2000巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究_侯朝炯
锚杆支护机理
锚杆支护技术在煤矿的广泛应用，推动了锚杆支护理论的研究工作，国内外在这方面做了大量的工作，取得了许多有价值的成果，形成了以下3大类较成熟的锚杆支护理论：一是基于锚杆的悬吊作用而提出的悬吊理论、减跨理论等；二是基于锚杆的挤压、加固作用提出的组合梁理论、组合拱理论以及楔固理论等；三是综合锚杆的各种作用而提出的松动圈支护理论、锚固体强度强化理论、锚注理论、最大水平应力理论以及锚杆桁架支护理论等。
悬吊理论认为，巷道开挖以后，由于应力状态的改变，围岩中一定区域内将可能发生岩石的松动和破裂现象、或由于被裂隙切割的岩块因失去足够约束而成为关键块体即出现危岩，此时锚杆的作用就是利用其抗拉能力将松软岩层或危岩悬吊于稳定岩层之上。
该理论适用于锚杆长度范围内赋存有稳定岩层或稳定岩层结构的条件。
减跨理论包括两方面的内容：一是基于松散介质的自然冒落拱理论提出的锚杆作用原理，其依据是冒落拱高度与跨度成正比关系，认为利用锚杆的悬吊作用可增加顶板岩层的支点，从而减小支点间的跨距，进而达到降低冒落拱高度、减少所需支护强度的目的；二是基于梁或板的理论提出的锚杆作用原理，即当巷道顶板为层状岩层时，其变形特性近似于梁或板的性质，此时锚杆的作用是缩短梁或板的跨距，以减小其中因横力而产生的弯矩及因弯矩产生的弯曲应力，尤其是弯曲拉应力，从而提高顶板的稳定性。
从以上两种情况可以看出，减跨理论中锚杆的作用机理以及适用条件等同于悬吊理论，即需要以稳定岩层或稳定岩层结构为依托。
组合梁理论适用于顶板由多层小厚度连续性岩层组成的巷道，其原理是通过锚杆的轴向作用力将顶板各分层夹紧，以增加各分层间的摩擦作用，并借助锚杆自身的横向承载能力提高顶板各分层间的抗剪切强度以及层间粘结程度，使各分层在弯矩作用下发生整体弯曲变形，呈现出组合梁的弯曲变形特征，从而提高顶板的抗弯刚度及强度。
挤压加固理论适用性较强（几乎适用于所有围岩条件）。
对于拱形巷道，其原理是通过锚杆的轴向作用力在围岩中形成拱形压缩带，即通过锚杆的轴向作用力将围岩中一定范围岩体的应力状态由单项（或双向）受压转变为三向受压，从而提高其环向抗压强度指标，使该压缩带既可承受其自身重量，又可承受一定的外部载荷。
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１ ． １ ． ２ 有 关 联 合 支护 方 面 的 理 论 分 析
对 于一 些相对 比较复 杂 的巷 道 ，我 们可 以应 用联合 支护 理论 ，因为这样 的巷道 假如 只是提 高其支 护体 ，则很难 从本 质上解 决 围岩变形 这一 难题 ，所 以必须要 采用 刚柔结合 、先 让后 抗 的有效方 法 ，确 保 刚柔适度 ，这样 ，支 护才会 比较稳 定。 虽 然该理 论在 较为复 杂 的巷 道建设 中得 到 了较 好 的应用 ， 但 在某 些极其 恶劣 的 围岩条件下 ，此理 论就 变得有 些局 限 。 对 于一 些运用 了联 合支 护理论 而没有 达到要 求 的巷 道 ，就需 要重 复翻修 处理 。 １ ． １ ． ３ 有关 围岩强度强化 方面的理论 分析 该理论是 由侯朝炯等 人使 用锚 杆支护围岩后总结 出来的 。 他们认 为 ，锚杆不仅能够改变 围岩 的应力状态 ，还能改善被锚 岩体的力学 性能 ， 增加 围岩围压 ， 提高 围岩 的承载能力 。 １ ． ２ 巷道 的支护类型 ・ 煤矿巷道的支护类型大致可 以分 为木材支 护 、金属支护 、
护 类 型及 其 应 用进 行 了研 究 。
关 键 词 ：煤矿 ；巷 道 支 护 ；锚 杆 支护 ；锚 杆 技 术
中图分类号 ：Ｔ Ｄ３ ５ ３
文献标识码 ：Ａ
Ｄ ＯＩ ：１ ０ ． １ ５ ９ １ ３ ￣ ． ｃ ｎ ｋ ｉ ． ｋ ｊ ｙ ｃ ｘ ． ２ ０ １ ５ ． １ １ ． １ ５ ６
浅谈煤矿井下巷道锚杆支护技术
浅谈煤矿井下巷道锚杆支护技术作者：孟庆燕来源：《科技创新导报》2012年第22期杆支护是由锚固在煤矿巷道四周钻孔内的一系列杆体(木质体、金属件、钢筋混凝土和聚合物体等)系统组成的。
这些杆体配以支撑件和背板,靠他们的锚固力和向岩体稳定部分的悬吊作用,防止破碎岩石冒落。
煤矿巷道应用锚杆支护技术可以提高矿井的生产效率,降低生产成本,因此在矿井生产中广泛应用。
本文首先介绍锚杆支护的形式,重点分析锚杆支护作用原理及优点,探索锚杆支护施工安全的一些事项,以供同行参考。
关键词:煤矿巷道锚杆支护施工中图分类号:TD353 文献标识码:A 文章编号:1674-098X(2012)08(a)-0044-01所谓的锚杆支护就是在巷道掘后,先向围岩打眼,在眼孔内锚入锚杆,把巷道围岩予以加固,充分利用围岩自身的强度,从而达到支护巷道的目的。
锚杆与一般的支架不一样,它不单单是消极地承受巷道围岩所产生的压力和阻止破碎岩石的冒落,还要通过锚入围岩内的锚杆来改变围岩本身的力学状态,在巷道周围形成一个整体而稳定的岩石带,锚杆与围岩共同作用而达到支护巷道的目的。
因此说锚杆支护是一种积极防御的支护方法。
锚杆支护能最大限度地保持围岩的完整性、稳定性,控制围岩变形、位移和裂隙的发展,能充分发挥围岩自身的支承作用,变被动支护为主动支护,有效的改善矿井的支护状况,加快施工进度,降低了施工成本,已经成为当今煤矿巷道支护改革的主要趋势。
1 锚杆支护的形式锚杆支护按组合构件分为7类支护:①单体锚杆;②锚杆网;③锚杆钢带;④锚杆粱;⑤锚杆桁架⑥锚杆锚索;⑦多种组合,包括锚带网、锚梁网、锚杆桁架网、锚带网索等。
根据巷道围岩稳定性,采用合适的锚杆支护形式。
(1)锚杆布置方式。
锚杆的布置一般有“三花”布置、“五花”布置和矩形布置等,锚杆的间排距一般取0.6m、0.8m 和1.0m,顶板条件良好或采用联合支护方式可取1.1m和1.2m。
(2)锚固方式。
锚杆的锚固方式可分为端头锚固、加长锚固和全长锚固。
巷道锚杆支护特性分析与应用
