深部巷道卸压支护技术设计专题报告

深部巷道卸压支护技术摘要：我国国有大中型煤矿开采深度每年约以812 m的速度向深部增加，一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，巷道围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重。本文针对煤炭深部开采产生的巷道压力特点，依据目前煤矿深部开采巷道的矿压显现为出发点，研究分析巷道压力产生的机理，深部巷道的矿压显现，及巷道卸压方法，从而把深部巷道支护的基本原理及其基本理论整理清楚。在简要论述了深部巷道支护技术。关键词：巷道压力；巷道卸压；深部巷道支护1、 概述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，巷道围岩变形少则几百毫米，多达1.02.0 m。巷道在服务期间需要进行不断的维护与返修，特别是它们的两类或三类的复合型，问题更为突出。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。因此，深部巷道卸压支护技术显得尤其重要，本文就煤炭深部巷道压力产生的原理、巷道变形破坏机制及巷道卸压支护技术进行一下阐述。2、深部巷道压力产生的原理在原岩体中开掘巷道之后，岩体应力必产生重新分布。如巷道埋深为H，则圆形巷道周边的岩石沿径向卸载，径向力r0，但沿切向产生集中应力，切向应力t可剧增到原岩应力H的2倍。这时，巷道周边岩体处于双向应力状态，其强度较低，容易破坏。尤其在高应力及松软围岩条件下，集中应力远大于围岩强度P1，深部转移，直至能承受集中应力为止。这时在巷道周边破坏区形成了应力降低区。这种应力降低区是巷道周边岩体的完整结构破坏之后形成的。即在卸压的同时巷道周边的塑性变形区范围及该区内遭破坏岩体的塑性变形、扩形膨胀变形就明显增大。上述塑性变形区的范围及变形量的大小是巷道维护的关键因素。能否既使巷道周边P1塑性区的范围，不产生较大变形，改善巷道的维护状况？研究及实践表明，可以通过不同的卸压方法在围岩深处形成弱化区，为围岩的膨胀变形提供一定的变形补偿空间。使集中应力向围岩深部转移，该处岩体处于三向应力状态，有较高强度，可以承受支承压力的作用而不破坏。于是在应力增高区内形成了一圈“自承岩环”。自承岩环主要承受集中力，充分发挥岩体的自承能力。在自承岩环的支承和保护下，使卸压区内的岩体保持稳定。同时，结构和完整性并未完全遭到破坏卸压区内的巷道围岩，相当于在自承岩环的P1强度和稳定性，从而使巷道围岩的整体稳定性得到提高。如图2-1示。3、深部巷道的矿压显现3.1 受采动影响巷道的围岩变形3.1.1. 巷道围岩变形量的构成巷道围岩变形量包括巷道顶板下沉量、底板鼓起量、巷帮移近量、深部围岩移近量以及巷道剩余断面积等。巷道顶底板移近量是指巷道中心线高度减少值，两帮移近量是指巷道沿腰线水平的减少值，巷道围岩变形量主要由掘进引起的变形，回采引起的变形以及采掘影响趋向稳定后的围岩流变组成。由于开采深度、围岩力学性质和结构以及支护等巷道边界条件不同，巷道围岩变形量和变形速度有很大差异。3.1.2巷道围岩变形规律回采巷道从开掘到报废，经历采动造成的围岩应力重新分布过程，围岩变形会持续增长和变化。以受到相邻区段回采影响的工作面回风巷为例，围岩变形要经历五个阶段如图2-1所示。图3-1 区段平巷围岩变形掘进影响区；掘进影响稳定区；回采影响区；回采影响稳定区；下区段回采影响区1）巷道掘进影响阶段煤体内开掘巷道后，巷道围岩出现应力集中，在形成塑性区的过程中、围岩向巷道中间显著位移。随着巷道掘出时间的延长，围岩变形速度逐渐衰减，趋向缓和。巷道的围岩变形量主要取决于巷道埋藏深度和围岩性质。2）掘进影响稳定阶段掘巷引起的围岩应力重新分布趋于稳定，出于煤岩一般只有流变性，围岩变形还会随时间而缓慢增长，但其变形速度比掘进初期要小得多。巷道的围岩变形速度仍取决埋藏深度和围岩性质。3）采动影响阶段巷道受上区段工作面(A)的回采影响后，在回采引起的超前移动支承压力作用下。巷道围岩应力再次重新分布，塑性区显著扩大，围岩变形急剧增长。