采场矿压新理论知识.ppt

采场矿压的理论,一、老顶破坏前采场矿压理论,在回采工作面（简称“采场”）的支架所承受的载荷，一般仅有0.20.5MPa，仅为原岩应力25%，那么，采场上方岩层的重量由谁来承受？又是什么结构形式所承受？它与采场支架的关系？这都是采场矿压解决的主要问题。该问题也是煤矿岩石力学至今尚未完全解决的问题。 下面就把有一定影响的学说，如固支梁学说、简支梁学说、薄板学说、砌体梁学说、弹性地基梁学说、梁拱学说、关键层学说，以及经典的四大学说（压力拱、悬梁、预成裂隙、铰接岩块）介绍如下：,1、固支梁学说,该学说认为，固支梁及其以上载荷在其破断前由该梁传递到采场前方和后方煤体上，采场支架仅承受梁下岩层载荷。,该假说认为，当相邻采区未开采或不受断裂影响时，且回采工作面上方有强度高岩层存在，其下方软岩层垮落后，不能充满采空区，且工作面长度远大于跨度时，可以认为位于工作面上方的强度高（硬且厚）岩层是插入前后方岩体中的无数个单位宽度的固支梁 。,该假说认为，当相邻采区采空或受断裂影响时，且回采工作面上方有强度高岩层存在，其下方软岩层垮落后，不能充满采空区，且工作面长度远大于跨度时，可以认为位于工作面上方的强度高（硬且厚）岩层如同无数个单位宽度的简支梁。,2、简支梁学说,该学说认为，简支梁及其以上载荷在其垮落前由该梁传递到采场前方煤体和后方煤柱上，采场支架仅承受梁下岩层载荷。,3、 “板”学说,图3-3 板,该学说，把煤层上方岩层看做厚度不同的岩板组成。从开切眼开始随工作面推进，岩板面积不断增大，当岩板弯矩产生拉应力大于岩板抗拉强度时，岩板破坏。垮落前采场在其保护之下，以上岩层载荷，通过这个板传递到回采空区周围的煤壁或煤柱上去。,按板的厚宽比（h/a）分为：,薄板：h/a1/5=0.2，一般老顶为1/301/5。,厚板：h/a1/5=0.2，极少见。,二、经典学说,法国的法依欧尔于1885年提出的压力拱假说认为，在回采空间上方，由于岩层自然平衡（岩块扭转挤压的结果），形成一个“压力拱”，前拱脚位于采面前方煤体内，后拱脚位于采空区冒落矸石上（或充填物上），两拱脚之间形成一个减压区，采场处于减压区内，其支架仅承受拱内岩石重量。随采面推进，压力拱也不断前移。当前后拱脚岩性一样时，压力拱为对称拱，否则为非对称拱。,该假说解释了增压区、减压区的存在，以及其范围；说明了减小采场支架受载，应尽可能缩小两拱脚之间距离，如充填采空区。此假说的不足在于未给出岩层移动（拱运动）的力学关系；对于采场出现的周期来压现象及采场支架与围岩关系未作解释。,图3-4 回采工作面压力拱假说,a前拱脚；b后拱脚；,1顶板内压力拱轴线；2底板内压力拱轴线。,1、压力拱假说,2、悬梁假说,法国人舒里兹于1867年 提出的悬梁学说，该假说假设顶板为连续的弹性介质，顶板初次破坏后，可以看作一端固定在采面前方煤体内的悬臂梁，当顶板为多层时组成组合梁，随着工作面推进悬梁周期性折断，形成工作面周期性压力增大现象。折断后的岩梁一端作用于采场支架，另一端作用于采空区冒落矸石上，采场支架所承受的最大载荷（给定载荷）是直接顶重量和老顶重量的一半。,该学说解释了采场周期来压现象；说明了工作面前方存在着支承压力区；也说明了工作面煤壁处顶板下沉量比采空区侧小、压力小的原因。它的不足之处在于一是对上覆岩层共同作用考虑不足；二是对老顶在工作面前方断裂无法解释。,3、预成裂隙假说,回采空间周围存在三个区，即应力降低区、应力增高区和采动影响区，且随着采面推进而前进。 在应力增高区的移动中，覆岩的连续性被破坏，形成了非连续的裂隙体。 