回采巷道围岩稳定性分类及锚杆支护设计决策系统研制与应用_学霸学习网
回采巷道围岩稳定性分类及锚杆支护设计决策系统研制与应用
太原理工大学 硕士学位论文 回采巷道围岩稳定性分类及锚杆支护设计决策系统研制与应用 姓名：王果 申请学位级别：硕士 专业：采矿工程 指导教师：宋选民
太原理工大学硕士研究生学位论文回采巷道围岩稳定性分类及锚杆支护设计决策系统研制与应用摘要自锚杆支护技术在我国煤矿应用以来，我国采矿科技人员在支护理论 与实践方面做了大量工作，积累了大量资料，取得了丰富经验。但是，由 于目前真正系统掌握先进的锚杆支护技术的还是少数矿区和工程单位，而 大部分基层生产单位还未了解，仍处在经验支护的状态中。遇到问题先用 一般支护技术来对付，然后反复维修，因而造成每年数以亿计的严重经济 损失。此外，由于锚杆参数计算方法繁多、计算过程比较复杂，需要大量的 理论计算和反复校核过程，现场的工程设计人员难以掌握和应用。也使得 一些设计方法在实际工程中难以得到普及和推广。本文针对我国目前锚杆 支护技术推广过程中存在的问题，在总结以往研究成果基础上，采用模糊数 学理论的多因素综合评判方法，预测巷道围岩稳定性类别。设定评语集合辩ｆ为非常稳定、稳定、中等稳定、不稳定、极不稳定Ｓ个类别，因素集合为 顶板强度、底板强度、煤层强度、直接顶厚度与采高比值、巷道埋藏深度、 护巷煤柱宽度系数、岩体完整性指数７个分类指标。并将５个类别的聚类 中心作为单因素评价矩阵，依据模糊综合评判的结果确定围岩稳定性的类 别，同时给出巷道支护建议。回采巷道锚杆支护设计采用基于围岩松动圈的 锚杆设计方法，主要通过计算巷道顶板破坏高度、两帮破坏深度以及顶板 岩层完整性系数来确定锚杆支护形式。计算巷道锚杆支护的具体参数。并 用ＶＢ６．０语言编程实现了巷道围岩稳定性评价与支护设计决策系统。同时 运用该系统对神东矿区以及华晋焦煤公司沙曲矿的回采巷道进行了锚杆支Ｉ太原理工大学硕士研究生学位论文护设计研究，从支护效果来看满足了巷道支护的要求，保证了安全生产的 需要，具有科学性和实用性。本文结论及设计方法可以指导工程设计人员 进行回采巷道围岩稳定性分类及锚杆支护设计，实现了巷道特别是回采巷 道的锚杆支护设计的规范化、科学化。关键词：围岩稳定性，锚杆支护设计，多因素综合评判，围岩松动圈Ⅱ太原理工大学硕士研究生学位论文 ＴＨＥ ＤＥＶＥＬＯＰＭＥＮＴ ＡＮＤ ＡＰＰＬＩＣＡＴＩＯＮ ０Ｆ ＴＨＥＳＹＳＴＥＭＴＯＣＬＡＳＳⅡ吖ＴＨＥＲＯＣＫＳ ＡＮＤＳＴＡＢⅡ，１ＴＹ ｏＦＧＡＴＥⅥ後Ｙ ＳＵＲＲＯＵＮＤＩＮＧＯＦ ＢＯＩＪ ＳＵＰＰＯＲＴＤＥＳⅡ）Ｅ唧ＤＥＳＩＧＮＡＢＳＴＲＡＣＴＥｖｅｒ ｓｉｎｃｅ 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ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓｓｙｓｔｅｍ ｔｏ ｃｌａｓｓｉｆｙ ｔｈｅ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆａｎｄｄｅｃｉｄｅ ｔｈｅ ｄｅｓｉｇｎ ｏｆ ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｉｎ ｏｒｄｅｒ ｔｏｓｔａｎｄａｒｄｉｚｅ ａｎｄ ｍａｋｅ ｓｃｉｅｎｔｉｆｉｃ ｔｈｅ ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｄｅｓｉｇｎ ｉｎ ｇａｔｅｗａｙ．Ｉｎ ｖｉｅｗ ｏｆ ｔｈｅ ｐｒｏｂｌｅｍｓ ｅｍｅｒｇｉｎｇ ｒｅｃｅｎｔｌｙ ｉｎ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ｐｏｐｕｌａｒｉｚｉｎｇ ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔＩⅡ太原理工大学硕士研究生学位论文ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｉｎｏｕｒｃｏｕｎｔｒｙ，ｂａｓｉｎｇ ｉｔｓｅｌｆｏｎｔｈｅ ｐｒｅｖｉｏｕｓ ａｃｈｉｅｖｅｍｅｎｔｓ，ｔｈｅ ｔｈｅｓｉｓｆｏｒｅｃａｓｔｓ ｔｈｅ ｔｙｐｅｓ ｏｆ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ｔｈｒｏｕｇｈ ｔｈｅ ｍｕｌｔｉｆａｃｔｏｒ ｉｎｔｅｇｒａｔｅｄｊｕｄｇｅｍｅｎｔ ｍｅａｎｓ ｆｒｏｍｆｕｚｚｙ ｍａｔｈｅｍａｔｉｃａｌ ｔｈｅｏｒｙ．Ｒｅｍａｒｋｓ ａｒｅｄｅｓｉｇｎｅｄ ｉｎ ｆｉｖｅ ｄｅｇｒｅｅｓ：ｖｅｒｙ ｓｔａｂｌｅ，ｓｔａｂｌｅ，ｍｅｄｉｕｍ ｓｔａｂｌｅ，ｉｎｓｔａｂｌｅ，ｖｅｒｙｉｎｓｔａｂｌｅ；ｆａｃｔｏｒｓａｒｅｓｅｖｅｎ＂ｒｏｏｆ ｉｎｔｅｎｓｉｏｎ，ｂｏｔｔｏｍ ｉｎｔｅｎｓｉｏｎ，ｃｏａｌ ｂｅｄ ｉｎｔｅｎｓｉｏｎ，ｉｍｍｅｄｉａｔｅｒｏｏｆ ｔｈｉｃｋｎｅｓｓ，ｐｉｃｋ ｉｎｈｉ曲ｖａｌｕｅ，ｂｕｒｙｉｎｇｇａｔｅｗａｙ ａｎｄａｓｄｅｐｔｈ ｏｆ ｇａｔｅｗａｙ，ｗｉｄｔｈｃｏｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ｏｆ ｃｏａｌ ｐｉｎｓｐｒｏｔｅｃｔｍｃｋｓ ｉｎｔｅｇｒｉｔｙ ｉｎｄｅｘ．Ｔｈｅｃｌｕｓｔｅｒｉｎｇ ｃｅｎｔｅｒ ｏｆ ｔｈｅ ｆｉｖｅ ｔｙｐｅｓ ｉｓ ｔａｋｅｎ Ｔｙｐｅｓ ｏｆｔｈｅ ｓｉｎｇｌｅ ｆａｃｔｏｒ ｅｖａｌｕａｔｅａｌｅｍａｔｒｉｘ．ｓｔａｂｉｌｉｔｙｏｆ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓｆｉｘｅｄ ａｎｄａｄｖｉｃｅ ｃｏｎｃｅｒｎｉｎｇｔｕｎｎｅｌ ｓｕｐｐｏｒｔ ｉｓ ｇｉｖｅｎ ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔ ｏｆ ｆｕｚｚｙ ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ．Ｄｅｓｉｇｎｉｎｇ 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ｉｎｔｅｇｒａｔｅｄｊｕｄｇｅｍｅｎｔ ｍｅａｎｓ，ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋ ｒｅｌｅａｓｉｎｇ ｒｉｎｇ、３Ｙ声 明９７９，９６８本人郑重声明：所呈交的学位论文，是本人在指导教师的指导下，独立进行研究所取得的成果。除文中已经注明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经发表或撰写过的科研成果。对本文的研究 做出重要贡献的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。本声明的 法律责任由本人承担。论文作者签名：多雾日期：竺！坌丛关于学位论文使用权的说明本人完全了解太原理工大学有关保管、使用学位论文的规定，其中包括：①学校有权保管、并向有关部门送交学位论文的原件与复印 件；②学校可以采用影印、缩印或其它复制手段复制并保存学位论文；③学校可允许学位论文被查阅或借阅；④学校可以学术交流为目的， 复制赠送和交换学位论文；⑤学校可以公布学位论文的全部或部分内 容（保密学位论文在解密后遵守此规定）。签名：裂聋、日期：型《：！：１ ２导师签名：盎逸日期：太原理工大学硕士研究生学位论文第一章绪论我国的煤炭资源丰富，煤炭产量居世界首位，而且煤炭在我国一次能源生产和消费 中占７５％左右。具有关部门预测，未来２０一５０年内，我国一次能源生产和消费以煤炭 为主的格局不会改变。 由于我国煤炭赋存条件复杂，绝大多数矿井采用井工开采。巷道作为煤矿井下生产 的脉络，每年巷道掘进和维护达千万米，保持其畅通和完好状态对改善井下的劳动条件 和作业环境以及防止巷道顶板事故，保证矿井正常生产和安全生产具有重要意义。 回采巷道围岩稳定性分类是将巷道围岩稳定性按支护的难易程度分类，以便为支护 设计、施工与管理提供科学依据。锚杆支护作为一种有效的采准巷道支护方式，由于对 巷道围岩强度的强化作用，可显著提高围岩稳定性，加之具有支护成本较低、成巷速度 快、劳动强度减轻、提高巷道断面利用率、简化回采工作面端头维护工艺、明显改善作 业环境和安全生产条件等优点，可提高矿井的经济效益，因而成为世界各国矿井巷道的 一种主要支护形式，代表了煤矿巷道支护技术的主要发展方向。１．１研究的意义自１９８８年《我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类》提出以来，全国许 多矿区以此为基础，结合本矿区具体条件，进行回采巷道围岩稳定性的分类工作，并提 出了本矿区的回采巷道围岩稳定性分类方案。这对于提高回采巷道支护的技术经济效 益，改善安全生产条件起到了推动作用。经过多年的试用实践，发现了一些问题和不足 之处。例如在急倾斜、薄煤层、厚煤层分层开采及深部开采条件下，得到的分类结果与 实际情况出入较大；某些分类指标需进行适当的调整；所确定的Ｉ―Ｖ类围岩聚类中心 存在一定的问题，表现在Ⅱ、Ⅳ类聚类中心差别不明显，同样地，Ⅲ、Ｖ类聚类中心也分 辨不够理想，实际使用时因而出现了一些问题。 另一方面，自锚杆支护技术在国内煤矿应用以来，我国采矿科技人员在支护理论与 试验研究方面作了很多工作，大大促进了煤矿巷道锚杆支护新理论、新设计、新技术和 新方法的推广。由于各方面的原因，国内煤矿巷道锚杆支护在理论与设计上仍然存在一 些问题，主要表现在以下几个方面：塑堡三查兰堡主婴窒生兰焦堡塞（１）理论研究的重复性 对于研究单位已经解决的难题，在各大矿区遇到同样问题的情况下，缺乏信息沟通， 又重新立项，从最低点开始研究，形成理论的重复性研究，投入大量的人力物力，造成 不必要的人力，财力的浪费。 （２）理论与实践相脱节 目前，真正系统掌握先进的锚杆支护技术的还是少数矿区和单位，而大部分基层生 产单位还未了解，仍处在经验支护的状态中。遇到问题先用一般支护技术来对付，然后 反复维修，因而造成每年数以亿计的严重经济损失。造成这一局面的原因是科研院所所 掌握的科技成果和生产、基建单位的工程技术人员严重脱节，从而导致在实践上盲目性 大、针对性差、成功率低，在人力、物力、财力上造成严重浪费。 （３）现有理论技术的实践难度 在国内锚杆支护技术推广过程中，形成了各种各样的技术规范和技术标准，对于规 范与标准中所做的大量规定，设计人员难以实施，执行起来也存在很大的难度。同时， 由于锚杆参数计算方法繁多、计算过程比较复杂，需要大量的理论计算和反复校核过程， 现场的工程设计人员难以掌握和应用。也使得一些设计方法在实际工程中难以得到普及 和推广。 本文运用ＶＢ６．０语言编程实现了巷道围岩稳定性评价与支护设计决策系统，实现了 巷道特别是回采巷道的锚杆支护设计的规范化、科学化。１．２巷道支护围岩分类方法现状围岩分类方法的研究工作历史悠久，早在１８世纪，在采矿及各种地下工程已开始 用分类的方法研究围岩的稳定性。在地下工程方面，较早的分类系统有普氏岩石坚固性 系数分类法和太沙基分类方法。随着采矿、隧道等地下工程建设的发展和人们对岩体物 理力学性质认识的不断深入，国内外岩体及围岩分类研究得到迅速发展，提出了多种有 关岩体及围岩分类方法，据不完全统计，有影响的围岩分类有五六十种之多。 随着支护理论的发展，围岩分类理论经历了三个发展阶段：①最早认为岩石性质决 定支护难度，如普氏和ＲＱＤ分类方法，属于单指标分类方法；②随后人们认识到围岩应 力是不可忽视的重要影响因素，岩石性质与岩体性质有着重大差异，所以发展了多因素 分类方法，分类指标多达６―７个，这类方法由于未能建立起多因素之间的有机关系和２太原理工大学硕士研究生学位论文主要指标获取困难等原因，分类时主观因素较强；③近期的分类方法多采用与支护有直 接关系的综合指标分类方法，既考虑围岩稳定性的各方面影响因素，又用单一定量指标 表达出来。综合指标虽然是单一的，但反映的是多因素综合作用的结果，如围岩变形量 分类法和围岩松动圈分类方法等。下面就几种代表性的围岩分类方法作简单的介绍。１．２．１锚喷支护围岩分类方法锚喷支护围岩分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、 岩体波速、岩体完整性系数Ｋ，、围岩自稳定时间以及地应力状况多种因素，是一种典型 的多指标分类方法。 地应力因素由岩体强度与应力之比ｓ．反映。Ｓ。：―Ｋｖｘ―Ｒｏ 吼式中：Ｒｃ―岩石单向抗压强度；（１―１）仃。―垂直巷道轴线平面上较大的主应力（无实测地应力数值时，以自重应力仃。 ＝１Ｈ代入，其中１为上覆岩层体积质量；Ｈ为巷道埋深）。 这种分类方法综合考虑了影响围岩稳定性的多种因素，是比较全面的分类方法。但 是多指标之间分类不一致时如何处理，构造应力的显著程度将影响该分类的准确性。１．２．２围岩变形量分类方法围岩变形量分类方法是根据围岩变形量的大小定量评估支护难度的一种分类方法。 围岩变形的影响因素主要是两大类：一是地质力学因素，如原岩应力、岩体结构、岩石 的物理力学性质和岩石的矿物组成等；另一类是工程因素即施工方法、支护结构、巷道 断面形状等。围岩变形量是多因素的作用结果，变形量的大小直接反映出支护所承受的 变形压力大小。利用变形量的数值对围岩稳定性进行分类，形式简单，使用方便，便于 工程应用，但是，由于围岩变形量的数值与支护形式和支护强度密切相关，如不支护， 进行大变形量的观测较为困难。１．２．３围岩松动圈分类方法井下巷道开挖后，围岩应力超过围岩强度，围岩即产生变形松动现象。围岩在原始 状态，是一个被压密实的实体，处于应力平衡状态。巷道开挖后，破坏了围岩的原始应 力平衡状态，即产生松动变形。如不急时支护，任其发展，就会产生岩层破坏，围岩冒 落。这种由于巷道开挖而使围岩应力平衡状态破坏，产生松动变形的范围被称为围岩松 动圈。围岩松动圈的大小与工程因素（巷道断面的形状大小、施工方法和支护形式等）３太原理工大学硕士研究生学位论文有关，同时，也和地质因素有关，都是围岩应力和围岩强度的函数。因此，它是一个定 量的综合指标。测取围岩松动圈范围值比较简单、实用。用围岩松动圈进行围岩分类， 确定支护结构和参数，是一种有效的方法。 经过大量的现场松动圈测试及松动圈与巷道支护难易程度相关关系的调研，结合锚 喷支护机理，依据围岩松动圈的大小将围岩分为小松动圈稳定围岩，中松动圈一般稳定 围岩和大松动圈不稳定围岩三大类，如表１―１所示。表１―１巷道支护围岩松动圈分类表围岩类别 小松Ｉ分类名称松动圈Ｌｐｌｃｍ支护机理及方法备注 围岩整体性好，不易风化稳定围岩０＿４０喷射混凝土支护 的可不支护动圈Ⅱ较稳定围岩 一般围岩４０．．１００ １００～１５０锚杆悬吊理论喷层局部支护 锚杆悬吊理论喷层局部支护 锚杆组合梁理论喷层、金属 ｆ９｜｝性支护局部破坏 刚性支护大面积破坏网局部支护 锚杆组合梁理论喷层、金属中松 动圈Ⅲ一般不稳定Ⅳ１５０～２００围岩Ｖ不稳定围岩２００＿３００围岩变形有稳定期网局部支护大松 动圈 Ⅵ 岩 极不稳定围＞３００围岩变形在一般支护条 二次支护理论件下无稳定期１．２．４煤巷围岩极限平衡区分类方法 极限平衡区分类方法是以极限平衡区深入巷道围岩的深度（△）为主要指标，以巷 道周边位移（Ｕ）为辅助指标进行巷道围岩分类的一种方法。极限平衡区深入巷道围岩 的深度（△）和巷道周边位移（ｕ）二者都是影响巷道围岩稳定性各种因素的综合反映， 用主要指标划分围岩类别，以及进行锚杆支护设计，用辅助指标和实测结果的差异反馈 初始设计中可能存在的问题，并以此为依据，修改初始设计。１．３巷道锚杆支护设计方法现状目前的巷道锚杆支护设计方法基本上可归纳为四大类：第一类是工程类比法，包含 简单的的经验公式进行设计；第二类是理论计算法；第三类是以计算机数值模拟为基础 的设计方法；第四类是监测法。工程类比法在中国巷道锚杆支护设计中应用相当广泛，４太原理工大学硕士研究生学位论文主要有以回采巷道围岩稳定性分类为基础的锚杆支护设计方法和巷道围岩松动圈分类 与支护设计建议等。理论计算方法很多，主要有悬吊理论法、冒落拱理论法、组合梁理 论法、组合拱理论法等。 随着计算机的广泛使用，借助数值模拟进行锚杆支护设计得到了较大的发展，数值 模拟应力应变分析是地下岩石结构设计和分析的重要手段。英国、澳大利亚建立了以地 应力测试为基础的煤巷锚杆支护设计方法，其核心是首先根据地应力测试结果，以岩体 地质力学评估为基础，结合数值模拟分析进行锚杆支护初始设计，然后再根据现场监测 结果对原设计进行修正和完善。这种设计方法通过多方案的比较分析有可能选择到最佳 方案，值得借鉴。 中国煤炭系统的许多专家、学者、工程技术人员在巷道锚杆支护研究、设计与施工 中做了大量工作，积累了丰富的经验，提出了极限平衡区锚杆支护设计方法、预应力锚 杆（索）支护设计方法、围岩松动圈锚杆设计方法等。并在现场进行了成功应用，极大 推动了中国锚杆支护技术的发展。 １．３．１常规锚杆支护设计 目前，中国地下工程锚杆支护设计方法主要是工程类比法和经验公式设计法。特别 是矿山井巷锚杆支护设计，面对岩性和岩体结构变化大，荷载影响因素多，采准巷道维 护时间短，支护材料和结构可能选择的范围小等实际情况，在设计时，使用工程类比法 和经验公式计算方法，设计简单、推广容易、实用性强、效果较好。 （１）经验公式计算法 锚杆长度Ｌ＝Ｎ０．５＋Ｗ／１０） （１―２）式中：瞒道或硐室跨度，ｍ；Ｉ广＿锚杆总长度，ｍ；Ｎ一围岩影响系数（表１―２）（围岩类别按《煤矿井巷工程锚杆、喷浆、喷射混凝 土支护设计试行规范》中的围岩分类）。表１―２围岩影响系数表卫ｌｂｌｅｌ－２ｃｏｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ｏｆⅢ１．０ｗａｌｌ ｒｏｃｋ ｉｎｆｅｃｔｉｏｎ围岩类别影响系数ＮⅡＯ．９Ⅳ１．１Ｖ１．２锚杆间距５太原理工大学硕士研究生学位论文 Ｍ Ｓ０．９Ｎ（１―３）锚杆直径ｄ＝Ｌ１１１０ （１―４｝经验公式计算法用于锚杆支护设计，计算得到的仅为锚杆支护的主要参数，是锚杆 支护设计的一部分，不是全部，还要对其他参数和材料做出选择。例如，锚杆杆体的结 构形式、材质，锚固剂材料、锚固长度，托板、螺母结构形式和强度等。（２）工程类比法工程类比法通常有直接类比法和间接类比法两种。直接类比法一般是把已开掘巷道 （采用锚杆支护并取得成功）的地质开采条件与待开掘巷道进行比较，在条件基本相同 的情况下，可以参照已开掘巷道，凭借工程师的经验和对工程的分析判断能力选定待开 掘工程的锚杆支护类型和参数。间接类比法一般是根据现行锚喷支护技术规范，按照围 岩分类和锚喷支护设计参数表确定待开掘工程的锚喷支护类型和参数。 中国部分矿区在做了大量和长期的巷道支护技术基础工作后，为更有效地发展锚杆 支护，提出了自己矿区地巷道围岩稳定性分类和锚杆支护设计推荐参数。这些根据自己 矿区的实际建立起来的围岩分类和锚杆支护设计推荐参数，使用起来简明扼要、直观易 行，更具有针对性。 １．３．２极限平衡区锚杆支护设计方法 简单地讲，极限平衡法煤巷锚杆支护设计的理论基础有两个：一是弹塑性理论；二 是悬吊理论。众所周知，弹塑性理论有他的局限性，它是建立在均质弹塑性体、圆形巷 道基础上的力学模型。为此，引入了煤岩体物理力学参数修正系数和采动影响系数加以 修正，以克服其局限性。 井下巷道的开掘工作，破坏了地层原岩应力的平衡状态，导致巷道周边岩体内应力 的重新分布和集中。如果巷道周边围岩的集中应力小于煤岩体强度，这时围岩的物性状 态保持不变，煤岩体仍处于弹性状态；如果围岩局部区域的应力超过煤岩体强度，则这 部分围岩的物性状态就要改变，巷道周围就会产生一定范围的极限平衡区，同时引起应 力向围岩深部转移。 显然，处于弹性状态的巷道围岩，由于其自身处于弹性状态，具有承载能力，因此， 不需要对其进行人为加固。