太原理工大学
硕士学位论文
全煤回采巷道整体拱形锚固结构研究
姓名：张百胜
申请学位级别：硕士
专业：采矿工程
指导教师：康立勋;杨双锁
2001.4.1
摘要
本文以全煤回采巷道为研究对象，针对岩体的抗压强度远大于抗拉强度的强度特征，充分发挥围岩的承载能力为出发点，视顶、帮为一有机整体，提出全煤回采巷道整体拱形锚固结构概念。并运』１ｊ相似模拟实验、有限元计算等手段，对全煤回采巷道无支护、常规锚固结构和整体拱形锚固结构作了较全面的对比研究。结果表明，采用整体拱形锚固结构大大提高了巷道围岩的整体稳定性，特别是在破碎围岩中成拱作用更加明显。因此，整体拱形锚固结构在采动影响阶段有较大的实际意义。
本文所提出的整体拱形锚固结构符合岩体工程结构中的无拉力准则，提高了围岩抵抗变形或破坏能力，有利于发挥巷道围岩的自身承载能力，丰富和完善锚杆支护理论，促进锚杆支护在全煤回采巷道中的应用。
【关键词】全煤回采巷道锚杆支护拱形锚固结构
——查堕些！叁竺堕！：！笪鲨墨一一——
Ａｂｓｔｒａｃｔ
Ｍｉｎｉｎｇｒｏａｄｗａｙｉｎｓｃａｎｌｉｓｍａｉｎｌｙｄｉｓｃｕｓｓｅｄｉｎｔｈｉｓｐａｐｅｒ．Ａｉｍｉｎｇａｔｔｈｅｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｒｏｃｋｍａｓｓｔｈａｔｔｈｅｃｏｍｐｒｅｓｓｉｖｅｓｔｒｅｎｇｔｈｉｓｍｕｃｈｈｉｇｈｅｒｔｈａｎｔｅｎｓｉｌｅｓｔｒｅｎｇｔｈ，ａｎｄｂｒｉｎｇｔｈｅｓｅｌｆ－ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｃａｐａｃｉｔｙｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｎｔｏｆｕｌｌｐｌａｙ，ｔｈｅｒｏｏｆａｎｄｔｗｏｓｉｄｅｓａｒｅｃｏｎｓｉｄｅｒｅｄａｓａｗｈｏｌｅ．ａｃｏｍｐｌｅｔｅａｒｃｈａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅｃｏｎｃｅｐｔｉｏｎｉｓｐｕｔｆｏｒｗａｒｄ．
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Ｋｅｙｗｏｒｄ：ｍｉｎｉｎｇｒｏａｄｗａｙｉｎｓｅａｌ／１ｂｏｌｔｉｎｇｓｕｐｐｏｒｔａｒｃｈａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅ
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１绪论
锚打支护在矿山、土建、铁路、国防等许多部门的地’Ｆ和地上岩土工程中得到广泛应用。与传统的巷道支护相比，具有显著的技术，经济优越性。其主要表现在：传统的支护方式是从围岩外部“被动”地支撑围岩压力，而锚杆支护属于“主动”支护，锚杆安装以后在围岩内部对围岩加固，形成一个围岩一支护的整体承载结构。因此，采用锚杆支护能够更充分地利用围岩的自承能力，减小围岩变形，防止离层和片帮，改善巷道的稳定状况，有利于巷道围岩长期稳定。现场实践表明：在相同的地质条件下，锚杆支护巷道，大幅度降低了支护成本，提高掘进工效，有利于工作面单产和效率的提高，同时也减少了支护材料的运输量，减轻工人劳动强度等…。因此，锚杆支护现已成为世界各国煤矿井下巷道支护的重要形式。１．１引言
锚杆支护可显著提高围岩的稳定性，与传统的棚式支护相比具有明显的技术和经济优越性，因而倍受世界各国岩土工程界所关
然而，与锚杆支护技术广泛应用的现实极不相称的是，在很多注，并得到快速发展和广泛应用。目前，锚杆支护已经成为巷道支护的一个主要发展方向１２ｌ。随着锚杆支护理论和技术的不断发展和完善，近年来锚杆支护在煤矿巷道围岩控制中的应用也越来越广泛。情况下锚杆支护理论和技术尚不完善。锚固支护作为一种独立的支护方式还不能解决大断面、软弱破碎围岩等困难巷道支护的加固问题｛２。１。目前，在我国煤矿回采巷道中，大部分仍采用密集支架，金属支架支护，均不利于保持巷道稳定，在回采前后均需翻修或加固。究其原因，主要是由于围岩处于复杂力场的作用下，煤及岩体
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都比较破碎，常规的锚杆支护不能形成有效的组合承载拱，各种支架被动受压，无法承受上覆岩层的压力，更不能承受构造应力、膨胀压力的作用，必然造成支护结构的失稳破坏，致使锚杆支护在煤矿巷道中的应用受到严重制约Ｉｔ６ｌ。特别是近年来，随着我国放项煤丌采的推广应用，全煤回采巷道的数量越来越多，若能使锚杆支护技术在全煤回采巷道得到普及应用，势必对煤炭生产的安全、高产、高效产生巨大的促进作用。因而，对锚杆支护的作用机理以及支护结构形式作进一步的研究，探索适用于回采巷道的锚杆支护方法是非常必要的。
造成这种局面的原因主要表现以下几个方面：
１．全煤回采巷道，断面多为矩形，断面特点造成围岩应力分布处于对保持围岩不利的状态，平面状周边处于拉应力状态而易断裂，尖锐的角部易产生高度的应力集中而破坏；且两帮为煤体、顶板为煤层，围岩强度较低，尤其是还要受到采动的影响，因而，围岩变形量和破裂范围都很大，巷道支护也较为困难。
２．现有的锚杆支护理论不适应全煤回采巷道设计的要求。
目前，人们认识到的锚杆护作用机理是以各种假设为基础。悬吊作用的实现有赖于锚杆有效长度范围内坚固稳定岩层的存在，组
—之一
≈ｌ≤囊“ｉｊ％￥蟊媲稼ｚ，《绷漱潞一、，Ⅳ
。合粱作用的实现以连续层状顶板为条件。这两种理论均只适用于巷道顶板，不适用于巷帮。而全煤回采巷道在锚杆的有效长度范围内往往没有稳固岩层的存在，且有围岩强度低、裂隙发育等不稳定因素。因而，悬吊和组合梁理论难以应用；挤压加固拱作用仅在巷道为拱形断面的条件下得以很好发挥，而受采煤工艺影响的全煤回采巷道，断面多为矩形，挤压加固拱理论也不再适用。可见现有的锚杆支护理论是以实验或特定围岩条件下的工程实践为依据，经过简化假设，从不同的侧面反应了锚杆支护加固围岩的作用。其力学模型简单，计算方法简明易懂，各自适用于不同的围岩条件。且均是针对一般巷道的顶板而提出的，这与浅埋隧道工程岩巷相适应。而
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ｘ，Ｊ．ｙ－全煤回采巷道，仍沿袭传统的锚丰Ｔ支护设计方法，缺乏一定的合理性和可靠性。难以满足指导仝煤回采巷道锚杆支护的设计要求。
３．在我国煤矿回采巷道锚杆支护设计及参数选择方面基本上还停留在经验设计阶段和经验数据的基础上，即工程类比法是主要的设计方法。锚杆参数的选取缺乏一定的合理性和可靠性，片面注重巷道的局部治理，而忽视了顶、帮锚固结构形成整体的重要性，在现场应用中仅靠与顶、底问的摩擦对深部围岩产生～定的挡固作用，极易发生两帮沿顶、底切入，造成巷道围岩失稳的严重后果。可见，以往的治顶不治帮或治帮不治顶的锚杆支护已不适宜。
总之，要将锚杆支护技术用于全煤回采巷道之中，还应进一步明确全煤巷道围岩与支护的相互作用规律及参数，掌握全煤巷道围岩控制对象、任务以及锚杆支护结构所具备的与之相适应的性能，揭示锚杆的作用机理，探讨适用于全煤回采巷道的新形式是十分必要的。
鉴于以上原因，本课题从锚杆支护的实质入手，结合全煤回采巷道的特点（多为矩形，两帮为煤体，顶板为煤层），根据岩体的义。一３一抗压强度远大于抗拉强度的强度特征和充分发挥围岩的自身承载能力为出发点，对全煤回采巷道整体拱形锚固结构进行研究。提出全煤回采巷道整体拱形锚固结构新概念。目的在于进一步揭示锚杆支护的作用机理，对全煤回采巷道锚固结构的稳定性提出符合现场实际且可直接设计的锚固参数。提高锚杆支护系统的安全可靠性，避免因巷道局部的失稳破坏，而影响巷道整体的稳定性。对进一步促进我国煤巷锚杆支护技术的发展，具有重要的理论价值和现实意
————————————————————————————————————————————一一查璺墨三苎兰堡主兰堡笙墨一——１．２国内外锚杆支护技术发展概况
１．２．１国外锚杆支护技术概况
锚杆支护技术始于国外。ｌ９０５年美国在建筑修缮方面丌始使用喷浆技术，１９２４年前苏联的顿巴斯矿开始应用锚喷支护。５０年代英、德、法、瑞典开始使用和研究锚杆支护。经过５０—６０年代的徘徊期后，世界各国的锚杆支护技术获得蓬勃发展，成为煤矿巷道支护的主要形式。目前澳大利亚、英固、美国等国的锚杆支护技术比较先进。特别是澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完善的体系，处于国际领先水平。该国结合自身条件，应用岩石力学原理和综合实测投术发展锚杆支护技术，几乎所有的巷道都采用锚杆支护；美国凭借其地质条件简单的优势，锚杆占整个煤矿支护形式的比例达９０％以上；英国锚杆支护巷道已占巷道总量的８０％；法国、德国锚杆支护的比例达到５０％以上。总的来看，国外应用锚杆支护技术的发展有以下特点：（１）结合本国巷道围岩自身条件，针对性地解决了一些技术难题。如：德国８０年代初针对煤田贮存较深特点，建立了大型三维实验台模拟１６００ｍ井深条件，进行深井巷道支护（包括锚杆）研究；（２）逐步完善锚杆支护技术。国外锚杆日益向高强度、超高强度发展。以适应围岩大变形的可拉体锚杆；（３）完善锚杆施工配套机具；（４）各国都建立适合自身条件锚杆支护设计方法。如澳大利亚在充分考虑水平地应力条件下将锚杆设计看成整个动态过程，即采用了“地质力学评估～计算机模拟进行初步设计一现场施工、监测一信息反馈，修改完善设计”的方法。此设计方法已在英国、波兰、印度、日本得到应用；法国的设计方法以经验为基础，适用于地质条件变化相对较大的情况：德国条件单一，采用极限移近法；（５）逐步完善测试技术：确保锚杆支护技术的安全性和经济性∽ｏ““”’”’”１。
一——————————————————————————————————————————————一一一一．查墨堡兰查堂堑主茎堡堕墨——１．２．２我国锚杆支护技术概况
我国锚杆支护技术始于５０年代，１９５５年开始试用于煤矿巷道支护。当时主要采用机械端锚和钢丝砂浆无托板锚杼，这种单体锚杆在较稳定的岩石巷道中获得成功，但是在圈岩较松软的巷道及动压巷道中没有取得预期效果。国家“七血”和“八五”科技攻关中将锚杆支护定为软岩支护的主攻方向之一，使锚杆支护有了新的发展，进入了以锚带网和锚梁网为代表的组合锚杆支护阶段。这一阶段锚杆类型以水泥药卷钢筋锚杆为主，树脂药卷钢筋锚杆开始使用，基本解决了～般条件下巷道支护问题。“九五”期问展开了更深入、细致的研究工作。特别在９６．９７年，我国引进了澳大利亚锚杆支护技术，在困难围岩条件下，取得令人满意的效果。
我国锚杆支护经过４０余年的探索，取得了很大进展。从单体锚杆支护发展到了组合锚杆联合支护：从端锚固发展到加长锚固和全长锚固；从水泥砂浆锚固发展到树脂锚固剂和涨壳式锚固。目前，Ｉ、ＩＩ、ＩⅡ类回采巷道锚杆支护技术已经基本解决，可在全国推广使用，在部分Ⅳ类及Ｖ类回采巷道中实验。１９９６年掘进巷道５４１２．２ｋｉｎ，锚杆支护巷道ｌ５７４．３ｌ（ＩＩｌ，占２９０９％，其中岩巷锚杆支护率５７．３４％，煤巷锚杆支护率１５．６８％，取得了一定成绩，但应看到我国锚杆支护技术还处于发展阶段，与目前国际水平和国内生产需要还差很远【２’３’“”’““”。
１．２．３我国锚杆支护技术存在的问题和发展途径
一、我固锚杆支护发展存在的问题…。。５Ｊ
由于锚杆支护具有许多优越性，受到了国内外的普遍重视，并得到了快速发展和广泛应用，使之越来越成为占据主导地位的巷道围岩支护形式。目前，锚杆支护理论尚不完善。支护设计理论不成熟，经典的锚杆作用机理在现场应用过程中存在诸多弊端，现场操作困难，不适合锚杆支护的科学化要求。进一步深化锚杆支护理论
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的研究，完善设计理论显得十分必要。针对我国目前锚杆支护现状与先进国家相比，还存在一定的差距。
１．对锚杆支护机理的认识还不够准确和全面，现有锚杆支护理论具有很大的局限性。对锚固效果的综合因素效应还难以作到定量把握。我国煤炭资源丰富，赋存条件复杂，制约了锚杆使用范围，特别是在ＩＶ、Ｖ类巷道，尤其是回采巷道，给锚杆支护技术的推广应用造成极大困难。
２．锚杆支护的材料及锚固力低，支护形式和支护参数选择还存在较大的盲目性。特别是在我国并没有统一的支护设计规范，锚杆支护技术的应用在很大程度上仍处于工程类比法阶段。锚杆长度，国外多用２．０～２．４ｍ，有时兼用４．０ｍ以的长锚杆或锚索，锚杆间排距０．８～１．２ｍ，国内锚杆长度１．５～１．８ｍ，间排距为０．６～０．８ｍ，个别
组合锚杆方面，在围岩压力、巷道变形较大的情况下，国内外３．工艺系统，机械化程度较低，钻装（装药卷、安装锚杆）速４．设备、仪器、仪表不能适应目前需要。
二、我国锚杆，支护发展的技术途径ｍｎ，一・，１
立足于我国国情及煤巷的围岩地质及力学条件，确保锚杆支护１．完善锚杆支护理论，形成科学的实用设计方法。
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臻囊淹》巍躺§黧滋■一滋鑫瀚瓢钱；氍吼：达Ｉ．０ｍ，使用锚杆数量较多。均使用锚梁网组合支护及桁架锚杆支护结构形式，但国外的组合零件材质较好，强度较高；两帮锚杆支护方面，国外在回采巷道煤帮采用玻璃钢锚杆，我国煤帮锚杆多采用木锚杆或竹锚杆。支护阻力低（１０—２０ＫＮ）造成两帮变形大。由于两帮下沉或片帮而难以保持巷道围岩稳定。度较慢，影响巷道快速掘进，不适合于目前综合机械化采煤、特别是放项煤开采的发展。安全、可靠、经济和快速施工，提高我国锚杆支护技术水平，为此须开展以下工作。
————————————————————————————————————————一—————————————————————————————————————一太原理二大学硕士学位论叉
巷道支护的实质是锚杆与锚蚓区域的岩体相厄作用，组成锚同体，形成统的承载结构。ｄ｝于煤巷围岩的非均质性和分层性质，特别是受采动影响围岩应力和变形剧烈变化，一般以帮、角的塑性区为最大，表现出了巷道塑性区分稚的不均匀性和变化性。为此，需建立控制巷道围岩塑性区和保持围岩稳定的锚杆支护理论。相应地设计锚杆支护主要力学参数（工作阻力、锚固方式、锚固力、锚杆直径、长度、问排比例及其他组合支护技术）。帮锚杆的作用应格外引起重视，它不仅控制两帮的移近，而且对控制底扳和顶板下沉与离层起着十分重要的作用。对锚杆控制帮的变形下沉与控制巷道底臌与顶板离层的关系，应从理论上作进一步研究。
２．适当加大锚杆支护参数，提高锚固力，提高锚杆的安全可靠性，根据不同巷道围岩类别，采用不同锚杆支护形式。将锚杆作用视为对围岩力学性质的改善，并利用近代复合材料力学的理论方法研究锚杆支护，是锚杆理论研究的方向。
３．积极开展地应力测量工作，完善锚杆监测技术，尽快解决顶板离层的监测和非破坏性测定锚杆锚固力技术。
４．发展锚杆机械，提高施工速度。目前，锚杆机械不能很好地满足生产要求，机具不配套，设备的可靠性和寿命较差，是影响我国锚杆支护技术推广应用的薄弱环节。
１．３研究方法和内容
综合以上分析，要扩大锚卡丁支护技术应用范围，将其推』“应用
．
本课题以矩形全煤回采巷道为研究对象，针对岩体的抗压强度
一’一
。，￥建隧ｎ§蠢《瑷麓薮；ｉ§ｋ§≤疆》・。慷ｍ于复杂围岩条件的巷道围岩控制之中，还应开展大量的工程实验及理论研究工作。远大于抗拉强度的强度特征，以充分发挥围岩的承载能力为出发点，视顶、帮为一有机整体，提出全煤回采巷道整体拱形锚固结构概念。通过对比研究整体拱形锚固结构与常规锚固结构的性能差
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异，剥整体拱形锚固结构稳定性进行分析，进而提出全煤回采巷道锚孝Ｔ支护的最优结构。
１．用相似材料模拟实验的方法对比研究全煤回采巷道圈岩无支护、传统的锚杆普通锚固结构及本文所提出的全煤回采巷道整体拱形锚固结构的围岩应力分布规律、变形位移规律及破坏特征，进而分析围岩与支护相互作用规律，明确全煤巷道围岩控制对象、任务以及锚杆支护结构所具备的与之相适应的性能参数。
２．赋予不同锚固结构以相同的物性参数，将锚固结构体视为连续介质，运用数值模拟计算方法，分析各种锚固结构在弹塑性阶段的围岩应力分布规律、变形位移规律。对比研究不同锚固结构的性能及控制围岩效果差异。
３．综合以上研究结果，对全煤回采巷道锚固结构稳定性进行分析，提出全煤回采巷道锚杆支护的最优结构。
查墨坚三垄兰堡兰！兰堑皇查————————————一
２全煤回采巷道锚固结构分析
２．１引言
锚杆支护已广泛用于各个工业部门及各种地下工程中，目的对锚杆支护理论的认识仍不完善，需要以工程实践为基础，通过实验和模拟的方法，使认谚｛不断深化，理论不断完善。
锚杆支护的经典内容是以各种假设为基础，它们以实验或特定围岩条件下的工程实践为依据，经过简化假设，从不同的侧面反映了锚杆支护加固围岩的作用机理。其力学模型简单，计算方法简明易懂，从不同的角度阐述了锚杆支护机理，各自适用于不同的围岩条件。这些理论至今仍是锚杆设计的依据。但是这些理论模型往往过于简单，并且参数是将锚杆的加固围岩与岩体自稳效应分开，因此理论分析与实际情况差别较大…。