这非连续的矿压裂隙体，因裂隙存在可以产生很大的变形，其特征如同塑性体，在压紧的情况下形成“预应力梁”。 这个梁在自重及上方载荷作用下发生“塑性弯曲”，原挤紧的裂隙有可能张开或出现块间相对滑动，导致下沉到垮落，当上下层下沉量不同时产生离层。 支架要有足够强度促使顶板形成预应力梁，阻止裂隙张开、滑动，防止产生离层和垮落。,比利时学者阿拉巴斯提出：,该假说突出特点是采用非连续介质理论，说明了岩层的稳定、下沉、离层和垮落等现象。同时提出了提高支架阻力的必要性。 假说不足之处有三：一是对于坚硬或松软岩层不可能形成预应力梁；二是对采场周期来压现象未做解释；三是支架阻力多大合理未做说明。,图3-6 预成裂隙假说,4、 铰接岩块假说（库兹涅佐夫，1950）,i （22.5） h i ，在采空区形成不规则冒落带，KP=1.251.50； h i i 2 h i 时，在采空区形成规则冒落带, KP=1.051.25； i h i时，形成的岩块之间相互咬合，运动相互牵制的裂隙带。在该带内形成结构，其形式为“三铰拱”式平衡。,煤层开采后，顶板自下而上分层垮落。若取顶板的i分层厚度为h i ，采空区内剩余的空间高度为i (i为分层序号，当i0时，即全陷法采煤的采高m)，则,图3-7 铰接岩块假说,1不规则冒落带；2规则冒落带；3裂隙带,该学说对覆岩进行了细致准确地分带，并涉及到了内部力学关系（结构形式）。 学说的不足在于对结构未做平衡条件的分析，未对采场来压进行解释，对采空区上覆岩层运动过程及产生的原因考虑不足。,三、 国内著名采场矿压理论,老顶岩梁断裂后，由于岩块排列整齐，回转时岩块相互挤压，而形成的水平力和摩擦力作用，使岩块间以铰链式连接，成为能承受一定载荷的岩块梁结构，叫做裂隙体梁或砌体梁。 回采工作面在砌体梁的保护下，当结构稳定时，上方载荷通过该梁传递到前方煤壁和后方采空区矸石或煤柱上，采场支架仅承受岩梁下直接顶载荷。当岩梁失稳时，结构将对支架产生冲击载荷。,1、 裂隙体梁理论(钱鸣高）,2、传递岩梁理论,该理论中科院院士宋振骐提出的，该学说认为在长壁回采工作面上方存在着一个能够传递其上方载荷的岩层，由于该岩层跨度一般远小于工作面长度，故可视为平面问题讨论的梁，即所谓传递岩梁。,存在不足，缺少力学基础的支持。,该理论认为，采场支架可以改变岩梁的位态，即在一定顶板条件下，顶板下沉量与采场支护反力的乘积为一常数，调节采场支护强度可以改变采场的顶板下沉量。为此，现场可根据实测顶板下沉量和支护阻力做为依据，通过增大或缩小支架的初撑力，改变采场矿压显现。,图3-9 支护强度与顶板下沉关系,3、 弹性地基梁理论,上世纪80年代，原山东矿院宋振骐等人在枣庄矿务局柴里煤矿矿压观测中发现，老顶来压前，在工作面上下出口处，顶板出现上升，即“回弹”或“反弹”现象。为了解释该现象有的学者提出了“弹性地基梁假说”。 该学说把位于回采工作面上方的一层或多层老顶视为在煤层走向方向上被较松软的岩层夹支在其中的平面应变梁，梁的长度在采面推进方向可以认为是无限长，在采空区方向则为已经断裂的岩块所支撑 。满足Winkler弹性地基假定，即 式中 p由于采动作用于老顶的扰动压力； y老顶竖向位移； k弹性地基系数，其大小与软层性质有关。,当岩梁存在于上下均为软岩层时，岩梁的最大弯距位于回采工作面前方，根据弹性力学推导，得到了岩梁断裂前和岩梁断裂后的弯矩和下沉如图所示。由该图可以看出：,在断裂处附近产生很大弯矩，导致顶板很大下沉；当岩梁断裂后，在断裂处前面岩梁（板）所受弯矩变小，导致具有弹性顶板“反弹”。