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陈四楼煤矿2.4 Mta新井设计含5张CAD图-版本2 陈四楼 煤矿 2.4 Mta 设计 CAD 版本

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陈四楼煤矿2.4 Mt/a新井设计摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为陈四楼2.4 Mt/a新井设计。陈四楼煤矿位于河南省永城市西北郊区，交通较为便利。井田倾向（东西）长约6.88 km，走向（南北）长约3.05 km，井田总面积为26.13 km2。主采煤层为二2煤层，平均倾角为9.73，煤层平均厚度为7.43 m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为273.09 Mt，矿井可采储量190.48 Mt 。该矿井服务年限为56.69 a，涌水量不大，矿井正常涌水量为894 m3/h，最大涌水量为1200 m3/h。矿井瓦斯涌出量较低，为低瓦斯矿井。井田为立井单水平上下山开拓；长壁放顶煤采煤法；矿井通风方式为中央并列式。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-盘区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。专题部分的题目深部矿井巷道支护技术。主要分析了深部矿井巷道支护问题，提出了一些先进的巷道支护技术并予以讨论。翻译部分主要内容煤矿瓦斯抽放与瓦斯突出控制在澳大利亚矿井下的应用，英文题目为：Mine gas drainage and outburst control in Australian underground coal minesABSTRACTThis design includes of three parts: the general part, special subject part and translated part. The general part is a new design of Chensilou mine. Chensilou mine lines in north-west of Yongcheng in Henan province. The traffic of road and railway is convenience to the mine. The width of the minefield is 6.88 km ,the width is about 3.05 km，well farmland total area is 26.13km2.The two is the main coal seam, and its average dip angle is 9.73 degree. The thickness of the mine is about 7.43 m in all. The proved reserves of the minefield are 273.09 Mt. The recoverable reserves are 190.48 Mt. The designed productive capacity is 2.4 Mt percent year, and the service life of the mine is 56.69 years. The normal flow of he mine is 894 m3 percent hour and the max flow of the mine is 1200 m3 percent hour. The mineral well gas gushes the deal lower, for low gas mineral well.The well farmland is one