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专题浅析深井巷道锚杆支护技术 含CAD图纸+文档 煤矿 1.8 Mta 设计 专题 浅析 深井 巷道 支护 技术 CAD 图纸 文档

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浅析深井巷道锚杆支护技术摘要：目前随着煤炭工业的发展，煤炭浅部资源逐步枯竭，我国矿井逐渐进入深部开采，地应力与垂直地压都随深度增大而不断增大，加剧了巷道破坏程度和巷道稳定维护的难度。深井复杂条件下巷道围岩支护已成为当前和今后长期影响煤矿安全生产和效益的重大技术难题，并随着矿井采深的持续增加而越发突出和严重。本文通过对深部巷道矿压特点、变形规律、破坏机理、围岩影响因素以及巷道支护技术的理论研究,提出了深井巷道矿压的控制应该着重考虑巷道的优化布置和改善巷道的支护形式,充分发挥以锚杆为主体的新型支护。关键词：深部开采；矿压显现；围岩应力； 锚杆支护技术0引言我国是世界产煤大国，同样也是用煤大国。我国煤炭储量大部分埋藏在深部，埋深大于600 m和1000 m 的储量分别占到73.19 % 和53.17 %。而随着开采深度的加大，巷道周边围岩应力呈近似线性关系的增长，巷道变形越来越严重。严重时，在巷道掘进或使用期间将会在巷道中引发煤与瓦斯突出，甚至岩爆等动力灾害，严重威胁矿井的安全生产。这不但造成巷道支护成本高，而且造成煤炭资源开采的极端困难，严重威胁着矿井的安全生产。总之随着开采深度的增加，影响巷道稳定性的因素也逐渐增加,深部巷道支护问题越来越引起人们的重视,深井复杂条件下巷道围岩支护已成为当前和今后长期影响煤矿安全生产和效益的重大技术难题，并随着矿井采深的持续增加而越发突出和严重。1绪论1.1国内外煤矿深井开采的现状煤炭资源从浅部开始开采，随着煤炭采出，开采煤层的埋藏深度必然要增加，开采规模扩大和机械化水平提高加速了生产矿井向深部发展。煤矿深井开采是世界上大多数主要采煤国家目前和将来要面临的问题，随着能源需求量大，矿井延深速度加快，一些国有煤矿已开始转向或即将进入深部开采。由于不同的产煤国家在煤层赋存的自然条件、技术装备水平和开采技术上的差异、以及在深部开采中出现问题的程度不同。因此国际上尚无统一和公认的根据采深划分深井的定量标准。根据本国国情，一些采煤国家的学者对深井的界定提出的一些见解和论述。前苏联的一部分学者将采深超过600m的矿井归于深井，而另一部分学者把采深800m作为深井的标准。原西德学者把采深8001200m定为深部开采，把1200m以下称为超深开采。英国与波兰把煤矿深部开采的起点定为750m，日本定为600m。我国的中国煤矿开拓系统一书提出按开采深度将矿井划分为4类，各类的深度范围见表1-1。表1-1 中国煤矿开拓系统按开采深度对矿井分类矿井类别浅矿井中深矿井深矿井特深矿井采深H/m40040080080012001200在世界主要采煤国家中，德国、英国、波兰、俄罗斯、日本等都有深部开采矿井。英国煤矿的平均采深为700m，最深的达1000m。德国煤矿矿井的平均采深为947m，最深的达1713m。波兰煤矿的平均采深为690m，最深的达1300m。俄罗斯已经有许多矿井采深达到12001400m。我国国有煤矿生产矿井中，采深大于700m 的有50处,占总数的8.35%，采深已超过800m 的矿井有25处，分布在开滦、北京、鸡西、沈阳、抚顺、新汶和徐州等开采历史较长的老矿区，特别是东部矿区。在采深超过1000m 的矿井中，有沈阳彩屯矿(1199m)、开滦赵各庄矿(1160m)、新汶孙村矿(1055m)、北票冠山矿(1059m)和北京门头沟矿(1008m)。开滦唐山矿、马家沟矿和林西矿、北票台吉矿、新汶华丰矿和阜新王家营矿等矿井的开采深度接近1000m。预计1020年后，开采深度大于700m 的矿井将不断增加。由此可见，深部矿井的开采技术既是当前一些矿井面临的问题，也是我国煤炭工业长远发展需要十分重视和研究解决的问题。1.2 煤矿深井开采存在的问题1.2.1 矿压显现加剧，巷道维护困难随着矿井采深的不断增加,矿井逐渐出现矿压显现强烈，围岩应力不断增加，巷道维护困难，地温升高和勘探困难，开采条件恶化，生产技术效果和经济效益下降等问题。一方面,巷道断面必需加大；另一方面,地压增大,在深部高应力作用下，围岩移动更为剧烈,巷道产生变形破坏更为严重。深井巷道维护问题已成为整个矿井生产系统中的最薄弱环节。1.2.2 煤岩破坏过程强化，冲击地压危险性增加我国发生冲击地压的深度在2001000m,由于开采深度的增加,煤岩体应力升高,有冲击地压危险的煤层数量增加,有冲击地压的矿井逐渐增多。经调查发现,冲击地压发生的次数、强度和危害程度随深度的增加日趋严重。1.2.3 瓦斯压力增高，煤与瓦斯突出危险严重我国是世界上煤与瓦斯突出最严重的国家之一,截止1986年,已发生突出的矿井200多个,突出次数约为 12000次,约占世界发生总突出次数的 1/3。从国内外开采实践上看，矿井深部开采时瓦斯涌出量一般比较大,煤与瓦斯突出的问题已成为深部开采中不容忽视的重要问题。1.2.4 深热矿井增加，气候条件恶化随着矿井向深部开采,许多国家都遇到了不同程度的热害问题。矿井气温过高严重影响人体健康,引发各种疾病,造成事故率上升,劳动生产率下降,甚至被迫停产。我国深井热害问题相当严重,而我国热害的治理工作由于缺乏技术、资金等问,大部分矿井热害治理仅靠通风降温、洒水降温,部分矿井采用机械制冷降温方法。总的现状是技术落后、效果较差,应引起有关方面的高度重视。1.2.5 矿井生产费用升高，经济效益下降随着采深的增加，勘探强度加大，地压、地温升高，冲击地压及煤与瓦斯突出危险增大，相应的要采取一系列措施，如增加设备，加强支护等。同时，井下需要维修的巷道长度增加，到工作地点的距离和时间增加，提升高度大、时间长，主副井提升系统、排水系统环节增多，通风系统趋于复杂。这些都导致煤炭生产成本增加，吨煤成本生产费用提高，经济效益迅速下降。