沿空动压巷道围岩应力分布规律
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作者简介： 郭正宝（ 1986 － ） ，男，山东高唐人，硕士，2011 年毕业于山东科技大学采矿工程专业，现从事煤矿设计 工作。
110
2012 年 10 月
式中 m— — —工作面采高，m； K— — —应力集中系数； — —煤体内摩擦角，（ ° ） ； φ— f— — —层面间的摩擦系数，f = tanφ； — —上覆岩层平均体积力，kN / m3 ； γ— — —剪切应力，MPa； τ0 — H— — —巷道埋深，m。
煤
炭
工
程
研究探讨
A—应力降低区； B—应力增高区； C—原岩应力区； D—极限平衡区； E—弹性区
图1
支承压力分区图
应力集中系数 K 可用下面经验公式进行计算： K = － 0. 841 + 3. 275 × 10 －3 H + 0. 455 m + 0. 013 L + 0. 084 D － 0. 02 α 式中 L— — —工作面长度； — —煤层倾角，（ ° ） ； α— D— — —顶板岩石的弹性模量与煤层弹性模量之比 。 对于 212102 工 作 面，各 参 数 取 值 如 下： γ = 25. 5kN / m3 ，m = 1. 3m， H = 416m， τ0 = 1. 8 × 10 6 N / m2 ， α = 0° ， φ = 25° ，f = 0. 4773 ，D = 4 ，L = 120m，则： K = － 0. 841 + 3. 275 × 10 －3 H + 0. 455 m + 0. 013 L + 0. 084 D － 0. 02 α = 3 x1 = ln 1. 3 × （ 1 + sin25 ° ） × 2 × 0. 4773 × （ 1 － sin25 ° ）
2. 1
沿空动压巷道轴向支承压力分布规律
邻近区段工作面回采对沿空动压巷道轴向方向上的影
。 采前掘进沿空动压巷道在服务
期间，围岩受到两区段工作面回采的影响，变形破坏情况 较普通巷道围岩严重，应力分布情况更为复杂 。 因此，研 究沿空动压巷道围岩的应力分布规律，据此提出合理的支 护方案对保障巷道围岩稳定 、 保证矿井安全生产具有重要 的意义。
［6 ］
1
工程概况
文章以山东徐庄生建煤矿为例研究沿空动压巷道围岩
应力分布规律。 该矿现主采 12 下 煤层，煤层倾角 2° ～ 8° ， 厚度平均 1. 3m，属缓倾斜稳定煤层。煤层顶板为砂质泥岩 （ 平均厚约 15. 6m，抗压强度 59. 0MPa） ； 底板为八灰（ 平均 厚约 3. 1m，抗压强度 145. 6MPa） 。212104 运输巷沿 12 下 煤 层破顶掘进，矩形断面（ 3. 8m × 2. 6m） ，半煤岩巷，底板为 八灰，与 212102 轨道巷之间留 5m 护巷煤柱，为采前掘进 沿空动压巷道。
响主要是由工作面前方煤岩体受采动影响发生的轴向运动 和应力重新分布引起的 。 随着工作面回采动压的影响及回 采时间的延长，在煤岩层的走向断面上形成四个区域： 原 岩应力区、应力增高区、应力降低区及应力稳定区
［5 ］
。
应力降低区的出现以护巷煤柱出现塑性破坏为前提， 应力降低区中的煤体处于塑性软化状态，煤体产生新的裂 隙并伴随显著变形，即应力降低区出现在护巷煤柱的外侧 塑性区中； 而应力升高区的出现是在工作面采空区基本顶 断裂的基础上形成的，在老顶断裂线附近煤体处于弹性状 态，仍保持着自身的承载能力，岩体相对比较完整且变形 相对较小，处于应力升高区的岩梁以两个断裂端头为支撑 点，一侧向采空区延伸并逐渐达到原岩应力区，另一侧在 护巷煤柱侧与应力降低区相连； 这两个区域的形成与发展， 影响着沿空动压巷道围岩的稳定，并对其支护效果产生较 大的影响。 根据极限平衡区理论