当工作面前方的顺槽以及中巷均监测到顶板“反弹”信息，说明反弹处后面顶板已经断裂，当工作面推近断裂处有可能来压，必须做好防止来压灾害工作。 在断裂处出现反弹的同时在前方一定区域内会出现压缩现象。要加强巷道超前支护质量，减小巷道变形或防止破坏。,4、 关键层理论,采场上方存在着对采场上覆全部岩层或局部岩层活动起控制作用的岩层，前者称为主关键层，后者为亚关键层。关键层有如下特点： 几何特征，相对其他同类岩层单层厚度较厚； 岩性特征，相对其他岩层较为坚硬，即弹性模量大，强度高； 变形特征，关键层下沉变形时，其上覆全部或局部岩层的下沉量同步谐调； 破断特征，关键层的破断将导致全部或局部上覆岩层的同步破断，引起较大范围的岩层移动。 承载特征，关键层破断前以“板”或“梁”的结构形式作为全部岩层或局部岩层的承载主体，破断后成为砌体梁结构，继续承载。,5、 拱梁结构理论,该学说认为，采场上方的结构是随着采场上方岩体强度而变化的。为此，该学说根据覆岩强度划分为3个具有代表意义的区间，形成三个力学模型，以便于针对性矿压控制和解释其现象。 第一模型描述的强度低的结构岩层，结构为小岩块挤压而成，其传递力迹线像一个半拱，称之为“类拱”结构。 第二模型描述的强度中等的结构岩层，结构为多个岩块规则排列、挤压而成的，其传递力迹线呈折线状，结构中岩块个数随岩体强度和厚度而变化，位于“类拱”和“梁式”结构之间，称之为“拱梁”结构。 第三模型描述的强度很高的结构岩层，结构为23岩块挤压而成，称之为“梁式”结构。 基于梁拱结构的观点，开发了“采场顶板控制设计专家系统”。计算机能够根据输入的柱状图自动识别结构层的结构形式和预计其运动规律，从而作出科学的控制措施。,一、 直接顶分类,采场顶底板分类,该分类仅采用一个基本指标直接顶平均垮落距，比原分类（采用多指标）操作简便，容易进行。,二、老顶的分级,老顶按老顶初次来压当量pe（kPa)分级,式中：L1老顶初次来压步距，m； km直接顶充填系数，即直接顶厚度与采高比值； M煤层采高，m。,我国缓倾斜回采工作面底板分类方案,三、 底板分类,我国缓倾斜回采工作面底板分类方案采用基本指标容许比压和容许刚度，辅助指标容许穿透度，参考指标容许单轴抗压强度，把底板分为极软、松软、较软、中硬和坚硬五类。其中较软又可再分为两个亚类。,底板比压（底板载荷集度） ：支架底座对底板造成的单位面积上的压力。,一、 支架高度的确定,支架高度确定的原则是，在最大采高时，支架具有初撑力；在最小采高时，支架（或支柱）不被压死。 1、单体支柱高度确定,若工作面煤层的最大厚度为Mmax，采用顶梁的厚度为b时，支柱的最大高度，为,若工作面煤层的最小厚度为Mmin时，支柱的最小高度，为,采场支护参数设计,式中 SL顶板下沉量，通常参考相邻采面资料，否则按下式计算,L最大控顶距； 顶板下沉系数，全部垮落法为0.04，充填法为0.01mm/m.m； a安全卸载高度，取50mm。,如右图四柱式为例，支架的最大高度,支架的最小高度,式中 S1、S2分别为最大采高最小控顶距支架前排柱处顶板下沉量和最小采高最大控顶距支架后排柱处顶板下沉量。,图17-1 支架高度计算图,上式中R1、R2分别为最小控顶距时前排柱距煤壁距离和最大控顶距时后排柱距煤壁距离，B为采煤机截深，d为支架两排柱之间距离。,2、液压支架高度确定,二、 支护强度的确定,由最近实测资料，依据顶板压力由直接顶和老顶两部分载荷所致，估算式如下,(kPa),1、综采支架支护强度,式中 L1老顶初次来压步距，m； 200相当于直接顶的载荷。,若取工作面老顶初次来压步距L130m，支护强度p440kPa。