红柳煤矿1121工作面平巷锚杆(索)支护参数研究.pdf

西安科技大学 硕士学位论文 红柳煤矿1121工作面平巷锚杆（索）支护参数研究 姓名王毅 申请学位级别硕士 专业采矿工程 指导教师柴敬;赵文华 论文题目红柳煤矿 1121 工作面平巷锚杆（索）支护参数研究 专 业采矿工程 硕 士 生王 毅 （签名） 指导教师柴 敬 （签名） 赵文华 （签名） 摘 要 软岩巷道支护是当今国内外地下工程界面临的一项重要而复杂的技术难题，近年 来，宁东矿区在基本建设与开采过程中巷道多次出现片帮、冒顶等支护问题，严重制约 着巷道的快速掘进，直接影响了矿井建设进程和安全高效开采。 本文在参考大量文献的基础上，对软岩的概念、分类作了较为全面的归纳和总结， 分析了软岩巷道围岩变形破坏的因素和原因， 论述了限制软岩巷道围岩变形破坏的机理 以及锚网索联合支护作用机理。 通过对红柳煤矿 1121 工作面平巷现场调查和历时一年的矿压观测，归纳出了 1121 工作面平巷围岩变形变化的原因，其中在进行矿压观测时分别应用数显式收敛仪、多基 点顶板离层仪、松动圈测试仪、钻孔窥视仪等仪器，较全面地对围岩的稳定性和安全程 度进行了分析与判断。在此基础上，应用自然平衡拱理论计算方法和围岩松动圈理论， 采用锚杆动态信息设计法初步拟定出巷道新支护设计的基本参数。 以红柳煤矿 1121 工作面平巷为研究对象，在三维可加载物理相似模拟实验台上进 行巷道相似模拟，模型尺寸为 15001500600mm，分别通过液压千斤顶加载系统施加 不同的侧向和纵向载荷来模拟巷道不同埋深的水平和垂直应力场。 巷道一半为原支护方 案模拟，另一半为新支护方案模拟。采用光学全站仪、压力传感器、锚杆测力计、百分 表等多种测试手段对巷道表面位移、深层围岩变形破坏、底板支承压力分布特征以及锚 杆尾部受力进行观测，最后结合现场实测结果，对不同测试手段的数据进行相互验证。 利用 FLAC3D数值模拟研究手段，对原支护设计方案和新支护设计方案进行对比分 析，得到了不同位置、不同应力环境下围岩的离层、位移、应力分布规律。 研究得出，顶板围岩松动圈范围在 0～2.3m 之间，离层区域主要出现在顶板上方 3m～2m 之间，新支护设计方案能有效限制围岩的变形和应力分布。 关 键 词平巷；围岩松动圈；锚杆支护；矿压观测；物理相似模拟 研究类型应用研究 Subject Study on the Bolt Cable Supporting Parameters of 1121 Working face’s Drift in Hong liu Mine Specialty Mining Engineering Name Wang Yi Signature Instructor Chai Jing Signature Zhao wen-hua Signature ABSTRACT Soft rock drift supporting is an important and complex technical problem of domestic and overseas’ underground engineering in nowadays. In recent years, drift occurred spalling and roof falling many times in the process of basic construction and mining in Ning Dong mining area, restricted the quick excavation seriously, directly affected the mine construction process and safetyefficiency mining. Based on large amounts of literature, concluded and summarized the concept and classification of soft rock, analyzed the factors and causes of soft rock drift surrounding deation and failure, discussed