研究探讨
煤
炭
工
程
2012 年 10 月
沿空动压巷道围岩应力分布规律研究
郭正宝
（ 中煤国际工程集团 沈阳设计研究院，辽宁 沈阳 110015 ）
要： 针对沿空动压巷道围岩结构的非对称性 ，邻近区段工作面回采过程中围岩变形破坏 的非均衡性，在理论分析、数值模拟的基础上，对沿空动压巷道围岩的应力分布规律进行全面、 摘 系统的论述。从巷道围岩变形破坏特征出发，研究了巷道围岩的轴向及侧向支承压力分布规律， 并通过现场工业性试验对其进行验证 ，为沿空动压巷道的支护方式的确定提供有力的依据 。 关键词： 沿空动压巷道； 围岩应力分布规律； 轴向支承压力； 侧向支承压力 011004 中图分类号： TD353 文献标识码： B 文章编号： 1671 － 0959 （ 2012 ） S2针对目前诸多矿井采用的留煤柱护巷方式造成煤炭资 源浪费、巷道维护困难的问题，国内外开展了无煤柱护巷 技术的的试验研究，取得了大量的成果 二是留小煤柱护巷，即沿空掘巷技术。 在沿空掘巷技术中，可根据邻近区段工作面回采与本 区段工作面巷道开挖时间的先后，将沿空动压巷道分为采 前掘进沿空动压巷道和采后掘进沿空动压巷道两种形式： 采前掘进是指在邻近区段工作面回采之前即掘进沿空巷道； 采后掘进是指在邻近区段工作面回采引起的应力重分布趋 于稳定后掘进沿空巷道
2
沿空动压ห้องสมุดไป่ตู้道围岩应力分布规律
巷道开挖就是对原岩应力进行卸载，发生围岩应力重
，如图 1 所示，可得工作面前
方支承压力峰值点距煤壁的距离为： x1 = m（ 1 + sinφ） ln KγH（ 1 － sinφ） 2 f（ 1 － sinφ） τ0 cotφ（ 1 + sinφ）
新分布和局部区域应力集中，并通过不断调整来达到与当 收稿日期： 2012 － 08 － 20
［1 ］ ［1 － 6 ］
前环境相适应的新平衡状态
［2 ］
。
采前掘进沿空动压巷道（ 以下简称沿空动压巷道） 一侧 为实体煤，另一侧是护巷煤柱，巷道两侧结构上非对称， 煤（ 岩） 体的承载能力也不同
［4 ］
。 无煤柱护巷
技术可分为两类： 一是完全无煤柱护巷，即沿空留巷技术；
。 巷道围岩受到两次工作面
回采的影响： 一是邻近区段工作面回采，上覆岩层对巷道 施加侧向及轴向支承压力； 二是本区段工作面回采时，直 接顶垮落老顶断裂，巷道再次受到超前支承压力（ 即轴向支 承压力） 的影响。文中主要研究沿空动压巷道在邻近区段工 作面回采过程中的围岩应力分布情况 。
深部沿空留巷围岩控制模型研究
深部沿空留巷围岩控制模型研究【摘要】本文通过对旗山煤矿94103沿空留巷巷道围岩变形规律的研究与分析，建立了深部沿空留巷围岩控制模型。
并在此基础上对巷旁支护阻力、支护体控顶高度以及支护体的可缩量等参数进行力学计算。
【关键词】深部；沿空留巷；围岩控制深部沿空留巷围岩应力分布规律不同于浅部普通回采巷道，随着巷道埋深加大，巷道维护不断增加，有必要对巷道围岩变形机理展开详细研究，从理论上对深部沿空留巷顺利实施提供指导。
本文首先研究沿空留巷上覆岩层活动规律，在此基础上建立深部沿空留巷力学模型，对巷旁支护阻力、支护体控顶高度以及支护体的可缩量等参数进行力学计算。
1 沿空留巷顶板垮落形式和围岩活动规律上覆岩层的活动是引发沿空留巷巷道压力和变形剧烈增加的主要原因，研究沿空留巷首先就应该对工作面顶板岩层活动规律有所认识。
旗山煤矿94103工作面顶板岩层的活动规律特别是侧向板块的结构及运动规律，对工作面沿空留巷巷道的围岩变形具有显著影响。
1.1 顶板岩层的垮落形式研究表明，随着回采工作面的推进，工作面后方沿空留巷的顶板运动，按时间可划分为三个时期，即前期活动、过渡期活动和后期活动。
顶板前期活动期留巷顶板由于直接顶垮落及老顶下沉的带动，其变形形式主要以旋转变形为主。