巷道支护或加固所要考虑的仅仅是巷道周围已处于极限平衡 状态下的煤岩体。因此，在划分巷道围岩类别时，我们以极限平衡区深入巷道围岩的深 度△为主要指标，从而把巷道的围岩类别与支护设计必然联系在一起。６太原理工大学硕士研究生学位论文煤巷锚杆支护设计流程：煤岩体物理力学参数测量―影响煤巷围岩分类指标各因素 的数值选取―分类指标的计算和煤巷围岩类别的确定―煤巷锚杆支护参数的量化设计。１．３．３煤层巷道围岩预应力锚杆支护设计方法这种方法是利用三维有限元大模型，先确定巷道的应力状况。大模型的主要输入参 数包括：最大水平应力（盯。）；最小水平应力（盯：）；夹角（ｏ）；图示的几何尺寸（工 作面、采空区、煤柱、巷道等）；岩石力学性质；采深。在上述大模型的基础上切割出 所关心的局部区域，此区域称之为子模型。子模型的边界条件由大模型输出而自动附加 在子模型的边界上。在子模型中考虑锚杆单元及岩石层理单元。只要子模型的外边界选 的合适，这种做法是合乎逻辑的，因为受锚杆影响的应力范围非常有限，从而避免在大 模型上进行非线性分析。子模型输入参数包括：锚杆预拉力、锚杆直径、锚杆长度、岩 石层里面的力学性质、锚杆间距。 层状岩体在水平地应力的作用下，顶、底板岩层易于发生剪切破坏，出现离层现象， 顶板的承载能力将大幅度下降，因而应将巷道顶板是否离层作为巷道稳定性判别的标 准。离层与否是顶板预应力结构形成的基本要素，因而可以将二者统一起来，把锚杆预 拉力纳入锚杆支护参数设计当中，以顶板离层作为分析的原则和依据，提供一个避免或 大大减少巷道冒顶事故的设计方法。１．３．４围岩松动圈锚喷支护设计方法用围岩松动圈理论进行锚喷支护设计，即松动圈支护技术，是围岩松动圈支护理论 的重要组成部分。目前，使用松动圈支护技术进行锚喷支护的设计，还处于理论加经验 的阶段。但是，在实际应用中已经相当完善，设计的锚喷支护参数安全可靠，经济效益 好。它的设计方法是从松动圈分类表出发，根据锚杆作用机理，即可设计锚喷支护参数。 锚喷参数设计以围岩分类为基础，根据工程要求以松动圈的三大类来进行锚喷支护参数的设计。 １．４本文的主要内容、研究的目标和方法本文在总结以往研究成果的基础上，利用ＶＢ语言作为开发工具，把繁琐的规定和复 杂的计算通过系统的操作，很方便地应用于常规巷道设计中去。为煤层巷道围岩稳定性 分类预测和锚杆支护设计，提供了科学实用的设计手段。本文的主要内容有： １、巷道围岩稳定性评价采用模糊数学理论的多因素综合评判方法，根据全国缓倾７太原理工大学硕士研究生学位论文斜煤层回采巷道围岩稳定性分类的研究成果，设定评语集合和分类指标，参考“分类方 案”中５个类别的聚类中心，用“距离”度量模糊性，构造评价矩阵。依据模糊综合评 判的结果确定围岩稳定性类别。同时给出巷道支护建议。 ２、锚杆（基本）支护参数设计利用、，Ｂ６．０编程工具，形成界面非常友好、操作十 分方便的智能设计分析系统。采用基于围岩松动圈的锚杆支护理论，根据破坏区的范围 值（巷道破坏深度ｃ，顶板破坏高度ｂ）确定支护形式，设计结果包括锚杆个数、长度、 直径、间排距以及锚杆提供的锚固力；钢带的排距、长度、宽度、高度；倾斜锚杆长度； 等参数。 ３、锚索（补强）支护参数设计采用最先进的锚索支护设计原则，确定出巷道支护 所需要的锚索根数、锚索长度、锚索的间排距及树脂药卷的长度等主要参数。 ４、以神东矿区大柳塔、榆家梁及华晋焦煤公司沙曲矿为例，用该系统进行了巷道 围岩稳定性分类及锚杆参数设计，并给出了巷道锚杆支护的最优设计方案。８太原理工大学硕士研究生学位论文第二章回采巷道围岩稳定性分类决策系统研制巷道围岩稳定性分类的目的在于恰当地评价巷道在所处围岩及应力环境条件下支 护的难易程度，以便为支护设计、施工与管理提供科学依据。它是一个宏观的概念，旨 在给人以粗线条的认识，在没有支护理论或支护理论发展的初期，它曾一度是我们进行 支护设计的方法，但其实质是经验类比型设计方法。围岩分类结果只能用来宏观确定支 护形式，而无法直接进行支护参数的设计与优化。围岩分类工作和支护参数设计工作是 整个支护设计过程的两个阶段。两者既有密切联系又相互独立，不能互为替代。围岩分 类的结果用来进行支护方案的选择，参数设计则是支护方案的具体量化体现 因此，围岩稳定性分类的任务是以围岩稳定性为主线，在众多的影响因素及其纷繁 变化的组合中建立一种秩序，识别影响围岩稳定性的最显著因素，判明巷道主要支护对 象和支护难度，为锚杆支护参数设计提供定量的依据。分类指标的综合性、相似性、定 量方便性以及准确可靠性如何，是评价围岩稳定性分类方法科学性和适用性的重要方面。２．１分类的依据分类的依据就是如何选择和确定分类指标的问题。在研究影响回采巷道围岩稳定性 的因素时，应注意巷道矿压显现的两个主要特点，一是采煤工作面采动的影响，二是临近采空区的影响。２．１．１影响煤巷围岩稳定性的因素 研究表明，煤巷围岩稳定性受多种因素的影响，它不仅取决于地质因素，同时也取 决于生产技术因素。巷道围岩变形是其稳定性的反映，是多种因素综合影响的结果。如 果以Ｋ表示围岩移近率，在考察某个因素对巷道围岩稳定性的影响程度时，就视其与Ｋ 的关系如何。 根据井下巷道实测数据，影响煤巷围岩稳定性的因素主要有巷道围岩状况、地应力、 开采影响等方面。 （１）巷道围岩强度 围岩强度的大小对其稳定性所起的作用是显而易见的。通常，较软弱的围岩容易产９太原理工大学硕士研究生学位论文生变形和破坏，巷道的维护比较困难；与此相反，较坚硬的围岩就不易变形和破坏，巷道容易维护。对井下观测数据的回归分析结果（图２一ｌ～图２―４）表明，巷道顶、底板移近率Ｋ （％）同围岩强度ｏｒ（ＭＰａ）呈如下关系： 巷道一侧采空时为ｋ＝５．３１２ｅｏ．。１”７４ （２―１）巷道两侧为实体煤时，则 ｋ＝０．７８３ｅ蝴１”７４ 式中：Ｈ―巷道埋藏深度，ｍ。（２―２）一４０曼３０基ｚ。 嚣－。０口，ＶＨ口，ＹＭ图２―１圈岩移近率与围岩强度同自重应力之比 的关系（巷道一侧采空） Ｆｉ９２－１Ｒｅｌａｔｉｏｎ ｏｆ图２―２围岩移近率与围岩强度同自重应力１ｋｍｏｖｉｎｇ ｒａｔｉｏ ｏｆ ｗａｌｌ ｒｏｃｋ之比的关系（巷道两侧为实体煤） Ｆｉ萨２ Ｒｅｌａｔｉｏｎ ｏｆ １ｋ ｍｏｖｉｎｇ ｒａｔｉｏｒｏｃｋ ａｎｄ ｔｈｅ ｌｌｌｄｉＯ ｏｆｔｈｅｏｆ ｗａｌｌ ａｎｄａｎｄ ｔｈｅ ｒａｄｉｏ ｏｆｔｈｅ ｉｎｔｅｎｔｉｏｎ ａｎｄ ｄｅａｄｗｅｉｇｈｔ ｓ订ｅｓｓｉｎｔｅｎｔｉｏｎｏｆｗａｌｌｒｏｅｋ（１ａｎｅｗａｙｂｅｉｎｇ ｅｍｐｆｉｄｅｏｎｅｓｉｄ曲ｄｅａｄｗｅｉｇｈｔ ｓｔｒｅｓｓ ｏｆ ｗａｌｌ ｒｏｃｋ（ｅｎｔｉｔｙｃｏａｌ）＾邑盏西螽瑶一肾围岩强度口Ｃ ＭＰａ） 围岩强度口（盱＾）图２―３项底板移近率与围岩强度的关系（巷 道一侧采空）Ｆｉ９２―３ Ｒｅｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｍｏｖｉｎｇ ｒａｔｉｏ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｏｐ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ａｎｄ ｔｈｅ ｉｎｔｅｎｔｉｏｎ ｏｆ ｗａｌｌ ｒｏｃｋ（１ａｎｅｗａｙｏｎｅ图２―４顶底板移近率与围岩强度的关系（巷 道两侧为实体煤）Ｆｉ９２－４Ｒｅｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｍｏｖｉｎｇ ｒａｔｉｏ ｆｌｏｏｒ ａｎｄ ｔｈｅ ｉｎｔｅｎｔｉｏｎ ｏｆｗａｌｌｂｅｔｗｅｅｎｔｏｐａｎｄｒｏｃｋ（ｅｎｔｉｔｙ ｃｏａｌ）ｂｅｉｎｇｅｍｐｔｉｄｅｓｉｄｅ）１０太原理工大学硕士研究生学位论文由图可见，顶底板移近率随围岩强度增加而降低。当围岩强度低于某一值时（如 ３０ＭＰａ）时，移近率随强度的降低而急剧增加；当强度大于某一值（如５０ＭＰａ）时，顶底 板移近率随强度的变化就不明显了。（２）地应力地应力是引起围岩变形和破坏的根本作用力。在生产实践中，掘进巷道的投资、巷 道参数的设计及巷道的维护，在很大程度上取决于地应力的大小。因此，在考虑巷道围 岩稳定性时，地应力是不可忽视的一个因素。 一般地应力包括上覆岩层的自重应力、地质构造应力及采动引起的集中应力。但在 目前的条件下，仅考虑了自重应力（习惯地表示为岩层容重与巷道埋深之积１Ｈ）的影响。 式｛２―１）与式（２―２）也同样表示了巷道顶底板移近率同自重应力的关系。从图２― ５、图２―６中可以看出巷道埋深ｆ自重应力）对巷道围岩稳定性的影响。顶底板移近率随 巷道埋深的增加而增加，其增加的幅度，―侧采空的巷道大于两侧为实体煤的巷道。围 岩强度（如２０ＭＰａ）较小时，巷道埋深对其围岩变形影响强烈；当围岩强度大于某―值（如 ５０ＭＰａ）时，在一定深度范围内，巷道埋深的变化对围岩变形的影响不大。＾畔ｕｘ惜魍簿辎肾＾学ｖｘ甜判簿辎臀善已丝巷道埋深Ｍ‘＿）巷道埋ｉ栗Ｍ‘＿） 图２―５不同围岩顶底板移近率与巷道埋深的关图２―６不同围岩顶底板移近率与巷道埋深的关系（巷道两侧为实体煤）Ｆｉ９２－６ Ｒｅｌａｔｉｏｎ ｏｆ系（巷道一侧采空）Ｆｉ９２．５ Ｒｅｌａｔｉｏｎ ｏｆ Ｔｈｅ ｄｉ伍ｅｒｅｎｔ ｍｏｖｉｎｇ ｒａｔｉｏ ｏｆ ｄｅｅｐ ｏｆ ｔｏｐ－ｆｌｏｏｒ ａｎｄＴｈｅ础ｅｒｅｎｔｍｏｖｉｎｇ ｒａｔｉｏｌａｎｅｗａｙ（１ａｎｅｗａｙｂｅｉｎｇｏｆｔｏｐ－ｆｌｏｏｒ ａｎｄ ｄｅｅｐ ｏｆｌａｎｅｗａｙ（ｅｎｔｉｔｙ ｃｏａｌ）ｅｍｐｄｄｅｏｎｅｓｉｄｅ）（３）岩体完整性 一般岩体都程度不同地含有地质弱面和构造，比如层理、节理、裂隙、断层及褶皱 等，这将降低岩体的强度。把反映地质弱面和构造的程度称为岩体完整性（以岩体完整 性指数表示）。显然，在节理裂隙不发育、构造少、完整性好的岩体中，巷道围岩稳定 性就好，反之，则比较差。 目前在各种有关分类中表示岩体完整性的指标很多，适于煤系地层特点的应以围岩１１太原理工大学硕士研究生学位论文的节理裂隙间距与分层厚度表示岩体完整性为宜。