第33卷第6期煤 炭 学 报V o.l 33 N o .6 2008年6月J OURNAL OF C H I N A COAL SOC I ETY June 2008 文章编号:0253-9993(2008)06-0613-06巷道锚杆支护特性分析与应用李大伟1,侯朝炯2(11河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作 454000;21中国矿业大学能源与安全工程学院,江苏徐州 221008)摘 要:对采用锚杆工作阻力为夹紧力、锚固区围岩力学性质不改变的计算方法得出的结果进行了分析,研究了巷道锚杆支护作用的特性及其相关因素间的影响关系.结果表明:锚杆巷道围岩径向、切向应力在锚杆锚固端位置有一个跳跃;锚杆长度一定时,支护强度对围岩塑性区半径、巷道位移的影响随锚杆工作阻力值的提高逐渐减弱;锚杆工作阻力强度一定时,锚杆支护巷道周边位移、围岩应变软化区半径及破碎区半径,随锚固区半径增加开始阶段显著减小,基本呈双曲线函数关系,一定阶段后,变化趋缓,呈近水平直线变化.并在程村矿井下巷道进行了一次锚杆支护的设计应用.关键词:巷道;锚杆支护;特性中图分类号:TD35316 文献标识码:A收稿日期:2007-07-13 责任编辑:柴海涛基金项目:河南省基础与前沿技术研究计划资助项目(072300440100);国家自然科学基金重大资助项目(50490273) 作者简介:李大伟(1963)),男,河南汝南人,副教授,博士.E -m ai :l li daw eil@i 1261comAnalysis and applicati on on bolt support characteristic of road w ayLI Da -we i 1,HOU Chao -jiong2(11S c hool of E nergy S cie nce and E ng ineeri ng,H e nan P olytec hn ic Un i versit y,J i aozuo 454000,C hina;21School of E nergy and Safe t y Eng i neering,Ch i na Universit y o f M ining and Technol ogy,X uzhou 221008,Ch i na )Abst ract :Analysed the calcu lation result obtained in a m anner t h at bolt wo r k resistance is cla m ping force ,and surround i n g rock m echan ics character of anchor district does not change .Support character i s tic o f the bo lt road w ay ,and i n fluence re lationsh i p s of corre lative factors w ere researched .The resu lts i n d icate that surrounding rock rad i a l stress and circu m ferential stress have a j u m p on anchor p lace o f bo lt inner end ;the change values of surrounding rock plastic d istrict rad i u s ,and road w ay peri m eter d isp lace m ent are gradua ll y decrescent w ith support streng t h i n -creasi n g when bo lt length is fi x ed;the plasti c district rad i u s of surrounding r ock,brocken district rad i u s ,and road -w ay peri m eter d isplace m en t re m arkab lely decrease in i n itial stage w ith anc hor district rad i u s i n creasi n g w hen bo lt support strength is fi x ed ,the relationsh i p ofwh ich are basica ll y functi o n o f hyperbo li c curve,after a certa i n stage ,t h e ir changes g radually m oderate that the re lati o nship curves are approx i m ately horizontal line in the m a i n .And f-i nally ,the trial for bo lt design o f the first support w as perfor m ed i n Chengcun M i n e .s road w ay .K ey w ords :roadw ay ;bo lt suppor;t c haracteristic近年来,锚杆支护理论研究有了进一步发展,国内外学者对锚杆锚固后围岩体力学性能的改善进行了研究[1,2],探讨了:¹巷道锚杆支护可以提高锚固体的力学参数(包括锚固体破坏前和破坏后的弹性模量E 、黏结力C 、内摩擦角U 等),改善被锚固体的力学性能;º巷道围岩存在破碎区、塑性区、弹性区,煤 炭 学 报2008年第33卷锚杆锚固区域内岩体的峰值强度(C,U )或峰后强度、残余强度(残余强度黏结力C *、残余强度内摩擦角U *)均得到强化,锚固体C,U ,C *,U *随锚杆支护强度的增加而提高;»巷道锚杆支护可以改变围岩的应力状态,增加围压,从而提高围岩的承载能力,改善巷道的支护状况;¼巷道围岩锚固体强度提高后,可减小巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移,控制围岩破碎区、塑性区的发展,从而有利于保持巷道围岩的稳定.