1.3 主要研究内容和预期达到的目标及研究意义在已有研究成果的基础之上，本文主要研究以下几个问题：（1）深井巷道围岩变形影响因素及其变形规律；（2）深井巷道围岩变形机理；（3）深井巷道围岩变形控制的支护对策及锚杆支护参数设计。采取的研究方法：在广泛阅读收集资料的基础上，采用力学理论分析综合对比等方法，以期得出深部巷道围岩变形的机理及其制约因素，进而得出巷道支护设计参数。随着我国煤矿开采规模的扩大,开采深度的逐渐增加,深部开采已经成为煤矿生产的必然过程。深部开采中遇到的矿压、地热、瓦斯等主要技术问题日益增多,对当前的煤矿生产和今后矿井建设的影响日趋严重。因此,如何面对深部开采的复杂地质条件,及时解决深部开采所涉及的技术性问题，从长远看，它将对安全、经济、合理地开发深部煤炭资源有重要的战略意义。2 深部开采深度与巷道围岩的变形关系2.1 变形关系的理论研究2.1.1中国的研究开采深度对巷道围岩的影响十分复杂，除与巷道的围岩性质密切相关外，如受采动影响的巷道，则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系。根据我国的研究成果，可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下：（1）岩体的原岩应力即上覆岩层重量，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因。因此，随开采深度增加，必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长。（2）巷道的围岩变形量或维护费用随采深的增加近似的呈线性关系关系增长。（3）巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度，与巷道围岩性质有密切关系，围岩愈松软，巷道变形随采深增长愈快，反之，围岩愈稳定，巷道变形随采深增长愈慢。（4）巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关，开采深度对卸压内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次之，对两侧均已采空的巷道影响最大。2.1.2德国的研究（1）德国提出掘巷引起的围岩移近量与开采深度和巷道底板岩层强度之间的关系为： 式中：掘巷引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率，%； 岩层压力，MPa； 地板岩层的单轴抗压强度，MPa。利用该式计算结果如图2-1所示，由此可见，掘巷引起的围岩变形随开采深度的增加而增长，其增长率与巷道围岩性质有关。开采深度每增加100 m，在煤层（=14 MPa）中掘进，围岩移近量增加8.9%；在软岩（=28 MPa）中增加6.3%；在页岩（=45 MPa）中增加5%；在砂岩（=97 MPa）增加3.4%。同时取=0，可以知道在掘巷过程中引起围岩明显变形的临界深度，在煤层中为512 m，软岩中为732 m，页岩中为930 m，砂岩中为1360 m。（2）德国埃森采矿中心还对100条前进式开采的采准巷道进行了系统观测，得出巷道围岩移近量占巷道原始的高度的百分率与开采深度关系式为： 既开采深度每增加100 m，回采巷道围岩移近量占原始高度的百分率增加6.6%，与上述统计值相似。矿井开采深度由300 m增加到800 m时，移近量要增加1000余mm，巷道从较易维护变为难以维护，可见开采深度对巷道矿压显现的影响之大。图2-1 巷道围岩移近量与岩石压力p（深度H）和底板岩层强度的关系1-砂岩（=97MPa）；2-页岩（45MPa）；3-软岩（28MPa）；4-煤（14MPa）2.1.3前苏联的研究前苏联对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究，认为深部巷道矿压显现的一个主要特点是在巷道掘进时就呈现围岩强烈变形，且在掘进后围岩长期流变，使巷道支架承受很大压力。浅部开采时表现不明显的掘巷引起的围岩变形，在深部开采时显现十分强烈。根据在顿巴斯矿区进行的大量巷道矿压观测，提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为：式中：、顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量，cm； 时间，d； 、顶板、两帮作用在支架上的压力，kN/m2； 岩石容重，kN/m3； 巷道所处的深度，m； 岩石单轴抗压强度，kPa； 寻求常数时引入的单轴抗压强度，3000kPa； 巷道所处的深度，cm； 巷道高度，cm。由此可以看出随着开采深度的增加，维护时间的增长，巷道变形将逐渐增加，维护也将越来越困难。前苏联学者舍斯勒夫斯基认为，当0.3时，既开采深度相对比较小或围岩强度相对比较大时，开采深度对巷道围岩变形影响较小，反之，围岩稳定性系数愈大，开采深度对巷道围岩变形的影响就也愈大。2.2 深部回采巷道围岩稳定的关键理论2.2.1围岩稳定理论围岩的稳定性既取决于围岩的完整性和岩体强度，又取决于其所处的应力状态。根据岩石力学试验结果，任何岩石在三向应力状态下的强度高于二向应力状态或单向应力状态下的强度；当围岩处于三向应力状态时，随着侧向压力增大，其峰值强度和残余强度都会得到提高，并且峰值以后的应力-应变曲线由应变软化逐渐向应变硬化过渡，岩石由脆性向延性转化，如右图所示（图中显示了大理岩强度及变形特性随围压的变化，该图引自Von Karmon，曲线上的数字是围压，单位为MPa）。因此，要维护巷道的稳定，首先必须在巷道开挖后尽快恢复和改善围岩的应力状态，将巷道开挖后因二次应力调整形成的二向应力状态恢复到三向应力状态。改善和恢复应力状态的措施越及时，围岩破裂扩展的程度越轻，围岩的完整性保持得越好，围岩越稳定；巷道自由面上的压应力恢复得越高，围岩强度越高，自我承载能力越高，围岩越稳定。