煤矿锚杆支护设计方法课件

1、煤矿锚杆支护设计方法煤矿锚杆支护设计方法马小钧 简介马小钧 男，1961年生于山东省安邱市。1986年毕业于山东矿业学院采矿系，采矿高级工程师。中国煤炭工业协会煤矿支护专业委员会特聘专家。劳动人口部煤炭系统高级职业考评员，香港国际专利技术开发投资公司顾问。煤矿锚杆支护设计方法1.1.锚杆支护技术现状锚杆支护技术现状2.2.理论研究的必要性理论研究的必要性 3.3.研究目的研究目的4.4.主要研究成果主要研究成果5.5.煤巷围岩分类方法煤巷围岩分类方法6.6.参系数的选取参系数的选取7.7.煤巷锚杆支护设计方法煤巷锚杆支护设计方法8.8.监测与管理监测与管理9.9.后话后话煤矿锚杆支护设计方法1

2、 1.1.1锚固技术的发展史锚固技术的发展史 锚固技术的使用距今已有90年的历史。 1912年美国在煤矿使用锚杆支护顶板；阿伯施莱辛(Aberschlesin)的弗里登斯（Friedens）煤矿 1915年至1920年在金属矿山也开始使用锚杆； 1934年阿尔及利亚在筑坝工程中使用预应力锚杆；(舍尔法坝加高)煤矿锚杆支护设计方法 1957年德国在土层深基坑中使用锚杆；（Bauer公司） 60年代出现顶板桁架(桁架锚杆)和螺纹锚杆； 1987年意大利大坝加固使用全长锚固锚杆(瑞士P.埃格)； 80年代土尔其、苏联、德国开始使用注浆锚杆。(C.比隆，E.阿里欧格卢矿井支护技术)煤矿锚杆支护设计方法

3、1.21.2理论研究理论研究 悬吊作用理论：1952年路易斯帕内科(Louis Panek)等提出； 组合梁作用理论：雅可比(Jacobio)等提出； 组合拱理论：1955年由奥地利学者L.拉布希维兹(Rabcewicz)提出； “新奥法”：1963年首次由L.拉布希维兹提出，1978年由L.米勒在日本讲学时系统总结为新奥法煤矿锚杆支护设计方法原理22条的隧道施工理念。1980年5月曾来我国讲学。 新奥法的核心是：变载荷体（围岩）为承载结构，使围岩与支护结构共同形成一个支承环，充分调动围岩的自承能力。它摒弃了隧道力学中传统的以普氏理论和太沙理论为代表的松动地压理论，将岩体视为承载体。煤矿锚杆支

4、护设计方法1.31.3应用现状应用现状 目前锚杆支护非常普遍（每年使用的锚杆数量多达3亿根左右）。锚杆的种类繁多（多达600余种）。常见的有：木锚杆、竹锚杆、倒楔式锚杆、钢丝绳砂浆锚杆、管缝锚杆、塑料胀壳式锚杆、钢筋树脂锚杆、注浆锚杆，还有：水胀式、爆炸式、套管摩擦式、弹簧式锚杆等等。 美国、澳大利亚：在煤矿巷道的支护比重中几乎达到了100%；煤矿锚杆支护设计方法 英国：在煤矿巷道支护中的比例也达到了80%以上； 法国、德国，俄罗斯等国锚杆支护的使用比例也在逐年增加； 日本、印度、新西兰、挪威等国也有广泛应用； 世界各国在煤炭、冶金、水利、水电、铁路隧道、地铁、公路、军工等众多的岩土工程领域，

5、均已成功地应用了锚固技术。煤矿锚杆支护设计方法中国： 1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，至今已有46年历史。 20世纪60年代，普通砂浆锚杆和喷射混凝土支护开始大量应用于矿山巷道、铁路隧道和边坡加固工程中。 1964年梅山水库的坝基加固采用了预应力锚索； 1995年国有重点煤矿当年新掘巷道中锚杆支护率为28.19%，其中岩巷中占57.2%，半煤岩巷中占煤矿锚杆支护设计方法30.07%，煤巷中占15.15%。 “九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个重点项目之一， 计划到2000年，国有重点煤矿锚杆支护率达到50%，其中煤巷30%，半煤岩巷60%，岩巷80%。经过高

6、校、科研和生产单位的联合攻关，煤巷锚杆支护技术有了较大提高，煤巷中锚杆支护的应用也有了迅速发展。1998年全国煤巷锚杆支护率已提高到20.14%。煤矿锚杆支护设计方法 由于锚杆支护显著的技术经济优越性，现已发展成为煤炭、冶金、水利、水电、地铁、隧道、公路、军工等地学领域的一种行之有效的支护手段。2.12.1锚杆支护比框式支架支护具有显著优越性锚杆支护比框式支架支护具有显著优越性 A.主动支护,变载荷体为承载体，充分利用围岩的自承能力。 B.改善围岩应力状态，提高围岩的自承能力。煤矿锚杆支护设计方法及时补充第三向应力，有效避免围岩强度的过度衰减； C.锚杆与围岩同步变形，可实现有约束让压,从而保

7、持巷道围岩长期稳定； D.简化了回采工艺，提高了回采工作面的推进速度； E.节省支护钢材，降低支护成本； F.减少支护材料的运输工作量， G.减轻了工人的劳动强度； H.利于机械化作业和提高掘进速度。煤矿锚杆支护设计方法2.22.2锚杆支护理论研究相对落后锚杆支护理论研究相对落后 正是基于上述优越性，大屯矿区的煤巷锚杆支护在矿区空前发展。自99年已来，矿区煤巷锚杆支护率均在50已上，使用范围不断扩大：综采、综放、轻放、高档、高放、水采等几乎所有的采煤工艺的回采巷道，条件适宜的均使用了锚网支护。然而，由于锚杆支护的对象巷道围岩本身所固有的非均质性、非连续性、各向异性以及煤矿锚杆支护设计方法采掘过

