前言
巷道支护是井工开采工程的核心，是一切安全生产和效益的基础，随着开采条件的日益恶化，采深的迅速增加，支护对井工开采的制约作用日趋明显，先进采矿方法能否实现，在很大程度上取决于巷道支护状况和有效断面能否得到保证。
第一节， 深井巷道围岩强化支护技术体系及实践
一， 深部高应力巷道：常规支护不能满足要求的一类巷道。 1， 采用传统的架棚支护、锚杆支护都不能有效维护巷道。 2， 以德国为代表采用U型钢可缩性支架、壁后充填、预留变形量
架棚支护的方式，也不能有效维护巷道。 3， 常常在掘进时就需要多次卧底、返修。
为此：出路在于发展新型锚杆类支护综合治理比较乐观，目前遇到的大部分问题可以得到解决或改善。
如：德国向我国输入U型钢可缩性支架、壁后充填技术，在德国使用范围400-600米深，可是在我国达到400米深度就解决不了我国的问题。
二， 深部支护问题：
1， 相当一部分埋深达到800-1000米的深井巷道支护难度不大，可
以采用常规的支护技术解决，因此深井巷道支护并不都属于复杂困难支护巷道，我们关心的焦点是深部难支护巷道称为深部
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支护问题。
2， 它通常是指主要由于巷道埋藏深度导致的围岩较高的水平应
力，使相对软弱的岩体发生大范围破坏，并产生大变型的一类工程支护问题。 三， 复杂困难条件：
1， 由于地层运动和成岩过程产生的强构造应力集中区，水平应力
通常较大；这类构造区域内巷道变形有自身规律，其中顶板支护的安全可靠性要求较高。
2， 膨胀性岩体、泥质岩体遇水泥化等条件，由于物理化学原因导
致的岩体力学承载性能的衰减、岩体的变形等。 3， 由于开采造成的次生应力集中区产生的巷道支护问题。 四， 深井软岩成为支护重点： 1， 深部高应力巷道的两个显著特点： （1），原始应力水平相对围岩强度高。
（2），采动附加应力更趋强烈、围岩破碎区范围进一步加大，不易形成结构效应。
2，时间效应强烈、变形速度快，不易长期维护： （1），第一类，围岩软弱型、即软岩巷道； （2），第二类，采动影响型、即动压巷道； （3），第三类，深井高应力型、即深井巷道； 五，巷道大变形、难以支护原因：
1， 围岩松软破碎：单轴抗压强度﹤10-20MPa；
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2， 高应力：（1），深井（自重应力）
（2），采动应力（原岩应力的3-6倍）； （3），构造应力； 3，松散破碎+高应力。 六，我们能开展的工作：
1， 巷道顶板失稳机理及安全控制强化支护与结构让压的协调支
护理论，动态分步加固稳定浅部围岩的支护理论。 2， 围岩应力场的控制：
（1），结合采矿活动、开展大范围宏观应力场调整的规律性研究，形成巷道围岩的应力转移（特别是水平应力）机理，近距离煤层群的开采顺序、开采布局；
（2），巷道浅部细观应力场的卸压机理，迎头超前钻孔卸压、帮底部位的钻孔掘巷卸压、多条煤巷（主辅）的同时掘进；
3，技术手段的创新，高预应力、超长锚固、超高强度的新型抗剪锚杆，滞后注浆加固。
目的：形成围岩强化控制技术体系。 4，锚杆支护的概念：
（1），巷道采用以锚杆支护为基础的支护，其他锚索、钻孔注浆等支护和锚杆组合起来，在不同时机，以不同方式实施的，其作用并不能分出主次，也不能强调各种支护手段的次要作用；
（2），这类支护最本质特点：是从岩体内部、通过人为手段对岩体本身的力学特性和承载性能改善或提高的工程技术，和从外部接触，在
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岩体发生变形后约束岩体的框式支护有本质的区别，是更高一级的支护技术。
5，锚杆支护使用要求：
（1），400米以上，传统支护基本能满足要求； （2），600米以下，传统支护不能满足要求； （3），年开采深度延深10米；
（4），必须发展新型支护技术，解决深井高地应力支护问题。 七，强化支护理论：
1， 强化锚杆支护性能：
（1），提高锚杆力学性能，改善锚杆结构；
（2），改善锚杆承载性能，便于施加高预紧力并改善锚杆增荷性能，形成有效的初始支护强度，实现高阻让压约束围岩变形，防止围岩破坏； （3），初始支护强度； 2，围岩强度强化： （1），围岩强度的提高； （2），破碎岩体的破裂过程控制；
（3），优化围岩的应力环境，优化围岩浅部应力环境，处使围岩有2向应力状态向3向应力状态转化； 如：锚杆：1.4米→3.6米；
