《锚杆支护作用》PPT课件.ppt

欢迎指导欢迎指导锚杆支护作用演化机理及锚杆支护作用演化机理及顶板离层与巷道稳定的相顶板离层与巷道稳定的相关性关性项项目研究目研究报报告告 主要内容主要内容 绪论绪论 巷道稳定性特征研究巷道稳定性特征研究 锚杆作用演化机理锚杆作用演化机理 锚固结构变形机理锚固结构变形机理 锚固体的结构效应锚固体的结构效应 顶顶板板离离层层与与巷巷道道稳稳定定性性及及顶顶板板离离层层临临界界值值的的确确定定原原理理 顶板离层监测的基本原理及方法顶板离层监测的基本原理及方法 现场观测研究现场观测研究 效益分析及推广应用前景效益分析及推广应用前景 主要结论主要结论 主要创新点主要创新点 展望展望 1 绪论绪论 1.1 1.1 立项意义立项意义立项意义立项意义 本课题以王庄煤矿现有锚杆支护条件下的回采巷道为对象，运用本课题以王庄煤矿现有锚杆支护条件下的回采巷道为对象，运用多种手段研究锚杆和锚固结构的作用本质及其演化机理；对在获多种手段研究锚杆和锚固结构的作用本质及其演化机理；对在获取离层信息方面具有方便、快捷、准确、连续等特征的职能顶板取离层信息方面具有方便、快捷、准确、连续等特征的职能顶板离层仪的研制提出完善意见；并对离层现象与锚杆支护结构的作离层仪的研制提出完善意见；并对离层现象与锚杆支护结构的作用状态以及巷道稳定性状态的相关性进行研究，寻求巷道变形过用状态以及巷道稳定性状态的相关性进行研究，寻求巷道变形过程中不同意义下的离层临界值的确定方法，为建立以离层量的大程中不同意义下的离层临界值的确定方法，为建立以离层量的大小为主要指标的锚杆支护结构失效及巷道围岩失稳的判据提供依小为主要指标的锚杆支护结构失效及巷道围岩失稳的判据提供依据。据。1.2 1.2 发展概况发展概况发展概况发展概况 近年来，随着我国煤矿长壁开采及放顶煤开采技术的推广应用以近年来，随着我国煤矿长壁开采及放顶煤开采技术的推广应用以及开采深度的不断增加，全煤巷道及软岩巷道的数量越来越多，及开采深度的不断增加，全煤巷道及软岩巷道的数量越来越多，围岩产生破坏、离层及松动变形的现象也越来越普遍。因此，探围岩产生破坏、离层及松动变形的现象也越来越普遍。因此，探索出一种适用于大变形巷道围岩的控制理论，合理确定锚杆支护索出一种适用于大变形巷道围岩的控制理论，合理确定锚杆支护条件下巷道顶板离层临界值，使锚杆支护技术在各类回采巷道中条件下巷道顶板离层临界值，使锚杆支护技术在各类回采巷道中得到普及应用，势必对实现煤炭生产的安全、高产、高效产生巨得到普及应用，势必对实现煤炭生产的安全、高产、高效产生巨大的促进作用。大的促进作用。锚杆支护的大量应用，使人们在锚杆的材料性能、锚杆支护的大量应用，使人们在锚杆的材料性能、结构特征、锚固方式、作用机理、支护理论以及设计方法等各方结构特征、锚固方式、作用机理、支护理论以及设计方法等各方面积累了大量经验并取得了许多有益的研究成果。面积累了大量经验并取得了许多有益的研究成果。锚杆支护快速推广应用的形式不相适应的是目前对锚杆支护作用机理尤锚杆支护快速推广应用的形式不相适应的是目前对锚杆支护作用机理尤其是锚杆作用演化过程的认识还不够全面和准确，实际工程中锚杆支护其是锚杆作用演化过程的认识还不够全面和准确，实际工程中锚杆支护技术的应用能否成功，很大程度上仍依赖于工程技术人员经验的运用是技术的应用能否成功，很大程度上仍依赖于工程技术人员经验的运用是否合理以及对地质条件、岩性状况等客观因素的主观判断是否准确。否合理以及对地质条件、岩性状况等客观因素的主观判断是否准确。主主要表现在以下方面：要表现在以下方面：1)1)对回采巷道围岩矿压显现规律的认识还不够全面和准确。尤其是对顶对回采巷道围岩矿压显现规律的认识还不够全面和准确。尤其是对顶板离层变形量的大小与锚固结构的失效及围岩失稳之间的相关性的认识板离层变形量的大小与锚固结构的失效及围岩失稳之间的相关性的认识还很模糊。还很模糊。2)2)对巷道的稳定性条件缺乏定量掌握。对巷道的稳定性条件缺乏定量掌握。3)3)对锚杆作用机理的认识不够准确。对锚杆作用机理的认识不够准确。4)4)对锚固结构的变形机理及变形适应性的认识还显缺乏。对锚固结构的变形机理及变形适应性的认识还显缺乏。5)5)目前，人们认识到的锚杆作用机理主要有悬吊、楔固、组合梁、以及目前，人们认识到的锚杆作用机理主要有悬吊、楔固、组合梁、以及挤压加固等。挤压加固等。6)6)对锚固体的结构特征及其作用演化机理的认识还不够全面、准确。