另一方面，有人将锚杆的作用等效为围岩力学参数的改善，应因此，不仅证据不足，而且难于定量分析。从工程力学角度，端头一围岩的相互作用，利用解析或数值解进行分析。但是目前岩体力用工程力学原理进行分析，这种方法在实验室里得到部分验证。但试验不能真实模拟实际情况，且等效加固圈的力学参数很难确定，锚固锚杆的作用可以简化为一对集中力，全长锚固锚杆的作用可以简化为分布力，并考虑锚杆介质对围岩力学参数的改善，考虑支架学发展水平还不足以提供分析所需求的精确初始条件、边界条件和力学参数等，因此，目前仍不能对地下工程的锚杆支护提供足够的精确解答。总之，目前锚杆支护的理论尚未成熟，仍处于理论探索与对支护机理的定性认识阶段他’３’４’“…。
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２．２锚杆群支护理论
２．２．１悬吊理论
悬吊理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顼板较软弱岩层悬吊在ｊ：部稳定岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性。
回采巷道顶板多为层状岩体，当巷道开挖后，下位直接顶因弯曲、变形与上位顶板分离，如果锚杆及时将下位直接顶挤压并悬吊在稳定的上位顶板岩层上，就能减小和限制下位直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的，如图２．１（ａ）所示。
巷道浅部围岩松软较破裂，或者开掘后应力重新分布，项板出现松动破裂区，这时悬吊作用就是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２．１（ｂ）所示。
利用悬吊作用进行锚杆支护设计时，锚杆长度可根据坚硬岩层的位置或平衡拱高来确定，锚杆的锚固力及布置可根据所悬吊岩层
坚硬岩
坚硬岩
孽麟ａ～坚硬顶扳锚杆的悬吊ｂ一软弱顶板锚杆的悬吊作
图２．１锚杆的悬吊作用
～ｌ争一
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的重量来确定。
悬吊理论直观揭示了锚杆的悬吊作用，只适用于巷道顶板，不适用于帮、底。且未考虑围岩抗弯和抗剪强度，将锚固体与原岩体分』ｒ与实际情况有一定差距。当跨度较大的软岩巷道中普氏拱高往往超过锚杆长度，无法将锚杆锚固到坚硬岩层或未松动的岩层上时，悬吊理论难以解释锚杆支护获得成功的原因。
２．２．２组合梁理论
组合梁理论认为：在层状岩体中开挖巷道，如果顶板岩层中存在若干分层，则顶板锚杆的作用是通过锚杆的径向力将各岩层挤压增大层间摩擦力，同时锚杆的抗剪作用力，也阻止层间错动。从而将叠合梁转化为组合梁。这种组合梁在上覆岩层载荷作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减小，而且组合梁越厚，梁内的最大应力、应变及挠度也就越小，见图２．２。在均布载荷作用下，组合梁的最大拉应力为叠合梁最大拉应力的１／ｎ，最大挠度为叠合梁的１，ｎ２。压缩
根据组合梁的强度大
小，可确定锚杆支护参数：
ｌ、锚杆的长度瓞场争”７压缩
，＝，，＋，２＋，（２．１）
ｆ，一锚杆外露端长度
巴一锚固端长度圈２．２板梁组合前后的挠度和应力比较
ｃ一组合梁的有效组合｜一叠合粱ｂ一组合粱
厚度
扣０．６１２Ｂ，／＿Ｌ．Ｉ『妒叩仃￡（２．２）、‘’
查堡堡兰查兰堡主堂堡笙垒——
式中：
卜组合梁跨度
，７一安全系数（掘进机取２—３，爆破法取３—５，受采动影响５—６）
Ｐ，－－Ｎ合梁载荷，取锚固范围内的单位岩体应力
西一与组合梁层层数有关系数，按下表取值
ｌ组合岩层层数ｌ２２４以上
Ｉ妒值１０．７５０．７Ｏ．６５
目一抗拉强度折减系数０．６－０．８
百，一顶板表层岩体抗拉强度
２、锚杆间距确定
ａ≤１．６３ｈ．・胨（２．３）
式中：
ｈ，一最下层岩层的厚度
叮，一最下层岩层抗拉强度折减系数０．３－０．４
一，，一最下层岩层抗拉强度
ｎ１一最下层岩层抗拉安全系数８—１０
Ｙｌ一最下层岩层的容重
３、锚杆的锚固力Ｑ：
Ｑ≥Ｄ２Ｐ．（２．４）
组合梁理论很好地解释了层状岩体锚杆的支护作用，但难以用于锚杆支护设计。．根据组合粱作用原理组合梁是保持岩体稳定的支护体，但组合粱承载能力难以计算，组合梁形成和承载过程中，锚杆的作用难以确定，采用弹塑性分析得出的最小抗力，与实际情况有一定差距，同时锚固力等同于框式支架的径向支护力，且随围岩
一１２一
｛。
翅ｌ誊蠢％《强簸麓箍；菇§§瓣魄。。ｔ，毒。
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条件的变化，在顶板较破碎、连续性受到破坏时，组合梁也就不存在了。
组合梁理论只适合于层状顶板锚杆支护的设计，巷道帮、底不能应用。
２．２．３组合拱（压缩拱）理论
新奥法的一个重要理论依据就是锚杆的组合拱理论。
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，只要锚杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体将互相交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即压缩拱，这个压缩拱可承受其上部破碎岩石施加的径向荷截。在压缩拱内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，使这部分围岩强度得到提高，支撑能力也相应加大，如图２．３所
示。因此锚杆支护的关键是获取较
大的压缩拱厚度和较高的强度，且
厚度越大，越有利于围岩的稳定和
提高其支承能力。
按组合拱理论，锚杆的间排距
网２．３锚杆的组合拱原理
ｂ＝（Ｌｔｇａ—ａ）／ｔｇ，ｚ
（２．ｊ）
式中：ｂ～组合拱厚度
Ｌ～锚杆有效长度
口一锚杆在破裂岩体中的控制角
ａ一锚杆间排距
为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，锚杆长度应大于锚杆间一１３一与压缩拱厚度的关系可由下式确定：
查丝里三查堂堡主兰堡丝苎。————————————一
距的两倍。锚孝Ｔ参数取值时，可按以下经验公式计算。
锚杆长度￡＝．Ⅳｆ１．１＋言］（２．ｓ）
问距Ｄ≤０．５Ｌ（２．７）
Ｂ…巷道跨度
Ｎ…围岩稳定性影响系数，规定如下
Ｉ嗣岩质量稳定性较好中等稳定稳定性较筹不稳定｝Ｎ０．９ｌ１．１１．２
若锚杆控制角按４５。计算时
ｂ＝Ｌ－ａ（２＋８）
组合拱在～定程度上，揭示了锚杆支护作用机理。在分析过程中没有深入考虑围岩一支护的相互作用，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的力学行为作进一步分析探讨，一般不能作为定量计算。
２．２．４围岩松动圈理论
围岩松动圈理论认为：支护的对象是除松动圈围岩自重和巷道围岩的部分弹塑性变形外，还有松动圈围岩的碎胀变形，后者往往占据着主导地位。因而支护的作用就是限制围岩的松动圈形成过程中碎胀力造成的有害变形。并根据围岩松动圈的大小进行分类，提出各类岩体锚杆支护参数的确定方法。但由于碎胀力的大小研究无大的突破，该理论以现场实测松动圈的大小为基础。从本质上讲属于悬吊理论和组合拱理论范畴，目前国内有关学者将其视为工程类比法。
由澳大利亚学者盖尔（ｗ．Ｓ．Ｇａｌｅ）提出，该理论认为，矿井岩
一ｌ｝～２．２．５最大水平应力理论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，巷
太原理工大学硕士学位论文
道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响，且有以Ｆ三个特点：】・与最大水平应力平衡的巷道受水平应力影响最小顶底板稳定性最好；２．与水平应力巷道成锐角的复合巷道，其顶底板变形破坏偏向巷道某．一帮：３．与水平应力垂直的巷道，项底板稳定性最差。如图２．４所示。
在最大水平应力作用下，项底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动膨胀造成围岩变形，而锚杆的作用就是约束沿其轴向岩层碎胀与垂直于轴向的岩层剪切错动，为此要求锚杆必须具备强度大，刚度大，抗剪阻力大，才能约束围岩变形的作用。
最大水平应力理论阐述了巷道围岩水平应力对巷道稳定性的影响及锚杆支护所起的作用，在锚杆支护设计时，采取以下步骤：
①地质力学评估：②借助计算机评估模拟进行初始设计；③安全监测：④修改设计。
疆重鬻驹断面㈣惹箭硼
最佳方位最劣方位
ａｂｃ
（＿）巷道平行于主应力（最佳方位）；（ｂ）巷道与主应力呈４５。夹角
（ｃ）巷遒与主应力呈９０。夹角（最劣方位）
图２．４应力场效应
目前，随着锚杆支护理论研究的深入，开始涉及到锚杆支护理
一１５～２．３巷道锚杆支护围岩强度强化理论论的实质问题，国内外学者对锚杆锚固后围岩的力学性能的改善进
查堕里兰查兰堡主兰堡苎！∑—————————————一
行了研究，程度不同地探讨了锚卡１Ｊ加固后提高岩石强度ｏ，弹性模量Ｅ，粘聚力ｃ和内摩擦角巾的问题。成果如下…“：
１．系统命置锚杆可以提高岩体的Ｅ、Ｃ、中，并认为锚固体ｃ提高较人，而ｍ提高幅度不大；
２．锚杆锚固区域围岩具有各向异性，在锚杆沿着试件的轴向时，围岩Ｅ随锚杆密度的增加而增大，围岩强度的提高主要是内摩擦角中增加，而Ｃ几乎无变化：
３．合理的锚杆支护可以有效改变围岩的应力状态和应力应变特性，且不同弹模的带锚岩体表现的锚固效果不同；
４．锚杆的锚固效果与锚杆的密度、长度、形式、锚杆材料的抗剪刚度及强度有关，并从不同角度提出了最佳的锚杆布置方案；
５．锚杆支护在力学上等价于对孔硐周围施加一定量的径向约束力。
这些研究成果在一定程度上定性或定量的弄清了一些重要问题，如对锚固体Ｅ、Ｃ、中提高等，但其偏重于地表加固工程和浅埋隧道工程，对于煤岩巷道特别是煤巷，由于围岩松软、埋藏深、受采动、构造应力的影响，地应力很大，巷道破坏严重。因而，其周固存在破碎区，塑性区和弹性区，相应巷道周围锚杆锚固区域的岩体则处于破碎区或处于上述两个或三个区域中，相应锚固区的岩石强度处于峰后强度或残余强度。只有掌握围岩后强度和变形的特点以及锚杆对提高围岩峰后强度和残余强度的作用才能从根本上揭示锚杆支护机理。
我国学者在分析研究成果上，研究并提出了巷道锚杆支护围岩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组成２．巷道锚杆支护可以提高锚固体的力学参数，包括锚固破坏前
一】６＿一鬟茹瀣§谶；戮疆疆≯≤瀚镳瓢ｅ一．嘲、强度强化理论，揭，示了锚杆的作用原理和加固巷道的实质，并为合理锚杆支护参数提供了理论依据。该理论要点：锚固体，形成统一承载结构。
叁璺堡兰苎！堡主塑兰垒查————————————一
及破坏后的力学参数（Ｅ、Ｃ、巾），改善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，锚杆锚固区域内岩体的峰值强度或峰后强度，残余强度都能得到强化。
４．巷道锚杆支护改变了围岩应力状态，增加了围岩强度，从而提高了围岩的承载能力，改善了巷道的支护状况。
５．巷道围岩锚固体强度提高后，可以减小巷道周围破碎区，塑性区的范围，以及巷道表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道的稳定。
锚杆支护突破了传统支护方式的机理，它不再是消极地承受围充分发挥了岩体的自身承载能力，消除或削弱了围岩的变形和破裂的发展，使围岩从载荷体变为承载体。
目前的锚杆支护机理均是针对一般巷道的顶板而提出的，对于本文提出全煤回采巷道整体拱形锚固结构，即在全煤回采巷道（长度、角度），使锚杆群在巷道围岩形成环形锚固区。这一环形
由于锚杆的预应力及巷道变形，使得锚杆拉应力提高，而锚杆
一１７一；。囊鋈魑鼠ｉ、魄。溺魏滋麓ｏ：§鑫§漱醯毫如，巍ｉ２．４全煤回采巷道整体拱形锚固结构岩压力，而是有力地保持了围岩的完整性，抑制了围岩变形、位移，断面为矩形的全煤回采巷道，顶、帮均为煤体，属于较弱岩层，若片面注重巷道的局部治理，而忽视了顶、帮锚固结构形成整体的重要性，仅靠与顶、底间的摩擦对深部围岩产生一定的挡固作用，在现场应用中极易发生两帮沿顶、底切入，造成巷道围岩失稳的严重后果。可见，以往的治顶不治帮或治帮不治顶的锚杆支护己不适宜。围岩中，视顶、帮为一有机整体，锚杆伽置采用拱形整体方式前ｉ置锚固区具有拱的效应。２．４．１挤压加固拱的形成对围岩产生压应力。锚杼群在围岩周围形成的双锥体加固区相互叠
太原理工大学硕士学位论又
加，形成厚度为６的连续加固拱，这个加固拱既能承受外部岩体地压，阻止其变形，又使其本身的强度得到提高，具有自支承作用。拱的厚度可用Ｆ式计算：
ｂ＝（１２ｔｇｃｔ一日）／喀ａ（２．９）
式中：６一组合拱厚度，ｍ
ｆ，～锚杆有效长度，ｍ
口一锚杆在破裂岩体中的控制角，常取口＝４５。
口一锚杆间排距，ｍ
挤压加固拱的形成对巷道围岩有着明显的加固作用，能够显著线对端部锚固情况进行分析。
对于端部锚固情况，挤压加固拱内的径向及切向均受压，故这部分围岩强度得到了很大提高，其承载能力也相应增大。当巷道掘由于挤压加固拱的作用，在锚杆所提供的径向支护力ｏ．作用下，
口，＝９＾＝Ｐ／ｅａ（２．１０）
Ｐ一一锚杆支护阻力；
ｅ、ａ～一锚杆间排距。
由于巷道周边径向应力的提高，按莫尔强度理论，如图１．１所
一。提高到ｏ，。
Ｄｔ＝ｏ：＋。ｒｔ９２（零，２＋４５）（２．１１）一１８一２．４．２锚杆群的加周效应提高加固围岩的承载能力，减少围岩变形量。下面用库仑强度包络进后，应力重新分布，切向主应力ａ，增大，径向应力０，＝Ｄ；若不加锚杆，当ｏ，＝ｏ。（围岩单轴抗压强度）时即发生破坏；而加锚杆后，巷道周边径向应力ａ，为：式中：示当围岩达到破坏状态时，周边承受的切向应力将从单轴抗压强度
查壁墨三查主壁主兰堡垒墨————————————一
口，
幽１．１ｄ—ｒ坐标系统的ＣｏｕＪｏｍｂ准则
而围岩的抗剪强度将从ｒ，增至ｒ：；
由上述分析可知，锚杆支护提高了围岩三向应力，从而提高围岩强度，使围岩抵抗变形或破坏能力提高。
挤压加固拱作为一个整体结构，其本身具有自支承能力，能够承受外部岩体地压，减少锚固区拉应力水平，从而充分利用岩体的抗压强度远大于抗拉强度的强度特征，防止围岩变形。同时，它还允许自身产生变形而不致破坏，因此，锚杆能和被锚固的岩体作整体运动，即整体向巷道间运动。进一步提高巷道的整体承载能力和稳定性。由于加固拱内其岩石径向及切向均受压，锚杆能充分提高围岩峰后强度或残余强度，这对受采动影响的全煤回采巷道维护具有一定的现实意义。
２．４．３．整体拱形锚固结构锚杆支护参数的理论设计
１．支护参数选择的理论基础：
全煤回采巷道断面为矩形，两帮、顶板均为煤体，围岩强度较低，所以按矩形断面成拱的原理设计支护参数…１。
锚固拱的承载能力为：
一堡２Ｌ２卧ｌｅａ剖］㈦㈦
一ｌ９－～
太原理工大学硕士学位论文
式中：ｇ。。。一锚固拱的最大承载能力；
ｈ—锚固层厚度；
￡～巷道跨度；
用～巷道掘出后顶板围岩破裂程度系数
∥，一岩石单轴抗压强度；
ｅ，口一锚杆间排距。
卜径向锚固力；
Ｑ＝ｃｎ审ｌ３
ｃ一锚固剂粘结强度；
毋—钻孔直径：
ｆ，一锚固端长度。
锚固拱的载荷由岩石的碎胀力ｑ和巷道上方自然冒落拱内的围岩自重组成，因此
ｑｍ。ｘ≥ｋ（ｑ＋ｐ）（２．１３）
ｋ—安全系数，取１．２—１．６
４—碎胀力
矿一冒落拱旌加的压力。
ｐ＝去２．ｙ２－４８仃。２）（２．１４）
其中ｏ。一单轴抗拉强度：
ｒ一岩石容重。
２．锚杆支护参数的确定
实际锚杆长度为：
，２，，＋Ｚ？＋？ｊ（２．１５）
，，～锚杆的外露长度
，。一锚杆的有效长度；，，～锚杆的锚固端长度。
查墨墨兰垄茎塑主！竺壁兰二————————————一
锚杆的布黄方式：
为了使锚固区成为整体拱形挤压密实区，锚杆的布置方式采用以巷道中心为圆心，沿巷道周／４／扇，形布置锚杆，锚杆参数见第三章；同时考虑到围岩中锚杆形成的挤压区域相互重叠，因此锚杆的问排距为：
ｅ，ａ≤２，，，９４５。＝２１，。（２．１６）
２．５本章小结
从以上锚杆支护理论可以看出，它们不是单独存在的，是相互补充。这些理论说明了锚杆支护能起到如下作用：
１，将不稳定的岩层或岩块悬吊在坚硬、稳定的岩层上：
２．将薄层的层状岩石用锚杆连接锚固成一个组合梁，从而增大了各层间的摩擦力；
３．把松动的岩块用锚杆互相加固；
４．补强三向应力，保持困岩稳定：
５．提高锚固体的力学参数，包括锚固破坏前及破坏后的力学参数（Ｅ、Ｃ、中），改善锚固岩体的力学性能。
目前，锚杆支护的多种理论，都是根据不同的岩层假定条件而获得，至今还不能只用一种锚杆支护理论来解释锚杆作用机理。这是当前锚杆支护的主要问题。本章通过对锚杆支护机理的探讨，并根据岩体的抗压强度远大于抗拉强度的强度特征，充分发挥围岩的承载能力为出发点，视顶帮为一有机整体，采取适当的支护措旋，使巷道围岩处于受压状态，将会大大提高围岩稳定性，进而提出了全煤回采巷道整体。拱形锚固结构概念。一２ｌ～
查堡些兰查兰塑主茎堡笙三————————————一