8、程的复杂性等，理论上不完善、机理的认识上不统一，锚杆支护设计上很难做到科学化、系统化、规范化。致使许多锚杆支护设计大都是按经验或工程类比法来完成的。参数设计不尽合理。锚杆支护的实践（设计、施工）带有一定的盲目性。2.2.1 2.2.1 现行锚杆支护设计方法的弊端现行锚杆支护设计方法的弊端 由于理论上的相对滞后，现行设计基本上是参照前苏联的设计方法，或工程类比法。其缺点：煤矿锚杆支护设计方法 a.先设计从锚索，再设计锚杆，违反客观规律； b. 许多计算是依照不同国度的某些统计经验来完成的，缺乏针对性； c. 设计缺乏系统性； d. 未考虑采动影响； e. 未考虑煤岩体与煤岩试块间力学参数的差异(

9、煤岩体的节理裂隙)； f. 系数多、取值难。煤矿锚杆支护设计方法2.2.22.2.2安全上可靠性没保障安全上可靠性没保障 由于对锚杆支护机理上不清、理解不深，造成设计上不规范、不合理、施工上不能保证工程质量这正是近年来在煤巷锚杆支护过程中事故频出的主要原因。大屯同许多局矿一样（如姚桥7359切眼）都相继出现大面积冒顶，更多的是一些未遂事故。安全问题已成为煤巷锚杆支护健康发展的一大障碍。煤矿锚杆支护设计方法2.2.32.2.3经济上造成浪费经济上造成浪费 由于没有系统的理论指导，设计上都无法实现技术经济效益最大化，锚杆支护本身所具有的巨大技术经济潜力得不到充分发挥。2.32.3生产实践的需要生产

10、实践的需要 支护技术发展到今天，锚杆支护显著的优越性已成共识，锚杆支护技术在生产实践中高速发展和支护理论相对滞后的矛盾日益突出。迄今为止，锚杆支护的理论学说诸子百家，但真正能够方便用于现场设计指导生产的并不多。没有可靠的理论指导，就没有系统、煤矿锚杆支护设计方法科学、规范的设计，也就丧失了安全的保障。其结果往往要么造成支护失败、甚至酿成事故，要么过于保守、造成经济上的巨大浪费。锚杆支护技术在工程实践中的广泛应用，迫使我们不得不面对这样一个课题：如何使设计做到技术上更可行、安全上更可靠、经济上更合理这实质上正是评价一个支护设计优劣的唯一标准。2.3.12.3.1技术可行性准则技术可行性准则: :

11、技术可行性是技术本身在实施过程中的难易程度和可操作性。技术可行性是支护设计的前提，是实现安全可靠性和经济效益最大化准则的基础。煤矿锚杆支护设计方法2.3.22.3.2安全可靠性准则安全可靠性准则: :控制巷道围岩在生产过程中的相对稳定性，实现安全生产，是支护的根本目的。因此，安全可靠性是支护设计的先决条件。2.3.32.3.3经济效益最大化准则经济效益最大化准则: :在技术上可行、安全上可靠的前提下，追求经济效益的最大化是支护设计的最终目的，也是设计工作者所应追求的最高境界。上述设计准则实质上是设计的最终目标。支护设计只有做到科学化、规范化，才是实现安全技术经济效益最大化设计目标的唯一途径。因

12、此，支护设计必须有与设计对象客观条件相适应的、明确的理论依据，尽可能详实的地质力学基础煤矿锚杆支护设计方法资料，严瑾的系统化设计理念，明确的优化指标，及相应的信息反馈和处理系统。为促进锚杆支护技术的健康发展，提高锚杆支护系统的可靠性、实现锚杆支护的效益最大化，研究切合本矿区特点的煤巷锚杆支护理论迫在眉睫，支护设计的规范化、科学化势在必行。鉴于此，针对本矿区的煤层赋存条件和开采技术特点，研究适合本矿区煤层条件和围岩特征的锚杆支护理论体系和设计方法，是进一步推动矿区锚杆支护技术健康发展、充分发挥锚杆支护潜在的巨大优越性的必由之路。也是挖潜降耗、建设高产高效矿井的需要。煤矿锚杆支护设计方法 立足本矿

13、区特点，确定适合本矿区特点的煤巷锚杆支护理论依据，提出更具针对性的围岩分类方法，有意义明确的围岩分类指标，围岩分类与支护参数设计紧密联系起来，系数易于选取、并可通过不断监测反馈实现优化。从而实现煤巷锚杆支护的安全可靠性和技术经济效益最大化目标。 煤矿锚杆支护设计方法4.14.1提高了认识、积累了经验提高了认识、积累了经验 在10多年锚杆支护实践的同时，开展了大量基础研究工作：广泛开展了煤岩物理力学参数的测量分析，原岩地应力测量工作也已初步展开，为巷道围岩分类提供了可靠的依据；围岩分类又使人们对整个矿区的围岩特征有了比较清楚的认识；巷道围岩松动圈的实地测量，加深了人们对巷道开掘引起的应力重新分布

14、和应力集中，以及由于应力集中引起的围岩的破坏形态等问题的认识，在一定程度上推动了矿区锚杆支护的发展。煤矿锚杆支护设计方法4.24.2建立适合的煤巷围岩分类标准建立适合的煤巷围岩分类标准针对具体的煤层赋存条件和开采技术条件，从围岩分类的原则分类指标的选取影响分类指标的主要因素及取值直至围岩分类，系统全面地研究了适合大屯矿区的煤巷围岩分类方法。实现了用意义明确的量化指标，来定量地确定围岩的类别问题。煤矿锚杆支护设计方法4.34.3提出了煤岩体物理力学参数修正系数提出了煤岩体物理力学参数修正系数 K2 以及通过实验室测试所获得的煤岩块物理力学参数和通过反分析方法确定的K2，来确定煤岩体物理力学参数的

15、问题。解决了煤巷围岩分类及锚杆支护参数设计过程中所涉及到的煤岩体物理力学参数的取值难题。煤矿锚杆支护设计方法4.44.4提出采动影响系数提出采动影响系数 K1，解决取值问题，解决取值问题 采动影响是决定受采动影响巷道围岩类别和锚杆支护参数的最主要因素之一。根据现场受采动影响巷道围岩变形的变化规律和实验室物理模拟的试验结果，创造性地提出并解决了采动影响系数K1的取值问题，从而不仅在理论上探讨了采动影响系数K1对围岩类别等的影响。而且在实际应用上，也使采动影响系数K1能真正参予到围岩分类指标及锚杆支护参数的计算里去。煤矿锚杆支护设计方法4.5 4.5 较好地解决围岩分类结果同支护参数设计较好地解决