图２―７、图２―８表明了顶板冒落状 况与顶板裂隙和分层厚度有密切关系，即顶板冒落高度随顶板裂隙数目和分层数目的增加而增加。另外直接顶初次垮落步距与节理裂隙间距及分层厚度有密切关系（图２―９）。因此， 直接顶初次垮落步距可以作为反映岩体完整性的一个综合指标，它能反映顶板结构和构 造的影响。（４）开采影响由于采煤工作面大面积回采，在工作面前（后）方形成的移动支承压力是很大的。这 个支承压力的影响是回采巷道在整个服务期间内围岩变形和破坏的主要原因。 煤层、直接顶、老顶强度和厚度以及层位结构都影响移动支承压力的状况。井下实 测资料表明，直接顶厚度与采高的比值（Ｎｌ可以反映老顶来压的强度，即在同样老顶条 件下，Ｎ值越大，老顶来压强度越小，反之亦然。一般，当Ｎ≥４时，老顶的垮落和错动 对巷道维护状况无多大影响；当Ｎ＜４时，老顶活动的影响就比较显著。因此，可以把Ｎ 值作为反映开采影响的―个指标。 反映开采对巷道围岩稳定性影响的另一个因素是护巷煤柱宽度。巷道围岩变形率与 煤柱宽度的典型曲线示于图２―１０，这个关系也可表示为Ｋ：ａｅ－ｂ（ｘ一）２（２―３）式中Ｋ一围岩变形率； ｘ―护巷煤柱宽度； ａ、ｂ一常数（随巷道围岩状况不同而不同）； ｃ一围岩变形曲线峰值处的煤柱宽度。１．５ｌ０／＾ｎｏｕ氍堆悼柏按衄 暴露工作面ｌ米的裂隙数（条）０５＾。ｖ谜俺蜘血掣野图２―７项板冒落的高度与裂隙数目的关系Ｆｉ９２－７Ｔｈｅ ｒｅｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｈｉｇｈｎｅｓｓ ｏｆ ｓｉｍｕｌａｔｅｄ顶扳岩层分屡数目ｔ层） 图２―８冒落岩石量与顶板岩层分层数目的关系Ｆｉ９２－８Ｔｈｅ ｒｅｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｑｕａｎｔｉｔｙ ｏｆ一ｓｉｍｕｌａｔｅｄｍａｔｅｒｉａｌｓ ｏｆｒｏｏｆａｎｄ ｃｒａｃｋ’ｓ ａｍｏｕｎｔｍａｔｅｒｉａｌｓ ａｎｄ ａｎｌｏｕｎｔ ｏｆｔｅｌＴａｎｅ ｄｅｌａｍｉｎａｔｉ∞１２太原理工大学硕士研究生学位论文∞圬 ｍ５＾４０笔３０墼２０ 潞 鼙１００ＺＯ ４Ⅱ ５０ Ｂ０＾；ｖ蹦蝓曩Ｉ野题目｝：臀鞋删０ ｌ［耵节理裂隙闻距?分层厚度（ｍ）煤屡宽度ｘ（－，图２―９直接顶初次垮落步距同节理裂隙间距、分 层厚度的关系Ｈ９２－９ １１地ｒｅｌａｆｉｏｎ ｏｆ ｆｉｒｓｔ ｃａｖｉｎｇ ｄｉｓ诅ｎｃｅ ａｎｄｃｒａｃｋ’ｓ图２―１０顶底板移近率与煤柱宽度的关系Ｆｉ９２―１０ Ｔｈｅ ｒｅｌａｆｉｏｎ ｏｆ ｍｏｖｉｎｇ ｒａｔｉｏ ｏｆ ｔｏ．ｆｌｏｏｒ ａｎｄ ｗｉｄｍ ｏｆｃｏａｌｃｏｌｕｍｍ蚯∞ｓｐａｃｅ胁ｖｅｅｎ、ｍｅｔｈｉｃｌｃｎｅｓｓ ｏｆｄｅｌ舡ｎｍａｆｉｏｎ观测表明，煤柱尺寸对巷道围岩稳定性的影响十分显著。 （５）其他影响因素 巷道围岩变形量与巷道断面尺寸成正比。巷道宽度增加，顶底板移近率增加；巷道 高度增加，两帮移近率增加。但是，由于研究的是围岩移近率，即顶底板（或两帮）移近 量与巷道高度（或宽度）的比值，所以按移近率考虑问题时，巷道高度或宽度指标可不单 独出现。地下水对相当数量的岩石有软化和泥化作用，尤其对软岩，地下水容易使其崩 解和膨胀。对有些所谓的“硬岩”，地下水对其也有软化作用。地下水是影响巷道围岩 稳定性的―个因素。由于地下水对巷道影响的复杂性，在本分类中这个因素未予考虑。２．１．２分类指标的确定选取分类指标遵循的原则是，分类指标是影响巷道围岩稳定性的主要因素，能定量 表示；在煤矿现场能容易测取，便于现场使用和分类方案的推广。 本分类选择了以下７个指标。这些指标是，表示围岩强度的指标是顶板强度（盯。）、 煤层强度（仃。）、底板强度ｆ盯。），表示自重应力的指标是深度ｆＨ），表示岩体结构和构 造（即岩体完整性指数Ｄ）的指标是直接顶初次垮落步距（Ｌ），表示开采影响的指标是直接 顶厚度与采高比值（Ｎ）及护巷煤柱宽度（ｘ）。 分类指标取值的方法： （１）三个围岩强度指标（盯。，仃。，盯ｄ） 围岩强度是指围岩的单向抗压强度，单位为ＭＰａ。顶板强度取相当１．５倍巷道宽度 的顶板范围内的各岩层强度的加权平均值，底板强度取１倍巷道宽度的底板范围内各岩 层强度的加权平均值。分层开采时上分层巷道的底板强度就是煤层强度。】３太原理工大学硕士研究生学位论文ｉ２）埋藏深度｛Ｈ） 巷道埋藏深度是指巷道所在位置距地表的深度，单位为ｍ。（３）岩体完整性指数（Ｄ）岩体完整性指数（Ｄ）以直接顶初次垮落步距（Ｌ）表示，单位为ｍ。 对生产矿井，Ｌ取值可参考同一煤层其他工作面直接顶初次垮落步距值。对于未开 采煤层和新建矿井，Ｌ值可按岩性与强度特征确定。 （４）直接顶厚度与采高比值（Ｎ） 可以从地质柱状图中直接量取直接顶厚度，但应注意根据具体条件分析直接顶的范 围。直接顶是直接位于煤层ｌ或伪顶）之上，强度小于６０―８０ＭＰａ，一般随回柱冒落的岩 层。当Ｎ＞４时，取Ｎ＝４，Ｎ值无量纲。 （５）护巷煤柱宽度（ｘ） 护巷煤柱宽度（ｘ）是指顺槽一侧的实际煤柱宽度，单位为ｍ。当巷道两侧为实体煤时， 取Ｘ＝１００ｍ；当无煤柱护巷时，取Ｘ＝０。２．２分类方法与巷道类别的预测的方法２．２．１分类方法由于巷道围岩稳定性受多因素、多指标的影响，尤其指标界限的确定与样本之间的 亲疏界限都具有很强的模糊性，本分类利用了现代的模糊聚类分析方法。该方法分五个 步骤进行。 （１）分类指标原始数据的预处理 为了简化巷道围岩稳定性与其影响因素的关系，并尽可能将这种关系转换成线性关 系，在进行分类或预测巷道类别时不直接应用分类指标的原始数据，而对其进行预处理。 对７个分类指标原始数据预处理的结果如表２―１所示。 （２）数据标准化 数据标准化的目的主要是消除分类指标量纲及绝对值大小之间差别的影响。由于所 研究的各个变量的量纲和量级可能不同，直接用分类指标的原始数据进行计算就会突出 那些绝对值大的变量而压低了那些绝对值小的变量的作用。此外，为满足模糊聚类运算， 需要将指标数值压缩到（０，１）闭区间。因此，在进行模糊聚类分析前要解决数据标准 化问题。数据标准化可分两步进行。１４太原理工大学硕士研究生学位论文表２―１原始数据处理结果Ｔａｂ２―１ Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔ ｏｆｏｒｉｇｉｎａｌ ｄａｔｄ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ原始数据预处理后的数据原始数据预处理后的数据ｏｃ，Ｄｃｃｏ：４｜Ｅ ｄ：４｝厄。Ｘｏｄｗ赫＝ｅ一２０Ｈ墨兰盟）２ ‘８Ｄ玎２、｜≈ｏｉｗ矗＝ｅ一埘兰＝婴）２。Ⅳ 日Ⅳ；如果Ｎ＞４，取Ｎ＝４ ＨＤ（１）Ｈ名硬＝（ｏ．３―０．４）Ｄ（１）①无量纲化，计算公式为ｘ’＝等式中：Ｘ７―无量纲化后的原始数据； 豆，Ｃ―原始数据的平均值和标准差； Ｘ―原始数据 ②将数据压缩到０与１之间，计算公式为弘ａ，舴乏笔式中：Ｘ’―无量纲化后压缩到０与１之间的原始数据；弘ｓ，Ｘ０，Ｘ二―元量纲化后的最大、最小原始数据；（３）分类指标加权处理 为区分各指标对围岩稳定性的不同影响程度，需要对每一个指标进行加权处理。在 各指标经标准化处理后的数据上乘以相应的权值。分类指标的权值示于表２―２中。表２―２分类指标的权值Ｔａｂ２－２ Ｔｈｅ ｃｌａｓｓ ｇｕｉｄｅｌｉｎｅ’ｓ ａｕｔｈｏｒｉｔｙｌ指标 ｌ权值盯”仃ｃｃ盯ｄＮＨＷＤ０．１１００．０３０Ｏ．２１００．１１００．１２２０．３０００．１１８（４）标定盯 标定就是计算出衡量被分类对象间相似程度的统计量ｒ。，（ｉ，ｊ＝１，２，…，ｎ。ｎ为被１５太原理工大学硕士研究生学位论文分类对象的个数），从而确定论域ｕ上的模糊关系矩阵Ｒ。 采用相关系数法计算ｋ，其公式为～＝Ｔ≠兰―――厅――一 １／∑（ｘ。一豆）２、／∑（ｘ且一置）２Ｙｋ＝ｌ∑（ｘ。一墨）伍业一墨）Ｙｔ－１（２―６）式中：ｒｒｒ＿指标个数；Ｘｉ广第ｉ个样本第ｋ个指标值；Ｘｊ。Ｉ－第ｊ个样本第ｋ个指标值；冠２去荟ｘ＊；Ｅ２去善ｘ业；＇设Ｘ；’为样本巷道具有加权特征的矢量，则加权模糊相关系数定义为Ｚ＜ｘ。’－Ｘ―ｉ）伍业‘一墨‘）ｔ．Ｉ％＝（２―７）式中：Ｘｍ’＝ｑｋＸｍ，Ｘ业＋＝鲰Ｘ业；互＋：寻主ｘ。‘；五’：ｉｔｘ皿＋；ｑｋ＿―分类指标的权值（表２－２）。这样，就确定了具有自反性和对称性的巷道加权模糊相似矩阵ｊｉ＋，即青’＝（２―８）（５）聚类１６太原理工大学硕士研究生学位论文所谓聚类，就是在已建立的模糊相似矩阵爱＋的基础上，以不同的阀值（ｋ）进行截 取，从而得到不同的分类。２．２．２分类结果根据模糊聚类结果中样本的归类趋势、巷道的支护技术与有利于实践中对类别的区 分和应用，将巷道围岩稳定性分为非常稳定（Ｉ）、稳定（Ⅱ）、中等稳定（Ⅲ）、不稳定（ＩＶ） 及极不稳定（ｖ）５类。２．２．３巷道类别的预测方法根据分类的结果，确定出５个类别的标准样本（聚类中心），以此作为模式，将待预 测巷道与各个类别模式作比较，确定出待预测巷道的类别。各类别的聚类中心列于表２ ―３。巷道类别预测采用模糊综合评判方法。表２―３各指标线性化后的聚类中心Ｔａｂ２－３ Ｔｈｅ ｇｕｉｄｅｌｉｎｅ＇ｓ ｃｌｕｓｔｅｒｉｎｇ ｃｅｎｔｅｒ ａｆｔｅｒ ｌｉｎｅａｒｉｚａｄｏｎ巷道类别１ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ｖ仃ｃｏ盯ｃｏ口ｃｆＮＨＷＤ０．１０３５ ０．１４９１ ０．１８２０ ０．１３８４ ０．１７２６０．２０７３ ０．２３３５ ０．２８２１ ０．２４３０ ０．２９７８Ｏ．１２９６ ０．１７２８ ０．２８６９ ０．１８３４ ０．２９０００．０２５ ２．３５５ ３．１００ ２．６５６ ３．１９０２６６．３ ２９７．５ ４１２．１ ３４０．８ ３６５．５Ｏ ０ ０ ０．７９９ ０．８２６２４．３ １４．９ １０．３ １１．９９．７２．３分类指标煤巷围岩稳定性以缓倾斜、倾斜薄与中厚煤Ｊｏｌ５１?『２．▲、ｂ÷皱‘，乞７‘ｂ层（厚煤层倾斜分层第一层）回采巷道分类指标 为基本分类指标。