在工作面(A)后方附近，由巷道上方和采空区一侧顶板弯曲下沉和显著运动使得支承压力和巷道围岩变形速度都达到最大值。远离工作而后方，巷道围岩变形速度逐渐衰减。巷道围岩性质、护巷煤柱宽度或巷旁支护方式、工作面顶板岩层结构对该时期围岩变形量影响很大。4）采动影响稳定阶段回采引起的应力重新分布趋向稳定后，巷道围岩变形速度再一次显著降低，但仍然高于掘进影响稳定阶段时变形速度，围岩变形量按流变规律不断缓慢地增长。5）二次采动影响阶段巷道受本区段回来工作面(B)的回采影响时，出于上区段残余支承压力，本区段工作面超前支承压力相互叠加，巷道围岩应力急剧增高，引起围岩应力又一次重新分市，塑性区进步扩大，应力的反复扰动使围岩变形比仅受一次采动影响时更加强烈。每个影响阶段内巷道顶底板移近速度和移近量所占比值的一般规律见表3-1。表3-1 采区平巷不同矿压显现带内顶底板移近规律矿压显现带各带内顶底板移近速度/mmd-1各带移近量所占比值/ % 掘进影响带 无采掘影响带剧烈区每天由几毫米到几十毫米，稳定期一般1多数情况为 0.20.5，有时至1左右采动影响带 前影响区 1 后影响区 2 采动影响稳定带 二次采动影响带由每天几毫米至几十毫米一般2030，少数情况达4060多数情况1，有时达12由每天几十毫米至二十几毫米，可到三十几毫米101550605820253.2受采动影响巷道矿压显现规律3.2.1 巷道位置类型 根据巷道与回采空间相对位置及采掘时间关系的不同，巷道位置可以分为以下几类： 1）与回采空间在同一层面的巷道称为本煤层巷道，分析本煤层巷道位置时，仅考虑回采空间周围煤体上支承压力的分布规律，可作为平面问题处理。 2）与回采空间不在同一层面、位于其下方的巷道称为底板巷道，分析其位置时。应该考虑回采空间周围底板岩层中应力分布规律，按空间问题处理。当然，位于回采空间所在层面上方的巷道称为顶板巷道，分析顶板巷道位置时，不仅要考虑回采空间周围顶板岩层中应力分布规律，还要考虑下覆岩层移动、破坏规律。 3）厚煤层中、下分层以及相邻煤层中的煤层巷道，有可能同时受到本分层和上分层以及相邻煤层采面的采动影响。分析这类巷道位置时，依据巷道与回采空间位置和采掘时间关系。综合考虑回采空间周围煤体上支承压力和顶、底板岩层中应力的叠加影响。3.2.2 区段巷道的位置和矿压显现规律1）区段巷道的布置方式根据区段回采的准备系统，区段巷道可分成三种布置方式。 a位于未经采动的煤休内，巷道两侧均为煤体、称为煤体煤体巷道(图2-2)，薄煤层、中厚煤层和厚煤层上分层的区段运输巷一般都属于这种布置方式。b巷道一侧为煤体，另一侧为保护煤柱，如保护煤柱侧的采面已经采完且采动影响已稳定后，掘进的巷道称为煤体煤柱(采动稳定)巷道(图2-2 1)；如与保护煤柱一侧的采面区段巷道同时掘出，或在保护煤柱一侧的采面回采过程中掘进的巷道称为煤体煤柱(正采动)巷道(图2-21)。c巷道一侧为煤体另一侧为采空区，如果采空区侧采动影响已经稳定后，沿采空区边缘掘进的巷道称为煤体无煤柱(沿空掘进)巷道(图3-2 2)；如果通过加强支护或采用其他有效方法，将相邻区段巷道保留下来，供本区段工作面回采时使用的巷道，称为煤体无煤柱(沿空保留)巷道(图3-2 2)。2）区段巷道矿压显现规律a煤体煤体巷道服务期间内，围岩的变形将经历巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段。由于巷道在采面后方已经废弃，巷道仅经历采面前方采动影响，围岩变形量比采动影响阶段全过程小得多，一般仅1/3左右。b煤体煤柱或无煤柱(采动稳定)巷道服务期间，围岩的变形同样经历巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段(工作面前方采动影响)。但是巷道整个服务期间内，始终受相邻区段采空区残余支承压力的影响，三个影响阶段的围岩变形均大于煤体煤体巷道。巷道的围岩变形量除了取决于开采深度、巷道围岩性质、工作面顶板结构和相邻区段采空区采动稳定程度外，与沿空护巷方式及保护煤柱宽度密切相关。