,可以看出，随着机械化程度提高，采场支护强度也在增大。,1）按来压步距估算,2）实测类比法,其原理是条件雷同则支护强度也雷同。因此，有,式中,实测加权平均支护强度，,；,第i循环加权平均支护强度，,n观测总循环数；,加权平均支护强度的均方差，,；,实测最大平均支护强度，,；,最大平均支护强度的均方差，,。,该方法不足之处在于所观测采面支护状况，如采面支护强度很高，此时确定的支护强度则偏高，反之偏低。 一般认为，当采面支护强度偏低时，导致顶板破碎，冒落高度和冒落范围增大；同时顶板容易出现台阶下沉。为此，有者提出采用德国判断维护顶板状况的指标来衡量现场实测数据的可靠性程度。即满足如下条件时，实测数据可做为设计依据。 冒高大于30cm的区段不大于采面总长度的10； 采面出现台阶高度大于10cm的区段不大于采面总长度10。,3）由顶板类型确定支护强度（统计法）,根据我国近30年的实测统计，由煤炭科学院总院提出，原煤炭局发布列为国家煤炭行业标准的综采工作面支护强度。 IIII级老顶支护强度下限按下式计算：,IVa级老顶Ck1.21.3；IVb级老顶Ck1.41.6。,IV级老顶按下式计算：,式中 RH延米支护强度下限； L1老顶初次来压步距，可取L12.45L2(周期来压步距）；,由上式计算修正后数据见下表。,不同顶板类型液压支架支护强度和延米阻力下限表,2、单体液压支架的支护强度确定 煤炭行业标准要求最低支护强度值：,式中Ck：备用系数，一般取1.21.4。 （其他符号同前）,单体支柱工作面支护强度下限p/kPa,支柱初撑支护强度的计算,(kPa),三、 支架载荷及柱、排距确定,这里S：支架的支护面积，m2， S=支架中心距最大控顶距（顶梁长度+端面距+截深）; KS：支架的支撑效率，支撑式支架取0.900.95，支掩护梁掩护式支架取0.650.75，支顶掩护式支架取0.800.90，支撑掩护式支架取0.800.95。,1、 液压支架的工作阻力确定,2、 单体支架支护密度确定,单体支柱的支护密度 根/m2,1） 单体支架支护密度估算（见下表）,2） 支护密度的验算,单体支柱实际承载力计算,每根支柱的实际承载力,实际初撑力,式中,支柱的增阻系数，,；,不同排支柱承载不均匀系数；,支柱额定工作阻力，kN/根；,支柱额定初撑力，kN/根。,系数选取表,验算支护密度及确定柱、排距 支护密度验算,和,排距,为截深的一倍或二倍。,式中 k机道宽度影响系数， 排距0.8m取1.2，排距1.0m取1.1，排距1.2m取1。,柱距,四、 切顶支架支护设计,如右图所示，根据力矩平衡条件有如下关系：,即：,式中 Pq切顶支柱的支护阻力； Lk工作面控顶距； h直接顶厚度； 直接顶的重度； r切顶支柱间柱距； Lx工作面在采空区悬顶距。,放顶煤开采矿压控制,一、 放顶煤支架的类型,1、 高位放顶煤支架，顶煤运动距离短，支架反复作用次数少，形成煤块大，不仅容易卡口，且对支架的冲击力大，端面顶板管理困难。适用条件：顶煤松软易冒。 2、低位放顶煤支架与高位相反，可用于中硬以下煤层，且支架受冲击力较小，煤炭回收率较高，放煤时粉尘较小等优点。 3、 轻型放顶煤支架：该架型属于低位放顶煤支架，支架宽度仅1.1m，重量小（6t左右），安装运输方便。适用于顶板压力较小，地质构造复杂，工作面长度变化等。,支承压力分布范围宽，峰值前移，最大应力集中系数基本不变。 支架平均载荷与普通支架平均载荷差别不大。对于低位放煤时前柱压力大于后柱。试验表明，这是由于顶煤中拱的存在所致。 