顶板过渡活动期变形仍以旋转变形为主，但变形速度快，变形量大。
顶板后期活动期。
顶板运动特征以旋转下沉为主，但下沉速度较小。
1.2 沿空留巷围岩活动规律沿空留巷经历一次采动和二次采动采空区顶板岩层剧烈活动的影响，矿压显现十分强烈，顶底板移近量和两帮移近量都很大。
沿空留巷从开掘至报废整个生命周期内围岩变形经历以下五个阶段：1）在煤体内掘巷，由于应力重新分布引起围岩向巷道空间移动。
2）掘巷引起的应力调整稳定后，围岩变形还会随时间持续而增长，变形速度缓慢。
3）巷道受工作面采动影响后，随着回采引起的支承压力的增加，巷道围岩应力再次重新分布，围岩变形急剧增大。
4）随着回采工作面的推进，采空区上覆裂隙带岩层沉降趋向稳定，煤帮侧支承压力逐渐减小，沿空留巷的围岩变形显著下降并趋于稳定。
矿山压力与控制复习题及答案
矿山压力与控制复习题铅直应力公式：δ＝γh一填空1．按照岩石的力学强度和坚实性，常把矿山岩石分为__坚硬岩石_和 __松软岩石______。
2．根据成因不同，岩石的种类可以分为岩浆岩、沉积岩和变质岩。
3．原岩应力场的形成主要是由自重应力和构造应力等因素引起的。
4．岩石发生破坏的基本形式有两种，分为屈服、断裂。
5．通常把采场顶板分为三松软顶板，下硬上软顶板和下软上硬顶板三类。
6．对老顶来压预报一开始是根据观测老顶的三量来预报老顶来压的，所指的三量为工作面顶板移近量、支架载荷量和支柱下缩量。
7．常见的顶板事故可以分为局部冒顶事故和大面积切顶垮面事故两类。
8．通常情况下，老顶周期来压步距为初次来压步距的_三分之一__。
9．冲击地压成因机理的理论判据：能量理论刚度理论冲击倾向性理论10．常用的液压支架形式有：支撑式支架、支撑掩护式支架和掩护式支架三种。
11．根据采煤工作面上覆岩层移动发展的程度，可以将上覆岩层划分为三个带，分别是冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。
12．工作面支柱插入底板的破坏形式有三种：整体剪切、局部剪切和其他剪切13．根据岩石试样含水状态不同，可分为：天然密度，饱和密度和干密度。
14.矿山充填分为：水力充填、干式充填、胶接充填15.支柱的工作特性类型：①急增阻式②微增阻式③恒阻式15.直接顶的完整程度取决于岩层本身的力学性质，直接顶岩层内由各种原因造成的层理和裂隙的发育程度。
16.蠕变变形曲线可分为稳定蠕变和不稳定蠕变两类。
17.采区巷道的主要支护形式有基本支护，加强支护，巷旁支护和巷道围岩加固。
18.根据破断的程度，回采工作面上覆岩层可分为冒落带和裂隙带。
19.节理裂隙分为原生裂隙，构造裂隙，压裂裂隙。
20.动压现象的一般成因和机理，可归纳为三种形式，即冲击矿压，顶板大面积来压和煤与瓦斯突出。
21.顶板下沉量是指活柱下缩量、顶梁的压缩量及支柱插入顶、底板量的总和。
二、名词解释1、岩体：含结构面的原生地质体。
动压巷道煤柱载荷特征及其对围岩应力的影响
・
图 １ Ｅ２０ １５ ３回风巷 区段煤柱应力随工作面推进变化规律
１ ）煤柱 内 １０ｍ 测 点 。应 力 计 经 短 暂 时 间 稳 ． 定后 ， 应力 逐 渐 上 升 ， 到 一 固 定 值 后 逐 渐 趋 于 平 达
摘要 ： 煤柱 是 回采巷 道 围岩结 构 的一个 重要组 成部分 ， 煤柱 尺 寸在 一定程 度 上决定 着巷 道 围岩 的稳 定 性。 针对 崔家 寨矿 Ｅ ２０ １５ １综采 工作 面具体 地质及 开 采技 术条件 ， 用计 算机数 值模 拟及现 场 实 测相 运
结合的方法， 究不同煤柱宽度时煤柱及工作面煤体应力分布规律 ， 研 获得 了煤柱 内部应力场及演化基本 规律。研究结果表 明， 煤柱宽度变化对 围岩应力分布及结构变化特征影响显著 ， 巷道维护状态是工作面 煤层和煤柱 内应力场共 同作用的结果， 为区段煤柱宽度的合理 留设 、 回采巷道合理位置 的选择及 围岩稳 定 性控 制提 供 了依据 。