levels in vertical shaft development; the coal mine is the longwall mining;the centralized ventilation.The working system “three-eight” is used in the Chensilou mine. It produced 330 d/a.This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6. The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.Special subject parts of topics is Technology of supporting mine roadway in deep. Main problems analysis in deep mine roadway, made a number of roadway support in advanced technologies and will be discussed.Translation part of main contentses is Mechanism andcontrol of ground residual deformation over longwall goaf.English topic is: Mine gas drainage and outburst control in Australian underground coal mines深部矿井巷道支护技术摘要：随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大，浅部资源日益减少，国内外矿山都相继进入深部资源开采状态。我国煤矿开采深度以每年812 m的速度增加，未来10a我国煤矿深部开采的问题将越来越突出。安徽、山东、河南等煤田将建设一大批新矿井，这些矿井穿越的不稳定表土层厚达400700 m，巷道位于地下6501000 m。深部岩体由于受到高地应力、特别是侧向高应力的作用，.使其具有不同于浅部岩石的特征。深部高应力岩巷的岩石强度明显增加，岩体处于高压缩变形或破坏极限状态，爆破对围岩产生的破坏和扰动范围加大，甚至会引起岩爆灾害。本文讨论了埋深大于800m的深部矿井巷道及其支护技术存在的主要问题，并对影响巷道稳定的主要因素进行了分析，提出了深部矿井巷道的支护技术，并结合一些矿井的现场实践结果，对巷道支护技术进行了总结，对于类似地质条件下巷道支护具有一定的借鉴价值。、关键词：深井巷道支护；稳定因素；锚杆支护技术；监测1引言由于今年来煤炭需求的不断增加，各个矿业集团都在一定程度上加大了矿井的生产能力，加之中东部主要产煤大省，例如山东、安徽、河北、江苏徐州等的煤炭储量正急剧减少，在这样的形势下，中东部矿井逐步加深了开采深度，埋深大于800m的矿井也已越来越多。在此背景下，随着采深的不断加大，深井所带来的巷道支护问题的特殊性也越来越受到重视。目前深井巷道存在的主要问题是支护稳定性差、高应力、支护困难，这与矿井深部的岩性和埋深息息相关。有的矿井埋藏虽然不大，但由于岩性松软破碎或者膨胀性较为突出，巷道的稳定性同样较差，破坏严重。在同样岩层条件下，巷道埋深越大巷道越难以稳定，支护也就越来越困难，破坏也就越严重。如何解决深井巷道支护的难题，提出一些实际可行的支护方式对于矿井的建设和安全生产具有重要又迫切的意义。2深井巷道的矿压规律与特点2.1深井巷道概念目前国内井工开采的煤炭70的产量来自埋深400m以下的地层中，而巷道的稳定性由矿井埋深和岩性两个主要因素决定。一般认为开采深度大于800m的矿井为深井。随着开采深度的增加，巷道矿山压力也在增加，基本趋势如图1所示深井巷道存在的主要问题包括以下几点： 原岩应力大原岩应力与开采深度呈线性关系，深度越深，原岩应力越大。同时，围岩移近率随采深的加大也和应增大。 构造应力显现加剧构造应力是由于地壳构造运动在岩体中引起的应力.