锚杆直径：∮16→∮20→∮22mm； 拉力：3t→10t；
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巷道周边围岩破坏是不能阻断的，破裂岩体破裂2-3米之后再继续破裂。
3， 强化支护围岩结构： （1），顶板的安全控制：
（2），弱化区的补强，针对层状岩体不均衡产生的弱化区（含弱面或软弱夹层、帮角岩体破坏区、软弱煤体、开放的底版等）补强； （3），关键承载区的加强：促成支护围岩整体承载结构的形成或强化，以多层次的联合支护来实现：支护体和围岩间的主动和动态的相互作用。
第二节， 深部开采诱发的工程灾害
一， 巷道围岩变形量增大，深部巷道围岩变形表现为如下特征： 1， 巷道变形速度快、变形量大、巷道围岩变形范围大； 2， 岩性对巷道变形的影响更加明显，采深对软岩巷道、煤层巷道
的影响尤为显著；
3， 巷道维护难度增大，废弃巷道数量增加；
4， 巷道持续变形、流变成为深部巷道变形的主要特征； 5， 采深增加、开采对巷道变形的影响越大、影响程度也越激烈； 6， 多数留设的巷道保护煤柱达不到保护巷道的目的，对巷道维护
十分不利；
7， 巷道对支架的工作性能要求更高、必须提高支架初撑力、工作
阻力和可缩量；
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8， 巷道布置、开采顺序和开采边界对巷道维护影响增大。
如：德国鲁耳矿区在1100米以下开采，巷道宽6米、煤层厚 19 米，底版在24小时内鼓起0.8米、煤层移出0.5米。 二， 采场矿压显现剧烈：我国煤矿生产实践表明、采深对采场支护
方面的影响不十分明显，而煤壁片帮，端面冒落带高度却随采深的增加而明显增大。 三， 采场和巷道中岩爆危险性增加：
由原始沉积作用和后期构造作用的含煤岩系的非连续性和非均质性，随着煤炭采深的增加引起的覆岩自重压力的增大和构造应力的增强，表现为围岩发生剧烈变形，巷道和采场失稳，并易发生破坏性的冲击地压，给巷道支护和顶板管理带来许多困难。
如：深部开采与浅部区别“三高”和时间效应： 1， 地应力（自重应力﹥约18MPa）； 2， 地温高（一般30-40℃、个别达到52℃） 3， 渗透压高（﹥约7MPa）； 4， 较强的时间效应； 四， 瓦斯涌出量增大； 五， 地温升高、作业环境恶化； 六， 突水事故趋于严重； 七， 井筒破裂加剧；
八， 煤自然发火、矿井火灾加剧；
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如：水平应力： h≥1000米时、水平应力/垂直应力=0.5-2.0； h≤1000米时、水平应力/垂直应力=1.5-5.0；
在深部开采条件下，水平应力与垂直应力之比趋于集中，并逐渐减小 3-5t/㎡
岩石强度变化：随深度增加有所提高。 岩石变形性质：
（1），岩石的脆性→延性转化性质：
岩石在浅部表现脆性、在深部则很可能转化为延性（DUCTILE），在实验中岩石的这种性质是随着围压的升高而发生的，往往存在一个“脆性-韧性转化临界围压”，对应到工程中实际上是临界深度； 脆性力学响应→韧性行为力学响应。
（2），岩石的剪胀或扩容现象不明显；实验研究表明：在低压下（相当于浅部开采）、岩石往往全在低于峰值强度时，由于内部微裂纹张开，而产生的扩容现象；但在高围压下，岩石的这种扩容现象不明显，甚至完全消失。 如：岩石破坏特征：
序号 浅部开采条件下→ 深部开采条件下 1，脆性能或断裂韧度控制的破坏→侧向应力控制的断裂生长破坏； 2，动态破坏 →准静态破坏 加载破坏，侧向（卸载）破坏—岩爆
体现在：巷道失稳、顶板破坏，岩层移动机理等问题。
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第三节，深部软岩巷道支护理论与技术问题
一．变形特征：
1， 围岩软、强度低、具有膨胀性； 2， 深度大、应力水平高； 3， 动载荷作用；
4， 大变形、大地压、难支护；
二，变形机理：
1， 挤压流动变形机理； 2， 饶曲褶皱变形机理； 3， 剪切错动变形机理； 4， 遇水膨胀变形机理。
每10年延伸100-250米的速度发展。
第五节，煤矿巷道层状顶班的安全控制理论
一，与其它岩土工程相比、煤矿顶班控制及巷道支护更困难： 1， 围岩赋存不均质； 2， 围岩条件变化平繁；
3， 围岩强度低，围岩松散、单轴抗压强度低；
4， 原岩应力大：埋藏深、原岩应力大、地质构造产生的附加水平