对锚固体的结构特征及其作用演化机理的认识还不够全面、准确。7)7)对锚杆支护的对象及任务的认识还不够明确与具体对锚杆支护的对象及任务的认识还不够明确与具体 8)8)锚杆支护结构与围岩间的相互作用规律及效果尚不清楚，即不同的锚锚杆支护结构与围岩间的相互作用规律及效果尚不清楚，即不同的锚杆支护结构在不同的围岩条件下将会起到什么样的支护效果还无法把握。杆支护结构在不同的围岩条件下将会起到什么样的支护效果还无法把握。本项目拟就以下内容进行探讨。本项目拟就以下内容进行探讨。1 1）分析巷道围岩稳定性的本质，研究巷道围岩变形、离层、失稳）分析巷道围岩稳定性的本质，研究巷道围岩变形、离层、失稳演化过程的本质机理。演化过程的本质机理。2 2）锚杆作用演化机理的研究。研究锚杆的加固机理，揭示不同锚）锚杆作用演化机理的研究。研究锚杆的加固机理，揭示不同锚固形式的锚杆在不同使用条件下的作用本质，研究不同锚固方固形式的锚杆在不同使用条件下的作用本质，研究不同锚固方式所形成的锚固体的力学特性，进而研究锚固体的变形规律、式所形成的锚固体的力学特性，进而研究锚固体的变形规律、支护效果及其演化规律。支护效果及其演化规律。3 3）锚固结构变形机理的研究。研究锚固结构处于不同物性状态）锚固结构变形机理的研究。研究锚固结构处于不同物性状态（连续介质状态、离层、破碎松动变形状态等）的变形机理、（连续介质状态、离层、破碎松动变形状态等）的变形机理、掌握锚固结构的变形特征。掌握锚固结构的变形特征。4 4）离层对巷道稳定性的影响机理。研究巷道锚固支护结构失效及）离层对巷道稳定性的影响机理。研究巷道锚固支护结构失效及巷道失稳与顶板离层的相关性。巷道失稳与顶板离层的相关性。5 5）巷道顶板离层临界值研究。在顶板离层与锚固结构稳定性研究）巷道顶板离层临界值研究。在顶板离层与锚固结构稳定性研究的基础上，提出顶板离层临界值的确定方法。的基础上，提出顶板离层临界值的确定方法。6 6）通过顶板离层与巷道围岩稳定性的相关性研究，提出现有顶板）通过顶板离层与巷道围岩稳定性的相关性研究，提出现有顶板离层仪的改进意见。离层仪的改进意见。1.3 研究内容和方法研究内容和方法2 2 巷道稳定性特征研究巷道稳定性特征研究巷道稳定性特征研究巷道稳定性特征研究 2.1 2.1 2.1 2.1 煤体煤体煤体煤体-煤体巷道矿压特征煤体巷道矿压特征煤体巷道矿压特征煤体巷道矿压特征 当巷道两帮均为未采实体煤层时，其矿压特征可分为三种情况考虑：当巷道两帮均为未采实体煤层时，其矿压特征可分为三种情况考虑：顶、底板岩性与两帮接近，即弹性系数顶、底板岩性与两帮接近，即弹性系数K KDiDi近似等于近似等于K KBiBi，屈服极限屈服极限F FDiDi近似等近似等于于F FBiBi；两两帮帮岩岩性性较较顶顶、底底板板软软弱弱，且且两两帮帮与与顶顶、底底间间层层理理明明显显，此此时时有有K KDiDiK KBiBi，F FDiDiF FBiBi；顶、底板岩性较两帮软弱，即顶、底板岩性较两帮软弱，即K KDiDiK KBiBi，F FDiDiF FBiBi。以下分别就三种情况进行以下分别就三种情况进行讨论。讨论。2.1.1 2.1.1 2.1.1 2.1.1 均质围岩条件下巷道矿压特征均质围岩条件下巷道矿压特征均质围岩条件下巷道矿压特征均质围岩条件下巷道矿压特征 顶、底板岩性与两帮接近时可将其近似为均质围岩考虑。以下将巷道理想顶、底板岩性与两帮接近时可将其近似为均质围岩考虑。以下将巷道理想化为均质围岩圆形巷道，对其在有、无支护条件下的应力、变形及破坏特征进化为均质围岩圆形巷道，对其在有、无支护条件下的应力、变形及破坏特征进行分析。行分析。1 1无支护时巷道矿压特征无支护时巷道矿压特征无支护时巷道矿压特征无支护时巷道矿压特征 下面以各向等压边界应力场中的圆形巷道为例，就无支护条件下围岩处于不下面以各向等压边界应力场中的圆形巷道为例，就无支护条件下围岩处于不同变形状态时的力学效应进行分析。同变形状态时的力学效应进行分析。1 1）弹性理论分析弹性理论分析弹性理论分析弹性理论分析 当巷道围岩中的最大应力小于其弹性极限时，围岩将处于弹性状态，得出围岩中的应力分布规律为（如图2-1所示）rra图2-1.巷道围岩弹性应力分布 p0（2-1）式中，式中，r r径向应力，径向应力，切向应力，切向应力，p p0 0原岩应力，原岩应力，r r径向坐标，径向坐标，a a巷道半径。巷道半径。