CN107587891A - 一种煤矿巷道锚杆支护设计方法 - Google Patents

Abstract

本发明是关于一种煤矿巷道锚杆支护设计方法，该方法包括以下步骤：步骤一，测量巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀；步骤二，根据所述巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程；步骤三，根据所述巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度。该方法根据巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程，然后根据巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度，充分利用了围岩自承自稳的能力，克服了传统在岩石参数不准确下进行的支护设计。

Description

一种煤矿巷道锚杆支护设计方法

技术领域

本发明属于煤矿巷道技术领域，具体而言，涉及一种煤矿巷道锚杆支护设计方法。

背景技术

锚杆支护是一项系统工程，它涉及到设计、施工、支护材料、实测技术手段等各个方面。锚杆支护设计是锚杆支护工程中的一项关键技术，关系到锚杆支护工程的质量优劣、是否安全可靠以及经济是否合理等重要问题。如果锚杆支护形式和参数选择不合理，往往会造成两种极端，即要么巷道支护强度不够，不能有效控制围岩的变形，进而导致巷道出现冒顶偏帮等事故；要么巷道支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且降低了巷道掘进速度，严重影响了矿井经济效益的提高。

我国煤矿每年掘进巷道总长度达千万米，但是由于煤矿工程地质条件以及生产技术条件的复杂性，巷道锚杆支护设计一直存在着很大的问题，锚杆支护设计方法广泛地采用工程类比分析法，这种设计方法缺乏有效的技术手段去从根本上定量地计算分析锚杆支护的一些关键性的技术问题，譬如，在支护设计上无法定量的考虑地应力这一最重要因素的影响，对许多问题只能凭猜测和假设，在实际应用中暴露出了很大的缺点和局限性，设计者的主观随意性对设计结果影响很大。

目前，国内锚杆支护设计方法大多都是通过对局部围岩进行取样，然后对取样的围岩的强度进行检测，并根据检测结果配置锚杆的参数。但是该方法具有很强的局限性，不能全面的展现大范围的围岩的实际情况，因此对锚杆的参数的配置也不准确。

发明内容

本发明的目的在于提供一种煤矿巷道锚杆支护设计方法，进而至少在一定程度上克服由于相关技术的限制和缺陷而导致的一个或者多个问题。

本发明所采用的技术方案是，一种煤矿巷道锚杆支护设计方法，包括以下步骤：

步骤一，测量巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀；

步骤二，根据所述巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程；

步骤三，根据所述巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度。

进一步的，所述步骤二包括：

根据所述巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程：

其中，σ₂为顶板岩体的抗拉强度；x、y分别为巷道顶部的水平坐标以及垂直坐标。

进一步的，所述步骤三包括：

根据所述巷道截面曲线方程计算顶板不稳定范围高度h_sa；

根据所述顶板不稳定范围高度h_sa计算所述巷道锚杆的长度L；

其中，L＝L₁+L₂+L₃，L₁为锚杆外露长度，取值为0.15m；L₂为锚杆深入巷道截面内的长度，取值为L₂＞h_sa；L₃为锚杆超过巷道截面的长度，取值为 0.5m。

进一步的，所述煤矿巷道锚杆支护设计方法还包括：

步骤五，计算所述巷道锚杆的杆体直径d以及各所述巷道锚杆间的间距 a。

进一步的，所述步骤五包括：

所述杆体直径所述间距

其中，Q锚固力，σ_t为杆体材料抗拉强度，K为锚杆安全系数，取值为 1.5，r为围岩密度，L₂为锚杆深入巷道截面内的长度，取值为L₂＞h_sa。

本发明一种煤矿巷道锚杆支护设计方法，通过测量巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀；并根据巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程；然后根据巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度；一方面，根据巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程，然后根据巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度，充分利用了围岩自承自稳的能力，克服了传统在岩石参数不准确下进行的支护设计；另一方面，巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度，简化了锚杆长度的计算方法，避免了复杂的力学计算，提高了计算效率；在一方面，通过根据巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程，可以准确圈定围岩不稳定范围，节约支护成本。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1示意性示出一种巷道顶板的岩体划分图。

