1、专题部分深部巷道锚杆支护技术摘要：在观测不同地质赋存条件深部锚杆支护煤(岩)巷道的变形、破坏特征的基础上，分析巷道破坏的机理，用现代巷道支护理论，阐述深部开采巷道锚杆支护技术特点和支护对策。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。采用工字钢、架棚等被动支护技术已不能有效的控制巷道的变形，采用高强度全长树脂锚固锚杆锚固力大、锚固及时，能主动地将支撑载荷作用到巷道周边，对围岩施加径向力，加强巷道或硐室周边围岩稳定性，充分发挥围岩的自身承
2、载能力，取得了良好的支护效果。利用MATLAB 7.1来进行有关数据的分析和相关图形的绘制。关键词：深部巷道；锚杆支护；围岩应力；MATLAB 7.1The technology of deep roadway bolt supporting Abstract:Based on the observation of different geological condition deep anchor bolt support coal ( rock ) and the failure characteristics of rock deformation,analysis of roadway
3、 damage mechanism,with a modern roadway support theory to elaborated deep mining roadway bolt supporting technique features and support countermeasuresour country is state-owned large and medium-sized coal mining depth of about M to 812 speed to the deep increase,some old mining area and lack of coa
4、l mine area was developed into a deep level. Because of the increase of mining depth,rock mass stress increases sharply, temperature rise, the roadway surrounding rock broken seriously, plastic zone, broken range very serious, creep. Adopt girder steel,timber and other passive support technology can
5、 not effectively control the deformation of tunnel,using the high strength length of resin anchored bolt anchoring force, anchoring in time, can take the initiative to support loads to the periphery of roadway surrounding rock, to exert radial forces, strengthen the tunnel or cavern surrounding rock
6、 stability, give full play to self bearing capacity of wall rock, made a good supporting effect.Using MATLAB7.1 to the data analysis and the related graphics rendering.Key words: Deep roadway; Bolting; Surrounding rock stress; MATLAB7.11 引言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
7、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。在深部巷道中使用锚杆支护技术，锚杆通过径向和切向锚固力的作用，对围岩施加围压，将围岩由单向、双向受力状态转化为双向、三向受力状态，提高围岩的稳定性。锚杆贯穿围岩中的弱面，切向锚固力改善了围岩的力学性质，进而有效地控制巷道变形。
8、Matlab是mathworks公司于1984年推出的一套高性能的数值计算和可视化软件，它集数值分析、矩阵运算、信号处理和图形显示于一体，可方便的进行数据分析和图形绘制。2 开采深度与巷道围岩的变形关系2.1中国的研究开采深度对巷道围岩的影响十分复杂，除与巷道的围岩性质密切相关外，如受采动影响的巷道，则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系。根据我国的研究成果，可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下：(1) 岩体的原岩应力即上覆岩层重量，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因。因此，随开采深度增加，必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长。(2) 巷道的围岩变形量或维护费用
9、随采深的增加近似的呈线性关系关系增长。(3) 巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度，与巷道围岩性质有密切关系，围岩愈松软，巷道变形随采深增长愈快，反之，围岩愈稳定，巷道变形随采深增长愈慢。(4) 巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关，开采深度对卸压内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次之，对两侧均已采空的巷道影响最大。2.2德国的研究(1) 德国提出掘巷引起的围岩移近量与开采深度和巷道底板岩层强度之间的关系为： （1）式中：掘巷引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率，%； 岩层压力，Mpa； 地板岩层的单轴抗压强度，Mpa。图1 移近量
10、与岩石压力p(深度H)和底板岩层强度的关系1-砂岩(=97 Mpa)；2-页岩(45 Mpa)；3-软岩(28 Mpa)；4-煤(14 Mpa)利用该式计算结果如图1所示，由此可见，掘巷引起的围岩变形随开采深度的增加而增长，其增长率与巷道围岩性质有关。开采深度每增加100 m，在煤层(=14 Mpa)中掘进，围岩移近量增加8.9%；在软岩(=28 Mpa)中增加6.3%；在页岩(=45 Mpa)中增加5%；在砂岩(=97 Mpa)增加3.4%。同时取=0，可以知道在掘巷过程中引起围岩明显变形的临界深度，在煤层中为512 m，软岩中为732 m，页岩中为930 m，砂岩中为1360 m。(2)
11、德国埃森采矿中心还对100条前进式开采的采准巷道进行了系统观测，得出巷道围岩移近量占巷道原始的高度的百分率与开采深度关系式为： （2）既开采深度每增加100 m，回采巷道围岩移近量占原始高度的百分率增加6.6%，与上述统计值相似。矿井开采深度由300 m增加到800 m时，移近量要增加1000余mm，巷道从较易维护变为难以维护，可见开采深度对巷道矿压显现的影响之大。2.3前苏联的研究前苏联对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究，认为深部巷道矿压显现的一个主要特点是在巷道掘进时就呈现围岩强烈变形，且在掘进后围岩长期流变，使巷道支架承受很大压力。浅部开采时表现不明显的掘巷引起的围岩变形，在
12、深部开采时显现十分强烈。根据在顿巴斯矿区进行的大量巷道矿压观测，提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为： （3） （4）式中：、顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量，cm； 时间，d； 、顶板、两帮作用在支架上的压力，kN/m2； 岩石容重，kN/m3； 巷道所处的深度，m； 岩石单轴抗压强度，kPa； 寻求常数时引入的单轴抗压强度，3000kPa； 巷道所处的深度，cm； 巷道高度，cm。由此可以看出随着开采深度的增加，维护时间的增长，巷道变形将逐渐增加，维护也将越来越困难。前苏联学者舍斯勒夫斯基认为，当0.3时，既开采深度相对比较小或围岩强度相对比较大时，开采深度对巷道围岩变形影响较小
13、，反之，围岩稳定性系数愈大，开采深度对巷道围岩变形的影响就也愈大。3 深井巷道锚杆支护的关键理论与技术3.1深井巷道锚杆支护原理分析 国内高地应力巷道一般采用二次支护理论，即巷道支护分两次进行，一次支护在保持巷道稳定的前提下，允许围岩有一定的变形以释放压力；隔一定的时间后实施二次支护，保持巷道的长期稳定。但是，这种理论目前已遇到了极大的挑战，在深部动压影响区、构造应力带、软岩破碎带等地点，采用二次支护后仍出现变形破坏等问题，甚至需要三次、四次支护，巷道周而复始地发生破坏，围岩变形长期得不到有效控制。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
14、件，对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体。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） （6）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和式6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。上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。因此在井下实测、数值计算等研究成果的基础上，针对深部巷道围岩变形的流变性、扩容性和冲击性，分析深部巷道锚杆支护的作用，提出高预应力、强力锚杆支护理论，其要点为：(1)深部巷道围岩变形主要包括两部分：一是结构面离层、滑动、裂隙张开及新裂纹产生等扩容变形，属于不连续变形；二是岩石的弹性变形、峰值强度之前的塑性变形、锚固区整体变形，属于连续变形。由于结构面强度一般比较低，因此开巷以后，不连续变形先于连续变形。合理的深部巷道支护形式是大幅度提高支护系统初期支护刚度与强度，有效控制围岩不连续变形，保持围岩的完整性，同时支护系统应具有足够的延伸率，允许深部巷道围岩有较大的连续变形，使高应力得以释放。(2)锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破