３全煤回采巷道整体拱形锚固结构相似材料模拟实验３．１引言
巷道锚杆支护需理论和实践来指导。然而，由于锚杆支护本身是一个隐蔽性工作，再者，巷道围岩存在着破碎区、塑性区和弹性区，锚杆锚固区域的岩体可能完全处于破碎区，或者处于上述二种或三种区域中，而现行的锚杆支护理论都是在一定的假设基础上建立起来的，均是针对顶、底板提出，都存在某种缺陷，不能完全揭示锚杆支护的机理，在生产实践中巷道的锚杆支护参数单一难以应用，而参数选取的合理与否直接影响到支护的效果，与生产、经济、安全性和施工便利性直接相关，因此，设计合理的锚杆支护参数具有重要意义，而采用相似材料模拟实验则是分析锚杆支护机理的有效途径之一。
相似材料模拟实验是以相似理论、因次分析作为依据的实验室研究方法。其试验效果清楚直观，试验周期短，见效快，尤其可以轻易地调节锚杆参数而得到不同的实验结果，易于分析锚杆支护的作用机理。目前，国内外通过实验室相似模拟实验研究锚杆支护机理取得了相应的研究成果…Ｊ。但主要偏重于研究锚固体破坏以前的性质，说明锚固体破坏以前的力学行为，这与浅埋隧道工程岩石巷道应力相适应。而对于回采巷道，由于其有特殊性：巷道一般为于破坏以后的状态，而对此方面的详细研究还未曾报道。为此本章
蕊躺。、女§蕊ｉ蕊噩，“。纛酝琢矩形或梯形，巷道围岩较弱易破坏，且受采动影响，锚固体大多处将对全煤回采巷道整体拱形锚固结构进行相似材料模拟研究。在平面应变情况下，通过对比研究整体拱形锚固结构与普通锚固结构的性能差异，定性分析围岩中不同锚杆布置方式对巷道稳定性影响，进而对整体拱形锚固结构稳定性进行分析，提出全煤回采巷道锚杆
查壁兰兰苎堂塑主兰垒丝墨一——
支护的最优结构。
３．２模型设计
３．２．１模拟条件
全煤回采巷道锚杆支护问题所涉及的因素很多，但限于实验室条件和本课题的研究内容，同时使问题简化和便于对比，实验中主要考虑围岩条件，锚杆布置方式和采动影响三个方面，其他因素未予考虑。
１．围岩条件
试验中假设围岩为均质体，为使实验具有代表性，选定巷道原型为４０００×３０００ｍｍ矩形全煤回采巷道，煤层为中硬煤，厚度为９ｍ，其单轴抗压强度为１５Ｍｐａ。顶、底板为砂岩其单向抗压强度为５０Ｍｐａ。巷道沿底布置。
２．锚杆布置方式
根据试验目的，考虑到无支护巷道作为分析锚杆支护机理的基础和为各种锚固形式之间作一个统一的标准，同时，为了研究拱形锚固方式的支护机理，评价其支护效果，在模型中设计了无支护巷道、普通锚固方式和拱形锚固方式三种类型模拟巷道。两种锚圃巷道中锚杆布置方式如图３．１所示。
３．采动影响
回采巷道与基本巷道的显著区别之一就是，前者多是动压巷道，而后者多为静压巷道。目前有多种锚杆设计方法来源于基本巷道，即以静压状态为基础进行设计，这是不合理的。大量现场观测表明，煤层巷道采动影响期间围岩的变形量常常达到整个服务期间总变形量的５０％以上，有的甚至达到８０—９０％…。可见，对于回采巷
———————————————————————————————————————————————一一查堡堡三垄茎竺圭兰堡丝查一——道【翻岩的变形破坏主要发生在采动影响阶段，故而，试验中以采动影响阶段为主要研究对象，采用油缸分级加载来模拟受采动影响效果。
ａ普通错圃结柯ｂ拱形锚国结柯
图３１回采巷道锚杆支护断面图
３．２．２模拟参数的确定
１．几何相似比
考虑到巷道周边应力影响范围不受模型架边界效应的影响，根据硐室围岩应力重新分布的影响范围（大于三倍巷道宽…）及模型架的具体尺寸（２．０ｍ×１．６ｉｎｘ０．１６ｍ），并借鉴以往模型试验经验，取模拟巷道长×宽为２００ｍｌＴｌ×１５０ｒａｍ，基本满足上述要求。故几何相似比为：
ＣＬ＝工／上，＝４０００／２００２２０
式中：￡．一原型线尺寸：
上，一模型线尺寸
２．容重相似比
容重相似比关系为：Ｃ，＝Ｊ，／ｒ。
式中：Ｊ，。一一原型材料容重；一２４—
本实验选取原型岩石平均容重为２．４ｔ／ｍ３，相似模拟材料平均ｙ一模型相似材料容重。容重为Ｉ．４ｔ／ｍ３，因此模拟模型容重比为：
Ｃ。２２．４／１．４２１．７ｌ
３．强度相似比
强度相似比关系为：
Ｃ６＝ＣＥ＝Ｌｐ／ＬｍＸｙ／ｙ。２Ｃｌ？ＸＣｙ
根据上式计算：强度相似比为Ｃ，＝３４．２
４．时间相似比
本实验中未引入时间相似比，其原因是完全按时间相似比加载，实验周期太长，同时考虑到本实验的目的，时间因素对回采巷道的影响主要是体现在围岩的流变变形上，而通常这一变形明显小于受采动影响的变形。
本实验相似材料的骨料采用细河砂，胶结物为石膏粉，用１％煤层强度Ｒ。＝１５／３４．２＝０．４３Ｍｐａ；
砂岩强度Ｒ。＝５０／３４．２＝１．４６Ｍｐａ。
根据模型材料容重和强度设计配比：煤层砂膏比为１６：１（重锚杆相似材料选取：锚杆的相似程度关系到试验结果的准确３．２．３相似材料选取硼砂水溶液作为缓凝剂，云母粉分层。根据相似强度比Ｃ。＝３４．２计算出模拟材料强度为：量比）；岩层砂膏比为＝６：ｌ（重量比）设计配比。其原型和模型力学参数见表３．１性。根据以往试验经验，本次实验选用妒１ｍｍ的焊锡丝，端头树脂采用环氧树脂胶模拟。底部焊有１０ｍｍ×１０ｍｍ×０．５ｍｍ的薄铁片来模拟托板。
表３１原删干¨模＝『｝ｌ！力学参数
参数掸忡模量泊松比抗压强度抗拉强度枯聚力ｃ摩擦ｆｆｌ容莺ｙ
ＥＬＭＰａ）¨ｏｃ（ＭＰａ）ｏＲ（ＭＰａ）（ＭＰａ）由（。）（／ｋＮｍｏ）
原２４×ｌ０４０２７５０２５２３．２２５ｌ２４
百型
层模４２００２７ｌ２０２Ｉ４
型
燎５６×ｌ０３０
型３｛ｌ５ｌｌ６５６３３Ｉ６
煤
层模１６５０３Ｏ３７
型００３４９５
３．２．４模型设计
本次模拟实验使用的模拟实验台为平面应变相似模拟实验台，由槽钢焊接而成，实验台有效尺寸为２．０ＪＩ】×】．６ｍ×Ｏ．１６ｍ。考虑硐室围岩应力重新分布的影响范围（大于三倍巷道宽）及模型架的具体尺寸，使巷道周边应力影晌范围不受模型架边界效应的影响，并借鉴以往模型试验经验，在模型中设计两条巷道。按设计配比铺设模型。底板岩层厚度为２０ｃｍ，煤层厚度为４５ｃｍ，在煤层上部铺设顶板岩层厚度为２０ｃｍ。岩层每铺设５ｃｍ进行分层，煤层每２．５ｃｍ进行分层，层与层之间用云母粉隔开。巷道沿底布置，按设计布置方式预先埋设锚杆及铺网。模型实际铺设厚度为８５ｃｍ，可模拟实际原型厚度为ｌ７ｍ，本实验模拟
煤层埋藏深度为３００ｍ，顶板其
余部分的压力和采动影响所引起
的支承压力可通过液压加载系统
加以补偿。模型中使用国内先进
的ｗＪ一３００／Ｖ型液压稳压加载系
统（见图３．２所示），该系统是
由四个液压千斤顶，通过厚度为图３．２液压稳压加载系统
２ｃｉｎ的钢板均匀地作用在模型
上部，对上覆模拟岩层形成均匀载荷模型在变形过程中，液压稳
——查堕里兰垄堂堕主兰竺丝圭—————～——
ｃｍｌＫ源可自动补液，从而实现上部岩层载荷恒定不便。为了便于在模型实验过程中对巷道顶板及两帮位移的观测，在模型一侧装有ｌ
厚的有机玻璃挡板。
上部补偿岩层模拟重量计算如下：
上部补偿岩层（包括表土层）厚度为３００ｍ—ｌ３ｍ２２８７ｍ，相当于模型上部岩层厚度为ｌ４．３５ｍ，取模型上部岩层容重１．４ｔ／ｍ３（与相似材料平均容重一致），则模型上部补偿岩层容重为：
１４．３５ｍ×２．０ｍ×０．１６ｍ×１．４ｔ／ｍ３＝６．４２ｔ
加载钢板重为０．０２ｔ，则模拟加载重量为６．４ｔ。
模型模拟加载系统采用直径为４ｃｍ的４个液压油缸，每个液压油缸加载重量为１．６ｔ，液压稳压输出载荷为ｌ２．７Ｍｐａ。
根据以上步骤可计算出稳压源输出载荷和实际原型载荷关系见表３．２
表３．２模型载荷和实际原型载葡关系
稳压源输出载
荷（ＭＰａ）
原型载荷
（ＭＰａ）１０１２１４１５２１．５２３．８３２５．２６．２４７．２７．８１１．２１２．４１６．８
３．２．５模型测量
铺设模型时，分别在预埋巷道的顶部和巷帮埋设应变花；模型制作ｌ。２天后，取下前后模板，２０天待试件干燥后在每条巷道帮和项部分别布置位移测点。应力测试系统使用ＪＳ一１４型静态数字应变仪，Ｐ２０一Ｒ应变平稳箱，ＫＨ一１７型自动切换控制器：位移测试使用ＴＤＪ。经纬仪。模型每级加载稳定后，记录每级载荷并对各测点测量。将所有测点各时期的数据汇总记录，并对巷道中裂隙的产生、发展直至破坏的整个动态过程进行详细的素描和拍照。
模型铺设完毕后的全貌如图３．３所示。一２７—
——————————————————————————————————————————一——太原理工大学硕士学位论文
图３，３模型全貌
３．３全煤回采巷道无支护试验结果分析
全煤回采巷道断面为矩型，两帮为煤体，顶板为煤层，围岩强度较底，因而其受力情况也较为复杂。模型围岩应力实测数据如图３．４—３．７所示。
３．３．１围岩应力分析
图３．４、３．５反映了不同载荷下巷帮应力分布曲线图，从图可以看出巷帮围岩应力分布有如下规律：
１．巷帮随载荷增加浅部围岩拉应力明显增大，压应力峰值在巷帮深部２．４ｍ左右。当载荷Ｐ－－５．２ＭＰａ时浅部测点水平拉应力达到２ＭＰａ，垂直应力表现为压应力：在围岩深部（３、４、５测点）应力随载荷的增大有规律的递增，变化连续性较好。可以认为，在载荷Ｐ小于５．２ＭＰａ时，围岩基本处于弹性阶段内，个别点可能进入弹塑性临界状态，这表明围岩仍有较好的承载能力，尚未发生明显的破坏。肉眼观测也表明在此阶段无任何破坏迹象产生。
２．当载荷Ｐ＝６．２４ＭＰａ时浅部测点水平拉应力达到最大值３．９ＭＰａ，垂直应力变为拉应力；当载荷超过６．２４ＭＰａ后，无支护巷
道模型巷帮浅部水平拉应力明显增大，深部测点随载荷增加，应力
太原理工大学硕士学位论叉
值加速增大。从曲线图３．４中可以看出在Ｐ＝７．２８ＭＰａ时巷帮０・４ｍ处的浅部测点水平拉应力有所减小，即出现水平拉应力释放现象，压应力峰值向巷帮深部转移，表明巷帮处已经破坏。但由于测点２点处未出现应力释放，破坏范围可以判定在测点２之内。实际肉眼观察表明，在巷帮表面出现破碎片帮现象，距巷帮表面０．４ｍ处有微裂隙产生，顶角部产生挤压裂隙。
图３．６、３．７反映了不同载荷下巷顶应力分布曲线图，从图中可以看出巷道顶板围岩应力有如下分布规律：
对于顶板Ｐ—ｏ曲线变化和巷帮有所不同。从曲线图３．６中可看到，顶板浅部各测点均出现不同程度的水平拉应力；压应力峰值在顶板深部３．Ｏｍ左右。当载荷Ｐ＝７．２８ＭＰａ时浅部（１测点）水平拉应力值明显小于Ｐ＝６．２４ＭＰａ时拉应力值，这说明巷顶浅部围岩有应力释放现象，肉眼观察表明，
在顶板浅部及角部有裂隙出现，顶
板角部裂隙与顶板成４５度延伸，
但未出现破碎掉块现象，仍具有一
定的承载能力。由于断面围岩条件
较差，应力条件显著恶化，在载荷
Ｐ＝７．８ＭＰａ条件下顶板产生高度３ｍ
的冒落拱。如图３．８所示。
３．３．２破坏机理分析：图３・８无支护巷道破坏情况
模型的破坏是一个动态过程，最初的破坏征兆可能是来自个别测点应力值的异常增加，甚至由于介质出现较大变形而失效。实际上，此时已经有肉眼看不见的微裂隙产生，这些破坏征兆初始是局部的，将不会随载荷的增加丽很快引起扩大，局部破坏不会导致失稳ｅ有些则随载荷的增加，破坏迅速发展，表现为应力值明显减小
进而出现可见裂缝，进一步发展为破碎或掉块。此时模型的整体性
—————————————————————————————————————————————————————一一
质将发生较大变化，破坏现象在模型的不同部位相继产生，并持续发展，破裂面不断延伸扩大，最终导致承载能力降低，进而使整体失去稳定性。
３．３．３小结太原理工大学硕士学位论丈
１．无支护全煤回采巷道顶、帮及项帮角部是应力集中区，是危险部位。试验表明，在这些部位先后都出现不同程度的破坏，应注意其稳定性。
２．围岩破坏部位均发生在切向应力较大的角、顶部，可以推断主要是受压引起，属于压剪破坏。巷帮浅部主要是受水平拉应力引起，深部仍属于压剪破坏。
３．围岩的破坏过程是：首先某一层面挤压变形，失去承载能力，应力向相邻岩体转移，当应力超过其强度时，便产生突发性破裂（压剪破坏或拉裂）。若载荷继续增加，裂隙发展的结果，可能导致失稳。对于顶板有可能引发冒落，应引起足够重视。
４．鉴于全煤回采巷道的特殊性，我们认为对围岩进行必要的锚固，改变其受力状态，提高整体性，自然会增加其承载能力，对巷道的整体的稳定性也是有利的。
一查坚型！：叁堂堡±堂堡堡塞
图３・７不同载荷条件Ｆ无支护巷项垂直应力分布曲线
—＿３卜一
查堕堡！：叁堂堡主堂笪堡墨一
３．４全煤回采巷道锚固结构相似模拟实验结果分析
从无支护巷道模型实验结果可以看出，巷道的变形、破坏是一个动态的过程。它直观地表现为随载荷的增加，巷道断面变形，围岩裂隙产生和发展最终导致煤壁的片帮和项板的冒落等。因而为确保巷道的正常使用，必须采取相应的补强措施加以支护。
作者对全煤回采巷道普通锚固方式和整体拱形锚固方式进行了相似模拟实验，实验结果表明，不同的锚杆布置方式，对围岩的加固效果不同。在一定的载荷范围内两种锚固形式均能适应巷道围岩变形规律，维持巷道的整体稳定。然而，超出这一特定范围，支护效果却有着明显的不同。
３．４．１不同锚固结构围岩周边位移分析
巷道围岩深部位移基点布置如图
３．９所示。经实验测得在不同载荷条件
下，两种锚固方式巷道围岩移近量见图
３．１０一３．１３。
图３．１１为普通锚固方式下巷帮深
部位移基点随载荷变化曲线，由图可以２
看出：当载荷较小时围岩位移较小，说
明巷帮在锚固范围以内锚杆锚固状态较圈３．９围岩深部位移基点布置图好；当载荷增加到ｌ７．６Ｍｐａ时，在煤帮深度０．５ｍ和１ｍ中间运动距离较大，说明巷帮在锚固范围以内浅部煤体被压酥破坏；当Ｐ２１９．２Ｍｐａ时，巷道表面最大值为５３０ｍｍ，深部测点１ｍ处位移量为３１２ｍｍ。可见，在此阶段，巷帮浅部煤体松动的同时，深部煤体的整体挤出也较大。煤体的挤出并不意味着顶板跨度的减小进而有利于项板的稳定，因为被挤出的是已进入塑性状态并且发生了明显松动的浅部煤体。实际上，也正是因为浅部煤体对顶板支撑作用—ｏ卜
太原理Ｉ：人。；：硕十学位论义
的降低，相应的受顶底板的夹持力减小而难以抵抗深部煤体的挤出力，这部分煤体／４。被挤出的。从图３．１３中可以看出，顶板在锚固范围内产生整体下沉，当载荷ｐ＜１７．６ＭＰａ时顶板下沉量随载荷Ｐ缓慢增长，增长幅度不大：当载荷增加到１９．２Ｍｐａ时，顶板下沉量急剧增长。顶板下沉量达９３８ｍｍ。由此可见，对两帮煤体的挤出加以有效的控制，对保持两帮及顶板的稳定性均是十分重要的。
图３．１０、３．１２为整体拱形锚固方式下巷道帮、顶深部位移基点随载荷变化曲线，由图中可以看出：
当载荷较小时，在煤帮表面的位移增长幅度与普通锚固结构基本相同，相差不大，深部基点位移较小，且中间没有大的突变。当载荷增加到１７．６Ｍｐａ时巷帮煤体位移增长幅度仍较平缓，而此时普通锚固结构巷帮煤体位移发生明显变化；当载荷Ｐ＝１９．２Ｍｐａ时，巷帮表面位移达到４４５ｍｍ，比普通锚固结构时减小了１６％；煤体ｌ米处水平位移量由比普通锚固结构３１２ｍｍ减小到８０ｍｍ，减小了７０％。可见，采用整体拱形锚固方式对巷帮整体挤出的控制效果明显好于普通锚固方式。实验表明，对巷帮煤体的挤出加以有效的控制，对保持两帮及顶板的稳定性均是十分重要的。从图３．１１中可以看出，整体拱形锚固方式顶板下沉量随载荷Ｐ增大，均呈稳定增长，当载荷增加到１９．２Ｍｐａ时，顶板最大下沉量达６４７ｍｍ。与普通锚固结构相比减小了３ｌ％。可见，采用整体拱形锚固结构的支护效果明显好于普通锚固结构。
叁堕型！：盔鲎堡！：竺笪笙兰
ｉ器０
黎ｓ：
００２５０．５０．７５１１．２５１．５１．７５２
测点深度／ｍ
——・一ｐ－７８ＭＰａ—ｃ卜Ｐ＝９６ＭＰａ—扣ｐ－１０４ＭＰａ
—．－Ｐ＝１４．４ＭＰａ１。。。一ｐ－１７６ＭＰａ—■Ｐ—Ｐ＝１９２ＭＰａ
图３．１０拱形锚固结构巷帮深部基点位移随载荷变化曲线量萤莩薰萤量虽莹。
０Ｏ・２５０５０．７５１１２５１．５１７５２
测点深度／ｍ
—‘・一Ｐ＝７８ＭＰａ６ＭＰａ—＊Ｐ：１０．４ＭＰａ
—●－一Ｐ＝１４．４ＭＰａ—Ｐ＝１—ｔ卜－Ｐ－９７６～ＩＰａ—●广－一Ｐ＝１９２ＭＰａ
图３・１１普通锚固结构巷帮深部基点位移随载荷变化曲线
—＿３４一
太原理！：叁堂堡兰兰堡堡塞
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载荷Ｐ／ＭＰａ
—卜０ｍ—卜０．Ｓｍ—卜１ｍ—卜１５ｍ—卜２ｍ—．一２．５ｍ
图３．１２拱形锚崮结构巷顶深部基点位移随载荷变化曲线
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８１０１２１４１６１８２０
载荷Ｐ／ＭＰａ
—＿ｏ—Ｏｍ—●Ｌ＿０Ｓｍ—士ｒ＿Ｉｍ—＿一１．５ｍ—＊一２ｍ—●一２．５ｍ
图３．Ｉ３普通锚固结构巷顶深部基点位移随载荷变化曲线
３．４．２不同锚周结构围岩应力分析
从实验结果可以看出：围岩深部出现两个应力峰值点，这是由于锚杆受拉所至，而无支护时则根本没有这一现象。
图３．１４—３．１７’反映了不同载荷下巷道围岩应力分布曲线图。当载荷Ｐ＝７．８４ＭＰａ时两种支护形式下巷道围岩应力分布趋势相同，巷帮应力峰值均在锚固区范围内差别不大与无支护巷道围岩应力分布相比可以看出，两种锚固方式，均能够使浅部围岩的应力得以提
～３５一
，渤盛燧｝＃，§，毒墓｛酝鑫ｉ承蠢踽，≈，，ｔ
太原理１人学颂十，学位论文