从从上上式式中中可可以以看看出出，围围岩岩中中径径向向应应力力小小于于原原岩岩应应力力，而而切切向向应应力力则则因因发发生生应应力集中而大于原岩应力。力集中而大于原岩应力。因巷道的存在而使围岩中产生的径向及切向应力的变化因巷道的存在而使围岩中产生的径向及切向应力的变化r r和和分别为分别为 （2-2）此时，由于围岩处于弹性状态，其应力、应变状态处于可逆变化阶段，此时，由于围岩处于弹性状态，其应力、应变状态处于可逆变化阶段，所以，从理论上讲，若采取适当措施可使其中的应力、应变恢复到原岩所以，从理论上讲，若采取适当措施可使其中的应力、应变恢复到原岩应力、应变状态，但必须给巷道提供应力、应变状态，但必须给巷道提供p=pp=p0 0 的径向支护力。的径向支护力。由于具有轴由于具有轴对称性，故围岩各点切线方向的位移为对称性，故围岩各点切线方向的位移为0 0，而径向位移为，而径向位移为 若不考虑原岩应力状态时已经存在的位移，即只考虑因巷道的开挖而产若不考虑原岩应力状态时已经存在的位移，即只考虑因巷道的开挖而产生的应力变化所带来的变形，则巷道围岩的径向位移为生的应力变化所带来的变形，则巷道围岩的径向位移为 （2-4）（2-3）不难看出，应力重新分布引起的最大位移发生在巷道周边。若取a=2m，E=5000Mpa，=0.25，P0=20MPa，则巷道的最大位移为 巷道断面的收缩量约为0.12m2，约占巷道总面积的1%。可见，在弹性状态下，巷道围岩的变形量是微不足道的，一般不会因断面的减小而危及到巷道的正常使用，更不会造成围岩垮落等失稳现象的发生。2）弹塑性理论分析弹塑性理论分析 （2-5）rra图2-2.巷道围岩弹塑性应力分布 p0 （2-6）（2-7）（2-8）（2-9）式中，式中，r re e 弹性区径向应力，弹性区径向应力，e e 弹性区环向应力，弹性区环向应力，r rp p 塑性区径向应力，塑性区径向应力，p p 塑性区环向应力，塑性区环向应力，R Rp p 塑性区半径，塑性区半径，u ur r 巷道围岩径向位移。巷道围岩径向位移。若若 令令 a=2ma=2m，E=5000MpaE=5000Mpa，=0.25=0.25，P P0 0=20MPa=20MPa，C=5MpaC=5Mpa，=30=30，则塑性区半径为则塑性区半径为 （2-10）（2-15）（2-11）（2-12）（2-13）（2-14）塑性区外边界处（即r=Rp时）的位移为(2-11),最大位移发生在巷道周边，为(2-12),巷道断面的减小量约为0.144m2。约占巷道总面积的1.2%。可见，只要围岩处于完整状态，其变形量总是很小的。3）破坏情况分析破坏情况分析 以上分析表明，无支护条件下，当巷道围岩所受应力小于其弹性极限（强度）时，将处于弹性变形状态；当巷道围岩所受应力达到强度值时，巷道周边将出现塑性变形区。可见，无支护圆形巷道保持稳定（即处于自稳）状态的条件就是巷道周边围岩中的最大主应力小于其单向抗压强度。对于非圆形巷道来讲，由于围岩中将会因发生弯曲变形等现象而出现拉应力，因此，在防止因受压而失稳的同时还应考虑到拉应力可能造成的破坏失稳现象的发生。2支护力作用分析支护力作用分析 本节仍以圆形巷道为例，仅就均匀分布的径向支护力作用下围岩中的应力分布特征进行分析，以揭示支护对围岩稳定性影响的一般规律。1 1）弹塑性阶段分析）弹塑性阶段分析）弹塑性阶段分析）弹塑性阶段分析 当径向约束力当径向约束力p p大于大于0 0（为压应力）时，巷道表面围岩将由双向受压（为压应力）时，巷道表面围岩将由双向受压转变为三向受压状态。转变为三向受压状态。由弹性力学轴对称理论可得，弹性区应力所满足的基本方程为：由弹性力学轴对称理论可得，弹性区应力所满足的基本方程为：塑性极限平衡区的围岩应力所满足的方程为：静力平衡方程塑性极限平衡区的围岩应力所满足的方程为：静力平衡方程(2-(2-17)17),极限平衡方程极限平衡方程 （2-182-18）（2-18）（2-16）（2-17）应力边界条件为：应力边界条件为：巷道周边，即巷道周边，即r=ar=a时时 塑性区和弹性区的交界面，即塑性区和弹性区的交界面，即r=Rr=Rp p时时 联立以上平衡方程和表界条件方程可得各区的应力分布如下（见图联立以上平衡方程和表界条件方程可得各区的应力分布如下（见图2-32-3）弹性区应弹性区应力：力：极限平衡区的应力为：极限平衡区的应力为：（2-20）（2-21）（2-22）（2-23）（2-24）rra图2-3.