对于深部巷道，构造水平应力一般均大于自重应力。在构造应力集中带，由于构造应力的作用，薄层页岩顶板一般沿层面滑移，厚层砂岩顶板则以小角度或小断层产生剪切，从而失稳冒落；在高水平应力作用下，巷道首先从支护弱面即直接底板破坏，导致底鼓；而两帮产生很大的拉应力，导致两帮破裂、鼓出和塌落，两帮比顶板破坏深度更大，从而引起顶板岩层破坏进一步发展。水平应力大小及方向变化很大，较难预侧和理论计算，所以实测地应力对深部巷道支护设计有着重要价值。 岩体强度降低随着矿井开采深度的加大，岩体强度明显降低。由于采深增加，巷道周边的集中应力超过了围岩的自身强度，致使围岩移近率相对增加，巷道周边塑性区范围扩大。在塑性区范围内，岩石内聚力与内摩擦角迅速下降，致使岩体状态恶化。 变形呈软岩特性由于深部巷道围岩应力大，围岩强度降低，围岩孔隙率增大，加上地质构造发育的影响，导致巷道变形呈软岩特性。 顶板离层严重层理、节理或裂隙发育的顶板，在强自重应力作用下，特别是下软上硬顶板，深部比浅部离层更为严重，且遇水呈片状破碎。 冲击地压发生频率及强度增大矿井采深越大，自重应力越大。在坚硬顶板条件下。巷道围岩或煤体积聚的弹性能也增大，特别在构造应力集中区，当支架-围岩作用平衡体受到诸如放炮等因素诱发而失稳时，更易发生冲击地压。例如徐州矿区自1991年7月10日在权台煤矿发生首例冲击地压以来，已先后在三河尖、张集、旗山、张小楼等矿(井)发生20多次冲击地压。2.2 深井矿压规律1）地应力概念竖向垂直压力主要来自于上覆岩层自重压力P。即： P=kH式中： P上覆岩层压力，t/m2； 岩层容重，t/m3； H深度，m； k与岩层性质有关系数。从上式可以看出，在同类围岩条件下，巷道埋深越大，地应力相对越大。2 ）主应力方向对巷道稳定的影响原岩地层中的任一点的盈利处于平衡状态，巷道开挖后，由于褶曲、断层、火成岩侵入等地质作用，围岩盈利重新分布，巷道周围应力不均等，造成巷道不同形式的破坏。应力方向分为垂直应力和水平应力，因此主应力方向与巷道方向的关系影响其稳定性。见图2。(1)当巷道轴向与最大水平主应力方向平行时，受水平应力影响最小，对巷道的稳定最为有利。(2)当巷道轴向与最大水平主应力方向垂直时，受水平应力影响最犬，对巷道的稳定最为不利。(3)最大水平主应力方向与斜交的巷道，巷道一侧出现应力集中而另一侧出现应力释放，因而巷道的变形破坏会偏向某一侧。水平应力大于垂直应力，容易产生底臌，巷道不稳定。3开采深度与巷道围岩的变形关系3.1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。3.2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；t时间，d;、顶板,两帮作用在支架上的压力，kN/ ；岩石容重，kN/m；H巷道所处的深度，m；R岩石单轴抗压强度，kPa；Ro寻求常数时引人的单轴抗压强度，3000kPa； b巷道所处的深度，cm； h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，维护也越困难。4 影响巷道稳定的因素4.1 稳定性系数影响巷道稳定的因素有很多，研究认为，埋深6001200m的巷道围岩稳定性指数表示，围岩自稳指数小于1，指数越小巷道越稳定。S=h/RS围岩稳定性系数；R岩石单项抗压强度；4.2 影响因素分析1） 岩石力学性质包括强度、孔隙度、吸水率、膨胀性、崩解性等，但主要的是坚固性系数f，即R值。2） 围岩结构 巷道周围岩体称为围岩，围岩结构是非均质性的，围岩的层理、节理、裂隙密度、胶结程度等均影响巷道稳定。3） 围岩物相指岩体中的矿物组成，如含蒙脱石、伊利石、高岭石等，粘土矿物成分，含量过高，遇到水会发生膨胀、蠕变、流变。4） 地质构造应力重点是位于向斜、背斜轴部、与断层走向一致或过断层的巷道。5） 地下水与水温地下水使层理、节理、裂隙发育的岩体滑动、松散，动压水增加了压力；膨胀性岩石遇水加固巷道变形。低温过高使岩石软化，工作环境差，对巷道稳定不利。