这就要求巷道开挖后必须立即支护，而且支护力必须达到足够的量值。2.2.2深部围岩岩爆理论岩爆也叫冲击地压，是世界范围内煤矿及岩石工程遇到的最严重的自然灾害之一，是目前国际深部采矿工程和岩石工程中迫切需要解决的难题。其详细的发生机理尚没有完全清楚，但按煤岩体的失稳类型，可分为压缩冲击地压， 剪切冲击地压和拉伸冲击地压。它是一种瞬间发生的岩体脆性破坏，它必须满足一定的应力积累和一定范围内的能量积聚。在巷道周边围岩和矿柱存在高应力区是岩爆发生的先决条件。通过长期的探索，提出冲击地压的形成机理不下几十种，较有代表性的有：（1）单纯强度理论。早期南非的冲击地压研究者认为冲击地压是局部应力超过了煤岩强度而发生的。显然，应力超过强度只是其中因素之一。（2）单纯能量理论。由于单一强度理论不能完全反映其机理，在对金矿的冲击地压研究中发现，在采矿过程中， 能量的增加率超过能量的耗散能力时， 发生了冲击地压。因此就认为单纯的能量控制了冲击地压的发生，能量理论解释了有关冲击地压现象，但把煤岩体看成纯的弹性体，这与实际是有区别的。（3）刚度理论。通过实验和井下矿柱的对比，对井下单个矿柱的冲击地压研究发展了刚度理论，将其发展到研究多个矿柱冲击地压计算。该理论只适用于矿柱问题。（4）倾向性理论。通过试验和调查认为，产生冲击地压是煤岩固有的性质，并把这种固有的性质称为冲击倾向性。提出了衡量这种倾向性强弱的两个指标： 弹性指数和冲击能量指数。当这两个指标大于某个值时，就会产生冲击地压。但在实践中发现，冲击倾向性大的煤岩出现冲击地压的次数并不比倾向性小的煤岩次数多。因此，这一理论存在明显的不足。2.2.3深部软岩非线性大变形理论在深部巷道围岩受地压作用下，除脆性岩体产生岩爆外，另一种表现是围岩体软化， 从而进入大变形软岩状态。在我国地下煤矿中，随着开采深度的加大，绝大部分煤矿都出现了软岩灾害。深部软岩灾害导致矿井停产、停建屡见不鲜；造成隧道、涵洞无法使用的情况， 在水电、铁路等方面经常见到。深部软岩巷道围岩的地压表现特征是其在工程应力的作用下产生显著的塑性大变形。当工程力一定时，不同岩体，强度高于工程力水平的大多表现为硬岩的力学特性，强度低于工程力水平的则可能表现为深部软岩的力学特性：而对同种岩石，在较低工程力的作用下表现为硬岩的小变形特性，在较高工程力的作用下则可能表现为深部软岩的大变形特性。根据工程深部软岩的特性差异及产生显著塑性变形的机理，深部软岩可分为四大类，即膨胀性深部软岩、高应力深部软岩、节理化深部软岩和复合型深部软岩。根据理论分析和大量的工程实践，初步将深部软岩的变形力学机制归纳为3大类，即物化膨胀类（I）、应力扩容型类（II）和结构变形类（III）。各类中又依据引起变形的严重程度分为A，B，C，D 四个等级，共l3亚类。显然，I类机制与深部软岩本身分子结构的化学特性有关，II类机制与力源有关，III类机制则与硐室结构与岩体结构面的组合特性有关。这三类机制基本概括了深部软岩膨胀变形的主要动因。深部软岩巷道之所以具有大变形、大地压、难支护的特点，是因为深部软岩巷道围岩并非具有单一的变形力学机制，而是同时具有多种变形力学机制的“并发症”和“综合症”复合型变形力学机制，复合型变形力学机制是深部软岩变形和破坏的根本原因。3 深井巷道压力特点及变形规律3.1 深井巷道矿压显现的基本特点随开采深度的增加产生岩石温度增加，地压增大，岩石破坏过程强化，巷道围岩变形剧烈，冲击地压强度增大和频度增加等自然现象。它将严重影响着煤矿的安全生产和经济效益。深部煤层开采复杂化的主要影响因素是矿山压力，在高应力作用下，围岩移动更为剧烈，巷道产生变形和破坏也更为严重，巷道围岩变形速度快、变形量大，巷道周边变形范围大；巷道对支架的工作特性要求高，初撑力、工作阻力和可缩量均大，即使开掘在底板岩石中的巷道，用拱形金属支架和各种结构封闭式支护的巷道有时也有巨大变形。巷道从使用期间维护困难已发展到掘进期间维护困难，掘出后废弃的巷道增多，巷道掘好后不久将失稳，围岩收缩变形较大，其巷道稳定性随深度增加而逐渐恶化，使深部巷道的维护费用剧增。3.2 深井巷道围岩变形规律在重力、工程偏应力、地质构造、岩性、动压等诸多因素的影响下，深井岩石巷道围岩具有如下的变形规律:(1) 深井巷道围岩具有软岩流变特性。(2) 深井巷道围岩变形具有明显的时间效应。(3) 深井动压巷道围岩自稳时间短，收敛变形量大。3.3 深井巷道变形特点3.3.1 巷道变形量大深井巷道矿压显现的显著特点之一是巷道开挖就产生大的收敛变形量。这一特点是由深井巷道围岩处于破裂状态和深井巷道围岩有较大的破裂范围决定的。图3-1 顶底板移近量与开采深度的关系图3-2 巷道变形量随采深变化的理论前苏联的研究表明，随开采深度加大，巷道变形量呈近似线性关系增大，从600m开始，开采深度每增加100m，巷道顶底板相对移近量平均增加 10%11%，如图 3-1所示。理论分析表明，深部开采的巷道变形量随开采深度增大呈近似直线关系增大，如图 3-2 所示，开采深度每增加 100m 的巷道变形增量与岩体强度有关。3.3.2 掘巷初期变形速度大深井巷道矿压显现的另一个显著特点是，巷道刚掘出时的变形速度很大。巷道掘出后，变形速度随时间的延续呈负指数曲线急剧衰减，经过一定时间后趋于稳定，如图3-3所示。巷道收敛变形主要是由于处于残余强度状态的破裂区围岩破裂膨胀变形的结果。因此，深井巷道变形速度的上述规律表明：（1）巷道围岩破裂区的形成经历了一个时间过程(此时间过程的长短与围岩破裂范围即破裂区厚度有关)；（2）深井巷道围岩破裂的发展速度在巷道刚开掘时较快，以后逐渐衰减，直至破裂区完全形成。图3-3 深井巷道变形速度特点3.3.3 变形趋于稳定的时间长和长期蠕变变形趋于稳定要经历一个较长的时间过程是深井巷道矿压显现的又一大特点。从图3-3可见，巷道的变形稳定期(变形趋于稳定经历的时间)约两个月。巷道变形稳定期与围岩破裂范围大小有破裂区厚度越大，巷道变形稳定期越长。虽然深井巷道开掘后要经过较长时间变形才能趋于稳定，但巷道的收敛变形大部分发生在开掘后较短的一段时间内。