巷道维护原理和支护技术课件.ppt

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1、第八章 巷道维护原理和支护技术,8.1 无煤柱护巷 8.1.1 护巷煤柱的稳定性 留设煤柱一直是煤矿中传统的护巷方法，传统的留煤柱护巷方法是在上区段运输平巷和下区段回风平巷之间留设一定宽度的煤柱，使下区段平巷闭开固定支承压力峰值区（图8-1）。,区段平巷双巷掘进和使用，技术管理简单，对通风、运输、排水、安全都有力。但是，媒柱损失高达1030%；且回风巷受二次采动影响，巷道维护困难，支护费用高。煤柱支承压力向底板传播，不仅影响临近煤层的开采和底板巷道的稳定，还成为引发冲击地压的隐患。煤柱宽一般为1030m。,1.煤柱的荷载（1）煤柱荷载的估算 目前国内外研究都认为，护巷煤柱上的荷载，是由煤柱上覆

2、岩层重量及煤柱一侧或两侧采空区悬露岩层转移到煤柱上的部分重量所引起的。,如图8-2所示，一单位煤住长度上的总载荷P为：式中,煤柱单位面积的平均载荷即平均应力:上述计算尽管经过简化，以平面问题代替空间问题，以均质的上覆岩层取代复杂的岩层赋存状况，不考虑煤住边缘部分会产生应力集中以及由于煤住边缘部分破坏引起应力向煤柱深部转移，未涉及上覆岩层的移动等。但迄今它仍为比较简单和实用的煤住载荷估算方法，并认为平均应是判断煤柱载荷的重要参数。,（2）煤柱宽度的理论计算 护巷煤柱宽度的理论计算有按煤柱的允许应力，煤柱能承受的极限载荷，以及按煤柱应力分布等多种方法。各种方法的基本点都认为：煤柱的宽度必须保证煤柱

3、的极限载荷y不超过人它的极限强度R。煤柱的极限强度见75、76式，煤柱的宽度B计算式：,2.煤柱的应力分布（1）一侧采空煤柱（体）的弹塑性变形区及铅直应力的分布 假设采空区周围的煤柱（体）处于弹塑性变形状，煤柱的铅直应力y的分布如图8-3中1所示。y随着与采空去边缘之间距离x的增大，按负指数曲线关系衰减。在高应力作用下，从煤体（煤柱）边缘到深部，都会出现塑性区（靠采空区侧应力低于原岩应力的部分称为破裂区）、弹性区及原岩应力区（图8-3）。弹塑性变形状态下，煤柱（体）的铅直应力 y的分布如图8-3中2所示。,煤柱（体）的承载能力，随着远离煤体（煤柱）边缘而明显增长。在距煤体（煤柱）边缘一定宽度内

4、，存在着煤柱（体）的承载能力与支承压力处于极限平衡状态，运用岩体的极限平衡理论，塑性区的宽度，即支承压力峰值与煤体（煤柱）边缘之间的距离x0为：,式中 在生产实际中，x0的变化范围为320 m，一般为512m。应力降低区宽度的变化范围为27m,一般为35m。,（2）两侧采空煤柱的弹塑性变形区及铅直应力的分布 两侧均以采空的煤柱，其应力分布状态主要取决于回采引起的支承压力影响距离L及煤柱宽度B，主要有三种类型：B2L时（图8-4），煤柱中央的载荷为均匀分布，且为原岩应力H。由于煤柱边缘应力集中，煤柱从边缘到中央，一般仍为破裂区、塑性区、弹性区，以及原岩应力区。,2LBL时，在煤柱中央由于支承压力

5、的叠加，应力大于H，沿煤柱宽度方向应力呈马鞍形分布，弹塑性变形区及应力分布见图8-5。BL时，两侧边缘的支承压力峰值将重叠在一起，煤柱中部的载荷急剧增大，应力趋向于均匀分布（图）。受两侧采动影响时，K值可达到45以上，在煤柱中央可能因长期处于塑性流动状态而遭到破坏。,3.护巷煤柱的稳定性（1）护巷煤柱的宽度 煤柱的宽度是影响煤柱的稳定性和巷道维护的主要因素。煤柱的宽度决定了巷道与回采空间的水平距离，影响到回采引起的支承压力对巷道的影响程度及煤柱的载荷。煤柱的极限承载能力，不禁取决于煤柱的边界条件和力学性质，还取决于煤柱的几何尺寸和形状。,（2）护巷煤柱保持稳定的基本条件 护巷煤柱一侧为回采空间