the mechanism of restricting soft rock drift surrounding deation and failure ,and the mechanism of combining support with the cable-net-anchor. Based on the site investigation of 1121 working face’s drift in Hong liu Mine and the mine pressure observation lasted for a year, concluded the causes of 1121 working face’s mining drift surrounding deation, in the process of the mine pressure observation, used digital display convergence instrument, multiple base point roof separation indicator, loose circle tester, borehole camera and other advanced instruments to judge surrounding rocks’ stability and security level.On this basis,Through the theoretical calculation of Arch of natural equilibrium and the theory of surrounding rocks loose circle, and.using the bolt dynamical ination design ,Preliminarily Calculated the basic parameters of new roadway supporting design. Taken 1121 working face mining drift in Hong liu Mine for researching object, made roadway similar simulation in the 3d loaded physical simulation experiment table, the size of the model is 15001500600mm, respectively using hydraulic jack loading system, imposed different lateral and vertical load to simulate the horizontal and vertical stress field of different buried depth drift. half of the drift was simulated by the initial supporting scheme, the other half was simulated by new scheme. Using optical electronic total station, pressure sensor, bolt dynamometer, dial indicator and other various test measures to observe surface displacement of the drift, deation and failure of the deep surrounding rocks, supporting pressure distribution of the bottom, and force of the bolt tail part. Finally, combined with site measured results, verified the data of different test measures. Using FLAC3D numerical simulation to