掘巷引起的巷道围岩变形趋于稳定后，变形速度维持在一个较低水平。此后，巷道围岩保持这一速度不断变形，长时期处于蠕变状态，直至受采动影响。3.3.4 巷道底臌量大底臌量大是深井巷道矿压显现的又一个显著特点。而且，从国内外的有关报道看，深部开采的巷道底臌现象具有普遍性。据前苏联对部分深井资料的统计分析：（1）随开采深度增大，易于产生底臌的巷道比重越来越大；（2）底臌量及其在顶底板相对移近量中所占的比重随开采深度增大而增大。3.3.5 冲击地压发生的频率和强度增大理论研究和生产实践都表明，矿山冲击地压的发生、发生的频率和冲击强度与开采深度有密切的关系。随开采深度增加，煤、岩体因变形而积聚的能量呈二次方关系增加。因此，在深部开采条件下，煤、岩体中积聚了巨大的能量，当采矿活动引起的能量释放速度大于煤、岩体破坏消耗的能量速度时，导致冲击地压的发生。总之，深部开采发生冲击地压的频率大大增加，冲击的强度显著增大。深部开采的冲击地压问题在岩体强度较大的矿山更为突出。3.4 深井动压巷道破坏机理随着开采深度的增加，巷道围岩处于高地应力的作用之下，还要受到采动的影响，在浅部表现为硬岩的岩石会逐渐过渡到软岩范畴，会呈现大地压、难维护局面。此种意义上的围岩变形主要指在重力作用下巷道围岩的变形破坏。这种破坏具有与深度有关而与方向无关（构造应力作用时除外）的特点。刚性支护不能适应围岩的无休止的流变变形。另一方面，巷道在开挖后，围岩应力状态发生了较大的改变，切向应力在巷道壁附近出现局部集中，距巷道壁愈远则愈接近原岩应力状态。这时巷道围岩中任一点其应力状态可用二阶应力张量表示。而此二阶应力张量可分解为两部分，即球应力张量和偏应力张量。球应力张量不引起形变，它是一种三向均压状态。偏应力张量引起巷道围岩的变形破坏，因此工程开挖引起的偏应力局部集中是深井巷道围岩变形破坏的另一主要原因。巷道在掘进工程中，不可避免的要遇到地质构造，如断层破碎带、背斜、向斜轴、褶皱带等，由于煤层群的开采，巷道围岩还要受到重复采动的动压影响，虽然有煤柱保护，但实践证明，由于开采方法的不合理，巷道多数遭到破坏。研究表明，深井动压巷道，特别是围岩强度相对较弱的巷道，围岩的主要破坏形式和变形机理为挤压流动变形，其特点是巷道的围岩为己经遭受过变形破坏的软弱破碎岩体，在受采动影响或随时间流变时，这些软弱破碎围岩的再变形破坏过程中的体积碎胀导致巷道发生大的变形。3.5 深井巷道围岩破坏范围的影响因素围岩普遍处于破裂状态是深井巷道矿压的主要持点之一。巷道围岩破裂范围破裂区厚度是围岩应力与围岩强度共同作用的结果，可以作为评价深并巷道稳定性和支护难易程度的指标。并且，围岩破裂是深井巷道变形量大的根本原因，破裂区厚度是巷道变形量的主要决定因素。显然，巷道围岩破裂范围破裂区厚度是深井巷道矿压控制的一个重要的基础参数。(1) 开采深度的影响1）随开采深度增大，围岩破裂区厚度开始时呈非线性增大，速度较快。以后逐渐变缓，呈近似线性关系增大；2) 开采深度对围岩破裂区厚度的影响程度与岩石力学性质关系密切：岩体强度越大，影响越小，反之，则影响越大。在一定的应力条件下，围岩处于弹性状态还是塑性状态，决定于其极限强度大小；而围岩处于塑性状态还是破裂状态，则不仅取决于它的极限强度，而且取决于它的残余强度和应变软化程度，特别是残余强度。分析表明，与岩体极限强度相比，残余强度对巷道围岩破裂区厚度的影响更为突出。（2）极限强度的影响在开采深度、岩体残余强度和应变软化程度等条件一定时，巷道围岩破裂区厚度随岩体单向抗压极限强度增大而减小。（3）残余强度的影响图3-4 破裂区厚度随开采深度变化的规律当岩体单向抗压残余强度 小于其极限强度c 的5%10%即 /c0.20时，围岩破裂区厚度的减小不明显。岩石力学性质的实验室试验表明，岩石(体)的残余强度一般远小于其极限强度，因此，加固围岩，提高其残余强度应作为深井巷道矿压控制的一个重要内容。 (4) 应变软化程度的影响应变软化系数是描述岩石破裂后强度随应变增大衰减幅度大小的参数。应变软化系数k越大说明岩石的应变软化程度越大。当其它条件一定时，岩石的应变软化程度越大即k越大。巷道围岩破裂区厚度越大，反之，则越小。（5）支护的影响 支护在巷道围岩破裂中的作用是一个相当复杂的问题，这里主要从理论上讨论支护阻力)Pi对深井巷道破裂范围的影响。从理论上讲提高支护阻力可以减小巷道围岩破裂范围。图3-5是绘制的Lb与Pi的理论曲线。从图3-5可见：支护阻力Pi对破裂区厚度的影响很大，这种影响在支护阻力较小时尤为突出。图3-5 支护阻力对破裂区厚度的影响得出支架不可能改变围岩的状态的结论，即支架不可能控制围岩破裂的发生。因为： 现有的支护(架)还没有控制深并巷道围岩使之不破裂的能力； 支护不及时，不可能在围岩破裂前实施支护措施； 支架架设时与围岩不能密切接触只有在围岩产生较大变形并作用于支架时支护才能反作用于巷道围岩，而此时围岩已经破裂。（6）开采的影响开采对巷道围岩破裂范围的影响是显著的。当其它条件一定对，开采相当于使巷道的埋深成倍增加，因而使围岩破裂范围明显增大。3.6 深井巷道的矿压控制3.6.1 优化巷道布置采准巷道的布置应避开煤柱集中应力、构造集中应力、采动应力的影响,选择在岩性较为稳定的岩石中。深部采区主要准备巷道应以岩巷为主或至少布置一条岩巷。随着深度的增加，回采工作面推进后煤体塑性区增加，致使区段煤柱留设宽度随之增加，为保证采区回收率，减少巷道维护，工作面回采巷道宜采用无煤柱护巷的形式。巷道施工在遇到以压应力为主的褶曲、逆断层时，巷道方向尽量与褶曲轴或断层走向垂直或斜交；在遇到以拉应力为主的正断层时，巷道方向则与断层走向一致或斜交，从而达到减小矿压显现的目的。回采巷道布置的方位应使工作面离开断层推进，使采区一翼内工作面同向推进。避免巷道相向掘进和巷道近距离平行布置，减少相交巷道(或避开锐角),从而减小应力集中，减少发生冲击地压的危险性。3.6.2 改革巷道支护形式对国内外大量深井开采矿井的研究表明，布置在中硬以下岩层中的巷道变形破坏严重，当采深在8001000m以上时，在中硬及中硬以上岩层内布置的巷道，若采用传统的支护方式，巷道维护仍很困难。