２ 现 场 实 测
煤柱 应力 观测力 求全 面反 映工 作 面 开采 的 全过 程， 即采 动影 响前 、 动影 响期 间 与采 动影 响后 这 三 采
个 不 同时期煤 柱 应 力 变 化 的整 个 过 程 ］ 因此 ， 。 在
测相结合的方法 ， 对该矿不同煤柱宽度 时的区段煤
柱及 工作 面煤 体 应 力分 布规 律 进 行 研 究 ， 示 煤 柱 揭
段 煤柱 用于 隔离 采 空 区和 维 护 巷 道 ， 柱 是 支 撑作 煤
石 ， 交层 理较 发育 ， 均 厚度 １０ｍ； 斜 平 ． 老底 为灰 色细
砂岩 ， 厚层 状 ， 均 厚 度 ６～７ｍ。Ｅ ２ ０ 平 １５ １综 采 工 作
浅谈沿空留巷围岩矿压显现规律
浅谈沿空留巷围岩矿压显现规律摘要：介绍了沿空留巷围岩应力分布及顶板运动特性,提出了沿空留巷的设计机理与方法。
在城山矿现场观测的基础上,详细分析了造成沿空留巷石墙侧及实体煤顶板变形总量及速度不同步,峰值差异大的原因,并指出了沿空留巷围岩变形控制关键技术是控制石墙支护与实体煤支护的强度与刚度的匹配,并与顶板、实体煤形成共同承载体系,以充分发挥围岩自承能力。
关键词：沿空留巷围岩控制覆岩运动矿压显现支护刚度1概述沿空留巷是一种无煤柱护巷方式,通过沿着上一工作面采空区内保留下来的运输巷道,作为下一工作面回风巷道,处于采空区和煤层交界区域。
该巷道要经过两次回采作业的影响,围岩内部应力应变关系及围岩与支架相互作用关系十分复杂〔1〕。
沿空留巷技术,对于提高煤炭回收率、降低巷道开掘率及防控由煤柱引起的顶板事故、冲击地压问题等有显著的效果。
沿空留巷井下实施过程中存在着巷旁充填问题和安全等问题,特别是顶板、通风、瓦斯、火灾、围岩变形等,大大影响和限制了沿空留巷技术。
沿空留巷技术的关键性问题就是沿空留巷围岩变形规律及围岩与支架共同作用机理〔2〕。
2 沿空留巷围岩应力分布特性研究证明,上区段采场老顶触矸稳定后,沿空巷道未开挖前的围岩应力分布如图1所示〔1〕。
在煤体上方应力分布与底板应力分布组成了“应力双峰”,即存在两个应力高峰,一个为kγh区,位于采场老顶在煤体内断裂的部位,另一个为k1γh区,位于采场老顶在采场采空区触矸的部位。
煤体上方应力分布按应力值相对大小可以分为3个区即应力集中区、应力低值区和应力正常区。
随着工-作面推进留设供下工作面用的回采巷道,围岩承受的压力及其破坏发展过程,包括两个阶段〔3〕:(1)在采动支承压力作用下破坏发展阶段。
该阶段巷道围岩(煤壁)承受的压力将是上覆岩层自重及采场推进悬露的上覆岩层重力的总和。
巷道围岩(煤壁)的变形破坏将经历支承压力高峰向煤层深部转移的全过程。
(2)在内应力场上覆岩层运动压力作用下破坏的发展阶段。
巷道矿压显现规律
沿倾斜巷道围岩强度/MPa
30
60
90
＞120
30
பைடு நூலகம்60
90
＞120
＜300
3.5～2 2～1.6 1.5～1.3 1.2～1
1.8
1.5
1.2
1
300～600
4～2.5 2～1.8 1.7～1.5 1.4～1.2 2.2
1.8
1.5
1.2
600～900
4.5～3 2.5～2
21.7 1.6～1.4
2.6
7.1 巷道围岩应力及变形规律
7.1.2 相邻巷道的应力分布及巷道间距的确定
1、巷道围岩应力影响带
在静水压应力场中，弹性变形巷道的应力影响区域形 状为半径等于6r的圆（r为巷道断面半径）。在非静水压 应力场中，巷道的应力影响区域形状不再是圆形，一般为 长轴不大于12r的椭圆。因此： （1）断面相同两圆形巷道的间距D为：6r＜D＜12r （2）半径不同两圆形巷道的间距D为：6R＜D＜6（r＋R）
1—超前支承压力 ； 2、3—侧向固定支承压力； 4—采空区支承压力.
