第七章 巷道维护原理和支护技术.docx
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第七章巷道维护原理和支护技术
第七章巷道维护原理和支护技术
第一节无煤柱护巷
一、护巷煤柱的稳定性
留设煤柱一直是煤矿中传统的护巷方法，传统的留煤柱护巷方法是在上区段运输平巷和下区段回风平巷之间留设一定宽度的煤柱，使下区段平巷避开固定支承压力峰值区（图7-1）。
煤柱的宽度一般为10～30m。
图7-1留煤柱护巷示意图
（一）煤柱的载荷
1．煤柱载荷的估算
煤柱上的总载荷为：
（7-1）
式中p—煤柱上的总载荷，kN；
B—煤柱宽度，m；
δ—采空区上覆岩层垮落角；
γ—上覆岩层平均容重，kN／m3。
煤柱单位面积的平均载荷即平均应力：
（7-2）
图7-2计算煤柱载荷示意图
2．煤柱宽度的理论计算
（7-3）
（7-4）
（二）煤柱的应力分布
1．一侧采空煤柱（体）的弹塑性变形区及垂直应力的分布
假设采空区周围的煤柱（体）处于弹性变形状态，煤柱的垂直应力σy的分布如图7-3中1所示。
σy随着与采空区边缘之间距离x的增大，按负指教曲线关系衰减。
在高应力作用下，从煤体（煤柱）边缘到深部，都会出现塑性区（靠采空区侧应力低于原岩应力的部分称为破裂区）、弹性区及原岩应力区（图7-3）。
弹塑性变形状态下，煤柱（体）的垂直应力σy的分布如图7-3中2所示。
图7-3煤柱（体）的弹塑性变形区及垂直应力分布
1—弹性应力分布；2—弹塑性应力分布；Ⅰ—破裂区；Ⅱ—塑性区；
Ⅲ—弹性区应力升高部分；Ⅳ—原始应力区
支承压力峰值与煤体（煤柱）边缘之间的距离x0的方程式为：
（7-5）
式中K—应力增高系数；
p1—支架对煤帮的阻力；
M—煤层开采厚度；
C—煤体的粘聚力；
φ—煤体的内摩擦角；
f—煤层与顶底板接触面的摩擦系数；
ξ—三轴应力系数，
。
在生产实际中，x0的变化范围为3～20m，一般为5～12m。
应力降低区宽度的变化范围为2～7m，一般为3～5m。
2．两侧采空煤柱的弹塑性变形区及垂直应力的分布
两侧均已采空的煤柱，其应力分布状态主要取决于回采引起的支承压力影响距离L及煤柱宽度B，主要有三种类型：
①B＞2L时（图7-4），煤柱中央的载荷为均匀分布，且为原岩应力γH。
由于煤柱边缘应力集中，煤柱从边缘到中央，一般仍将出现破裂区、塑性区、弹性区、以及原岩应力区。
②2L＞B＞L时，在煤柱中央由于支承压力的叠加，应力大于γH，沿煤柱宽度方向应力呈马鞍形分布，弹塑性变形区及应力分布见图7-5。
③B＜L时，两侧边缘的支承压力峰值将重叠在一起，煤柱中部的载荷急剧增大，应力趋向于均匀分布（图7-6）。
受两侧采动影响时，K值可达到4～5以上，在煤柱中央可能因长期处于塑性流动状态而遭到严重破坏。
图7-4煤柱宽度很大时弹塑性变形区及垂直应力分布图7-5煤柱宽度较大时弹塑性变形区及垂直应力分布Ⅰ
Ⅰ—破裂区；Ⅱ—塑性区；Ⅲ—中部为原岩应力的弹性区（弹性核）Ⅰ—破裂区；Ⅱ—塑性区；Ⅲ—应力升
高的弹性区（弹性核）
图7-6宽度较小时煤柱的塑性变形区及垂直应力分布
Ⅰ—破裂区；Ⅱ—塑性区；Ⅲ—弹性区（弹性核）
二、老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系
与采场相比沿空巷道顶板岩层结构具备以下特征：
