锚杆支护理论与锚杆支护设计

吴忠秋

摘 要 根据锚杆组合梁原理，结合材料力学理论，提出了岩石梁极限跨度作为锚杆组合梁支护理论设计依据，并推导出了组合梁理论的锚杆长度计算方法，解决了巷道层状顶板软弱岩层锚杆支护计算套用传统锚杆支护设计计算方法与实际差距较大的难题。

关键词 支护理论 支护设计 计算 岩石梁 极限跨度 工程类比法

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1 锚杆支护设计

1.1 加固拱原理设计

根据教材《井巷工程》给定的加固拱厚度t与m值的关系为：

m=L/D=3，t=2L/3

m=L/D=2，t=L/3 （1）

m=L/D=1.33，t=L/10

式中：t—加固拱厚度；

m—锚杆长度与锚杆间距比值；

L—锚杆长度；

D—锚杆间距；

实验数据表明，锚杆长度与锚杆间距比值越大，加固拱厚度越大，显然支护效果越好，同时也表明，锚杆长度与锚杆间距比值小于2时，加固拱厚度急剧减少，显然支护效果越差，在综合分析的基础上，得出了加固拱原理锚杆支护参数计算经验公式。

L≧N（1.1+B/10） （2）

D≦0.5L （3）

式中：B—巷道跨度；

N—围岩稳定影响系数，Ⅱ类、Ⅲ类、Ⅳ类、Ⅴ类分别取0.9、1.0、1.1、1.2

适应性分析：在拱形巷道中采用该公式计算较为适合，围岩稳定性类别充分体现了围岩整体结构的完整性，在《采矿工程设计手册》中，围岩稳定性分类标准给出了较为确切的时间和现场表现，因此，利用加固拱原理确定锚杆支护参数，在一个矿井要收集大量巷道破坏数据，结合分类标准，作为判断本矿井巷道围岩稳定性依据。

1.2 悬吊理论设计

采用锚杆把不稳定软弱岩层悬吊在稳定岩层中，按照悬吊理论计算锚杆长度和间排距。

（1）锚杆长度

L=L₁+KL₂+L₃（4）

式中：L—锚杆长度；

K—安全系数；

L₁—锚杆外露长度；

L₂—软弱岩层厚度；

L₃—锚杆锚入稳定岩层的深度。

适应性分析：在《采矿工程设计手册》中，明确给定了适用条件，也明确给定了软弱岩层L₂的取值方法，在巷道地质资料及现场揭露有明显软弱岩层分界线能够确定厚度时，不宜采用免压拱计算软弱岩层厚度。例如：某皮带巷直接顶为2.02m，直接顶与基本定交界处煤线厚度为0.15m左右，根据免压拱计算软弱岩层厚度仅为0.45m，显然与现场不符，也违背了锚杆支护设计要把现场实测数据作为主要选择依据的基本方法。

免压拱计算软弱岩层作为计算锚杆支护设计依据在早期教材中是没有的，而且，免压拱理论是基于巷道掘进支护提出的，并没有考虑采动压力影响，采动压力显然比巷道开掘压力大得多，因此，在回采巷道，尤其是需要沿空护巷的巷道，不宜采用免压拱计算锚杆支护参数。

（2）锚杆间排距

（5）

式中：D—锚杆间排距；

Ｑ—锚杆锚固力；

r—被悬吊岩石密度。

适应性分析：根据教材《井巷工程》对锚杆间排距计算描述，锚固力应通过现场试验确定或矿井经验选取，而不宜通过设计锚固力计算，充分强调了锚杆支护设计试验和经验数据的重要性。如果锚固力采用设计锚固力，软弱岩层采用免压拱计算，某皮带巷锚杆间排距为2m，而实际参数为0.9m，误差很大，当然根据经验，也不能选取2m的间排距，否则巷道将被破坏。

2 锚杆组合梁支护设计计算方法

根据锚杆挤压加固拱、悬吊基本理论计算的锚杆支护参数都有缺陷，尤其是免压拱计算不适合矿井深部开采需要。经过分析，锚杆组合梁基本原理，结合材料力学基本理论，提出岩石梁极限跨度作为计算锚杆组合梁支护理论设计计算依据，并推导出组合梁理论的锚杆长度计算方法。见图1。