16、围岩分类结果同支护参数设计的脱节问题的脱节问题 把用于围岩分类的主要指标同支护参数设计紧密联系在一起，明确了何种情况必须采取锚索加固等问题。从而使锚杆索）支护参数设计步骤清晰、参与计算的因素意义明确、设计结果更趋合理。煤矿锚杆支护设计方法5.1 5.1 围岩分类与支护设计的关系围岩分类与支护设计的关系 围岩分类是一个宏观的概念，旨在给人以粗线条的认识，在没有支护理论或支护理论发展的初期，它曾一度是我们进行支护设计的方法，其实质是经验类比型设计方法。围岩分类结果只能用来宏观确定支护形式，而无法直接进行支护参数的设计与优化。因此，那种企图以分类代替设计的观点是幼稚的。围岩分类工作和支护参数设计工作

17、是整个支护设计过程的两个阶段。两者既有密切联系又相对独立，不能互为代替。围岩分类结果用来进行支护方案的选择，参数设计则是支护方案的具体量化体现。 煤矿锚杆支护设计方法5.25.2围岩分类方法的确定与分类指标计算围岩分类方法的确定与分类指标计算 5.2.15.2.1分类方法的确定分类方法的确定 原则：针对本矿区巷道的围岩特点，确立有意义明确的综合分类指标，参数容易获取，方法易于掌握，并与支护设计联系在一起。 围岩的分类方法很多，自罗曼首次提出围岩分类概念以来，从早期的普氏围岩硬度分类法、到董氏围岩松动圈分类法、煤岩截割阻抗分类法、蒋氏煤矿锚杆支护设计方法亚分类法、极限平衡区分类法，还有专门的软岩

18、分类法等，均代表着人们在不同发展时期各自对支护对象的认知程度，各自从不同的角度去尽可能准确地描述支护对象、从而提出相应的支护形式。从这个意义上说，无论何种分类方法，只要能够更准确地描述和反应支护对象、并与支护设计有机地联系起来，就是好方法。煤矿锚杆支护设计方法 基于上述基本指导思想，决定以极限平衡区深入巷道围岩的深度为主要指标，以巷道周边位移u为辅助指标，进行巷道围岩分类。二者都是影响巷道围岩稳定性各种因素的综合反映，用主要指标划分围岩类别，以及进行锚杆支护设计，用辅助指标和实测结果的差异反馈初始设计中可能存在的问题，并以此为依据，修改初始设计。煤矿锚杆支护设计方法5.2.25.2.2分类指标

19、的计算分类指标的计算 从某种意义上讲，极限平衡区深入巷道围岩的深度和巷道周边位移综合地反映了巷道围岩的稳定状况和矿压显现的显现形式。根据弹塑性理论，双向等压情况下，受采动影响圆形巷道的极限平衡区半径及周边位移可表示为：煤矿锚杆支护设计方法 ctgCKiPctgCKHKaR2)sin1)(21( )2()sin1 (sin/ 1)21(22sinctgCKiPctgCKHKGKau Rasin2/ )sin1 (煤矿锚杆支护设计方法式中式中：极限平衡区深入围岩的深度； Pi支护阻力； H原岩应力； a巷道当量半径；R极限平衡区半径； u巷道周边位移；G剪切弹性模量； C粘结力； 内摩擦角； K1

20、采动影响系数； K2煤岩体力学参数修正系数煤矿锚杆支护设计方法6.1 6.1 巷道当量半径的确定巷道当量半径的确定 巷道的断面形状与尺寸，直接影响着人为扰动所诱发的应力重新分布结果，从而影响巷道矿压显现的剧烈程度。 根据目前岩石力学和矿山压力的发展水平，非圆形巷道周围应力重新分布的理论解析解还没有达到令人满意的结果，而计算机数值模拟由于进行了大量的简化和假设，计算出的结论用作定性讨论和计算参考或用来进行反演分析尚可，直接用于定量计算还是不足取的。所以采用非圆形巷道的圆形标准化法来确定巷道断面尺寸和形状的影响问题。 非圆形巷道圆形标准化分三步进行。煤矿锚杆支护设计方法(1)求当量半径: 将其它形

21、状的巷道尺寸折算成相当的圆形巷道。 rs=kx （S/）1/2 式中：rs巷道当量半径，米； S实际巷道断面积，米2 表6.1 巷道断面修正系数kx断面形状椭圆拱形正方形正梯形 长方形 单边斜梯修正系数1.051.101.151.201.201.25煤矿锚杆支护设计方法(2)求外接圆半径: 用几何做图法或解析计算法做非圆形巷道的外接圆，用该外接圆的半径表示实际巷道的特径尺寸。(3)求巷道理论半径： 比较求得的当量半径和外接圆半径，以其小者作为巷道理论半径。 a=minrs，ry6.26.2煤岩物理力学参数的确定煤岩物理力学参数的确定 巷道极限平衡区和巷道周边位移的计算，涉及的是岩体力学参数，计

22、算时应当以煤岩体力学参数做为确切的计算依据。但煤岩体力学参数的测量非常困难，影响因素太多，目前应用不现实。可行的方法是参照实验室煤岩块力学参数的测量结果，充分考虑实验试岩块同实际煤岩体的差异，用参数修正。根据岩体力煤矿锚杆支护设计方法学参数的测量结果：煤岩体的内摩擦角同煤岩块的内摩擦角相近，二者的主要差异表现在粘结力和弹性模量。因此，在分类指标计算时，内摩擦角按实验室测量结果取值，而用K2对粘结力和弹性模量进行修正。6.36.3围岩应力和支护阻力的确定围岩应力和支护阻力的确定 考虑到矿区的井下生产逐步向深部发展，因此围岩应力以海姆假说的理论结果H为基准，考虑采动影响时，用采动影响系数 K1 对