应力强烈。动压影响强烈、受强烈的采动影响、应力提高3-5倍；
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5， 动压影响强烈、受强烈的采动影响、应力提高3-5倍； 6， 存在大量特殊的安全技术问题，瓦斯、煤尘、媒体自然发火、
地下水、构造等灾害严重。 二，煤矿顶扳类别及划分：
煤矿ⅳ、ⅴ类顶板煤巷控制技术属于国际性的难题； 1， 国内外ⅰ、ⅱ、ⅲ类顶板控制已经成熟； 2， ⅳ、ⅴ类顶板（及易离层破碎型）控制难度极大； 三，首先研究煤层顶板赋存特征及与技术难点：
1， 顶板4-6米范围内，通常没有坚硬岩层，这一依赖坚硬岩层的
顶板控制思想受到限制；
2， 通常巷道只能采用棚式支护形式，但高密度重型金属支架的强
度根本不能满足ⅳ、ⅴ类巷道强烈的矿压显现；
3， 国内外一致认为，随采深增加，煤矿地下开采只有发展锚杆支
护。
四，顶板失稳规律：复杂条件煤巷使用锚杆支护存在问题： 1， 锚杆使用密度大：
（1），变形量大：1000-2000mm以上； （2），采动状态下变形失效；
2，不能有效的控制顶板离层，恶性冒顶事故时有发生： （1），冒顶率：万分之3-5； （2），事故率：五万-十万分之一； （3），金属支架类被使用抬头。
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五，冒顶原因： 1，松散变型持续发展；
2， 锚杆支护承载状态不好、工作载荷低； （1），实际载荷分三种情况； A，安装时、没有初锚力； B， C，
3， 大变形后锚固力衰减，锚固失效，端锚时在围岩变形量达到
100mm时即开始失效，全长锚固时锚杆的可靠性随大大提高、但围岩变形达到200-300mm时，锚固力也开始降低了；达到500mm时、既完全丧失； 4， 四周的不协调变形，结构性失稳。 五， 冒顶类别划分： 1， 通过….
（1），松散型垮落、垮落范围一般在0.5-1.5米内，负荷15-25kg/㎡，承载能力、安装质量更重要/载荷提高！ 2，挤压型垮落、在水平应力和自重应力„ （1），锚固区内离层.. （2），锚固区外离层.. A，锚固层厚度. B，
六， 顶板离层控制理论：
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1， 首先对顶板赋存结构开展精密探测：
（1），岩层钻孔探测仪：如：0.5米处顶板裂缝，1.18米处顶板离层。
（2），光导纤维钻孔窥视仪；（设计、监察、施工应分开）。 2，对顶板..
七， 顶板安全控制基本原理：
1， 控制围岩弱化区发展，消除松散变形，提供的高涨拉力不仅
完全克服了松动，并将该部岩体和更上部挤压在一起，阻止围岩进一步松动，消除岩体松散变形； 2， 改善锚杆受力状况，提高锚杆支护效能：
3， 消除水平应力对顶板破坏，，，，稳定顶板的契型锚固结构。
第六节，巷道围岩应力优化与转移技术
主要内容：控制巷道围岩稳定三要素： 1， 岩性； 2， 围岩应力； 3， 支护；
一， 区域应力场调整：深部巷道布置、开采部署和最终形成
的开采边界条件对巷道稳定性影响大，由此产生的巷道变形差异很大。
1， 上行开采大范围转移围岩应力的思路(夹盘80米)； 2， 深部下行开采，---微观应力场改善—卸压技术是将巷道
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二， 巷道围岩应力的转移理论：由解放瓦斯发展到压力转移： 1， 顶板掘巷的应力转移原理； 2， 底版掘巷的应力转移原理；
3， 底版松动爆破：在巷道底板中布置钻孔； 拉应力，剪应力，压应力。 三，煤巷高强预应利支护技术： 1， 低强度低初锚力的锚杆支护阶段； 2， 高强度低初锚力的锚杆支护阶段； 3， 高强度高预拉力的锚杆支护阶段；
如：托盘—12*200*200mm ，（15-20）*200*200mm 传统的机械式点锚固→高强树脂锚固； 机械点锚固：5-8t拉力；
锚固支护发展方向：安全、快速、高效；
四，高强度、高预应力支护思想的提出：（2高2低） 1，高性能（预）拉力锚杆：
（1），承载性能：抗拉强度、抗剪强度、系统强度； （2），锚固性能：三径匹配； 钻头 锚杆 药卷 ∮28mm ∮20mm ∮25mm （3），预拉力；
（4），承载性能理论支护强度：
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a,普通锚杆﹤340MPa