6、，一侧为采准巷道。回采空间和采准巷道在护巷煤柱两侧形成各自的塑性变形区，塑性区的宽度分别为x0、x1（图8-7）。因此，护巷煤柱保持稳定的基本条件是：煤柱；两侧产生塑性变形后，在煤柱中央存在一定宽度的弹性核，弹性核的宽度应不小于煤主高度的2倍。因此，即使在煤柱内开掘一条非常窄的巷道，也会引起煤柱应力重新分布，造成有效支承面积减少。煤柱支承能力急剧下降。,1.沿空巷道顶板关键岩层 煤层顶板岩层中，由于成岩矿物成分及成岩环境等因素不同，岩层厚度核力学性质存在较大的差别。其中一些较坚硬并具有一定厚度的岩层起着主要的控制作用，他们破断后形成的结构直接影响着采场及周围巷硐的矿压显现和岩层活动，这些对岩体

7、活动全部或局部起控制作用的岩层称为关键层。关键层判别的主要依据是其变形和破坏特征，即关键层破断时，其上覆全部岩层或局部岩层的下沉变形是相互协调一致的；前者称为岩层活动的主关键层，后者为亚关键层。关键层理论是分析研究沿空巷道上覆岩层稳定性的理论基础，与采场相比沿空巷道顶板岩层结构具有以下特征：,8.1.2老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系,在巷道整个服务时期，随着采面不断向前推进，上覆岩层结构运动形式有所不同，通过巷道顶板对沿空巷道围岩稳定的影响方式和程度差异悬殊。同时，掘进巷道再次扰动上覆岩层结构引起应力重新分布，形成更复杂的叠加支承压力。,沿空巷道相邻区段采空区边缘布置，顶板岩 层处于采空区上

8、覆岩层结构固支边与铰接边之间，其顶板岩层断裂成弧形三角板。沿空巷道跨度小，工作面老顶岩层结构对巷道围岩稳定性影响最显著，与巷道顶板下沉变形基本一致。沿空巷道条件下，老顶一般可视为亚关键层。,2.采空区覆岩层结构与沿空巷道的关系 上区段工作面回采后，采空区上覆岩层跨落，老顶形成“OX”破断。随着工作面推进，老顶周期性破断，破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体梁结构，在工作面端头破断形成弧形三角块（图8-8）,老顶岩层在直接顶岩层跨落后，一般在煤体内断裂、回转或弯曲下沉，在采空区内形成岩层承载结构。沿工作面倾向，岩体A、岩块B、岩块C组成铰接结构，该结构稳定性取决于采空区的充填程度和老顶岩层的断裂

9、参数。采空区上覆岩层移动稳定后，沿空巷道位居岩块B下方。岩体A为本区段工作面老顶岩层，岩块B为上区段工作面采空区靠煤体一侧的弧三角板，岩块C为上区段工作面采空区跨落矸石上的断裂岩块（图8-8）。,岩块B对沿空巷道上覆岩层结构的稳定起重要作用，对弧三角块结构稳定性进行力学分析，揭示老顶三角块结构稳定状态与沿空巷道稳定状态的关系，对合理确定沿空巷道位置及支护参数具有重要意义。,3.沿空掘巷合理位置的确定 沿空掘巷沿相邻区段采空区边缘布置，巷道顶板岩层处于上覆岩层结构固支边与铰接边之间。在采空区边缘煤体弹性应力高峰采空区一侧存在一个相对低应力状态的峰后煤体，即煤体内的破裂区和塑性区。若在其中布置巷道

10、，支护载荷相对较小，这是沿空支护的主要力学特征。老顶断裂位置基本位于煤体弹塑性交接处，通过计算求取老顶在煤壁内的断裂位置，确定沿空掘杭的位置。,8.1.3 沿空掘巷的矿压显现规律,1.沿倾斜方向支承压力分布规律 煤层开采沿倾斜方向支承压力带形成后，随着远离采面和时间的延续，会逐渐趋向缓和与均化，最终成为稳定的残余支承应力。煤体和围岩的强度对支承压力分布曲线又很大影响，煤层顶板为比较坚硬的砂岩时，随着工作面推进倾斜方向支承压力峰值逐渐降低，峰值位置移动不明显（图8-9（a）。,8.1.3 沿空掘巷的矿压显现规律,煤层顶板为比较软的泥质页岩和比较破碎的砂质页岩时，随着工作面推进倾斜方向支承压力分布