高，但提高幅度不同。这是由于围岩的膨胀变形锚杆受力，使得在围岩内部形成一定锚固区，这个锚固区不仅能对其表面岩体的松动膨胀有所作用，而且对深部岩体向巷道的挤进也有一定的抑制作用；当载荷Ｐ＝１１．２ＭＰａ时，普通锚固方式巷帮应力峰值向深部转移，此时顶板拉应力区增大。这说明普通锚固巷道在浅部围岩中承载能力有所下降。而对于整体拱形锚固方式巷道，虽然浅部围岩中也有载能力下降现象，但在锚固区范围内均处于压应力状态。实验肉眼观察表明，此时普通锚固巷道煤壁出现部分微裂隙。
当载荷Ｐ＝１６．２ＭＰａ时实验结果表明，此时普通锚固巷道围岩应力条件显著恶化两帮出现明显垂直裂隙并整体挤出，顶板产生深度２ｍ的突发冒落拱。如图３．１８（ａ）所示。相比之下整体拱形锚固巷道两帮也有挤出现象，顶板处只有一些微裂隙产生，但最终无压碎掉块现象。如图３．１８（ｂ）所示。从围岩应力曲线图可以看出，此时普通锚固巷道围岩锚固区应力明显变小，应力峰值明显向深部转移，锚固体失效；整体拱形锚固巷道锚圃区范围内仍处于压应力状态，这说明锚固区范围内仍具有一定的承载能力，明显改善了围岩应力分布，提高巷道整体稳定性。
３．４．３破坏机理分析
普通锚固结构中锚杆均垂直于巷壁布置，由于锚杆的预紧力和巷道围岩的变形，在巷道的顶板和两帮分别形成独立的板状或块状的密实区。锚固体间互相独立，并没有形成一整体，即锚杆的组合梁和挡固墙作用。从以上实验结果可以看出：仅凭在锚杆作用下形成的组合粱和挡固墙作用的承载能力很难与回采引起的支承压力所形成的载荷相抗衡，对于两帮仅靠与顶、底问的摩擦对深部围岩产生一定的挡固作用，造成巷道围岩变形过大甚至失稳的严重后果。煤体的松动与挤出不仅影响到两帮的稳定性，而且由于煤体松动后，对顶板支撑作用降低，造成顶板实际跨度增大，因而还影响到
太原理Ｊ人学硕ｆ：学位论又
了项板的稳定。最终导致梁和挡固墙作用失效。在巷道中则有可能表现为突发性冒顶。这种几乎无预兆的冒顶，是普通锚秆支护的一个缺点。
采用整体拱形锚固结构，随着顶板弯曲下沉的加剧和两帮的移近，组合成拱的作用迅速增大，在巷道锚固区范围内形成近似环形的挤压加固区，构成整体支护结构，具有拱的效应。可见锚杆采用整体拱形布置时改善了围岩中应力分布状况，与组合梁的作用有根本区别。随围岩载荷增大，项板和两帮围岩破碎程度会明显增加，采用整体拱形锚固结构巷道围岩产生较大的压力，使破裂煤体产生较大的摩擦，维持径向连续性，保持煤体较高的三向应力状态，通过限制塑性区的发展和破碎变形很好地控制了巷道两帮的移近和顶板下沉，达到全面控制围岩的目的。
实验结果表明整体拱形锚固方式下巷道顶板的下沉量仅为普通锚杆支护的７０％，两帮移近量为普通锚杆支护的８６％。这说明在全煤回采巷道中，整体拱形锚固结构明显优越于普通锚固结构。
特别是在破碎围岩中采用整体拱形锚杆支护，锚固区内仍具有明显压应力，成拱作用更加明显。因此，整体拱形锚杆支护作用在采动影响阶段有较大的实际意义。—＿３７．一
——一查堕些！：叁＝！：！堡±。兰垡堡塞
６载荷Ｐ－７．８４ＭＰａ巷帮水平施力分布曲线
型４—●卜一拱型锚同方式
芝
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型０—△一普姐锚同与式
—２９
测点深度ｘ／ｍ
“
群—●卜一拱型锚崩方式
菩ｏ；—矗一普通锚嗣方王℃
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ２１２．３２ＭＰａ巷帮水平应力分布曲线
１２Ｅ’’～——～———～————～
嘉。９ｆ—●ｈ一拱型锚周结构
萋。３｝—△一普通锚同结构
一３０２３＿＿４５．６｛一晷一９
测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ：１６．８ＭＰａ巷帮水平应力分布曲线１８
１５
罡１２—●一拱型锚固结构
痼９
Ｒ６
型３
０—扣普通锚固结构
—３
测点深度ｘ／ｍ
图３・ｌ４不同锚固结构巷帮深部测点水平应力曲线图—－３８—
太原理１人学硕卜学化论文
找倚Ｐ＝７．８ＭＰａ巷帮乖直心力分布曲线
１２
剿—Ｉ｝一拱掣馅同结构
｝—６一普通锚同结构
ｏ
０ｌ２３４５６７８９
测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１１．２ＭＰａ巷帮垂直应力分布曲线１８
１５
重１２—●卜拱型锚固结构
面９
Ｒ６
慢３—自ｒ一普通锚崮结构
０
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１３．２ＭＰａ巷帮垂直应力分布曲线
２４
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芷１６—●■一拱型锚固结构
磊１２
Ｒ８
型４—自ｒ一昔通锚凼结构
０
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载荷Ｐ２１６．８ＭＰａ巷帮垂直麻力分布曲线
ｉ；
∞２４
裁—－卜一拱型锚固结构
翅；—ｄｒ～昔进锚固结构
一４
测点深度ｘ／ｍ
图３・１５不同锚固结构巷帮深部测点垂直应力曲线图
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———＿————————————————●———＿———————————————————一．奎堕翌Ｉ：叁堂堕±竺堡丝苎
找荷Ｐ＝７．８ＭＰａ巷顶水甲心力分布曲线
襞∥０７－一１一■。磊汪／ｍ“≯≯１—５—卜拱型锚踊结构—６一普通锚同结构ｏｊ２臁深嫠；４５
载荷Ｐ＝１１．２ＭＰａ巷顶垂直应力分布曲线
—卜拱型锚固结构
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盘善遥Ｒ落０——△一普通锚固结构
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１２．３ＭＰａ巷项水平应力分布曲线
３５二
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毒２０～＋拱型锚固结构
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载荷Ｐ＝１６．８ＭＰａ巷顶水平应力分布曲线
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测点深度ｘ／ｍ—●一拱型锚固结构【—ｄｒ一普通锚固结构］奄
图３．１６不同锚固结构顶板深部测点水平应力曲线图
—＿４伊一
——————————————————————————————————————一太堕垄！：叁堂堕±兰！！堡塞一————
载倚Ｐ＝７．８ＭＰａ巷顶难直应力分布曲线
羚—＿卜一拱型锚固结构
翳１９—扣普通锚同结构
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１一一一ｒ一一一一—］１．２ＭＰａ巷顶垂直应力分布曲线
一
—Ｉ｝一拱型锚固结构
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篓１－ｌ—加一普通锚固结构
一５０斟二＃＿－：二！芸二＿毒‘＝≈
载荷Ｐ＝１２．３２ＭＰａ巷顶垂直应力分布曲线
３０
２５｝一ｌ测点深度ｘ／ｍ
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甚５—，卜普通锚固结构
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１６．８ＭＰａ巷顶垂真应力分布曲线
。蓁—■一拱型锚固结构
耋｜｜—扣普通锚固结构
一０５
测点深度ｘ／ｍ
图３．１７不同锚同结构顶板深部测点垂直应力曲线图
奎匿型！：叁塑±兰堡堕——
ａｂ
不同锚围结构巷道破坏情况图３．１８
（ａ一普通锚固结构，ｂ～拱形锚固结构）
３．５本章小结
１．全煤回采巷道断面为矩形，两帮为煤体、顶板为煤层，且围
岩强度较低，尤其是还要受到采动的影响，因而，围岩变形量和破
裂范围都很大，巷道支护也较为困难。可能导致失稳。巷道的变形、
破坏是一个动态的过程。它直观地表现为随载荷的增加，巷道断面
变形，围岩裂隙产生和发展最终导致煤壁的片帮和顶板的冒落等。
因而为确保巷道的正常使用，必须采取相应的补强措施加以支护。
２．一般地说，锚杆支护不同程度上改善了围岩的受力状况。它
一方面通过预应力或围岩的变形使锚杆受拉，加固岩体，增强岩体
的完整性；另一方面由于锚杆本身的强度高，从而提高了围岩的抗
拉剪强度，提高了岩体的内聚力Ｃ和内摩擦角由。锚杆通过与围岩
的相互作用，充分发挥了围岩自身承载能力，所以达到经济、安全、
高效的巷道维护目的。
３．不同的锚杆布置方式，对围岩的加固效果不同。在～定的载
荷范围内两种锚固方式均能适应巷道围岩变形规律，维持巷道的整
体稳定。然而，超出这一特定范围，支护效果却有着明显的不同。
采用普通锚固结构，锚固体间互相独立，并没有形成一整体，
—ｑ２一
奎堕堡！：△竺堡主堂！！堡墨——
顶板锚杆的组合梁并不是总有利于巷道维护。因为顶板锚杆的组合
粱作用使顶板抗弯能力得以提高，但同时也大大增加了组合梁．卜所
受的载荷，致使顶板及两帮压力增大，造成巷道维护恶化。特别在
采动影响阶段两帮煤体的锚固范围内产生了一定的松动变形，并整
体挤出。煤体的挤出并不意味着项板跨度的减小进而有利于项板的
稳定，因为被挤出的是已进入塑性状态并且发生了明显松动的浅部
煤体，由于煤体松动后，对顶板支撑作用降低，造成顶板实际跨度
增大，因而还影响到了顶板的稳定。最终导致组合梁和挡固墙作用
失效。在巷道中则有可能表现为突发性冒顶。这种几乎无预兆的冒
顶，是普通锚杆支护的一个缺点。因此，采动影响阶段锚杆组合梁
和挡固墙作用的实际效果不大。
采用整体拱形锚固结构，随着项板弯曲下沉的加剧和两帮的移
近，组合成拱的作用迅速增大，在巷道锚固区范围内形成近似环形
的挤压加固区，构成整体支护结构，具有拱的效应。锚杆采用整体
拱形布置时顶帮煤体中的应力为压应力，改善了围岩的力学性态。
与组合梁的作用有根本区别。随围岩载荷增大，顶板和两帮围岩破
碎程度会明显增加，采用整体拱形锚固结构巷道围岩产生较大的压
力，使破裂煤体产生较大的摩擦维持径向连续性，保持煤体较高的
三向应力状态，通过限制塑性区的发展和破碎变形很好地控制了巷
道两帮的移近和顶板下沉，达到全面控制围岩的目的。同时整体拱
形锚固结构能够协调围岩受力、改善了围岩中应力分布状况，充分
利用岩体的抗压强度远大于抗拉强度的强度特征和发挥了围岩的自
身承载能力，使锚杆的作用得到了提高。
４．实验结果表明，整体拱形锚固方式下巷道顶板的下沉量仅为
普通锚杆支护的７０％，两帮移近量为普通锚杆支护的８６％。
从最终破坏形态可看出，普通锚固结构巷道，两帮出现张性破
裂，即出现一些垂直于煤壁的裂缝，这些裂缝引起局部片帮及大面积滑落，同时使顶板跨度增大，导致顶板突然冒落。而整体拱形锚
太原理『人学聊川７Ｚｆ々沦．
固结构巷道两帮也出现整体挤出、顶板下沉，但由于拱形锚固结构
能够协调围岩受力，锚固区域内岩体的峰后强度和残余强度提高幅
度明显，使破碎围岩仍具有一定的承载能力保持巷道的稳定。这说
明在全煤回采巷道中，整体拱形锚固结构明显优越于普通锚固结
构。特别是在破碎围岩中成拱作用更加明显。因此，整体拱形锚杆
支护作用在采动影响阶段有较大的实际意义。
实验结果评价：
本次模拟实验采用单向加压，双向约束的方法来模拟井下全煤
回采巷道，比较符合实际情况，所得结论是可靠的，可以用来指导
现场实践。但是试验还存在着一定的问题有待改进。
１．由于条件限制，试验架由槽钢制作的立体框架，前、后面模
板可以拆下及固定，模型两侧未加压，不能严格满足平面应变条件。
２．采用先开洞后加压的方式，与实际情况不符，但目前要做到
先加压后开洞尚存在一定的困难。３．未考虑时间、蠕变效应和围岩中节理的影响。
奎坠型！：叁竺堕！：＝；！：！翌！：翌——
４全煤回采巷道整体拱形锚固结构数值模拟
４．１引言
全煤回采巷道锚固结构数值模拟是以有限单元法为基础，分析对周围岩体作用的方法。有限元分析（ＦＥＡ）是对物理现象（几何及载荷工况）的模拟，是对真实情况的数值分析，通过划分单元求解有限个数值来近似模拟真实环境的无限个未知量。应用于采矿系统的有限单元法，就是把所要研究范围内的岩体（整体）及其边界条件先划分成一个个的小单元（局部），相邻小单元间的应力应变及位移相互协调，边界上的小单元以整体的边界条件来控制。根据研究对象、整体的受力状态及边界条件来研究每一个小单元应力应变及位移，如此求出整体内的一些特殊点的应力应变状态及位移。即用局部来反映整体。每一个小单元的应力应变及位移是在该小单元范围内的平均值。对于一个整体来说单元素数目越多，相邻单元间的应力应变及位移的变化幅度越小，越接近于连续变化，这是符合客观实际的。
４．２模型的建立
本文采用通用有限元分析软件ＡＮＳＹＳ５．６，建立二维有限元数全煤回采巷道’锚杆支护问题所涉及的因素很多，但限于本课题为了使计算结果和相似模拟结果互为补充，计算中假设围岩为４．２．１参数的选取值分析模型，做平面应变弹塑性分析。的研究内容，同时使问题简化和便于对比，计算中主要考虑围岩条件，锚杆布置方式和采动影响三个方面。
———＿————●———————＿——————＿一一奎堕堡！叁竺堡！：：！：堡堡皇————＿——＿—＿——————————＿———————一一
均质体，选定巷道原型为４ｍ×３ｍ矩形全煤回采巷道，巷道沿底布置。煤层为中硬煤，厚度为９ｍ．其单轴抗压强度为ｌ５ｂｌｐａ。顶、底板均为砂岩其单向抗压强度为５０Ｍｐａ。巷道埋深耿３００ｍ。其力学参数见表３．１。锚杆参数为：直径驴＝２０ｍｒａ：弹性模量Ｅ２２００ＧＭＰａ；泊松比ｕ＝０．３；抗拉度Ｒ。＝２ｌ０ＭＰａ：预应力取为锚杆体屈服强度的６０％【ｌ】。
根据以往的有限元计算及现场观测结果，取４倍巷道宽度处作为模型的左右边界，并认为在此处不受巷道的影响：顶板的高度范围取ｌ７ｍ，底板范围取ｌＯｍ，这样模型所模拟的实际围岩范围为４０ｍ×３０ｍ。
边界条件根据实际情况确定，上边界为自由边，作为均布载荷；下边界只产生水平位移，不产生垂直位移。即Ｕｙ：０；左、右边界只产生垂直位移，即Ｕｘ：０。按上述情况建立计算模型。本模型采用Ｄｒｕｃｋｅｒ—Ｐｒａｇｅｒ塑性准则，即
ｆ＝ｃｄｌ一√’，２一定
式中厶一第一应力不变量；
＾一第二应力偏张量不变量：
Ｓｉｌｌｒｐ
√９＋３ｓｉｎ２伊
足：！呈！呈！竺：
、ｆ９＋３ｓｉｎ２妒
妒一内摩擦角；
Ｃ一内聚力。
４。２。２计算方案。‘
在确定计算方案时，考虑了普通锚固结构、框式锚固结构和整体拱形锚圃结构三种锚杆支护形式，同时，为了对比分析，还考虑了无支护时的情况。对各种锚固形式及无支护的情况均分掘进影响
尘塑：三一：尘堂堡！：：：ｉ！堡堡塞一——
阶段和采动影响阶段进行计算。分析巷道不受采动影晌和采动影响情况Ｆ巷道无支护及不同锚固形式下周边应力分布、巷道周边位移及巷道维护状况的影响。从而揭示整体拱形锚固结构锚杆支护机珲。
限于时间，对其它因素未予考虑。
根据上述情况，共设计了８个计算方案，见表４．１。
表４．１有限元计算方案
方案计算分析内容
ｌ掘进影响阶段，无支护时围岩中的应力及位移
２采动影响阶段，无支护时围岩中的应力及位移
３掘进影响阶段，普通锚固结构的支护作用
４采动影响阶段，普通锚固结构的支护作用
５掘进影响阶段，框式锚固结构的支护作用
６采动影响阶段，框式锚固结构的支护作用
７掘进影响阶段，整体拱形锚固结构的支护作用
８采动影响阶段，整体拱形锚固结构的支护作用—＿４７－一
太原理工大学
硕士学位论文
全煤回采巷道整体拱形锚固结构研究
姓名：张百胜
申请学位级别：硕士
专业：采矿工程
指导教师：康立勋;杨双锁
2001.4.1
摘要
本文以全煤回采巷道为研究对象，针对岩体的抗压强度远大于抗拉强度的强度特征，充分发挥围岩的承载能力为出发点，视顶、帮为一有机整体，提出全煤回采巷道整体拱形锚固结构概念。并运』１ｊ相似模拟实验、有限元计算等手段，对全煤回采巷道无支护、常规锚固结构和整体拱形锚固结构作了较全面的对比研究。结果表明，采用整体拱形锚固结构大大提高了巷道围岩的整体稳定性，特别是在破碎围岩中成拱作用更加明显。因此，整体拱形锚固结构在采动影响阶段有较大的实际意义。
本文所提出的整体拱形锚固结构符合岩体工程结构中的无拉力准则，提高了围岩抵抗变形或破坏能力，有利于发挥巷道围岩的自身承载能力，丰富和完善锚杆支护理论，促进锚杆支护在全煤回采巷道中的应用。
【关键词】全煤回采巷道锚杆支护拱形锚固结构
——查堕些！叁竺堕！：！笪鲨墨一一——
Ａｂｓｔｒａｃｔ
Ｍｉｎｉｎｇｒｏａｄｗａｙｉｎｓｃａｎｌｉｓｍａｉｎｌｙｄｉｓｃｕｓｓｅｄｉｎｔｈｉｓｐａｐｅｒ．Ａｉｍｉｎｇａｔｔｈｅｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｒｏｃｋｍａｓｓｔｈａｔｔｈｅｃｏｍｐｒｅｓｓｉｖｅｓｔｒｅｎｇｔｈｉｓｍｕｃｈｈｉｇｈｅｒｔｈａｎｔｅｎｓｉｌｅｓｔｒｅｎｇｔｈ，ａｎｄｂｒｉｎｇｔｈｅｓｅｌｆ－ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｃａｐａｃｉｔｙｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｎｔｏｆｕｌｌｐｌａｙ，ｔｈｅｒｏｏｆａｎｄｔｗｏｓｉｄｅｓａｒｅｃｏｎｓｉｄｅｒｅｄａｓａｗｈｏｌｅ．ａｃｏｍｐｌｅｔｅａｒｃｈａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅｃｏｎｃｅｐｔｉｏｎｉｓｐｕｔｆｏｒｗａｒｄ．