b，340MPa≤高强锚杆≤600MPa； c，超高强锚杆≥600 MPa； 五，高性能（预紧力）锚杆特征：
1， 锚杆杆体表面结构优化，实现高粘低阻； 2， 杆体强度和延伸率符合要求；
3， 外端罗纹部采用无强度损失或增强加工新工艺； 4， 增加减摩和调节锚杆外端受力附件； 5， 快速机械安装结构；
六，深井软岩巷道施工过程控制技术：
1， 基本思想：大断面预留空间强化支护、分步加固过程控制； 2， 目标：矿压显现：阶段性变形、阶段性破坏；
锚杆发展方向2.5→3.5米 锚索发展方向3.5→4.5米
第七节，煤矿深部巷道锚杆支护理论与技术研究新发展
一，深部巷道支护面临问题：
1， 煤炭开采由浅向深部发展是客观必然规律；
2， 我国煤炭开采深度以8-12m/年速度增加，东部矿井10-25m/年； 3， 国有重点煤矿、开采深度超600m达117处，超1000米达10
余处，1300m最深；
4， 预计20年内最深达到1000-1500m。
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二，深部巷道环境与岩体变形特征： 1， 深部巷道环境（三高一扰动）特点：
（1），三高一扰动：应力、地温、岩溶水压，开采扰动； （2），高地应力：应力明显增大、构造应力场复杂； （3），高地温：越深地温越高；
（4），高岩溶水压：随地应力增加、岩溶水压升高，突水严重； （5），开采扰动：高地应力下、采动影响强烈。 2，深部巷道围岩变形特征： （1），脆-朔性转化；
（2），流变特性：较强的时间效应；
（3），扩容特性：在大偏应力作用下、岩石内部节理、裂隙、裂纹张开，出现新裂纹导致岩石体积增大，扩容膨胀；
（4），巷道变形时间效应：围岩变形量大、有明显的时间效应，初期来压快、变形显著，不采取有效支护措施，及易发生冒顶、片帮，即使围岩变形稳定后，围岩还以一定的速度长期处于流变状态。 （5），巷道变形空间效应：巷道底…
（6），巷道变形易受扰动性：施工工艺等因素有关； （7），巷道变形-冲击性。 三，联合支护理论：
1，对深部巷道：先柔后钢、先让后抗、柔让适度、稳定支护，但 --受到挑战；
2，二次支护理论：一次支护在保证围岩稳定的条件下允许有一定的
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变形，释放压力，在合适时间进行二次支护，保证巷道长期稳定； 3，提出多种高地压巷道围岩控制技术： （1），锚喷支护；
（2），U型棚子可缩性支架（不封闭和封闭式）； （3），注浆加固；
（4），锚杆锚喷支护：性能优越比较适合深部巷道支护；
（5），U型棚子可缩性支架：几何参数、型钢搭接后易于收缩、支架合理、使用正确。 （6），联合加固：
（7），卸压技术：切缝、钻孔、爆破、掘卸压巷等人工卸压法； （8），高强度….
四，深部巷道锚杆支护作用机理认识：
1，锚杆可提高锚固区煤岩体强度、弹性模量、凝聚力和内摩擦角等力学参数：
产生次生承载层：顶锚杆形成板，顶锚索把板固定在稳定层，防止岩层滑动。
2，扩容稳定理论：锚杆打在稳定岩层，锚杆未打在稳定岩层形成次生承载圈、由锚索托在原位置，钢带组合锚杆；
锚杆：很强抗拉能力、不允许破坏；围岩本身支护体最强，其它支护不能比；∮20高强左旋强力锚杆（适应不了）19.6t；
∮22----20t以上；
∮25-----40t符合应用；W刚带3---5m；
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锚索：∮15.4→∮16.7→∮加大；
预应力：（设计3t不确定）由3t→8t；与锚固剂有关（端头锚固、加长锚固、全长锚固）； 锚固力：15t以上； 锚杆：17%延伸率；
预应力小：扩容就大（弹性→朔性）； 围岩变形、锚杆有2种可能：断或下沉；
预应力锚杆：没有锚固剂段起作用，可能此锚固属端头锚固，使有效支护为无锚固剂段起作用；
端头凝固时间：让锚杆有效支护范围扩大; 2.4米锚杆、2.3米钻孔、1.3米有效支护；
预紧力必须加大之后，杆体存在联系（单个锚杆预紧力越大，控制面积越大），让锚杆组合起作用，必须加大预紧力；没有预紧力的锚杆是不起作用的。 顶板岩层：错动、扭动；
测出来的预紧力是受压不是受拉；刚带是控制锚杆未起作用的三角区，起组合作用；为什么有的锚杆支护是被动支护锚杆，取决于预紧力。
3，锚杆材料：