11、曲线逐渐向煤体深处转移，峰值逐渐降低，影响范围扩大（图8-9（b）。,2.煤体煤柱（采动稳定）巷道围岩变形与护巷煤柱宽度的关系 根据实测数据统计计算结果，不同围岩性质和开采深度条件下，上区段回采影响已稳定后掘进的回采巷道保持稳定状态的护巷煤柱宽度值可参见表8-1。巷道顶底板相对移近率与护巷煤柱宽度x关系曲线见示意图8-10。,3.沿空掘巷的矿压显现 沿空掘巷的围岩应力和围岩变形 沿空掘巷之前，岩层运动已经稳定的采空区附近，处于极限平衡状态下煤体的残余支承压力分布（图8-11中1）。沿空掘巷破坏了原有平衡，在巷道边缘的煤体会出现新的破裂区、塑性区，支承压力向煤体深部移动（图8-11中2）。移动距

12、离近似等于煤柱宽度，应力场扰动不大，一般经过10d左右，变形速度趋向于稳定，巷道受到本区段工作面回采影响后，处于支承压力的重叠区内，围岩变形会显著增长，通常巷道维护不太困难。,窄煤柱巷道的围岩应力和围岩变形 窄煤柱巷道是指巷道与采空区之间保留58m宽的煤柱。巷道掘进前，采空区附近沿倾斜方向煤体内应力分布（图8-12中1）与图8-11中1完全一样。窄煤柱巷道掘进位置一般刚好处于残余的支承压力峰值下。巷道掘进后窄煤柱遭到破坏而卸载，引起煤柱向巷道方向强烈移动。巷道另一侧的煤体，由原来承受高压的弹性区，衍变为破裂区、塑性区；,随着支承压力向煤体深处转移，煤体也向巷道方向显著位移，最终应力分布状态如图

13、8-12中2所示。窄煤柱巷道不仅在掘进期间围岩强烈变形，巷道围岩一直保持较大的速度持续变形，顶板强烈下沉和底板鼓起。巷道的压力主要来自窄煤柱一侧，窄煤柱实际上已遭遇到严重破坏，不仅对顶板支承作用有限，而且使巷道实际跨度和悬顶距离增加。因此，窄巷道的围岩变形要比沿空巷道大一倍左右。,沿空掘巷的三种方式 根据煤层赋存情况、地质条件和所采取的技术措施不同，沿空掘巷可分为三种方式，即完全沿空掘巷、留小煤墙掘巷、保留部分老巷断面掘巷方式。完全沿空掘巷就是上区段采动影响稳定后，紧贴上区段废弃的巷道，在煤层边缘的煤体内重新掘进一条巷道，如图8-13所示。留小煤墙沿空掘巷方式的特点是上区段采动影响后，巷道不紧

14、贴上区段采空区边缘掘进，而是在巷道与采空区之间留设13m的隔离小煤墙（图8-14）。,保留老巷部分断面的沿空掘巷基本上是留一条巷掘一条巷，巷道的维护费和材料消耗会大幅度的增加。实际可用大断面的沿空掘巷或留巷取代。完全沿空掘巷在煤体边缘卸压区掘进巷道，由于沿空巷道一侧为采空区，上区段老空区积水和碎矸石易进入巷道内，会严重影响巷道的施工和使用，巷道与采空区之间的漏风严重。保留部分老巷断面的掘进方式一般适用于顶板容易冒落和胶结、采空区无积水和煤层倾角不大的煤层。,在我国煤矿中较常应用的是留小煤墙的沿空掘巷的方式。小煤墙对挡矸和防止采空区积水进入掘进巷道能起一定作用；巷道在煤体内掘进，两侧为煤壁有利于