基于上述内容,目前锚杆支护对巷道围岩控制效果的计算,采用了锚杆的工作阻力在力学上等价于对巷、硐岩壁表面类似支架施加一定量的径向支护阻力;锚固区外岩体的力学性质参数不变;锚固区岩体力学参数为黏结力C,C *,内摩擦角U ,U *的强化值.在研究了锚杆锚固前后围岩体应力状态改变的实际情况和对锚固体力学参数的影响后,认为:¹锚杆支护前后围岩体的应力状态发生了改变,岩体的基本力学性质参数(E,C,U ,C *,U *)并未变化,锚固区内外采用统一的岩石力学参数;º锚杆支护对巷道围岩的控制效果,在力学上锚杆工作阻力等价于锚杆两端对围岩体内锚固区施加两组夹紧力,即锚杆工作阻力施加在巷道表面与锚杆锚固端两个位置的环向围岩圈上.目前实验室得到的锚固区岩体力学参数的强化结果是把锚固岩体和锚杆作为一个试件整体进行试验从宏观上获得的,其实质是锚杆夹紧力在力学上相当于侧向力对试件作用效果的体现.本文着重对采用锚固区围岩力学性质不改变、锚杆工作阻力为夹紧力的计算方法得出的支护结果进行分析,研究巷道锚杆支护作用的特性及其相关因素间的影响关系;对锚杆支护有了更深入的认识,并应用于井下的巷道支护参数设计中.1 夹紧力作用下的锚杆支护计算方法夹紧力作用下的锚杆支护计算方法和诸多学者已进行的锚杆锚固后锚固区内围岩体力学性质参数提高的计算基本类似.不同之处:¹锚固区内、外岩体应用了相同的岩体基本力学参数;º在巷道岩壁表面施加一定量的锚杆支护工作阻力强度q (巷道半径R 0位置处)外,在锚杆锚固端位置的锚固区内、外交界面上还施加一组面力F =q R 0/R m (锚杆锚固端半径R m 位置处),力的方向指向巷空[3,4],即在锚固端图1 力学计算模型F i g 11 M echan i cs calcu lati on m ode l位置,岩体径向应力R r 存在一个锚固区内高于锚固区外F 值的应力边界条件.锚杆支护作用看作一对夹紧力,是在锚杆端部锚固,而且不考虑锚杆杆体的抗剪作用条件下成立的.图1为巷道锚杆的力学计算简图,巷道断面为圆形,原岩应力为p 0,简化为平面应变问题.考虑岩体黏结力的应变软化(M c 为软化模量)与剪胀扩容性,应变软化区、破碎区采用非关联流动法则E p r +A E p H =0,E p r ,E p H 分别为切向、径向上的塑性主应变分量,A 为岩体的剪胀扩容系数.根据锚杆锚固端在巷道围岩中的位置,锚杆支护分为锚固端在破碎区、锚固端在应变软化区、锚固端在弹性区3种情况进行分析.2 锚杆支护巷道围岩应力分布211 巷道围岩体径向应力分布锚杆支护巷道的围岩径向应力值R r 在锚固端R m 位置有一个跳跃,锚固区内、外差值为F =q R 0/R m .这是在r =R m 位置处,锚杆工作阻力对锚固端岩体作用的应力边界条件决定的,即在锚固端环向围岩圈上,锚杆施加的工作阻力支护强度为F =q R 0/R m ,力的方向指向巷空.212 巷道围岩体切向应力分布当锚固端在破碎区内、应变软化区时,r =R m 位置处,锚固区内、外岩体的切向应力差值表达式相614第6期李大伟等:巷道锚杆支护特性分析与应用同,为1+si n U 1-si n U R 0R mq .当锚杆锚固端在弹性区时,r =R m 位置处,锚固区内、外的岩体切向应力差值为M 1-M R 0R m,其中,p,M ,R p 分别为岩体的波松比、巷道围岩塑性区半径.图2 巷道围岩应力与围岩位置的关系F i g 12 R e l a ti onsh i p bet w een stress and place o f roadway s urround i ng rock 岩体r =R m 位置处切向应力R H 跳跃值,当锚杆锚固端在围岩塑性区时显著,为R r 跳跃值的2~3倍,这主要由围岩体极限平衡条件中的U 值决定;当锚杆锚固端在围岩弹性区时减小,它主要由岩体的泊松比M 确定.锚杆巷道围岩径向、切向应力分布如图2所示,对于支架支护的巷道,其围岩应力分布曲线是平滑、连续变化的.3 巷道锚杆支护与支架支护的对比311 巷道围岩塑性区半径对比支架支护巷道塑性区半径为R p =R 0[q +C*co t U ]-1-sin U 2sin U Y ,(1)式中,Y =-E (C -C *)(A +1)+2M c (1+M )(p 0sin U +C co s U )E [1+A +sin U (1-A )](cot U -co s U )@E (C -C *)(A +1)+2M c (1+M )(p 0si n U +C cos U )2M c (1+M )(p 0si n U +C cos U )1A +12s i n U 1-s i n U +p 0(1-si n U )+C (cot U -cos U )+2M c (1+M )(p 0si n U +C cos U )E [1+A +si n U (1-A )](co t U -cos U )1-sin U 2sin U . 锚杆锚固端在破碎区、应变软化区时的巷道围岩塑性区半径R p 表达式相同,即R p =R 0q +C *co t U -R 0R m q R 0R m 2s i n U 1-s in U-1-s in U 2s in U Y.通过计算锚杆支护与支架支护的巷道围岩塑性区半径之比可知,锚杆支护巷道围岩塑性区大于相同支护工作阻力强度条件下的支架巷道围岩塑性区.