因此，深井中，除要求合理布置巷道位置外，还应根据深井矿压特点，巷道支护必须满足既能加固围岩又能提供较大的支护力、具有较大的可缩性和一定的初撑力等要求，根据围岩状况和巷道条件，采用不同的支护形式。目前，深井巷道应采用的主要支护及控制措施有以下几方面：(1) 在采准巷道中发展多种形式的U钢可缩性支架，是解决围岩高应力、大变形的有效支护形式。提高支架架设质量，加强壁后充填，改善支架受力状况。(2) 发展以锚杆为主体的新型支护，即锚喷支护、锚梁网组合支护、锚杆与可缩性支架联合支护以及可缩性锚杆等。合理选择支护形式和参数，加强质量管理，完善检测手段等是锚杆支护应用的重要问题。(3) 针对采准巷道不同时期，采动影响引起的不同围岩移动特征，采用改变巷道支护方式、调节巷道支护强度的非等强多次支护工艺，对改善深井巷道的技术经济效益有重要意义。(4) 锚喷网联合支护在服务年限长，围岩较稳定的深井巷道中广泛应用，这一支护形式能充分发挥围岩自承能力，防止水及空气对围岩的风化作用。3.7 深井回采工作面的矿压控制措施 (1) 对工作面前方已产生裂隙的煤、岩体，超前工作面注浆，注入树脂类粘结剂，使其固化，提高煤岩体自身强度，保证其稳定性；也可采用深孔树脂锚杆加固顶板和煤壁。(2) 尽量缩小端面空顶距,减小无支护面积。若液压支架前探梁有伸缩功能,更有利于新暴露顶板的及时维护,特别有利于片帮后裸露顶板的管理。(3) 提高前梁支撑力,及早地使支撑力与顶板压力取得平衡,减小新暴露顶板的离层、挠曲机率。加强移架工序的管理,尽力减少破碎顶板的活动程度。(4) 对单体支柱工作面,顶梁上尽量铺笆或金属网,若有漏顶,应及时构顶填实,以防顶板失控,导致支架的失稳。(5) 要有合理的开采顺序和回采方向,避免应力叠加造成煤壁压酥,顶板破坏。(6) 工作面上、下出口及上、下顺槽超前支承压力的应力叠加带,应优先选用稳定性较好的十字铰接顶梁支护系统。(7) 要踏实地做好测压工作,掌握初次垮落、初次来压、周期来压步距、超前支承压力的有害影响范围、支柱载荷及巷道围岩变形规律,以便针对性地做好量化管理。4 深部巷道支护技术研究4.1 深部开采支护技术围岩状态是巷道矿压控制的基础。由于开采深度大，深井巷道围岩普遍处于破裂状态，这与中浅部开采有所不同。并且，现有支护不可能改变深井巷道围岩的破裂状态因此，深部开采巷道矿压控制原则的确定和控制措施的采用都应建立在围岩破裂状态的基础上。支护不能改变深并巷道围岩破裂状态的含义是支护不能控制围岩破裂的发生，这有理论和实践两方面的原因。开采深度越大，岩体强度越小，欲控制围岩不破裂从理论上应提供的支护阻力就越大，如图4-1所示。从图4-1可见，即使支架能提供1MPa的支护阻力，支架从理论上控制围岩不破裂的可能性对于泥岩在开采深度超过260m时已不存在，砂页岩只在开采深度小于490m、砂岩只在开采深度小于约900m时存在这种可能性。支护阻力越小、巷道围岩强度越低支架从理论上能控制围岩不破裂的开采深度就越小。图4-1 Pmin与开采深度和岩性的关系泥岩： c =3.8MPa；=0.2MPa； =25；k =1沙页岩： c =9.8MPa；=0.49MP； =30；k =1；砂岩： c =19.6MPa；=0.98MPa； =35；k =14.1.1 深井巷道控制的原则巷道围岩破裂范围是深井巷道围岩稳定性、变形量大小和支护难易程度的决定因素。虽然深井巷道围岩的破裂状态不能改变，但采取包括支护在内的一切矿压控制措施，控制围岩破裂的发展、减小围岩破裂范围是可能的。矿山压力的任何控制措施都是建立在矿山压力的影响因素基础上的；影响围岩破裂范围的主要因素也就是影响深井巷道矿压的主要因素。这些因素包括：（1）巷道所处应力场，包括开采深度和采动影响等；（2）巷道围岩的力学性质，主要有岩体的极限强度、残余强度和应变软化程度，此外，岩体弹性模量对巷道变形有较大的影响；（3）巷道支护与维护方式等。通常，开采深度是不可选择的，只要人类继续有对矿产资源的需求，开采就必然向深部发展，或迟或早。而其它因素的影响都可以通过采取适当的措施降低到一定程度，有的则完全可以消除它们的影响。例如，采用前进式采煤法可以避免超前支承压力的影响而掘前预采则可以完全消除采动的影响。（1）深并巷道矿压控制的总体原则深井巷道矿压控制总的原则是：采取一切可能的措施，减小巷道围岩的破裂范围。这是由深井巷道围岩状态的特点决定的。减小巷道围岩破裂范围可以采取多方面的技术措施，如图4-2所示。这些技术措施归根结底是通过降低应力和保证巷道围岩有较高的强度或提高岩体强度，从而达到减小巷道围岩破裂范围、提高巷道稳定性的目的。图4-2 巷道保护方式1无煤柱，2小煤柱，3大煤柱；破裂区，塑性区，弹性(应力升高)区，原岩应力区选择适当的巷道位置和巷道保护方法是深井巷道矿压控制的基本要求和原则，合理的巷道支护是深井巷道矿压控制的根本保证。通常，岩层卸压和单纯的岩层加固作为深并巷道矿压控制的辅助措施。然而，在围岩条件相当差的情况下，岩层加固是必须的；在岩层压力很大的情况下，岩层卸压是必需的；有时，岩层卸压和岩层加固都是必要的。深井巷道矿压控制的难点依然是采准巷道，特别是不得不布置在煤层中的回采巷道，在深部开采条件下当受到数倍于原岩应力的支承压力作用时将变得很难维护。改善煤层平巷的维护条件应采取多方面的措施，最根本的措施是改变开采体系，即改后退式回采为前进式回采。后退式采煤法，由于区段平巷在工作面回采前一次掘出，在深部开采条件下掘巷时就会产生较大变形，受采煤工作面超前支承压力的影响，巷道维护状况将进一步恶化，产生严重变形甚至破坏，结果不得不翻修。采用前进式采煤体系时，区段平巷随采随掘，不仅维护时间短，而且不受工作面前方移动支承压力的影响，对深部开采的煤层平巷维护比较有利。开采深度越大，前进式采煤体系的优点越突出。然而，需要指出的是，由于前进式采煤法必然要与沿空留巷相结合，而在厚煤层中沿空留巷通常比较困难，特别是在深部开采的条件下，因此前进式采煤法应首先在薄煤层和厚度较小的中厚煤层中推广应用。