1在巷道整个服务时期，随着回采工作面不断向前推进，上覆岩层结构运动形式有所不同，通过巷道顶板对沿空巷道围岩稳定的影响方式和程度差异悬殊。
同时，掘进巷道再次扰动上覆岩层结构引起应力重新分布，形成更复杂的迭加支承压力。
2沿空巷道沿相邻区段采空区边缘布置，顶板岩层处于采空区上覆岩层结构固支边与铰结边之间，其顶板岩层断裂成弧形三角板。
3沿空巷道跨度较小，工作面老顶岩层结构对巷道围岩稳定性影响最显著，与巷道顶板下沉变形基本一致。
沿空巷道条件下，老顶一般可视为亚关键层。
图7-8采空区上覆岩层结构示意图
三、沿空掘巷的矿压显现规律
（一）沿倾斜方向支承压力分布规律
煤层开采沿倾斜方向支承压力带形成后，随着远离回采工作面和时间的延续，会逐渐地趋向缓和与均化，最终成为稳定的残余支承应力。
煤体和围岩的强度对支承压力分布曲线有很大影响，煤层顶底板为比较坚硬的砂岩时，随着工作面推进倾斜方向支承压力峰值逐渐降低，峰值位置移动不明显（图7-9a）。
煤层顶底板为比较软的泥质页岩和较破碎的砂质页岩时，随着工作面推进倾斜方向支承压力分布曲线逐渐向煤体深处转移，峰值逐渐降低，影响范围扩大（图7-9b）。
ab
图7-9回采工作面倾斜方向支承压力分布
a—煤层顶底板为砂岩；b—煤层顶底板为泥质页岩或较破碎的砂质页岩
表7-1回采巷道保持稳定状态的护巷煤柱宽度值B/m
围岩性质
巷道埋藏深度/m
200
300
400
500
600
700
比较稳定
18
21
24
27
30
33
中等稳定
19
24
30
35
42
47
不稳定
24
30
39
48
53
58
（二）沿空掘巷的矿压显现
1．沿空掘巷的围岩应力和围岩变形
沿空掘巷之前，处于极限平衡状态下煤体的残余支承压力分布（图7-10中1）。
沿空掘巷破坏了原有平衡，图7-10中2。
2．窄煤柱巷道的围岩应力和围岩变形
窄煤柱巷道是指巷道与采空区之间保留5～8m宽的煤柱。
巷道掘进前，采空区附近沿倾斜方向煤体内应力分布（图7-11中1）。
窄煤柱巷道掘进位置一般刚好处于残余的支承压力峰值下。
巷道掘进后窄煤柱遭到破坏而卸载，引起煤柱向巷道方向强烈移动。
巷道另一侧的煤体，由原来承受高压的弹性区，衍变为破裂区、塑性区；随着支承压力向煤体深处转移，煤体也向巷道方向显著位移，最终应力分布状态如图7-11中2所示。
图7-10沿空掘巷引起煤帮应力重新分布图7-11窄煤柱护巷引起煤帮应力重新分布
1—掘巷前的应力分布；2—掘巷后的应力分布1—掘巷前的应力分布；2—掘巷后的应力分布
Ⅰ—破裂区；Ⅱ—塑性区；Ⅲ—弹性区应力增高部分；Ⅰ—破裂区；Ⅱ—塑性区；Ⅲ—弹性区应力增高部分；
Ⅳ—原岩应力区Ⅳ—原岩应力区
3．沿空掘巷的三种方式
①完全沿空掘巷就是上区段采动影响稳定后，紧贴上区段废弃的巷道，在煤层边缘的煤体内重新掘进一条巷道，如图7-12所示。
②留小煤墙沿空掘巷方式的特点是上区段采动影响稳定后，巷道不紧贴上区段采空区边缘掘进，而是在巷道与采空区之间留设1～3m的隔离小煤墙（图7-13）。
图7-12完全沿空掘巷图7-13留小煤墙沿空掘巷
LZ-滞后掘进距离LZ-滞后掘进距离
四、沿空留巷的矿压显现
1．采动时期的受力状况
沿空留巷是在上区段工作面采过后，通过加强支护或采用其它有效方法，将上区段工作面运输平巷保留下来，供下区段工作面回采时作为回风平巷。