支护力作用下巷道围岩弹塑性应力分布 p0 图图2-3.2-3.支护力作用下巷道围岩弹塑性应力分布支护力作用下巷道围岩弹塑性应力分布 从从公公式式中中可可以以看看出出，支支护护力力提提高高了了巷巷道道的的稳稳定定性性，具具体体表表现现在在：1 1）改改善善了了围围岩岩的的应应力力状状态态。2 2）改改善善了了围围岩岩的的物物性性性性状状。3 3）减减小小了了围岩相对移近量。围岩相对移近量。2 2）松动变形阶段分析）松动变形阶段分析）松动变形阶段分析）松动变形阶段分析 从从岩岩石石的的变变形形特特性性曲曲线线可可以以看看出出，三三向向受受压压状状态态下下，当当变变形形量量超超过过其其极极限限时时，围围岩岩将将发发生生强强度度破破坏坏而而进进入入松松动动变变形形阶阶段段，此此时时围围岩岩中中不不仅仅存存在在着着弹弹性性区区及及塑塑性性极极限限平平衡衡区区，还还会会存存在在松松动动变变形形区区，如如图图2-42-4所所示。示。巷道松动区破碎区破裂区塑性区弹性区图2-4.巷道围岩状态分区松动区破碎区破碎区塑性区塑性区 以以下下运运用用弹弹塑塑性性理理论论及及强强度度理理论论对对巷巷道道围围岩岩在在径径向向支支护护力力p p作作用用下下所所产产生生的的应应力力分分布布规规律律进进行行分分析析。根根据据弹弹性性力力学学的的基基本本理理论论可可 知知，巷巷 道道 围围 岩岩 中中 的的 弹弹 性性 区区 应应 力力 所所 满满 足足 的的 方方 程程 为为：由由连连续续介介质质力力学学中中的的应应力力分分析析理理论论和和极极限限平平衡衡理理论论可可知知，塑塑性性极极限限平平衡衡区的围岩应力所满足的方程为：静力平衡方程区的围岩应力所满足的方程为：静力平衡方程 ，极限平衡方程（极限平衡方程（2-272-27）（2-25）（2-26）同同理理可可知知破破坏坏区区（破破裂裂区区、破破碎碎区区和和松松动动区区的的总总合合）的的围围岩岩应应力力所所满满足足的方程为：的方程为：静力平衡方程为（静力平衡方程为（2-282-28），），残余强度极限平衡方程残余强度极限平衡方程（2-292-29）应力边界条件方程为：巷道周边，即应力边界条件方程为：巷道周边，即r=ar=a时时 破坏区和塑性区的交界面，即破坏区和塑性区的交界面，即r=Rr=Rp p时时 （2-27）（2-28）（2-29）（2-30）（2-31）塑性区和弹性区的交界面，即r=Rp时 联立以上平衡方程和边界条件方程可得各区的应力分布如下（见图2-5）（2-32）rra图2-5.支护力作用下弹塑性及破坏区应力分布p0破坏区塑性区弹性区 图图2-5.2-5.支护力作用下弹塑性及破坏区应力分布支护力作用下弹塑性及破坏区应力分布 弹性区应力：弹性区应力：塑性区应力：塑性区应力：（2-33）（2-34）破坏区应力：破坏区应力：其中：其中：aa巷道半径，巷道半径，R RP P塑性区半径，塑性区半径，R Rp p破坏区半径，破坏区半径，i ie e弹性区应力，弹性区应力，i ip p塑性区应力，塑性区应力，i ipp破坏区应力破坏区应力 由由松松动动区区的的应应力力分分布布规规律律可可以以看看出出，尽尽管管松松动动区区围围岩岩已已发发生生强强度度破破坏坏而而失失去去内内聚聚力力，但但在在支支护护力力作作用用下下，其其径径向向和和切切向向应应力力均均随随深深度度呈呈现现出出不不断断增增长长的的趋趋势势。在在适适当当条条件件下下松松动动变变形形区区围围岩岩仍仍可可给给深深部部围围岩岩提提供供一定的径向约束。一定的径向约束。2.1.2 2.1.2 2.1.2 2.1.2 两帮较软弱时巷道矿压特征两帮较软弱时巷道矿压特征两帮较软弱时巷道矿压特征两帮较软弱时巷道矿压特征 两帮岩性与顶、底板岩层相比明显软弱时，巷道围岩的矿压特征两帮岩性与顶、底板岩层相比明显软弱时，巷道围岩的矿压特征主要取决于两帮煤体的变形、破坏等现象的发生和发展。以下对其在主要取决于两帮煤体的变形、破坏等现象的发生和发展。以下对其在有、无支护条件下的应力、变形及破坏特征进行分析。有、无支护条件下的应力、变形及破坏特征进行分析。（2-35）1 1无支护分析无支护分析无支护分析无支护分析 1 1）应力分析）应力分析 两帮岩性较顶、底板软弱，且两帮与顶、底间的层间粘结强度较低时，两帮岩性较顶、底板软弱，且两帮与顶、底间的层间粘结强度较低时，易发生两帮煤体沿层理向巷道空间挤出的现象，并进而产生破碎、松动易发生两帮煤体沿层理向巷道空间挤出的现象，并进而产生破碎、松动等现象。