本发明涉及一种用于评价巷道帮部锚网索支护性能的方法，属于巷道支护监测技术领域。
背景技术：
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。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。
因此在进行锚网索支护巷道帮部时需要考虑抗冲击地压的能力。并且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。
现有锚网索支护巷道帮部后均没有对支护后的帮部支护性能进行精确评价，从而无法对帮部支护性能较弱(即抗冲击能力较弱)的部分进行及时加强支护，最终导致冲击地压发生后对巷道损坏；因此如何对帮部锚网索支护后对帮部支护性能进行精确评价是本行业的研究方向。
技术实现要素：
针对上述现有技术存在的问题，本发明提供一种用于评价巷道帮部锚网索支护性能的方法，能对帮部锚网索支护后对帮部支护性能进行精确评价，从而为后续是否需要进行支护加强优化提供数据支撑。
为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是：一种用于评价巷道帮部锚网索支护性能的方法，具体步骤为：
步骤一、确定巷道帮部锚杆的锚固段长度：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；
步骤二、确定巷道帮部锚杆的极限伸长量，然后根据巷道帮部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：
he1＝l非1×μ1
式中，he1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计算得出锚杆产生极限变形破断前消耗的能量eg，如下式：
eg＝ef1×he1×f1
式中：ef1表示锚杆产生极限变形破断时的破断载荷，单位为kn/根；he1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ef1和f1为已知值；
步骤三、确定巷道帮部锚索的锚固段长度：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；
步骤四、确定巷道帮部锚杆的极限伸长量，然后根据巷道帮部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：
he2＝l非2×μ2
式中，he2表示锚杆极限伸长量，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计算得出锚索产生极限变形破断前消耗的能量eds，如下式：
eds＝ef2×he2×f2
式中：ef2表示锚索产生极限变形破断时的破断载荷，单位为kn/根；he2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eds和f2为已知值；
步骤五、根据帮部锚杆与锚索布置的间排距情况，确定帮部支护系统在破断前吸收的能量极限值，如下式：
ebz＝ρ1×eg×η1 ρ2×eds×η2
式中，ebz表示帮部支护系统在破断前吸收的能量极限值，单位为kj/m2；ρ1表示锚杆在帮部布置的密度，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表示锚索在帮部布置的密度，单位为根/m2；η2表示锚索破断耗能不均衡系数，取值为0.9；
步骤六、在发生冲击地压的帮部支护系统中，传递至帮部岩体中的动能转移至帮部支护系统，变为帮部支护系统的弹性能，在临界状态时，该支护系统受到的弹性能量e与支护系统的能量极限值ebz相等，同时支护系统受到的弹性能量e等于传递至帮部岩体中的动能ed，经过计算得出引起帮部支护系统失效的最小速度v，具体如下式：
式中，ed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；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；其中，s和m均为已知值；由于临界状态时ebz＝e，代入上式：
从而得出引起帮部支护系统失效的最小速度v；
步骤七、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六得出的最小速度v进行比较，若岩体最大震动速度小于最小速度v，则说明巷道帮部锚网索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速度v，则说明巷道帮部锚网索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速度v之间的差值，进行后续的支护加固工作。
与现有技术相比，本发明通过确定锚杆及锚索的支护情况，然后综合得出帮部锚网索支护后失效的最小速度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步骤ⅵ得出的最小速度v进行比较，根据比较结果判断当前帮部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是本发明的评价流程图。
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。对巷道帮部采用锚网索支护后，采用本发明的方法确定其抗冲击能力，具体步骤为：
步骤一、回风巷帮部锚杆采用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；可计算出巷道帮部正在进行支护的锚杆的锚固段长度：
步骤二、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，则可计算出巷道帮部锚杆在产生极限变形破断前消耗的能量：
eg＝ef1×he1×f1＝210.5×0.292×80％＝49.17kj/根
步骤三、回风巷帮部锚索采用
步骤四、已知锚索长度为4000mm，因此得出非锚固段长度近似取3600mm，伸长率3.5％，极限伸长量为0.126m，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，则可计算出巷道帮部锚索在产生极限变形破断前消耗的能量：
eds＝ef2×he2×f2＝353×0.126×80％＝35.58kj/根
步骤五、已知回风巷帮部锚杆密度为2.13根/m2；锚索密度为0.18根/m2，则可计算出帮部支护系统在破断前吸收的能量：
ebz＝ρ1×eg×η1 ρ2×eds×η2＝2.13×49.17×0.7 0.18×35.58×0.7＝77.80kj/m2
步骤六、已知回风巷帮部煤层密度取1.4×103kg/m3，轴向取1m；则发生冲击地压时帮部对支护系统施加的动能为：
在发生冲击地压的帮部支护系统中传递至帮部岩体中的动能转移至支护系统，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ebz＝e，，因此能得到引起帮部支护系统失效的最小速度v，计算公式为：
步骤七、对巷道帮部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，说明巷道帮部锚固支护抗冲击能力达到所需要求，支护效果良好。
1.一种用于评价巷道帮部锚网索支护性能的方法，其特征在于，具体步骤为：
步骤一、确定巷道帮部锚杆的锚固段长度：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；
步骤二、确定巷道帮部锚杆的极限伸长量，然后根据巷道帮部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：
he1＝l非1×μ1
式中，he1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计算得出锚杆产生极限变形破断前消耗的能量eg，如下式：
eg＝ef1×he1×f1
式中：ef1表示锚杆产生极限变形破断时的破断载荷，单位为kn/根；he1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ef1和f1为已知值；
步骤三、确定巷道帮部锚索的锚固段长度：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；
步骤四、确定巷道帮部锚杆的极限伸长量，然后根据巷道帮部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：
he2＝l非2×μ2
式中，he2表示锚杆极限伸长量，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计算得出锚索产生极限变形破断前消耗的能量eds，如下式：
eds＝ef2×he2×f2
式中：ef2表示锚索产生极限变形破断时的破断载荷，单位为kn/根；he2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eds和f2为已知值；
步骤五、根据帮部锚杆与锚索布置的间排距情况，确定帮部支护系统在破断前吸收的能量极限值，如下式：
ebz＝ρ1×eg×η1 ρ2×eds×η2
式中，ebz表示帮部支护系统在破断前吸收的能量极限值，单位为kj/m2；ρ1表示锚杆在帮部布置的密度，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表示锚索在帮部布置的密度，单位为根/m2；η2表示锚索破断耗能不均衡系数，取值为0.9；
步骤六、在发生冲击地压的帮部支护系统中，传递至帮部岩体中的动能转移至帮部支护系统变为帮部支护系统的弹性能，在临界状态时，该支护系统受到的弹性能量e与支护系统的能量极限值ebz相等，同时支护系统受到的弹性能量e等于传递至帮部岩体中的动能ed，经过计算得出引起帮部支护系统失效的最小速度v，具体如下式：
式中，ed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；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；其中，s和m均为已知值；由于临界状态时ebz＝e，代入上式：
从而得出引起帮部支护系统失效的最小速度v；
步骤七、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六得出的最小速度v进行比较，若岩体最大震动速度小于最小速度v，则说明巷道帮部锚网索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速度v，则说明巷道帮部锚网索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速度v之间的差值，进行后续的支护加固工作。
技术总结