（1），机具：100nM---120nM怎样实现400Nm（8t力）；需锚杆台车、大扭距扳手、力具倍生器；机具有待于开发；
先让后支→不让（增加预紧力）；增大预紧力，增大锚杆有效长度，
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减小密度。
作用：改变发生朔性变形和破坏煤岩体力学性质，提高其屈服后强度。 4，提高锚杆支护强度途径：
（1），锚杆施加较大预紧力，并通过托盘、钢带等构件实现预紧力扩散；
（2），是采用加长锚固式全长锚固、使杆体对围岩离层错动非常敏感、能及时抑制离动错动；
〔3〕，特别是锚杆预应力在支护系统中起关键作用。 5，确定支护参数原则：
（1），高应力、全长锚固（杆体属胶载荷30-50%）； （2），预应力扩散、增大扩展构件的钢度强度； （3），组合支护、锚杆、锚索匹配，保证支护整体性能； （4），临界支护强度钢度概念不能低于临界值； 6，巷道围岩地质力学测试：
（1），巷道围岩特性三要素：强度、应力、结构；
（2），地质力学测试的重要性、必要性：深部巷道最大特点巷道埋藏深增加，地应力高、构造应力复杂、围岩强度和变形特征发生明显变化，在深部矿井进行地质力学参数测试； （3），主要测试内容：
a，地应力测量：水压致裂法、水压裂钻孔； b， 围岩强度测试； 动态信息统计法：
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A，地质力学评估法； B，初始设计；
C，井下监测和信息反馈； D，修正初始设计； E，日常检测、顶板。
6，锚杆：三高一低（强度、预应力、可靠性；低支护密度）； 锚固剂：高粘结力、低黏度、快速固化树脂锚固剂； （1），树脂锚固剂专用树脂； （2），高粘结力； （3），低黏度是满足要求。 7，底鼓问题∶
（1），岩性：泥岩（遇水）； （2），应力：两侧挤压； 深部主要是应力底鼓：
（1），两帮控制住了，底鼓也控制住了。 （2），拉槽卸压；
（3），靠两帮打深孔;如：2003年，用钻具打底孔、注水泥浆（把粉顶出来），之后使用高强锚杆。
第八节，煤矿冲击矿压灾害及其控制技术
注：（1），煤炭资源高效与绿色开采系统；（2），矸石井下处理技术； （3），煤炭地下导控气化技术；探水开采技术；
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一，冲击地压∶26%煤矿有，随深度增加而增加；冲击对人体损害时撞击和震动。
1，人体在垂直方向承受的加速度比水平方向的大；
2，震动加速度使人体撞击受伤；进入冲击矿压区、要求站立休息、休息时间长到无冲击地压区。
3，冲击地压对将造成类似于地震那样灾害；如波兰在（1），冲击地压，（2），三下采煤，（3），瓦斯抽放系统等三方面处于领先地位，但在对冲击地压也没有控制住。
4，破坏：（1），对井下破坏；〔2〕，对井下工作人员；（3），对地面损坏、破坏； 5，特点：
（1），突发性是持续时间短；A,将煤岩抛向空间；B,突发性时间短10几毫秒；C，难预测准确，（地点、时间）； （2），震动性强烈；
（3），破坏性：发生频率巷道72.6%；工作面27.4%；残采区停采下
线89%；
（4），复杂性； 6，影响因素：
（1），开采深度400米以上； （2），煤岩的冲击倾向性；
（3），顶板岩层结构的影响，顶板越硬越易发生； （4），地址构造：断层和向斜轴部大（背斜小）；
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（5），应力集中区影响，开采技术条件的影响；
注：冲击矿压地区：3-5米煤柱或50米以上煤柱，从设计上消除高应力区；
7，冲击矿压分为：
（1），由采矿活动引起的采矿型冲击矿压； （2），由构造活动引起的构造型冲击矿压；
A，压力型（煤柱）冲击矿压：由于巷道周围煤岩体中的压力由亚稳态增加至极限值，其聚集的能量突然释放。（90%）能解决； B,冲击型（顶板）冲击矿压：由于煤层顶底板厚岩层突然破断或位移引起的，它与震动脉冲地点有关，在某种程度上、构造型冲击矿压也可看作为冲击型；（70%能 预测）；治理办法：卸压。 预测难度大：（1），顶板在那断裂，可利用微波； （2），不知那里是最弱点；
（3），治理比较难（监测和治理难）； 二，煤岩冲击破坏机理： 1， 强度准则是媒体破坏； 2， 释放速度快； 3， 煤岩体集中能量；
预测准则：根据弹朔性模型，当煤岩体上所受的应力超过了其强度极限或者… 4，卸压技术：
（1），时间上从早期综合分析预测到即时预测；