Ｉｎｔｈｅｐａｐｅｒ，ｕｎｓｕｐｐｏｒｔｅｄ，ｏｒｄｉｎａｒｙａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅａｎｄｃｏｍｐｌｅｔｅａｒｃｈａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅｉｎｍｉｎｉｎｇｒｏａｄｗａｙａｒｅｍｏｒｅｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙｓｔｕｄｉｅｄｂｙｍｏｄｅｌｔｅｓｔａｎｄｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎａｎａｌｙｓｉｓ．ＴｈｅｒｅｓｕｌｔｓｉｎｄｉｃａｔｅｔｈａｔｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｓｔａｂｉｌｉｔｙＷａｓｉｍｐｒｏｖｅｄｗｉｔｈｔｈｅｃｏｍｐｌｅｔｅａｒｃｈａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅ，ｅｓｐｅｃｉａｌｌｙｗｈｅｎｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｓｂｒｏｋｅｎ．Ｓｏｔｈｅｃｏｍｐｌｅｔｅａｒｃｈａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅｗｏｕｌｄｈａｖｅｍｏｒｅａｃｔｕａｌｍｅａｎｉｎｇｄｕｒｉｎｇｍｉｎｉｎｇｐｅｒｉｏｄｓ．
Ｔｈａｔｔｈｅｃｏｍｐｌｅｔｅａｒｃｈａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅｉｓｐｕｔｆｏｒｗａｒｄｉｎｔｈｉｓｐａｐｅｒｉｓｓｍｉｓｆｉｅｄｗｉｔｈｎｏｔｅｎｓｉｌｅｓｔｒｅｓｓｃｒｉｔｅｒｉｏｎｉｎｒｏｃｋｍａｓｓｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，ｗｈｉｃｈｉｓｂｅｎｅｆｉｃｉａｌｔｏｂｒｉｎｇｔｈｅｓｅｌｆ－ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｃａｐａｃｉｔｙｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｎｔｏｆｕｌｌｐｌａｙ，ａｎｄｃａｎｉｍｐｒｏｖｅｔｈｅｃａｐａｃｉｔｉｅｓｏｆｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｒｅｓｉｓｔａｎｃｅａｎｄｆａｉｌｕｒｅｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ．Ｔｈｅｖｉｅｗｐｏｉｎｔｓｉｎｔｈｅｐａｐｅｒｗｏｕｌｄｅｎｒｉｃｈａｎｄｐｅｒｆｅｃｔｔｈｅｔｈｅｏｒｉｅｓｏｆｂｏｌｔｉｎｇｓｕｐｐｏｒｔ，ａｎｄｐｒｏｍｏｔｅｔｈｅａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎｏｆｂｏｌｔｉｎｇｓｕｐｐｏｒｔｉｎｍｉｎｉｎｇｒｏａｄｗａｙｉｎｓｅａｍ．
Ｋｅｙｗｏｒｄ：ｍｉｎｉｎｇｒｏａｄｗａｙｉｎｓｅａｌ／１ｂｏｌｔｉｎｇｓｕｐｐｏｒｔａｒｃｈａｎｃｈｏｒｉｎｇｓｔｒｕｃｔｕｒｅ
太原理工大学硕士学位论文
１绪论
锚打支护在矿山、土建、铁路、国防等许多部门的地’Ｆ和地上岩土工程中得到广泛应用。与传统的巷道支护相比，具有显著的技术，经济优越性。其主要表现在：传统的支护方式是从围岩外部“被动”地支撑围岩压力，而锚杆支护属于“主动”支护，锚杆安装以后在围岩内部对围岩加固，形成一个围岩一支护的整体承载结构。因此，采用锚杆支护能够更充分地利用围岩的自承能力，减小围岩变形，防止离层和片帮，改善巷道的稳定状况，有利于巷道围岩长期稳定。现场实践表明：在相同的地质条件下，锚杆支护巷道，大幅度降低了支护成本，提高掘进工效，有利于工作面单产和效率的提高，同时也减少了支护材料的运输量，减轻工人劳动强度等…。因此，锚杆支护现已成为世界各国煤矿井下巷道支护的重要形式。１．１引言
锚杆支护可显著提高围岩的稳定性，与传统的棚式支护相比具有明显的技术和经济优越性，因而倍受世界各国岩土工程界所关
然而，与锚杆支护技术广泛应用的现实极不相称的是，在很多注，并得到快速发展和广泛应用。目前，锚杆支护已经成为巷道支护的一个主要发展方向１２ｌ。随着锚杆支护理论和技术的不断发展和完善，近年来锚杆支护在煤矿巷道围岩控制中的应用也越来越广泛。情况下锚杆支护理论和技术尚不完善。锚固支护作为一种独立的支护方式还不能解决大断面、软弱破碎围岩等困难巷道支护的加固问题｛２。１。目前，在我国煤矿回采巷道中，大部分仍采用密集支架，金属支架支护，均不利于保持巷道稳定，在回采前后均需翻修或加固。究其原因，主要是由于围岩处于复杂力场的作用下，煤及岩体
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都比较破碎，常规的锚杆支护不能形成有效的组合承载拱，各种支架被动受压，无法承受上覆岩层的压力，更不能承受构造应力、膨胀压力的作用，必然造成支护结构的失稳破坏，致使锚杆支护在煤矿巷道中的应用受到严重制约Ｉｔ６ｌ。特别是近年来，随着我国放项煤丌采的推广应用，全煤回采巷道的数量越来越多，若能使锚杆支护技术在全煤回采巷道得到普及应用，势必对煤炭生产的安全、高产、高效产生巨大的促进作用。因而，对锚杆支护的作用机理以及支护结构形式作进一步的研究，探索适用于回采巷道的锚杆支护方法是非常必要的。
造成这种局面的原因主要表现以下几个方面：
１．全煤回采巷道，断面多为矩形，断面特点造成围岩应力分布处于对保持围岩不利的状态，平面状周边处于拉应力状态而易断裂，尖锐的角部易产生高度的应力集中而破坏；且两帮为煤体、顶板为煤层，围岩强度较低，尤其是还要受到采动的影响，因而，围岩变形量和破裂范围都很大，巷道支护也较为困难。
２．现有的锚杆支护理论不适应全煤回采巷道设计的要求。
目前，人们认识到的锚杆护作用机理是以各种假设为基础。悬吊作用的实现有赖于锚杆有效长度范围内坚固稳定岩层的存在，组
—之一
≈ｌ≤囊“ｉｊ％￥蟊媲稼ｚ，《绷漱潞一、，Ⅳ
。合粱作用的实现以连续层状顶板为条件。这两种理论均只适用于巷道顶板，不适用于巷帮。而全煤回采巷道在锚杆的有效长度范围内往往没有稳固岩层的存在，且有围岩强度低、裂隙发育等不稳定因素。因而，悬吊和组合梁理论难以应用；挤压加固拱作用仅在巷道为拱形断面的条件下得以很好发挥，而受采煤工艺影响的全煤回采巷道，断面多为矩形，挤压加固拱理论也不再适用。可见现有的锚杆支护理论是以实验或特定围岩条件下的工程实践为依据，经过简化假设，从不同的侧面反应了锚杆支护加固围岩的作用。其力学模型简单，计算方法简明易懂，各自适用于不同的围岩条件。且均是针对一般巷道的顶板而提出的，这与浅埋隧道工程岩巷相适应。而
查壁墨三！兰！！！兰塑竺兰∑一————
ｘ，Ｊ．ｙ－全煤回采巷道，仍沿袭传统的锚丰Ｔ支护设计方法，缺乏一定的合理性和可靠性。难以满足指导仝煤回采巷道锚杆支护的设计要求。
３．在我国煤矿回采巷道锚杆支护设计及参数选择方面基本上还停留在经验设计阶段和经验数据的基础上，即工程类比法是主要的设计方法。锚杆参数的选取缺乏一定的合理性和可靠性，片面注重巷道的局部治理，而忽视了顶、帮锚固结构形成整体的重要性，在现场应用中仅靠与顶、底问的摩擦对深部围岩产生～定的挡固作用，极易发生两帮沿顶、底切入，造成巷道围岩失稳的严重后果。可见，以往的治顶不治帮或治帮不治顶的锚杆支护已不适宜。
总之，要将锚杆支护技术用于全煤回采巷道之中，还应进一步明确全煤巷道围岩与支护的相互作用规律及参数，掌握全煤巷道围岩控制对象、任务以及锚杆支护结构所具备的与之相适应的性能，揭示锚杆的作用机理，探讨适用于全煤回采巷道的新形式是十分必要的。
鉴于以上原因，本课题从锚杆支护的实质入手，结合全煤回采巷道的特点（多为矩形，两帮为煤体，顶板为煤层），根据岩体的义。一３一抗压强度远大于抗拉强度的强度特征和充分发挥围岩的自身承载能力为出发点，对全煤回采巷道整体拱形锚固结构进行研究。提出全煤回采巷道整体拱形锚固结构新概念。目的在于进一步揭示锚杆支护的作用机理，对全煤回采巷道锚固结构的稳定性提出符合现场实际且可直接设计的锚固参数。提高锚杆支护系统的安全可靠性，避免因巷道局部的失稳破坏，而影响巷道整体的稳定性。对进一步促进我国煤巷锚杆支护技术的发展，具有重要的理论价值和现实意
————————————————————————————————————————————一一查璺墨三苎兰堡主兰堡笙墨一——１．２国内外锚杆支护技术发展概况
１．２．１国外锚杆支护技术概况
锚杆支护技术始于国外。ｌ９０５年美国在建筑修缮方面丌始使用喷浆技术，１９２４年前苏联的顿巴斯矿开始应用锚喷支护。５０年代英、德、法、瑞典开始使用和研究锚杆支护。经过５０—６０年代的徘徊期后，世界各国的锚杆支护技术获得蓬勃发展，成为煤矿巷道支护的主要形式。目前澳大利亚、英固、美国等国的锚杆支护技术比较先进。特别是澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完善的体系，处于国际领先水平。该国结合自身条件，应用岩石力学原理和综合实测投术发展锚杆支护技术，几乎所有的巷道都采用锚杆支护；美国凭借其地质条件简单的优势，锚杆占整个煤矿支护形式的比例达９０％以上；英国锚杆支护巷道已占巷道总量的８０％；法国、德国锚杆支护的比例达到５０％以上。总的来看，国外应用锚杆支护技术的发展有以下特点：（１）结合本国巷道围岩自身条件，针对性地解决了一些技术难题。如：德国８０年代初针对煤田贮存较深特点，建立了大型三维实验台模拟１６００ｍ井深条件，进行深井巷道支护（包括锚杆）研究；（２）逐步完善锚杆支护技术。国外锚杆日益向高强度、超高强度发展。以适应围岩大变形的可拉体锚杆；（３）完善锚杆施工配套机具；（４）各国都建立适合自身条件锚杆支护设计方法。如澳大利亚在充分考虑水平地应力条件下将锚杆设计看成整个动态过程，即采用了“地质力学评估～计算机模拟进行初步设计一现场施工、监测一信息反馈，修改完善设计”的方法。此设计方法已在英国、波兰、印度、日本得到应用；法国的设计方法以经验为基础，适用于地质条件变化相对较大的情况：德国条件单一，采用极限移近法；（５）逐步完善测试技术：确保锚杆支护技术的安全性和经济性∽ｏ““”’”’”１。
一——————————————————————————————————————————————一一一一．查墨堡兰查堂堑主茎堡堕墨——１．２．２我国锚杆支护技术概况
我国锚杆支护技术始于５０年代，１９５５年开始试用于煤矿巷道支护。当时主要采用机械端锚和钢丝砂浆无托板锚杼，这种单体锚杆在较稳定的岩石巷道中获得成功，但是在圈岩较松软的巷道及动压巷道中没有取得预期效果。国家“七血”和“八五”科技攻关中将锚杆支护定为软岩支护的主攻方向之一，使锚杆支护有了新的发展，进入了以锚带网和锚梁网为代表的组合锚杆支护阶段。这一阶段锚杆类型以水泥药卷钢筋锚杆为主，树脂药卷钢筋锚杆开始使用，基本解决了～般条件下巷道支护问题。“九五”期问展开了更深入、细致的研究工作。特别在９６．９７年，我国引进了澳大利亚锚杆支护技术，在困难围岩条件下，取得令人满意的效果。
我国锚杆支护经过４０余年的探索，取得了很大进展。从单体锚杆支护发展到了组合锚杆联合支护：从端锚固发展到加长锚固和全长锚固；从水泥砂浆锚固发展到树脂锚固剂和涨壳式锚固。目前，Ｉ、ＩＩ、ＩⅡ类回采巷道锚杆支护技术已经基本解决，可在全国推广使用，在部分Ⅳ类及Ｖ类回采巷道中实验。１９９６年掘进巷道５４１２．２ｋｉｎ，锚杆支护巷道ｌ５７４．３ｌ（ＩＩｌ，占２９０９％，其中岩巷锚杆支护率５７．３４％，煤巷锚杆支护率１５．６８％，取得了一定成绩，但应看到我国锚杆支护技术还处于发展阶段，与目前国际水平和国内生产需要还差很远【２’３’“”’““”。
１．２．３我国锚杆支护技术存在的问题和发展途径
一、我固锚杆支护发展存在的问题…。。５Ｊ
由于锚杆支护具有许多优越性，受到了国内外的普遍重视，并得到了快速发展和广泛应用，使之越来越成为占据主导地位的巷道围岩支护形式。目前，锚杆支护理论尚不完善。支护设计理论不成熟，经典的锚杆作用机理在现场应用过程中存在诸多弊端，现场操作困难，不适合锚杆支护的科学化要求。进一步深化锚杆支护理论
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的研究，完善设计理论显得十分必要。针对我国目前锚杆支护现状与先进国家相比，还存在一定的差距。
１．对锚杆支护机理的认识还不够准确和全面，现有锚杆支护理论具有很大的局限性。对锚固效果的综合因素效应还难以作到定量把握。我国煤炭资源丰富，赋存条件复杂，制约了锚杆使用范围，特别是在ＩＶ、Ｖ类巷道，尤其是回采巷道，给锚杆支护技术的推广应用造成极大困难。
２．锚杆支护的材料及锚固力低，支护形式和支护参数选择还存在较大的盲目性。特别是在我国并没有统一的支护设计规范，锚杆支护技术的应用在很大程度上仍处于工程类比法阶段。锚杆长度，国外多用２．０～２．４ｍ，有时兼用４．０ｍ以的长锚杆或锚索，锚杆间排距０．８～１．２ｍ，国内锚杆长度１．５～１．８ｍ，间排距为０．６～０．８ｍ，个别
组合锚杆方面，在围岩压力、巷道变形较大的情况下，国内外３．工艺系统，机械化程度较低，钻装（装药卷、安装锚杆）速４．设备、仪器、仪表不能适应目前需要。
二、我国锚杆，支护发展的技术途径ｍｎ，一・，１
立足于我国国情及煤巷的围岩地质及力学条件，确保锚杆支护１．完善锚杆支护理论，形成科学的实用设计方法。
’、，，－；芷，，
臻囊淹》巍躺§黧滋■一滋鑫瀚瓢钱；氍吼：达Ｉ．０ｍ，使用锚杆数量较多。均使用锚梁网组合支护及桁架锚杆支护结构形式，但国外的组合零件材质较好，强度较高；两帮锚杆支护方面，国外在回采巷道煤帮采用玻璃钢锚杆，我国煤帮锚杆多采用木锚杆或竹锚杆。支护阻力低（１０—２０ＫＮ）造成两帮变形大。由于两帮下沉或片帮而难以保持巷道围岩稳定。度较慢，影响巷道快速掘进，不适合于目前综合机械化采煤、特别是放项煤开采的发展。安全、可靠、经济和快速施工，提高我国锚杆支护技术水平，为此须开展以下工作。
————————————————————————————————————————一—————————————————————————————————————一太原理二大学硕士学位论叉
巷道支护的实质是锚杆与锚蚓区域的岩体相厄作用，组成锚同体，形成统的承载结构。ｄ｝于煤巷围岩的非均质性和分层性质，特别是受采动影响围岩应力和变形剧烈变化，一般以帮、角的塑性区为最大，表现出了巷道塑性区分稚的不均匀性和变化性。为此，需建立控制巷道围岩塑性区和保持围岩稳定的锚杆支护理论。相应地设计锚杆支护主要力学参数（工作阻力、锚固方式、锚固力、锚杆直径、长度、问排比例及其他组合支护技术）。帮锚杆的作用应格外引起重视，它不仅控制两帮的移近，而且对控制底扳和顶板下沉与离层起着十分重要的作用。对锚杆控制帮的变形下沉与控制巷道底臌与顶板离层的关系，应从理论上作进一步研究。
２．适当加大锚杆支护参数，提高锚固力，提高锚杆的安全可靠性，根据不同巷道围岩类别，采用不同锚杆支护形式。将锚杆作用视为对围岩力学性质的改善，并利用近代复合材料力学的理论方法研究锚杆支护，是锚杆理论研究的方向。
３．积极开展地应力测量工作，完善锚杆监测技术，尽快解决顶板离层的监测和非破坏性测定锚杆锚固力技术。
４．发展锚杆机械，提高施工速度。目前，锚杆机械不能很好地满足生产要求，机具不配套，设备的可靠性和寿命较差，是影响我国锚杆支护技术推广应用的薄弱环节。
１．３研究方法和内容
综合以上分析，要扩大锚卡丁支护技术应用范围，将其推』“应用
．
本课题以矩形全煤回采巷道为研究对象，针对岩体的抗压强度
一’一
。，￥建隧ｎ§蠢《瑷麓薮；ｉ§ｋ§≤疆》・。慷ｍ于复杂围岩条件的巷道围岩控制之中，还应开展大量的工程实验及理论研究工作。远大于抗拉强度的强度特征，以充分发挥围岩的承载能力为出发点，视顶、帮为一有机整体，提出全煤回采巷道整体拱形锚固结构概念。通过对比研究整体拱形锚固结构与常规锚固结构的性能差
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异，剥整体拱形锚固结构稳定性进行分析，进而提出全煤回采巷道锚孝Ｔ支护的最优结构。
１．用相似材料模拟实验的方法对比研究全煤回采巷道圈岩无支护、传统的锚杆普通锚固结构及本文所提出的全煤回采巷道整体拱形锚固结构的围岩应力分布规律、变形位移规律及破坏特征，进而分析围岩与支护相互作用规律，明确全煤巷道围岩控制对象、任务以及锚杆支护结构所具备的与之相适应的性能参数。
