CN111259542B - 一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法，先分别计算巷道顶板锚杆与锚索在产生极限变形破坏前的能量，然后根据间排距计算出顶板支护系统在破坏前吸收的能量极限值，由于发生冲击地压时顶板对支护系统施加的能量为动能和势能之和，临界状态时，该能量与支护系统的能量极限值相等，从而得出引起顶板支护系统失效的最小速度；获取本矿井监测得到最大矿震能级对应的岩体最大震动速度与得出的最小速度进行比较，根据比较结果判断当前顶板锚网索支护的抗冲击能力，为后续是否需要进行支护优化提供了理论指导，因此本发明对顶板后续支护、煤矿安全生产、人员安危等方面具有重要的现实意义与重大的社会效益，具有广泛的应用前景。

Description

一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法

技术领域

本发明涉及一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法，属于巷道支护监测技术领域。

背景技术

冲击地压是一种典型的矿山动力现象，具有极大的危害性。这种动力现象瞬间将聚积在煤岩体中的大量弹性变形能以急剧、猛烈的形式释放，造成煤岩体破坏并产生强烈震动，动力将破碎煤岩抛向井巷采掘空间，发出强烈声响，造成设备损坏、井巷破坏以及人员伤亡等。

随着矿井开采深度加深、开采强度加大、开采布局变得复杂，采掘围岩所处应力条件逐渐恶化，由此产生的冲击地压灾害急剧增多、增强。以前发生过冲击地压的矿井，冲击地压灾害更加严重，以前没发生过的矿井，逐渐开始产生冲击地压显现。因此在进行锚网索支护顶板时需要考虑抗冲击地压的能力。因此如何准确计算出顶板锚网索支护后的抗冲击能力对矿井人员安全及矿井安全生产非常重要。

现有锚网索支护顶板后均没有对支护后的顶板抗冲击地压能力进行精确计算，从而无法对抗冲击能力较弱的部分进行及时加强支护，最终导致发生冲击地压后对巷道损坏；因此如何对顶板锚网索支护后准确计算出抗冲击能力是本行业的研究方向。

发明内容

针对上述现有技术存在的问题，本发明提供一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法，能准确得出顶板锚网索支护后的抗冲击能力，从而能有效保证矿井人员安全及矿井安全生产。

为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是：一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法，具体步骤为：

Ⅰ、确定巷道顶板锚杆的锚固段长度：先获取所用锚固剂的压缩系数、锚固剂在锚杆钻孔内的长度、锚固剂在锚杆钻孔内的直径、锚杆钻孔直径和锚杆直径；然后将获取的各个数据代入如下公式：

式中，L₁表示锚杆的锚固段长度，单位为mm；k_固1表示锚固剂压缩系数，单位为1；L_固1表示锚固剂在锚杆钻孔内的长度，单位为mm；D_固1表示锚固剂在锚杆钻孔内的直径，单位为mm；D_钻1表示锚杆钻孔直径，单位为mm；D_杆表示锚杆直径，单位为mm；

II、确定巷道顶板锚杆的极限伸长量，然后根据巷道顶板锚杆的极限伸长量计算得到锚杆产生极限变形破断前消耗的能量：先获取锚杆的非锚固段长度和锚杆的伸长率，并将获取数据代入如下式：

h_e1＝L_非1×μ₁

式中，h_e1表示锚杆极限伸长量，单位为m；L_非1表示锚杆的非锚固段长度，单位为m；μ₁表示锚杆的伸长率；

根据得出锚杆的极限伸长量经计算得出锚杆产生极限变形破断前消耗的能量；

III、确定巷道顶板锚索的锚固段长度：先获取所用锚固剂的压缩系数、锚固剂在锚索钻孔内的长度、锚固剂在锚索钻孔内的直径、锚索钻孔直径和锚索直径；然后将获取的各个数据代入如下公式：

式中：L₂表示锚索的锚固段长度，单位为mm；k_固2表示锚固剂的压缩系数，单位为1；L_固2表示锚固剂在锚索钻孔内的长度，单位为mm；D_固2表示锚固剂在锚索钻孔内的直径，单位为mm；D_钻2表示锚索钻孔直径，单位为mm；D_索表示锚索直径，单位为mm；