对于其他条件下分类指标，根ｒ《Ｊｂ ６。奄ｈ’据不同情况进行相应替代。煤层大巷分类指标与 回采巷道分类指标相同。 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层回采巷道分类指 标见表２―４。直接顶初次垮落步距参考数据见表 ２―５。急倾斜煤层回采巷道分类指标的替代方法 见表２―６。煤层上、下山分类指标见表２―７。▲漫ｉｎｔｅｎｓｉｏｎ ａｃｃｏｕｎｔ。，■＿：３’Ｊ６‘７二｛ｓｃａｎｌ图２―１１急倾斜煤层巷道围岩强度计算图Ｆｉ９２―１１ Ｓｔｅｅｐｌｙ ｉｎｃｌｉｎｅｄ ｃｏａｌ ｗａｌｌ ｒｏｃｋ１７太原理工大学硕士研究生学位论文 表２―４缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层回采巷道（基本）分类指标分类指标 顶板强度口。。说明 （ＭＰａ，下同）取巷道宽度１．５倍范围内顶板强度的加权平均值 取巷帮煤岩层强度加权平均值 取巷道宽度范围内底板强度的加权平均值 巷道所在位置至地表的垂直距离 一侧煤柱的实际宽度。其中，沿空掘巷（元煤柱）时，ｘ＝ｏ；巷道两侧均为实 体煤时，ｘ＝ｉ００煤层强度ｏ。底板强度ｏ。ｒ 巷道埋深Ｈ（ｍ）护巷煤柱宽度Ｘ（ｍ）指工作面回采引起的超前支撑压力的影响，Ｎ＝直接顶厚度／采高（当Ｎ＞４时，采动影响系数Ｎ 取Ｎ－－４） 围岩完整性指数Ｄ指围岩节理裂隙，层理的影响程度，以直接顶初次垮落步距代替Ｔａｂ２－５Ｔｈｅｄａｍｏｆｆｌｉｎｔｃａｖｉｎｇｄｉｓｔａｎｃｅｏｆｉｎｌｍｅｄｉａｌｃ耐岩性及强度特征 页岩及低强度粉砂岩 直接顶初次垮落步距（ｍ）＜８―１０表２―５直接顶初次垮落步距参考数据备注一般砂质页岩 层理不发育厚层砂页岩或厚层砂岩厚度４―５ｍ细粒及中粒砂岩１２―１５ １５―２０ ２５―３０ ５０―６０ ６０一７０开滦、淮南 开滦、阳泉 大同 北京厚度＞８―１０ｍ的砂岩 高强度的矽质砂岩表２―６急倾斜煤层曰采巷道分类相应替代指标分类指标叮ｃｒ说明与代替方法 计算１～２、ｌ’一２’范围内岩层强度加权平均值（图２一ｉｉ）计算２～５、２’～５’、３―６、３’一６‘范围内岩层强度加权平均值（图２一ｉｉ） 计算３―４、３’一４’范围内岩层强度加权平均值（图２一ｉｉ） 上巷：Ｈ’＝０．６Ｈ；下巷Ｈ’＝ｏ．４Ｈ 说明同表２―４ 说明同表２―４ 说明同表２―４仃”仃ｃｆＨＸＮＤ１８太原理工大学硕士研究生学位论文 表２―７煤层上、下山分类指标Ｔａｂ２－７ Ｔｈｅ ｃｌａｓｓ ｇｕｉｄｅｌｉｎｅ ｏｆｇｏ ｕｐ、ｄｏｗｎ ｈｉｌｌ ｏｆｃｏａｌ ｓｌ。ａｍ分类指标ｏ－”说明与代换方法 说明同表２―４盯”说明同表２―４说明同表２―４ 取上、下山两端埋深的平均值叮ｃｆＨＸ说明同表２―４Ｎ’Ｎ，＝ＷＸＮ，Ｗ为煤柱影响系数，Ｗ＝Ｉ－专山为回采工作面超前支撑压力带影响范围，ｍ。说明同表２―４２．４煤巷围岩稳定性分类的软件设计预测待分类巷道围岩稳定性的类别，是在用模糊聚类分析方法对样本巷道围岩稳定 性分类的基础上进行的。根据分类结果，确定出五个类别的标准样本，即每个指标的聚 类中心，以此作为模式，将待预测巷道与各个类别模式作比较，便可确定出待预测巷道 类别。程序适用于缓倾斜、倾斜、急倾斜，厚煤层第一层、中厚煤层、薄煤层回采巷道 （指工作面上、下顺槽）、煤层上（下）山与煤层大巷围岩稳定性分类。 程序设计运用ＶＢ６．０语言编写。ＶＢ６．０是目前众多Ｗｉｎｄｏｗｓ软件开发工具中效率最 高的一个。而且是所有开发语言中最简单、最容易使用的语言。作为程序设计语言，ＶＢ６．０ 程序设计具有以下特点。 （１）可视化的设计平台 用传统程序设计语言编程时，需要通过编程计算来设计程序的界面，在设计过程中 看不到程序的实际显示效果，必须在运行程序的时候才能观察。如果对程序的界面不满 意，还要回到程序中去修改，这一过程常常需要反复多次，大大影响了编程的效率。Ⅶ 提供的可视化设计平台，把Ｗｉｎｄｏｗｓ界面设计的复杂性“封装”起来。程序员不必再为 界面的设计而编写大量程序代码，只需按设计的要求，用系统提供的工具在屏幕上“画 出”各种对象，ＶＢ６．０自动产生界面设计代码，程序员所需要编写的只是实现程序功能１９太原理工大学硕士研究生学位论文的那部分代码，从而大大提高了编程的效率。（２）面向对象的设计方法ＶＢ６．０采用面向对象的编程方法（ＯＯＰ），把程序和数据封装起来作为一个对象，并为 每个对象赋予相应的属性。在设计对象时，不必编写建立和描述每个对象的程序代码， 而是用工具“画”在界面上，由ＶＢ自动生成对象的程序代码并封装起来。（３）事件驱动的编程机制ＶＢ通过事件执行对象的操作。在设计应用程序时，不必建立具有明显开始和结束的 过程而是编写若干个微小的子程序，即过程。这些过程分别面向不同的对象，由用户操 作引发某个事件来驱动完成某种特定功能，或由事件驱动程序调用通用过程执行指定韵 操作。 （４）结构化的设计语言 ＶＢ６．０是在结构化的ＢＡＳＩＣ语言基础上发展起来的，加上了面向对象的设计方法， ‘因此是更具有结构化的程序设计语言。 （５）充分利用Ｗｉｎｄｏｗｓ资源 ＶＢ６．０提供的动态数据交换（ＤＤＥ）编程技术，可以在应用程序中实现与其他Ｗｉｎｄｏｗｓ 应用程序建立动态数据交换、在不同的应用程序之间进行通信的功能。 ＶＢ６．０提供的对象链接与嵌入（ｏＬＥ）技术则是将每个应用程序都看作―个对象，将不 同的对象链接起来，嵌入到某个应用程序中，从而可以得到具有声音、影像、图像、动 画、文字等各种信息的集合式文件。 ＶＢ６．０还可以通过动态链接库（ＤＬＬ）技术将Ｃ／Ｃ＋＋或汇编语言编写的程序加入到 ＶＢ的应用程序中．，或是调用ｗｉｎｄｏｗｓ应用程序接口（ＡＰＩ）函数，实现ＳＤＫ所具有的功能。 （６）开放的数据库功能与网络支持 ＶＢ６．０具有很强的数据库管理功能。不仅可以管理ＭＳ Ａｃｃｅｓｓ格式的数据库，还能 访问其他外部数据库。另外，ＶＢ６．ｏ还提供了开放式数据连接（０ＢＢＣ）功能，可以通过 直接访问或建立连接的方式使用并操作后台大型网络数据库。２．４．１基本原理本程序的数学模型为模糊综合评判模型。根据全国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩 稳定性分类的研究成果，设定评语集合为非常稳定、稳定、中等稳定、不稳定、极不稳 定５个类别，因素集合为顶板强度、底板强度、煤层强度、直接顶与采高比值、巷道埋 藏深度、护巷煤柱宽度系数、岩体完整性指数７个分类指标。并将５个类别的聚类中心２０太原理工大学硕士研究生学位论文作为单因素评价矩阵。依据模糊综合评判的结果确定围岩稳定性的类别。同时给出巷道 支护建议。２．４．２运行环境该程序运行于中文ＷＩＮＤＯＷＳ９５＼９８＼ＸＰ等各类环境中。其使用与操作类似于ＷＰＳ２０００ 及ＷＯＲＤ等常用办公自动化软件。人机界面十分友好，使用极其方便，便于推广使用。程 序运行结果可打印输出或作为技术档案保存于文件中。２．４．３程序流程原始数据输入程序采用交互方式，人―机对话的方式编写。设计人员可直接由键盘 输入顶板强度盯。。、煤层强度仃一底板强度叮。巷 道埋深Ｈ、护巷煤柱宽度Ｘ、采动影响系数（直接顶 厚度与采高的比值）Ｎ、围岩完整性指数Ｄ７个分类 指标的原始数据。 在急倾斜煤层条件下，对某些分类指标的原始 数据要进行等量代换，其方法及经验数据见表２― ６。在这种情况下，对于需要代换的指标应输入代换 后的数据。 计算机对原始数据进行处理，将待预测巷道与 各个类别模式作比较，用“距离”量度模糊性，构 造评价矩阵。进行模糊综合评判。 输出结果包括评语集Ｂ的模糊向量；对评语集图２―１２程序流程图Ｆｉ９２－１２Ｔｈｅ ｐｒｏｇｒａｍ’Ｓ ｆｌｏｗ ｃｈａｒｔ排序择优，输出巷道围岩稳定性类别，并给出回采 巷道锚杆支护建议参数。如表２―８所示。流程如图２一１２ｏ２．４．４预测巷道类别部分程序①初始化窗体Ｐｒｉｖａｔｅ ＳｕｂＦｏｒｍ＿ＬｏａｄＯＤｅｂｕｇ．Ｐｒｉｎｔ…。 Ｄｅｂｕｇ．Ｐｒｉｎｔ”Ｌｏａｄｉｎｇ………～！”Ｄｅｂｕｇ．Ｐｒｉｎｔ”ｔ★★★★★★“一★★★＋开始执行程序“一“一一““＋” 导入聚类中心表２１――――塑墼盔堂堡主塑生兰垡笙塞ｔｙｐｅＴａｂ（１，１）２ Ｏ?１０３５：ｔｙｐｅＴａｂ（１，２）＝０．２０７３：ｔｙｐｅＴａｂ（１，３）＝Ｏ．１２９６：ｔｙｐｅＴａｂ（１，４）＝ ０．０２５：ｔｙｐｅＴａｂ（１，５）＝２６６．３：ｔｙｐｅＴａｂ（１，６）＝Ｏ：ｔｙｐｅＴａｂ（１，７）＝２４．３ ｔｙｐｅＴａｂ（２，１）＝Ｏ．１４９１：ｔｙｐｅＴａｂ（２，２）＝０．２３３５：ｔｙｐｅＴａｂ（２，３）＝Ｏ．１７２８：ｔｙｐｅＴａｂ（２，４）＝２．３５５：ｔｙｐｅＴａｂ（２，５）＝２９７．５：ｔｙｐｅＴａｂ（２，６）＝０：ｔｙｐｅＴａｂ（２，７）＝１４．９ ｔｙｐｅＴａｂ（３，１）＝０?１８２：ｔｙｐｅＴａｂ（３，２）＝０．２８２１：ｔｙｐｅＴａｂ（３，３）＝０．２８６９：ｔｙｐｅＴａｂ（３，４）＝３．１：ｔｙｐｅＴａｂ（３，５）＝４１２．１：ｔｙｐｅＴａｂ（３，６）＝Ｏ：ｔｙｐｅＴａｂ（３，７）＝１０．３ｔｙｐｅＴａｂ（４，１）＝０?１３８４：ｔｙｐｅＴａｂ（４，２）＝０．２４３：ｔｙｐｅＴａｂ（４，３）＝Ｏ．１８３４：ｔｙｐｅＴａｂ（４。４）＝ ２．６５６：ｔｙｐｅＴａｂ（４，５）＝３４０．８：ｔｙｐｅＴａｂ（４，６）＝０．７９９：ｔｙｐｅａ阻ｂ（４，７）＝１１．９ ｔｙｐｅＴａｂ（５，１）＝Ｏ－１７２６：ｔｙｐｅＴａｂ（５，２）＝０．２９７８：ｔｙｐｅＴａｂ（５，３）＝０．２９：ｔｙｐｅＴａｂ（５，４）＝３．１９：ｔｙｐｅＴ＇ａｂ（５，５）＝３６５．５：ｔｙｐｅＴａｂ（５，６）＝Ｏ．８２６：ｔｙｐｅＴａｂ（５，７）＝９．７导入７个分类指标的权值Ａ（１）＝Ｏ．１１：Ａ（２）＝０．０３：Ａ（３）＝０．２１：Ａ（４）＝０．１１：Ａ（５）＝Ｏ．１２２：Ａ（６）＝ｏ．３：Ａ（７）＝０．１１８ＥｎｄＳｕｂ②顶板强度、煤层强度、底板强度的处理程序ＣｏｎｓｔｃｏｎＸ＝７．