支架受冲击力和水平力较大，尤其是高位放顶煤更为突出。冲击力是本架和邻架放煤所致；高位放顶煤，由于顶板破碎过程短，形成块度大，放煤时对支架的冲击力也大。 老顶来压变得不明显。支架上方有较厚顶煤垫层，减轻了老顶的影响。 断面顶板管理较难，当顶煤太薄（小于1.5米），端面顶板破碎度大，管理更加困难；顶煤太厚（超过10米），由于拱的作用，放煤不充分，煤炭回收率低。,二、 放顶煤支架矿压显现特点,2、支架选型:低位轻型稳定性好。放顶煤回采工作面，由于顶煤一般比直接顶刚度小，老顶运动产生冲击载荷被顶煤吸收（厚度损失），支架受老顶的冲击力减小，老顶来压不明显，支架载荷变小。当顶煤厚度不大，且较松软时，可适用于轻型掩护式放顶煤支架。不仅投资少，搬运安装方便，且对端面顶板控制论高。,其他方法：对于硬煤（f3）或顶煤中含有200mm以上夹矸层时，则需要专门人工破碎顶煤，常见方法爆破松动顶煤。也有采用高压注水软化顶煤。,1、上下出口超前加强支护距离。煤层愈软、愈厚超前支承压力分布范围愈宽，塑性区宽度增大，要求超前临时加强支护距离要相应增大。一般来说，软煤层塑性区宽度为1525m，硬煤层为58m，并随着煤层厚度增大而增宽。,三、放顶煤开采矿压控制措施,由于放顶煤对支架冲击力较大，影响支架稳定性，支架高度要求尽可能小。一般不超过2.8m。顶煤厚度小于2m，端面顶煤管理困难。为此，对于煤层厚度仅有4m左右时，采高应更小。 其他控制措施 当顶煤坚硬，f大于3时，需要对顶煤进行预人工破坏，如松动爆破、注水软化。 由于顶煤中，易形成冒落拱，高度一般810m，且随顶煤硬度增大而降低。当顶煤松软且不含夹矸时，高度不易超过10m；当顶煤较硬或含较厚夹矸层时，顶煤厚度不易超过6m；当煤层较厚，可采用分段放顶煤或预采顶分层或预采中分层放顶煤采煤。,由于放煤对支架受力状况有明显变化，如低位放顶煤，后柱载荷小于前柱，且受冲击力较大，要求支架的稳定性好。尤其是当顶煤较完整或有夹矸层，顶煤形成块度较大，容易形成结构（拱），导致顶煤放不出，且结构破坏时对支架冲击载荷增大。此时，要求支架的承载力大，稳定性更好，顶梁长度适当增大，即支撑掩护式放顶煤支架更为合理。另外，为了能靠支架再破碎顶煤，要求支架有破煤和破坏拱脚功能。,四、综放顶煤的破碎机理与分区,1、顶煤破碎机理,支承压力作用：支承压力使得顶煤由弹性状态变为塑性状态（剪切破坏）。原岩应力越大，顶煤强度越低，形成塑性区范围越大。,综采放顶煤开采中，顶煤由整（实）体煤变成松散的块度不大的散体煤是综放能否成功的关键所在。下面介绍顶煤破坏的机理与破坏过程。,顶板运动作用：顶煤上方的直接顶和老顶的变形和运动，又使得仅存残余强度的顶煤失去完整性，在运动中的挤压和碰撞使得顶煤块度进一步变小。直接顶能及时垮落是顶煤充分破碎的必要条件。然而顶板压力小，顶煤过厚，或顶煤坚硬则不利于顶煤的破碎。 支架挤压作用：液压支架的反复支撑使得位于支架上方的顶煤再次破碎。支架的初撑力越大，反复支撑次数越多，顶煤形成的块度越小。放煤门反复开关又对放煤口附近煤进行再破碎。,2、顶煤的变形破坏分区,根据顶煤中应力分布、变形和破坏特征把顶煤分为：原始应力区（I区）、压缩变形区（II区，即切向应力增高区中的弹性区部分）、拉剪破坏区（III区，即塑性区）和松散冒落区（IV区），见图19-1所示。,五、放顶煤液压支架的支护强度确定,式中：k安全系数，k=1.21.5，若支架支撑效率75，k取1.33； n折算系数，由统计资料来压期间回归,M煤层全厚，m； 顶板岩石重度，取25kNm-3； p支架支护强度，kPa。