23、其加以修饰。 x=y=z=H 在目前国内支护强度较低的情况下，支护阻力对极限平衡范围和巷道周边位移影响较小，计算时可以不予考虑。煤矿锚杆支护设计方法6.4煤岩体力学参数修正系数K2的确定 煤岩体力学参数修正系数K2 ，可以通过对现场实测结果的反演分析来求取。 不受采动影响的巷道，巷道周边位移的计算公式中不存在采动影响系数K1，需要根据理论值与实测值反演确定的只有煤岩体力学参数修正系数K2 。(开巷即布点实测，至变形稳定) 在不考虑采动影响的情况下，直接把实验室所做煤岩块的物理力学参数代入巷道周边位移u的计算公式中，求出巷道周边位移的理论值。假如不存在煤岩体同煤岩块强度之间的差异问题，该理论值就

24、应当是巷道开掘影响趋于稳定后的实际变形值。但实际情况往往煤矿锚杆支护设计方法 实测值远大于理论值。其原因就是工程岩体同实验室岩块物理力学参数之间的差异所引起的。主要是煤岩体的非连续性(节理、裂隙的存在)，导致煤岩体的宏观强度的降低。 利用这一规律，通过对现场实测结果的反演分析，可以求出煤岩体力学参数修正系数 K2 的统计平均规律。针对今后生产实践中碰到的类似条件，可以直接把该K2用来计算围岩分类指标R和u。根据矿区已完成的观测资料分析， K2的统计平均情况及相应的取值方法如下：煤矿锚杆支护设计方法2一般应用取值取值范围取值1/2.51/31/2备注1.一般情况下， K2取平均值1/2.5 ；2

25、.煤体松酥，裂隙发育时取下限值；3.煤体韧性较大，完整性相对较好时取上限值；4.无煤柱或小煤柱护巷时取下限值，有煤柱或实体煤中掘巷时取上限值。表6.2 煤岩体物理力学参数修正系数K2取值表煤矿锚杆支护设计方法6.56.5采动影响系数采动影响系数 K K1 1 在求得K2的基础上，通过现场实测和实验室物理模拟等手段，来进一步分析求算采动影响系数K1。 （A）根据现场实测结果，分析采动影响系数K1表达式考虑煤岩体力学参数修正参数K2影响的实际巷道，掘巷影响趋于稳定时，巷道变形将是非常缓慢而可控的。但当巷道受到采面的采动影响时，巷道周边位又将继续快速增加，而且这种变形量的增加随着其同煤矿锚杆支护设计

26、方法采面距离的接近而将越发加剧。显然这种巷道周边位移的增加所反映的就是采动影响系数K1。 已往的研究结果表明：采动影响系数K1的大小不仅和测量点同采面之间的距离X1有关,而且还同护巷煤柱的宽度(X2)及护巷方式有关。对于现场某一具体巷道的某个具体测点而言，此时的护巷方式及护巷煤柱宽度是确定的，即 X2 为一定值，因此，利用现场实测资料分析某煤矿锚杆支护设计方法一具体巷道某测点的采动影响系数时，可以不考虑 X2 的影响，从而能够直接得到采动影响系数 K1 同 X1 的关系。 受采动影响的巷道变形总量实际上由两个主要部分组成，一部分是巷道开挖引起的巷道变形，而另一部分则是由采动影响所引起的附加变形

27、，显然这种附加变形产生的结果是受采动影响巷道的实际变形要比考虑煤岩体力学参数修正系数 K2 情况下的巷道变形的理论值高出很多。煤矿锚杆支护设计方法X1101520253035K1X12.041.741.521.361.241.16 K10.30.220.160.120.08表6.3 采动影响系数表1X11.111.071.041.031.02 K10.050.040.030.010.01煤矿锚杆支护设计方法综上看出： 除测点同回采工作面之间的距离X1外，采动影响系数K1和煤岩体本身物理力学性质（C、 、G、 K2 ），原岩应力（H），巷道的断面形状和尺寸（a）以及支护

28、阻力（Pi）等有直接的关系。 A采动影响系数是一个始终大于或等于1的系数，理论上讲，只有当测点离采面无穷远时（X1），K1才能等于1。但实际应用中，一般认为当测点处于采动影响范围以外时，就可以认为K1等于1。煤矿锚杆支护设计方法 B采动影响系数K1（X1）随X1呈负指数函数的变化，随测点距采面距离的减少而迅速增加，特别在采动影响峰值点前后，X1的很小变化都将导致K1（X1）的很大变化。这表明： 加大回采时的超前支护距离，对锚杆支护参数的设计有很大的影响。随着采深的加大，及巷道围岩的弱化，适当加大超前支护的距离是十分必要的。煤矿锚杆支护设计方法C其它条件不变的情况下，采动影响系数同巷道所处的采深

29、成反比关系，即采深较大情况下，采动引起变形增加的相对倍数比采深小时要低（增加的绝对量虽然随采深的增加而增，但相对比却是降低的，这点应引起注意），如表6.4所示。 煤矿锚杆支护设计方法表6.4 K1（20）随采深变化情况表 H(m)300 4005006007008009001000h(MPa)7.5 1012.5 15.0 17.5 2022.5 25.0K1(20) 2.7 2.15 1.84 1.64 1.50 1.41 1.33 1.28备注1 K1(20)表示离采面20米距离时的采动影响系数。2表中的数据是根据7003溜子道号测站的统计分析理论结果得来。煤矿锚杆支护设计方法 由于巷道所

30、处的煤层赋存条件和开采技术条件不同，巷道的护巷方式、护巷煤柱的尺寸不同，以及巷道所处的层位不同等等，使得不同巷道的回归系数各不相同。这种不同实际上恰恰反映了地下煤矿生产的客观规律。因此，如何针对各类巷道的具体情况，分门别类地研究采动影响系数，将是今后很长一段时间内需要继续深入研究的课题。煤矿锚杆支护设计方法 如前所述，除煤层赋存条件和开采技术条件等客观因素外，采动影响系数的大小，不仅和测点同采面之间的距离X1有关，而且还同护巷煤柱的尺寸及护巷方式有关（这里归一化为测点离侧向采空区边缘的距离X2）。 显然，由于受到护巷方式的影响，X2对采动影响系数的影响，要比X1对采动影响系数的影响更趋复杂，而