IV、确定巷道顶板锚索的极限伸长量，然后根据巷道顶板锚索的极限伸长量计算得到锚索产生极限变形破断前消耗的能量：先获取锚索的非锚固段长度和锚索的伸长率，并将获取数据代入如下式：

h_e2＝L_非2×μ₂

式中，h_e2表示锚索极限伸长量，单位为m；L_非2表示锚索的非锚固段长度，单位为m；μ₂表示锚索的伸长率；

根据得出锚索的极限伸长量经计算得出锚索产生极限变形破断前消耗的能量；

V、根据顶板锚杆与锚索布置的间排距情况，确定顶板支护系统在破断前吸收的能量极限值，如下式：

E_dz＝ρ₁×E_g×η₁+ρ₂×E_ds×η₂

式中，E_dz表示顶板支护系统在破断前吸收的能量极限值，单位为kJ/m²；ρ₁表示锚杆在顶板布置的密度，单位为根/m²；η₁表示锚杆破断耗能不均衡系数，取值为0.8；ρ₂表示锚索在顶板布置的密度，单位为根/m²；η₂表示锚索破断耗能不均衡系数，取值为0.9；

VI、在发生冲击地压的顶板支护系统中，传递至顶板岩体中的动能和顶板岩体下沉的势能转移至支护系统变为支护系统的弹性能，在临界状态时，该支护系统受到的弹性能量与支护系统的能量极限值相等，经过计算得出引起顶板支护系统失效的最小巷道围岩冲击速度v：支护系统受到的弹性能量等于传递至顶板岩体中的动能和顶板岩体下沉的势能，具体如下式：

式中，E_d表示发生冲击地压后巷道围岩单位面积岩体的动能，单位为kJ/m²；E_h表示顶板煤块因冲击下滑而对支护系统施加的单位面积势能，单位为kJ/m²；m表示参加冲击过程的巷道围岩的岩体质量，单位为kg；v表示巷道围岩冲击速度，单位为m/s；S表示参加冲击过程的巷道的截面积，单位为m²；g表示计算巷道所处地方的重力加速度，单位为m/s²；Δh表示顶板煤块因冲击而下滑的距离，单位为m；其中S、m、g、Δh均为已知数据；

由于临界状态时，该支护系统受到的弹性能量与支护系统的能量极限值相等，即E_dz＝E；因此引起顶板支护系统失效的最小巷道围岩冲击速度v，如下式：

从而得出引起顶板支护系统失效的最小巷道围岩冲击速度v；

VII、对巷道顶板锚固支护抗冲击能力进行评价：获取本矿井监测得到的矿震能级或历史发生矿震能级或周围矿井发生矿震能级的数据，选择其中矿震最大能级对应的岩体最大震动速度与步骤VI得出的最小巷道围岩冲击速度v进行比较，若岩体最大震动速度小于最小巷道围岩冲击速度v，则说明巷道顶板锚固支护抗冲击能力达到所需要求；若岩体最大震动速度大于等于最小巷道围岩冲击速度v，则说明巷道顶板锚固支护抗冲击能力未达到所需要求，此时根据岩体最大震动速度与最小巷道围岩冲击速度v之间的差值，进行后续的支护加固工作。

进一步，所述步骤II中计算锚杆产生极限变形破断前消耗的能量E_g，如下式：

E_g＝E_f1×h_e1×f1

式中：E_f1表示锚杆产生极限变形破断时的破断载荷，单位为kN/根；h_e1表示锚杆的极限伸长量，单位为m；f1表示锚杆拉伸破坏时的伸长量安全系数；其中E_f1和f1为已知值。

进一步，所述步骤IV中计算锚索产生极限变形破断前消耗的能量E_ds，如下式：

E_ds＝E_f2×h_e2×f2

式中：E_f2表示锚索产生极限变形破断时的破断载荷，单位为kN/根；h_e2表示锚索极限伸长量，单位为m；f2表示锚索拉伸破坏时的伸长量安全系数；其中E_f2和f2为已知值。

与现有技术相比，本发明通过确定锚杆及锚索的支护情况，先分别计算巷道顶板锚杆与锚索在产生极限变形破坏前的能量E_g与E_ds，然后根据顶板锚杆与锚索布置的间排距，计算出顶板支护系统在破坏前吸收的能量极限值E_dz，由于发生冲击地压时顶板对支护系统施加的能量为动能和势能之和，变为支护系统的弹性能E，临界状态时，该弹性能量与支护系统的能量极限值相等，从而综合得出引起顶板支护系统失效的最小巷道围岩冲击速度v；获取本矿井监测得到的矿震能级或历史发生矿震能级或周围矿井发生矿震能级的数据，选择其中矿震最大能级对应的岩体最大震动速度与得出的最小巷道围岩冲击速度v进行比较，根据比较结果判断当前顶板锚网索支护的抗冲击能力，为后续是否需要进行支护优化提供了理论指导，最终能有效保证矿井人员安全及矿井安全生产。