由于老顶的剧烈活动，引起沿空巷道巷道煤帮和巷道支护体发生剧烈变形。
受力状况与用煤柱维护的巷道有明显的差别。
沿空留巷的围岩应力，除与煤帮的支承压力和直接顶的载荷有关外，主要取决于规则移动带岩层中块体B取得平衡之前，引起的附加载荷。
图7-14倾斜长壁沿空留巷
1—沿空保留巷道，2—巷旁支护带3—复用后废弃的巷道
2．沿空留巷的顶板下沉规律
①工作面前方20～40m处煤层上覆岩层开始运动，但下沉速度很小，为岩层起始沉降期。
②煤层开采后，垮落带岩层冒落，规则移动带岩层及上覆岩层急剧沉降，在工作面后方10～20m处，下沉速度达到最大。
在工作面后方0～60m范围内，岩层的下沉量占最终下沉量的80％左右，称为岩层强烈沉降期。
③在工作面后方约60m以外，规则移动带及上覆岩层沉降速度日渐衰减，在工作面后方100m左右，岩层运动基本稳定。
这个时期内岩层的下沉量占最终下沉量的15％左右，称为岩层沉降衰减期。
④如果直接顶板冒落能够填满采空区，使老顶处于平衡状态，采动期间沿空留巷的顶板下沉量与煤层采厚呈正比关系，一般为采高的10％～20％，基本上属于“给定变形”。
沿空巷道的顶板往往明显地向采空区方向倾斜，倾角一般为30～60。
五、沿空留巷巷旁支护形式
1．巷旁支护的作用
巷旁支护是指巷道断面范围以外，与采空区交界处架设的一些特殊类型的支架或人工构筑物。
它的作用主要有：
控制直接顶的离层和及时切断直接顶板，使垮落矸石在采空区内充填支撑老顶，减少上覆岩层的弯曲下沉。
减少巷内支护所承受的载荷，保持巷道围岩稳定。
同时为了生产安全，及时封闭采空区，防止漏风和煤炭自燃发火，避免采空区内有害气体逸出。
2．巷旁支护的类型和适用条件
传统的巷旁支护主要有：
木垛支护、密集支柱支护、矸石带支护、混凝土砌块支护等方式。
整体浇注巷旁充填技术在煤层顶板、底板之间浇注充填材料，形成密实的整体。
3．整体浇注巷旁充填技术
（1）低水材料巷旁充填
（2）高水材料巷旁充填
第二节巷道围岩卸压
一、跨巷回采进行巷道卸压
1．跨巷回采卸压的机理
煤层开采以后，在煤层底板中形成一定范围的应力增高区和应力降低区。
位于煤层底板的巷道，若处于应力增高区，将承受较大的集中应力而遭到破坏；处于应力降低区，则易于维护。
根据采矿工作面不断移动的特点以及巷道系统优化布置的原则，可在巷道上方的煤层工作面进行跨采，使巷道经历一段时间的高应力作用后，长期处于应力降低区内。
跨采的效果主要取决于巷道与上方跨采工作面的相对位置，即巷道与上部回采煤层间的法向距离Z，巷道与上部回采煤层煤柱（体）边缘的水平距离X。
2．跨巷回采的应用及矿压显现规律
（1）回采工作面纵跨岩石集中平巷
（2）回采工作面横跨石门平巷
（3）工作面跨越上山回采
工作面跨越上山回采时，是否保留区段煤柱及跨越上山回采的顺序不同，对上山巷道的矿山压力显现影响极大。
常见的跨越上山回采方式有以下三种：
①上山一侧的采煤工作面，在另一侧的采煤工作面距上山较远时就跨越上山，下区段工作面回采时将区段间保留煤柱全部回收。
②跨采方法同上，但区段间保留煤柱。
③一侧工作面先采至上山煤柱处停采，然后另一侧工作面再跨越上山回采，保留区段煤柱。
二、巷道围岩开槽卸压及松动卸压
1．巷道周边开槽（孔）对围岩应力分布的影响
在岩体中开掘巷道后，在地应力较高，围岩较松软的情况下，围岩破坏的范围比较大。