6） 巷道布置与开挖顺序两条巷道平行，其间隔岩柱太小，巷道难稳定;特别当岩柱小于巷道开挖宽度的3倍时，产生应力叠加严重，先开挖巷道受后开挖巷道再次应力分配达到峰值时，更易使巷道变形破坏。7）巷道断面尺寸和形状巷道开挖表面积与巷道稳定程度成反比，其形状越接近圆形越有利于稳定。8）支护材料与结构形式主要是支护材料的强度、刚度和弹塑性。结构形式主要指改变围岩应力状态的方式，如锚杆、锚索起悬吊、挤压、加固作用，网喷起表面封闭和调节应力集中作用;注浆则将松散破碎岩体粘结成整体，起固结强化并改善围岩应力状态等主动支护作用。9）支护参数支护参数主要指材料的强度、规格、型号，结构原理、方式，支护结构在围岩中的布置密度、形式等。如锚杆材料、锚固形式，直径、长度、锚固力、预紧力。锚杆布置方式、间排距等。重点是支护强度大于外力临界值。10）施工工艺与质量开挖方式对围岩扰动程度和范围不同，所以光面爆破，降低装药量是保护围岩的有效方法;支护顺序和时间;支护设备及工艺过程;施工操作执行力;检验评价方法;质量管理及控制体系等。前五条是客观因素，后五条是主观因素。5深部巷道围岩变形规律及其支护对策认识深部巷道围岩变形特征是分析围岩变形破坏机理和确定支护对策的前提条件。5.1深部巷道围岩具有软岩的力学特征深部巷道围岩常受到原岩应力和巷道工程力的影响，在深部高应力环境中，当围压较高时，岩体尚具有较高的强度和模量(弹性模量或变形模量)，当围压较低时，工程岩体则表现出“软岩”特征;因此巷道围岩具有软岩相对性的实质。当巷道工程力一定时，不同的岩体，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软岩的力学特性;而对同种岩石，在较低工程力的作用下，则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软岩的大变形特性。5.2 巷道围岩稳定性分类5.2.1按围岩松动圈的分类方法围岩松动圈是指巷道掘进后，用国产声波仪测定围岩声波降低范围的平均值。中国矿业大学建工学院测定的围岩松动圈的范围，进行围岩稳定性分类，见表5-2-1.表5-2-1 巷道围岩稳定性（松动圈）分类围岩类别分类名称围岩松动圈/mm小松动圈稳定围岩040中松动圈较稳定围岩40100一般围岩100150大松动圈一般不稳定围岩（软岩）150200不稳定围岩（较软围岩）200300极不稳定围岩（极软围岩）3005.2.2按围岩变形量的分类方法围岩表形量是巷道开挖后受多种因素影响的综合结果，是围岩稳定性分类的多因素单一定量指标，煤炭科学研究总院北京建井所据此指定的巷道围岩分类见表5-2-2。表5-2-2 按围岩变形量制定的围岩分类围岩类别开挖后围岩变形量/mm200深部巷道原岩应力大，围岩具有软岩的大变形特征，决定了巷道收敛具有变形量大的特点。据测量数据，研究区各巷道收敛变形量均很大，一般为数十毫米到数百毫米，最大可达1.0m以上，严重的可封堵整个巷道。如唐山矿业分公司T2154(5煤层)运输巷道其巷道累计水平变形量184.3 mm，垂直变形量62.6mm，底鼓变形量85.9 mm(图4)。巷道变形以水平收敛为主，其表现形式有侧帮内移，顶板垮落和底鼓。在未封底和未设置抑拱的某些巷道，因两帮和拱顶进行了支护，阻碍了相应部位围岩的继续变形和围岩的进一步调整，底板就成为最薄弱环节，于是应力释放和岩体扩容变形就在底板发生，从而普遍产生底鼓。深部巷道围岩变形的另一个特征是明显的时效性。在地下巷道和采场工程中表现出来的力学现象，包括地压、变形、破坏等几乎都与时间有关。严格地讲，以往应用弹性力学和弹塑性力学求得的巷道变形和应力都是瞬时发生的，既量测不到也无法阻止。围岩变形可分为剧烈变形、缓慢变形和稳定变形3个阶段。围岩收敛变形是否稳定还取决于支护结构的刚度和强度。据破碎铜室的监测资料，开挖6个月变形速度无明显降低，一般维持在0.452.15 mm/d，且大部分地段变形有所加快。而且由于这种流变产生围岩的变形压力一旦使支护失效，围岩再次恶化并强烈变形,如此反复，这就是某些硐室出现返修而未能有效阻止围岩变形和破坏的根本原因。