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（2），空间上从区域预测到局部点预测； （3），逐级排除和确认冲击矿压危险；
（综合指数：而即时预测则采用电磁辐射、微震和钻屑等方法。） 煤柱—局部；顶板---区域；点预测—钻屑法；
微震法：记录采矿震动能量，确定和分析震动方向，对珍震中进行定位（设多个点）。
当矿井某个区域监测到矿震释放的能量大于发生冲击矿压的所需最小能量时，则该区域的当前时间内有可能发生。顶板有运动就有震动，强度弱化； 5，冲击危险预测：
（1），微震活动的频度和能量—频率；传播速度，应力大就高、应力小就低，根据速度和速度梯度预测； （2），即时与局部预测的电磁辐射法：
电磁辐射法：是根据煤岩变形破裂过程中发出的电磁辐射进行冲击矿压检监测预报；距离20米，岩石流变、突变； 优点：频闭办法；
缺点：距离短、电气设备干扰；
（3），即时与点预测的钻屑法：∮42—50mm钻孔，根据排粉量及变化规律确定----监测时有冲击危险。
分级预测，有针对性：综合分析法，模拟法； 区域预测→局部预测→点预测 A， 早期综合预测；
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B,即时预测：区域预测→局部预测→点预测 C,逐级排除；
6，冲击矿压强度弱化减冲：
（1），降低煤岩体强度极限和冲击强度； （2），降低应力；
（3），降低强度；能量的积聚。
注：控制巷道冲击的强弱强结构；强弱强结构特点：防冲抗震巷道；强弱强结构变形特征：小大小。 A,外强结构—冲击传递区的大结构； B,中间弱结构---消除吸能区； C，内强结构----支护保护区小结构； 7，控制冲击对策：
（1），减小外界震源动载荷；
（2），合理设置结构；开采煤层群时，优先开采上解放层（顶板垮落）和五冲击危险源；划分采区时、避免形成煤柱区；采区或盘区的采面应朝一个方向推进，避免相反开采 （3），提高支护强度； 8，卸压：
（1），卸压爆破破坏煤岩体：钻孔深度5----15米（∮95、∮145、∮
200mm）
（2），卸压煤层注水：效果不如爆破；但也可以结合起来，120Mp
可破裂顶板岩石；
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（3），蓄能防冲支架；
第九节，我国煤矿巷道锚杆支护配套机具及材料
一，前言：7665型凿岩机---气腿式。 二，锚杆钻机的发展与现状 1，锚杆钻机发展历程： （1），MGJ---1型锚杆钻机；
（2），齿轮式气动马达顶板锚杆钻机95%以上再用；
（3），柱塞式气动马达顶板锚杆钻机（我国少，在美国、澳大利亚用
的多）。
项别 气动锚杆钻机 齿轮式 柱塞式 扭矩 小 大（40%） 氢气质量 要求低 要求高 气动锚杆钻机适应性强，在动力变化大的条件下工作： 优点：1，钻孔速度快，适应钻装作业； 2，动力单一，重量轻，操作简单； 缺点：与液压、电动锚杆钻机相比如下 1，噪音大、（79%）油污污染大；
2，效率低（20%）耗能大（为液压钻机3—4倍、电动钻机9—10
倍）
3，对动力源要求高；
4，劳动保护要求高（国外严格控制使用气动，而美国全部使
用液压）
外国使用移动压风机（而我们损耗40%以上），澳大利亚0.6以上，中国0.5以上；
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气动锚杆钻机与风的压力有关系（气压的变化对扭矩影响大）。 外国：能耗、健康。
2，液压锚杆钻机：单体式液压锚杆钻机---顶板坚硬时易于使用； 优点：钻进速度快；
缺点：（1），泵站重量重（不能低于250kg）、移动不便、（t＜70°）， 三倍使用油量保持降温。 （2），效率低、封闭容易老化；
（3），对油液清洁度的要求较高（油要定期更换3—6月，因温度高，使油中的成分变质）。 3，钻机选型：
项别 旋转式 冲击-旋转式 转矩 大 转速 高 推力 冲击功 大 冲击频率 推力 高 岩性 软岩 硬岩 4，气动锚杆钻机几种转矩概念及作用的说明：
（1），额定转矩---指额定风压、额定转速下的输出转矩120nm,80nm; （2），最大负荷转矩：（克服阻力）钻机匀速钻动情况下，输出的连续转矩，表示钻机克服阻力而不停钻的能力（n=0时、转矩最大）。 （3），静力失速转矩：表示钻机在负荷作用下，失速后继续输出的转矩，表示钻机零部件抵抗最大静态负荷能力.