锚杆锚固端在弹性区时,巷道围岩塑性区半径的表达式为R p =R 0(q +C*co t U )-1-sin U 2si n U -E (C -C *)(A +1)+M c (1+M )sin U 1-M R 0R m q +2p 0sin U +2C cos U (co t U -cos U ){E [1+A +si n U (1-A)]}E (C -C *)(A +1)+M c (1+M )sin U 1-M R 0R mq +2p0si n U +2C cos U M c (1+M )si n U 1-M R 0R m q +2p 0sin U +(2)2C cos U 1A +12s i n U 1-s i n U+p 0(1-si n U )+C (cot U -co s U )+1-sin U 2(1-M )R 0R mq +M c (cot U -co s U )(1+M )E [1+A +sin U (1-A )]sin U 1-M R 0R m q +2p 0sin U +2C co s U 1-s i n U2s i n U .由锚杆支护锚固端在弹性区时的巷道围岩塑性区半径表达式,可得塑性区半径R p 随锚杆锚固端位置615煤 炭 学 报2008年第33卷图3 锚杆锚固端在弹性区时R p 与锚固区半径R m 的关系F i g 13 R e lati onship bet ween R p and R m for bo lt suppo rt anho red i n elasti c d i str i c t 半径R m 的变化关系曲线如图3所示.和支架支护巷道的塑性区半径表达式(1)进行对比,由式(2)可知,当锚固区半径R m y ]时,锚杆巷道塑性区半径等于同等支护阻力条件下支架支护巷道的塑性区半径.在锚杆锚固端位于弹性区的巷道塑性区变化曲线上,随锚杆长度增加围岩塑性区半径减小;但幅度变缓并趋于一恒定值,该恒定值即为支架支护巷道的塑性区半径.因此,锚固端在弹性区时的锚杆支护巷道仍大于支架巷道的围岩塑性区半径.312 巷道周边围岩位移对比支架支护巷道时,周边位移u 0=2(1+M )E (A +1)(p 0s i n U +C cos U )R A +1p R A 0+(1+M )(A -1)E (A +1)(p 0si n U +C cos U )R 0. 锚杆锚固端在破碎区、应变软化区的巷道周边位移表达式和支架支护巷道相同.由于锚杆巷道塑性区半径大于支架支护巷道,其巷道周边位移量大于支架支护巷道.锚杆锚固端在弹性区时,巷道周边位移量为u 0=1+M E (A +1)sin U 1-M R 0R m q +2p 0sin U +2C cos U R A +1p R A 0+1+M E (A +1)@(1-2M )(A +1)+sin U (A -1)2(1-M )R 0R mq +(p 0sin U +C cos U )(A -1)R 0. 对比支架支护巷道周边位移表达式,锚杆锚固端在弹性区的巷道周边位移表达式中增加了si n U 1-M R 0R m q ,(1-2M )(A +1)+si n U (A -1)2(1-M )R 0R mq 两项,且锚杆巷道塑性区半径大于支架巷道,因此其巷道周边位移也大于支架支护巷道.比较支架支护巷道与锚杆巷道锚固区半径足够大时的塑性区半径、巷道周边位移(包括围岩应力分布)可知,理论上,支架支护是同等支护阻力强度的巷道锚杆支护、锚杆长度足够大时的一个特例.同等支护工作阻力强度条件下,支架支护巷道的围岩塑性区半径、位移小于锚杆支护巷道的围岩塑性区半径及位移.这是由于锚杆支护对围岩提供的是一组夹紧力,不直接作用于围岩体在径向上的平衡,而是间接地提高围岩体切向应力来实现开巷后围岩体的应力平衡状态.支架支护工作阻力为一直接阻止围岩位移的平衡力;同时径向应力增加,切向应力也升高,径向支护工作阻力和升高的切向应力共同阻止围岩体破坏与巷道位移的发展[5].这里理论计算中的支架与锚杆工作阻力强度为支护对围岩已产生的实际最大阻力强度.理论上,在同等实际支护工作阻力强度下,支架支护优于锚杆支护.以前,在支架工作状态中,忽视了背帮接顶,和围岩接贴不紧密,支架工作阻力没有得到充分发挥,控制围岩位移及塑性区的效果稍差.近几年已认识到这个问题,通过架后充填给予了很好的解决,但锚杆支护成本低,施工方便,工人的劳动强度小,且具有预紧力、随围岩变形能力强的优点,因此锚杆支护在一定条件下,得到了较广泛的应用.4 围岩塑性区半径、位移与锚杆长度的关系由锚杆夹紧力支护作用的弹塑性力学计算结果得出巷道周边位移、围岩应变软化区半径R p 及破碎区半径R t 与锚固区半径R m 的关系,即u 0,R p ,R t 随R m 增加开始阶段显著减小,基本呈双曲线函数关系;一定阶段后,基本无变化,呈近水平直线变化(图4).616第6期李大伟等:巷道锚杆支护特性分析与应用图4 锚固端在塑性区与弹性区时R p ,R t ,u 0与R m 的关系F ig 14 R elati onsh i p bet w een R p ,R t ,u 0and R m for bo lt support anhored i n plastic and elasti c d i str i st在给定的支护强度下,锚杆长度是影响巷道位移及围岩应变软化区、破碎区范围的重要因素,围岩塑性区大小可变.锚杆长度、支护强度在一定程度上可改变影响围岩的松动范围,采取及时有效的主动支护,巷道塑性区宽度可以调节和控制.根据锚杆锚固区半径R m 与u 0,R p ,R t 在一定范围内变化显著的关系,合理、经济地选择锚杆长度,可以有效地控制围岩应变软化区和破碎区范围,减小巷道的位移量.5 围岩塑性区半径、位移与锚杆支护强度的关系围岩塑性区半径R p 、巷道周边位移u 0与锚杆支护强度关系如图5所示.锚杆长度一定时,支护强度图5 R p ,u 0与q 的关系F ig 15 R elati onsh i p bet w een R p ,u 0and q增加对围岩塑性区半径、巷道位移的影响随工作阻力值的提高逐渐减弱.锚杆工作阻力强度较低时,巷道塑性区较大,固定长度的锚杆锚固端位于塑性区;围岩塑性区半径、巷道周边位移与支护工作阻力强度关系受锚固端位于应变软化区、破碎区的关系方程控制,随q 值增加变化明显,曲线段斜率绝对值较大.