,r=0.98,s=0.06；,代入上述数据后得,(kPa),符号同前。,例如：某煤层厚度8m，采用综机放顶煤开采，估算支护强度，为,(kPa),可以看出，此时确定的支护强度仅相当于采高3m，来压不明显普通综机采场的支护强度。,以煤层厚度与岩石体积力（重力）的乘积表示支护强度，即采高倍数估算法确定支护强度，有,金属支架架型的力学特性和适用条件,表示巷道顶底板相对移近率。,锚固技术,据有关资料证明，采用锚固支护优越性如下： 从根本上改变了支护状况，保证了安全生产； 减轻了工人的劳动强度，改善了作业环境； 减少了支护物料的运输，改善了辅助运输紧张状况； 提高了掘进速度； 节约了支护材料，降低了成本； 提高了巷道断面利用率； 在回采巷道简化了工作面超前支护，加快了回采进度； 巷道维修量减少，服务年限增长，利于增长采面推进长度，减少采面搬家次数，为高产高效奠定了基础。,锚喷支护是喷射混凝土支护与锚杆支护的简称，其特点是通过加固围岩，提高围岩的自承能力来达到维护巷道的目的。该支护方法技术先进、质量可靠、使用广泛。 据统计，喷射混凝土支护与现浇混凝土支护相比，支护厚度可减薄1/21/3，节省岩石开掘量1015，加快支护速度24倍，节省劳力50，降低支护成本30。,1、锚固力学作用原理,防护加固围岩，提高围岩强度。巷道掘进后立即喷射混凝土可及时封闭围岩暴露面。由于喷层与岩壁密贴，能有效地隔绝水和空气，防止围岩因潮解风化产生剥落和膨胀。避免裂隙中充填物的流失，防止围岩强度降低。高压高速喷射混凝土，可以使一部分混凝土浆液渗入张开的节理裂隙中，起胶结和加固作用，提高围岩强度。 改善围岩和支架的受力状态。加速凝剂的混凝土喷射后，可在210min内凝固，及时向围岩提供支护反力pi（径向力），使围岩表层岩体由二向应力状态变为三向应力状态，提高了围岩强度。喷层为柔性支护，不同于传统支架不能与围岩均匀接触而导致应力集中破坏。它允许围岩因寻求新的平衡所产生的有限位移，并可发挥自身对变形的调节作用逐渐与围岩变形协调，从而改善围岩应力状态，降低了围岩应力，充分发挥了岩的自承能力。,1）喷射混凝土支护的作用,实验资料证明，分层喷射比一次喷射相同厚度混凝土的承载力更高。,悬吊理论：锚杆将不稳定的岩层悬吊在坚固的岩层上，以阻止围岩移动滑落。,2）锚杆的力学作用原理 （锚杆支护理论）,减跨理论：在巷道顶板岩层中打入锚杆，相当于在巷道顶板上增加了支点，使巷道跨度由巷宽减为两锚杆间距离，从而使顶板岩石的应力减小，起到维护巷道的作用。,组合梁理论：在层状岩层中打入锚杆，把若干薄层岩层锚固在一起，类似于将叠置的板梁组成组合梁，从而提高了顶板岩层的自承能力，起到了维护巷道的作用。,图23-3 锚杆组合作用,挤压加固（压缩拱）理论：预应力锚杆群锚入围岩后，其两端附近岩体形成圆锥形压缩区。按一定间距排列的锚杆，在预应力作用下，将构成一个均匀压缩带（承载环），压缩带中的岩石由于预应力的作用处于三向压缩状态，显著提高了围岩强度。,对于无预应力的粘结式锚杆（如砂浆锚杆），由于其前后两端围岩的位移量的不同，使锚杆受拉，同时由于锚杆的约束力使围岩锚固区径向受压，从而提高了围岩强度。,图23-4 锚杆的挤压加固作用,围岩强度强化理论：该理论是通过对软岩相似材料模拟研究和理论分析中提出的，该理论认为：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；锚杆支护可以提高锚固体的力学参数（E、C和），改善了锚固岩体的力学性能；锚固区的岩石强度（峰值强度和残余强度）得到强化；可以改变围岩的应力状态，增加围压，提高围岩的承载能力；可减小巷道破碎区和塑性区范围，减少巷道的表面位移，有利于巷道的稳定。