附图说明

图1是本发明的计算流程图。

具体实施方式

下面将对本发明作进一步说明。

实施例1：

某矿曾经发生过冲击地压显现。该矿回风巷具有潜在冲击危险。对巷道顶板采用锚网索支护后，采用本发明的方法确定其抗冲击能力，具体步骤为：

I、回风巷顶板锚杆采用MSGLW500型高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆直径20mm，锚杆长度2400mm，顶锚杆采用1支CK2335和1支Z2360树脂锚固剂加长锚固，锚固长度600mm，锚固直径23mm，锚固剂压缩系数为0.8；可计算出巷道顶板正在进行支护的锚杆的锚固段长度：

II、已知锚杆长度为2400mm，因此得出非锚固段长度近似取1947mm，锚杆的伸长率为15％，可得锚杆极限伸长量0.292m；为安全起见，取总伸长率的80％作为恒阻拉伸破坏时的伸长量，则可计算出巷道顶板锚杆在产生极限变形破断前消耗的能量：

E_g＝E_f1×h_e1×f1＝210.5×0.292×80％＝49.17kJ/根

III、回风巷顶板锚索采用钢绞线，锚索直径17.8mm，锚索长度6300mm，每根锚索采用1支CK2335和2～3支Z2360树脂锚固剂加长锚固，锚固长度600mm，锚固直径23mm，锚固剂压缩系数为0.8；可计算出巷道顶板正在进行支护的锚索的锚固段长度，计算公式：

IV、已知锚索长度为6300mm，因此得出非锚固段长度近似取5900mm，伸长率3.5％，极限伸长量为0.207m，为安全起见，取总伸长率的80％作为恒阻拉伸破坏时的伸长量，则可计算出巷道顶板锚索在产生极限变形破断前消耗的能量：

E_ds＝E_f2×h_e2×f2＝353×0.207×80％＝58.46kJ/根

V、已知回风巷顶板锚杆密度为2.63根/m²；锚索密度为0.13根/m²，则可计算出顶板支护系统在破断前吸收的能量极限值：

E_dz＝ρ₁×E_g×η₁+ρ₂×E_ds×η₂＝2.63×49.17×0.7+0.13×58.46×0.7＝95.84kJ/m²

VI、已知回风巷顶板煤层密度取1.4×10³kg/m³，轴向取1m；则发生冲击地压时顶板对支护系统施加的动能和势能为：

由于在发生冲击地压的顶板支护系统临界状态下，传递至顶板岩体中的动能和顶板岩体下沉的势能转移至支护系统变为支护系统的弹性能，在临界状态时，该支护系统受到的弹性能量与支护系统的能量极限值相等，即E_dz＝E，因此能得到引起顶板支护系统失效的最小巷道围岩冲击速度v，计算公式为：

VII、对巷道顶板锚固支护抗冲击能力进行评价：由该矿井现有监测矿震能级或历史发生矿震能级或周围矿井发生矿震能级，选择其中矿震最大能级对应的矿震最大震动速度为8.45m/s，将矿震最大震动速度与支护失效的最小巷道围岩冲击速度v进行比较，其小于支护失效的最小峰值速度v，说明巷道顶板锚固支护抗冲击能力达到所需要求，支护效果较好。

Claims (3)

1.一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法，其特征在于，具体步骤为：

Ⅰ、确定巷道顶板锚杆的锚固段长度：先获取所用锚固剂的压缩系数、锚固剂在锚杆钻孔内的长度、锚固剂在锚杆钻孔内的直径、锚杆钻孔直径和锚杆直径；然后将获取的各个数据代入如下公式：

式中，L₁表示锚杆的锚固段长度，单位为mm；k_固1表示锚固剂压缩系数，单位为1；L_固1表示锚固剂在锚杆钻孔内的长度，单位为mm；D_固1表示锚固剂在锚杆钻孔内的直径，单位为mm；D_钻1表示锚杆钻孔直径，单位为mm；D_杆表示锚杆直径，单位为mm；

Ⅱ、确定巷道顶板锚杆的极限伸长量，然后根据巷道顶板锚杆的极限伸长量计算得到锚杆产生极限变形破断前消耗的能量：先获取锚杆的非锚固段长度和锚杆的伸长率，并将获取数据代入如下式：

h_e1＝L_非1×μ₁

式中，h_e1表示锚杆极限伸长量，单位为m；L_非1表示锚杆的非锚固段长度，单位为m；μ₁表示锚杆的伸长率；

根据得出锚杆的极限伸长量经计算得出锚杆产生极限变形破断前消耗的能量E_g；

Ⅲ、确定巷道顶板锚索的锚固段长度：先获取所用锚固剂的压缩系数、锚固剂在锚索钻孔内的长度、锚固剂在锚索钻孔内的直径、锚索钻孔直径和锚索直径；然后将获取的各个数据代入如下公式：