导致高的集中应力向未遭破坏的围岩深部转移，在巷道周边的围岩形成应力降低区。
这种方式的卸压过程是以巷道周边岩体的完整结构被破坏为代价的，在卸压的同时巷道围岩的塑性变形区范围以及该区内遭破坏岩体的塑性变形、扩容膨胀变形明显增大。
采用边界元法对巷道周边切缝前后围岩中的应力分布进行数值计算分析。
在圆形巷道侧压系数λ＝0.5条件下，巷道周边不切缝、两帮切缝、顶底切缝、顶底及两帮同时切缝四种情况，巷道周边切向应力分布计算结果如图7-15所示。
切缝部位周边围岩中切向应力
显著降低，巷道其它部位的切向应力也有一定程度的降低。
图7-15切缝对圆形巷道周边应力分布的影响
1—无切缝；2—两帮切缝；3—顶底切缝；4—两帮及顶底同时切缝
2．巷道围岩开槽（孔）卸压法的应用
钻孔卸压的机理与开槽卸压基本相同，钻孔卸压的效果主要取决于孔径、孔距、孔深等参数。
一般情况下，钻孔直径为150～350mm，钻孔间距为钻孔直径的1.5～1.7倍，孔深为6～10m。
卸压应尽可能紧跟掘进工作面，滞后距离一般不宜超过5～10m；或者超前回采工作面，削弱回采工作面超前支承压力的影响。
在巷道围岩中开槽，不仅使支承压力峰值向巷道围岩深部转移，巷道处于应力降低区；卸压槽（缝）还为巷道围岩变形提供了补偿空间，从而使巷道围岩变形量减小。
通常采用垂直切槽防治底臌，卸压效果主要决定于卸压槽的宽度b、深度h，对于中硬岩层，槽宽b＝200～300mm，对于软岩层b＞200～300mm。
3．巷道围岩松动爆破卸压法的应用
利用钻孔孔底药壶爆破方法进行限制性爆破，在围岩体中形成一个连续的松散、破碎带，将支承压力峰值转移到围岩深部。
同时，已经松散、破碎的围岩体具有缓冲垫层作用。
确定松动爆破技术参数应以不破坏巷道与松散、破碎带之间的围岩完整性和支架的稳定性为原则。
钻孔松动爆破卸压技术已在国内外煤矿进行了大量实践，取得较好效果。
图7-20为我国芦岭矿采用钻孔松动爆破卸压的钻孔布置。
单纯依靠松动爆破卸压，一般来说效果是不理想的，如果将松动爆破卸压与松动圈的围岩加固结合起来，则可以取得很好的巷道维护效果。
加固的方法可以采用水泥注浆、化学注浆、锚喷支护、支架支护等。
松动爆破卸压-加固的方法已在我国煤矿中获得广泛应用，现场观测表明，卸压-注浆方法可使巷道底板岩石的移近量平均减小90％，松动爆破与打封混凝土反拱联合控制巷道底臌也取得了同样效果。
三、利用卸压巷硐进行巷道卸压
利用卸压巷硐卸压方法的实质是，在被保护的巷道附近（通常是在其上部、一侧或两侧），开掘专门用于卸压的巷道或硐室。
转移附近煤层开采的采动影响，促使采动引起的应力分布再次重新分布，最终使被保护巷道处于开掘卸压巷硐而形成的应力降低区内。
1．在巷道一侧布置卸压巷硐
2．在巷道顶部布置卸压巷硐
3．宽面掘巷卸压
宽面掘巷卸压通常用于薄煤层的巷道，巷道掘进时把巷道两侧6～8m宽的煤采出，将掘巷过程中挑顶、卧底的矸石充填到巷道两侧采出的空间，在煤帮与矸石充填体、矸石充填体与巷道之间分别留有1m和1～0.5m宽的空隙。
巷道掘出后，周边产生的集中应力转移到离巷道较远的煤帮，巷道位于应力降低区；煤帮与矸石充填体之间的空隙，作为煤体变形的补偿空间。
对维护巷道稳定有很好效果。
四、掘前预采的应用
掘前预采是底板巷道尚未开掘之前，在预定掘巷位置上方的煤层中，先布置工作面进行回采。