15、提高掘进速度。但小煤墙很难隔离火灾，防止漏风和隔绝采空区有害气体渗漏。需要留设小煤墙时，其宽度一般不宜超过13m。,8.1.4 空留巷的矿压显现 1.采动时期的受力状况 空留巷是在上区段工作面采过后，通过加强支护或其它有效方法，将上区段工作面运输平巷保留下来，供下区段工作面回采时作为回风平巷（图8-15）。沿空巷道位于采空区边缘，保留巷道期间经历上区段工作面的采动影响，巷道顶板的下沉、破坏必然受到采空区上覆岩层沉降总规律的制约。,上区段工作面采过后，沿空巷道经历老顶岩层从即将断裂前的极限状态到发生断裂失稳，然后到回转下沉压实采空区的过程。在这个过程中，由于老顶的剧烈活动，引起沿空巷道巷道煤帮和

16、巷道支护体发生剧烈变形。受力状况与用煤柱维护的巷道有明显的差别。沿空留巷的围岩应力，除与煤帮的支承压力和直接顶的载荷有关外，主要取决与规则移动带岩层中块体B取得平衡之前，引起的附加载荷（图8-8）。,上区段工作面的采动影响趋于稳定后，随着采空区岩层的沉降和煤帮支承压力的衰减，沿空留巷煤帮的承载能力与支承压力很快处于平衡状态，围岩变形显著下降并趋于稳定。本区断工作面回采时，规则移动带岩层原有的平衡状态降受到强烈影响。在超前支承压力作用下，规则移动带岩层将有一定的回转下沉。规则移动带岩层结构的这种运动和不稳定状态造成沿空巷道围岩应力的再次重新分布和集中，巷道围岩表现出强烈变形。,2.沿空留巷的顶板

17、下沉规律 回采工作面推进引起的上覆岩层运动，其发展是自上而下的，上部具有明显的滞后现象，沿空留巷的顶板会在较长时间内受到老顶上覆岩层运动的影响。采面前2040m处煤层上覆岩层开始运动，但下沉速度很小，为围岩起始沉降期。煤层开后，跨落带岩层冒落，规则移动带岩层及上覆岩层急剧沉降，在工作面后方1020m处，下沉速度最大。在工作面后方060m范围内，下沉量占最终下沉量的80左右，称为岩层强烈沉降期。,在工作面后方约60m以外，规则移动带及上覆岩层沉降速度逐渐衰减，在工作面后100m左右，岩层运动基本稳定。这个时期内岩层的下沉量占最终下沉量的15左右，称为岩层沉降衰减期。如果直接顶板冒落能够填满采空区

18、，使老顶处于平衡状态，采动期间沿空留巷的顶板下沉量与煤层采厚呈正比关系，一般为采高的1020，基本上属于“给定变形”。沿空巷道的顶板往往明显地向采空区方向倾斜，倾角一般为36。,8.1.5 沿空留巷巷旁支护形式 1.巷旁支护的作用 巷旁支护是指巷道断面范围以外，与采空区交界处架设的一些特殊类型的支护或人工构筑物。它的作用主要有：控制直接顶的离层和及时切断直接顶板，使跨落矸石在采空区内充填支撑老顶，减少上覆岩层的弯曲下沉。减少巷内支护所承受的荷载，保持巷道围岩稳定。同时为了生产安全，及时封闭采空区，防止漏风和煤炭自然发火，避免采空区内有害气体逸出。为此支护必须具备合理的架型、较高的工作阻力、较大

19、的增阻速度、足够的可缩量，以及工作阻力、增阻速度和可缩量的合理匹配。,2.巷旁支护的类型和使用条件 传统的巷旁支护主要有：木垛支护、密集支柱支护、矸石带支护、混凝土砌块支护等方式。它们的主要缺点是，增阻速度慢、支承能力低、密闭性能差、木材耗费多和机械化程度不高。整体浇注巷旁充填技术在煤层顶、底间浇注充填材料，形成密实的整体。把沿空留巷需要的封闭采空区和有效支护结合起来，充分显示出技术经济上的优越性。,沿空留巷的围岩应力和变形主要受规则移动带岩层平衡前运动形式的制约,工作面顶板分级、分类全面反映规则移动带岩层的强度性质和结构特征。通过现场实测和理论研究提出，不同的顶板围岩条件下应选择的巷旁支护方