根据图等现象。根据图2-62-6所示应力状态下的极限平衡分析可得，无支护时两帮所示应力状态下的极限平衡分析可得，无支护时两帮中的极限应力状态为中的极限应力状态为 式中，式中，RcRc两帮煤体的单轴抗压强度，两帮煤体的单轴抗压强度，f f层间摩擦系数。层间摩擦系数。（2-36）ydx y x fydx mx mx+2fydx mx mx+2fydx 图2-6.两帮极限状态分析m m 图图2-6.2-6.两帮极限状态分析两帮极限状态分析 fydx mx mx+2fydx ydx y x m 2 2）变形、破坏分析）变形、破坏分析 随着应力场的进一步变化，围岩将可能出现以下类型的破坏现象：随着应力场的进一步变化，围岩将可能出现以下类型的破坏现象：两帮因层间滑动力大于摩擦阻力而沿顶、底板发生滑动；两帮因层间滑动力大于摩擦阻力而沿顶、底板发生滑动；两帮因铅两帮因铅垂应力达到极限而发生压缩破坏；垂应力达到极限而发生压缩破坏；顶、底板因两帮支撑减弱而发生弯顶、底板因两帮支撑减弱而发生弯曲甚至断裂。曲甚至断裂。第第一一种种破破坏坏情情况况出出现现后后若若两两帮帮未未发发生生强强度度破破坏坏，则则其其变变形形仍仍处处于于连连续续介介质的小变形状态，故滑动量不会对巷道稳定造成严重影响。质的小变形状态，故滑动量不会对巷道稳定造成严重影响。第二种破坏现象出现并发展到较严重的程度后，两帮中将会产生松第二种破坏现象出现并发展到较严重的程度后，两帮中将会产生松动变形区，使其对顶板的支撑减弱，从而诱发第三种破坏现象的产生，动变形区，使其对顶板的支撑减弱，从而诱发第三种破坏现象的产生，进而可能发生垮帮、片帮以及顶、底板移近量过大等现象。此时，两帮进而可能发生垮帮、片帮以及顶、底板移近量过大等现象。此时，两帮表面部分破坏严重的煤体抗压强度将完全丧失（因无围压而残余强度为表面部分破坏严重的煤体抗压强度将完全丧失（因无围压而残余强度为0 0），形成），形成x=x=y=0y=0的的0 0应力状态，从而使深部煤体失去约束，并产生应力状态，从而使深部煤体失去约束，并产生上述无支护圆形巷道围岩的连锁式破坏、失稳现象。上述无支护圆形巷道围岩的连锁式破坏、失稳现象。2 2支护力作用分析支护力作用分析支护力作用分析支护力作用分析 1 1）应力分析）应力分析 将法向支护力记为将法向支护力记为p p，易得两帮处于强度极限时的应力状态为易得两帮处于强度极限时的应力状态为,从公从公式（式（2-362-36）、（）、（2-372-37）中可以看出，与无支护时的情况相比，）中可以看出，与无支护时的情况相比，支护力使法向应力提高了：支护力使法向应力提高了：从而使切向极限应力提高了：从而使切向极限应力提高了：可见，支护力使两帮的承载能力提高了。可见，支护力使两帮的承载能力提高了。从（从（2-362-36）（）（2-372-37）两式中）两式中还可推导出在支护力还可推导出在支护力p p的作用下，两帮发生强度破坏（内聚力变为的作用下，两帮发生强度破坏（内聚力变为0 0）后）后的应力状态为的应力状态为 （2-37）（2-38）（2-39）（2-40）可见，即使两帮单轴抗压强度降为可见，即使两帮单轴抗压强度降为0 0而进入松动变形状态，在支护力的作而进入松动变形状态，在支护力的作用下仍可承担一定载荷，而且承载能力与支护力以及至两帮表面的距离成正用下仍可承担一定载荷，而且承载能力与支护力以及至两帮表面的距离成正变关系。变关系。2 2）变形、破坏分析）变形、破坏分析 根据支护力作用下回采巷道两帮中的应力分布规律可以发现，两帮煤体根据支护力作用下回采巷道两帮中的应力分布规律可以发现，两帮煤体的变形、破坏演变规律与均质围岩圆形巷道极为相似，由于在塑性的变形、破坏演变规律与均质围岩圆形巷道极为相似，由于在塑性-破裂破裂-破破碎碎-松动等状态变化过程中，围岩所表现出的强度值处在一个不断减小的过程，松动等状态变化过程中，围岩所表现出的强度值处在一个不断减小的过程，如图如图2-72-7中中a a所示，函数形式可根据具体的围岩性质、支护条件以及所要求的所示，函数形式可根据具体的围岩性质、支护条件以及所要求的精确程度等确定为图精确程度等确定为图2-7b2-7b、c c、d d所示的不同简化形式：所示的不同简化形式：b b所示为线性递减形所示为线性递减形式，式，c c所示为台阶式衰减形式，所示为台阶式衰减形式，d d为水平线即常数型。