,3）锚喷支护的作用 锚喷支护的实质是利用锚杆加固深部围岩，用喷层封闭巷道表面，防止围岩弱化，抵抗围岩压力。 喷层厚度较大时，为了避免喷层因收缩而断裂，要在喷层中敷设钢筋网，构成喷网锚联合支护 在锚喷支护中，新奥法是著名的施工方法，下面就该方法作简单介绍。,2、常见锚杆的类型,按有无可缩性分为刚性和可伸长锚杆两类；按杆体材料有钢管、圆钢、螺纹钢（1622）、硬杂木、竹子、钢丝绳和玻璃钢等；按工作状态有机械式、摩擦式和粘结式等类型；按锚固长度有端锚锚杆和全锚锚杆；按锚固剂类型有树脂锚杆、快凝水泥等锚杆。 目前，我国常用锚杆有粘结端锚或全锚的树脂锚杆和水泥锚杆，楔块端锚或加锚固剂的普通木锚杆或竹锚杆，摩擦全锚的缝管式锚杆和水力膨胀管状锚杆，以及最新开发的有可伸长锚杆和内注式锚杆。,最大水平应力理论：认为通常地下水平应力大于铅直应力，巷道开挖后引起应力重分布时，铅直应力向两帮转移，导致两帮破坏；水平应力向顶底板转移，影响顶底板稳定。锚杆的作用是沿锚杆轴向约束岩层膨胀和在锚杆径向方向约束岩层的剪切错动。,涨壳锚杆,机械锚固型,粘结锚固型,机械锚固型,粘结锚固型,倒楔锚杆,微膨胀水泥锚杆,竹锚杆,普通木锚杆,树脂锚杆,水泥锚杆,快硬水泥锚杆,压缩木锚杆,缝管式锚杆,水力膨胀锚杆,全长树脂锚杆,全长水泥锚杆,钢筋砂浆锚杆,钢丝绳砂浆锚杆,1） 缝管锚杆,采用45钢或16铬钢轧制成厚23mm钢板加工成留有1015mm缝隙的管状（开缝的长钢管）。采用管径为3045mm，钻孔直径比管径小13mm，锚杆打入后，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摩擦力，阻止围岩变形。一般锚固力达5070kN。,缝管锚杆为全程锚固，适用于组合梁理论的层状岩体间锚固，而不适应于悬吊理论。,工作原理：在钻孔深部锚固剂（树脂）与围岩粘结在一起，而在孔口安装托盘和螺母，在螺母拧紧的情况下通过托盘对围岩施加压力，以后在围岩深部和浅部位移不相同的情况下，加大杆体受力，进一步限制围岩变形。,2） 树脂锚杆,由树脂锚固剂和锚杆体（1622圆钢、螺纹钢），以及托盘、螺母等组成。,树脂锚杆多为端锚，可靠性高，锚固力大（一般锚固力在60 kN以上）。为此，适用于各种围岩条件 。但煤帮中使用，采煤机割煤前必须提前抽出，防止损坏采煤机截齿。,锚杆常用钢材及其性能,锚杆常用圆钢断面及承载能力,锚杆常用20MnSi 级建筑用螺纹钢系列,树脂锚固剂主要型号及特性,树脂锚固剂主要技术参数,特点：价格低、施工方便，但锚固力低，水泥水化操作比较困难，浸水时间短，出现“夹陷”现象，浸水时间长导致早硬。,3） 快硬水泥锚杆 水泥药包和杆体（钢筋、钢丝绳或螺纹钢）组成，分端锚和全长锚固两种类型。,4） 普通木锚杆 采用硬杂木加工成直径为2838圆柱体，在两端250段有楔缝并呈垂直方向，缝宽23；楔子长150200，最大厚度2025，属于机械式端锚锚固，锚固力在10 kN以上。用于煤壁锚杆。 5） 竹锚杆 采用生长3年以上毛竹或百夹竹，加工为竹片，一般由两个竹片捆绑而成，杆体断面为20mm30mm的矩形，杆长一般为1.21.6m，两端卡有竹楔。属于机械式楔缝端锚锚杆。锚固力在20 kN左右，但稳定性不如木锚杆。用于煤壁锚杆。,特点：由于在管体的膨胀过程中产生沿长度方向的收缩，产生预紧力，达到了挤压加固的目的；锚固力不随围岩状况影响；承载力取决于管的强度和注水压力大小。