２．赋予不同锚固结构以相同的物性参数，将锚固结构体视为连续介质，运用数值模拟计算方法，分析各种锚固结构在弹塑性阶段的围岩应力分布规律、变形位移规律。对比研究不同锚固结构的性能及控制围岩效果差异。
３．综合以上研究结果，对全煤回采巷道锚固结构稳定性进行分析，提出全煤回采巷道锚杆支护的最优结构。
查墨坚三垄兰堡兰！兰堑皇查————————————一
２全煤回采巷道锚固结构分析
２．１引言
锚杆支护已广泛用于各个工业部门及各种地下工程中，目的对锚杆支护理论的认识仍不完善，需要以工程实践为基础，通过实验和模拟的方法，使认谚｛不断深化，理论不断完善。
锚杆支护的经典内容是以各种假设为基础，它们以实验或特定围岩条件下的工程实践为依据，经过简化假设，从不同的侧面反映了锚杆支护加固围岩的作用机理。其力学模型简单，计算方法简明易懂，从不同的角度阐述了锚杆支护机理，各自适用于不同的围岩条件。这些理论至今仍是锚杆设计的依据。但是这些理论模型往往过于简单，并且参数是将锚杆的加固围岩与岩体自稳效应分开，因此理论分析与实际情况差别较大…。
另一方面，有人将锚杆的作用等效为围岩力学参数的改善，应因此，不仅证据不足，而且难于定量分析。从工程力学角度，端头一围岩的相互作用，利用解析或数值解进行分析。但是目前岩体力用工程力学原理进行分析，这种方法在实验室里得到部分验证。但试验不能真实模拟实际情况，且等效加固圈的力学参数很难确定，锚固锚杆的作用可以简化为一对集中力，全长锚固锚杆的作用可以简化为分布力，并考虑锚杆介质对围岩力学参数的改善，考虑支架学发展水平还不足以提供分析所需求的精确初始条件、边界条件和力学参数等，因此，目前仍不能对地下工程的锚杆支护提供足够的精确解答。总之，目前锚杆支护的理论尚未成熟，仍处于理论探索与对支护机理的定性认识阶段他’３’４’“…。
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２．２锚杆群支护理论
２．２．１悬吊理论
悬吊理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顼板较软弱岩层悬吊在ｊ：部稳定岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性。
回采巷道顶板多为层状岩体，当巷道开挖后，下位直接顶因弯曲、变形与上位顶板分离，如果锚杆及时将下位直接顶挤压并悬吊在稳定的上位顶板岩层上，就能减小和限制下位直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的，如图２．１（ａ）所示。
巷道浅部围岩松软较破裂，或者开掘后应力重新分布，项板出现松动破裂区，这时悬吊作用就是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２．１（ｂ）所示。
利用悬吊作用进行锚杆支护设计时，锚杆长度可根据坚硬岩层的位置或平衡拱高来确定，锚杆的锚固力及布置可根据所悬吊岩层
坚硬岩
坚硬岩
孽麟ａ～坚硬顶扳锚杆的悬吊ｂ一软弱顶板锚杆的悬吊作
图２．１锚杆的悬吊作用
～ｌ争一
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的重量来确定。
悬吊理论直观揭示了锚杆的悬吊作用，只适用于巷道顶板，不适用于帮、底。且未考虑围岩抗弯和抗剪强度，将锚固体与原岩体分』ｒ与实际情况有一定差距。当跨度较大的软岩巷道中普氏拱高往往超过锚杆长度，无法将锚杆锚固到坚硬岩层或未松动的岩层上时，悬吊理论难以解释锚杆支护获得成功的原因。
２．２．２组合梁理论
组合梁理论认为：在层状岩体中开挖巷道，如果顶板岩层中存在若干分层，则顶板锚杆的作用是通过锚杆的径向力将各岩层挤压增大层间摩擦力，同时锚杆的抗剪作用力，也阻止层间错动。从而将叠合梁转化为组合梁。这种组合梁在上覆岩层载荷作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减小，而且组合梁越厚，梁内的最大应力、应变及挠度也就越小，见图２．２。在均布载荷作用下，组合梁的最大拉应力为叠合梁最大拉应力的１／ｎ，最大挠度为叠合梁的１，ｎ２。压缩
根据组合梁的强度大
小，可确定锚杆支护参数：
ｌ、锚杆的长度瓞场争”７压缩
，＝，，＋，２＋，（２．１）
ｆ，一锚杆外露端长度
巴一锚固端长度圈２．２板梁组合前后的挠度和应力比较
ｃ一组合梁的有效组合｜一叠合粱ｂ一组合粱
厚度
扣０．６１２Ｂ，／＿Ｌ．Ｉ『妒叩仃￡（２．２）、‘’
查堡堡兰查兰堡主堂堡笙垒——
式中：
卜组合梁跨度
，７一安全系数（掘进机取２—３，爆破法取３—５，受采动影响５—６）
Ｐ，－－Ｎ合梁载荷，取锚固范围内的单位岩体应力
西一与组合梁层层数有关系数，按下表取值
ｌ组合岩层层数ｌ２２４以上
Ｉ妒值１０．７５０．７Ｏ．６５
目一抗拉强度折减系数０．６－０．８
百，一顶板表层岩体抗拉强度
２、锚杆间距确定
ａ≤１．６３ｈ．・胨（２．３）
式中：
ｈ，一最下层岩层的厚度
叮，一最下层岩层抗拉强度折减系数０．３－０．４
一，，一最下层岩层抗拉强度
ｎ１一最下层岩层抗拉安全系数８—１０
Ｙｌ一最下层岩层的容重
３、锚杆的锚固力Ｑ：
Ｑ≥Ｄ２Ｐ．（２．４）
组合梁理论很好地解释了层状岩体锚杆的支护作用，但难以用于锚杆支护设计。．根据组合粱作用原理组合梁是保持岩体稳定的支护体，但组合粱承载能力难以计算，组合梁形成和承载过程中，锚杆的作用难以确定，采用弹塑性分析得出的最小抗力，与实际情况有一定差距，同时锚固力等同于框式支架的径向支护力，且随围岩
一１２一
｛。
翅ｌ誊蠢％《强簸麓箍；菇§§瓣魄。。ｔ，毒。
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条件的变化，在顶板较破碎、连续性受到破坏时，组合梁也就不存在了。
组合梁理论只适合于层状顶板锚杆支护的设计，巷道帮、底不能应用。
２．２．３组合拱（压缩拱）理论
新奥法的一个重要理论依据就是锚杆的组合拱理论。
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，只要锚杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体将互相交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即压缩拱，这个压缩拱可承受其上部破碎岩石施加的径向荷截。在压缩拱内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，使这部分围岩强度得到提高，支撑能力也相应加大，如图２．３所
示。因此锚杆支护的关键是获取较
大的压缩拱厚度和较高的强度，且
厚度越大，越有利于围岩的稳定和
提高其支承能力。
按组合拱理论，锚杆的间排距
网２．３锚杆的组合拱原理
ｂ＝（Ｌｔｇａ—ａ）／ｔｇ，ｚ
（２．ｊ）
式中：ｂ～组合拱厚度
Ｌ～锚杆有效长度
口一锚杆在破裂岩体中的控制角
ａ一锚杆间排距
为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，锚杆长度应大于锚杆间一１３一与压缩拱厚度的关系可由下式确定：
查丝里三查堂堡主兰堡丝苎。————————————一
距的两倍。锚孝Ｔ参数取值时，可按以下经验公式计算。
锚杆长度￡＝．Ⅳｆ１．１＋言］（２．ｓ）
问距Ｄ≤０．５Ｌ（２．７）
Ｂ…巷道跨度
Ｎ…围岩稳定性影响系数，规定如下
Ｉ嗣岩质量稳定性较好中等稳定稳定性较筹不稳定｝Ｎ０．９ｌ１．１１．２
若锚杆控制角按４５。计算时
ｂ＝Ｌ－ａ（２＋８）
组合拱在～定程度上，揭示了锚杆支护作用机理。在分析过程中没有深入考虑围岩一支护的相互作用，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的力学行为作进一步分析探讨，一般不能作为定量计算。
２．２．４围岩松动圈理论
围岩松动圈理论认为：支护的对象是除松动圈围岩自重和巷道围岩的部分弹塑性变形外，还有松动圈围岩的碎胀变形，后者往往占据着主导地位。因而支护的作用就是限制围岩的松动圈形成过程中碎胀力造成的有害变形。并根据围岩松动圈的大小进行分类，提出各类岩体锚杆支护参数的确定方法。但由于碎胀力的大小研究无大的突破，该理论以现场实测松动圈的大小为基础。从本质上讲属于悬吊理论和组合拱理论范畴，目前国内有关学者将其视为工程类比法。
由澳大利亚学者盖尔（ｗ．Ｓ．Ｇａｌｅ）提出，该理论认为，矿井岩
一ｌ｝～２．２．５最大水平应力理论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，巷
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道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响，且有以Ｆ三个特点：】・与最大水平应力平衡的巷道受水平应力影响最小顶底板稳定性最好；２．与水平应力巷道成锐角的复合巷道，其顶底板变形破坏偏向巷道某．一帮：３．与水平应力垂直的巷道，项底板稳定性最差。如图２．４所示。
在最大水平应力作用下，项底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动膨胀造成围岩变形，而锚杆的作用就是约束沿其轴向岩层碎胀与垂直于轴向的岩层剪切错动，为此要求锚杆必须具备强度大，刚度大，抗剪阻力大，才能约束围岩变形的作用。
最大水平应力理论阐述了巷道围岩水平应力对巷道稳定性的影响及锚杆支护所起的作用，在锚杆支护设计时，采取以下步骤：
①地质力学评估：②借助计算机评估模拟进行初始设计；③安全监测：④修改设计。
疆重鬻驹断面㈣惹箭硼
最佳方位最劣方位
ａｂｃ
（＿）巷道平行于主应力（最佳方位）；（ｂ）巷道与主应力呈４５。夹角
（ｃ）巷遒与主应力呈９０。夹角（最劣方位）
图２．４应力场效应
目前，随着锚杆支护理论研究的深入，开始涉及到锚杆支护理
一１５～２．３巷道锚杆支护围岩强度强化理论论的实质问题，国内外学者对锚杆锚固后围岩的力学性能的改善进
查堕里兰查兰堡主兰堡苎！∑—————————————一
行了研究，程度不同地探讨了锚卡１Ｊ加固后提高岩石强度ｏ，弹性模量Ｅ，粘聚力ｃ和内摩擦角巾的问题。成果如下…“：
１．系统命置锚杆可以提高岩体的Ｅ、Ｃ、中，并认为锚固体ｃ提高较人，而ｍ提高幅度不大；
２．锚杆锚固区域围岩具有各向异性，在锚杆沿着试件的轴向时，围岩Ｅ随锚杆密度的增加而增大，围岩强度的提高主要是内摩擦角中增加，而Ｃ几乎无变化：
３．合理的锚杆支护可以有效改变围岩的应力状态和应力应变特性，且不同弹模的带锚岩体表现的锚固效果不同；
４．锚杆的锚固效果与锚杆的密度、长度、形式、锚杆材料的抗剪刚度及强度有关，并从不同角度提出了最佳的锚杆布置方案；
５．锚杆支护在力学上等价于对孔硐周围施加一定量的径向约束力。
这些研究成果在一定程度上定性或定量的弄清了一些重要问题，如对锚固体Ｅ、Ｃ、中提高等，但其偏重于地表加固工程和浅埋隧道工程，对于煤岩巷道特别是煤巷，由于围岩松软、埋藏深、受采动、构造应力的影响，地应力很大，巷道破坏严重。因而，其周固存在破碎区，塑性区和弹性区，相应巷道周围锚杆锚固区域的岩体则处于破碎区或处于上述两个或三个区域中，相应锚固区的岩石强度处于峰后强度或残余强度。只有掌握围岩后强度和变形的特点以及锚杆对提高围岩峰后强度和残余强度的作用才能从根本上揭示锚杆支护机理。
我国学者在分析研究成果上，研究并提出了巷道锚杆支护围岩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组成２．巷道锚杆支护可以提高锚固体的力学参数，包括锚固破坏前
一】６＿一鬟茹瀣§谶；戮疆疆≯≤瀚镳瓢ｅ一．嘲、强度强化理论，揭，示了锚杆的作用原理和加固巷道的实质，并为合理锚杆支护参数提供了理论依据。该理论要点：锚固体，形成统一承载结构。
叁璺堡兰苎！堡主塑兰垒查————————————一
及破坏后的力学参数（Ｅ、Ｃ、巾），改善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，锚杆锚固区域内岩体的峰值强度或峰后强度，残余强度都能得到强化。
４．巷道锚杆支护改变了围岩应力状态，增加了围岩强度，从而提高了围岩的承载能力，改善了巷道的支护状况。
５．巷道围岩锚固体强度提高后，可以减小巷道周围破碎区，塑性区的范围，以及巷道表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道的稳定。
锚杆支护突破了传统支护方式的机理，它不再是消极地承受围充分发挥了岩体的自身承载能力，消除或削弱了围岩的变形和破裂的发展，使围岩从载荷体变为承载体。
目前的锚杆支护机理均是针对一般巷道的顶板而提出的，对于本文提出全煤回采巷道整体拱形锚固结构，即在全煤回采巷道（长度、角度），使锚杆群在巷道围岩形成环形锚固区。这一环形
由于锚杆的预应力及巷道变形，使得锚杆拉应力提高，而锚杆
一１７一；。囊鋈魑鼠ｉ、魄。溺魏滋麓ｏ：§鑫§漱醯毫如，巍ｉ２．４全煤回采巷道整体拱形锚固结构岩压力，而是有力地保持了围岩的完整性，抑制了围岩变形、位移，断面为矩形的全煤回采巷道，顶、帮均为煤体，属于较弱岩层，若片面注重巷道的局部治理，而忽视了顶、帮锚固结构形成整体的重要性，仅靠与顶、底间的摩擦对深部围岩产生一定的挡固作用，在现场应用中极易发生两帮沿顶、底切入，造成巷道围岩失稳的严重后果。可见，以往的治顶不治帮或治帮不治顶的锚杆支护己不适宜。围岩中，视顶、帮为一有机整体，锚杆伽置采用拱形整体方式前ｉ置锚固区具有拱的效应。２．４．１挤压加固拱的形成对围岩产生压应力。锚杼群在围岩周围形成的双锥体加固区相互叠
太原理工大学硕士学位论又
加，形成厚度为６的连续加固拱，这个加固拱既能承受外部岩体地压，阻止其变形，又使其本身的强度得到提高，具有自支承作用。拱的厚度可用Ｆ式计算：
ｂ＝（１２ｔｇｃｔ一日）／喀ａ（２．９）
式中：６一组合拱厚度，ｍ
ｆ，～锚杆有效长度，ｍ
口一锚杆在破裂岩体中的控制角，常取口＝４５。
口一锚杆间排距，ｍ
挤压加固拱的形成对巷道围岩有着明显的加固作用，能够显著线对端部锚固情况进行分析。
对于端部锚固情况，挤压加固拱内的径向及切向均受压，故这部分围岩强度得到了很大提高，其承载能力也相应增大。当巷道掘由于挤压加固拱的作用，在锚杆所提供的径向支护力ｏ．作用下，
口，＝９＾＝Ｐ／ｅａ（２．１０）
Ｐ一一锚杆支护阻力；
ｅ、ａ～一锚杆间排距。
由于巷道周边径向应力的提高，按莫尔强度理论，如图１．１所
一。提高到ｏ，。
Ｄｔ＝ｏ：＋。ｒｔ９２（零，２＋４５）（２．１１）一１８一２．４．２锚杆群的加周效应提高加固围岩的承载能力，减少围岩变形量。下面用库仑强度包络进后，应力重新分布，切向主应力ａ，增大，径向应力０，＝Ｄ；若不加锚杆，当ｏ，＝ｏ。（围岩单轴抗压强度）时即发生破坏；而加锚杆后，巷道周边径向应力ａ，为：式中：示当围岩达到破坏状态时，周边承受的切向应力将从单轴抗压强度
查壁墨三查主壁主兰堡垒墨————————————一
口，
幽１．１ｄ—ｒ坐标系统的ＣｏｕＪｏｍｂ准则
而围岩的抗剪强度将从ｒ，增至ｒ：；
由上述分析可知，锚杆支护提高了围岩三向应力，从而提高围岩强度，使围岩抵抗变形或破坏能力提高。
挤压加固拱作为一个整体结构，其本身具有自支承能力，能够承受外部岩体地压，减少锚固区拉应力水平，从而充分利用岩体的抗压强度远大于抗拉强度的强度特征，防止围岩变形。同时，它还允许自身产生变形而不致破坏，因此，锚杆能和被锚固的岩体作整体运动，即整体向巷道间运动。进一步提高巷道的整体承载能力和稳定性。由于加固拱内其岩石径向及切向均受压，锚杆能充分提高围岩峰后强度或残余强度，这对受采动影响的全煤回采巷道维护具有一定的现实意义。
２．４．３．整体拱形锚固结构锚杆支护参数的理论设计
１．支护参数选择的理论基础：
全煤回采巷道断面为矩形，两帮、顶板均为煤体，围岩强度较低，所以按矩形断面成拱的原理设计支护参数…１。
锚固拱的承载能力为：
一堡２Ｌ２卧ｌｅａ剖］㈦㈦
一ｌ９－～
太原理工大学硕士学位论文
式中：ｇ。。。一锚固拱的最大承载能力；
ｈ—锚固层厚度；
￡～巷道跨度；
用～巷道掘出后顶板围岩破裂程度系数
∥，一岩石单轴抗压强度；
ｅ，口一锚杆间排距。
卜径向锚固力；
Ｑ＝ｃｎ审ｌ３
ｃ一锚固剂粘结强度；
毋—钻孔直径：
ｆ，一锚固端长度。
锚固拱的载荷由岩石的碎胀力ｑ和巷道上方自然冒落拱内的围岩自重组成，因此
ｑｍ。ｘ≥ｋ（ｑ＋ｐ）（２．１３）
ｋ—安全系数，取１．２—１．６
４—碎胀力
矿一冒落拱旌加的压力。
ｐ＝去２．ｙ２－４８仃。２）（２．１４）
其中ｏ。一单轴抗拉强度：
ｒ一岩石容重。
２．锚杆支护参数的确定
实际锚杆长度为：
，２，，＋Ｚ？＋？ｊ（２．１５）
，，～锚杆的外露长度
，。一锚杆的有效长度；，，～锚杆的锚固端长度。
查墨墨兰垄茎塑主！竺壁兰二————————————一
锚杆的布黄方式：
为了使锚固区成为整体拱形挤压密实区，锚杆的布置方式采用以巷道中心为圆心，沿巷道周／４／扇，形布置锚杆，锚杆参数见第三章；同时考虑到围岩中锚杆形成的挤压区域相互重叠，因此锚杆的问排距为：