锚杆工作阻力强度较高时,巷道塑性区较小,固定长度的锚杆锚固端位于弹性区;围岩塑性区半径、巷道周边位移与支护工作阻力强度关系由锚固端位于弹性区的关系方程决定,随q 值增加巷道围岩支护效果变化幅度减小,曲线段斜率绝对值较小.6 程村矿井下锚杆一次支护设计根据锚杆夹紧力支护作用弹塑性力学计算的解析解,在程村矿井下进行了二次支护巷道一次锚杆支护的设计应用.巷道围岩岩性泥岩,原岩应力及岩体的有关参数:p 0=13MPa ,C =112M Pa ,C *=0125MPa ,M c =160MPa ,U =30b ,M =013,E =2000MPa ,A =210.拱形巷道,按圆形计算,巷道半径R 0=214m.锚杆采用<22mm 左旋螺纹钢,最大工作阻力216kN,实际工作阻力170kN;锚杆间排距700mm @800mm,支护强度q =01304M Pa .由该条件下计算得到的R p -R m ,U 0-R m 关系曲线(图6)可知,锚固区半径R m =419m;一次支护设计参数选定锚杆长度为216m 时,锚杆支护对围岩塑性区半径的控制较好,同时巷道位移较小.配合第2次圆形工字钢封闭支架支护,试验巷道已施工1a ,围岩位移量控制在150mm 内,巷道使用效果良好.617煤 炭 学 报2008年第33卷图6 程村矿试验巷道R p ,u 0与R m 的关系F ig 16 R elati onship bet w een R p ,u 0and R m for the testi ng ro ad w ey i n Chengcun M i ne7 结 论(1)在锚杆两端对锚固区围岩体施加两组夹紧力,考虑锚杆支护对巷道围岩应力状态改变的影响,用描述锚固围岩体力学性质的黏结力和内摩擦角不改变的力学模型,分析巷道锚杆支护的特性是可行的.(2)锚杆巷道围岩径向、切向应力在r =R m 位置有一个跳跃,其中R r 的跳跃值为F =qR m /R 0.当锚杆锚固端在围岩塑性区时显著,R H 跳跃值为R r 跳跃值的2~3倍,这主要由围岩体极限平衡条件中的U 值决定;当锚杆锚固端在围岩弹性区时减小,它由岩体的泊松比确定.(3)锚杆支护巷道周边位移u 0、围岩应变软化区半径R p 及破碎区半径R t 随R m 增加开始阶段显著减小,基本呈双曲线函数关系;一定阶段后,变化趋缓,呈近水平直线变化.(4)锚杆长度一定时,支护强度q 对围岩塑性区半径、巷道位移的影响随q 值的提高逐渐减弱.锚杆工作阻力强度较低时,围岩塑性区半径、巷道周边位移随支护工作阻力强度q 值增加变化明显.锚杆工作阻力强度较高时,随q 值增加巷道围岩支护效果变化幅度减小.参考文献:[1] 侯朝炯,郭励生,勾攀峰.煤巷锚杆支护[M ].徐州:中国矿业大学出版社,1999.H ou Chao ji ong ,Guo L is heng ,G ou P an f eng.Bo lt support o f coa l road w ay [M ].Xuzhou :Ch i na U n i versity ofM i ning &T ech -no l ogy P ress ,1999.[2] 侯朝炯,勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[J].岩石力学与工程学报,2000,19(3):342~345.H ou Chao ji ong ,G ou Panfeng .Study o f strengthen i ng m echan i s m i n surroundi ng rock strength for road w ay bo lt support [J].Journa l o f R ock M echanics and Eng i nee ri ng ,2000,19(3):342~345.[3] 勾攀峰.巷道锚杆支护提高围岩强度和稳定性的研究[D ].徐州:中国矿业大学,1998.G ou Panfeng .St udy o f i m prove m ent on s urround i ng rock strength and stab ilit y for roadway bolt support [D ].Xuzhou :Ch i naUn i v ers it y o fM i n i ng and T echno l ogy ,1998.[4] 李大伟.深井、软岩巷道二次支护围岩稳定原理与控制研究[D ].徐州:中国矿业大学,2006.L iD aw e.i St udy on pri nc i p l e and contro l of surroundi ng rock stability of the t w o ti m es supports for deep m i ne and soft rock roadway [D ].X uzhou :Ch i na U n i v ers it y o fM i n i ng and T echno l ogy ,2006.[5] 李大伟,侯朝炯.锚杆支护对围岩稳定作用的弹塑性力学计算与应用[J].西安科技大学学报,2006,26(1):20~23.L iD aw e,i H ou Chao ji ong .Calculati ng and ana l ysing the ac tion of bo lt support on surround i ng rock stab ilit y i n elasti c and plas -tic m echanics [J].Journa l o f X i .an U niversity of Sc i ence and T echno logy ,2006,26(1):20~23.[6] 李大伟,侯朝炯.低强度软岩巷道大变形围岩稳定控制试验研究[J].煤炭科学技术,2006,34(3):36~39.L i D a w e,i H ou Chao ji ong .Exper i m ent and st udy on contro lli ng surround i ng rock stability of w eak rock road w ay w it h l a rge de -fo r ma ti on and lo w streng t h [J].Coa l Sc i ence and T echno logy,2006,34(3):36~39.618。