ｃｏｎｙ＝５Ｄｉｍ ｐＸ，ｐＹＡｓ Ｂｙｔｅ Ｄｉｍ ｔｙｐｅＴａｂ（１ Ｔｏ ｃｏｎＹ，１ Ｔｏ ｃｏｎＸ），ｉａｔｌｎｉｔＤａｔａ（１ Ｔｏ ｃｏｎＸ），Ａ（１ Ｄｉｍ ｉｎｔｌ．ａｎｅＷａｙＴｙｐｅ Ａｓ ＩｎｔｅｇｅｒＰｒｉｖａｔｅ ＳｕｂＴＯ ｃｏａＸ）Ａｓ Ｃｕｒｒｅｎｃｙｅｍｄ分＿Ｃｌｉｃｋ０ ＧｏＴＯｅｒｒ０Ｏｎ ＥｒｒｏｒＦｏｒｐＸ＝１ ＴｏｅｏｎＸｉｎｔＩｎｉｔＤａｔａ（ｐＸ）＝ｔｘｔＩｎｉｔＤａｔａ（ｐＸ一１）ＮｅｘｔｐＸＦｏｒｐＸ＝１Ｔｏ ３ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（ｐＸ）＝１｜Ｓｑｒ（ｉｎｔｌａｉｔＤａｔａ（ｐＸ））ＮｅｘｔｐＸ ＣａｌｌｇｅｔＬａｎｅｗａｙＴｙｐｅｌａｂＬａｎｅｗａｙＴｙｐｅ．Ｃａｐｔｉｏｎ＝ｉｎｔＬａｎｅＷａｙＴｙｐｅ③护巷煤柱宽度的处理程序Ｄｉｍ Ｇ（１ Ｔｏ ｃｏｎＸ），Ｃ（ＩＴｏｃｏｎＹ），Ｂ，ｓｕｍＸ，ａｖｅｒａｇｅＸ，ｓｕｍ２ｘ，ｓｑｒＸ，ｍａｘＸ，ｍｉｎＸ，ｍａｘＣ Ａｓ２２太原理工大学硬士研究生学位论文ＣｕｒｒｅｎｃｙＤｉｍ Ｂｕｆ＿Ｂ（１ Ｔｏ ｃｏｎＹ，１ Ｔｏ ｃｏｎＸ）Ａｓ Ｃｕｒｒｅｎｃｙ Ｄｉｍ ａｍｏｕｎｔ Ａｓ Ｂｙｔｅ ｆｆｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（１）＝０．１４ＴｈｅｎＩｆｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）＜２００ ＴｈｅｎＢ＝３５＋１０＋（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）一２００），１００ＥｌｓｅｌｆｉｎｔｌｒｔｉｔＤａｔａ（５）＜３００ ＴｈｅｎＢ＝４５＋１０＋（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）一３００），１００ＥｌｓｅｌｆｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）＜４００ＴｈｅｎＢ＝５５＋１０＋（ｉｎｔｔａｉｔＤａｔａ（５）一４００），１００ ＥｌｓｅｆｆｉｎｔｌｒｔｉｔＤａｔａ（５）＜５００ ＴｈｅｎＢ＝６４－Ｉ－９ ＥｌｓｅＩｆ４（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）－５００），１００ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）＜６００‰４（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）一６００），１００Ｂ＝７５＋１１ ＥｌｓｅＢ＝７５＋９＋（ｉｎｔｌｉｔｉｔＤａｔａ（５）?６００），１００ＥｎｄＩｆｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（６）＝Ｅｘｐ（－２．６＋（（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（６）?Ｂ，３），Ｂ）“２）ＥｌｓｅＩｆｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）＜２００ＴｈｅｎＢ＝１８＋５ ４（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）－２００），１００ＥｌｓｅＩｆｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）＜３００ＴｈｅｎＢ＝２３＋５＋（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）一３００），１００ ＥｌｓｅⅡｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）＜４００Ｂ＝２６－Ｉ－３ ＥｌｓｅｌｆＴｈｅｎ４ｆｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）一４００），１００ｉｎｔＩｒｔｉｔＤａｔａ（５）＜５００ Ｔｈｅｎ ４（ｉｎｔｌｒｔｉｔＤａｔａ（５）－５００），１００Ｂ＝３０＋４Ｅ１ｓｅⅡｉｎｔＩｎｉｔＤａｔａ（５）＜６００ＴｈｅｎＢ＝３５＋５。（ｉｎｔｈａｉｔＤａｔａ（５）一６００）／１００Ｅｌｓｅ ２３太原理工大学硕士研究生学位论文Ｂ＝３５‘７ ８（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（５）一６００）／１００ ＥｎｄＩｆｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（６）＝Ｅｘｐ（－３．６ ４（（ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（６）一Ｂ／３）／Ｂ）“２）Ｉｆ ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（１）＞－０．１ １ ＴｈｅｎｉｎｔＩｎｉｔＤａｔａ（６）＝ｉｎｔｌｎｉｔＤａｔａ（６）／０．３ＥｎｄＩｆ ＥｎｄＩｆ④巷道类型选择程序ＦｏｒｐＹ＝ｌ ＴｏｃｏｎＹｃＱＹ）＝０ＮｅｘｔｐＹ Ｄｅｂｕｇ．Ｐｒｉｎｔ ＦｏｒｐＹ＝１ＴｏｃｏｎＹ ＴｏｃｏｎＸＦｏｒｐＸ＝１ｃ＠Ｙ）＝ｃ（ｐｙ）＋Ａ（ｐＸ）＋Ｂｕｆ＿Ｂ（ｐＹ，ｐＸ）ＮｅｘｔｐＸＤｅｂｕｇ．Ｐｒｉｎｔ ＣＱＹ）ＮｅｘｔｐＹｍａｘＣ＝Ｃ（１）ＦｏｒｐＹ＝１ＴｏｃｏｎＹｉｆｃ（ｐｖ）＞ｍａｘＣＴｈｅｎｍａｘＣ＝ＣＱＹ）ＮｅｘｔｐＹ ＦｏｒｐＹ＝１ＴｏｃｏｎＹＩｆＣ（ｐＶ）＝ｍａｘＣＮｅｘｔｐＹＴｈｅｎ ｉｎｔＬａｎｅＷａｙＴｙｐｅ＝ｐＹ２．４．５系统运行打开工程或新建一个工程就会出现图２―１３所示的工程设计界面。设计人员只要按 照提示输入顶板强度、煤层强度、底板强度、直接顶与采高比值、巷道埋藏深度、护巷 煤柱宽度系数、岩体完整性系数７个分类指标原始数据，单击“开始巷道类型分析”， 系统自动分析计算，给出巷道类别以及巷道类型分类支护建议如图２一１４所示。如果用２４塑墼盔堂堡主堕生堂垡笙壅―――――――――――一户需要重新进行设计。只需单击“清零”按钮。就会回到新建工程的界面。如果用户完 成了设计。单击‘‘退出’’按钮，系统会自动保存最终的设计。同时退出界面。圈２―１３预测巷道类别界面 Ｆｉ醴．１３Ｔｈｅｉｎｔｅｒｆａｃｅｏｆｆｏｒｅｃａｓｔｌａｎｅｗａｙｒｅｇｉｍｅｎｔａｔｉｏｎ图２―１４预测巷道类别结果Ｆｉ９２－１４Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔ ｏｆｆｏｒｅ．ｆａｓｔ ｌａｎｅｗａｙｒｅｇｉｍｅｎｔａｔｉｏｎ太原理工大学硕士研究生学位论文表２―８巷道顶板锚杆基本支护形式与主要支护参数选择Ｔａｂ２－８ｔｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔｆｏｒｍａｎｄ ｓｕｐｐｏｒｔｐｒｅｆｅｒｅｎｃｅｓｏｆｌａｎｅｗａｙ’ｓ ｒｏｏｆ巷道 类别巷道围岩 基本支护形式 主要支护参数稳定状况 整体砂岩、石灰岩类岩层：不支护 端锚：杆体直径：１６―１Ｂｒｒｍ 锚杆长度：１．６－１．８ｍｍ排间距：０．８－１．２ｍｍ 端锚：杆体直径：１６―１８ｒａｍＩ非常稳定 其他岩层：单体锚杆顶板较完整：单体锚杆Ⅱ稳定顶板较破碎：锚杆＋网 顶板较完整：锚杆＋钢筋梁，或桁架锚杆长度：１．６－２．０ｒａｍ排间距：０．８－１．０ｍｍ顶板较破碎：锚杆＋ｗ钢带（或钢筋梯粱）Ⅲ端锚：杆体直径：１６―１８ｒａｍ中等稳定＋网，或加增加锚索桁架＋网，或增加锚索锚杆长度：１．８－２．２ｍ 排间距：ｏ．６－１．０ｍａｎ全长锚固：杆体直径：１Ｂ一２２ｒｍ锚杆长度：１．８－２．４ｒｒｍ 排间距：０．６－１．０ｎｍ 锚杆＋ｗ钢带（或钢筋梯梁）＋网，或增Ⅳ全长锚固：杆体直径：１８―２２ｍ锚杆长度：１．８－２．４ｍｍ 排间距：０．６－１．０ｍｍ不稳定加锚索桁架＋网，或增加锚索（１）顶板较完整：锚杆＋金属可缩支架全长锚固：杆体直径：１８―２２Ⅱｎ（２）顶板较破碎：锚杆＋金属可缩支架Ｖ极不稳定锚杆长度：２．０－２．６ｍｍ ＋网（３）底臌严重：锚杆＋环形可缩支 排间距：０．６－１．０ｍｓ架２．５本章小结本章主要介绍了回采巷道围岩稳定性的分类方法以及预测巷道围岩稳定性类别的 计算机软件设计。 在回采巷道围岩稳定性分类中，应用了模糊聚类分析方法，大体上分五个步骤进行， 即分类指标原是数据的预处理；数据标准化；分类指标加权处理；标定和聚类。从归类２６太原理工大学硕士研究生学位论文趋势中考虑回采巷道的支护技术，有利于实践中对类别进行区分和应用，将回采巷道围 岩稳定性分为五类：非常稳定、稳定、中等稳定、不稳定及极不稳定，分别用Ｉ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ｖ表示。预测巷道围岩稳定性类别程序的数学模型为模糊综合评判模型。根据全国缓倾斜、 倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类的研究成果，设定评语集合为非常稳定、稳定、中等 稳定、不稳定、极不稳定５个类别，因素集合为顶板强度、底板强度、煤层强度、直接 顶与采高比值、巷道埋藏深度、护巷煤柱宽度系数、岩体完整性指数７个分类指标，并 将５个类别的聚类中心（表２―３）作为单因素评价矩阵，各因素的权重分配见表２―２。 用“距离”量度模糊性，构造评价矩阵。依据模糊综合评判的结果确定围岩稳定性的类 别。同时给出巷道支护建议。 程序设计运用ＶＢ６．０语言编写。人机界面十分友好。使用方便快捷。预测巷道分类 指标及主要因素物理意义明确，现场容易取得，适用于复杂条件下的数据分析，具有科 学性和实用性。