31、且也更不宜于通过现场实测的方法来统计分析。煤矿锚杆支护设计方法因此用实验手段分析。结果如下： （1）侧向采空区影响和开掘巷道本身影响相互叠加（巷道不是开在实体煤中，或护煤柱的尺寸不是很大时），受本采面采动影响前的巷道周围的应力状态受控于侧向采空区，即侧向护巷煤柱的大小等决定了巷道及护巷煤柱上应力分布的总的趋势。煤矿锚杆支护设计方法 （2）护巷煤柱很大时（大于4050m时），理论上侧向采空区对巷道仍有较大影响，但这时的影响主要表现在护巷煤柱上的应力而不是变形，对巷道本身的影响已相对较低，此种情况在进行锚杆支护设计时，可按实体煤中开掘巷道的情况等同考虑。 （3）侧向采空区中顶板岩层悬顶长度的大小，

32、对护巷煤柱上的应力分布状态及其对巷道维护的影响有决定性的意义。悬顶长度越长，煤柱上的集中应力峰值越高，对巷道的维护越不利。因此，上区煤矿锚杆支护设计方法段相临回采工作面回采时，使采空区充分垮落（放顶煤回采时，涉及到如何尽量放掉两巷附近顶煤的问题），关系到相邻巷道的维护问题。 （4）无煤柱或小煤柱护巷时（煤柱尺寸小于38m），由于小煤柱在侧向采空区和开掘巷道引起的应力重新分布和应力集中的作用下已处于极限平衡状态（光弹实验条件下，由于没法模拟煤岩层的塑性状态，使得小煤柱时的应力峰值很高，最高时的应力集中系数达到1215，显然，实际上煤柱在如此高应力的作用下已被压坏，进入塑性或破坏状态）。 煤矿锚杆

33、支护设计方法 从应力的角度上讲，巷道处于所谓的免压区内，应当更利于巷道维护（浅采深，框架式支架护巷时确实如此，也正因为如此，才引出了无煤柱护巷的概念）。但对于采深较深情况下，以锚杆（索）为支护方式的巷道，由于巷道周围煤岩体松酥，极限平衡区很大，巷道周边位移也很大时，由于巷周锚固体自身承载能力随煤岩体的松酥而显著衰减，不能按无煤柱护巷时的矿压显现小于有煤柱护巷时的矿压显现的传统概念考虑锚杆支护设计。此时的锚杆支护设计也应考虑加强支护的问题。 综合现场实测和实验室模拟研究的结果，采动影响系数 K1 的取值归纳如下： 煤矿锚杆支护设计方法K1一般应用取值取值范围值1.61.32.3说明1上面的应用取

34、值及取值范围都指离采面20m超前支护时， K2（X1） K1（20）考虑的。2当点处于采动影响范围以外时（一般大于6070m时）， K1（X1）=1考虑，此时，侧向采空区距离及护巷方式对R及u的影响体现在K2里。3不受采动影响时K1=1。4采深较深、大于700m时，用取值范围的下限。5采深较浅、小于350m时，用取值范围的上限。6大煤柱（大于40m）或实体煤中的巷道，在相应取值的基础再减少0.3。表6.5 采动影响系数取值与相应条件一览表（距采面20m时）煤矿锚杆支护设计方法 简单地讲，本方法的理论基础有两个：一个是弹塑性理论，一个是悬吊理论。众所周知，弹塑性理论有它的局限性，它是建立在均质弹

35、塑性体基础上的力学模型。为此，引入了煤岩体物理力学参数修正系数和采动影响系数加以修正。 井下巷道的开掘工作，破坏了地层原岩应力的平衡状态，导致巷道周边岩体内应力的重新分布和集中。如果巷道周边围岩的集中应力小于煤岩体强度，这时煤矿锚杆支护设计方法围岩的物性状态保持不变，煤岩体仍处于弹性状态；如果围岩局部区域的应力超过煤岩体强度，则这部分围岩的物性状态就要改变，巷道周围就会产生一定范围的极限平衡区，同时引起应力向围岩深部转移。 显然，处于弹性状态的巷道围岩，由于其自身处于弹性状态，具有承载能力，因此，不需要对其进行人为加固。巷道支护或加固所要考虑的仅仅是巷周已煤矿锚杆支护设计方法处于极限平衡状态的

36、下位煤岩体（如果考虑煤岩体的塑性强度和残余强度，这部分围岩其实也有一定的承载能力，但为安全起见，设计时，以这部分围岩全部需要加固或支护来考虑）。因此，在划分巷道围岩类别时，我们以极限平衡区深入巷道围岩的深度为主要指标，从而把巷道的围岩类别与支护设计必然地联系在了一起。煤矿锚杆支护设计方法地质力学调查、 围岩物理力学参数、 K1K2的取值计算巷道围岩分类指标 R,U确定载荷集度 q求锚杆间排距 H,I安全效验求锚杆间直径 D锚固长度锚杆长度 支护形式、支护参数煤巷锚杆（索）支护设计流程图煤矿锚杆支护设计方法7.1 类围岩巷道 该类围岩的巷道，即便考虑采动影响时，极限平衡区深入围岩的最大深度也小于

37、1.5m，因此可以不考虑锚索加固的问题。 以1类围岩为例，说明锚杆参数的计算问题。 该类巷道极限平衡区深入巷道围岩的深度小于0.5m，即需要支护加固的下位极限平衡煤岩体厚度最大为0.5m。据此，可进行各类锚杆参数的设计。 （a）锚杆长度： L=L1+L2 式中：L为锚杆长度； L1为锚固长度； L2为锚杆外露长度，取0.1米； 为巷道极限平衡区深入巷道围岩的深度。煤矿锚杆支护设计方法 对于这类小极限平衡区围岩的巷道，由于需要支护加固的围岩范围有限，人为支护结构承担的载荷也有限，因此，当采用锚杆支护方式维护巷道时，可以采用端锚（当然也可以用目前较流行的半锚或全锚）方式锚固锚杆。 这里按端锚方式安