20、式。对于级类至级类顶板围岩条件，适合选用切顶型巷旁支护方式，一般采用整体浇注护巷带或混凝土砌块构筑的护巷带(或者密集金属支柱)，护巷带高不宜超过3m，护巷带宽高比一般应大于0.5。,对于级类顶板围岩条件，适合选用变形适应型巷旁支护方式，一般采用木垛支护、矸石带支护等方式，适合应用于厚度小于1.5m的薄煤层。随着巷道锚杆（索）联合支护技术的方展，沿空留巷的应用范围逐渐扩大，目前正在开展综放沿空留巷高水材料巷旁充填、锚杆（索）巷内支护技术研究。,3.整体浇注巷旁充填技术 整体浇注巷旁充填技术是我国近年研究和应用的先进的巷旁充填技术。它具有增阻速度块、支承能力大、密封性能好和机械化程度高等有点，使发

21、展沿空留巷技术的关键问题得到了解决。底水材料巷旁充填 根据充填材料含水量的多少，将巷旁充填材料分为高水和中、低水材料两大类。水体积比70%的浆体称为高水材料,高水材料流动性好,可以长距离水力输送。,水体积比70%的浆体称为中、低水材料,中、低水材料流动性差,可用风力输送或短距离水力输送。低水充填材料主要由两类：一类是天然硬石膏或合成石膏，另一类是工业废渣或廉价材料加胶结料。低水充填材料的水灰比均小于0.4。用风力输送的底水充填材料全部是干料，在充填管出口处装有环形喷嘴，水与充填材料在此均匀混合后注入充填空间。,高水材料巷旁充填 高水速凝材料能与大量水混合并全部凝结成固体，机理是水化过程中生成了

22、大量的高结晶化合物钙矾石(3caoal2o33Caso432H2o)。钙矾石是一种最长见的高结晶水水化物，结晶水体积比高达81.2。此外，钙矾石晶体表面带负电性，将大量的水吸附在晶体表面，同时水化形成其它水化物，如硅酸凝胶、铝酸凝胶等也结合一部分水。,我国以质量更为稳定的硫铝酸盐水泥熟料作为高水速凝材料的基材，在高水速凝材料中适当的掺入工业废渣形成高水灰渣材料。高水灰渣充填材料是一种特殊力学性能的材料，单轴压力下应力应变关系属塑-弹-塑类型，达到屈服后，材料不立即发生脆性破坏，仍具有较高的残余强度，应力峰值前的应变值为2.0%4.5%；三轴压力下，应力峰值前的应变值可达到6%以上。,高水净浆充

23、填材料均用泵输送，高水材料双路水力充填工艺系统，输送水平距1000m，充填点用塑料充填袋储集混合后的料浆，料浆凝固形成整体充填体。对于高水灰渣材料，可以采用活动钢模板替代塑料充填袋，活动钢模板反复交替使用。采用喷浆机风力充填时，系统简单并可随工作面推进而移动，输送水平距离不宜超过200m。,8.2 巷道围岩卸压,长期以来，煤矿中进行巷道维护得主要手段是对巷道进行支护和对围岩进行加固。但在某些困难条件下，即使对巷道进行加强支护和加固围岩，巷道维护仍然很困难。如果采用人为方法改变巷道围岩应力分布特征，巷道掘进或受到采动影响时，在巷道周边形成的应力峰值向远离航道周边的围岩深部转移，使巷道处于应力降低

24、区内，可以收到明显改善巷道维护的效果。,8.2.1 跨巷回采进行巷道卸压1.跨巷回采卸压的机理 煤层开采以后，在煤层底板中形成一定范围的应力增高区和应力降低区（图7-6）。位于煤层底板的巷道，若处于应力增高区，将承受较大的集中应力而破坏；处于应力降低区，则易于维护。根据采面不断移动的特点以及巷道系统优化布置的原则，可在巷道上方的煤层工作面进行跨采，使巷道经历一段时间的高应力作用后，长期处于应力降低区内。跨采的效果主要取决于巷道与上方跨采面的相对位置，即巷道与上部回采煤层间的法向距离z，巷道与上部回采煤层煤柱（体）边缘的水平距离x,2.跨巷回采的应用及矿压显现规律 跨巷回采有两种方式，即纵跨与横