太原理工大学硕士研究生学位论文第三章回采巷道锚杆（基本）支护设计决策系统研制锚杆支护是通过围岩内部的杆体，改变围岩本身的力学状态，提高围岩的强度，从 而在巷道周围岩体内形成一个完整稳定的承载圈，与围岩共同作用，达到维护巷道的目 的。因此，锚杆支护起到了主动加固围岩的作用。如何正确地设计和应用锚杆支护，最 大限度地发挥锚杆系统的主动支护能力，具有非常重要的意义。 回采巷道锚杆（基本）支护设计决策系统采用基于围岩松动圈的锚杆支护设计方法， 根据围岩破坏区的范围值（巷帮破坏深度Ｃ，顶板破坏高度ｂ）以及顶板完整性系数确 定支护形式，设计结果包括锚杆个数、长度、直径、间排距以及提供的锚固力；钢带的 排距、长度、宽度、高度；倾斜锚杆长度；锚索的长度、排距以及提供的锚固力等参数。３．１有关锚杆设计的几个问题３．１．１煤巷锚杆支护的特点 分析煤巷锚杆支护的特点，有利于进行正确的支护设计。 （１）煤巷与岩巷的区别 煤巷与岩巷相比的不同特点主要有：巷道位置不容选择，只能开在煤层中；巷道围 岩呈层性显著，强度较低；巷道断面一般为矩形或梯形；一般均受到回采工作面采动影 响与采空区的影响。 因此，煤巷的锚杆支护技术是显著区别于岩巷锚喷支护技术的。岩巷锚喷支护设计 方法一般不能用于煤巷的锚杆支护设计。 （２）锚杆支护与棚式支架支护的区别 锚杆支护与棚式支架支护相比的不同特点主要有：锚杆支护要求巷道顶板暴露后应 及时安设锚杆，因而对安设锚杆的技术要求严格。 由于锚杆安设的质量及巷道稳定状况的稳蔽性，巷道失稳预兆不明显，因而对巷道 的安全监测要特别予以重视。显然，锚杆支护与棚式支架支护相比是截然不同的。３．１．２锚固强度的确定锚固强度是指作用到单位围岩面积的锚杆锚固力。从锚杆支护机理可以看出，锚固 强度是保证锚杆支护效果的关键因素。因此，在设计时，应首先确定合理的锚固力。太原理工大学硕士研究生学位论文我国煤巷锚杆支护的实践已经证明，在一般的排、间距情况下，如果选择的顶板锚 杆锚固力仅仅大于４０ｋＮ，这样小的锚固力远不能保证巷道在服务期间的稳定。我国在煤 巷使用锚杆支护较早的十几个矿务局中，锚杆支护的煤巷都曾发生过重大冒顶事故。在 分析造成冒顶事故原因中，虽然包括的因素很多，但都有一个共同的原因，那就是锚杆 的锚固力太低，锚固强度过小，也就是说，若维持目前我国较为普遍采用的低锚固力水 平，不能保证安全生产。国外采用锚杆支护取得巨大技术经济效果的经验之一就是采用 高锚固力锚杆一般顶板锚杆的锚固力＞２００ｋＮ，能可靠地支护巷道，并且不需要维修。 因此，从技术与国情两个方面考虑，现阶段，在一般排、间距情况下，顶板锚杆锚固力以大于７０ｋＮ为宜，这就是树脂锚固剂与币１６（Ｑ２３５）金属杆体锚杆所能提供的锚固力。在煤巷的支护中，宜选择树脂锚固剂金属杆体锚杆，这是因为： （１）树脂锚杆提供的承载能力速度快。超快型树脂锚固剂凝胶时间为３０―６０ｓ，其强 度增长很快，５ｍｉｎ后强度可达２１ＭＰａ，３０ｍｉｎ后可达最终强度的６５％～９０％。而快硬水 泥锚固剂的凝胶时间为３―５ｍｉｎ，７ｄ以后强度仅为树脂强度的５０％左右，２８ｄ以后才能 达到最终强度。（２）锚固力大。一般在锚杆孔径２８砌，杆体直径１６―２２ｍ，锚固段长度２５０ｍ情况下，树脂锚杆锚固力＞７０ｋＮ。 （３）锚杆安装质量不易受人为因素影响。我国生产的树脂锚固剂质量一般是可靠的。 安装时，只要是采用机械搅拌，搅拌时间符合规定，那么锚杆的安装质量是可靠的。 ３．１．３锚杆杆体直径与锚杆孔径的匹配 锚杆杆体直径，对于圆钢杆体指锚固段直径，对于螺纹钢指公称直径。 国内外的研究结果都已证明，锚杆孔壁与杆体之间的间隙有一个合理范围。决定间 隙合理范围的主要因素是使锚固剂的抗剪强度最大，即充填锚固剂的空间越小，抗剪切 强度越高，经试验研究，锚杆孔径与杆体直径之差宜保持在６．１０姗之内。 从锚杆杆体直径与锚杆孔径的匹配关系中可以认识到，为保证锚固力，不应追求过 细的杆体，否则既便细杆体可以减轻杆体重量带来经济上的一点好处，而失去的却是锚 杆支护的根本保证（锚固力）。 ３．１．４锚杆支护参数系列 宜采用表３－１的锚杆支护参数系列。 试验证明，锚杆孔径选定为２８ｍｍ是合适的。如果将２８姗孔径与４２ｎ：Ⅱｍ孔径作为一２９太原理工大学硕士研究生学位论文对比，选用２８ｍｍ孔径的优点是：（１）钻孔速度明显提高，在相同条件下，可以提高―倍左右； （２）可以大大减小充填锚固剂的环形面积。如果按杆体直径１６与２０册计算，环 形面积可分别减小６５％与７５％，有利于锚固力的提高。表３―１金属杆体锚杆支护参数系列项目系列１．４ １６ ２６ ０．６ ０．６ １．６ １８ ２８ ０．７ Ｏ．７ ２０ ３１ １．８ ２２ ３３ ０．８ Ｏ．８ ０．９ ０．９ １．０ １．０ １．１ １．３ ２．０ ２４ ２．２ ２．４ ２．６锚杆长度（ｍ） 锚杆杆体直径（ｍ） 锚杆孔径（ｍ）锚杆排距（ｍ）１．２１．４锚杆间距（ｍ） ３．１．５组合锚杆支护形式１．１１．２１．３１．４组合锚杆是指将两根或两根以上的锚杆联结在一起共同起作用的锚杆支护形式。目 前有各种各样的组合形式，，按组合构件的不同大体分为５类，如图３―１所示。 锚杆一网中，宜采用焊接的钢筋网， 也可采用菱形金属网，但不宜采用塑料网。组钢带与梁的区别主要是前者厚度较小，抗 网弯刚度小，易贴顶，但承受载荷的能力较 小；而后者抗弯刚度较大，能承受较大的图３―１组合锚杆的主要形式Ｆｉ９３―１Ｔｈｅｆｏｒｍｓｏｆｃｏｍｂｉｎｅｂｏｌｔｓ载荷。钢带有平钢带与ｗ钢带。梁的材料 可选用角钢、槽钢与ｕ型钢等型钢。锚杆桁架的主要特点是在组合构件上可施加预紧力，有利于顶板岩层的加固。 在组合锚杆中比较典型的组合形式是锚杆一钢带一网与锚杆桁架两种组合形式。 （１）锚杆一钢带一网组合锚杆 这种支护形式的主要支护构件是：锚杆―树脂锚杆；钢带―ｗ钢带或钢筋梁；网一 金属网；托板；球座托板，用于靠巷帮的倾斜锚杆。 在这种形式中应优先选用锚杆一Ｗ钢带一网支护。Ｗ钢带与钢筋梁相比，护顶效果 好，Ｗ钢带易于机械成形，加工质量易保证。 锚杆一Ｗ钢带一网组合锚杆适用范围较广，尤其在中等以下围岩条件应优先采用。太原理工大学硕士研究生学位论文（２）锚杆桁架 锚杆桁架支护的基本结构是，两根顶板锚杆在靠近两帮处倾斜安装，使其上部锚固 端深入到两帮煤体有效支撑的顶板范围内，下端通过联接件与拉杆连接，并（必须）施加 一定预紧力，使锚杆与拉杆形成了一支护整体，锚杆桁架的支护机理是，拉杆所产生的 挤压力能够减小或清除顶板下位岩层中的拉应力，形成一种以顶板岩层为受压单元，以 拉杆为受拉单元类似桁架的承载结构；倾斜锚杆则以向上的分力对顶板产生支撑作用， 并通过锚固端把巷道顶板岩层的载荷转嫁到两帮煤体上。由此可见，锚杆桁架既具有普 通锚杆的“加固作用”，又具有棚式支架的“支撑作用”。 锚杆桁架适用条件是： ①顶板比较平整、完整，且比较稳定。 ②两帮煤体强度较大，一般ｆ攥≥２。 ③锚杆桁架的基本结构（即不加中间辅助锚杆）一般适应于Ｉ、ＩＩ类与埋藏较浅的部 分Ⅲ类巷道。这些巷道顶板一般比较坚硬，采用锚杆桁架支护可减少打顶板孔的数量， 有利于提高成巷速度。 ④加中间辅助锚杆时，锚杆桁架适用于Ⅲ类及大部分Ⅳ类巷道。 ⑤两帮位移较大的巷道要慎用。 ⑥组成桁架结构的靠两帮的倾斜锚杆要提供足够大的锚固力。 ⑦在煤柱宽度３ｍ以下的沿空掘巷中不宜采用锚杆桁架支护，因为小煤柱易被压碎、 失稳，易失去对桁架锚杆锚固端所在位置岩层的有效支撑。 ３．１．６顶板靠巷道两帮锚杆的角度 在锚杆作用下顶板形成具有承载能力的 岩梁，其最薄弱环节是在巷道顶板的两个帮角 处。由于该处的应力集中，常导致顶板沿帮角 处的剪切破坏。为增加顶板岩梁的抗剪能力与 加强为岩梁提供的两个支点，应使靠巷道两帮 的锚杆向煤体倾斜一定角度。试验表明，锚杆 向煤体一般倾斜２００一４０。（与铅垂线夹角）图３―２顶板靠巷道两帮锚杆倾斜示意图Ｆｉ９３－２ Ｔｈｅ ｓｋｅｔｃｈ ｍａｐ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ｄｅｃｌｉｎｉｎｇ ｂｏｌｔ是合适的。其角度的大小主要由煤、岩层的赋 存条件决定。一般应使倾斜锚杆端部的水平投３ｌ太原理工大学硕士研究生学位论文影落在巷帮破坏深度之外，以便顶板形成的承载结构两端有稳定的支点（图３－２）。若打 倾角大的钻孔有困难时，还可采取增加角锚杆的长度和强度的办法获得稳定支点 ３．１．７对锚杆支护主要材料与构件的要求 （１）树脂锚固剂 树脂锚固剂应满足：为保证锚固力，应具备一定的强度；为满足端部锚固、加长锚 固与全长锚固的要求，应具有不同的胶凝时间；为安装操作的方便，应具有比较好的物 理性能。树脂锚固剂应具备的特性见表３―２。表３―２树脂锚固剂应具备的主要的特征Ｔａｂ３－２Ｔｈｅｐｒｉｍａｒｙｃｈａｒａｃｔｅｒｓｏｆｒｅｓｌ－ｒｏＨ特性 抗压强度（ＭＰａ）指标≥６０树脂卷长度（ｍ）粘度３００～９００之间的各种不同规格低粘度，以便杆体能很容易地穿过树脂搅拌１０～１５ １５―３０ １５―３０搅拌与等待时间（Ｓ） 快速凝固中速凝固等待（凝胶）１０―１５ ｉ０―１５ ６０―１２０慢速凝固（２）锚杆杆体材料 选用的金属杆体极限抗拉强度最低值不应小于３８０ＭＰａ（Ｑ２３５钢）；杆体尾部螺纹加 工应采用滚丝工艺，杆体尾部螺纹也可采取热处理措施，使螺纹部分的强度与杆体强度 相当。常用锚杆杆体材料的力学性能与承载能力见表３―３。表３―３锚杆常用钢材及其性能Ｔａｂ３―３ Ｔｈｅ ｒｏｌＭｄ ｓｔｅｅｌ ａｎｄ ｃａｐａｂｉｆｉｔｙ ｏｆｔｈｅ ｂｏｌｔ材质 钢筋类型 钢号 Ｉ级 ３号 代号Ｑ２３５ＹＢｌ７１―６９直径部标代号 （ｍｍ）６～４０ ６―２５屈服强度（ＭＰａ）２４０极限强度 （ＭＰａ）３８０ ５２０延伸率（％）６ｓ８Ｉｏ ２１２５Ⅱ级１６锰１６ＭｎＹＢｌ７１―６９ ２８―４０３２０ ５００ ４００ ６―４０ ２８０１６２５锰硅 Ⅲ级 ５号钢２５ＭｎＳｉＡ５ＹＢｌ７１―６９ ＹＢｌ７１―６５５８０ ５００１４１５ １９（３）钢带３２太原理工大学硕士研究生学位论文钢带是组合锚杆支护的关键构件。