ｅ，ａ≤２，，，９４５。＝２１，。（２．１６）
２．５本章小结
从以上锚杆支护理论可以看出，它们不是单独存在的，是相互补充。这些理论说明了锚杆支护能起到如下作用：
１，将不稳定的岩层或岩块悬吊在坚硬、稳定的岩层上：
２．将薄层的层状岩石用锚杆连接锚固成一个组合梁，从而增大了各层间的摩擦力；
３．把松动的岩块用锚杆互相加固；
４．补强三向应力，保持困岩稳定：
５．提高锚固体的力学参数，包括锚固破坏前及破坏后的力学参数（Ｅ、Ｃ、中），改善锚固岩体的力学性能。
目前，锚杆支护的多种理论，都是根据不同的岩层假定条件而获得，至今还不能只用一种锚杆支护理论来解释锚杆作用机理。这是当前锚杆支护的主要问题。本章通过对锚杆支护机理的探讨，并根据岩体的抗压强度远大于抗拉强度的强度特征，充分发挥围岩的承载能力为出发点，视顶帮为一有机整体，采取适当的支护措旋，使巷道围岩处于受压状态，将会大大提高围岩稳定性，进而提出了全煤回采巷道整体。拱形锚固结构概念。一２ｌ～
查堡些兰查兰塑主茎堡笙三————————————一
３全煤回采巷道整体拱形锚固结构相似材料模拟实验３．１引言
巷道锚杆支护需理论和实践来指导。然而，由于锚杆支护本身是一个隐蔽性工作，再者，巷道围岩存在着破碎区、塑性区和弹性区，锚杆锚固区域的岩体可能完全处于破碎区，或者处于上述二种或三种区域中，而现行的锚杆支护理论都是在一定的假设基础上建立起来的，均是针对顶、底板提出，都存在某种缺陷，不能完全揭示锚杆支护的机理，在生产实践中巷道的锚杆支护参数单一难以应用，而参数选取的合理与否直接影响到支护的效果，与生产、经济、安全性和施工便利性直接相关，因此，设计合理的锚杆支护参数具有重要意义，而采用相似材料模拟实验则是分析锚杆支护机理的有效途径之一。
相似材料模拟实验是以相似理论、因次分析作为依据的实验室研究方法。其试验效果清楚直观，试验周期短，见效快，尤其可以轻易地调节锚杆参数而得到不同的实验结果，易于分析锚杆支护的作用机理。目前，国内外通过实验室相似模拟实验研究锚杆支护机理取得了相应的研究成果…Ｊ。但主要偏重于研究锚固体破坏以前的性质，说明锚固体破坏以前的力学行为，这与浅埋隧道工程岩石巷道应力相适应。而对于回采巷道，由于其有特殊性：巷道一般为于破坏以后的状态，而对此方面的详细研究还未曾报道。为此本章
蕊躺。、女§蕊ｉ蕊噩，“。纛酝琢矩形或梯形，巷道围岩较弱易破坏，且受采动影响，锚固体大多处将对全煤回采巷道整体拱形锚固结构进行相似材料模拟研究。在平面应变情况下，通过对比研究整体拱形锚固结构与普通锚固结构的性能差异，定性分析围岩中不同锚杆布置方式对巷道稳定性影响，进而对整体拱形锚固结构稳定性进行分析，提出全煤回采巷道锚杆
查壁兰兰苎堂塑主兰垒丝墨一——
支护的最优结构。
３．２模型设计
３．２．１模拟条件
全煤回采巷道锚杆支护问题所涉及的因素很多，但限于实验室条件和本课题的研究内容，同时使问题简化和便于对比，实验中主要考虑围岩条件，锚杆布置方式和采动影响三个方面，其他因素未予考虑。
１．围岩条件
试验中假设围岩为均质体，为使实验具有代表性，选定巷道原型为４０００×３０００ｍｍ矩形全煤回采巷道，煤层为中硬煤，厚度为９ｍ，其单轴抗压强度为１５Ｍｐａ。顶、底板为砂岩其单向抗压强度为５０Ｍｐａ。巷道沿底布置。
２．锚杆布置方式
根据试验目的，考虑到无支护巷道作为分析锚杆支护机理的基础和为各种锚固形式之间作一个统一的标准，同时，为了研究拱形锚固方式的支护机理，评价其支护效果，在模型中设计了无支护巷道、普通锚固方式和拱形锚固方式三种类型模拟巷道。两种锚圃巷道中锚杆布置方式如图３．１所示。
３．采动影响
回采巷道与基本巷道的显著区别之一就是，前者多是动压巷道，而后者多为静压巷道。目前有多种锚杆设计方法来源于基本巷道，即以静压状态为基础进行设计，这是不合理的。大量现场观测表明，煤层巷道采动影响期间围岩的变形量常常达到整个服务期间总变形量的５０％以上，有的甚至达到８０—９０％…。可见，对于回采巷
———————————————————————————————————————————————一一查堡堡三垄茎竺圭兰堡丝查一——道【翻岩的变形破坏主要发生在采动影响阶段，故而，试验中以采动影响阶段为主要研究对象，采用油缸分级加载来模拟受采动影响效果。
ａ普通错圃结柯ｂ拱形锚国结柯
图３１回采巷道锚杆支护断面图
３．２．２模拟参数的确定
１．几何相似比
考虑到巷道周边应力影响范围不受模型架边界效应的影响，根据硐室围岩应力重新分布的影响范围（大于三倍巷道宽…）及模型架的具体尺寸（２．０ｍ×１．６ｉｎｘ０．１６ｍ），并借鉴以往模型试验经验，取模拟巷道长×宽为２００ｍｌＴｌ×１５０ｒａｍ，基本满足上述要求。故几何相似比为：
ＣＬ＝工／上，＝４０００／２００２２０
式中：￡．一原型线尺寸：
上，一模型线尺寸
２．容重相似比
容重相似比关系为：Ｃ，＝Ｊ，／ｒ。
式中：Ｊ，。一一原型材料容重；一２４—
本实验选取原型岩石平均容重为２．４ｔ／ｍ３，相似模拟材料平均ｙ一模型相似材料容重。容重为Ｉ．４ｔ／ｍ３，因此模拟模型容重比为：
Ｃ。２２．４／１．４２１．７ｌ
３．强度相似比
强度相似比关系为：
Ｃ６＝ＣＥ＝Ｌｐ／ＬｍＸｙ／ｙ。２Ｃｌ？ＸＣｙ
根据上式计算：强度相似比为Ｃ，＝３４．２
４．时间相似比
本实验中未引入时间相似比，其原因是完全按时间相似比加载，实验周期太长，同时考虑到本实验的目的，时间因素对回采巷道的影响主要是体现在围岩的流变变形上，而通常这一变形明显小于受采动影响的变形。
本实验相似材料的骨料采用细河砂，胶结物为石膏粉，用１％煤层强度Ｒ。＝１５／３４．２＝０．４３Ｍｐａ；
砂岩强度Ｒ。＝５０／３４．２＝１．４６Ｍｐａ。
根据模型材料容重和强度设计配比：煤层砂膏比为１６：１（重锚杆相似材料选取：锚杆的相似程度关系到试验结果的准确３．２．３相似材料选取硼砂水溶液作为缓凝剂，云母粉分层。根据相似强度比Ｃ。＝３４．２计算出模拟材料强度为：量比）；岩层砂膏比为＝６：ｌ（重量比）设计配比。其原型和模型力学参数见表３．１性。根据以往试验经验，本次实验选用妒１ｍｍ的焊锡丝，端头树脂采用环氧树脂胶模拟。底部焊有１０ｍｍ×１０ｍｍ×０．５ｍｍ的薄铁片来模拟托板。
表３１原删干¨模＝『｝ｌ！力学参数
参数掸忡模量泊松比抗压强度抗拉强度枯聚力ｃ摩擦ｆｆｌ容莺ｙ
ＥＬＭＰａ）¨ｏｃ（ＭＰａ）ｏＲ（ＭＰａ）（ＭＰａ）由（。）（／ｋＮｍｏ）
原２４×ｌ０４０２７５０２５２３．２２５ｌ２４
百型
层模４２００２７ｌ２０２Ｉ４
型
燎５６×ｌ０３０
型３｛ｌ５ｌｌ６５６３３Ｉ６
煤
层模１６５０３Ｏ３７
型００３４９５
３．２．４模型设计
本次模拟实验使用的模拟实验台为平面应变相似模拟实验台，由槽钢焊接而成，实验台有效尺寸为２．０ＪＩ】×】．６ｍ×Ｏ．１６ｍ。考虑硐室围岩应力重新分布的影响范围（大于三倍巷道宽）及模型架的具体尺寸，使巷道周边应力影晌范围不受模型架边界效应的影响，并借鉴以往模型试验经验，在模型中设计两条巷道。按设计配比铺设模型。底板岩层厚度为２０ｃｍ，煤层厚度为４５ｃｍ，在煤层上部铺设顶板岩层厚度为２０ｃｍ。岩层每铺设５ｃｍ进行分层，煤层每２．５ｃｍ进行分层，层与层之间用云母粉隔开。巷道沿底布置，按设计布置方式预先埋设锚杆及铺网。模型实际铺设厚度为８５ｃｍ，可模拟实际原型厚度为ｌ７ｍ，本实验模拟
煤层埋藏深度为３００ｍ，顶板其
余部分的压力和采动影响所引起
的支承压力可通过液压加载系统
加以补偿。模型中使用国内先进
的ｗＪ一３００／Ｖ型液压稳压加载系
统（见图３．２所示），该系统是
由四个液压千斤顶，通过厚度为图３．２液压稳压加载系统
２ｃｉｎ的钢板均匀地作用在模型
上部，对上覆模拟岩层形成均匀载荷模型在变形过程中，液压稳
——查堕里兰垄堂堕主兰竺丝圭—————～——
ｃｍｌＫ源可自动补液，从而实现上部岩层载荷恒定不便。为了便于在模型实验过程中对巷道顶板及两帮位移的观测，在模型一侧装有ｌ
厚的有机玻璃挡板。
上部补偿岩层模拟重量计算如下：
上部补偿岩层（包括表土层）厚度为３００ｍ—ｌ３ｍ２２８７ｍ，相当于模型上部岩层厚度为ｌ４．３５ｍ，取模型上部岩层容重１．４ｔ／ｍ３（与相似材料平均容重一致），则模型上部补偿岩层容重为：
１４．３５ｍ×２．０ｍ×０．１６ｍ×１．４ｔ／ｍ３＝６．４２ｔ
加载钢板重为０．０２ｔ，则模拟加载重量为６．４ｔ。
模型模拟加载系统采用直径为４ｃｍ的４个液压油缸，每个液压油缸加载重量为１．６ｔ，液压稳压输出载荷为ｌ２．７Ｍｐａ。
根据以上步骤可计算出稳压源输出载荷和实际原型载荷关系见表３．２
表３．２模型载荷和实际原型载葡关系
稳压源输出载
荷（ＭＰａ）
原型载荷
（ＭＰａ）１０１２１４１５２１．５２３．８３２５．２６．２４７．２７．８１１．２１２．４１６．８
３．２．５模型测量
铺设模型时，分别在预埋巷道的顶部和巷帮埋设应变花；模型制作ｌ。２天后，取下前后模板，２０天待试件干燥后在每条巷道帮和项部分别布置位移测点。应力测试系统使用ＪＳ一１４型静态数字应变仪，Ｐ２０一Ｒ应变平稳箱，ＫＨ一１７型自动切换控制器：位移测试使用ＴＤＪ。经纬仪。模型每级加载稳定后，记录每级载荷并对各测点测量。将所有测点各时期的数据汇总记录，并对巷道中裂隙的产生、发展直至破坏的整个动态过程进行详细的素描和拍照。
模型铺设完毕后的全貌如图３．３所示。一２７—
——————————————————————————————————————————一——太原理工大学硕士学位论文
图３，３模型全貌
３．３全煤回采巷道无支护试验结果分析
全煤回采巷道断面为矩型，两帮为煤体，顶板为煤层，围岩强度较底，因而其受力情况也较为复杂。模型围岩应力实测数据如图３．４—３．７所示。
３．３．１围岩应力分析
图３．４、３．５反映了不同载荷下巷帮应力分布曲线图，从图可以看出巷帮围岩应力分布有如下规律：
１．巷帮随载荷增加浅部围岩拉应力明显增大，压应力峰值在巷帮深部２．４ｍ左右。当载荷Ｐ－－５．２ＭＰａ时浅部测点水平拉应力达到２ＭＰａ，垂直应力表现为压应力：在围岩深部（３、４、５测点）应力随载荷的增大有规律的递增，变化连续性较好。可以认为，在载荷Ｐ小于５．２ＭＰａ时，围岩基本处于弹性阶段内，个别点可能进入弹塑性临界状态，这表明围岩仍有较好的承载能力，尚未发生明显的破坏。肉眼观测也表明在此阶段无任何破坏迹象产生。
２．当载荷Ｐ＝６．２４ＭＰａ时浅部测点水平拉应力达到最大值３．９ＭＰａ，垂直应力变为拉应力；当载荷超过６．２４ＭＰａ后，无支护巷
道模型巷帮浅部水平拉应力明显增大，深部测点随载荷增加，应力
太原理工大学硕士学位论叉
值加速增大。从曲线图３．４中可以看出在Ｐ＝７．２８ＭＰａ时巷帮０・４ｍ处的浅部测点水平拉应力有所减小，即出现水平拉应力释放现象，压应力峰值向巷帮深部转移，表明巷帮处已经破坏。但由于测点２点处未出现应力释放，破坏范围可以判定在测点２之内。实际肉眼观察表明，在巷帮表面出现破碎片帮现象，距巷帮表面０．４ｍ处有微裂隙产生，顶角部产生挤压裂隙。
图３．６、３．７反映了不同载荷下巷顶应力分布曲线图，从图中可以看出巷道顶板围岩应力有如下分布规律：
对于顶板Ｐ—ｏ曲线变化和巷帮有所不同。从曲线图３．６中可看到，顶板浅部各测点均出现不同程度的水平拉应力；压应力峰值在顶板深部３．Ｏｍ左右。当载荷Ｐ＝７．２８ＭＰａ时浅部（１测点）水平拉应力值明显小于Ｐ＝６．２４ＭＰａ时拉应力值，这说明巷顶浅部围岩有应力释放现象，肉眼观察表明，
在顶板浅部及角部有裂隙出现，顶
板角部裂隙与顶板成４５度延伸，
但未出现破碎掉块现象，仍具有一
定的承载能力。由于断面围岩条件
较差，应力条件显著恶化，在载荷
Ｐ＝７．８ＭＰａ条件下顶板产生高度３ｍ
的冒落拱。如图３．８所示。
３．３．２破坏机理分析：图３・８无支护巷道破坏情况
模型的破坏是一个动态过程，最初的破坏征兆可能是来自个别测点应力值的异常增加，甚至由于介质出现较大变形而失效。实际上，此时已经有肉眼看不见的微裂隙产生，这些破坏征兆初始是局部的，将不会随载荷的增加丽很快引起扩大，局部破坏不会导致失稳ｅ有些则随载荷的增加，破坏迅速发展，表现为应力值明显减小
进而出现可见裂缝，进一步发展为破碎或掉块。此时模型的整体性
—————————————————————————————————————————————————————一一
质将发生较大变化，破坏现象在模型的不同部位相继产生，并持续发展，破裂面不断延伸扩大，最终导致承载能力降低，进而使整体失去稳定性。
３．３．３小结太原理工大学硕士学位论丈
１．无支护全煤回采巷道顶、帮及项帮角部是应力集中区，是危险部位。试验表明，在这些部位先后都出现不同程度的破坏，应注意其稳定性。
２．围岩破坏部位均发生在切向应力较大的角、顶部，可以推断主要是受压引起，属于压剪破坏。巷帮浅部主要是受水平拉应力引起，深部仍属于压剪破坏。
３．围岩的破坏过程是：首先某一层面挤压变形，失去承载能力，应力向相邻岩体转移，当应力超过其强度时，便产生突发性破裂（压剪破坏或拉裂）。若载荷继续增加，裂隙发展的结果，可能导致失稳。对于顶板有可能引发冒落，应引起足够重视。
４．鉴于全煤回采巷道的特殊性，我们认为对围岩进行必要的锚固，改变其受力状态，提高整体性，自然会增加其承载能力，对巷道的整体的稳定性也是有利的。
一查坚型！：叁堂堡±堂堡堡塞
图３・７不同载荷条件Ｆ无支护巷项垂直应力分布曲线
—＿３卜一
查堕堡！：叁堂堡主堂笪堡墨一
３．４全煤回采巷道锚固结构相似模拟实验结果分析
从无支护巷道模型实验结果可以看出，巷道的变形、破坏是一个动态的过程。它直观地表现为随载荷的增加，巷道断面变形，围岩裂隙产生和发展最终导致煤壁的片帮和项板的冒落等。因而为确保巷道的正常使用，必须采取相应的补强措施加以支护。
作者对全煤回采巷道普通锚固方式和整体拱形锚固方式进行了相似模拟实验，实验结果表明，不同的锚杆布置方式，对围岩的加固效果不同。在一定的载荷范围内两种锚固形式均能适应巷道围岩变形规律，维持巷道的整体稳定。然而，超出这一特定范围，支护效果却有着明显的不同。
３．４．１不同锚固结构围岩周边位移分析
巷道围岩深部位移基点布置如图
３．９所示。经实验测得在不同载荷条件
下，两种锚固方式巷道围岩移近量见图
３．１０一３．１３。
图３．１１为普通锚固方式下巷帮深
部位移基点随载荷变化曲线，由图可以２
看出：当载荷较小时围岩位移较小，说
明巷帮在锚固范围以内锚杆锚固状态较圈３．９围岩深部位移基点布置图好；当载荷增加到ｌ７．６Ｍｐａ时，在煤帮深度０．５ｍ和１ｍ中间运动距离较大，说明巷帮在锚固范围以内浅部煤体被压酥破坏；当Ｐ２１９．２Ｍｐａ时，巷道表面最大值为５３０ｍｍ，深部测点１ｍ处位移量为３１２ｍｍ。可见，在此阶段，巷帮浅部煤体松动的同时，深部煤体的整体挤出也较大。煤体的挤出并不意味着顶板跨度的减小进而有利于项板的稳定，因为被挤出的是已进入塑性状态并且发生了明显松动的浅部煤体。实际上，也正是因为浅部煤体对顶板支撑作用—ｏ卜
太原理Ｉ：人。；：硕十学位论义
的降低，相应的受顶底板的夹持力减小而难以抵抗深部煤体的挤出力，这部分煤体／４。被挤出的。从图３．１３中可以看出，顶板在锚固范围内产生整体下沉，当载荷ｐ＜１７．６ＭＰａ时顶板下沉量随载荷Ｐ缓慢增长，增长幅度不大：当载荷增加到１９．２Ｍｐａ时，顶板下沉量急剧增长。顶板下沉量达９３８ｍｍ。由此可见，对两帮煤体的挤出加以有效的控制，对保持两帮及顶板的稳定性均是十分重要的。
图３．１０、３．１２为整体拱形锚固方式下巷道帮、顶深部位移基点随载荷变化曲线，由图中可以看出：
当载荷较小时，在煤帮表面的位移增长幅度与普通锚固结构基本相同，相差不大，深部基点位移较小，且中间没有大的突变。当载荷增加到１７．６Ｍｐａ时巷帮煤体位移增长幅度仍较平缓，而此时普通锚固结构巷帮煤体位移发生明显变化；当载荷Ｐ＝１９．２Ｍｐａ时，巷帮表面位移达到４４５ｍｍ，比普通锚固结构时减小了１６％；煤体ｌ米处水平位移量由比普通锚固结构３１２ｍｍ减小到８０ｍｍ，减小了７０％。可见，采用整体拱形锚固方式对巷帮整体挤出的控制效果明显好于普通锚固方式。实验表明，对巷帮煤体的挤出加以有效的控制，对保持两帮及顶板的稳定性均是十分重要的。从图３．１１中可以看出，整体拱形锚固方式顶板下沉量随载荷Ｐ增大，均呈稳定增长，当载荷增加到１９．２Ｍｐａ时，顶板最大下沉量达６４７ｍｍ。与普通锚固结构相比减小了３ｌ％。可见，采用整体拱形锚固结构的支护效果明显好于普通锚固结构。
叁堕型！：盔鲎堡！：竺笪笙兰
ｉ器０
黎ｓ：
００２５０．５０．７５１１．２５１．５１．７５２
测点深度／ｍ
——・一ｐ－７８ＭＰａ—ｃ卜Ｐ＝９６ＭＰａ—扣ｐ－１０４ＭＰａ
—．－Ｐ＝１４．４ＭＰａ１。。。一ｐ－１７６ＭＰａ—■Ｐ—Ｐ＝１９２ＭＰａ
图３．１０拱形锚固结构巷帮深部基点位移随载荷变化曲线量萤莩薰萤量虽莹。
０Ｏ・２５０５０．７５１１２５１．５１７５２
测点深度／ｍ
—‘・一Ｐ＝７８ＭＰａ６ＭＰａ—＊Ｐ：１０．４ＭＰａ
—●－一Ｐ＝１４．４ＭＰａ—Ｐ＝１—ｔ卜－Ｐ－９７６～ＩＰａ—●广－一Ｐ＝１９２ＭＰａ
图３・１１普通锚固结构巷帮深部基点位移随载荷变化曲线
—＿３４一
太原理！：叁堂堡兰兰堡堡塞
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她