38、设锚杆，锚固段长度L1可按工程类比法确定，也可按粘结段的粘锚力同锚杆承担的最大载荷相匹配的原则来计算确定。 锚固段内金属锚杆同粘结剂之间的总的粘结力与锚杆载荷之间满足如下关系： P=djL1j 从而有： L1 =P/( dj j ) 煤矿锚杆支护设计方法 式中：dj为锚杆直径；j为粘结剂同金属锚杆之间的粘结强度；P为锚杆载荷； L1为按破坏面发生在金属锚杆表面处要求的锚固段长度。 同理，锚固段内粘结剂同钻孔岩壁之间的总粘结力与锚杆载荷之间也存在有： P=dyL1y 从而有： L1 =P/( dyy) 式中：dy为钻孔直径； y为粘结剂同钻孔岩壁之间的粘结强度；P为锚杆载荷； L1为按破坏面发生

39、在钻孔岩壁表面处要求的锚固段长度。 煤矿锚杆支护设计方法 实际选用的锚固段长度应为二者之中的尺寸较大者，即： L L1 1=K=Kj jmaxmaxL1， L1 锚固段长度确定以后，锚杆的长度实际上就相应地确定了下来。 L Lmaxmax=L=L1 1+ + maxmax+L+L2 2 （b）锚杆直径的确定： 锚杆的直径D，也即单根杆体的最大承载能力同锚杆的间排距之间存在着相互关联的反比关系。同样载荷集度大小的情况下，锚杆的直径D越大，单根锚杆的最大承载能力就越大，相应地锚杆的间排距就可以适当地放宽；反之，锚杆的直径D越小，单根锚杆的最大承载能力就越小，相应地锚杆的间煤矿锚杆支护设计方法排距就

40、应当适当地缩小。每根锚杆负责的维护面积确定的情况下(即锚杆的间排距确定的情况下)，需支护加固的最大载荷密度： q qd d = n= n（R-hR-h） 式中： 为极限平衡区煤或岩石的容重； n为荷载备用系数，取2； h为矩形巷道的半高； R为极限平衡区半径。 根据每根锚杆所维护的面积S(S间距排距，SHI)，及载荷集度，可以计算出每根锚杆所承担的载荷，从而可以确定出需要的锚杆直径。煤矿锚杆支护设计方法 dqSD422/14dqSD 式中：D锚杆直径； 杆体材料的许用强度。 （c）锚杆间排距的确定： 以顶锚杆为例，根据最大载荷密度和人为选定的锚杆直径，来求解锚杆间排距。每根锚杆提供给围岩的锚固

41、力应当与其所负责支护的载荷重量相平衡，即：42DqHId煤矿锚杆支护设计方法 dqDIH42当HI时：2/124dqDIH 式中：S为每根锚杆负责支护的面积；H、I分别为锚杆的间距和排距。 通过以上（a）、(b)、(c)三部相关计算，锚杆布置参数全部确定下来。煤矿锚杆支护设计方法 同样，对于2，3类围岩的巷道，也可按上面的步骤进行参数设计，所不同的是： 1）随着极限平衡区深入巷道围岩的深度的加深，2和3类围岩巷道不能再用端锚，而宜用半锚或全锚。 2）为了增加巷道支护结构的整体性，除锚杆本身外，2和3类巷道还应考虑网片、钢筋梯、金属钢带等配套设施。 3）对于3类巷道，如果不考虑锚索加强支护的话，

42、必须适当加大锚杆长度，在现有常用锚杆长度2m的基础上，增长至2.5m。煤矿锚杆支护设计方法7.2 7.2 类围岩巷道锚支护设计类围岩巷道锚支护设计锚索加固问题锚索加固问题 这类围岩的巷道，考虑其受到采动影响时极限平衡区范围较大，因此除考虑锚杆支护外，还应考虑锚索加固问题。 当巷道围岩属于类需锚索加固时，先按巷道不受采动影响时的极限平衡尺寸设计锚杆参数，然后依据巷道受采动影响的极限平衡区范围的最终结果考虑锚索设计。 不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区径 R： 煤矿锚杆支护设计方法ctgCKP)sin1)(ctgCKH(aR2i2aR 式中：R，分别为不考虑采动影响时的极限平衡区半径和极限平衡区深

43、入围岩的深度；其它各参数意义同前。和R相比，R的差异在于在其计算公式中没有采动影响系数K1。求得后，可按计算类巷道锚杆参数时的方法，进行锚杆参数的设计。 煤矿锚杆支护设计方法21LLLhRnqd2/14dqSD2/124dqDIH式中：各参数意义同前。煤矿锚杆支护设计方法等吊起，避免潜在危岩垮落造成人员伤害及其它损失。 （b）锚索长度L 我们这里所讨论的情况，基本上都是锚索悬吊下位锚网支护体的问题。理论上讲，考虑采动影响时，极限平衡区深入围岩的深度就是需要锚索加强支护时需要考虑的载荷范围，按前面所述的R的计算公式，就可以确定：Ra的大小，从而通过该值来确定锚索的长度等。 煤矿锚杆支护设计方法锚

44、索设计锚索设计： 由于放顶煤沿底巷道为全煤巷道，加之大屯矿区煤体松酥，裂隙发育，且采动影响较大，因此采深较大时的大部分沿底煤巷都属于类围岩，存在着锚索加强支护的问题。 （a）锚索的作用机理 和众说纷云的锚杆作用机理所不同，关于锚索的作用，地学工作者有相对较一致的看法即锚索的悬吊原理，通过锚固在深部坚硬(完整)岩层上的强力锚索将下部有滑落移动趋势的潜在危岩、锚网支护体煤矿锚杆支护设计方法 但在实际应用中，矿区范围内7主采煤层，平均厚度5米左右，考虑沿底巷道的高度2.53.0m左右时，剩下顶煤的厚度往往在2m左右。因此，实际进行锚索设计时，如max小于顶煤厚度，则按锚网支护体在煤层和顶板分界面处有