待开采引起的岩层移动稳定以后，在采空区下部底板岩层中开掘巷道（图7-16），巷道不仅应与煤层底板保持一定的垂距Z，而且与上部工作面煤体边缘也应保持一定的水平距离X。
掘前预采与跨越回采相比，改变了巷道的应力基础环境，巷道从掘进开始在整个服务期间一直处于预采工作面所形成的应力降低区内，完全避免了开采影响。
因此，掘前预采是效果最理想的卸压方法。
掘前预采卸压技术在前苏联煤矿曾用于生产，我国个别矿区也进行过工业性试验。
掘前预采的实践表明，此项卸压技术可使巷道围岩变形量减小4／5～5／6。
前苏联煤矿曾在采空区内掘进和维护巷道也取得了令人满意的效果。
图7-16掘前预采巷道布置示意图
第三节巷道金属支架
一、巷道支架支护原理
1．巷道金属支架的工作特性
从总的规律看，巷道上覆岩体的重量由巷道支架承担的仅占1％～2％，其余的完全由巷道周围岩体承受。
研究表明，巷道支架的工作特征与一般地面工程结构有着根本性区别，支架受载的大小不仅取决于本身的力学特性（承载能力、刚度和结构特征），而且与其支护对象—围岩本身的力学性质和结构有密切关系，也就是“支架-围岩”相互作用关系。
2．“支架-围岩”相互作用的基本状态
①当巷道顶板岩石与上覆岩层离层或脱落时，支架仅受到离层或脱落岩石自重压力作用，支架处于给定载荷状态。
②当巷道顶板岩石与上覆岩层没有离层或脱落时，支架的受载和压缩变形将取决于上覆岩层的运动状态。
这种情况下仅靠支架本身的支撑力无法阻止上覆岩层的运动，只有当上覆岩层下沉过程中受到采空区已冒落矸石或充填物阻挡时，支架的收缩变形才能停止，这时支架处于给定变形状态。
3．“支架-围岩”相互作用原理
现有的各种巷道支架，在“支架-围岩”力学平衡系统中，只能承担极其有限的一小部分载荷，支架在围岩内部应力平衡关系中所起的作用是微小的，更不能企图依靠支架去改变上覆岩层的运动状态。
然而支架的这个微小的支撑力又是极其重要和必不可少的，支架的工作阻力，尤其是初撑力在一定程度上能相当有效地抑制直接顶板离层，控制围岩塑性区的再发展和围岩的持续变形，保持围岩的稳定。
因此，巷道支架系统必须具有适当的强度和一定的可缩性，才能有效地控制和适应围岩的变形。
ab
图7-17“支架—围岩”相互作用力学模型图7-18支架与围岩的相互作用关系
a—给定载荷状态b—给定变形状态A—弹塑性阶段B—松动破裂阶段
4．“支架-围岩”相互作用原理的应用
（1）实行二次支护
当巷道围岩达到稳定前变形量较大，延续时间较长时，需要开巷后进行一次支护。
及时封闭和隔离围岩，防止围岩暴露面上个别危石掉落，同时对围岩初期移动给以一定程度的限制。
一次支护允许围岩产生一定的变形，围岩变形和能量释放到一定程度后，进行二次支护。
二次支护应在初次支护尚未失效，围岩移近速度已经很小的适当时间进行。
（2）采用柔性支护
金属可缩性支架不仅对围岩的变形产生一定阻力，本身还具有可缩性，避免支架严重变形和损坏。
支架在允许围岩有限变形继续释放能量同时，仍具有足够的工作阻力，既能适应围岩的变形，又能控制围岩的变形，充分发挥支架的支护效果。
（3）强调主动支护
采用具有一定初始工作阻力的金属支架，加大巷道围岩的围压，提高巷道围岩的强度，减轻支架承受的载荷。
进行巷道支架壁后充填和喷射混凝土，改善支架受力状态和围岩赋存环境，提高支架和围岩的承载能力。