（2）深井巷道布置原则同中浅部开采一样，深部开采的巷道也应布置在：1）开采形成的应力降低区；2）强度高、整体性好的稳定岩层中。就巷道位置而言，不外乎巷道的埋藏深度、巷道与采场或其它巷道的相对位置以及巷道所处的岩层层位。开采深度是不可选择的，因而从这种意义上说，巷道埋藏深度也不可选择。然而，巷道与采空区的相对位置和巷道的岩层层位通常有较大的选择余地。岩石力学性质是影响深井巷道矿山压力的一个主要方面。好的围岩条件能在一定程度上甚至大大削弱开采深度和采动对深井巷道围岩稳定性的影响，因为巷道围岩稳定性取决于围岩应力与围岩强度相互作用的结果，即围岩状态或围岩破裂范围。煤矿开采的实践也表明，若巷道围岩为厚层砂岩或整体性好的石灰岩，即使开采深度超过1000m，巷道变形量也很小，用一般支护方法也能成功地维护。相反，若巷道围岩为节理裂隙发育、强度低的松散软弱岩层，即使开采深度仅300400 m，巷道变形量也很大，常规支护方法已很难维护。因此，可以认为，在深部开采条件下，岩性对巷道围岩稳定性的影响比中、浅部开采突出。巷道布置在开采形成的应力降低区内，不仅可以免受采动的影响，而且，由于应力降低区内的应力低于原岩应力，因此还可以在一定程度上减小开采深度的影响。众所周知，开采将在采场四周形成支承压力，并向底板岩层中传播在煤层底板岩层中形成应力升高区。通常，开采形成的支承压力是原岩应力的数倍，甚至十倍以上，与采动状况、距离煤壁边缘的距离和与采空区的相对位置等因素有关。显然，开采的影响等价于开采深度的成倍增加，从而使巷道所处的应力成倍增大。在很大程度上可以说，采动对深井巷道维护的影响远远超过开采深度的影响。不过，开采深度不能选择，而通过适当地确定巷道位置，可以避免或减小开采形成的支承压力的影响。这就是将巷道布置在开采形成的应力降低区。（3）无煤柱护巷原则留煤柱和不留煤柱是巷道保护的两种基本方式。在深部开采条件下，由于支承压力峰值处距煤壁边缘的距离x0和支承压力的影响范围 L 增大，因此，为了避免支承压力的影响，留煤柱护巷势必大大增大护巷煤柱宽度 (图4-2 中第3种巷道布置方案)。然而理论分析和现场实践都表明，要完全避免支承压力的影响，在深井条件下煤柱宽度将达100150m以上，如图4-3和图4-4所示。开采深度越大，煤体强度越低，不受支承压力影响需要留的护巷煤柱宽度越大。毫无疑问，通过加大煤柱尺寸来改善深井巷道的维护条件效果并不理想，并且会造成煤炭资源的极大损失。 留煤柱护巷在实践中较普遍的是留宽度较小的煤柱，这对深井巷道的维护极为不利。在深部开采条件下，若护巷煤柱的宽度为 1020m，巷道将位于支承压力峰值附近，甚至恰恰位于支承压力峰值处(图4-2中巷道位置2)。由于煤柱上作用的支承压力向底板岩层中传播，在煤柱下方的底板岩层中形成应力升高区，应力成倍增大，因此，留煤柱对底板岩巷或下部煤层巷道的维护极为不利。无煤柱护巷的实质是将巷道布置在应力降低区或使巷道处于低应力区，避免开采形成的数倍于原岩应力的支承压力的影响，这对深井巷道维护较为有利。因此，无煤柱护巷应作为深井巷道矿压控制的一条基本原则。图4-3 压力与煤柱宽度的关系 图4-4 巷道变形与煤柱宽度的关系H=300m；H600m；1围岩稳定性好；2围岩稳定性差（4）巷道围岩破裂区原则它的内涵是，在深部开采条件下，支护不可能改变巷道围岩的破裂状态，因此应允许围岩出现破裂区，即应允许支架工作在巷道围岩特性曲线的破裂点之后。在深部开采条件下： 有支护不可能提供足以阻止巷道围岩破裂的支护阻力； 支护无法在巷道围岩破裂前施加影响，因为掘巷(炮掘爆破)时围岩已开始破裂。因此，与中、浅部开采不同，对于煤系地层，深部开采的巷道围岩破裂是必然的，应该并且只能允许围岩破裂。按照现有的巷道支护理论(如图4-5所示)，巷道支架的工作点应在围岩破裂点之前。并且，当支架工作点位于围岩破裂点之后时，支架将有可能承受较大的压力。图 4-5 围岩与支架相互作用关系1围岩特性曲线；2支架特性曲线；c围岩破裂点 综上所述，应允许深井巷退围岩破裂，但必须将破裂控制在一定范围内。允许围岩破裂有利于充分利用围岩的自承能力，减小支架载荷。（5）先柔后刚、二次支护原则这一原则是由深井巷道的变形特点决定的。深井巷道刚掘进时，围岩破裂发展很快，巷道变形速度大，压力大，来压快；以后变形速度逐渐减小并趋于稳定，保持较低的变形速度而处于长期蠕变状态，直至受到采动影响。为了适应深井巷道的上述变形特点，应采用先柔后刚的二次支护方式。一次支护应允许巷道围岩变形，具有一定“柔性”，以释放大的变形压力，充分利用围岩的自承能力。理想的一次支护方式应既能适应掘巷初期巷道变形速度大的特点，又能加固巷道围岩，尽早控制围岩破裂的扩展。从这种意义上说、以加固围岩为主的锚喷(网)支护是比以被动支护为特征的支架更理想的一次支护方式。二次支护应能适应围岩破裂区形成后巷道长期缓慢变形的特点，具有较大的刚性、以保证破裂区围岩的稳定性。此外，还要求支架(护)必须具有足够大的可缩量。4.1.2 巷道支护的主要形式可缩性金属支架；锚杆支护；锚索支护；锚杆喷射混凝土支护（简称锚喷支护）；锚杆、金属网支护（简称锚网支护）；锚杆、金属网、喷射混凝土支护（简称锚喷网支护）；锚杆、金属网、钢架、喷射混凝土支护（简称锚网喷架支护）；锚杆、喷射混凝土和锚索联合支护（简称锚喷索支护）；锚杆、金属网和锚索联合支护（简称锚网索支护）；锚杆、梁、金属网联合支护（简称锚梁网支护）；锚杆、金属网和可锚性金属支架联合支护（简称锚网架支护）；锚杆、金属网和桁架支护（简称锚网桁支护）；锚、梁、网、喷、注浆联合支护；锚、网、喷、碹联合支护等。4.2 锚杆支护原理及设计方法4.2.1深井巷道锚杆支护理论基础传统的悬吊、组合梁、组合拱等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体提出的，而且只适用于特定的条件，对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体。