45、潜在垮落危险来考虑。 锚索长度：L Lmaxmax=L=L1 1+ + maxmax+L+L2 2 式中：L为锚索长度；L1为坚硬岩层内的锚固段长度，可按工程类比法取1.01.5m，也可根据粘结剂同锚索索体或钻孔岩壁间的粘结强度来计算确定；max为考虑采动影响时极限平衡区深入围岩的最大深度；L2为锚索外露长度，0.3m。煤矿锚杆支护设计方法 （c）锚索排距b 为了充分发挥锚索的功能，每排最好布置2根锚索，下部用槽钢或其它形式的钢带结构形成桁架。因此设计锚索时，重点确定的锚索布置参数是锚索的排距。 1）需锚索承载的有潜在垮落趋势的危岩荷载 W=bB 式中：B为巷道跨度；为极限平衡区煤岩体容重；为

46、极限平衡区深入顶板围岩的深度，或顶煤厚度。煤矿锚杆支护设计方法 式中：为内摩擦系数；为内摩擦角；Ph 为作为用滑移面上的水平应力2）潜在危岩有下滑趋势时的擦阻力f：hhPBPbf22)245(202tgPhtg)245()(022tgtgBbf煤矿锚杆支护设计方法)245()245(2020221tgtgBtgtgBYb 式中：Y1为锚索的屈服载荷。 通过以上（a），(b)，(c)三个步骤就将与锚索有关的设计参数全部确定下来。 整个大屯矿区不同围岩类别情况下的煤巷锚杆锚索支护参数设计归纳如下： fWY12 3）求锚索的排距：根据锚索的屈股载荷，按每排2根锚索考虑。煤矿锚杆支护设计方法围岩类别1

47、23（m）0.50.51.01.01.5u(mm)100100200200300支护型式锚杆or锚网锚网or锚网梁锚杆长度1000160018002200巷道围岩类别、支护形式和支护参数一览表煤矿锚杆支护设计方法围岩类别123（m）1.5 2.02.02.52.5u(mm)300 400400500 500支护型式锚网+锚索联合支护锚杆长度20002500巷道围岩类别、支护形式和支护参数一览表（续）煤矿锚杆支护设计方法8.18.1断面形状断面形状 巷道成型及锚杆(索)施工质量，是实现一切锚杆作用原理的根本前提。在放顶煤工作面的顺槽掘进时，平顶的矩形断面不利于充分发挥锚杆支护效果，采用一定的弧拱

48、更有利。 8.28.2锚杆布置形式锚杆布置形式 目前，锚杆支护的一个突出问题是支护跟不上掘进机的速度，严重影响开机率和单进，解决的有效途径是采用掘锚联合机组。煤矿锚杆支护设计方法锚杆支护的另一个尚不被人们重视的问题是锚杆的布置方式，目前应用最广泛的锚杆布置方式是间排距相等的正方形布置，虽施工方便但不利于围岩控制和提高单进。 围岩的破坏往往先在锚杆间未受约束部分而离锚杆最远点上开始。 正方形布置时，这个最远点至锚杆的距离tz为：zzlt22煤矿锚杆支护设计方法 正三角形布置时，这个最远点至锚杆的距离ts为： 令ts =tz ，则： 锚杆间距ls为： 锚杆排距ms为： ； 间排距相等的等腰三角形布

49、置时，最远点距离ty为： ltss33llzs26lmzs423煤矿锚杆支护设计方法令： ty =tz ， 则锚杆间距、排距为： ltyy85zyylml524煤矿锚杆支护设计方法 在保证完全相同的支护强度条件下，通过改变布置形式，可以加大间排距，而最远点至锚杆的距离t 不变，从而保证顶板有同样的支护效果。显然，以上两种三角形布置方式都比正方形布置好得多，而以间排距不等的正三角形布置为最佳。当然，由于间排距的加大支护密度变小，要保证完全相同的支护强度，必须适当增加单根锚杆的承载能力，锚杆直径的增大可以按支护强度相等原则求出。 煤矿锚杆支护设计方法正方形布置时支护密度为： 正三角形布置时支护密度

50、为： 间、排距相等的等腰三角形布置时支护密度为： lzz21zzssll93493433222zyyl322512煤矿锚杆支护设计方法设单根锚杆的承载能力为P，按支护强度相等原则有： s ps = zpz 又： p=d2/4 则： s ds 2= zdz2 解得：（正三角形布置） 同理: （间排距相等的等腰三角形布置） ddzs2274ddzy524煤矿锚杆支护设计方法 锚杆采用三角形布置的好处是在不增加成本的情况下，不仅能提病高掘进速度，还提高锚杆的径向粘锚力和切向抗剪能力，实际上使锚杆的综合锚固力得到提高。例如：采用18mm直径锚杆，采用800mm800mm间排距的正方形布置改为间距为98

51、0mm、排距为848mm的正三角形布置时，只要将锚杆直径改为20mm，锚杆长度不变，即可在不增加成本的情况下获得相同的支护强度和支护效果，而锚杆的抗剪能力提高近50，循环进尺提高近30。 煤矿锚杆支护设计方法8.38.3提高和保证锚杆初锚力的措施提高和保证锚杆初锚力的措施 通过对杆尾螺纹的力学分析，不难得出锚杆螺母预紧力(初锚力)与螺母安装扭矩、摩擦角、螺纹升角及螺纹中径间的关系。通过对锚杆螺纹的受力分析，可得出锚杆安装扭矩与锚杆轴向力的关系式：煤矿锚杆支护设计方法)1)()(2)1(402 tgdDtgtgdMtgPdw 煤矿锚杆支护设计方法)(1 ()(2)1 (410121dwdDdSM

52、P上式也可表示为： )(1 ()(2)1 (410121dwdDdSk煤矿锚杆支护设计方法式中：式中：摩擦角，摩擦角， ； d d2 2螺纹中径；螺纹中径； 螺纹升角，螺纹升角， ； ss螺纹导程。螺纹导程。1 tg21dstg煤矿锚杆支护设计方法则初锚力与螺母安装扭矩间关系可表示为： MKP（图二）（图二） 锚杆尾部诸摩擦副受力分析锚杆尾部诸摩擦副受力分析 煤矿锚杆支护设计方法（图三）（图三） 锚尾结构示意图锚尾结构示意图图中：1杆体；2螺母；3平面钢垫圈；4托盘；5普通塑料垫；6、7高效减摩副。 煤矿锚杆支护设计方法由式C及表8可知：在锚杆规格选定的情况下，螺纹升在锚杆规格选定的情况下，螺