,6） 水力膨胀锚杆,它是一种壁厚2mm，直径41mm的钢管被折叠成直径为2528mm的异型钢管，装入直径3339mm的钻孔内，高压水注入钢管内，使钢管沿全长膨胀并压紧钻孔孔壁，依靠管壁与孔壁的挤紧力和摩擦力来控制围岩变形。,图23-6 水力膨胀锚杆截面,3、支护类型（方式）,除了对于稳定顶板围岩采用单体锚杆支护外，一般都是采用组合锚杆支护。组合锚杆的常见类型有：锚梁支护、锚网支护、锚杆桁架支护、锚索支护、锚喷支护、锚梁网支护、锚梁网喷支护、锚梁网索喷支护等等。,1） 锚梁网支护,锚梁网支护是指采用锚杆、托梁和掩护网联合支护。在这里锚杆多用树脂锚杆；掩护网有金属菱形网、金属经纬网、塑料网和钢筋网等；梁则有钢筋梯子梁（由两根直径为1218的圆钢焊接成梯子形状）、截面为W形的钢带、截面为M形钢带和形钢带等。,锚梁网联合支护使锚杆沿巷道纵向和横向相互联系，形成整体性的支护结构。锚杆与梁和网共同作用使围岩整体性加强，利用梁的抗拉作用，将锚杆的托锚力转化为对整个围岩表面的托力，从而使围岩表面受力均匀。再加上网的作用，可有效防止危岩冒落。,2）锚杆桁架支护,桁架主要由锚杆、拉杆、拉紧器和垫木组成。桁架锚杆的主要形式有单式桁架、复式桁架（在巷道跨度方向由23个单式桁架交错布置）和交叉桁架（在巷道交叉处单式桁架交叉成十字形布置）等。,图23-7桁架锚杆支护作用力,桁架工作原理: 桁架锚杆能在顶板岩层内形成水平和铅直方向的挤压应力区，锚杆的锚固力和拉杆的预拉紧力，增强了顶板的抗弯能力，减小了顶板内部及其表面的张应力。 对于破碎顶板，桁架锚杆提供的水平压力增大了裂隙间的摩擦因数，促进了岩体完整。 通过拉杆协调作用，把连接拉杆的所有锚杆构成整体结构。 当顶板弯曲变形和弯曲下沉时，拉杆和倾斜锚杆的共同作用使顶板内部及其裂隙体中产生更大的挤压应力和摩擦力，较小或抵消了巷道顶板中部可能产生的拉应力，以阻止顶板的进一步弯曲下沉。,3） 锚网索支护,根据平顶山六矿资料，对于大断面综采开切眼或硐室，在较厚的复合顶板条件下，锚杆不能有效防止上方岩层的离层，而采用锚杆和锚索联合支护是解决上述问题的有效途径。 煤矿采用的锚索一般长度为510m，采用钻孔孔径为2832mm，可采用轻型锚杆钻机即可。,在锚网索支护中，锚杆通过对围岩相互作用，起着主导承载作用，同时能够防止围岩松动破坏，并有一定的伸缩性，可随围岩同时变形，而不失去支护能力。 网的主要作用是防止锚杆间松软岩石垮落，提高支护的整体性。 锚索作为一种新型的加强支护方式，由于锚索深度大，可将下部不稳定岩层锚固在上部稳定岩层中，同时，可施加预应力，主动支护围岩，能够充分利用巷道深部围岩的强度。,直接工程类比法：在已有的工程设计和大量工程实践成功经验的基础上，在地质和生产技术条件及各种影响因素基本一致的情况下，进行相同条件待建工程设计。 锚喷支护类型及适用条件，隧硐和斜井的锚杆支护类型和设计参数见附表。,1） 工程类比法,分为直接工程类比法和间接工程类比法。,锚杆参数的经验估算 依据国内外锚喷支护的经验和实例，对于跨度小于10m的矿山井巷工程，可按下述经验公式确定锚杆参数。 a.锚杆长度,和 L2s,式中 B巷道跨度，m； n围岩稳定性参数。对于稳定性较好的围岩，n取1.0；,对于稳定性较差的围岩，n取1.1；对于不稳定围岩，n取1.2。,4、 支护设计,附表 锚喷支护类型及适用条件,s围岩岩体的节理间距，m； L锚杆长度，m。 锚杆长度，取上两式计算较大的一个。国内井巷工程中，锚杆长度一般为1.52.0m，采场中一般为2.03.0m，大硐室工程为25m