c煤体煤柱或无煤柱(正采动)巷道服务期间，围岩的变形将经历全部的五个阶段，(图2-1)。围岩变形量远大干无采动及一侧采动稳定后巷道。这类巷道的围岩变形量除了与开采深度、巷道围岩性质、采动状况有关外，工作面顶板结构、沿空护巷方式和煤柱宽度都起决定性作用。不采用煤柱保护巷道时，为沿空保留巷道。3）厚煤层中下分层区段巷道布置和矿压显现规律厚煤层中、下分层区段巷道相对本层工作面仍然是煤体煤体、煤体煤柱(采动稳定、正采动）、煤体无煤柱（采动稳定、正采动）三种布置方式。与上部分层主要有以下三种位置关系：布置在已稳定的采空区下方，附近无上分层遗留煤柱（图3-3（a）；布置在已稳定的采空区下方，并在上分层护巷煤柱附近，（图3-3（b）；巷道布置在上分层护巷煤柱下部（图3-3（c）。中、下分层巷道如果位于上分层一侧已采的煤体附近，上分层煤体的支承压力，对下部分层巷道会产生一点影响。他的影响程度与巷道和上分层煤体边缘之间的水平距离有关。一般情况下，水平距离超过2m影响已不明显。中、下分层巷道如果位于上分层两侧均已采空的煤柱附近，由于受到上分层煤柱支承压力叠加的强烈影响，围岩变形显著。为了改善这种巷道的维护，要求巷道与上分层煤柱边缘保持5 10m的水平距离。这种布置方式，增加了中、下分层的煤量损失。厚煤层分层开采时，实行无煤柱开采，既可以减少煤炭损失，又对改善下部分层巷道的维护十分有利。邻近煤层中的区段巷道，如果煤层间距很小，其巷道布置和围岩变形规律与厚煤层中下分层区段巷道类似。3.2.3 底板巷道的位置和矿压显现规律1）底板巷道的位置在上部煤层回采活动影响下，底板巷道的受力状况和围岩变形有很多差别。按照巷道与上部煤层回采空间的相对位置和开采时间关系，巷道的位置可归纳为以下三种情况：a布置在已稳定的采空区下部。在上部煤层回采空间形成的底板压力降低区内，见图2-4中，巷道整个服务期间内不受采动影响。b布置在保护煤柱下部。经历保护煤柱两侧回采工作面的超前采动影响，见图2-4中。保护煤柱形成后，一直受保护煤柱支承压力的影响。当保护煤柱足够宽或者巷道与保护煤柱的间距足够大时，巷道可以避开采动影响，处于原岩应力场内。c布置在尚未开采的工作面下部。经历上部采面的跨采影响后，位于已稳定的采空区下部应力降低区内（图2-4中）。2）底板巷道的矿压显现规律底板巷道从开掘到报废，由于上部煤层的采动影响，引起围岩应力反复重新分布，围岩变形速度随之变化。巷道I仅经历在应力降低区内的巷道掘进影响阶段，然后进入掘进影响稳定阶段围岩变形趋向稳定，变形量不大。巷道2围岩变形要经历掘巷期间明显变形，然后趋向稳定，保护煤柱不足够宽时，受上部煤层上作面A回采影响期间显著变形，然后又趋向稳定；受上部煤层工作面B 回采影响期间强烈变形，然后再次趋向以较大的变形速度持续变形(图2-5(a)。巷通3围岩变形要经历掘巷期间明显变形然后趋问稳定，工作面跨越开采时引起围岩强烈变形，然后又趋向稳定(图2-5 (b)。图3-5 受上部煤层采动影响底板巷道变形(a)保护煤柱不够宽条件下；(b)采面跨采条件下4、巷道卸压方法（一）钻孔卸压1 横向钻孔采用钻孔右以削弱巷道围岩。钻孔之间的煤体遭到破坏，因此，支承压力带向岩体深部转移达一个钻孔长度的深部。钻孔间煤体破坏保证了卸载带中岩层的均匀弯曲。MA长米沙罗夫研究认为，紧跟巷道掘进在巷道工作面附近进行岩体卸压的效果最佳。岩层的弯曲应发生在破坏的孔间煤体阻力恒定时，当孔间煤体宽度与钻孔直径之比等于0.81.0时可以保证做到这点.钻孔最佳深度为10m。顿涅茨性科院通过实验证明了钻孔卸压的良好效果。基洛夫斯卡亚矿采掘工程平面图如图4-1所示。长80m的巷道段位于西2下山，巷道断面12.5m2，沿h10煤层掘时进，用三节拱形金属支架支护。卸压钻孔长810m，直径为300mm，孔间煤体宽300mm左右。采煤工作影响带以外卸压段的底板移动量与未卸压段的移近量没有区别，在采煤工作影响带内。未卸压的移动量达450820mm，而卸压段内仅为78188mm，如图4-2所示。2 纵向钻孔如图4-2示意。沿煤层先垂直于巷道掘进方向开一些缺口，从其中钻一排平行于巷道轴的超前钻孔，以切割出具有不同承载能力（不同宽度）的条带关煤柱。