7.1 巷道围岩应力及变形规律
7.1.1 受采动影响巷道的围岩应力
2、回采工作面周围支承压力分布
支承压力 类型
超前支承压力 侧向固定支承压力
峰值离煤壁
4~8m
15~20m
应力增高系数 2.5~3.0
2.0~3.0
影响范围
40~80m
如果巷道周边形成塑性变形区，相邻巷道的应力影响 带不宜超过塑性变形区与弹性变形区的交界面。书P198提 供了数值计算岩体力学参数取值参考。
深部大倾角沿空掘巷围岩稳定控制技术及应用
2煤矿支护2021年第1期天球振华杯参评论文深都太攸角沿空掘本®岩稔定控喇敘术氙裘用邹永德1王猛2(1 —徐州矿务集团有限公司，江苏徐州221018; 2—河南理工大学，河南焦作454003)摘要深部巷道经历上区段工作面回采动压影响，煤岩体塑性破坏范围扩大且长 时间流变，导致后期沿空掘巷短时间内无法保持稳定状态，且沿空掘巷受到本区段 工作面动压的影响，其破坏规律异常复杂，造成巷道反复受载、变形严重，难以保 证矿丼正常的安全生产。
本文通过深部大倾角沿空掘巷围岩稳定性分析，研究沿空 掘巷围岩应力分布规律，提出了深部大倾角沿空掘巷的围岩稳定控制技术，通过现 场应用表明，巷道围岩得到有效控制，取得了较理想的应用效果。
关键词大倾角；沿空掘巷；破坏机理；矿压观测1引言进人深部后，张双楼煤矿所采7、9煤 均为大倾角煤层。
回采巷道多采用留窄煤柱 沿空掘巷布置方式，由于受深部高应力及其 他复杂地质构造影响，巷道经历上区段工作 面回采动压影响过程期间，煤岩体塑性破坏 范围扩大且长时间流变导致后期沿空掘巷短 时间内无法保持稳定状态，且沿空掘巷受到 本区段工作面动压的影响，其破坏规律异常 复杂，造成巷道反复受载，经常性出现冒顶、片帮、底鼓等现象，破坏严重，返修任 务严重需要多次维护与加固，维护工作量和 支护成本大增，对矿山的安全高效开采产生 了严重影响。
因此，亟需研究科学合理的深 部大倾角沿空掘巷围岩稳定控制技术，以提 高围岩控制效果，保证矿井安全生产。
2围岩稳定性分析2.1 沿空掘巷围岩上覆岩体破断结构深部大倾角沿空掘巷上覆岩体通过巷道 直接顶与巷道发生作用，当上区段工作面的煤层采出后，上覆岩体的垮落特征、垮落后的赋存状态在一定程度上取决于基本顶岩层的断裂特征及其垮落后的赋存状态。
上区段工作面回采造成深部大倾角沿空掘巷上覆岩体断裂具有如图1所示的几个过程。
图1深部大倾角沿空掘巷上覆岩体结构① 工作面支架推过后，随着上区段煤层 的采出，直接顶岩层随之发生不规则或规则的垮落下沉，最终与其上位的基本顶岩层发生离层。
小保当煤矿强动压巷道破坏机理与围岩控制研究
小保当煤矿强动压巷道破坏机理与围岩控制研究摘要：强动压条件影响下沿空巷道围岩稳定性控制问题一直是制约煤矿高产高效的难题，本文结合小保当煤矿现场工程地质条件，运用理论分析、数值计算以及现场矿压数据观测相结合的方法，对强动压巷道围岩破坏机理及控制技术展开研究。
结果表明：（1）通过分析巷道强动压显现以及变形破坏特征，认为煤柱帮出现大变形主要由于经历了两次采动压力影响，顶板破断结构产生破坏叠加效应，顶板来压剧烈，从而导致帮部煤体性质差，以及支护结构锚固生根点未处于稳定煤体；（2）数值模拟结果表明：两次采动过程中巷道受非对称性压力作用，两次动压影响条件下工作面在走向方向上基本顶的破断引起超前段矿压显现剧烈，由于回风巷与工作面相邻，形成较为明显的偏向于煤柱一侧的应力分布特征；（3）提出了强动压条件下煤柱帮大位移限制补强控制技术以及竖向桁架锚索强化技术，通过煤帮深部稳定围岩的小变形控制巷道外部的大变形，解决强动压条件下大变形沿空巷道帮部变形；（4）提出了巷道补强支护方案，将方案应用于现场实践后，煤柱帮侧变形破坏得到有效控制，未再出现整体倾斜性变形，巷道断面满足工作面推进要求，工程实践取得了成功。
关键词：强动压显现；破坏机理；采动应力；支护结构；围岩控制中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：Research on failure mechanism and surrounding rock control of strong dynamic pressure roadway in Xiaobaodang coal mineCHEN Zhen1, LI Pan1, SI Jianfeng1(1.Shaanxi Xiaobaodang Mining Co., Ltd., Yulin 719000, China)Abstract:The surrounding rock stability control of gob side entry under the influence of strong dynamic pressure has always been a problem restricting the high yield and high efficiency of coal