无支护时两帮松动区煤为水平线即常数型。无支护时两帮松动区煤体的支承能力将完全丧失，基于此，在支护力的作用下两帮松动区的变形情体的支承能力将完全丧失，基于此，在支护力的作用下两帮松动区的变形情况可按如下简化方法进行分析（如图况可按如下简化方法进行分析（如图2-82-8所示）：图中所示）：图中mm为两帮原始高度，为两帮原始高度，UXUX为虚拟自然堆积状态下水平方向的碎胀量，为虚拟自然堆积状态下水平方向的碎胀量，所示为两帮破碎区煤体处所示为两帮破碎区煤体处于完整状态时的形状及大小，于完整状态时的形状及大小，为破碎后虚拟自然堆积状态时的形状及大小，为破碎后虚拟自然堆积状态时的形状及大小，为在支护力为在支护力p p的作用下（式的作用下（式3-403-40所示应力状态下）虚拟自然堆积状态被压所示应力状态下）虚拟自然堆积状态被压缩后的形状，即破碎区的实际存在状态。则图中缩后的形状，即破碎区的实际存在状态。则图中UxUx即为两帮表面的位移量、即为两帮表面的位移量、UyUy即为煤壁处顶、底板间的相对移近量。即为煤壁处顶、底板间的相对移近量。F F F F a.原形 b.斜线型 c.阶梯型 d.水平线型 U U U U图2-7.煤体塑性特性曲线 UY Ux图2-8.两帮松动变形分析图 UX UXM RpRp 则与支护力则与支护力p p作用下的极限应力状态相对应的应变分布规律为作用下的极限应力状态相对应的应变分布规律为 各点的水平位移为各点的水平位移为 煤帮各处铅垂方向的总压缩量为煤帮各处铅垂方向的总压缩量为 煤壁表面的水平位移及铅垂压缩总量分别为煤壁表面的水平位移及铅垂压缩总量分别为 （2-41）（2-42）（2-43）（2-44）（2-45）（2-46）式式中中，RpRp为为松松动动区区自自由由堆堆积积状状态态下下的的宽宽度度。若若将将自自由由堆堆积积状状态态下下的的破破碎碎围围岩的碎胀系数记为岩的碎胀系数记为K0K0，则图中，则图中UxUx 为为 式中，式中，RpRp 为松动区围岩处于完整状态时的宽度。由图为松动区围岩处于完整状态时的宽度。由图2-82-8中各变形量的几何关中各变形量的几何关系可得两帮表面位移为系可得两帮表面位移为 顶、底板相对移近量为顶、底板相对移近量为 2.1.3 2.1.3 破碎顶板的稳定性破碎顶板的稳定性破碎顶板的稳定性破碎顶板的稳定性 顶顶板板岩岩层层与与两两帮帮岩岩性性相相比比明明显显软软弱弱时时，巷巷道道围围岩岩的的矿矿压压特特征征主主要要取取决决于于顶顶板板的的变变形形、破破坏坏等等现现象象的的发发生生和和发发展展。当当顶顶板板岩岩层层发发生生破破坏坏而而产产生生松松动动变变形形区区时时，可可运运用用自自然然冒冒落落拱拱理理论论对对顶顶板板稳稳定定性性进进行行分分析析，顶顶板板的的变变形形量量主主要要取取决决于于破碎区大小及其膨胀变形的程度破碎区大小及其膨胀变形的程度。（2-47）（2-48）（2-49）2.2 2.2 煤体煤体煤体煤体-煤柱巷道煤柱巷道煤柱巷道煤柱巷道 根根据据煤煤柱柱的的大大小小，可可将将煤煤体体-煤煤柱柱回回采采巷巷道道分分为为三三种种情情况况：1 1）保保护护煤煤柱柱较较大大，在在采采动动强强烈烈影影响响之之下下仍仍存存在在弹弹性性核核；2 2）煤煤柱柱较较小小，使使老老顶顶断断裂裂位位置置处处于于巷巷道道或或巷巷道道里里帮帮上上方方；3 3）煤煤柱柱大大小小介介于于上上述述两两者者之之间间，即即煤煤柱柱中中既既没没有有弹弹性性核核，而老顶断裂位置处于煤柱宽度范围内。而老顶断裂位置处于煤柱宽度范围内。2.2.1 2.2.1 煤柱中的支承压力分布特征煤柱中的支承压力分布特征煤柱中的支承压力分布特征煤柱中的支承压力分布特征 由由于于煤煤柱柱较较小小且且老老顶顶破破断断位位置置在在煤煤柱柱上上方方，即即老老顶顶破破断断岩岩块块的的悬悬露露部部分分较较大大，故故煤煤柱柱外外侧侧（采采空空侧侧）受受力力应应依依据据老老顶顶的的给给定定变变形形状状态态的的回回转转情情况况进进行行分分析析。根根据据煤煤柱柱中中无无弹弹性性核核（全全部部处处于于破破碎碎状状态态）的的假假定定，其其应应力力状状态态应应处处于于残残余强度阶段的极限平衡状态（如图余强度阶段的极限平衡状态（如图2-92-9所示）。所示）。y x 0 煤煤 柱柱图2-9.破碎煤柱支承力分布 2.2.2 2.2.2 煤柱的变形特征煤柱的变形特征煤柱的变形特征煤柱的变形特征 老顶破断位置决定着其回转运动对巷道围岩矿压特征的影响程度。