条带状煤柱的承载能力随远离被保护的巷道朝着煤体方向增加。因而，在随后掘进的巷道地带区，岩体的卸载是通过被钻孔削弱的刚性（可缩性）可变的煤带来实现。因此，巷道是在预先卸载的岩体中掘进，并且在整个服务期间是用刚性可变的煤带保护，它可以通过将支承压力转移到岩体深部从而降低被保护巷道周围的应力。图4-2表示掘进采区斜巷时为了降低岩体中的应力而钻进卸载钻孔的示意图。在采用壁式开采方法时，在运输平巷1内回采小巷的切口附近安装钻眼设备2，并在煤层平面中钻进长度尽量大的一排钻孔3。在卸载钻孔之间留下煤柱4，煤柱的承载能力从巷道周边向煤体深部增加，最小的煤柱留在继续要掘进的巷道断面中。然后在已卸载煤体的中部掘进巷道，其长度等于钻孔的长度，此后在巷道工作面上部岩体5中沿巷道两侧开切硐室6，以安装钻眼设备之用，并钻进下一排向钻孔。“托列兹”列烟煤联合公司卢图金矿的实验工作表明，采预先卸先载可以消除在采煤工作面前方或后方的巷道底膨。（二）药壶爆破法药壶爆破是在炮眼底部先少量装药爆破成壶状，再将装药爆破，不破裂岩体表面。U1切尔尼亚克教授提出，用爆破法卸压。这种方法的实质是用爆破法在靠近巷道周边的煤层底板中形成岩石松动带，由于巷道石松动带，最大支承压力转移到岩体及煤柱深部。图4-3示意。确定爆破参数时，应考虑煤层底板岩石性质及厚度，软岩巷道底鼓岩层深度一般为巷宽的0.7倍左右。炮眼与水平的夹角，眼孔间距及深度，炸药性能及装药量等。既要达到爆破时，岩石从一孔洞抛到另一个孔洞时能获得最好的松动效果，又不破坏围岩表面。FU波克罗夫斯基提出，爆破岩石破坏圈半径可用下式确定：式中G炸装药量； 破岩石破坏的极限强度 E岩石的变形模量； A爆破的比能； 岩石密度。为了实用和近似计算，可采用A=3105及=2300，这时上述公式可写成： 破用实验方法确定。在温度为14-20%的泥质岩中，7号硝铵炸药的装药量为0.10.3kg时，为0.40.8m.在泥质岩中当药包顺序爆破时,为了保证岩石从一个孔洞抛到另一个孔洞,药包间距不超过0.8D(D药壶孔腔直径)。在石灰岩中，用重量为0.152kg的药包爆破时,在距药包0.6m处观测到0.6m的裂隙.钻孔与水平面的夹角一般为1530及4560。爆破后可形成2 m左右的松动带，扩展到煤柱下距离约2-3 m深。爆破松动带传递侧向应力及垂直应力的作用会大为减弱或完全停止，直至松动岩石压实为止。这一时间过程用实验方法确定，并尽量利用这一时间来安排巷道的使用。实例1，卡拉干达煤田矿井松动爆破卸压实验参数见图4-4及表4-1示意。第一实验段25 m，在与承压力影响带以外的下山中，下山底板含水，底鼓为u=0.150.2m/月。松动爆破工作在掘进下山时滞后巷道工作面40m处进行。装药深度为0.8m。硝铵炸药重量为0.075kg。爆后底板泥质岩石破坏，悬露处发现形成了直径为0.1 0.3m的松动腔。观测2.5个月，实验段底板移近量为190mm，未支承压力中进行。炸药重0.075kg。实验段底板移近量为180mm；未实验段移近量为480mm。表4-1 卡拉干达煤田矿井松动爆破卸压实验参数方案炮眼数量炮眼长度，m与水平面夹角（。）药包重量，kga31.0300.085b221.01.090450.0850.1实例2：图4-5示意卡拉千达矿东运输平巷炮眼布置及参数，炸药0.125kg。底鼓减少了67-75%。 实例3：托列兹无烟煤联合公司列斯娜亚矿，h3煤层，采深750m东14运输大巷实验证明了效果很好。巷道掘进和松动爆破同时进行，爆破降到巷道中的岩石，随掘进出矸一同运走。（1）当炮眼以25、30钻进时，岩石破坏带深度为1m 。该段实验结果表明，在工作面后方30m左右，移动最剧烈靠煤柱测为127mm，煤体一侧移近量为92mm。并在以后巷底移动停止。（2）当炮眼夹角为45及60钻进时，岩石破坏带深度为1.8m，在工作面后方20m处，停止了移动。图4-7示意的工程，在工作面与平巷联接处（109mm）及回采工作面后方40m处移动量（126mm）分别减71%和82%。为防止已破坏的岩石向巷道中鼓起，可以架设底梁，在底梁加以支护（锚杆或支柱）。