5. 3深部围岩巷道载荷特征现代支护理论认为，巷道围岩支护应充分发挥围岩的自承作用。围岩本身既是载荷的来源又是支护结构的主体。围岩的自承力是由巷道的断面形态和围岩本身的物理力学性质决定的。根据松动圈支护理论(图5)，围岩的状态特征决定着支护能够起的作用，弹塑性状态特征的围岩能够自稳，多数不需要支护;只有当围岩进人到破碎状态之后才产生了支护问题。凡裸体巷道，围岩松动圈都接近于零，此时的弹塑性变形依然存在，但它不需要支护；松动圈越大收敛变形越大，支护越困难；巷道收敛与松动圈形成在时间上是一致的。因此，围岩松动圈所产生的碎胀变形是支护控制的主要对象(未考虑水等的因素)，同时应该在松动圈形成时，及时采取支护措施，获得最佳支护效果，这就是深部巷道围岩对控制时间的要求。6深井巷道支护技术6. 1深井巷道变形规律图3为鲁西南地区埋深8001100m巷道围岩一般变形规律。巷道支护后变形量一般在3070mm时出现开裂、爆皮现象，但还未冒落时要进行二次加固;要及时进行位移观测。6. 2深井巷道支护6.2.1深井巷道支护原理根据上述规律，深井巷道支护应是卸固原理:“支、卸、固”方式，即扩大断面待卸压后及时二次加固。支:第一次用锚、网、喷、支护后；卸:巷道虽有变形、开裂、剥皮卸压现象，但尚未造成围岩脱离原岩体、片帮、冒顶；固:随后进行锚注加固。6.2.2支护结构形式适应深井高应力巷道的支护形式有:“支、卸、固法”、“支修法”、“强抗法”、“超前加固法”、“应力转移法”等，但较为经济、实用、有效的方法是“支、卸、固法”。其它方法工序复杂，成本较高。合理支护结构形式的核心是对适应地压规律和围岩的性质。6.2.3 支护方法及对策 正确选择巷道层位、位置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，工作面回风(运输)平巷宜采用无煤柱护巷的形式。 合理选择巷道施工方位在遇到以压应力为主的褶曲、逆断层时，巷道方向尽量与摺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。 改革巷道支护形式，达到最佳支护效果针对深部巷道矿压显现特点。要求巷道支护必项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。 树脂锚杆+梁+网组合支护 树脂锚杆采用树脂药卷作为锚固剂，分端锚、全锚和加长锚固3种形式，圆钢或螺纹钢为杆体，再配以金属网、梁。使用此种锚杆能有效地提高围岩的自承能力。此种支护在综放大断面煤巷或切眼中经常使用。 锚梁网+锚索联合支护深部 巷道以锚杆支护配以锚索支护，可使层状顶板形成一个整体的组合梁，同时也起到悬吊作用，可防止围岩受拉破坏，并能提高围岩的整体抗弯强度。此种锚杆常在围岩不稳定、层理发育、跨度较大的巷道中使用。 全封闭锚梁网+底梁联合支护 由于深部巷道的变形呈软岩特性、巷道围岩破碎圈增大等特点，例如徐州矿务局庞庄煤矿张小楼并-1025m大巷原采用常规锚梁网支护形式，致使巷道尚未投人使用就产生如前所述的较大变形，后采用树脂锚杆(端锚)+梁、网+U型钢底梁的全封闭支护形式二次施工，其中锚杆长度由原来1.8m加长至2.2m，锚杆直径由,18mm加大到20 mm，使锚杆锚固力达6t以上，7d内巷道变形速度仅3mm/d，取得了较好的支护效果。 围岩注浆加固+U 型支架联合支护 在深部极破碎顶板条件下，除采用加长树脂锚杆再配以锚索支护外，张集煤矿-700 m水平西大巷延长段施工中还采用了围岩注浆加固技术。通过向巷道围岩中注浆，浆液中掺入ZKD高水速凝材料，将松散的围岩胶结成整体，降低围岩的孔隙率，提高了巷道围岩的整体性和自身承载能力。进而保证了巷道轮廓线按设计成形，使围岩与支架充分接触，支架均匀承载，发挥U型支架高承载能力的性能，有效地控制了围岩变形.实测两帮移近量由注浆前80011000mm减少到注浆后100200mm，提高了支护效果。结合实际矿井应用，针对有代表性且应用越来越广泛的锚杆支护技术做详细的介绍。