根老顶破断位置决定着其回转运动对巷道围岩矿压特征的影响程度。根据上述有关煤柱大小的假定，老顶回转仅决定煤柱外侧的变形，而对煤柱据上述有关煤柱大小的假定，老顶回转仅决定煤柱外侧的变形，而对煤柱内侧变形无明显的直接影响。内侧变形无明显的直接影响。在同等破碎程度及同等支护条件下实体煤帮在同等破碎程度及同等支护条件下实体煤帮的水平位移可能稍大于煤柱帮的水平位移。的水平位移可能稍大于煤柱帮的水平位移。老顶于煤壁外断裂时的回采巷老顶于煤壁外断裂时的回采巷道矿压特征与老顶于煤壁内断裂时相比，除煤柱外侧变形量及破碎程度较道矿压特征与老顶于煤壁内断裂时相比，除煤柱外侧变形量及破碎程度较小之以外无重大区别。小之以外无重大区别。2.3 2.3 煤体煤体煤体煤体-采空区（小煤柱）巷道采空区（小煤柱）巷道采空区（小煤柱）巷道采空区（小煤柱）巷道 2.3.1 2.3.1 老顶断裂位置处于煤壁之内老顶断裂位置处于煤壁之内老顶断裂位置处于煤壁之内老顶断裂位置处于煤壁之内 老老顶顶断断裂裂后后岩岩块块将将会会以以块块体体靠靠近近煤煤体体的的下下角角为为轴轴转转动动，但但转转动动特特征征将将因因其其煤煤壁壁内内外外两两部部分分的的长长度度之之比比的的不不同同而而变变化化，通通常常可可将将其其转转动动状状态态分分为为给定变形和限定变形两种类型。给定变形和限定变形两种类型。1 1给定变形状态分析给定变形状态分析给定变形状态分析给定变形状态分析 当老顶岩块位于煤壁内的长度远小于煤壁外的长度时，其回转为给定当老顶岩块位于煤壁内的长度远小于煤壁外的长度时，其回转为给定变形方式。变形方式。1 1）老顶岩块回转运动分析）老顶岩块回转运动分析）老顶岩块回转运动分析）老顶岩块回转运动分析 由于煤柱及直接顶岩块所形成的支点离转动轴太近，所以对其回转不由于煤柱及直接顶岩块所形成的支点离转动轴太近，所以对其回转不会产生明显影响，此时，岩块的回转主要由采空区冒落矸石的充填情况及会产生明显影响，此时，岩块的回转主要由采空区冒落矸石的充填情况及其压实性所决定。其压实性所决定。将直接顶冒落厚度记为将直接顶冒落厚度记为hh，碎胀系数记为，碎胀系数记为K0K0，压实后的碎胀系数为记压实后的碎胀系数为记KtKt，煤层采高为记，煤层采高为记MM，岩块的长度记为，岩块的长度记为L L，则岩块，则岩块B B右端右端触矸时的下沉量触矸时的下沉量S0S0为：为：S0=m-(K0-1)h,S0=m-(K0-1)h,冒落矸石的力学属性近似为滞弹性，冒落矸石的力学属性近似为滞弹性，其本构特性曲线如图其本构特性曲线如图2-102-10所示。其中所示。其中为蠕变特性曲线，为蠕变特性曲线，为老顶岩块处于限为老顶岩块处于限定变形状态回转时的应力应变关系曲线，定变形状态回转时的应力应变关系曲线，矸石的最终压缩量矸石的最终压缩量StSt为为：St=(K0-Kt)h,St=(K0-Kt)h,岩块岩块B B的最终下沉量的最终下沉量StSt为：为：St=S0+S=M-(Kt-1)h St=S0+S=M-(Kt-1)h 岩块岩块B B的回转角的回转角为：为：=arcsin(St/L)=arcsin(St/L)s QG=Q/2 =constant t,QG图2-10.冒落矸石本构曲线 （2-51）（2-52）（2-53）2 2）小煤柱变形分析）小煤柱变形分析）小煤柱变形分析）小煤柱变形分析 虽然小煤柱的支撑作用不足以改变老顶岩块的回转运动，但老顶岩块的虽然小煤柱的支撑作用不足以改变老顶岩块的回转运动，但老顶岩块的回转却严重地影响着小煤柱的变形与破坏特征。下面对小煤柱中心位置铅垂回转却严重地影响着小煤柱的变形与破坏特征。下面对小煤柱中心位置铅垂方向的变性特征进行分析，如图方向的变性特征进行分析，如图2-112-11所示。所示。设煤柱中线内、外老顶岩块设煤柱中线内、外老顶岩块B B的长度分别为的长度分别为L1L1、L2L2，总长为，总长为L L，则岩块回，则岩块回转稳定后煤柱及直接顶岩层的压缩总量为：转稳定后煤柱及直接顶岩层的压缩总量为：h=L1sin,h=L1sin,若顶板、煤柱都处于弹性状态（若顶板、煤柱都处于弹性状态（L1L1很小时可能出现的状态），则各自的压很小时可能出现的状态），则各自的压缩量分别为缩量分别为：(h(h）=hKZ/=hKZ/（KZ+KDKKZ+KDK）,M=hKDK/M=hKDK/（KZ+KDKKZ+KDK）若顶板处于弹性状态，而煤柱处于塑性状态（若顶板处于弹性状态，而煤柱处于塑性状态（FDKFDKFZFZ），则），则h h几乎全部几乎全部为煤柱的塑性压缩量（弹性变形被忽略）；反之，若顶板处于塑性状态，而为煤柱的塑性压缩量（弹性变形被忽略）；反之，若顶板处于塑性状态，而煤柱处于弹性状态（煤柱处于弹性状态（FDKFDKFZFZ），则），则h h几乎全部为顶板岩块的塑性压几乎全部为顶板岩块的塑性压.