图2示意性示出一种煤矿巷道锚杆支护设计示例图。

图3示意性示出一种巷道断面形状示例图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

巷道开挖后得不到瞬时得支护，从而巷道得顶板会发生变形，在一定范围内的顶板围岩单元体受拉应力，巷道顶板中单元体的拉应力大于零的单元体所组成的岩体为潜在危害岩体，参考1所示。这种顶板内拉应力为零的应力单元的连线在巷道的平面应变问题中为一椭圆形曲线，这一椭圆形曲线称之为自稳隐形拱。“自稳拱”理论的本质就是研究巷道围岩中拉-压应力单元的交接位置，以围岩这个界面为基准来研究巷道的稳定性，以此为基准来设计锚杆支护参数。

“自稳拱”理论将岩体承载能力界限划进了岩体屈服范围。由岩石的应力应变曲线可知，岩石受压达到屈服后仍具有一定强度。“自稳拱”理论认为岩体的破坏并不在于其是否达到塑性，而是认为即使松散的围岩达到塑性破坏后，仍具有一定的承载能力。那些受到拉应力的岩体还没有进入塑性破坏就已被列入了防护的范围。“自稳拱”理论认为不论围岩如何松散，只要是连续介质，即使出现冒顶现象，这种冒落一般情况下不会是无限的，最终必然达到相对平衡状态。即使是松散介质，当这种介质的结构体互相咬合时，也能达到相对稳定状态，这种现象称之为巷道的自稳现象。

对巷道的支护就是保证巷道达到相对稳定平衡过程中只产生变形不出现片帮﹑冒落。支护工作就是防止“自稳拱”内局部围岩产生突变。因此，锚杆支护工作就是维护一定范围内围岩的相互咬合。

松散破碎的围岩也会自稳，即使是松散介质，当这种介质的基本结构体互相咬合也能达到相对稳定平衡。这称之为巷道的自稳现象。对巷道的支护就是对巷道在达到相对稳定平衡过程中出现的片帮冒顶的维护，保证在这一过程中只出现变形而不出现片帮冒落。因此，锚杆支护工作只是保护一定范围围岩的这种相互咬合。影响围岩稳定的因素是那些围岩体中存在拉应力的单元。

煤矿巷道围岩体达到塑性破坏后仍然承载结构，存在拉应力的围岩单元体虽然没有达到破坏却应被视为有害岩体加以预防支护。巷道顶板应力单元体中水平应力为零的单元联线，称为自稳拱(参考图2中24所示)。自稳拱是地下巷道顶部稳定的界面，并以此界面将顶部垂直应力转向巷道两帮。平面应变问题中巷道顶板中的自稳拱形状近似为一椭圆曲线。松散介质在一定条件下也能形成承载拱而自稳。松软破碎顶板巷道会形成次生自稳拱(参考图2中26所示)，次生拱类似砌碹体，主要承载自稳拱包络线(参考图2中 25所示)内的围岩自重。锚杆的支护作用只是保护一定范围围岩的相互咬合。防止自稳拱内围岩局部突变，保障围岩的协调变形。帮锚杆的有效作用可以消除极限自稳拱，缩小围岩的不稳定范围。顶锚杆的有效作用可以缩小自稳拱，增加顶板的稳定性。

根据对巷道顶板及侧帮稳定性的分析可知，在完全没有支护的情况下，巷道冒落片帮的侧帮片入深度最大为(h_w为巷道的高度)；当巷道冒落片帮的深度达到最大时，上述自稳拱也将会变到最大，这时的自稳拱可以被称为稳定自稳拱。

在巷道的维护中，顶部的维护十分重要。尽管人们提出护顶先护帮是支护的基本，然而，当帮部得到有效支护时最终还是以顶的维护为重中之重。研究顶部的应力状况及岩体稳定状态是支护顶部的前提。自稳拱理论描述巷道顶部的自稳机理，并且提出锚杆降低自稳拱的原理，以此为基础来设计锚杆支护参数。

本发明首先提供了一种煤矿巷道锚杆支护设计方法，具体可以包括以下步骤：

步骤一，通过地应力测量煤矿巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压 p₀；其中，巷道顶部宽度W₀单位可以为米，也可以为毫米、厘米或者千米，本发明对此不做特殊限制；巷道顶部垂直地压p₀的单位可以为兆帕，也可以为帕，本发明对此不做特殊限制。

步骤二，根据所述巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程(自稳拱方程)。曲线方程如下(1)所示：