analyze and compare the initial supporting design with the optimized supporting design scheme, obtained surrounding rocks’ separation, displacement and stress distribution regularity of different positions and various stress environments. The study concluded that roof surrounding rocks loose circle ranged in 02.3m, the separation area mainly appeared in roof upper side 32m, the new supporting design schemes with 3m bolt can effectively limit the rock deation and stress distribution. Key words Drift Surrounding rock loose circle Bolt supporting Mine pressure observation Physical simulation Thesis Application Study 1 绪论 1 1 绪论 1.1 选题背景 宁夏地处我国西北地区，是全国富煤省（区）之一，全区面积 6.64 万 km2，其中含 煤面积达 1.17 万 km2，煤炭远景储量 2029 亿 t，探明储量 310 亿 t，分别居全国第五位 和第六位。宁夏煤炭主要富集在宁东煤田，含煤面积 3500km2，探明地质储量 273 亿 t， 约占全区探明储量的 90，远景预测储量 1394.3 亿 t，储量丰富，品质优良，交通便利， 不占耕地，靠近黄河水源及大型陕甘宁气田，具有发展国家级特大型能源化工基地得天 独厚的优势条件。 2002 年神华宁夏煤业集团有限责任公司成立之初，原煤年产量为 1570 万 t，2007 年产量已达 3368 万 t，五年期间增产 1798 万 t，增长 114，2008 年完成原煤产量 4000 万 t，与 2007 年比增长 18[1]。建设宁东能源化工基地，是宁夏落实科学发展观、实施 国家区域发展战略和能源发展战略的关键步骤，是实现资源优化配置、有效调整产业结 构的重要选择，是推进小康社会建设的重大举措。 随着经济的不断发展，我国对煤炭资源的需求量越来越大，然而在持续升温的煤矿 行业背后，围绕安全相关的一系列问题也不得不引起我们高度的关注。随着开采深度的 增加，软岩矿井的数量也在不断加大，由于软岩巷道支护不当而造成的巨大的返修量不 仅造成巨大浪费，而且使整个矿井陷于困境，甚至关闭[2]。近年来，宁东矿区在基本建 设与开采过程中多次出现片帮和冒顶现象， 如羊场湾煤矿 2006 年 6 月 7 日发生大冒顶， 冒落体积达 252m3。另外，宁东矿区的碎石井勘探区的枣泉煤矿地下水极其丰富，围岩 也比较破碎。与之相毗邻的鸳鸯湖矿区共规划有 5 对矿井，自北而南分别为清水营矿井 10.00Mt/a，梅花井矿井 12.00Mt/a，石槽村矿井 6.00Mt/a，红柳矿井 8.00Mt/a，麦垛山 矿井 8.00Mt/a。清水营、梅花井、红柳和麦垛山煤矿围岩破碎，地下水极其丰富，以上 这些问题严重制约快速掘进，直接影响了矿井建设进程和安全高效开采[3]。能否解决好 软岩巷道的支护等问题，是西部煤炭开采向纵深发展和安全生产的关键问题之一。 1.2 国内外软岩巷道支护理论的研究现状及发展趋势 1.2.1 国外软岩巷道支护理论研究现状 （1）20 世纪 20 年代以前古典的压力理论阶段 20 世纪初发展起来的是以 Haim、Rankine 和 Иник 理论为代表的古典压力理论[4]。 随着开挖探度的增加，人们发现古典压力理论许多方面都有不符合实际之处，此时，坍 西安科技大学硕士学位论文 2 落拱理论应运而生。坍落拱理论认为坍落拱的高度与地下工程跨度和围岩性质有关， 坍落拱理论的最大贡献就是提出巷道围岩具有自承能力。 