若能通过支护措施提高煤柱的屈服强度若能通过支护措施提高煤柱的屈服强度,则可减小煤柱的压缩量，从而减小则可减小煤柱的压缩量，从而减小顶板下沉量。顶板下沉量。煤柱处于塑性状态时，其横向膨胀变形总量可按下式近似计算煤柱处于塑性状态时，其横向膨胀变形总量可按下式近似计算 （2-57）3 3）煤柱支承力与顶板下沉量的关系）煤柱支承力与顶板下沉量的关系 煤柱支承压力与老顶回转造成的顶板下沉量的关系由煤柱、顶板的煤柱支承压力与老顶回转造成的顶板下沉量的关系由煤柱、顶板的刚度及强度的绝对大小和相对大小所决定（如图刚度及强度的绝对大小和相对大小所决定（如图2-122-12中中a a所示）。所示）。曲线曲线 1 1为煤柱的屈服强度小于顶板的屈服强度时的曲线，为煤柱的屈服强度小于顶板的屈服强度时的曲线，2 2为煤柱的为煤柱的强度大于顶板的强度时的曲线，强度大于顶板的强度时的曲线，2 2限定变形状态分析限定变形状态分析限定变形状态分析限定变形状态分析 当老顶岩块当老顶岩块B B位于煤壁内的长度较大时，其回转为限定变形方式。位于煤壁内的长度较大时，其回转为限定变形方式。L1 L2h h St M图2-11.小煤柱变形分析 以以下下仅仅就就煤煤柱柱受受力力情情况况以以及及煤煤柱柱的的屈屈服服强强度度小小于于顶顶板板的的屈屈服服强强度度时时的的变变形形情情况况进进行行讨讨论论。图图2-122-12中中b b所所示示为为围围岩岩结结构构处处于于平平衡衡状状态态时时煤煤柱柱变变形形与与受受力力的的关关系系曲曲线线，其其中中A A点点所所对对应应的的位位移移值值为为老老顶顶触触矸矸时时煤煤柱柱所所发发生生的的压缩变形量，据图压缩变形量，据图2-112-11分析可知其大小为分析可知其大小为 图图中中A A点点所所对对应应的的煤煤柱柱支支承承力力为为老老顶顶岩岩块块触触矸矸前前的的值值，依依据据关关键键层层理理论及砌体梁理论分析，其大小应为论及砌体梁理论分析，其大小应为 （2-58）（2-59）a b图2-12.煤柱支撑力与顶板下沉的关系U 1 2 PU B A P 2.3.2 2.3.2 老顶断裂位置处于煤壁之外老顶断裂位置处于煤壁之外老顶断裂位置处于煤壁之外老顶断裂位置处于煤壁之外 老老顶顶断断裂裂位位置置处处于于煤煤壁壁之之外外时时，其其回回转转运运动动状状态态与与断断裂裂位位置置处处于于煤煤壁壁之之内内时时相相比比无无明明显显区区别别，但但老老顶顶岩岩块块的的回回转转不不会会对对煤煤柱柱变变形形造造成成直直接接影影响响，此此时时煤煤柱柱的的变变形形、破破坏坏特特征征主主要要取取决决于于采采、掘掘造造成成的的应应力力重重新新分分布布过过程程以以及及煤煤柱柱与与直直接接顶顶力力学学参参数数以以及及其其间间的的相相对对大大小小关关系系。根根据据采采掘掘关系的不同，煤体关系的不同，煤体-小煤柱回采巷道可分为沿空留巷和沿空掘巷两种情况。小煤柱回采巷道可分为沿空留巷和沿空掘巷两种情况。2.4 2.4 回采巷道围岩大变形特征分析回采巷道围岩大变形特征分析回采巷道围岩大变形特征分析回采巷道围岩大变形特征分析 2.4.1 2.4.1 回采巷道围岩变形量的构成回采巷道围岩变形量的构成回采巷道围岩变形量的构成回采巷道围岩变形量的构成 以以引引起起变变形形的的因因素素为为依依据据，回回采采巷巷道道的的变变形形主主要要包包括括掘掘进进变变形形和和采采动动变变形形两两部部分分。以以变变形形发发生生时时围围岩岩所所处处的的变变形形状状态态为为依依据据，则则围围岩岩的的变变形包括弹塑性变形及松动膨胀（或剪胀）变形。形包括弹塑性变形及松动膨胀（或剪胀）变形。2.4.2 2.4.2 松动膨胀变形特征分析松动膨胀变形特征分析松动膨胀变形特征分析松动膨胀变形特征分析 1 1松动膨胀变形产生的必然性松动膨胀变形产生的必然性 1 1）回采巷道围岩中破碎区的产生是必然的）回采巷道围岩中破碎区的产生是必然的 根根据据支支护护力力作作用用下下圆圆形形（最最稳稳定定形形状状）巷巷道道围围岩岩的