其中，σ₂为顶板岩体的抗拉强度；x、y分别为巷道顶部的水平坐标以及垂直坐标。

进一步的，也可以将曲线方程(1)写成如下(2)所示：

另

则有：

进一步的，也可以将(3)改写成如下(4)所示：

其中，h_a为巷道两帮起弧点离底板的高度，单位可以为米，也可以为千米或者毫米等等，本发明对此不做特殊限制；h_w为巷道的高度，单位可以为米，也可以为千米或者毫米等等，本发明对此不做特殊限制。

步骤三，根据所述巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度。详细而言：

首先，根据所述巷道截面曲线方程计算顶板不稳定范围高度h_sa；

其中，

然后，根据所述顶板不稳定范围高度h_sa计算所述巷道锚杆(参考图2中 22所示)的长度L；

其中，L＝L₁+L₂+L₃，L₁为锚杆外露长度，取值为0.15m；L₂为锚杆深入巷道截面内的长度，取值为L₂＞h_sa；L₃为锚杆超过巷道截面的长度，取值为 0.5m。

进一步的，参考图2所示，侧帮锚杆(参考图2中29所示)的长度l可以为：其中：L₁为锚杆外露长度，取值为0.15m；L₃为锚杆超过巷道截面的长度，取值为0.5m；h_w为巷道的高度。

进一步的，所述煤矿巷道锚杆支护设计方法还包括：步骤五，计算所述巷道锚杆的杆体直径d以及各所述巷道锚杆间的间距a。详细而言：

所述杆体直径所述间距

其中，Q锚固力，σ_t为杆体材料抗拉强度，K为锚杆安全系数，取值为 1.5，r为围岩密度，L₂为锚杆深入巷道截面内的长度，取值为L₂＞h_sa。

上述一种煤矿巷道锚杆支护设计方法，一方面，根据巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程，然后根据巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度，充分利用了围岩自承自稳的能力，克服了岩石参数不准确下进行的支护设计；另一方面，巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度，简化了锚杆长度的计算方法，避免了复杂的力学计算，提高了计算效率；在一方面，通过根据巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程，可以准确圈定围岩不稳定范围，节约支护成本。

本发明首先提供了一种煤矿巷道锚索支护设计方法，具体可以包括以下步骤：

步骤一，通过地应力测量煤矿巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压 p₀；其中，巷道顶部宽度W₀单位可以为米，也可以为毫米、厘米或者千米，本发明对此不做特殊限制；巷道顶部垂直地压p₀的单位可以为兆帕，也可以为帕，本发明对此不做特殊限制。

步骤二，根据所述巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建稳定自稳拱(参考图2中23所示)曲线方程。曲线方程如下(5)所示：

其中，σ₂为顶板岩体的抗拉强度；x、y分别为巷道顶部的水平坐标以及垂直坐标；h_w为巷道的高度，单位可以为米，也可以为千米或者毫米等等，本发明对此不做特殊限制；巷道冒落片帮(参考图2中27所示)的侧帮片入深度的最大值。

进一步的，根据上述稳定自稳拱曲线方程计算地下巷道围岩可能破坏的最大区间边界y_lid；其中：

进一步的，另则有：

进一步的，根据地下巷道围岩可能破坏的最大区间边界y_lid计算稳定自稳拱的最大高度h_lid；其中：

步骤三，根据所述稳定自稳拱曲线方程计算锚索的长度L。详细而言：

L＝L_a+L_b+L_c+L_d； (9)

其中，L_a为上托盘以及锚具的厚度，取值可以为0.1米；L_b为需要外露的张拉长度，取值可以为0.2米；L_c为锚索在稳定自稳拱内的长度，取值为 L_c＞h_lid；L_d为锚索超出稳定自稳拱的长度，取值可以为0.5米。

进一步的，煤矿巷道锚索支护设计方法还包括：步骤五，计算锚索的数量N以及支护强度P_s。详细而言：

数量支护强度P_s＝n·F/D；其中：

K为锚索的安全系数，取值可以为2；W为稳定自稳拱包络线内的岩体重量，单位可以为kN；P_d为锚索的最低破断率，单位可以为kN；n每排锚索的数量，可以根据实际需要进行取值；F为锚索破坏载荷，单位可以为kN； D为锚索排距，单位可以为米。