这种理论是基于一些简单的假 设，现在已很少应用[5]。 （2）20 世纪 20 年代至 60 年代的松散体理论阶段 这一理论是把岩体视作松散体， 认为作用在支护结构上的荷载是围岩塌落拱内的松 动岩体重量[6]。从 20 世纪 30 年代开始，人们又将弹性力学和塑性力学引入地下工程的 岩石力学分析中，解决了许多地下工程中的问题，其中 R.Fenner 和 H.schmidt 等人的巷 道围岩弹塑性应力分布和围岩与支架的相互作用理论为典型的代表之一。 （3）20 世纪 60 年代前后发展起来的支护与围岩共同作用的现代支护理论 这种理论一方面是由于锚喷支护等现代支护形式的出现，保证了围岩不发生坍塌； 另一方面是由于岩体力学的发展，由此逐渐形成了以岩体力学原理为基础的，以锚喷支 护为代表的，考虑支护与围岩共同作用的现代支护理论。 20 世纪 60 年代，奥地利工程师 L．V．Rabcewlez 在总结前人经验的基础上，提出 了 一 种 新 的 隧 道 设 计 施 工 方 法 ， 称 为 新 奥 地 利 隧 道 施 工 方 法 （NewAustrianTunneling） ，简称新奥法（NATM） ，新奥法的核心是利用围岩的 自撑作用来支撑隧道，促使围岩本身变为支护结构的重要组成部分，使围岩与构筑的支 护结构共同形成坚固的支承环[7 、8]。 日本山地宏和樱井春辅提出了围岩支护的应变控制理论。该理论认为，隧道围岩的 应变随支护结构的增加而减小，而容许应变则随支护结构的增加而增大。因此，通过增 加支护结构，能较容易地将围岩应变控制在容许应变范围之内。支护结构的设计原则是 在由工程测量结果确定了对应于应变的支护工程的感应系数后确定的[9]。 20 世纪 70 年代，M．D．Salamon 等人又提出了能量支护理论。该理论认为，支护 结构与围岩相互作用、共同变形，在变形过程中，围岩释放一部分能量，支护结构吸收 一部分能量，但总的能量没有变化[10]。因而，主张利用支护结构的特点，使支架自动调 整围岩释放的能量和支护体吸收的能量，支护结构具有自动释放多余能量的功能。 1.2.2 国内软岩巷道支护理论研究现状 我国在软岩巷道的支护设计等方面的研究工作起始于 1958 年， 但是直到 80 年代才 取得较大的发展。 （1）轴变理论和系统开挖理论 由于学馥等人（1981 年）提出的“轴变理论”和“系统开挖控制理论” ，认为巷道 围岩破坏是由于应力超过岩体强度极限所致， 坍塌是改变巷道轴比， 导致应力重新分布， 高应力下降低应力上升，直至自稳平衡，应力均匀分布的轴比是巷道最稳定的轴比，其 形状为椭圆形[11]。而开挖系统控制理论认为是开挖扰动了岩体的平衡，这个不平衡系统 1 绪论 3 具有自组织功能，可以自行稳定。其基本要点如下[12] 1）地应力是引起围岩变形破坏的根本作用力，所以强调把工程所处的实测地应力 作为力学分析的前提条件。 2）从具体的应力和围岩应力研究围岩变形破坏规律。 3）不是所有的巷道都会出现像太沙基和普罗托吉雅夫理论所说的垮落拱。调整围 岩应力分布状态可以使本来会破坏的巷道不破坏。 4）巷道垮落后的稳定轴比“高、宽之比”是有规律的，它决定于地层原始应力（地 应力）的分布状态。 5）根据地应力、围岩应力、岩体力学性质和变形特征，对地压进行分类是分析围 岩变形破坏、地压活动规律和选择巷道维护方法的基础。轴变论是分析围岩破坏规律的 理论，重点强调了轴比的重要性，并没有谈如何支护。 （2）联合支护理论 郑雨天，冯豫、陆家梁、朱效嘉教授等提出了在新奥法的基础上发展起来的的联合 支护技术。他们认为对于软岩巷道支护，要“先柔后刚、先挖后让、柔让适度、稳定 支护” ，并由此发展起来了锚喷网技术、锚喷网架支护技术、锚带网架、锚带喷架等联 合支护技术[13]。 （3）关键部位耦合组合支护理论 由何满潮教授提出的关键部位耦合组合支护理论，认为巷道支护破坏大多是由于 支护体与围岩体在强度、刚度、结构等方面存在不耦合造成的[14]。要采取适当的支护转 化技术，使其相互耦合，复杂巷道支护要分为两次支护，第一次是柔性的面支护，第二 次是关键部位的点支护。 （4）锚喷弧板支护理论 孙钧、郑雨天和朱效嘉等提出的锚喷弧板支护理论是对联合支护理论的发展。