质资源量：详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部（ii)矿井工业储量：地质资源中控制的资源量，经分类得出的经济基础储量、边际经济储量连同地质储量中推断资源量的大部，归类为矿井工业储量。
(iii)矿井设计储量：矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量的资源/储量，称为矿井设计储量。
- 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性，平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
- 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
- 3、如文档侵犯您的权益，请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间：9:00-18:30)。
中各自充分发挥其固有的性能，扬长避短，共同作用，以适应围岩变 形的要求，最终达到围岩和巷道稳定的目的。 • 联合支护要与混合支架概念相区分，即两种不同材质组成的单一支护 体。
21
• 联合支护也要与复合衬砌和复合材料的概念相区分，在碹体 支护中两碹体间充以沥青或塑料板等进行复合衬砌，借以满 足工艺要求，不能称为联合支护。又如在同一喷层内，外层 、内层采用不同弹模的纤维，只能称作复合材料而不能称为 联合支护。
（4）巷道两帮存在松软的岩层或薄层煤，可采用掘巷时挖掉软岩，然后 进行充填的措施。
15
16
（三）巷道支护与围岩加固
17
18
1）支护方式分类
（1）表面支护和内部支护
表面支护是木支架、金属支架、装配式混凝土支架、砌碹、喷层等直 接作用于巷道围岩表面的支护。其作用就是提供表面约束支护力。 内部支护是锚杆、锚索、注浆等深入围岩内部的支护。其作用主要是 加固围岩，锚杆(索)同时对围岩表面提供约束支护力。
正常的使用。 • 巷道维护 —对已经支护过的巷道，为了改善其恶化的维护状况和改善其稳定性而
采取的措施，如补棚、补柱、扩帮、起底等。
9
（一）巷道布置
巷道布置要求：
• （1）在时空上，避开采掘活动的影响，最好将巷道布置在煤层开采 形成的应力降低区内。
• （2）如不能避免采动支承压力影响，则应尽量避免支承压力叠加的 强烈作用，或者尽量缩短支承压力影响时间。
– 在浅部和坚硬围岩以及在急倾斜煤层条件下，巷道间距可减小 至10 m左右；
– 在深部和松软围岩条件下，巷道间距可增大至50 m以上； – 上、下山及集中巷的间距以15~30 m为宜，围岩稳定时取小值，
围岩不稳定时取大值。
11
12
（二）巷道保护
护巷要求：
（1）区段间尽量采用无煤柱护巷； （2）沿空掘巷应在采空区上覆岩层稳定之后再掘进。 （3）沿空留巷，在厚煤层开采中需要巷旁充填。 （4）煤柱宽度要合适。对于上山、大巷、石门等，煤柱宽度以它们不受
学出版社，1994。
2
煤矿巷道矿压理论与支ห้องสมุดไป่ตู้技术体系
应力场 煤岩强度 煤岩结构
围岩稳定性 围岩变形 围岩破坏
巷道布置 巷道支护 围岩加固
地质条件、采掘技术 巷道矿压显现 巷道矿压控制
3
概述
• 巷道围岩控制概念 • 巷道围岩控制的主要任务 • 巷道围岩控制的方法和途径
4
巷道围岩控制 1）概念
（2）主动支护与被动支护
注浆、有预紧力的锚杆(索)、有初撑力的表面支护属主动支护。无预 紧力的锚杆(索)、无初撑力的表面支护，属被动支护。
19
（3）刚性支护与可缩性支护 尽管各种支护均有一定的可缩性，但相差较大。一般而言，壁后充填 的可缩性金属支架、可拉伸锚杆、柔性喷层等支护可缩性较大，而其 他支护的可缩性均较小。这里的可缩性，必须是指产生缩量后巷道及 支架仍能正常工作，支架结构未遭到破坏的情况。因支架钻底破顶或 支架产生结构性破坏的“缩量”，是不允许的，因此不属于设计可缩 性能的范畴。
• （3）在采矿系统允许的距离范围内，选择稳定的岩层或煤层布置巷 道，尽量避免与水或松软膨胀岩层接触。
• （4）巷道的轴线方向尽可能与构造应力方向平行，过构造地质带尽 量垂直过。
• （5）相邻巷道或硐室间选择合适的岩柱宽度。
10
• 相邻巷道的岩柱宽度
– 在我国煤矿目前的采深条件下，相邻巷道间的距离以20~40 m为 宜，围岩稳定时取小值，不稳定时取大值；
——控制巷道围岩的矿山压力和周边位移措施的总和，其目的是保证巷 道的正常使用，为矿井安全生产创造必要的条件。
2）主要任务
（1）保证巷道使用期间所需的巷道形状和断面大小； （2）为保证人员和机械设备的安全和正常工作创造条件； （3）选择技术经济最为合理的确保巷道围岩稳定性的维护措施和方法。
5
3）巷道矿压控制途径与手段
（4）临时支护与永久支护 巷道临时支护指为保证安全全临时支设的，需要撤除并反复使用的支 架，如采煤工作曲附近巷道的超前支护或加强支护、掘进工作面的临 时支护等；永久支护是指为维护巷道长期使用所采用的支护。
20
（5）一次支护与二次支护 不撤除的超前支护应属于一次支护，它同样要在整个巷道服务期内发 挥作用。 滞后一次支护一定时间及距离的支护，为二次支护。
8
（3）四种控制手段：
• 巷道布置 ——巷道的位置、掘进顺序，尤其是巷道与回采工作面的时空关系。 • 巷道保护 —为使围岩应力和围岩强度相适应，以便预防巷道失稳或有效减轻矿压
危害而采取的各种技术措施。如留设护巷煤岩柱，卸压等。 • 巷道支护 —借助于安设支架去预防围岩产生过度变形和防止巷道失稳，保证巷道
（1）控制原理：围岩压力和强度协调
– “抗”，抵抗矿山压力； – “让”，释放高压； – “躲”，躲开高应力区； – “移”，移走高压。
6
7
3）巷道矿压控制途径与手段
（2）三种途径
– 降低巷道围岩应力； – 提高巷道围岩强度；巷道稳定性“三大要素” – 合理选择支护方式。
（3）四种手段
– 巷道布置； – 巷道保护； – 巷道支护； – 巷道维护。
下篇：巷道支护设 计
第七章 巷道围岩控制原理 第八章 巷道矿压控制设计 第九章 锚杆支护设计
1
教材和参考书
教材： （1）姜福兴 等 编著.《矿压控制设计》中国矿业大学出版社 1996； （2）侯朝炯主编.《煤巷锚杆支护》,中国矿业大学出版社，1999。 参考书： （1）姜福兴 主编.《矿山压力与岩层控制》,煤炭工业出版社，2004 （2）钱鸣高 主编.《矿山压力及其控制》，煤炭工业出版社，1991 （3）陈炎光，陆士良 主编，《中国煤矿巷道围岩控制》，中国矿业大
或少受采动支承压力为准，或者采用跨采方式。
13
14
巷道卸压的要求：
（1）位于松软岩层内邻近回采工作面的重要硐室，若须避免回采引起的 支承压力作用，可采用在巷道顶部的岩层或薄煤层内开挖卸压槽的措 施。
（2）在强烈底鼓的松软岩层内，可采用先使底板松动爆破卸压，然后灌 浆加固的措施。
（3）在底板松软的薄煤层内布置巷道，采用宽面掘巷，可减少巷道的强 烈底鼓。