二、巷道金属支架
（一）矿用支护型钢
图7-19新U25型钢断面图
abc
图7-20双槽形夹板式连接件
a—上限位连接件；b—中间连接件；c—下限位连接件
1—上限位块2—下限位块
（二）U型钢可缩性支架
图7-21四节多铰摩擦可缩支架结构图7-22U型钢拱梯形可缩性支架断面参数
1—U型钢；2—铰结点；3—耳卡式连接件
图7-23马蹄形可缩性支架图7-24圆形可缩性支架
第四节巷道锚杆及锚喷支护
一、锚杆种类和锚固力
锚杆是锚固在岩体内维护围岩稳定的杆状结构物。
对地下工程的围岩以锚杆作为支护系统的主要构件，就形成锚杆支护系统。
单体锚杆主要由锚头（锚固段）、杆体、锚尾（外锚头）、托盘等部件组成。
1．锚杆的分类
①机械锚固式锚杆包括胀壳式锚杆、倒楔式锚杆、楔缝式锚杆。
②粘结锚固式锚杆包括树脂锚杆、快硬水泥卷锚杆、水泥砂浆锚杆。
摩擦锚固式锚杆包括缝管式锚杆、水胀式管状锚杆等。
按杆体锚固段长短可分为端头锚固、全长锚固和加长锚固。
按锚杆杆体的工作特性分为刚性锚杆、有限可拉伸及可拉伸锚杆。
按锚杆作用特点可分为主动式锚杆和被动式锚杆。
按制造锚杆杆体的材料可以划分出木锚杆、竹锚杆、金属锚杆、（钢筋）混凝土锚杆以及聚酯锚杆等。
2．锚杆的锚固力
锚杆支护通过锚入围岩内部的杆体，改变围岩本身的力学状态。
它的受力状况以及它对围岩的作用方式比棚式支架复杂得多。
国标GBJ86-85将锚固力定义为锚杆对围岩的约束力。
（1）根据锚杆对围岩的约束方式定义锚固力
①托锚力：
托锚力包括安装锚杆时，通过拧紧螺母产生的锚杆托板对围岩的预紧力，水胀式管状锚杆杆体纵向收缩，使托盘对围岩产生预紧力；以及锚杆托板阻止围岩向巷道内位移时，对围岩施加的径向支护力。
②粘锚力：
粘结剂将围岩与锚杆粘结成整体，由于围岩深部与浅部变形的差异，锚杆通过粘结剂对围岩施加粘结力来抑制围岩变形。
粘锚力就是锚杆杆体的轴力。
摩擦锚固式锚杆通过杆体与围岩之间摩擦力对围岩施加锚固力来抑制围岩变形。
③切向锚固力：
围岩体的变形大多从岩体的弱面开始的，在围压作用下围岩沿弱面滑动或张开。
锚杆体贯穿弱面，限制围岩沿弱面滑动或张开，这种限制力称为切向锚固力。
（2）根据锚杆的锚固作用阶段定义锚固力
①初锚力：
安设锚杆时，人为地对锚杆进行拉张而使锚杆具有的作用于围岩的力称为初锚力。
②工作锚固力：
锚杆安设后，围岩变形，锚固剂发挥粘结作用；或者杆体与围岩之间摩擦力制约围岩变形，此时锚杆对围岩的作用力为工作锚固力。
③残余锚固力：
当围岩表面和深部的相对变形量超过锚固剂的极限变形量以后，锚固剂破坏工作锚固力丧失。
但由于已破坏的锚固剂仍具有残存粘结强度，钻孔围岩、破坏的锚固剂、锚杆杆体之间存在摩擦力，锚杆对围岩仍具有约束力，称为残余锚固力。
二、锚杆支护理论
（1）悬吊理论
悬吊理论认为：
锚杆支护的作用是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上，增强较软弱岩层的稳定性。
对于回采巷道经常遇到的层状岩体，锚杆的悬吊作用如图7-38a所示。
如果巷道浅部围岩松软破碎，顶板出现松动破裂区，锚杆的悬吊作用是将这部分易冒落岩体锚固在深部未松动的岩层上（图7-38b）。
ab
图7-25锚杆支护悬吊作用
a—坚硬顶板锚杆的悬吊作用；b—软弱顶板锚杆的悬吊作用