进一步的，锚索可以布置在巷道顶板轴线左右约0.5米处，角度可以在 25°以内。

参考图2所示，锚索支护的主要在于控制巷道顶板，因此锚索要布置在巷道顶板轴线左右约0.5米处，角度控制在25°以内。同时为发挥锚索的补强作用，锚索应布置在锚杆支护的薄弱处，原则上要求锚索与锚杆应布置在不同平面，前排锚杆支护后的0.5米处是锚杆支护的薄弱区域，应在此处施加锚索。

在围岩表面与锚杆锚固段之间的岩层变形急剧期内，锚索不宜支护。在围岩表面与锚杆锚固段之间岩层变形由急剧向缓慢转化时，是锚索的最佳支护期，即距工作面20m时，巷道顶板位移基本趋于稳定。此时施加锚索不仅巷道顶板位移趋于稳定，同时也可使锚索施工避免受爆破扰动的影响。

锚杆可以为地下工程稳定提供支护效果，巷道断面形状也能改变巷道围岩的稳定效果。具体可以参考图3所示，其中，31为矩形巷道断面，32位拱形巷道断面(对于弧拱形巷道顶部不稳定高度，顶部的不稳定范围h_saa还要减去顶部中央拱形的拱高，即为33为矩形断面极限自稳隐形拱，34为拱形巷道极限自稳隐形拱，35为矩形巷道自稳隐形拱曲线，36为拱形巷道自稳隐形拱曲线；锚杆支护设计要同时考虑锚杆和巷道断面形状。

自稳拱在巷道顶板中起着抵抗垂直地应力的作用，降低自稳拱的高度非常有利于巷道顶板的维护，而降低自稳拱的高度有利于锚杆深入到自稳拱中，减少施工成本。应当尽可能缩小顶板宽度达到减小自稳拱高度的目的。

利用FLAC有限差分软件，在相同的地应力环境和围岩性质下，在巷道高度、宽度满足运输，通风及行人的需要条件下分别分析矩形和拱形巷道断面形状，选择软件显示不稳定范围较小的断面形状。其中，自稳拱支护护表构件组合分类表可以参考下表1所示。

表1

需要说明的是，在本文中，诸如第一和第二等之类的关系术语仅仅用来将一个实体或者操作与另一个实体或操作区分开来，而不一定要求或者暗示这些实体或操作之间存在任何这种实际的关系或者顺序。而且，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。在没有更多限制的情况下，由语句“包括一个……”限定的要素，并不排除在包括所述要素的过程、方法、物品或者设备中还存在另外的相同要素。

本说明书中的各个实施例均采用相关的方式描述，各个实施例之间相同相似的部分互相参见即可，每个实施例重点说明的都是与其他实施例的不同之处。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并非用于限定本发明的保护范围。凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换、改进等，均包含在本发明的保护范围内。

Claims (5)

1.一种煤矿巷道锚杆支护设计方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤一，测量巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀；

步骤二，根据所述巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程；

步骤三，根据所述巷道截面曲线方程计算巷道锚杆的长度。

2.根据权利要求1所述的煤矿巷道锚杆支护设计方法，其特征在于，所述步骤二包括：

根据所述巷道顶部宽度W₀以及巷道顶部垂直地压p₀构建巷道截面曲线方程：

其中，σ₂为顶板岩体的抗拉强度；x、y分别为巷道顶部的水平坐标以及垂直坐标。

3.根据权利要求1所述的煤矿巷道锚杆支护设计方法，其特征在于，所述步骤三包括：

根据所述巷道截面曲线方程计算顶板不稳定范围高度h_sa；

根据所述顶板不稳定范围高度h_sa计算所述巷道锚杆的长度L；

其中，L＝L₁+L₂+L₃，L₁为锚杆外露长度，取值为0.15m；L₂为锚杆深入巷道截面内的长度，取值为L₂＞h_sa；L₃为锚杆超过巷道截面的长度，取值为0.5m。

4.根据权利要求3所述的煤矿巷道锚杆支护设计方法，其特征在于，所述煤矿巷道锚杆支护设计方法还包括：

步骤五，计算所述巷道锚杆的杆体直径d以及各所述巷道锚杆间的间距a。

5.根据权利要求4所述的煤矿巷道锚杆支护设计方法，其特征在于，所述步骤五包括：

所述杆体直径所述间距

其中，Q锚固力，σ_t为杆体材料抗拉强度，K为锚杆安全系数，取值为1.5，r为围岩密度，L₂为锚杆深入巷道截面内的长度，取值为L₂＞h_sa。