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Ⅲ㈣啪删蝴㈣拗㈣∞。
载荷Ｐ／ＭＰａ
—卜０ｍ—卜０．Ｓｍ—卜１ｍ—卜１５ｍ—卜２ｍ—．一２．５ｍ
图３．１２拱形锚崮结构巷顶深部基点位移随载荷变化曲线
星
删
潞
掣
蟠
舀
砉咖㈣垂；枷蚕啪㈣。
８１０１２１４１６１８２０
载荷Ｐ／ＭＰａ
—＿ｏ—Ｏｍ—●Ｌ＿０Ｓｍ—士ｒ＿Ｉｍ—＿一１．５ｍ—＊一２ｍ—●一２．５ｍ
图３．Ｉ３普通锚固结构巷顶深部基点位移随载荷变化曲线
３．４．２不同锚周结构围岩应力分析
从实验结果可以看出：围岩深部出现两个应力峰值点，这是由于锚杆受拉所至，而无支护时则根本没有这一现象。
图３．１４—３．１７’反映了不同载荷下巷道围岩应力分布曲线图。当载荷Ｐ＝７．８４ＭＰａ时两种支护形式下巷道围岩应力分布趋势相同，巷帮应力峰值均在锚固区范围内差别不大与无支护巷道围岩应力分布相比可以看出，两种锚固方式，均能够使浅部围岩的应力得以提
～３５一
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太原理１人学颂十，学位论文
高，但提高幅度不同。这是由于围岩的膨胀变形锚杆受力，使得在围岩内部形成一定锚固区，这个锚固区不仅能对其表面岩体的松动膨胀有所作用，而且对深部岩体向巷道的挤进也有一定的抑制作用；当载荷Ｐ＝１１．２ＭＰａ时，普通锚固方式巷帮应力峰值向深部转移，此时顶板拉应力区增大。这说明普通锚固巷道在浅部围岩中承载能力有所下降。而对于整体拱形锚固方式巷道，虽然浅部围岩中也有载能力下降现象，但在锚固区范围内均处于压应力状态。实验肉眼观察表明，此时普通锚固巷道煤壁出现部分微裂隙。
当载荷Ｐ＝１６．２ＭＰａ时实验结果表明，此时普通锚固巷道围岩应力条件显著恶化两帮出现明显垂直裂隙并整体挤出，顶板产生深度２ｍ的突发冒落拱。如图３．１８（ａ）所示。相比之下整体拱形锚固巷道两帮也有挤出现象，顶板处只有一些微裂隙产生，但最终无压碎掉块现象。如图３．１８（ｂ）所示。从围岩应力曲线图可以看出，此时普通锚固巷道围岩锚固区应力明显变小，应力峰值明显向深部转移，锚固体失效；整体拱形锚固巷道锚圃区范围内仍处于压应力状态，这说明锚固区范围内仍具有一定的承载能力，明显改善了围岩应力分布，提高巷道整体稳定性。
３．４．３破坏机理分析
普通锚固结构中锚杆均垂直于巷壁布置，由于锚杆的预紧力和巷道围岩的变形，在巷道的顶板和两帮分别形成独立的板状或块状的密实区。锚固体间互相独立，并没有形成一整体，即锚杆的组合梁和挡固墙作用。从以上实验结果可以看出：仅凭在锚杆作用下形成的组合粱和挡固墙作用的承载能力很难与回采引起的支承压力所形成的载荷相抗衡，对于两帮仅靠与顶、底问的摩擦对深部围岩产生一定的挡固作用，造成巷道围岩变形过大甚至失稳的严重后果。煤体的松动与挤出不仅影响到两帮的稳定性，而且由于煤体松动后，对顶板支撑作用降低，造成顶板实际跨度增大，因而还影响到
太原理Ｊ人学硕ｆ：学位论又
了项板的稳定。最终导致梁和挡固墙作用失效。在巷道中则有可能表现为突发性冒顶。这种几乎无预兆的冒顶，是普通锚秆支护的一个缺点。
采用整体拱形锚固结构，随着顶板弯曲下沉的加剧和两帮的移近，组合成拱的作用迅速增大，在巷道锚固区范围内形成近似环形的挤压加固区，构成整体支护结构，具有拱的效应。可见锚杆采用整体拱形布置时改善了围岩中应力分布状况，与组合梁的作用有根本区别。随围岩载荷增大，项板和两帮围岩破碎程度会明显增加，采用整体拱形锚固结构巷道围岩产生较大的压力，使破裂煤体产生较大的摩擦，维持径向连续性，保持煤体较高的三向应力状态，通过限制塑性区的发展和破碎变形很好地控制了巷道两帮的移近和顶板下沉，达到全面控制围岩的目的。
实验结果表明整体拱形锚固方式下巷道顶板的下沉量仅为普通锚杆支护的７０％，两帮移近量为普通锚杆支护的８６％。这说明在全煤回采巷道中，整体拱形锚固结构明显优越于普通锚固结构。
特别是在破碎围岩中采用整体拱形锚杆支护，锚固区内仍具有明显压应力，成拱作用更加明显。因此，整体拱形锚杆支护作用在采动影响阶段有较大的实际意义。—＿３７．一
——一查堕些！：叁＝！：！堡±。兰垡堡塞
６载荷Ｐ－７．８４ＭＰａ巷帮水平施力分布曲线
型４—●卜一拱型锚同方式
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型０—△一普姐锚同与式
—２９
测点深度ｘ／ｍ
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群—●卜一拱型锚崩方式
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ２１２．３２ＭＰａ巷帮水平应力分布曲线
１２Ｅ’’～——～———～————～
嘉。９ｆ—●ｈ一拱型锚周结构
萋。３｝—△一普通锚同结构
一３０２３＿＿４５．６｛一晷一９
测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ：１６．８ＭＰａ巷帮水平应力分布曲线１８
１５
罡１２—●一拱型锚固结构
痼９
Ｒ６
型３
０—扣普通锚固结构
—３
测点深度ｘ／ｍ
图３・ｌ４不同锚固结构巷帮深部测点水平应力曲线图—－３８—
太原理１人学硕卜学化论文
找倚Ｐ＝７．８ＭＰａ巷帮乖直心力分布曲线
１２
剿—Ｉ｝一拱掣馅同结构
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ｏ
０ｌ２３４５６７８９
测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１１．２ＭＰａ巷帮垂直应力分布曲线１８
１５
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０
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１３．２ＭＰａ巷帮垂直应力分布曲线
２４
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芷１６—●■一拱型锚固结构
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０
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载荷Ｐ２１６．８ＭＰａ巷帮垂直麻力分布曲线
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裁—－卜一拱型锚固结构
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一４
测点深度ｘ／ｍ
图３・１５不同锚固结构巷帮深部测点垂直应力曲线图
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———＿————————————————●———＿———————————————————一．奎堕翌Ｉ：叁堂堕±竺堡丝苎
找荷Ｐ＝７．８ＭＰａ巷顶水甲心力分布曲线
襞∥０７－一１一■。磊汪／ｍ“≯≯１—５—卜拱型锚踊结构—６一普通锚同结构ｏｊ２臁深嫠；４５
载荷Ｐ＝１１．２ＭＰａ巷顶垂直应力分布曲线
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１２．３ＭＰａ巷项水平应力分布曲线
３５二
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毒２０～＋拱型锚固结构
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载荷Ｐ＝１６．８ＭＰａ巷顶水平应力分布曲线
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测点深度ｘ／ｍ—●一拱型锚固结构【—ｄｒ一普通锚固结构］奄
图３．１６不同锚固结构顶板深部测点水平应力曲线图
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——————————————————————————————————————一太堕垄！：叁堂堕±兰！！堡塞一————
载倚Ｐ＝７．８ＭＰａ巷顶难直应力分布曲线
羚—＿卜一拱型锚固结构
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１一一一ｒ一一一一—］１．２ＭＰａ巷顶垂直应力分布曲线
一
—Ｉ｝一拱型锚固结构
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篓１－ｌ—加一普通锚固结构
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载荷Ｐ＝１２．３２ＭＰａ巷顶垂直应力分布曲线
３０
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测点深度ｘ／ｍ
载荷Ｐ＝１６．８ＭＰａ巷顶垂真应力分布曲线
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一０５
测点深度ｘ／ｍ
图３．１７不同锚同结构顶板深部测点垂直应力曲线图
奎匿型！：叁塑±兰堡堕——
ａｂ
不同锚围结构巷道破坏情况图３．１８
（ａ一普通锚固结构，ｂ～拱形锚固结构）
３．５本章小结
１．全煤回采巷道断面为矩形，两帮为煤体、顶板为煤层，且围
岩强度较低，尤其是还要受到采动的影响，因而，围岩变形量和破
裂范围都很大，巷道支护也较为困难。可能导致失稳。巷道的变形、
破坏是一个动态的过程。它直观地表现为随载荷的增加，巷道断面
变形，围岩裂隙产生和发展最终导致煤壁的片帮和顶板的冒落等。
因而为确保巷道的正常使用，必须采取相应的补强措施加以支护。
２．一般地说，锚杆支护不同程度上改善了围岩的受力状况。它
一方面通过预应力或围岩的变形使锚杆受拉，加固岩体，增强岩体
的完整性；另一方面由于锚杆本身的强度高，从而提高了围岩的抗
拉剪强度，提高了岩体的内聚力Ｃ和内摩擦角由。锚杆通过与围岩
的相互作用，充分发挥了围岩自身承载能力，所以达到经济、安全、
高效的巷道维护目的。
３．不同的锚杆布置方式，对围岩的加固效果不同。在～定的载
荷范围内两种锚固方式均能适应巷道围岩变形规律，维持巷道的整
体稳定。然而，超出这一特定范围，支护效果却有着明显的不同。
采用普通锚固结构，锚固体间互相独立，并没有形成一整体，
—ｑ２一
奎堕堡！：△竺堡主堂！！堡墨——
顶板锚杆的组合梁并不是总有利于巷道维护。因为顶板锚杆的组合
粱作用使顶板抗弯能力得以提高，但同时也大大增加了组合梁．卜所
受的载荷，致使顶板及两帮压力增大，造成巷道维护恶化。特别在
采动影响阶段两帮煤体的锚固范围内产生了一定的松动变形，并整
体挤出。煤体的挤出并不意味着项板跨度的减小进而有利于项板的
稳定，因为被挤出的是已进入塑性状态并且发生了明显松动的浅部
煤体，由于煤体松动后，对顶板支撑作用降低，造成顶板实际跨度
增大，因而还影响到了顶板的稳定。最终导致组合梁和挡固墙作用
失效。在巷道中则有可能表现为突发性冒顶。这种几乎无预兆的冒
顶，是普通锚杆支护的一个缺点。因此，采动影响阶段锚杆组合梁
和挡固墙作用的实际效果不大。
采用整体拱形锚固结构，随着项板弯曲下沉的加剧和两帮的移
近，组合成拱的作用迅速增大，在巷道锚固区范围内形成近似环形
的挤压加固区，构成整体支护结构，具有拱的效应。锚杆采用整体
拱形布置时顶帮煤体中的应力为压应力，改善了围岩的力学性态。
与组合梁的作用有根本区别。随围岩载荷增大，顶板和两帮围岩破
碎程度会明显增加，采用整体拱形锚固结构巷道围岩产生较大的压
力，使破裂煤体产生较大的摩擦维持径向连续性，保持煤体较高的
三向应力状态，通过限制塑性区的发展和破碎变形很好地控制了巷
道两帮的移近和顶板下沉，达到全面控制围岩的目的。同时整体拱
形锚固结构能够协调围岩受力、改善了围岩中应力分布状况，充分
利用岩体的抗压强度远大于抗拉强度的强度特征和发挥了围岩的自
身承载能力，使锚杆的作用得到了提高。
４．实验结果表明，整体拱形锚固方式下巷道顶板的下沉量仅为
普通锚杆支护的７０％，两帮移近量为普通锚杆支护的８６％。
从最终破坏形态可看出，普通锚固结构巷道，两帮出现张性破
裂，即出现一些垂直于煤壁的裂缝，这些裂缝引起局部片帮及大面积滑落，同时使顶板跨度增大，导致顶板突然冒落。而整体拱形锚
太原理『人学聊川７Ｚｆ々沦．
固结构巷道两帮也出现整体挤出、顶板下沉，但由于拱形锚固结构
能够协调围岩受力，锚固区域内岩体的峰后强度和残余强度提高幅
度明显，使破碎围岩仍具有一定的承载能力保持巷道的稳定。这说
明在全煤回采巷道中，整体拱形锚固结构明显优越于普通锚固结
构。特别是在破碎围岩中成拱作用更加明显。因此，整体拱形锚杆
支护作用在采动影响阶段有较大的实际意义。
实验结果评价：
本次模拟实验采用单向加压，双向约束的方法来模拟井下全煤
回采巷道，比较符合实际情况，所得结论是可靠的，可以用来指导
现场实践。但是试验还存在着一定的问题有待改进。
１．由于条件限制，试验架由槽钢制作的立体框架，前、后面模
板可以拆下及固定，模型两侧未加压，不能严格满足平面应变条件。
２．采用先开洞后加压的方式，与实际情况不符，但目前要做到
先加压后开洞尚存在一定的困难。３．未考虑时间、蠕变效应和围岩中节理的影响。
奎坠型！：叁竺堕！：＝；！：！翌！：翌——
４全煤回采巷道整体拱形锚固结构数值模拟
４．１引言
全煤回采巷道锚固结构数值模拟是以有限单元法为基础，分析对周围岩体作用的方法。有限元分析（ＦＥＡ）是对物理现象（几何及载荷工况）的模拟，是对真实情况的数值分析，通过划分单元求解有限个数值来近似模拟真实环境的无限个未知量。应用于采矿系统的有限单元法，就是把所要研究范围内的岩体（整体）及其边界条件先划分成一个个的小单元（局部），相邻小单元间的应力应变及位移相互协调，边界上的小单元以整体的边界条件来控制。根据研究对象、整体的受力状态及边界条件来研究每一个小单元应力应变及位移，如此求出整体内的一些特殊点的应力应变状态及位移。即用局部来反映整体。每一个小单元的应力应变及位移是在该小单元范围内的平均值。对于一个整体来说单元素数目越多，相邻单元间的应力应变及位移的变化幅度越小，越接近于连续变化，这是符合客观实际的。
４．２模型的建立
本文采用通用有限元分析软件ＡＮＳＹＳ５．６，建立二维有限元数全煤回采巷道’锚杆支护问题所涉及的因素很多，但限于本课题为了使计算结果和相似模拟结果互为补充，计算中假设围岩为４．２．１参数的选取值分析模型，做平面应变弹塑性分析。的研究内容，同时使问题简化和便于对比，计算中主要考虑围岩条件，锚杆布置方式和采动影响三个方面。
———＿————●———————＿——————＿一一奎堕堡！叁竺堡！：：！：堡堡皇————＿——＿—＿——————————＿———————一一
均质体，选定巷道原型为４ｍ×３ｍ矩形全煤回采巷道，巷道沿底布置。煤层为中硬煤，厚度为９ｍ．其单轴抗压强度为ｌ５ｂｌｐａ。顶、底板均为砂岩其单向抗压强度为５０Ｍｐａ。巷道埋深耿３００ｍ。其力学参数见表３．１。锚杆参数为：直径驴＝２０ｍｒａ：弹性模量Ｅ２２００ＧＭＰａ；泊松比ｕ＝０．３；抗拉度Ｒ。＝２ｌ０ＭＰａ：预应力取为锚杆体屈服强度的６０％【ｌ】。
根据以往的有限元计算及现场观测结果，取４倍巷道宽度处作为模型的左右边界，并认为在此处不受巷道的影响：顶板的高度范围取ｌ７ｍ，底板范围取ｌＯｍ，这样模型所模拟的实际围岩范围为４０ｍ×３０ｍ。
边界条件根据实际情况确定，上边界为自由边，作为均布载荷；下边界只产生水平位移，不产生垂直位移。即Ｕｙ：０；左、右边界只产生垂直位移，即Ｕｘ：０。按上述情况建立计算模型。本模型采用Ｄｒｕｃｋｅｒ—Ｐｒａｇｅｒ塑性准则，即
ｆ＝ｃｄｌ一√’，２一定
式中厶一第一应力不变量；
＾一第二应力偏张量不变量：
Ｓｉｌｌｒｐ
√９＋３ｓｉｎ２伊
足：！呈！呈！竺：
、ｆ９＋３ｓｉｎ２妒
妒一内摩擦角；
Ｃ一内聚力。
４。２。２计算方案。‘
在确定计算方案时，考虑了普通锚固结构、框式锚固结构和整体拱形锚圃结构三种锚杆支护形式，同时，为了对比分析，还考虑了无支护时的情况。对各种锚固形式及无支护的情况均分掘进影响
尘塑：三一：尘堂堡！：：：ｉ！堡堡塞一——
阶段和采动影响阶段进行计算。分析巷道不受采动影晌和采动影响情况Ｆ巷道无支护及不同锚固形式下周边应力分布、巷道周边位移及巷道维护状况的影响。从而揭示整体拱形锚固结构锚杆支护机珲。
限于时间，对其它因素未予考虑。
根据上述情况，共设计了８个计算方案，见表４．１。
表４．１有限元计算方案
方案计算分析内容
ｌ掘进影响阶段，无支护时围岩中的应力及位移
２采动影响阶段，无支护时围岩中的应力及位移
３掘进影响阶段，普通锚固结构的支护作用
４采动影响阶段，普通锚固结构的支护作用
５掘进影响阶段，框式锚固结构的支护作用
６采动影响阶段，框式锚固结构的支护作用
７掘进影响阶段，整体拱形锚固结构的支护作用
８采动影响阶段，整体拱形锚固结构的支护作用—＿４７－一