(4),动力启动转矩：表示钻机转矩负荷是以阻止其回转时输出轴传递的峰值转矩，表示钻机卡钻后恢复转动的能力。
（5），动力失速转矩：对钻机施加负荷，当气马达失速后输出轴传递的峰值转矩，表示钻机以连续转动至转速为零时传递转矩的能力，搅拌安装锚杆。
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三，混凝土喷浆机：干式→潮式→湿式（在隧道中大量使用）。 外国：禁止使用干式，潮式； 转子式：1，上出料：
2，下出料：优点—阻力小、速度快；缺点—回弹量（30—
50%）
内腔改为橡胶的—潮喷（水灰比0.3以上）。 四，材料：
1，钻头：普通硬质合金钻头，金刚石复合片钻头； 2，钻杆：
（1），玻璃钢锚杆：缺点—螺纹拉力小（2t）、尾部规定不小于8t、
杆体不小于8t拉力；扭矩小。
（2），全螺纹锚杆（可用于高瓦斯矿井）：扭矩60—90nm（1/3-1/4）
钢材。拉力：18-22t。300kN—破断拉力；
∮28mm要求屈服力大于300kN，破断力达到400kN以上， 同时延伸率大于15%（破断前的延伸长度）。
（3），树脂锚固剂：低粘度、高强度，针对目前树脂锚固剂搅拌力矩大，研制于低粘度、降低搅拌力，有利于全长锚固剂的推广； 如：美国：间排距1.0—1.3，深度0.8米； 强力钢带W或M：原来3-5米，现在4-5米 （4），强力锚索：
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项别 强力锚索 原先 现在 直径 17.24 17.8 18 20 22mm 结构 1×7 1×9 拉断载荷 260 353 408 510 607kN 拉伸率 (3.5-4)% 7% 注：大扭矩的锚杆钻机，专用扭矩扳手及扭矩倍增器；强力锚索张拉器（张拉力大于300kN以上） 五，综掘机作业线：
1， 岩巷CMJ液压钻车→ZMC系列侧卸式装岩机（装煤机）→皮
带转载机→电机车、矿车→激光指示仪→PC6U或PCSI型潮式混凝土喷射机→电雷管、水饺炸药、200—500发放炮器； 2， 半煤岩悬臂掘进机→刮板运输机→皮带转载机→电机车、矿车
→激光指示仪→锚杆钻机或金属支架。
3， 全断面掘进机→转载机→电机车、矿车→激光指示仪→锚杆钻
机→潮式混凝土喷射机。
4， 顶板好ICM系列或CM800连续式采煤机→无轨胶带运煤车→
破碎机→皮带运输机→激光指示仪→锚杆钻机（钻车）。 5， 掘锚机组→刮板运输机→皮带转载机→电机车、矿车→激光指
示仪。
注：（1）,美国120万t/y,共50人，井下每班4-5人，掘头由1人作业； （2），山东使用4、顶板好，掘锚机组山东正在使用； （3），英国掘进机3000米/月。 6,炮采炮掘:
(1),7665M或ZY24M气腿凿岩机→电动耙斗机或装岩机→电机车、
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矿车→气动或液压锚杆钻机→激光指示仪→潮式混凝土喷射机→电雷管、岩石炸药、100—200发放炮器（岩巷）；
（2），,7665M或ZY24M气腿凿岩机（或煤巷电钻）→ZMC系列侧卸式装煤机或电动耙斗式装岩机→电机车、矿车→锚杆钻机→激光指示仪→电雷管、乳胶炸药、100—200发放炮器（煤巷、半煤岩巷）； 7，机载式临时支护装置（120、160），1—2分钟就能护住顶；为此必须机械化配套。
第十节，深部高应力巷道支护设计和工程实践
（1000—2000米储量占一半，料石碹可在浅部用＼深部不能用） 一，巷道支护变型破坏现象和原因分析：
（一），巷道支护变形破坏现象：顶板下沉，冒顶，两帮收敛位移。 （二），巷道支护变形破坏原因 ： １，地应力：
（１），埋深—垂直应力； （２），构造应力；
（３），采动影响（采动应力达３—５倍）； （４），巷道群岩影响： ２，岩性：
（１），岩石强度（与块体大小有关）；
（２），结构面强度（弱面、层理、节理面强度、受地质构造作用而
形成）。
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（3），岩体强度，包括结构面岩块强度。
3，岩石非均质性与岩石非连续性：岩石组成部分—结构、致密程度。 （1），细观尺度：岩石破坏往往是由结构面发展形成的脆性破坏； （2），工程宏观尺度： 4，支护：
（1），刚性支护、柔性支护； （2），主动支护、被动支护；
注：加固支护、砌碹支护、棚式支护、锚喷（锚索、高强锚杆）、注
浆、，单靠刚性支护不行；单靠一次支护达不到预期目的（多次 支护）；（1），剧烈期；（2），持续时间长；（3），变型量大；单一 支护方式无能力（联合）。 （三），破坏原因分析对策： 1，卸压—钻孔、切槽； 2，加固—注浆、锚注；