或者底板钻孔卸压，或底板钻孔爆破后注浆。图4-7所示。（三）顶部卸压UL切尔亚克教授研究认为，顶部预先卸压保护下部巷道的范围如图4-8所示。沿走向布置巷道，保护下部宽度A为： A=b+2nn巷道一侧保护煤柱宽，m；b两巷及巷中间煤柱宽度，m，如果一条巷道，b等一条巷的度；上部卸压宽度a，a=A+1.4h2。实例1：如图4-9所示。巷道埋深898m，净断面12.5m，距煤层底板412m。卸载工作面长150160m。岩石平巷掘进滞后卸压工作面40300m。采空区下掘进的岩石平巷处于良好状态。相比之下，顶板底板移近量减少了8386%。实例2：鲍店胶带机硐室顶部卸压巷设计方案，如图4-10。（四）巷道围岩切槽卸压巷道切槽卸压的切缝位置如图4-11示。巷道周边卸压后的应力分布如图1示。巷道切槽后对园巷道周边应力分布的影响如图4-12示。巷道底板切槽如图4-13示。当切槽深度b小于巷帮到切缝的间距a，即a/b1时，开槽后的底板视而不视作从卸压槽下方受到磺向载荷p作用的岩石悬梁。承受弯曲应力，岩石抗弯强度小，底板上翘，巷至下面岩层向上断裂。岩层受剪力作用，当a/b1时，岩石抗剪强度一般大于抗拉强度，岩石底板稳定。底板中最大剪应力为max=1.5P/b切槽后底板梁能承受的最大压力为 P=B b/1.5B底板岩层抗剪强度。可取B =5000N/m2。如切槽中充填胶结材料，可提高抗剪强度2倍以上。这时，底板抗剪强度为 B =B +tg 式中岩体在剪切面上的正压力；内摩擦角。如岩石单向抗压强度R=10000KN/m2，=37，则 B =5+10tg37=125 KN/m2此时底板能承受最大压力为 P=B b/1.5=29167 KN/m2例：卢岭矿：H=615m，围岩：灰色泥岩、砂岩、页岩，=10-25，泥岩的层理和和节理十分发育。巷道S=26.7m2，S=16.3m2U29可缩封闭支架支护，间距0.5m，直墙半圆拱，净宽5136mm净高3172mm。巷道卸压钻孔两排三花眼，底排钻孔距底板1m。钻孔排距0.4m,眼距1.1m.孔直径42m,孔深4.7m.药壶爆破T-320水胶炸药,卷d=35mm，钻孔装药长度1.6-1.9m，装满系数为0.34-0.39。反向连续装药。单孔起爆。 松动爆破前，掘进影响，趋势稳定1 松动后，变形增大，短期急剧变形。作业点前后20m，影响时间8-10d，变形为的（8-16）1 稳定变形：0.208mm/d.移近量为0.175mm/d。5、深部巷道支护技术目前，深部巷道一般采用锚杆与锚索等组合支护，如果锚杆锚索的支护参数合理，支护能力 可满足要求。深部巷道锚杆体支护失效破坏并不是 支护强度不够，而是巷道破裂区的漏顶（帮）引 起锚杆体失效破坏。锚杆很少有被拉断、剪切的破 坏状态，其占的比例较小。5.1 支护原则深部巷道的支护设计原则 根据深部巷道破坏形式，支护设计原则如下：一是护的原则。保护围岩破裂区的变形范围不扩大、不漏顶（帮）是深部巷道支护的主要原则。要有效的护住围岩，应采用及时支护，提高锚杆的锚固力，需要网、钢带与喷浆支护等联合支护，锚注支护等。二是支护系统参数协调原则。锚杆、托盘、钢带、网等受力均衡，协调，力学参数一致。尽可能避免力学参数不统一，出现先后破坏的现象，影响整体支护效果。加大锚杆的长度，降低巷道支护成本与锚杆的间、排距。加大托盘的尺寸与刚度，有效护住围岩。提高杆体螺纹段的强度，防止此段的破坏。支护系统要有一定的柔性，为围岩变形、让压留有空间。三是重点支护原则。在同一个巷道断面条件下，围岩的局部应力大，其该处变形量也越大，须限制该处的变形，使巷道围岩局部应力大处与应力小处变形量基本相等。巷道围岩变形是全范围的收缩变形，即巷道顶底板、两帮等成比例的耦合变形，保证巷道围岩的整体性，减少局部破坏大而失效。对巷道底角、肩部等关键部位加强支护，使围岩应力协调转移扩散，围岩整体受力均匀。四是优化巷道断面原则。巷道底鼓是深部开采的主要特征之一，控制了巷道底鼓，就等于解决了深部开采的巷道支护问题。对巷道底角、肩部进行优化设计，减少该处应力状态。采用弧形底角的断面形式，理论与实践证明可以明显降低底角的应力状态。五是大断面原则。