煤矿巷道锚杆支护技术的发展与现状
煤矿巷道锚杆支护技术的发展与现状【摘要】本文着重介绍了锚杆支护成套技术，包括地质力学测试、锚杆支护设计、支护材料、施工机具与工艺、工程质量检测及矿压监测、特殊地质条件支护技术等。
实践表明：锚杆支护已经成为我国煤矿巷道首选的、安全高效的主要支护方式，显著提高了巷道支护效果，保证了采煤工作面的安全、快速推进，促进了煤炭产量的大幅度增长。
【关键词】煤矿；巷道支护；锚杆支护我国煤矿锚杆支护技术经历了从低强度、高强度到高预应力、强力支护的发展过程。
目前，我国很多矿区煤巷锚杆支护率达到60%，有些矿区超过了90%，甚至达到100%。
我国煤矿已经形成了有中国特色的煤巷锚杆支护成套技术体系，锚杆支护已经成为煤矿巷道首选的、安全高效的主要支护方式。
1 锚杆支护理论的发展目前的锚杆支护理论归纳起来有3种模式：被动地悬吊破坏或潜在破坏范围的煤岩体；在锚固区内形成某种结构（梁、层、拱、壳等）；改善锚固区围岩力学性能与应力状态，控制围岩变形与破坏。
通过不断深入的研究发现，锚杆支护的本质作用以第3种模式为主。
同时，借鉴美国煤矿锚杆支护理论与实践经验，发现巷道开挖后立即支护，并施加足够高的安装力，即锚杆预应力，提高锚固体的刚度非常重要。
根据锚杆受力大小来分型，可将锚杆受力模型分成5级，即从锚杆预应力很低，支护不明显到高预应力、强力支护之间划分出五个档次，根据对锚杆受力变化特征的分析，得出锚杆支护围岩响应曲线，如图2所示，曲线1～5分别5级受力模型相对应。
曲线5对应的高预应力、强力锚杆支护能有效控制围岩位移；曲线2锚杆破断之前围岩变形较小，锚杆破断后，围岩位移急剧增大；曲线3围岩发生较大位移后能趋于稳定；曲线4围岩发生较大位移后不能稳定，而且后期由于锚固力明显降低，围岩位移进一步加大，甚至失稳。
图1 锚杆支护围岩响应曲线根据上述分析，提出高预应力、强力支护理论。
（1）锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形，将这种不连续变形控制到最小，保持煤岩体的完整性、连续性，使围岩处于受压状态，减小煤岩体强度降低。
锚杆支护对围岩稳定作用的弹塑性力学计算与应用
第２ ６卷
第１ 期
西
安 科
技
大
学
学 报
Ｖｌ． ６ Ｎｏ １ ０ ２ １ ．
Ｍ ａ．２ ０ ｒ ０６
２０ ０ ６生 ３ Ｙ ｌ NhomakorabeaＪ 瓜ＮＡＬ ＯＦ ’ ａＩ ＸＩＡＮ ＵＮＩ ＶＥＲＳ ＴＹ ＣＩ Ｉ ＯＦ Ｓ ＥＮＣＥ Ａ Ｄ Ｎ ＴＥＣＨＮＯＬ ＯＧＹ
ｒ ｃ ｔ ｂｉｉｙ ｉ ｌ ｓｉ ｄ ｐｌｓｉ ｅ ｈ ｎ ｃ ｏ ｋ ｓａ ｌｔ ｎ ｅａ ｔｃ ａ ａ ｔｃ ｍ ｃ ａ ｉｓ ｎ
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ｒ ｌｓｄ Ｆｉａｌ ｈ ｍｕａｉ ｐ ｌ ｅｅｔｎ ｏｔ ｕ ｐ ｔ ｒ ｍｅｅ ｍｉ ｅｒ ａ ｗａ ． ｅ ａ ｅａ ａｙｅ ． ｎ ｌ ｔ ｅｆｒ ｌｔ ｎ ｉ ａ ｐ ｉｄｓｌｃｉｇ ｂ ｌ ｓ ｐ ｒ ａ ａ ｔｒｉ ｎ ｏ ｄ ｙ Ｔｈ ｎ ｙ， ｏ ｏ ｓ ｅ ｏ ｐ ｎ
ｌ ｈ ｄ Ｔｈ ｏ ｇ ａｃ ｌｔ ｎ，ｈ ｔｅｓａ ｄ ｐａｔ ｉｔｉｔ ａ ｉｓｏ ｈ ｏ ｋ ａｅｆｒ ｌｔｄ ｆｒｖ ｒｏ ｓ ｉ ｅ ． ｒｕ ｈ ｃｌｕａｉ ｔ ｅｓｒ ｌｓｉ ｄｓｒ ｄｕ ｆｔ ｅｒ ｏ ｍｕａ ｅ ｏ ａｉｕ ｓ ｏ ｓ ｎ ｃ ｃｒ ｃ ｒ ｓ ｐ ｒ ｔｅ ｇ ｈ ａ ｄａ ｃ ｏ ａ ｅｄｓｒｃ ａ ｉｓ ｔ ｅｒ ｃ ｔｅｓｄｓｒ ｕ ｉｎ ａ ｄｐａｔ ｉｔｉｔｃ ａ ｇｎ ｕ ｐ ｔｓｒｎ ｔ ｎ ｈ ｒｇ ｉｔｉｔｒｄｕ ，ｈ ｏ ｋｓｒｓ ｉ ｉ ｔ ｌ ｉ ｄｓｒ ｈ ｏ ｎ ｔｂ ｏ ｎ ｓ ｃ ｃ ｎ ｉｇ
浅谈煤巷掘进中提高锚杆支护效果的措施
浅谈煤巷掘进中提高锚杆支护效果的措施煤矿企业巷道掘进过程中，由于作业环境较为恶劣，而且安全条件较差，在这种情况下，需要做好支护工作，确保作业的安全性，提高掘进的速度。
目前锚杆支护施工工艺在巷道掘进中应用较多，但在具体使用过程中还存在一些问题，所以需要对锚杆支护方法进行科学设计，提高锚杆施工工程质量，努力提高支护人员的技术水平，从而有效地确保锚杆支护的效果，保障矿井作业的安全性。
标签：煤巷掘进；锚杆支护；问题；支护效果前言锚杆支护技术作为一种快速支护施工工艺，在我国已有几十年的应用历史，在煤矿巷道掘进过程中，利用锚杆支护技术不仅可以有效的提高巷道支护的效果，而且能够确保掘进速度的提升。
锚杆支护技术在煤巷掘进过程中的应用，可以强化巷道围岩的强度，提高围岩的稳定性，而且锚杆支护具有较好的经济性，具有成巷速度快及巷道断面利用率高的特点，不仅可以有效的改变作业环境和拉高煤井作业的安全，同时还有利于矿井经济效益的提升，在煤矿巷道掘进中发挥着极其重要的作用。
1 煤巷掘进时应用锚杆支护技术存在的问题1.1 煤矿矿区地质条件预测缺失目前我国各个矿区岩体多为较复杂的地质体，这就需要在支護技术应用前要全面地对地质体的实际情况进行了解，从而有效的提高锚杆支护的效果。
但在具体支护设计时，很大一部分煤矿都没有对围岩的实际情况进行深入了解，没有测试有关于围岩的相关参数，这就导致支护设计时存在较多的缺陷，特别是锚杆支护的牢固性较差，极易发生顶板事故。
1.2 锚杆支护方法不够合理目前在锚杆支护设计时，主要采用主工程类比法和理论分析法来进行设计，这两种设计法自身即存在着一定的缺陷，这就导致设计方法缺乏合理性而且较为单一，不利于锚杆支护效果的体现。
在利用工程类比法设计时，往往是凭借经验来进行设计，而缺乏科学的设计依据。
而理论分析法对于处于不断变化的矿井情况来讲，会存在着较大的偏差，这就导致利用这两种方法所设计出来的支护参数与实际情况存在较大的偏差，工程施工过程中可操作性不强。