该 理论的要点是对软岩总是强调放压是不行的，放压到一定程度后，要坚决顶住，即采 用高标号、高强度钢筋混凝土弧板作为联合支护理论，先柔后刚的刚性支护形式，坚决 限制和顶住围岩向中空位移[15]。 （5）围岩松动圈理论 中国矿业大学董方庭教授提出松动圈理论，他认为巷道支护的对象为松动圈围岩 自重和深部围岩的部分弹塑性变形及松动围岩的碎胀变形， 而围岩松动圈是围岩应力和 围岩强度的函数， 它反映了巷道稳定程度[16]。 凡是裸体巷道， 其围岩松动圈都接近于零， 此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在，但并不需要支护；松动圈越大，收敛变形越大， 巷道就越难支护。因此，松动圈理论认为，支护的目的就在于防止围岩松动圈发展过程 中所产生的有害变形。在此基础上，可按松动圈进行巷道稳定分类并选择相应的支护形 式。主要内容有[17 、18、19] 西安科技大学硕士学位论文 4 1）松动圈因围岩不同其形状也不相同。若围岩是各向同性，且垂直应力和水平应 力相等，则为圆形松动圈；若垂直应力和水平应力不相等，则为椭圆形松动圈，且其长 轴与主应力方向垂直。 若围岩不是各向同性， 则在岩石强度低的部位将产生较大松动圈。 2）松动圈的形成有一个时间过程，松动圈发展时间与巷道收敛变形在时间上是一 致的。 3） 支护对象为松动圈内围岩的碎胀变形和岩石的吸水膨胀变形 （仅限于膨胀地层） 。 另外，深部围岩的部分弹塑性变形、扩容变形和松动圈自重也可能对支护产生压力。 4）支护的作用是限制围岩松动圈形成过程的碎胀力造成的有害变形。 （6）定量控制分析理论 定量支护理论研究的历史实质上是围岩力学模型的研究历史。目前，流变力学、断 裂力学、非连续介质力学、复合材料力学、损伤力学、时间序列分析理论、灰色系统理 论和人工神经网络理论等都引入了软岩工程的研究[20]。 1.2.3 锚杆支护理论的研究现状 在上世纪 70 一 80 年代，世界主要产煤国家巷道支护的三种类型；一是联邦德国、 英国、日本、波兰等国以金属支架为主，其中大部分是可缩性金属支架；二是美国、澳 大利亚以锚杆支护为主，三是以前苏联为代表的多种支护并存，采区内以可缩性金属支 架为主[21 、22]。 锚杆支护技术在 20 世纪 40 年代美国、前苏联就已在井下巷道中使用。经过几十年 的发展，美国、澳大利亚等国锚杆支护使用很普遍。锚杆支护机理研究随着锚杆支护实 践在不断发展，国内外已经取得大量研究成果[23]。 （1）悬吊理论 1952 年路易斯阿帕内科（LouisAPanek）等发表了悬吊理论。该理论认为把由于开 挖、爆破等造成的松动岩块稳固（悬吊）在稳定岩层上，防止破碎岩块的冒落，在坚硬 节理发育的岩块处，锚杆通常起这种作用，如图 1.3。锚杆的悬吊作用机理是锚杆制约 围岩纵向变形的能力，该理论存在以下明显缺陷[24 、25] 1）锚杆只有在当松散岩层或不稳定岩块完全与稳定岩层脱离的情况下才受力，受 力大小等于破碎岩层的重量，而这种情况在实际中并不多见。 2）没有考虑锚杆安设后对破碎岩层变形和离层的控制作用。特别是当水平应力比 较大时，顶板离层将增大。为了减小破碎岩层的离层，保持顶板的稳定性，锚杆工作阻 力必须增大。 3）没有考虑破碎岩层经过锚杆作用后其自身的承载能力。事实上，破碎岩层经锚 杆作用后，锚杆提供的径向和切向约束会不同程度地提高破碎岩层的整体强度，使其具 有一定的承载能力，从而减小锚杆受力。 1 绪论 5 图 1.3 悬吊梁原理图 （2）组合梁理论 1952 年德国 Jacobio 等发表了组合梁作用理论，其实质是通过锚 杆的径向力作用将叠合梁的岩层挤紧，增大层间的摩擦力，同时锚杆的抗剪能力也阻止 层间错动，从而将叠合梁转化为组合梁，如图 1.4。锚杆的组合梁作用机理是锚杆制约 围岩横向变形的能力，它存在以下明显缺陷[26] 1）组合梁有效组合厚度很难确定。它涉及到影响锚杆支护的众多因素，目前还没 有一种方法能比较可靠地估计有效组合厚度。 2）没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆载荷的作用。其实，在水平应 力较大的巷道中，水平应力是顶板破坏、失稳的主要原因。 （3）组合拱理论 组合拱理论是由兰氏（TALang）和彭德（Pender）通过光弹试验提出来的。