7深井锚杆支护技术7.1 锚杆支护理论目前国内矿井对于深井巷道支护多采用锚杆支护技术。关于锚杆支护理论，有以下几种主流的理论。 悬吊理论对于回采巷道经常遇到的层状岩体，当巷道开挖后，直接顶因弯曲、变形与老顶分离，如果锚杆及时将直接顶挤压并悬吊在老顶上，就能减少和限制直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的。如图3-1所示。巷道浅部围岩松软破碎，或者开挖巷道后应力重新分布，顶板出现破裂区，这时锚杆的悬吊作用就将这部分易冒落岩体悬吊在深部未松动岩层上。这是悬吊理论的进一步发展，如图3-2所示。图3-1锚杆的悬吊作用 图3-2顶板锚杆悬吊松动破裂岩层 组合梁理论组合梁理论认为：在层状岩体中开挖巷道，当顶板在一定范围内不存在坚硬稳定的岩层时，锚杆的悬吊作用居次要地位。如果顶板岩层中存在若干分层，顶板锚杆的作用，一方面是依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力，防止岩石层面滑动，避免各岩层出现离层现象；另一方面，锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度，阻止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。这种组合厚岩层在上覆岩层载荷的作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减少，组合梁的挠度亦减少，梁内的最大应力、应变和梁的挠度也就减少。如图3-3所示。图3-3顶板锚杆组合梁作用（a）未打锚杆(b)布置顶板锚杆组合梁理论，是对锚杆将顶板岩层锁紧成较厚岩层的解释。在分析中，将锚杆作用与围岩的自稳作用分开，与实际围岩的条件的变化，在顶板较破碎、连续性受到破坏，组合梁就不存在了。组合梁理论只适合与层状顶板锚杆支护设计，对于巷道的帮、底不适用。 组合拱理论组合拱理论认为：在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置锚杆群，只要锚杆间足够小，各锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即承压拱，这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向载荷。在承压内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，其围岩强度得到提高，支撑能力页相应加大，如图3-4所示。因此，锚杆支护的关键在于获取较达的承压拱厚度和较高的强度。其厚度越大，越有利于围岩的稳定和支承能力的提高。组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆支护的作用原理，但在分析过程中没有深入考虑围岩支护的相互作用，只是将各支护结构的最大支护力简单相加，从图3-4锚杆的组合拱原理而得到复合支护结构总的最大支护力，缺乏对被加固岩体本身力学行为的进一步分析探讨，计算也与实际情况存在一定差距，一般不能作为准确的定量设计，但可作为锚杆加固设计和施工的重要参考。 最大水平应力理论自从八十年代以来, 水平应力对巷道稳定性的影响已经引起了人们的普遍关注。澳大利亚W.Gale博士(1987)通过数值模拟分析及现场观测，得到了水平应力对巷道稳定性的最图3-5应力场效应基本的认识：矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性，最大水平应力一般为最小水平应力的1.52.5倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响：巷道轴向与最大主应力方向平行时， 巷道受水平应力的影响最小；二者垂直时，巷道受水平应力的影响最大；二者呈一定夹角时，巷道其中一侧会出现水平应力集中而另一侧应力较低，因而顶底板的变形会偏向巷道的某一侧。如图3-5所示。