25、跨。以走向长壁工作面为例，跨越大巷和区段集中平巷时，跨采面掘进方向与被跨采巷道轴向平行称为纵跨。跨跃上、下山和采区石门时，跨采面掘进方向与被跨采巷道轴向垂直称为横跨。跨巷回采期间，巷道将顺次受到跨采面的超前支承压力和上覆岩层跨落的影响，剧烈影响范围和程度与开采深度、围岩的力学性质及巷道与开采煤层的法向距离有关。只要与采空区煤壁边缘的水平距离适当，跨采后巷道可长期处于应力降低区。,（1）采面纵跨岩石集中平巷 采面纵跨岩石集中平行，其中测站1位于跨采面采空区下方，z=9.5m，x=8m；测站2位于跨采面采空区一侧煤柱边缘的正下方，z=9.5m，x=0m。工作面跨采前，测站1与2处巷道变形特征相差不

26、大；跨采期间，测站2巷道围岩变形量比测站1大3倍；跨采后围岩变形趋于稳定时，测站2巷道围岩变形速度比测站1大1倍左右。,（2）采面横跨石门 采面横跨石门，石门中测站1，z=30m，x=60m；测站2，z=35m，x=28m。测站2与测站1相比，由于距上部煤层采空区上区段隔离煤柱水平距离较短，受煤柱传递的支承压力的影响要大。因此，在未受到本区段跨采工作面的采动影响时，巷道的围岩变形速度比测站1稍高；跨采时受到册向支承压力和超前支承压力的叠加影响作用，引起的围岩变形量比测站1大2倍。,（3）工作面跨越上山回采 工作面跨越上山回采时，是否保留区段煤柱及跨越上山回采的顺序不同，对上山巷道的矿山压力显现

27、影响极大。常见的跨越上山回采方式有以下几种：上山一侧的采面，在另一侧的采面距上山较远时就跨越上山，下区段工作面回采时将区段间保留煤柱全部回收。,跨采方法同上，但区段间保留煤柱。一侧采面先采至上山煤柱处停采，然后另一侧采面再跨越上山回采，保留区段煤柱。上述三种跨采方式情况下，被跨上山围岩变形量与距区段煤柱距离的关系曲线分别如图8-1中曲线1、2、3所示。两翼工作面均不跨越上山，保留较宽的上山保护煤柱时，围岩变形量变化不大，如图中虚线4所示。,8.2.2 巷道围岩开槽卸压及松动卸压 1.巷道周边开槽（孔）对围岩应力分布的影响 在岩体中开掘巷道后，在地应力较高，围岩较松软的情况下，围岩破坏的范围较大

28、。导致集中应力向未遭到破坏的围岩深部转移，在巷道周边的围岩中形成应力降低区。,这种方式的卸压过程是以巷道周边岩体的完整结构被破坏为代价的，在卸压的同时巷道围岩的塑性变形区范围以及该区内遭破坏岩体的塑性变形、扩容膨胀变形明显增大。而塑性变形区的范围及变形量的大小正是巷道维护难易的关键，能否使巷道周边的集中应力向围岩深部转移，在巷道周边形成卸压，又不扩大巷道周边塑性变形区的范围，不使其产生较大的变形？研究表明：在巷道周边开槽或钻孔可同时起到卸压和限制围岩变形的目的。,采用边界元法对巷道周边切缝前后围岩中的应力分布进行数值计算分析。在圆形巷道侧压系数=0.5条件下，巷道周边不切缝、两帮切缝、顶底切缝

29、、顶底及两帮同时切缝四种情况，巷道周边切向应力分布计算结果如图8-17所示。切缝部位周边围岩中切向应力显著降低，巷道其他部位的切向应力也有一定程度的降低。,巷道周边围岩开槽卸压的力学原理，是使原来作用于周边围岩的高应力向卸压区以外的岩体深部转移。深部岩体处于三向应力状态，具有较高的强度。在应力增高区内岩体得以保持稳定。另一方面，结构和完整性并未遭到完全破坏的卸压区内的围岩，仍然存在一定的残余强度，并向岩体自承结构提供侧向约束力，增加岩体自承结构的强度和稳定性，从而使围岩的整体性得到显著提高。,2.巷道围岩开槽（孔）卸压法的应用 在实际工程中，由于目前尚无合适的开槽工具，常用成排的大直径钻孔来替