上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。近期国内外一些学者研究了锚杆支护对岩石力学性质的改善，但仅限于岩石处于峰前弹性状态下对内聚力C、内摩擦角、弹性模量E的作用，未涉及岩石处于峰后的情况。围岩强度强化理论认为：（1）巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用形成统一的承载机构。（2）巷道锚杆支护可提高锚固体的力学参数（）改善被锚固岩体的力学性能。（3）巷道围岩存在破碎区、塑性区和弹性区，锚杆锚固区的岩体则处于破碎区或处于上述23个区域中，相应锚固区的岩石强度处于峰后强度或残余强度。锚杆支护使巷道围岩特别是处于峰后区围岩强度得到强化，提高峰值强度和残余强度。（4）煤巷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。（5）巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、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。运用极限平衡理论，在各向等压的情况下，圆形巷道的塑性区半径和周边位移计算： 式中：巷道周边位移； 塑性区半径； 原岩应力； 支护阻力； 圆形巷道半径； 围岩内摩擦角； 围岩的粘聚力； 剪切弹性模量。由以上公式可知，巷道的稳定性和周边位移主要取决于岩层的原岩应力，反映岩石强度性质的内摩擦角和粘聚力。再因在给定巷道条件下，原岩应力是定值，内摩擦角和粘聚力愈小，也就是围岩强度愈低，则周边位移值显著增大。针对巷道围岩中等稳定的条件，根据理论研究、计算和相似材料模拟试验，得到了以下认识；1）锚固体破坏前后的内聚力、内摩擦角、锚固体极限强度、残余强度随锚杆支护强度增加而提高，破坏后的较破坏 前的提高更显著，因此锚杆可以增强巷道围岩的稳定性，控制巷道的周边位移。见表4.1、表4.2。表4.1 不同锚杆支护强度下锚固体破坏前C、值锚杆支护强度/（MPa）00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/（MPa）0.3470.3570.3630.3680.3830.3770.387等效内摩擦角/（）31.5131.5333.5135.3737.1438.8040.40表4.2 不同锚杆支护强度下锚固体破坏后C*、值锚杆支护强度/（MPa）00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/（MPa）0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效内摩擦角/（）31.5131.5333.5135.3737.2440.4040.402）破裂岩体中布置的锚杆强化了岩体的和，的强化大于的强化，与的强化比值为1.061.13，这对破裂岩体的稳定十分有利。3）破裂岩体的和随的增加而不断强化，达到一定程度就能保持围岩的稳定，见图3.1。这就是锚杆支护设计、支护参数研究的基本依据。图4-6 锚固体应力应变曲线注：曲线上数字为锚杆支护强度/MPa4.2.2 深部巷道锚杆支护作用机理锚杆锚固力锚杆安设在岩体内部，它的受力以及它作用于围岩的力同框式支架相比要复杂得多。国标GBJ86-85将锚固力定义为锚杆对于围岩的约束力。在实际应用中，大都以抗拔力为锚固力，这给检验锚杆安设质量提供了简便的抗拔试验方法，但国内外许多学者纷纷撰文指出了抗拔力与锚固力的区别，所以有必要进一步分析和明确锚固力的定义。根据锚杆对围岩的稳定作用划分和定义锚固力。图4-7表示锚杆作用于围岩的两个方向的力，径向锚固力和切向锚固力，径向锚固力含托锚力和粘锚力。图4-7 锚杆约束围岩的力（1）托锚力：托板阻止围岩向巷道内位移，对围岩施加径向支护力，使围岩由平面应力状态转化为三向应力状态，提高了围岩的强度。这种来自托板使围岩稳定的力称为托锚力。（2）粘锚力：粘结剂将围岩与锚杆粘结成整体，由于围岩深部与浅部变形的差异，锚杆便通过粘结剂对围岩施加粘结力来抑制围岩变形，这种力对稳定围岩起着重要作用，称为粘锚力。由作用力和反作用力关系可知，粘锚力就是锚杆体内的轴力，但轴力沿杆体不是均布的，为了粘锚力的定量化，可将杆体中性点处的轴力值作为粘锚力的大小10。（3）切向锚固力：围岩体的变形大多是从岩体中的弱面开始的，在围压的作用下，围岩沿着弱面滑动或张开，最终导致巷道断面的收缩。由于锚杆体贯穿弱面，它限制围岩沿弱面的滑动和张开，这种限制力称为切向锚固力。尽管杆体所能提供的切向锚固力同弱面的强度相比是较小的，但切向锚固力的存在可使弱面不致因某个薄弱环节的突然破坏而影响原有承载力的充分发展。径向锚固力的作用机理如图4-8所示，图中a为完全失去粘结力的岩体，仅以岩块之间的挤压形成拱的作用，维持原来的形状而没有冒落；d为保持原来的强度和弹性模量的岩体；b为岩石强度已显著降低，处于围岩峰后特性区域的岩体，c为介于b与d之间的岩体，其状态可能发展为b，也可能保持为d。在岩层内开掘巷道以后，围岩会出现如图4的强度分布，强度分布将随时间而变化，如能及时支护，不仅能保持d的状态，防止巷道表面掩饰剥落，还可做到b那样良好的状态，防止内部围岩强度的恶化。所以要发挥锚杆的作用，必须掌握围岩强度恶化的发展，及正确选择阻止强度恶化发展的支护方式和支护阻力。实践表明，只要及时安装锚杆，即使锚固力不大，也能大幅度降低围岩强度的恶化。图4-8 巷道围岩破碎情况如图4-9，当围压为零时，残余强度接近于零，当围压为1MPa时，残余强度约为9MPa。随着围压的增高，岩石的应变软化程度逐步降低，残余强度逐步增大。尤其是当围压在零到1 MPa范围内变化时，残余强度表现出对围压很强的敏感性，即围压稍微增大，残余强度增长很快。