并提出在最大水平地应力的作用下, 顶底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动而造成围岩变形，锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动，因此要求锚杆必须具有强度大、刚度大、抗剪切阻力大的特点才能起到约束围岩变形的作用。所以，澳大利亚锚杆支护特别强调锚杆高强及全长胶结。 围岩松动圈支护理论围岩松动圈理论认为：(1)地应力与围岩相互作用会产生围岩松动圈；(2)松动圈形成过程中产生的碎胀力及其所造成的有害变形是巷道支护的主要对象，松动圈尺寸越大，巷道收敛变形也越大，支护越困难。(3)依据松动圈的大小采用不同的原理设计锚杆支护。小松动圈(040 cm)采用喷射混凝土支护即可；中松动圈(40150 cm)采用悬吊理论设计锚杆支护；大松动圈( 150 cm )采用组合拱原理设计锚杆支护参数。由于围岩松动圈是随着时间、巷道支护形式及支护强度的变化而变化，并且在同一断面上由于岩性的差异，围岩松动圈的大小也是不一样的。所以，在复杂条件下围岩松动圈理论(如煤巷、软岩巷道)并没有得到应用。松动圈支护理论对于锚杆支护的指导作用主要在于确定普通锚杆(如普通圆钢锚杆、水泥药卷锚杆等等)的适用条件和范围。 减跨理论在悬吊理论和组合梁理论的基础上，提出了减跨理论。该理论认为：锚杆末端固定在稳定岩层内，穿过薄层状顶板，每根锚杆相当于一个铰支点，将巷道顶板划分成小跨，从而使顶板挠度降低。如图3-6减跨作用原理。在巷道顶板上安装锚杆以后，将巷道顶板划分成多个小跨，成为多跨连续梁结构，其冒落拱高度及顶板下沉量均有大幅度的降低，从而使巷道围岩更加稳定。图3-6减跨作用原理 围岩强度强化理论巷道围岩强度强化理论揭示了锚杆的作用原理和加固巷道围岩的实质，并为合理确定锚杆支护参数提供了理论依据。该理论要点：(1)巷道锚杆支护实质使锚杆和锚固区域的岩体相互作用而组成锚固体，形成统一的承载结构；（2）巷道锚杆支护可以提高锚固提力学参数，包括锚固体破坏前和破坏后的力学参数（E、C、），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、弹性区，锚杆锚固区岩体的峰值强度、残余强度均能得到强化；（4）巷道锚杆支护可以改变威严的应力状态、增加围压，从而提高围岩的承载能力、改善巷道的支护状态；（5）巷道围岩锚固体强度提高后，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。7.2采用大直径、高强度、大延伸量锚杆锚杆的强度直接影响其锚固范围内围岩强度的强化和锚杆对巷道围岩的支护阻力，从而影响锚杆群作用范围内围岩的承载能力和锚杆的支护效果。(1)增加锚杆的杆体直径和采用高强度钢筋。我国以往锚杆的普通圆钢锚杆的杆体直径一般为14 mm,16 mm,18 mm，材质为，其屈服强度为240 MPa，破断力均在100kN以下。国外使用的锚杆杆体屈服强度为400600MPa，甚至更高，破断力一般为200300kN，甚至更大。如美国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为414689MPa，拉断强度为621862MPa；英国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为640720MPa。为了达到和超过国外锚杆杆体材料水平，满足我国深井巷道支护的要求，开发出锚杆专用钢材配方，其中BHRB500, BHRB600型号的钢材可用于生产强力锚杆。这2种钢材的公称直径均为2225mm，屈服强度分别为500，600MPa,抗拉强度分别为670,800MPa，伸长率均18%。对于中22mm的BHRB600型钢筋，屈服力达228.1kN，破断力达304.1kN。分别是同直径建筑螺纹钢的1.79和1.63倍；是同直径圆钢的2.50和2.11倍。 (2)锚杆尾部螺纹热处理或杆体整体调质处理是一种提高锚杆杆体强度而成本较低的方法。 (3)增加锚杆的延伸量。