53、纹升角是一定的，且螺纹升角角是一定的，且螺纹升角不到摩擦角不到摩擦角的三分之一，的三分之一，远小于摩擦角，影响螺母安装扭矩和初锚力间转换系远小于摩擦角，影响螺母安装扭矩和初锚力间转换系数数K值大小的关键因素：一是螺纹部的摩擦因数，二值大小的关键因素：一是螺纹部的摩擦因数，二是端部结合面间摩擦因数。因此提高初锚力的手段有是端部结合面间摩擦因数。因此提高初锚力的手段有四：四：一是选用大扭矩锚杆机；一是选用大扭矩锚杆机；二是提高螺纹加工精度等级，减少摩擦阻力和摩擦扭二是提高螺纹加工精度等级，减少摩擦阻力和摩擦扭矩；矩；煤矿锚杆支护设计方法三是使用油脂对螺纹部加强润滑，减少摩擦阻力三是使用油脂对螺纹部

54、加强润滑，减少摩擦阻力和摩擦扭矩；和摩擦扭矩；四是使用高效减磨副，减少螺母、垫圈和托盘间四是使用高效减磨副，减少螺母、垫圈和托盘间诸摩擦副的摩擦阻力和摩擦扭矩诸摩擦副的摩擦阻力和摩擦扭矩。此外，在扭矩相同情况下，锚杆直径越大初锚力越低、直径越小初锚力越高。因此，M20以上大直径锚杆除应加强润滑外，还应选择大扭矩锚杆机以利提高其初锚力。 帮锚杆钻机由于多数为手持式，所以扭矩往往较小，不利于帮锚杆支护能力的发挥和巷帮的稳定 煤矿锚杆支护设计方法M16M16M18M18M20M20M22M22M24M24螺纹参数S S2 22.52.52.52.52.52.53 3D2 D2 14.70114.70

55、116.37616.376 18.37618.376 20.37620.376 22.05122.051D3 D3 13.83613.83615.29415.294 17.29417.294 19.29419.294 20.75220.752 2.47962.47962.78202.7820 2.47962.4796 2.23652.2365 2.47972.4797表1-1扭矩与初锚力的对应关系及杆体承载能力(20MnSi) 煤矿锚杆支护设计方法M16M16M18M18M20M20M22M22M24M24无润滑8.53088.5308+ + 11.01011.31311.01010.7671

56、1.011K K0.69920.61050.55940.51620.4661扭扭矩矩(Nm)(Nm) 190190初初锚锚力力(KN)(KN) 132.85116106.2898.0888.5614014097.8985.4778.3172.2665.2610010069.9261.0555.9451.6146.61表1-2扭矩与初锚力的对应关系及杆体承载能力(20MnSi) 煤矿锚杆支护设计方法M16M16M18M18M20M20M22M22M24M24有润滑4.28914.2891 + + 6.76877.07116.76876.52566.7688K K1.14620.98460.917

57、00.85810.7642扭扭矩矩(Nm)(Nm) 190190初初锚锚力力(KN)(KN) 217.78187.08174.23163.04145.19140140160.47137.84128.38120.13106.98100100114.5998.4691.7085.8176.40表1-3扭矩与初锚力的对应关系及杆体承载能力(20MnSi) 煤矿锚杆支护设计方法M16M16M18M18M20M20M22M22M24M24杆体抗拉能力KN 普通 屈服力50.26761.54378.68897.944113.307破断力76.67893.692119.789149.108172.497等强

58、 屈服力67.35585.247105.244127.344151.551破断力102.540129.780160.221193.866230.719普通锚杆截面损失率(%) 25.2227.8025.23523.0925.235平均损失率(%) 25.356 表1-4扭矩与初锚力的对应关系及杆体承载能力(20MnSi) 煤矿锚杆支护设计方法 由表1可知： (1)螺纹升角不到摩擦角的三分之一，可见影响k值的主要因素是摩擦角而不是螺纹结构参数。无润滑条件下，“钢钢”摩擦副（螺母与螺栓）动摩擦系数为0.15，有润滑条件下为0.050.10，平均为0.075。经计算k值可平均增大63左右，通过加强润

59、滑可以在相同安装扭矩下达到提高初锚力的目的，效果十分显著。因此提高初锚力的手段有四：一是选用大扭矩锚杆机；二是提高螺纹加工精度减少摩擦；三是使用油脂加强润滑；四是使用塑料减磨垫减少螺母和托盘间的摩擦。此外，锚尾等强处理可减少支护材料25以上，换言之，相同的支护成本情况下可提高支护能力25%以上。 煤矿锚杆支护设计方法 (2)在扭矩相同情况下，锚杆直径越大初锚力越低、直径越小初锚力越高。因此，20mm以上大直径锚杆除应加强润滑外，还应选择大扭矩锚杆机以利提高其初锚力。江阴产MQT85J的众多技术指标已超过进口产品。 (3)帮锚杆钻机由于多数为手持式，所以扭矩往往较小，不利于两帮锚杆支护能力的发挥

60、和两帮的稳定。研制大扭矩机具是锚杆支护技术发展的需要(江阴产MQBT45J)。 煤矿锚杆支护设计方法 锚索与锚杆由于其刚度不同，延伸率不同，而锚索的初锚力又往往较高(100KN左右)，导致支护初期的载荷集中于锚索，在支护的整个周期内锚杆的工作锚固力基本维持在初锚力水平上(1030KN)，不能充分发挥其应有的作用。造成支护体系在整个支护过程中不能同步承载、形不成合力。从而大大降低了支护体系的整体支护能力，要么支护失败，要么造成浪费，达不到预期的效果。煤矿锚杆支护设计方法 57钢绞线锚索的极限承载能力216KN，而一根22mm等强锚杆极限承载能力为194KN，基本达到了锚索的极限承载能力，只不过锚