低围压下，残余强度所以对围压具有强敏感性，是由于岩石的破裂面较粗糙，破裂后岩石继续承载时，岩石变形主要表现为沿破裂面滑动和将破裂面的凸起啃断两种形式，当围压为零时，岩石变形完全表现为沿破裂面滑动，当围压由零逐渐增长时，岩石变形形式由沿破裂面滑动逐渐转变为将破裂面的凸起啃断，岩石的残余强度迅速提高。围岩峰后的这种特征对于研究巷道支护具有重要意义。图4-9 残余强度与围压的关系对于具有护表构件的锚杆支护，径向锚固力可以均布到锚固区域的单位面积岩体，若锚杆锚固力p为100 kN，则锚固岩体中单位面积岩体的围压增量为： 式中：锚杆布置间排距，取e=t=0.7 m。则=0.2 MPa，在低围压情况下0.2 MPa的围压增量约可使围岩的残余强度提高14 MPa。切向锚固力的作用机理（1）、切向锚固力对单节理面的加固作用锚杆对围岩弱面抗剪强度的作用表现为：由于节理面两壁的相对位移导致锚杆轴向拉力（Tb）增长，而轴向力相对节理面提供附加力；Tb的平行节理面分量，将作为节理面抗剪能力的组成部分；粘结式锚杆杆体本身的抗剪能力限制节理面的相对滑动。图4-10 粘结式锚杆应力分布图a-岩石锚杆；b-杆体拉应力；c-胶结面剪应力；d-杆体剪应力；e-胶结面法向应力穿过节理面的锚杆在节理面附近的岩体内应力分布如图4-10所示。葛修润提出加锚节理面抗剪刚度公式为： 式中：节理面本身的抗剪强度； 由杆体的“销钉”作用引起的换算抗剪刚度； 由杆体轴向力相对节理面的法向分量引起的换算抗剪强度； 由杆体轴向力相对节理面的切向分量引起的换算抗剪强度。它们分别用下式求得： 式中：锚杆轴向应力（以拉应力为正）； 锚杆横截面上的平均剪应力； 节理面平均法向应力； 节理面粘结力； 节理面摩擦角； 锚杆安装角，系节理面剪切位移方向与同一侧锚杆的夹角； 锚杆横截面与单根锚杆穿过的节理面面积比。由上式可知锚杆使节理面抗剪刚度提高量为：（2）切向锚固力对围岩的加固作用围岩体中存在大量不规则弱面，岩体强度往往取决于弱面的性质。巷道开绝后，锚杆经常滞后支设，在锚杆支设前，又会产生裂纹、裂隙等新生的弱面。因此，锚杆通常都穿过大量不规则的弱面。锚杆与弱面的夹角为0，取其平均值，按式14求在的平均值 = 按上式，可计算锚杆对节理抗剪强度的提高量，若锚杆破坏服从最大拉应力准则，取杆体抗拉强度为400 MPa，为200 MPa，为1/2000，为17，则=0.044+0.167=0.211 MPa即巷道围岩锚杆加固以后，围岩弱面的平均抗剪强度约可提高0.211 MPa。4.3 锚杆支护设计方法井下巷道（特别是回采巷道）突出特点就是承受采动支承压力，围岩破碎、变形量大。煤矿井下巷道锚杆支护设计，首先要对巷道所要经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估，对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。工程设计之前，对围岩的地质条件、岩体强度、松动圈、采动影响程度、矿压显现规律等因素要进行深入的调查分析，必要时对原岩应力的大小和方向进行测试，为支护设计提供可靠的基础数据资料，这是取得良好设计效果的重要保证。目前，我国煤巷锚杆支护参数设计，主要应用工程类比法和理论计算方法，工程类比方法占较大比重。理论计算方法往往用来检验工程类比法的可靠性程度。工程类比法，是在现有理论基础上，参照已有大量工程实践的经验参数，通过工程相似条件下的类比，直接确定新开工程支护参数的一种方法。理论计算方法是在测得岩体和支护材料力学参数前提下，根据围岩力学特征建立数学模型，然后利用相应锚杆支护作用机理和相关支护理论确定锚杆支护参数的方法。4.4 锚杆预应力在围岩加固中的作用锚杆预应力是控制围岩早期变形的重要参数, 是主动和早期支护的源泉。安装应力过小会使围岩发生过大的早期变形及离层, 松散破碎圈增大, 引起顶板破碎, 锚杆受力增加。安装应力的主要作用有:( 1) 压实浮岩, 浮煤, 金属网钢带等, 减少围岩的早期变形量使得锚杆支护能够起到早期主动支护的作用, 同时保证锚杆支护系统按照设计的支护工况点工作。试验室和现场拉拔曲线如图1 所示。图4-11 试验室和现场拉拔曲线图通过图4-11 可以看出: a) 在无安装载荷条件下, 随着围岩的变形, 首先要压实锚杆托盘和顶板间的浮煤, 浮矸, 金属网, 钢带, 在此顶板变形期间, 锚杆体受力缓慢, 当顶板变形达到40mm 时,锚杆体才真正承载。围岩可能已经发生了破坏进入不稳定状态。所以, 锚杆失去了主动早期加固围岩支护的作用。b) 在安装载荷为5 t 条件下, 托盘和顶板间的浮煤,浮矸, 金属网, 钢带在安装载荷的作用下已经压实, 围岩受到5 t 的主动支护力。随着围岩的变形, 锚杆体迅速受力,当顶板变形达到4mm 时, 锚杆体达到屈服承载能力。支护系统真正起到了早期(3mm 围岩变形) 和主动( 5 t ) 的支护作用。(2) 减少和消除顶板离层和拉应力区, 增加围岩的自撑能力。顶板的离层和拉应力与安装应力的大小有直接关系。适当的安装应力可以消除拉应力和防止顶板离层发生。4.5 数值模拟分析合理的锚杆预应力应该满足: 在锚杆锚固范围内顶板岩层之间和岩层内部不出现离层, 并使拉应力区范围最小, 使支护系统达到早期和主动支护的目的。运用Ansys数值软件对预应力控制围岩变形中的作用进行模拟。通过数值模拟, 锚杆预应力控制围岩离层的作用结果如下:(1) 在锚杆预应力为20kN 与40kN 时, 顶板离层比较明显, 围岩松动圈, 引起围岩破碎, 锚杆达不到早期及主动支护的作用。(2) 当锚杆预应力上升到60kN 时, 围岩中的离层基本闭合, 破碎围岩基本形成一个整体, 有效控制了围岩的早期变形和离层, 支护系统达到了主动支护的效果。4.6 工程实例4.6.1试验巷道概况中鼎国际马来西亚阿勃克煤主要开采8 号煤层, 开采深度达到700 m 左右, 同时根据钻孔和已回采工作面的情况, 工作面轨道顺槽具有以下特点: ( 1) 巷道埋藏深度达到700 多米, 围岩表现出明显的深井高地压特点。 ( 2) 工作面为孤岛工作面, 围岩比较破碎, 强度低。 (3) 通过已经揭露的煤层顶