该理 论认为锚杆能限制、约束围岩土体变形，并向围岩土体施加压力，从而使处于二维应力 状态的地层外表面岩土体保持三维应力状态，在圆形洞室中形成承载环，在拱形洞室中 形成承载拱，因而能制止围岩体强度的恶化，如图 1.5。锚杆的组合拱作用机理是锚杆 制约围岩纵向和横向变形的能力的组合，但是这种理论同样存在一些明显的缺陷[27 、28] 1）加固拱厚度涉及的影响因素很多，很难较准确地估计。 2）当加固拱厚度远小于巷道跨度时，加固拱是否发生破坏不仅与其强度有关，更 主要取决于加固拱的稳定性，而在该理论中没有考虑。 图 1.4 组合梁原理图 图 1.5 组合拱原理图 巷道 坚硬顶板 煤层 西安科技大学硕士学位论文 6 我国锚杆支护开始于 50 年代，在铁路、隧道、矿山、水利、人防各部门都获得应 用。煤矿于 1956 年开始使用锚杆支护巷道。经过 50 多年的探索，取得了很大进展。近 十几年来，国内很多学者对锚杆作用机理做了大量的深入研究与探讨，进一步揭示了锚 杆支护的实质，促进了锚杆支护理论研究的发展，扩大了锚杆支护技术应用的范围。主 要观点如下[29 、30] 孙学毅于 1984 年提出全长锚固无托板锚杆的力学模型， 根据 70 年代我国对砂浆锚 杆轴向力丰富的实测资料，提出了砂浆锚杆的力学模型，该模型 1983 年在国际锚杆支 护会议交流后，被国内外学者广泛引用。 王明恕于 1987 年用中性点理论根据锚固后静态锚杆的静力平衡关系，指出锚杆体 表面的剪应力方向不可能一致， 存在剪应力为零的中性点， 并给出了中性点的计算公式， 从而提出了全长锚杆的设计方法。 董方庭，宋宏伟等 1987 年提出了松动圈支护理论对于锚杆支护的指导作用在于确 定各种经典锚杆支护作用理论的适用条件和范围，可操作性强。 孙钧、宋德彰于 1991 年提出的分析模型采用了先进的塑性软化本构关系，理论分 析结果与实际更加接近，但要应用于软岩锚杆支护设计尚存在不足。 李世辉于 1994 年提出典型类比分析法，将典型工程现场测试资料、围岩分类和简 便实用的岩石力学分析方法三者结合起来，综合应用了经验分析，位移等效原理、边界 元有限元数值模拟和复杂系统的综合集成技术，形成了该理论。 宋宏伟等于 2002 年通过数值模拟和新的研究模型研究锚杆和非连续岩体的相互作 用，发现了锚杆在非连续岩块的锚固中受到剪切时，存在锚固岩块分离的力学现象，称 为“导轨作用”。导轨作用的存在，使两岩块分离或出现分离趋势，这不但没有增加锚固 岩块间的相互作用力，而且使相互作用力变小甚至为零，削弱节理面的抗剪强度，对锚 固效果产生负面影响，该发现对传统的锚杆作用提出了质疑。 我国锚杆支护主要存在以下问题[31 、32、33] 1）理论研究明显滞后于工程应用研究，对锚固体力的传递只有定性描述，在设计 中大都采用粘结应力均匀分布的形式； 2）主要使用锚固力低、可靠性差的端锚杆及全锚锚杆，树脂全长锚固锚杆使用比 例很小； 3）锚杆加固机理也没有统一的认识，缺乏行之有效、合理的计算方法，理论分析 和数值分析与实际情况出入较大。 1.3 研究的主要内容 本论文以红柳煤矿 1121 工作面平巷为工程实例，对软岩巷道支护进行了深入研究。 本论文主要研究工作如下 1 绪论 7 （1） 在查阅大量有关软岩文献的基础上， 详细的论述软岩的定义、 分类及其工程特性； （2）深入分析软岩巷道围岩变形破坏机理，根据现场调研和一年的巷道适时观测技术 研究，包括锚杆（索）轴力测试、巷道围岩松动圈测试、钻孔窥视仪测试、围岩位移、 顶板离层量测试等，较全面地论述红柳煤矿平巷围岩变形、破坏的特点。以锚网索支护 理论为指导，结合巷道合理支护参数理论研究，初步拟算出巷道支护参数； （3）采用三维物理相似材料模拟实验和 FLAC3D数值分析模拟软件对两种不同支护方 案的巷道进行对比研究，得到不同巷道的围岩变形、应力分布等特征，通过对比分析观 测数据，进一步验证了新支护设计方案的可靠性； （4）提出有关软岩巷道稳定性控制、软岩巷道耦合支护等方面的结论和建议，并对其 发展方向予以展望。 西安科技大学硕士学位论文 8 2 软岩巷道变形破坏及控制机理研究 2.1 软岩的定义和特点 国内外关于软岩给出了多种定义。目前，软岩的划分还没有统一的标准。