mine. Combined with the engineering geological conditions of xiaobaodang coal mine, this paper studies thesurrounding rock failure mechanism and control technology of strong dynamic pressure roadway by using the methods of theoretical analysis, numerical simulation and field measurement. The results show that: (1) through theanalysis of strong dynamic pressure behavior and deformation and failure characteristics of roadway, it is considered that the large deformation of coal pillar is mainly due to the influence of twice mining pressure, the damage superposition effect of roof fracture structure, and the severe roof pressure, which leads to the poor quality of coal body in the wall, and the anchor rooting point of support structure is not in the stable coal body; (2) The numerical simulation results show that: in the process of two mining, the roadway is under the action of asymmetric pressure, and the strike of the working face isbasically broken during two mining, which controls the mine pressure behavior in the super front section, and the roadway is close to the working face, showing obvious stress distribution characteristics of the side of the coal pillar; (3) The large displacement limit Reinforcement Control Technology of coal pillarside under strong dynamic pressure and the vertical truss anchor cable reinforcement technology are proposed. The large deformation outside the roadway is controlled by the small deformation of the deep stable surrounding rock ofthe coal side, and the deformation of the gob side roadway with largedeformation under strong dynamic pressure is solved; (4) The roadwayreinforcement support scheme is put forward. After the scheme is applied to the field practice, the roadway deformation is obviously controlled, and the overall inclined deformation does not appear again. The roadway section meets the requirements of working face advancement, and the engineering practice is successful.Key words:Strong dynamic pressure behavior;Failure mechanism；Mining stress; Supporting structure；Surrounding rock control1 引言我国煤矿每年井工开采需要大量的巷道为工作面服务，其中百分之七十以上是动压巷道[1]。