国内外在深井-软岩巷道支护方面的研究综述
国内外在深井\软岩巷道支护方面的研究综述摘要：理论是实践进行的基础。
本文在查阅相关文献的基础上，对国内外在深井、软岩巷道支护方面的研究进行了理论上的综述，为今后这方面的工作开展奠定基础。
关键词：巷道支护深井研究随着煤矿资源开发的进行，采矿工程的深度也在日益提升，深埋地下的深井、软岩巷道也是越来越普遍，进而使得开采难度不断加大。
很多研究表明：深度开采失败的原因在于巷道支护没有考虑到深井及软岩特点，导致其深压结构变形所致。
本文对国内外在深井、软岩巷道支护方面的研究进行了理论上的论述，为今后这方面的工作开展奠定基础。
一、国内在深井、软岩巷道支护方面的研究一般的巷道支护多采用锚喷网技术，仅对于深井、软岩巷道，往往单一的锚喷网尚不能解决问题。
经过几十年的努力，我国深井、软岩巷道的支护技术有了较大的进展，对软岩巷道的支护机理也有了一定认识。
近年来着重研究试验了锚网喷索、锚网喷索注浆加固、锚网喷索二次支护、u型钢支架锚索、u型钢支架喷注、混凝土(料石)碹注浆加固、架后充填全断面封闭式u型钢可缩支架、架后充填钢管支架、架后充填大弧板支护、网壳支架及上述部分支护形式和卸压等组成的联合支护技术，并取得了一定的效果。
基本上形成了锚网喷或u型钢支架一次让压支护，二次加强支护围岩稳定性的支护思想。
典型的深井、软岩巷道支护技术、理论有：1.联合支护理论其主要观点概括为：对巷道支护，不能一味地强调支护刚度，要先柔后刚，先让后抗，柔让适度，稳定支护，由此发展起米的支护形式有锚喷网索、锚喷网架、锚带网架、锚带喷架、锚喷弧板等联合支护技术。
2.锚杆围岩强度强化理论侯朝炯教授、勾攀峰教授深入地进行了锚杆支护控制围岩稳定的实验室及理论研究，提出锚杆与围岩相互作用组成锚固体，锚杆可改善锚固体力学参数，提高锚固体的强度，使岩体强度，特别是峰后强度和残余强度得到强化，形成共同承载结构，充分发挥围岩自承能力。
锚固体随锚杆支护强度的增加而提高；锚同体强度得到强化，达到一定程度就可保持围岩稳定。
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为试体自由面积 m 2。 c = c0 + ncm = c0 +
4
nΡsΠd 2 3 S co s (45°- Υ 2)
(4)
(2) 假设锚固体的破坏服从莫尔2库仑准则, 则 锚固体的单向抗压强度为
Ρc =
2cco sΥ 1 - sinΥ
(5)
联立式 (4) 和 (5) , 可得到不同锚杆布置时锚固
图2 岩体变形曲线 F ig. 2 D efo rm ation curve of rock s
3 锚固体强度强化后的力学行为分析
3. 1 分析计算模型 根据相似材料模拟试验结果, 得到锚固体的全
程应力2应变曲线 (图2) , 曲线上的弹性区、峰后应变 软化区以及残余强度区分别与巷道周围的弹性区、 塑性区以及破碎区相对应, 为了不使所建立的模型 和求解过程过于繁冗, 简化为图3所示的理想残余塑 性模型。
2. 2 锚固体力学参数的改善
2. 2. 1 弹性模量 E 及软化模量M
从锚固体弹性变形阶段的数据及曲线可求出 E
值。
软化模量M 反映极限强度后曲线斜率的变化,
规定锚固体峰值强度点到残余强度点连结直线的斜
率为锚固体的软化模量。
2. 2. 2 内聚力 c, c3 及内摩擦角 Υ, Υ3
锚固体破坏前的内聚力和内摩擦角分别以 c, Υ
0. 7 0. 75 0. 82
1. 00 1. 04 1. 11 1. 17 1. 26 1. 32 1. 38
Kc
1. 00 1. 12 1. 19 1. 27 1. 33 1. 43 1. 56
2. 3 巷道围岩强度的强化系数 将布置锚杆后锚固体的强度与未布置锚杆的岩
体强度之比定义为锚固体的强化系数。则锚固体极 限强度强化系数 K j = Ρ1 Ρc, 锚固体残余强度强化系 数 K c = Ρ31 Ρc3 。
(焦作工学院资源材料系 焦作 454159)
摘要 通过实验室试验和理论分析, 研究了巷道锚杆支护对锚固范围岩体峰值强度和残余强度的强化作用以及对锚固体 峰值强度前后 E , c, Υ值等力学参数的改善, 分析了锚固体强度强化后对巷道围岩塑性区和破碎区的控制程度。 关键词 锚杆支护, 围岩强度强化, 残余强度 分类号 TD 353. 6 文献标识码 A 文章编号 100026915 (2000) 0320342204
2. 1 模型设计 模 拟 试 验 的 原 型 相 当 于 从 巷 道 一 侧 或 顶 板“取
出”的, 其尺寸的大小应能代表锚固体的一般状态, 考虑锚杆布置方式及岩体的尺寸效应[4], 原型尺寸 为2. 0m ×2. 0m ×2. 0m , 锚固分离体所处位置、形状 及尺寸如图1所示。
模型的几何相似比为1 10, 容重相似比为 0. 75, 则应力相似比为0. 075, 锚固试体的尺寸为20 cm ×20cm ×20cm。巷道围岩为中硬岩层, 岩石单轴 抗压强度为16. 50M Pa。岩石相似材料由砂、水泥和 石膏组成, 配比号为737, 含水量为10% , 缓凝剂硼 砂含量为水量的1%。锚杆相似材料选用15A 保险 丝, 粘结剂采用1 1的石膏浆。
锚杆密度 弹性模量 软化模量
根
E
M
(400cm 2) - 1 M Pa M Pa
0
280. 8 32. 0
2
282. 6 32. 6
3
284. 7 35. 2
4
288. 2 39. 3
5
294. 0 41. 9
6
299. 7 43. 2
8
310. 0 46. 3
锚固体破坏前
c M Pa 0. 35 0. 36 0. 36 0. 37 0. 37 0. 38 0. 39
侯朝炯等. 巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究
·343·
(a) (b)
图1 锚固分离体的形状及尺寸 F ig. 1 Shape and dim en sion of separated rock body suppo rted by bo lt