注：围岩在外力作用下、变型—裂纹—裂缝—破坏； 二，围岩松动圈支护理论基本观点：
（一），围岩破裂变型过程中所产生的碎胀力是巷道支护主要对象； （二），巷道支护围岩松动圈分类表：
1，概念：开巷后变化：（1），巷道周边应力集中；（2）,强度降低（ 围岩应力超过强度则岩石破坏、等于为极限极限平衡、小于则稳定）， 结果出现围岩松动圈：岩石强度低—松动圈大，岩石强度高—松动圈 小；时间效应：小松动圈3—5天，大松动圈1-2月。
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2， 新奥法：内涵就是保护围岩、调动和发挥围岩自承能力（传统 方法认为巷道围岩是一种载荷、应用厚壁混凝土加以支护松动围岩）。 （！），支护—围岩共同作用原理； （2），柔性支护观点、锚喷网综合支护；
（3），设计、施工、监测一条龙作业方式；优点—较好利用岩体力学特性、充分发挥；
（4），松动圈与巷道尺寸关系：在4—6米；
（5），松动圈与地应力关系：弹性变型→朔性变型→破裂碎胀； 围岩变型量：∑U=U弹+U朔+U破+U水 三，松动圈岩石分类方法：
1， 小f值分类法：无考虑岩石强度f=Pc/10; 2， 岩心质量指标RQD分级法：RQD=∑L/L×100%; 3，松动圈厚度是一个反映岩石强度与地压综合作用分类指标： Lp=f(Po\\Ra)
项别 小松动圈 中松动圈 大松动圈 围岩稳定性 范围Ucm 0—40 40—100 100—150 180—200 200—300 四，围岩松动圈研究测试方法： 1，碎胀变型力是主要支护对象； 2，松动圈碎胀变型的试验研究； 3， 松动圈影响因素的数值分析；
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4， 松动圈厚度的工程现场实测； 5， 松动圈厚度的智能预测；
注：碎胀变型规律：（1），峰值：5%—15%；峰值后；（2），岩性不同：体积应变最大值不同；关键部位对策。 松动圈测试方法：
1，声波：在不同介质中的传播速度不一样，破坏后的碎胀变型占总变量的85%。
2，电磁波（地址雷达法），不同界面反射、应用广（价格贵）； 3，钻孔摄像法：
五，围岩松动圈支护设计： （一），锚杆支护：
1，分析法：多用于特殊工程研究或重大工程设计，如“三峡”。 2，工程类比法：最广泛采用方法、推广锚杆做出贡献，优点：设计成本低；
3，锚杆支护设计方法： （1），获得围岩松动圈值； （2），依据松动圈值确定围岩类别； （3），选定支护方法； （4），进行支护参数设计； （5），确定施工关键技术：
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项别 小松动圈 中松动圈 大松动圈 松动范围L 0—40cm 40—150 ≥150 支护方法 喷射混凝土支护，80—100mm 悬吊理论确定锚杆支护参数（由于锚杆长度穿过松动圈） 采用组合栱确定支护方式 P=松动圈内支护岩石重量.
组合拱：是U型棚2—3倍；α—破碎岩体压力角；
B(组合拱厚度)=（L×tgα）/tgα=L（锚杆长度）－a(锚杆间排距) 锚杆间排距：600—800mm；锚杆长度：1.8—2.2米；多采用全长锚固锚杆。二次支护：施工时一次，稳定后二次； 六，（典型工程实例）深埋高应力碎裂： 1，研究内容：
三锚支护—（1），锚注：注浆（提高围岩本身完整性和强度） （2），锚杆—形成组合拱；
（3），锚索—把组合拱吊在稳定岩石中；
2，大松动圈支护机理：提高松动圈内破碎岩体强度和变型模量，充填压密裂隙，注浆封闭水源，隔绝空气；锚索—悬吊作用，减垮。
第十一节，中深孔光面爆破
注：驯服老虎—控制爆炸条件；引导能量方向；确定能量大小；限制
破坏能量。 一，中深孔光面爆破： 优点—（1），加快进度；
（2），提高围岩稳定性和成型质量；
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（3），减少辅助作业时间。 困难—（1），只有1个自由面；
（2），岩石夹制作用大、爆破作业条件差。 二，炸药在半无限岩石介质中的作用： 1，冲击波—高温高压气体、3-7倍药卷直径； 2，压缩波—变化慢、音速传播、120-150倍药卷直径； 3，
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方 3， 法
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