在目前支护技术、成本条件下不可能完全控制围岩变形移动，为围岩的内移、让压留有空间。六是可操作性原则。提供的锚杆支护设计应具有可操作性，有利于井下施工管理和掘进速度的提高。5.2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的计算式为： （5-1） （5-2）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。由式5-1和式5-2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5-1、表5-2。表5-1 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5-2 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/()31.5131.5333.5135.3737.2440.4040.40(2) 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5-1。这就是锚杆支护设计、支护参数研究的基本依据。53深部巷道锚杆支护作用机理5.3.1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。图5-1 锚固体应力应变曲线注：曲线上数字为锚杆支护强度/Mpa图5-2 锚杆约束围岩的力根据锚杆对围岩的稳定作用划分和定义锚固力。图5-2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。(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。(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。5.3.2径向锚固力的作用机理如图5-3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。如图5-4，当围压为零时，残余强度接近于零，当围压为1 Mpa时，残余强度约为9 Mpa。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5-3巷道围岩破碎情况图5-4 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： （5-3）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。5.3.3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5-5 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5-5所示。葛修润提出加锚节理面抗剪刚度公式为： （5-4）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： （5-5） （5-6） （5-7） （5-8）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。由式9可知锚杆使节理面抗剪刚度提高量为： （5-9）(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。巷道开掘后，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 = （5-10）按式15，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。54深部巷道锚杆支护技术5.4.1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Q235，其屈服强度为240 Mpa，破断力均在100 kN以下。国外使用的锚杆杆体屈服强度为400600 MPa，甚至更高，破断力一般为200300 kN，甚至更大。