30、代。钻孔卸压的机理与开槽卸压基本相同，钻孔卸压的效果主要取决于孔径、孔距、孔深等参数。一般情况下，钻孔直径150350mm，钻孔间距为钻孔直径的1.51.7倍，孔深610m。卸压应尽可能紧跟掘进工作面，滞后距离一般不宜超过510m；或者超前采面，削弱采面超前支承压力的影响，现场试验结果如图8-18所示。,在巷道围岩中开槽，不仅使支承压力峰值向巷道围岩深部转移，巷道处于应力降低区；在巷道围岩中开槽，不仅使支承压力峰值向巷道围岩深部转移，巷道处于应力降低区；卸压槽（缝）还为巷道围岩变形提供了补偿空间，从而使巷道围岩变形量减小。通常采用垂直切槽防治底鼓，卸压效果主要取决于卸压槽的宽度b、深度h，对于

31、中硬岩层，槽宽b=200300mm。,德国埃森采矿研究中心对巷道底板的切槽深度与底板稳定性的关系进行了研究（图8-19）。当切槽深度h小于行帮到切槽的间距a时，可将开槽后的底板视作从卸载槽下方受到横向荷载p作用的岩石悬梁，承受弯曲应力的作用（图8-19(a)）。由于这种受载条件下岩梁的抗弯强度很小，即使p值不大也可使底板向上翘曲，甚至向上破断。当切槽深度h大于行帮到切槽的间距a时，相当于短梁受载的情况（图8-19（b）,此时开槽后形成的岩块不承受弯曲载荷，而承受剪切载荷。由于岩层的抗剪强度远大于承受弯曲时的抗拉强度，开槽后底板岩层具有较大的稳定性。,3.巷道围岩松动爆破卸压法的应用 在巷道掘进

32、过程中，要在巷道周边围岩中形成密度很大、间距规整的成排卸压钻孔是很困难的。目前实际应用中，主要利用钻孔孔底药壶爆破方法进行限制性爆破，在围岩中形成一个连续的松散、破碎带，将支承压力峰值转移到围岩深部.同时，已经松散、破碎的围岩体具有缓冲垫层作用。确定松动爆破技术参数应以不破坏巷道与松散、破碎带之间的围岩完整性和支架稳定性为原则。钻孔松动爆破卸压技术已在国内外煤矿进行了大量实践，取得了较好的效果。图8-20为我国卢岭煤矿采用钻孔松动爆破卸压的钻孔布置。,同时，已经松散、破碎的围岩体具有缓冲垫层作用。确定松动爆破技术参数应以不破坏巷道与松散、破碎带之间的围岩完整性和支架稳定性为原则。钻孔松动爆破卸

33、压技术已在国内外煤矿进行了大量实践，取得了较好的效果。图8-20为我国卢岭煤矿采用钻孔松动爆破卸压的钻孔布置。,国外一些研究认为，钻孔松动 爆破虽可起到卸压作用，但仅靠松动爆破并不能有效地减少围岩的收敛变形。其理由主要是：松动爆破在岩体中形成大量裂隙，使作用在巷道周边岩体上的支承压力峰值转移到围岩深部。但转移到深部岩体上的集中应力仍可迫使深部岩体向巷道内挤出，而已遭松动破坏的巷道周边岩体对于这种挤出变形只有很小的甚至没有任何阻抗作用。,松动爆破相当于增加了巷道破碎圈的深度，不仅不会使巷道收敛量减少，反倒使其增加。只有当岩性较硬，松动爆破后使岩体产生楔形岩块之间的锁固力能在整体上形成较大的“支护

34、阻力”时，才会使巷道收敛量减少。,因此，单纯依靠松动爆破卸压，一般效果并不理想，如将松动爆破卸压与松动爆圈的围岩加固结合起来，则可以取得很好的巷道维护效果，加固的方法可采用水泥注浆、化学注浆、锚喷支护、支架支护等。松动爆破卸压加固的方法已在我国煤矿中获得广泛应用，现场观测表明，卸压注浆方法可使巷道底板的移近量平均减少90，松动爆破与打封混凝土反拱联合控制巷道底鼓也取得了同样的效果。,俄罗斯煤炭工业部巷道棚式可缩性金属支架支护规程规定的钻孔、开槽、药壶爆破、先松动爆破卸载后注浆加固、补偿带卸载等卸压措施的合理使用范围列于表8-2。当围岩强度小于表中规定的数值时，卸压措施不能保证取得应有效果；围岩