锚杆密度 根 (400cm 2) - 1
0 2 3 4 5 6 8
单向加载
极限强度 M Pa 残余强度 M Pa
1. 238 1. 275
0. 060 0. 065
1. 35 1. 43
0. 068 0. 072
1. 50
0. 075
1. 575
0. 081
1. 675
0. 089
Kj
1. 00 1. 03 1. 09 1. 16 1. 21 1. 27 1. 35
第19卷 第3期 2000年5月
岩石力学与工程学报
C h inese J ou rnal of R ock M echanics and E ng ineering
19 (3) : 342～ 345 M ay , 2000
巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究3
侯朝炯
(中国矿业大学 徐州 221008)
勾攀峰
1 引 言
巷道围岩的稳定性除了支护的作用外, 主要取 决于围岩的强度和应力状况。从提高围岩的强度出 发, 近几年开展了经锚杆锚固后围岩力学性能改善 的研究。这些研究主要是针对浅埋深不受采动影响 的水利、隧道、边坡等工程, 探讨了锚杆加固后岩石 峰前区内聚力 c, 内摩擦角 Υ, 弹性模量 E 的改善情 况[1～ 3]。对于煤矿巷道, 由于围岩松软, 加之埋藏深, 受采动、构造应力的影响, 地应力很大, 巷道围岩破 坏严重, 因而其周围存在着破碎区、塑性区和弹性 区, 锚杆锚固区域的岩体则处于破碎区或处于上述 两个或三个区域中, 相应锚固区域的岩石强度处于 峰前、峰后或残余强度阶段。因此, 只有掌握围岩峰 后强度和变形的特点以及锚杆对提高围岩峰值强度 和残余强度以及改善岩石力学性质的作用才能从根 本上揭示锚杆支护的作用机理。
Υ ()
31. 5 31. 5 33. 5 35. 6 37. 1 38. 8 40. 4
锚固体破坏后
c3
Υ3
M Paa (°)
0. 017 31. 5
0. 018 31. 5
0. 018 33. 5
0. 018 35. 6
0. 019 37. 1
0. 019 38. 8
0. 021 40. 4
(6)
由式 (6) , 可求得锚固体残余强度时的 c3 , Υ3 。
2. 2. 3 锚固体力学性能改善汇总
将上述计算结果汇总于表1。
表1 锚固体力学性能改善汇总 Table 1 Im provem en t of m echan ica l properties of
bol ted rock body
横向联结, 承受剪力及弯距, 提高锚固体的力学参
数[6], 达到提高锚固体强度的目的。
(1) 锚杆对锚固体的横向作用可以看作提高了
破裂面上锚固体的抗剪强度, 亦即增加了锚固体的
等效内聚力 c,
c = c0 + ncm
(1)
式中: c0 为无锚杆时岩体的内聚力 M Pa; n 为锚固体中锚杆布置根数;
cm 为单根锚杆提供的附加内聚力 M Pa。
cm = F bmax S co s (45°- Υ 2)
(2)
式中: F bmax 为在纯剪切条件下, 锚杆可以承受的最大 剪力, 应用米赛斯准则, 有下式:
F bm ax = ΡsΠd 2
(3)
43
式中: Ρs 为锚杆屈服强度 M Pa; d 为锚杆直径 m ; S
Kc
1. 00 1. 08 1. 13 1. 19 1. 25 1. 35 1. 48
平面应变加载
极限强度 M Pa 残余强度 M Pa
Kj
1. 65 1. 725 1. 832 1. 928 2. 075 2. 17 2. 275
0. 525 0. 588 0. 625 0. 668
1999年1月10日收到初稿, 1999年3月1日收到修改稿。 3 国家自然科学基金重点 (59734090) 资助项目。 作者 侯朝炯 简介: 男, 66岁, 1955年毕业于北京矿业学院, 现任教授, 博士生导师, 主要从事矿山压力、岩石力学、巷道支护、开采方法等方面 的研究。
第19卷 第3期
图3 线性弱化理想残余塑性模型 F ig. 3 Ideal residual and p lastic m odel
3. 2 计算实例 新汶矿务局孙村矿2# 煤层回采巷道顶板泥质胶
结中粒砂岩与煤层的强度近似相等。为便于分析, 假设巷道为圆形, 半径 a = 1. 5 m , 围岩为均质体, 处于静水压力状态, P 0 = 15M Pa, 岩体的有关参数 为: c = 1. 5M Pa, Υ= 30°, Λ= 0. 5, E = 2 110M Pa, M = 168. 8M Pa (无锚杆时) , c3 = 0. 05M Pa。
试验采用平面应变加载 (Ρ1 方向) , 非加载面 (Ρ2 方向) 采用刚性约束, 在锚杆轴向留设一个自由面模 拟巷道围岩表面。按照锚杆布置常用的间排距大小, 依次选用锚杆的间排距为1. 4, 1. 2, 1. 0, 0. 9, 0. 8, 0. 7m (间、排距相等) 进行模拟, 锚固试件中相应的 锚杆的根数分别为2, 3, 4, 5, 6, 8根, 分别测定锚 固体的强度。
表示, 破坏后的残余强度指标则分别以 c3 , Υ3 表示。
全长锚固锚杆的现场应用表明[5], 锚杆既受到
轴向力的影响, 又受到剪力作用, 所以锚杆对围岩
强度的强化, 一方面通过轴向受力改变围岩的受力
状态, 使锚固体由二向应力状态转变为三向应力状
态, 提高锚固体的强度; 另一方面, 通过与锚固体的
表 2 给出不同锚杆布置时 K j, K c 的试验结果。 从表2看出, 安装锚杆后, 锚固体的强度总比无 锚时提高, 并且随着锚杆布置密度的增加, 锚固体 的强化系数增加。在锚杆锚固强度一定时, 锚杆对 残余强度的强化大于对极限强度的强化, 这对于提 高巷道围岩破碎区的稳定性有重要作用。 由以上分析可知, 巷道锚杆支护作用的实质就 是改善锚固区岩体力学参数, 强化锚固区围岩强度, 特别是强化围岩破裂后的强度, 从而保持巷道围岩 的稳定。