它可将单根锚杆联接起来组成一个整体承载结 构，提高锚杆支护的整体效果。钢带由厚２～３ｍ薄钢板制成。钢带上有锚杆安装孔， 使打眼、安装极为方便。钢带有平（板）钢带与Ｗ钢带。Ｗ钢带与平（板）钢带相比的优点 主要有： ①强度高：由于Ｗ钢带是由钢板经冷弯成形的，其强度可以提高１０％～１５％。如厚２．７５ｍ、展宽２５０ｍ的Ｗ钢带拉断力为３０７ｋＮ，而同等厚度与展宽的平（板）钢带的拉断仅为２６７蛐。 ②刚度大：同厚度、宽度情况下，Ｗ钢带的刚度是平（板）钢带的７０―１１５倍。 实践证明，Ｗ钢带是理想的锚杆支护构件。Ｗ钢带的参数系列见表３―４，表３―４ ｗ钢带参数系列 Ｔａｂ３－４１ｋｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆｔｈｅＷｍｅｔａｌ ｓ砸ｐ宽度ｗ（ＩＩⅡｎ）２２０ ２５０ ２８０图３―３厚度Ｔ（ｍ）２．５０ ２．７５ ３．００高度Ｈ（ｍ）２５ ２５ ２５ｋｍｍ）Ｂ（ｒｍ）１３０长度Ｌ（ｍ）２．０―３．Ｏ ３．０―４．０ ４．０―５．０１５０―２００１５０ １５０Ｌ０ＬｌＬｌＬｏ、＼一 －／，＿ ＿、 、－ ―／图３―３矿用Ｗ钢带 Ｒ９３－３ＴｈｅＷｍｅｔａｌ ｓ岫ｐｕｓｅｄｉｎｃｏａｌｍｉｎｅ在巷道顶板比较完整条件下，也可采用钢筋梁作为组合锚杆的构件。钢筋梁的成本 较低。钢筋梁的参数系列见表３―５，Ｔ曲３－５硼”ｐａｍｍｅ觚ｏｆｎ”枷ｏｒｃｉｎｇ钢筋直径（ｍ）１２ １４ ６０＿１００ １６ １８ ６０―１００表３―５钢筋梁参数系列 加强筋间距ＬＩ（ｍ）ｓｔｅｅｌ ｂ口ｇｉｒｄｅｒ钢筋梁宽度Ｗ（Ｉ【叮Ｉ）Ｉ｜ｏ（ｍ）长度Ｌ（ｍ）２．０～２．４ ２．４～３．０１００―２００ ３．０―３．４ ３．４―４．０３３太原理工大学硕士研究生学位论文 Ｌ―――上旦――一．∥‘心＾｜｜丫ｆｌＬ 图３―４钢筋粱Ｈ２３－４ ＲｅｉｎｆｏｘｉＳｎｚ ｓｍ．ｅｌ ｂａｒ西ｒｄｅｒ俐Ｌ１Ｎ力（４）托板托板也是锚杆支护系统中的一个重要部件。它的性能直接影响锚杆的支护效果。选 择托板的原则是托板的承载能力应与锚杆的锚固力相匹配，并应使锚杆杆体、螺母均匀 受力。金属托板的尺寸不应小于１２０ｎｕｎｘ １２０ｒｒｍｌ，或由２０ｒａｍ；顶板锚杆用的托板厚度应大 于６ｒｍｍ。托板的形状很多，主要有平板形和钟形的。（５）网网的作用是维护锚杆间比较破碎的岩石，防止岩块掉落，同时对提高锚杆支护的整 体效果也有一定作用。目前网的形式与品种很多，主要有铁丝、网钢筋网与塑料网。 铁丝网一般采用中３―４的镀锌铁丝编织而成。经纬网矩形网孔尺寸一般为２０ｎⅡｎ Ｘ２０ｒａｍ一６０ｍｍＸ６０ｒａｍ，其主要作用是防止松动岩块掉落，对顶板主动支护能力差。菱形网４０ｒａｍ～ｌＯＯｎｕｎ Ｘ网孔尺寸为４０ｎｕｎ Ｘ１００ｍ。由于菱形网具有强度高、连接方便等优点，现在逐步代替经纬网。 钢筋网是由钢筋焊接而成的大网格金属网。它由受力筋和分布筋构成。钢筋网横向 筋一般为受力筋，直径约８～１０Ｉ【ｕｎ；纵向筋一般直径６１ｒⅡｎ；网格约１００ｘ１００ｒｍ。这种网强度和刚度都比较大，不仅能够阻止松动岩块掉落，而且可以有效地增加锚杆支护的整 体效果，适用于大变形、高地应力巷道。 为了降低成本，有些矿区采用塑料网。塑料网具有成本低、轻便、抗腐蚀等特点， 但是强度和刚度较低，可以同钢筋网配合使用。目前国外已用聚酯网代替塑料网。聚酯 网具有强度大、重量轻、刚度大等优点。由于目前这种网的价格较高，在我国尚未采用。３．２锚杆支护设计的基础资料支护设计的目的就是在保持巷道稳定的前提下确定更经济的支护形式与参数。要达 到安全与经济的设计目的，必须使设计建立在比较可靠的基础之上。这基础主要包括三 个方面，一是地应力大小与方向，二是围岩物理力学性质，三是能提供的锚固强度、（或太原理工大学硕士研究生学位论文锚杆的锚固力）。设计需要的基础资料见表３―６、表３―７。袁３―６节理、层理发育程度分级节理、层理分级ＩⅡⅢⅣＶ节理、层理发育程度节理间距Ｄｔ（ｍ） 分层厚度现（ｍ）很不发育＞３ ＞３不发育１―３ １―２中等发育０．４―１ ０．３～１发育０．１―０．４ ０．１―０．３很发育＜０．１ ＜０．．１表３―７锚杆支护设计应具备的原始资料ｌ匝９３－７Ｔｈｅｓｏｕｒｃｅｍａｔｅｒｉａｌ ｏｆｔｈｅ ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｄｅｓｉｇｎ序号原始资料说明与测取顶板岩层层数与厚度（一般取１由地质柱状图钻孔资料确定１．５倍巷道宽度范围）（ｍ） 指沿结构面法线方向上的平均问距，在巷道内（或类似２各层节理裂隙间距Ｄｔ（ｍ）条件巷道）测取，或由表３―６查得３ ４ ５ ６岩层的分层厚度功（ｍ）岩层的单向抗压强度口。（ＭＰａ）指分层厚度的平均值，或由表３―６查得 在井下直接测取，或在实验室内利用岩榉测定指被巷道切割的煤层厚度煤层厚度ｈｃ（ｍ） 煤层倾角ｎ（ｏ） 煤层单向抗压强度口。（ＭＰａ） 巷道埋深Ｈ（ｍ）由地质报告给出，或在井下直接测取在井下直接测取，或在实验室内测定 地表到巷道的垂直距离７８一般应在井下实测；条件不具备时，根据地质构造判断９主应力方向大小主应力方向ｉ０ １１ １２地质构造情况描述水文情况描述煤柱宽度Ｘ（ｍ） 锚杆在顶板岩层中实际锚固力 煤柱的实际宽度１３ Ｐｒ（ＫＮ）在井下在开掘的１０ｍ之内实测预定锚固岩层锚杆拉拔力锚杆在煤层中实际锚圃力１４在井下在开掘的１０ｍ之内实测预定锚固煤层锚杆拉拔力ｐｒ（ＫＮ）１５巷道几何形状与尺寸选用几何形状矩形、斜矩形与拱形３５太原理工大学硕士研究生学位论文３．３基于围岩松动圈的回采巷道锚杆支护设计方法３．３．１围岩松动圈支护理论 开巷以后巷道围岩应力将发生显著变化，巷道周边径向应力（ｏ－。）为０，围岩强度 明显下降；围岩中出现应力集中现象。如果集中应力小于岩体强度，围岩将处于弹塑性 状态。当围岩应力超过围岩强度之后，巷道周边将首先破坏，并逐渐向深部扩展，直至 在一定深度取得三向应力平衡为止。此时，围岩已过度到破碎状态。围岩中产生的这种 松弛破碎带被定义为围岩松动圈。 巷道开掘以后，两帮与顶底板都不同程度地出现一定范围的破坏区（图３―５）ｏ锚 杆支护的作用就在于保持破坏区范围岩层的稳定性。锚杆支护设计的根据是基于围岩松 动圈的锚杆设计方法： ①当顶板一定范围内有稳定岩层时，将破坏区载荷悬吊于稳定岩层上（图３―６） ②在顶板一定范围内不存在稳定岩层时，将破坏区载荷悬吊于巷道两帮上部的岩层上（图３―７）；③如果锚杆在两帮上部岩层中的锚固力＜破坏区岩层重力时，则不应单独采用锚杆支护。３．３．２回采巷道锚杆支护设计方法 锚杆支护设计主要是确定破坏区的范围值（巷帮破坏深度Ｃ，顶板破坏高度ｂ）、载 荷值（顶板载荷集度Ｑ。，巷帮载荷集度Ｑｓ）（图３―８），以及锚杆支护的具体参数。图３－５巷道围岩破坏区Ｆｉ９３－５ Ｔｈｅ ｄｅｓｔｒｕｃｔ ｓｅｃｔｉｏｎ ｏｆｔｈｅ ｗａｌｌ ｒｏｃｋ图３―６破坏区载荷悬吊于稳定岩层上Ｆｉ９３?６ Ｔｈｅ ｌｏａｄ ｏｆｔｈｅ ｄｅｓｔｒｕｃｔ ｓｅｃｔｉｏｎ ｂｅ ｈｕｎｇｏｎｔｈｅ ｓｔｅａｄｙｔｅｌ＂ｒａｎｅ太原理工大学硕士研究生学位论文ｉＩｌｉｌｌｌ斫／／矿峭ｒｃＩ一鼍Ｃ一２ａ歹．Ｃ图３―７破坏区载荷悬吊于两帮上部岩层上Ｆｉ９３－７ Ｔｈｅ ｌｏａｄ ｏｆ ｔｈｅ ｄｅｓｔｒｕｃｔ ｓｅｃｔｉｏｎ ｂｅ ｈｕｎｇＯｌｌ图３―８锚杆支护主要参数计算图Ｆｉ９３―８ Ｔｈｅ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ａｃｃｏｕｎｔ ｏｆｔｈｅ ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔｔｈｅ ｓｔｅａｄｙ ｔｅｒｒａｎｅｏｉｌｔｗｏｗａｌｌｓ（１）巷道两帮破坏深度Ｃ的确定一 ）ｃ＝（糍。ｓ竺一１）＿｝ｌ?增（４５６一差，（３－１０、?正?疋２。２。式中Ｋ―与巷道断面有关的应力集中系数，由表３―８选取５ １―巷道上覆岩层平均容重，ｔ／ｍ３； Ｈ―巷道埋深，ｍ； Ｂ一固定支撑压力影响系数；ｆｃ一襞层普氏坚固性系数； Ｋ广谋体完整性系数；ａ―煤层倾角，（ｏ）； ｈ―巷道掘进高度，ｍ； 由―煤层内摩擦角，（。）。表３―８应力集中系数Ｋ的选择 Ｔ曲３―８ｎｍ ｃｈｏｉｃｅ ｏｆｓｔｒｅｓｓ ｃｅｎｔｒａｌｉｚｅ ｔｏｅ丘｜ｃｉｅｎｔ 巷道形状 矩形 斜矩形 拱形 炮掘２．８ ２．５ １．８机掘２．３ ２．０１．５（２）巷道顶板破坏深度ｂ的确定 ①对于顶板为均质岩层，ｂ值由下式确定――查壁三奎兰堡主塑生兰垡垒塞扣警Ｋ ｆ筹１ｙ仃ｃｒＩ＋Ｋ／１０）ｆｙ盯ｃｒ㈦ｚ，、“７式中ａ―悬臂岩层的半跨距，（ｍ），其计算方法如图３―９所示； ｃ―巷道两帮破坏深度，（ｍ）；咖板岩层完整性系数，可由式３―３确定；盯旷―顶板岩层单向抗压强度，（ＭＰａｏ入―考虑水平应力作用的巷道侧压系数；名２芒≥旷啪Ｉ层泊松比，用实测值，也可从表３―９中选取表３―９煤层的泊松比ｌ煤层强度。。（ＭＰａ）恤＜１０ ０．５１０一２０ ０．４５２０―３０ ０．４＞３０ ０．３置，＝幡［１＋吉ｌｇ（Ｄ１?Ｄ２）］（１＋ｌｇ％）式中ＤＩ―节理间距，ｍ； Ｄ２―分层厚度，ｍ； 当Ｄ１×Ｄ２≥１００，盯口，＞１００ＭＰａ时，瞄＝ｉ。（。－３）图３―９悬臂岩层跨距２ａ示意图Ｈ９３－９ Ｔｈｅ ｃａｎｔｉｌｅｖｅｒ ｔｅｒｒａｎｅ’ｓ ｓｐａｎ②对于拱形巷道，ｂ值由下式确定扛ｌ专Ｋ警一必４ａｌ ，％式中ｈｏ―巷道高度，ｉｎ；３８Ｊ、ｆｃ篙Ｉ＋Ｋ笳１１０，吒７㈦ａ，……太原理工大学硕士研究生学位论文③对于顶板岩层为非均质的情况，应分层计算顶板破坏深度。先用式（３―２）计算顶 板最下一层的ｂ值，得ｂ，。如果ｂ，小于该岩层的厚度，则破坏范围只出现在该层，即ｂ ＝ｂ。。如果ｂ。值大于该岩层的厚度，说明破坏范围还要深入到上一岩层。这时，应把抛 物线拱在两岩层层面处的宽度作新的｛ａ＋ｃ）值，并代入到式（３―２），计算第二个岩层的ｂ 值，得ｂ，然后再行判断。此过程反复进行