如美国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为414689 MPa，拉断强度为621862 MPa；英国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为640720 MPa；澳大利亚的mm高强度锚杆破断力达到240 kN；mm的超高强度锚杆破断力达到340 kN。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2225 mm，屈服强度分别为500、600 MPa，抗拉强度分别为670、800 MPa，伸长率均为18%。对于mm的BHRB600型钢筋，屈服力达228.1kN，破断力达304.1 kN。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。锚尾加工后，锚尾的实际直径较杆体直径要减少25%左右，其承载能力将减小25%35%，使用中锚杆常在此处发生拉断破坏，致使杆体的强度和塑性不能充分发挥，造成钢材浪费。如果对锚杆尾部螺纹进行热处理或对杆体进行整体调质处理，将会大大提高锚杆的强度。据邢台矿务局核算，经过热处理的高强度锚杆，与同一直径的普通锚杆相比，成本仅增加16%35%，而极限承载能力提高65%100%。热处理使锚杆锚尾段的硬度和强度高于杆体，以保证锚杆在拉力作用后的断裂位置在锚杆杆体而不在锚尾，从而充分利用首先屈服的杆体的较大塑性变形以适应巷道围岩较大变形的要求，并提高锚杆的整体强度。(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同岩变形；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。5.4.2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，锚杆在安装时给于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 （5-11）式中：锚杆轴向拉力，N；螺母所受扭矩，；锚杆直径，m；与锚杆螺纹形式、接触面、材料、导程等有关系数，一般情况下：=0.350.42由式16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。5.4.3提高锚杆锚固力在目前巷道支护中采用锚杆支护时，广泛采用的锚固形式主要有两种基本类型：一是端部锚固型，如倒楔式锚杆、楔缝式锚杆等；二是全长锚固型，如水泥砂浆锚杆、管缝式锚杆及目前广泛使用的全长树脂锚杆等。这两种锚固形式都有各自的特点。全长锚固使锚固范围内的岩体的整体性得到加强，能有效地约束巷道围岩的变形和位移，并有效地提高锚杆支护系统的刚度；而端部锚固则具有经济合理、技术可行、工艺简单等特点。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5-6。锚固剂将杆体与围岩粘结在一起，在围岩深部与浅部不一致的变形过程中，锚固剂将围岩变形传递给杆体，同时将杆体对围岩变形的约束传递该围岩，锚固剂在锚杆与围岩相互作用过程中具有重要作用。树脂锚固剂抗侵蚀性能、耐疲劳稳定性、支护安全性能都优于钢丝绳水泥砂浆锚杆、管缝式锚杆和倒楔式等。因此在深井巷道中大都使用树脂锚固剂。理论分析和实践都说明，如果一次支护由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。图5-6 全长锚固和端头锚固锚杆的轴向受力1-端头锚固锚杆；2-全长锚固锚杆5.4.4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。较为广泛采用的钢绞线由7根钢丝组成，如图5-7中(a)，为、 mm，拉断载荷分别为260、353 kN，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