（2）组合梁理论
如果顶板岩层中存在若干分层，组合梁理论认为锚杆的作用一方面提供锚固力增加各岩层间的摩擦力，阻止岩层沿层面继续滑动，避免出现离层现象；另一方面锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度，阻止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层
锁成一个较厚的岩层（图7-26）。
图7-26层状顶板锚杆组合梁
（3）组合拱（压缩拱）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，从杆体两端起形成圆锥形分布的压应力区，如果锚杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体相互交错，在岩体中形成一个均匀的压缩带，即压缩拱。
压缩拱内岩石径向、切向均受压，处于三向应力状态，围岩强度得到提高，支承能力相应增大（图7-27）。
（4）最大水平应力理论
最大水平应力理论由澳大利亚学者W.J.Gale提出。
该理论认为矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响。
且有三个特点：
①与最大水平应力平行的巷道受水平应力影响最小，顶底板稳定性最好。
②与最大水平应力成锐角相交的巷道，其顶底板变形破坏偏向巷道某一帮。
③与最大水平应力垂直的巷道受水平应力影响最大，顶底板稳定性最差。
图7-27锚杆组合拱（压缩拱）原理图7-28最大水平应力原理
（5）围岩强度强化理论
围岩强度强化理论的要点如下：
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形成统一的承载结构；
②巷道锚杆支护可以提高锚固体力学参数（E、C、φ），改善被锚固岩体的力学性能；
③巷道围岩存在破碎区、塑性区和弹性区，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，相应地锚固区域的岩石强度处于峰后强度或残余强度。
锚杆支护使巷道围岩特别是处于峰后区围岩强度得到强化，提高峰值强度和残余强度；
④煤巷锚杆支护可以改变围岩的应力状态，增加围压，从而提高围岩的承载能力；
⑤巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。
（6）岩体锚固系统理论
三、锚杆
（一）机械式锚杆
图7-29竹、木楔缝式锚杆
a—木楔缝式锚杆b—竹楔缝式锚杆
1—硬木内楔2—木杆体；3—木托板；4—硬木外楔；5—竹杆体
（二）摩擦式锚杆
摩擦式锚杆是通过钢管与孔壁之间的摩擦作用达到锚固的目的，多为全长锚固式。
主要包括缝管锚杆和水力膨胀锚杆。
图7-30缝管锚杆图7-31水力膨胀锚杆
（1）缝管式锚杆
缝管锚杆（图7-30）的杆体是一根全长纵向开缝的长钢管，锚尾端部焊有φ6～8mm圆钢弯成的挡环。
杆体直径30～45mm，开缝宽度10～15mm，壁厚度2～3mm。
钢管打入比管径小1～3mm的钻孔后，钢管的弹性使其外壁与钻孔岩壁挤紧并产生沿管全长的径向应力和轴向
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