图1 多层梁载荷图

图1为多层梁载荷图，作为计算岩石梁极限跨度的依据。图中，1、2、3、4代表不同岩层的组合。岩石梁达到断裂的跨距称之为极限跨距，根据材料力学，梁内任一点的正应力：

（6）

式中：σ—梁内任一点的正应力；

M—该点所在断面的弯矩；

y—该点离断面中性轴的距离；

I—对中性轴的惯性矩。

若取单位宽度，则梁的惯性矩：

I=h³/12 （7）

由该公式可知，最大拉应力发生在岩石梁的最下端，岩层将在该处拉裂，即y的距离为h/2，根据式5，这时岩石梁断裂的极限跨距l_t为：

（8）

（9）

式中：l_t—岩石梁断裂的极限跨距；

q—集度载荷；

h—岩石梁厚度；

R_t—岩石的抗拉强度。

以范各庄矿南四-南三皮带巷为例，根据巷道松动圈计算巷道顶压为175kN/m²，沿空护巷采动压力为705kN/m²，R_t查表取1.4MPa。经计算，当巷道宽度为3.6m，即巷道顶板最外岩层极限跨距满足大于3.6m时，计算岩层厚度分别为1.1 m、2.2 m，而顶板岩层是由多层岩石组成，采用锚杆把各岩层紧固，顶板叠合量变为组合梁，组合梁厚度就是相当于岩层厚度，参照锚杆支护设计传统计算方法，得出组合梁锚杆长度计算公式。

L=L₁+KL₂ （10）

式中：L—锚杆长度；

K—安全系数；

L₁—锚杆外露长度；

L₂—组合梁厚度。

适应性分析：南四-南三皮带巷在只考虑巷道压力时计算锚杆长度为2.28 m，考虑沿空护巷采动压力时计算锚杆长度为4.48 m。在实际中，南四-南三皮带巷采用2.3m锚杆与5.25m的锚索联合支护完全能满足巷道支护要求，考虑沿空护巷采动压力时，应该采用4.48 m的锚杆，而巷道高度为2.5m，显然施工非常困难和不合理性，所以该类型巷道沿空护巷均进行了二次支护，即在巷中架设工字钢棚，确保了311采区所有巷道沿空护巷成功，因此，组合梁理论计算方法完全能解释巷道锚杆支护参数适应性，也与实际吻合，也证明了在沿空护巷时该锚杆支护不能抵御采动压力影响，巷道将受到破坏，必须采用其它加强支护方式加以解决的实际情况。

3 结 论

①拱形巷道宜采用加固拱原理计算锚杆支护参数，针对矿井不同的地质条件，要收集和试验较多数据作为锚杆支护设计依据，适应性更强、更稳妥。

②层状岩体巷道宜采用悬吊理论计算锚杆支护参数，不宜采用免压拱计算软弱岩层厚度，宜采用现场实测确定软弱岩层厚度，确定软弱岩层厚度为关键。

③软弱岩层较厚的巷道，宜采用组合梁锚杆长度计算公式为依据，在沿空护巷巷道，需要系统性考虑采动压力的影响，确定刚度大的支护系统。

④锚杆间排距计算依据都采用加固拱原理确定锚杆间排距为宜，也能解决组合梁锚杆长度计算公式，不能计算间排距的缺陷。

⑤锚杆设计理论强调锚杆支护参数仍然把工程类比和实测数据作为主要依据，因此，矿井要搞好围岩稳定性分类、锚杆拉拔力试验等基础数据收集和总结，作为锚杆支护设计主要依据。

参考文献

1. 徐永圻．煤矿开采学（修订本）[M]．中国矿业大学出版社，1999．

2. 钱鸣高，刘听成．矿山压力及其控制[M]．煤炭工业出版社，1989．

3. 吴再生，刘禄生．井巷工程[M]．煤炭工业出版社1989．

4. 张荣立，何国纬，李铎．采矿工程设计手册[M]．煤炭工业出版社，2004．

作者简介 吴忠秋（1987-），男，辽宁省大连人，2011年毕业于辽宁工程技术大学采矿专业。现在开滦能源化工股份有限公司范各庄矿业分公司生产技术部煤矿从事技术管理工作，工程师。