为了改变普通圆钢锚杆延伸量较小、不能适应巷道围岩较大变形的缺点，为达到提高锚杆锚尾的拉断力和充分发挥杆体材料的强度性能的目的，中国矿业大学研制了结构简单、加工方便的杆体可延伸增强锚杆。该锚杆的材料为含碳、磷、硫较低、延伸率较大的圆钢，通过对锚杆的锚尾进行强化热处理而制成。杆体可延伸锚杆与同直径、同材质的普通圆钢锚杆相比，其对巷道围岩的支护阻力可提高34%40%，适应围岩的变形量可增大500%以上。阻止深部巷道围岩发生较大变形既不经济也不合理。高强度锚杆支护可提供较大的支护阻力，控制围岩塑性区及破碎区发展、降低塑性区流变速度，提高支护阻力可以大大减小围岩变形；大延伸量锚杆支护允许围岩有一定变形，降低围岩应力、减少锚杆载荷防止锚杆破断，改善巷道维护状况。因此，必需研制大直径、高强度、具有较高延伸率的锚杆来解决深部巷道支护问题，以满足生产的要求。7.3增大锚杆预紧力锚杆的作用是加固围岩，改变岩体内摩擦角和粘聚力等力学参数，提高围岩的整体强度，阻止围岩水平和垂直位移，所以，锚杆在安装时给予岩体足够的正压力是相当重要的。锚杆的初锚力是由预紧力矩产生的，它们之间存在以下简单的关系: （3）式中: 锚杆轴向拉力，N； T螺母所受扭矩，Nm； d锚杆直径，m； K与锚杆螺纹形式、接触面、材料、导程等有关系数，一般情况下:K=0.350.42。 由式(3)可知，锚杆的轴向拉力与锚杆的预紧力呈线性关系，锚杆的预紧力越大，轴向拉力也越大。7.4提高锚杆锚固力 锚杆的锚固形式为端部锚固，此时，锚杆除两端与岩体固紧外，其余部分基本上可视为与岩体呈脱离状态。锚杆的锚固形式为全长锚固，此时，锚杆全长均与岩体发生作用，即锚杆有效长度均对锚孔孔壁施加摩擦力并具有剪切强度，它不仅提供了支护反力，而且还提高了锚固范围内岩体的C,值。 由于全长锚固锚杆实现了全长锚固，当围岩发生微小不协调变形时，锚杆即可达到工作锚固力，及时提供约束力，限制围岩的进一步变形破坏。与此相反，端部锚固和加长锚固锚杆就必须是在围岩不协调变形发展到一定程度后，才能达到工作锚固力，在时间上要落后于全长锚固锚杆，特别是端部锚固锚杆在围岩不协调变形量很大的情况下才能达到工作锚固力，而此时围岩的整体性已遭到了破坏，不能很好地发挥围岩的自承能力，没有达到加固围岩、提高其自承能力、实现围岩自稳、控制变形的目的。 此外，端头锚固时锚杆的工作阻力只作用在两端，锚杆托盘的受力较大，极易引起孔口破裂、岩层被“压酥”而破坏，产生卸载，使锚杆的支护阻力进一步降低，因而失去或减小锚杆对围岩的控制能力；而全长锚固锚杆的工作阻力在锚杆中部最大，孔口较小，因而对孔附近顶板的稳定有利，如图1所示。理论分析和实践都说明，如果一次支护有足够的初撑力和支护阻力，有良好的让压性能和适当的让压限度，最好一次及时完成全部支护，全长树脂锚固锚杆锚固力大，并且锚固及时，深部巷道高应力、破坏速度快，应大力使用全长树脂锚固锚杆。7.5改善锚索性能现用的小孔径树脂锚固预应力锚索材料主要包括索体、锚具和托板，索体材料一般采用钢绞线。小孔径树脂锚固锚索应用初期，由于没有煤矿专用锚索钢绞线，只能选用建筑行业已有的钢绞线规格。较为广泛采用的钢纹线由7根钢丝组成，如图2中(a)，为15.2,17.8mm，拉断载荷分别为260,353kN，伸长率分别为3.5%,4.0%。在井下使用过程中，发现17结构锚索有以下弊端:(1)索体直径偏小，与钻孔直径不匹配，孔径差过大，明显影响树脂锚固力；(2)索体破断力小，在深井巷道中经常出现拉断现象；(3)索体延伸率低，不能适应围岩的大变形;(4)索体强度低，施加的预应力水平低，导致锚索预应力作用范围小，控制围岩离层、滑动的作用差，当锚索比较长时尤为如此。煤炭科学研究总院北京开采研究所联合有关单位，开发出大直径、高吨位的强力锚索。一方面加大了锚索索体直径，从增加5. 2增加到18， 20, 22。改变了索体结构，采用新型的19根钢丝代替了原来的7根钢丝，如图2中(b)，索体结构更加合理，而且增加了索体的柔性和延伸率。实验室试验数据表明:119结构的公称直径分别为18，20，22mm，拉断载荷分