沿空掘巷围岩稳定性控制方案
收稿日期：２０２１?０２?０９基金项目：甘肃省青年科技计划项目（１８ＪＲ３ＲＭ２４０）；甘肃省高等学校创新能力提升项目（２０１９Ｂ－１５４）；甘肃省安全生产科技项目（ＧＡＪ０００１１）；中国煤炭工业协会科学技术研究指导性计划项目（ＭＴＫＪ２０１８－２７９）；陇东学院青年科技创新项目（ＸＹＺＫ１６１０）作者简介：丁永红（１９７３－），男，甘肃白银人，工程师，从事煤矿安全生产管理工作。
ｄｏｉ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１００５－２７９８．２０２１．０４．００５沿空掘巷围岩稳定性控制方案丁永红１，高宏杰１，邵嗣华１，孙志猛１，刘建刚１，李 明１，张 磊１，张巨峰２（１．甘肃靖远煤电股份有限公司红会第一煤矿，甘肃白银 ７３０９１３；２．陇东学院能源工程学院，甘肃庆阳 ７４５０００）摘 要：为了提高煤炭回采率，甘肃靖远矿区红会一矿１７１５运输巷道采用沿空掘巷与１７１３采空区留设窄小煤柱的方式护巷掘进，但是，巷道掘进过程中围岩稳定性控制问题凸显。
针对１７１５运输巷道沿空掘巷留设窄小煤柱围岩稳定性难以控制的问题，根据自然平衡拱理论，计算了巷道两帮及顶板的破坏深度，并以此为基础，结合悬吊理论，设计出了巷道锚杆锚索支护参数，提出了切顶卸压和巷道锚杆锚索联合加固的围岩稳定性控制技术方案，为沿空掘巷窄小煤柱围岩稳定性控制提供了参考。
关键词：沿空掘巷；围岩；稳定性；控制方案中图分类号：ＴＤ３５３ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００５?２７９８（２０２１）０４?００１６?０４ＣｏｎｔｒｏｌＳｃｈｅｍｅｆｏｒＳｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇＲｏｃｋＳｔａｂｉｌｉｔｙｏｆＲｏａｄｗａｙＤｒｉｖｉｎｇａｌｏｎｇＧｏａｆＤＩＮＧＹｏｎｇ?ｈｏｎｇ１，ＧＡＯＨｏｎｇ?ｊｉｅ１，ＳＨＡＯＳｉ?ｈｕａ１，ＳＵＮＺｈｉ?ｍｅｎｇ１，ＬＩＵＪｉａｎｇａｎｇ１，ＺＨＡＮＧＬｅｉ１，ＺＨＡＮＧＪｕ?ｆｅｎｇ２（１．ＴｈｅＦｉｒｓｔＣｏａｌＭｉｎｅｏｆＨｏｎｇｈｕｉｉｎＧａｎｓｕＪｉｎｇｙｕａｎＣｏａｌＥｌｅｃｔｒｉｃｉｔｙＣｏ．，Ｌｔｄ．，Ｂａｉｙｉｎ ７３０９１３，Ｃｈｉｎａ；２．ＬｏｎｇｄｏｎｇＣｏｌｌｅｇｅｏｆＥｎｅｒｇｙＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，Ｑｉｎｇｙａｎｇ ７４５０００，Ｃｈｉｎａ）Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｉｎｏｒｄｅｒｔｏｉｍｐｒｏｖｅｔｈｅｃｏａｌｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅ，ｔｈｅ１７１５ｈａｕｌａｇｅｒｏａｄｗａｙｏｆｔｈｅＮｏ．１ＣｏａｌＭｉｎｅｏｆＨｏｎｇｈｕｉｉｎＧａｎｓｕＪｉｎｇｙｕａｎＭｉｎｉｎｇＡｒｅａｗａｓｄｒｉｖｅｎａｌｏｎｇｇｏｂｓｉｄｅｅｎｔｒｙａｎｄｔｈｅ１７１３ｇｏｂａｒｅａｗｉｔｈｎａｒｒｏｗｃｏａｌｐｉｌｌａｒｓ．Ｉｎｖｉｅｗｏｆｔｈｅｐｒｏｂｌｅｍｔｈａｔｉｔｉｓｄｉｆｆｉｃｕｌｔｔｏｃｏｎｔｒｏｌｔｈｅｓｔａｂｉｌｉｔｙｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｗｉｔｈｎａｒｒｏｗｃｏａｌｐｉｌｌａｒｉｎ１７１５ｔｒａｎｓｐｏｒｔｒｏａｄｗａｙｄｒｉｖｉｎｇａｌｏｎｇｇｏａｆ，ａｃｃｏｒｄｉｎｇｔｏｔｈｅｔｈｅｏｒｙｏｆＮａｔｕｒａｌＢａｌａｎｃｅＡｒｃｈ，ｔｈｅｆａｉｌｕｒｅｄｅｐｔｈｏｆｔｗｏｓｉｄｅｓｏｆｒｏａｄｗａｙａｎｄｒｏｏｆｗａｓｃａｌｃｕｌａｔｅｄ，ａｎｄｂａｓｅｄｏｎｔｈｉｓ，ｃｏｍｂｉｎｅｄｗｉｔｈｔｈｅｓｕｓｐｅｎ ｓｉｏｎｔｈｅｏｒｙ，ｔｈｉｓｐａｐｅｒｄｅｓｉｇｎｓｔｈｅｓｕｐｐｏｒｔｐａｒａｍｅｔｅｒｓｏｆｂｏｌｔａｎｄｃａｂｌｅｉｎｒｏａｄｗａｙ，ａｎｄｐｕｔｓｆｏｒｗａｒｄｔｈｅｔｅｃｈｎｉｃａｌｓｃｈｅｍｅｏｆｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇｔｈｅｓｔａｂｉｌｉｔｙｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｂｙｒｏｏｆｃｕｔｔｉｎｇａｎｄｂｏｌｔａｎｄｃａｂｌｅｉｎｒｏａｄｗａｙ，ｗｈｉｃｈｐｒｏｖｉｄｅｓａｒｅｆｅｒｅｎｃｅｆｏｒｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇｔｈｅｓｔａｂｉｌｉｔｙｏｆｎａｒｒｏｗｃｏａｌｐｉｌｌａｒｉｎｒｏａｄｗａｙｄｒｉｖｉｎｇａｌｏｎｇｇｏａｆ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｄｒｉｖｉｎｇｒｏａｄｗａｙａｌｏｎｇｎｅｘｔｇｏａｆ；ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋ；ｓｔａｂｉｌｉｔｙ；ｃｏｎｔｒｏｌｓｃｈｅｍｅ 煤炭是我国的主体能源。