众多的分 类方法，都有一定的局限性，或者考虑因素单一，或者现场难以应用。我国目前井巷掘 进与支护领域的许多专家、 学者和现场科技工作者都习惯地把 “松软岩层” 简称为软岩。 为了便于理论研究和应用，将软岩分为地质软岩和工程软岩分别予以定义。人们普遍采 用的软岩定义基本上可归于地质软岩的范畴，地质软岩是指强度低、孔隙度大、胶接程 度差、受构造面切割及风化影响显著或含有大量膨胀性粘土矿物的松、散、软弱岩层， 该类岩石多为泥岩、页岩、粉砂岩和泥质岩层，是天然形成的复杂地质介质。按地质学 的岩性划分，地质软岩是指单轴抗压强度小于 25MPa 的松散，破碎，软弱及风化膨胀 性一类岩体的总称[34]。国际岩石力学学会将软岩定义为单轴抗压强度在 0.5～25MPa 之 间的一类岩石，其分类依据基本上是依强度指标。 该软岩定义用于工程实践中会出现矛盾。如巷道所处深度足够小，地应力水平足够 的低，则小于 25MPa 的岩石也不会产生软岩的特征；相反，大于 25MPa 的岩石，其工 程部位足够的深，地应力水平足够的高，也可以产生软岩的大变形，大地压和难支护的 现象。因此，地质软岩的定义不能应用于工程实践，故而提出了工程软岩的概念。 工程软岩是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。 工程软岩的定义不 仅重视软岩的强度特性，而且强调软岩所承受的工程力载荷的大小，强调从软岩的强度 和工程力荷载的对立统一关系中分析、把握软岩的相对性实质，即工程软岩要满足的条 件是 [ ]σσ [ ]UU （2.1） 式中σ工程荷载，MPa； [ ]σ工程岩体强度，MPa； U巷道变形，mm； [U]巷道允许变形，mm。 不同软岩状态的矿井，其软岩种类是不同的，其强度特性、泥质含量、结构面特 点及其塑性变形力学特点差异很大。根据上述特性的差异及产生显著塑性变形的机理， 软岩可分为 4 大类，即膨胀性软岩、高应力软岩、节理化软岩和复合型软岩，具体见下 表 2.1。 2 软岩巷道变形破坏及控制机理研究 9 表表 2.1 软岩分类软岩分类 软岩名称 泥质含量 MPa C /σ塑性变形特点 膨胀性软岩 25 300 二次支护理论 围岩变形在一般支护条件下 无稳定期 4.2 锚杆支护理论分析设计法 理论计算法是根据巷道围岩条件，选择某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理 论、自然平衡拱理论及其他力学分析方法，在测得支护理论所需岩体物理力学参数的前 提下， 建立力学模型， 通过计算确定锚杆支护参数。 锚杆支护设计的理论计算方法很多， 下面主要介绍自然平衡拱理论分析设计方法。 自然平衡拱理论认为， 巷道开掘后， 围岩失去了层间联系。 在上覆岩层压力作用下， 4 巷道合理支护参数理论研究 31 浅部围岩发生破坏，而在深部一定范围内形成自然平衡拱。自然平衡拱以上的岩体是稳 定的，锚杆的作用主要是防止破坏区围岩跨落。锚杆所需要的承载能力由破坏岩石的重 量确定，而且与巷道断面形状与尺寸、埋藏深度、采动影响程度、岩层倾角、强度、结 构等有关。 （1） 围岩破坏范围 煤层巷道煤帮破坏深度C（cm）由下式确定 2 90 tan 1 10 0 6 ϕ− −h f rHBK C y CX （4.3） 式中 CX K巷道周边挤压应力集中系数，按巷道断面形状与宽高比确定； r巷道上方至地表间地层的平均重力密度，kN/m3 H巷道距地表的深度，m ； B表征采动影响程度的无因次参数； y f煤层硬度系数； h煤层厚度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度； ϕ煤的内摩擦角， （） 。 按上式（4.3）求出的C为负值时表明煤体稳定，正值表明煤体发生破坏。顶板岩 层的破坏深度b（m） ，按相对于层理的法线计，可根据下式求出 nyf k aca b cos （4.4） 式中 a巷道的半跨距，m； a煤层的倾角， （） ； y k待锚岩层的稳定性系数； n f锚固岩层的硬度系数。 （2） 围岩压力 当C为正值时，作用在破坏煤帮一侧支架上的压力Q（KN/m）为 2 90 tansin ϕ− brahrCQ ny （4.5） 式中 y r、 n r 煤和岩石的重力密度，KN/m3 顶板支架压力 H Q（KN/m） ，按相对于岩层层理的法线确定为 abBrQ nH 2 （4.6） （3） 锚杆长度 顶板锚杆长度ΔbLr （4.7） 煤帮锚杆长度Δ cLs （4.8） 式中Δ锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和，一般取0.5～ 西安科技大学硕士学位论文 32 0.7m。 （4） 锚杆间排距 锚杆排距mar按下式求出 ab Zba Zar π （4.9） 式中 Z锚杆锚入自然平衡拱范围之外的额定深度，取0.35m。 锚杆的锚固力P（KN）取决于岩石硬度，按下式计算 84 1000 2 f fd P t σπ （4.10） 式中，d锚杆杆体直径，m； f锚固段岩层的硬度系数； t σ锚杆杆体的极限抗拉强度，MPa。 顶板每排锚杆数 k N根据作用力的平衡条件按下式求出 P aQk N rH k 3 （4.11） 式中， 3 k 安全系数，取2 。 所求得的 k N值根据实际情况取整数，并按上式复核锚杆排距。 4.3 锚杆支护动态信息设计法 根据煤矿巷道的特点，借鉴国外先进技术经验，提出锚杆动态信息设计法。动态信 息法具有两大特点其一，设计不是一次完成的，而是一个动态过程；其二，设计充分 利用每个过程中提供的信息，实时进行信息采集、信息分析与信息反馈。该设计方法包 括5部分巷道围岩地质力学评估、初始设计、井下观测、信息反馈与修正设计。围岩 地质力学评估包括围岩强度、 围岩结构、 地应力、 井下环境评价及锚固性能测试等内容， 为初始设计提供可靠的基础参数；初始设计以数值计算方法为主，结合已有经验和实测 数据确定出比较合理的初始设计；将初始设计实施于井下，进行详细的围岩位移和锚杆 受力观测；根据观测结果判断初始设计的合理性，必要时修正初始设计。正常施工后应 进行日常观测，保证巷道安全[46]。 （1）巷道围岩地质力学评估 巷道围岩地质力学评估主要包括以下内容 1）巷道围岩岩性和强度。包括煤层厚度、倾角、抗压强度；顶底板岩层分布、强 度。 2）地质构造和围岩结构。要了解在设计地点的应力与地质条件下煤岩的破坏形式， 该破坏包括贯穿煤岩体的破坏、沿层理面的剪切、沿不连续面的剪切以及沿层面的弯曲 4 巷道合理支护参数理论研究 33 破坏等 3）应力场。在采区范围内测量地应力，应力场由重力和构造应力组成，由于地质 构造与环境的不同，主应力的大小与方向可能会发生变化。其中锚杆最大水平主应力的 大小和方向对锚杆支护设计尤为重要。 4）采动影响。巷道与采掘工作面、采空区的空间位置关系，层间距大小及煤柱尺 寸；巷道掘进与采动影响的时间关系。 5）环境影响。水文地质条件，水对围岩强度的影响，瓦斯涌出量，岩石分化性质 等。 6）岩层的锚固性能采用拉拔法测量岩层的锚固性能。 （2）初步设计 在地质力学评估的基础上，以理论计算为主，结合数值方法和经验法，根据围岩参 数和已有实测数据确定出比较合理的初步设计。然后利用计算机进行模拟支护设计。模 拟巷道围岩大变形与煤岩破坏特征，为评价不同应力状态、地质特征和锚杆支护参数选 择提供技术支持。 该设计方法是根据已有的模拟量与实际观测结果之间已建立的一些相 关准则而进行的。通过模拟不同支护方案、参数条件下顶板与两帮的变形，锚杆轴向力 的分布，巷道围岩的强度特性等，从中选择比较合适的支护方案。 （3）井下观测 根据初步设计施工后，立即进行观测，观测内容包括顶板弱化高度和锚杆受力。采 用顶板离层指示仪和巷道围岩收敛变形观测的方法，分析顶板和围岩变形发展规律。锚 杆受力可采用测力锚杆进行测量，依据测力锚杆测出的锚杆受拉、受压、受剪情况，分 析同一排各个锚杆与同一种锚杆不同位置的受力差异，依次检验调整锚杆直径、布置密 度和布置方式。 （4）修改设计 根据观测结果对初步设计进行分析，如果锚杆的加固效果达不到预期目标，则需要 对初始设计进行修改。 4.4 锚网索联合支护参数的计算 根据红柳煤矿1121工作面平巷的地质概况，拟采用锚杆动态信息设计法进行锚杆、 锚索联合支护参数的计算。结合现场实测松动圈情况，在理论计算时采用自然平衡拱理 论分析设计方法。 （1）围岩破坏范围 煤层巷道煤帮破坏深度C（cm） ，根据现场相关