式中：L₂表示锚索的锚固段长度，单位为mm；k_固2表示锚固剂的压缩系数，单位为1；L_固2表示锚固剂在锚索钻孔内的长度，单位为mm；D_固2表示锚固剂在锚索钻孔内的直径，单位为mm；D_钻2表示锚索钻孔直径，单位为mm；D_索表示锚索直径，单位为mm；

Ⅳ、确定巷道顶板锚索的极限伸长量，然后根据巷道顶板锚索的极限伸长量计算得到锚索产生极限变形破断前消耗的能量：先获取锚索的非锚固段长度和锚索的伸长率，并将获取数据代入如下式：

h_e2＝L_非2×μ₂

式中，h_e2表示锚索极限伸长量，单位为m；L_非2表示锚索的非锚固段长度，单位为m；μ₂表示锚索的伸长率；

根据得出锚索的极限伸长量经计算得出锚索产生极限变形破断前消耗的能量E_ds；

V、根据顶板锚杆与锚索布置的间排距情况，确定顶板支护系统在破断前吸收的能量极限值，如下式：

E_dz＝ρ₁×E_g×η₁+ρ₂×E_ds×η₂

式中，E_dz表示顶板支护系统在破断前吸收的能量极限值，单位为kJ/m²；ρ₁表示锚杆在顶板布置的密度，单位为根/m²；η₁表示锚杆破断耗能不均衡系数，取值为0.8；ρ₂表示锚索在顶板布置的密度，单位为根/m²；η₂表示锚索破断耗能不均衡系数，取值为0.9；

VI、在发生冲击地压的顶板支护系统中，传递至顶板岩体中的动能和顶板岩体下沉的势能转移至支护系统变为支护系统的弹性能，在临界状态时，该支护系统受到的弹性能量与支护系统的能量极限值相等，经过计算得出引起顶板支护系统失效的最小巷道围岩冲击速度v：支护系统受到的弹性能量等于传递至顶板岩体中的动能和顶板岩体下沉的势能，具体如下式：

式中，E_d表示发生冲击地压后巷道围岩单位面积岩体的动能，单位为kJ/m²；E_h表示顶板煤块因冲击下滑而对支护系统施加的单位面积势能，单位为kJ/m²；m表示参加冲击过程的巷道围岩的岩体质量，单位为kg；v表示巷道围岩冲击速度，单位为m/s；S表示参加冲击过程的巷道的截面积，单位为m²；g表示计算巷道所处地方的重力加速度，单位为m/s²；Δh表示顶板煤块因冲击而下滑的距离，单位为m；其中S、m、g、Δh均为已知数据；

由于临界状态时，该支护系统受到的弹性能量与支护系统的能量极限值相等，即E_dz＝E；因此引起顶板支护系统失效的最小巷道围岩冲击速度v，如下式：

从而得出引起顶板支护系统失效的最小巷道围岩冲击速度v；

VII、对巷道顶板锚固支护抗冲击能力进行评价：获取本矿井监测得到的矿震能级或历史发生矿震能级或周围矿井发生矿震能级的数据，选择其中矿震最大能级对应的岩体最大震动速度与步骤VI得出的最小巷道围岩冲击速度v进行比较，若岩体最大震动速度小于最小巷道围岩冲击速度v，则说明巷道顶板锚固支护抗冲击能力达到所需要求；若岩体最大震动速度大于等于最小巷道围岩冲击速度v，则说明巷道顶板锚固支护抗冲击能力未达到所需要求，此时根据岩体最大震动速度与最小巷道围岩冲击速度v之间的差值，进行后续的支护加固工作。

2.根据权利要求1所述的一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法，其特征在于，所述步骤II中计算锚杆产生极限变形破断前消耗的能量E_g，如下式：

E_g＝E_f1×h_e1×f1

式中：E_f1表示锚杆产生极限变形破断时的破断载荷，单位为kN/根；h_e1表示锚杆的极限伸长量，单位为m；f1表示锚杆拉伸破坏时的伸长量安全系数；其中E_f1和f1为已知值。

3.根据权利要求1所述的一种巷道顶板锚固支护抗冲击能力的计算方法，其特征在于，所述步骤IV中计算锚索产生极限变形破断前消耗的能量E_ds，如下式：

E_ds＝E_f2×h_e2×f2

式中：E_f2表示锚索产生极限变形破断时的破断载荷，单位为kN/根；h_e2表示锚索极限伸长量，单位为m；f2表示锚索拉伸破坏时的伸长量安全系数；其中E_f2和f2为已知值。