矿山压力与岩层控制知识点
名词解释1、关键层：将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。
岩石的空隙度岩石中各种孔洞和裂隙体积总和与岩石总体积之比。
也称孔隙率。
3、直接顶初次跨落：煤层开采后，将首先引起直接顶的垮落，回采工作面从开切眼开始向前推进，直接顶悬露面积增大,当达到其极限垮距时开始垮落。
直接顶的第一次大面积垮落称为直接顶初次垮落。
老顶：通常把位于直接顶之上(有时直接位于煤层之上)对采场矿山压力直接造成影响的厚而坚硬的岩层称为老顶。
一般是由砂岩、石灰岩及砂砾岩等岩层组成。
6、直接顶：一般把直接位于煤层上方的一层或几层性质相近的岩层称为直接顶,一般由页岩、砂页岩、粉砂岩组成。
7、周期来压：由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称之为工作面顶板的周期来压。
8、矿山压力：这种由于矿山开采活动的影响，在巷道周围岩体中形成的和作用在巷道支护物上的力定义为矿山压力，9、支承压力：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承压力。
10、锚杆托锚力：锚杆托锚力包括安装锚杆时，通过拧螺母产生的锚杆托板对围岩的预紧力、水胀式管状锚杆杆体纵向收缩，使托盘对围岩产生的预紧力、以及锚杆托板阻止围岩向巷道内位移时，对围岩施加的径向支护力。
11、原岩应力：存在于地层中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力，12、老顶初次来压：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（变形失稳）。
有时可能伴随滑落失稳（顶板的台阶下沉），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。
即称为老顶的初次来压。
16、简述构造应力的基本特点。
（1）构造应力主要是水平应力，而且地壳运动趋势是相互挤压，所以水平运动以压应力占绝对优势。
（2)构造应力分布不均匀，在地质构造变化比较剧烈的地区，最大主应力的大小和方向往往有很大变化。
（3）岩体中的构造应力具有明显的方向性，最大水平主应力和最小水平主应力之值一般相差较大。
《矿山压力及岩层控制》试卷与答案(共5套)
国家开放大学煤炭学院形考试卷考试科目：矿山压力及岩层控制试卷代号：9101试卷说明：1、本试卷共4 页，四种题型，满分100分。
2、本次考试为闭卷，考试时间为90分钟。
一、填空题（每空1分，共20分。
）1．根据岩体结构特征的不同，岩体可以分为，，，，五种基本类型。
2．采动岩体破坏的基本形式包括：、、、、块体滚动、沿软弱层面滑动、岩爆和煤爆、底鼓和。
3．“三量”观测中的“三量”是指、和。
4．在一定程度上可反映基本顶来压的强度；则反映基本顶周期来压的频率。
5．液压支架有、、三种类型。
6．从生产的角度来看，顶板的稳定性是指采煤后顶板允许悬露的和。
二、名词解释：（本题共6小题，每题5分，共30分。
）1.矿山压力2. 矿山压力控制3．矿山压力显现4. 支承压力5. 顶板事故6．冲击地压三、简答题：（本题共5小题，每题6分，共30分。
）1. 简述原岩应力分布规律。
2. 简述采场周期来压及来压的主要表现形式。
3. 简述压垮型冒顶的机理及冒顶征兆。
4.简述巷道围岩应力分布的基本规律。
5. 简述影响采区巷道变形与破坏的因素。
四、论述题：（本题共1小题，共15分。
）1. 试述采煤工作面上覆岩层的“横三区”和“竖三带”。
《矿山压力及岩层控制》期末考试试卷答案一、填空题：每空1分，共25分。
1.整体结构块状结构层状结构碎裂结构松散结构2. 冒落离层层间错动剪切破坏和塑性变形片帮3.顶底板移近量活柱下缩量支柱载荷量4. 安全阀开启时间比率平均值安全阀循环开启比率平均值5.支撑式液压支架掩护式液压支架支撑掩护式液压支架6. 时间面积二、名词解释：本题共6小题，每题5分，共30分。
1. 矿山压力：由于在地下煤岩中进行采掘活动，而在井巷、硐室及采煤工作面周围煤岩体中和支护物上所引起的力，就叫做矿山压力。
2. 矿山压力控制：人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施，叫做矿山压力控制。
3．矿山压力显现：由于矿山压力作用，使巷道围岩、煤体和各种人工支护物产生的各种力学现象，统称为矿山压力显现。