35、强度大于表中规定的数值时，则技术经济不合理。,8.2.3 利用卸压巷硐进行巷道卸压 利用卸压巷硐卸压方法的实质是，在被保护的巷道附近（通常是在其上部、一侧或两侧），开掘专门用于卸压的巷道或硐室。转移附近煤层开采的采动影响，促使采动引起的应力分布再次重新分布，最终使被保护巷道处于开掘卸压巷硐而形成的应力降低区内。,1.在巷道一侧布置卸压巷硐 当巷道一侧受到采动影响时，靠近采空区一侧的煤柱及巷道因受到集中应力的影响而产生强烈变形和破坏。如在护巷煤柱中与巷道间隔一段距离掘一条卸压巷道，形成的窄煤柱称为让压煤柱，宽煤柱称为承载煤柱，巷道周围的应力分布将发生如图8-21所表示的变化。高集中应力作用于远离

36、巷道的承载煤柱，仅有很少的一部分应力作用在巷道周边的让压煤柱上，巷道实际上已处于应力降低区内。同时，承载煤柱在高应力作用下产生的大量变形也被卸压巷道的空间所吸收，可使被保护巷道的变形量减少7090。,2.在巷道顶部布置卸压巷硐 巷道顶部的卸压巷硐布置在被保护巷道与上部开采煤层之间，使被保护巷道避开上部煤层跨采时产生的剧烈影响，处于卸压巷硐形成的应力降低区内。在巷道顶部布置卸压巷硐时，卸压巷硐的宽度L及其被保护巷道的垂距h是影响卸压效果的主要参数。,一般情况下，卸压巷硐与被保护巷道之间的垂距应小于卸压巷硐底板破坏深度与至少2m的安全岩柱之和。依据卸压巷硐与被保护巷道间的垂距和支承压力传递影响角，

37、卸压巷硐的宽度应确保被保护巷道在其形成的应力降低区内。兖州鲍店煤矿煤层距胶带输送机大巷2060m，在胶带输送机硐室顶部布置卸压硐室（图8-22）。,在卸压巷道2内向两侧松动爆破后形成19m宽的卸压带，将胶带输送机硐室笼罩在卸压带下方形成的应力降低区内。现场观测结果表明，卸压后胶带输送机硐室围岩顶底、两帮相对移近量分别是相邻未卸压大巷的1/2和1/7。淮南新集煤矿10m厚煤层综放工作面沿空掘进风巷，沿煤层顶板布置卸压煤巷，卸压巷道位于回风平巷上方煤体中，卸压巷道两帮实施松动爆破，形成14m宽的卸压带（图8-23），卸压后与未经过卸压的巷道围岩变形速度和变形量对比见表8-3。,3.宽面掘巷卸压 宽

38、面掘巷卸压通常用于薄煤层的巷道，巷道掘进时把巷道两侧68m宽的煤采出，将掘巷过程中挑顶、卧底的矸石充填到巷道两侧采出的空间，在煤帮与矸石充填体、矸石充填体与巷道之间分别留有1m和10.5m宽的空隙（图8-24）。巷道掘进出后，周边产生的集中应力转移到离巷道较远的煤帮，巷道位于应力降低区；煤帮与矸石充填体之间的空隙，作为煤体变形的补偿空间，对维护巷道稳定有很好效果。,8.2.4 掘前预采的应用 掘前预采是底板巷道尚未开掘之前，在预定掘巷位置上方的煤层中，先布置工作面进行回采。待开采引起的岩层移动稳定以后，在采空区下部底板岩层中开掘巷道（图8-25），巷道不仅应与煤层底板保持一定的垂距z，而且与上部工作面煤体边缘也应保持一定的水平距离x。,掘前预采与跨越回采相比，改变了巷道的应力基础环境，巷道从掘进开始在整个服务期间一直处于预采工作面所形成的应力降低区内，完全避免了开采影响。因此，掘前预采是效果最理想的卸压方法。掘前预采卸压技术在前苏联煤矿曾用于生产我国个别矿区也进行过工业性试验。掘前预采的实践表明此项卸压技术可使巷道围岩变形量减小4/55/6。前苏联煤矿曾在采空区内掘进和维护巷道也取得了令人满意的效果。,