煤巷锚杆支护技术研究专题报告

煤巷锚杆支护技术研究摘要煤巷锚杆支护的技术已趋于成熟但是锚杆支护仍然存在较多问题。第一，锚杆支护工程隐蔽性强，监测技术不能完全满足煤矿的需要，安全可靠根本没有保证。第二，我国煤炭资源分布范围广，地质条件复杂多变，好多复杂地质条件下锚杆支护并未达到理想的支护效果。该设计是从锚杆支护的隐蔽性和我国复杂多变的地质条件等特点出发。围绕这些特点，从杆体材料，加工方法，支护设计理念、施工质量，检测设备，监测手段等方面入手进行试验研究，提高支护质量，实现高产高效。关键词：煤巷；锚杆支护；高强度锚杆；监测1问题的提出由于锚杆支护能够改变围岩的力学特性，能获得良好的支护效果，带来传统支护方式无法比拟的技术经济效益，在国内外已受到了普遍的重视并得到了快速的发展及广泛的应用。因此，探索正确的巷道支护理论、选择安全可靠的支护方法、确定经济合理的支护参数以及实用高效的施工工艺成了长期以来人们所致力解决的一个重大理论及技术课题，对于煤矿来说具有重大意义。锚杆支护是巷道支护的一次重大革命，它可以起到加固、悬吊、合成梁和挤压连接体等作用，在支护中使用锚杆可以改变岩体的受力状态，不仅增加了岩石本身的稳定程度，而且使被支护岩体由荷载变为承载体，提高了岩体承载能力。同时，大量工程实践表明，锚杆支护具有用料节省、巷道断面利用率高、支护及时、劳动强度小、经济效益高以及对巷道围岩变形的适应性好等诸多优。因而，井下巷道采用锚杆支护是一种行之有效的支护手段，成为世界主要产煤国家煤矿支护的主要形式，美国、澳大利亚的煤矿巷道普遍采用锚杆支护，其支护比例己接近100%，英法两国煤巷的锚杆支护比例也分别达到了50%和80%以上，而我国煤矿锚杆支护在煤巷中仅占20%左右，和世界先进水平相比存在较大差距。其主要原因是巷道事故率很高。巷道变形破坏、片帮冒顶等事故在地下工程中是最常见的。据不完全统计，煤矿事故中59%以上是巷道事故。究其原因，还是对巷道变形破坏规律认识不清、支护理论不完善，从而造成支护设计工程类比居多，缺乏科学的指导，巷道支护方式选择不合理，因而也就无法保证巷道在不同地质条件下稳定和安全使用。所以本文系统的介绍锚杆支护。2 国内外煤巷锚杆支护现状2.1国内外煤巷锚杆应用概况由于各国的技术、经济状况及煤层地质条件的差异比较大，煤巷锚杆支护的发展历程也表现出各自不同的特点。2.1.1美国美国是世界上最早使用锚杆作为煤矿顶板支护方式的国家(1912年)，依据其得天独厚的地质条件及先进的科技、经济实力，在锚杆支护技术方面一直处于世界领先水平，是目前世界上锚杆支护技术最先进、最成熟、锚杆使用数量最多的国家，每年锚杆使用量在8000万根以上，约25000 km的煤巷使用锚杆支护。由于使用锚杆有效地控制围岩的稳定性，美国所有的井工巷道都布置在煤层中，并认为不能采用锚杆支护的煤层，开采是不经济的。60年代末由于树脂锚固剂的发明，锚杆使用的相当一部分比例都是以树脂锚固剂全长胶结的形式，并且锚杆的直径和强度都有所提高(直径大约为19 mm，强度大约为300 MPa)。随着人们对全长胶结锚杆的机理及应用条件的认识，认为高预拉力对于更大限度地提高顶板的稳定性具有特别重要的意义。在70年代末，美国首次将涨壳式锚头与树脂锚固剂联合使用，使得锚杆能够实现很高的预拉力，同时锚杆的直径和强度有了进一步的提高(直径达到22 mm和25 mm，强度达到517 MPa)，锚杆的高预拉力可以达到杆体本身强度的50%75%。这种锚杆系统的安装速度很快，安装机具不需等到树脂固结就可以移至安装下一根锚杆的地方，因而可以采用中速或慢速树脂锚固剂。美国的主要经验是：将锚杆加工产业化；锚杆支护作为一门技术，而非材料消耗、废品利用，形成了锚杆产品的多样化、多系列，以适应各种不同的条件；锚杆设计、制造、服务一体化；将高新技术用于锚杆设计；强调锚杆的高强度、高预拉力，并将锚杆的预拉力作为锚杆支护的主要参数进行设计，形成了不同与其它国家的锚杆支护方法。2.1.2澳大利亚绝大多数煤巷采用锚杆支护，主要推广全长树脂锚固锚杆，强调锚杆强度要高。其锚杆参数设计方法有其独到之处，将地质调研、设计、施工、监测、信息反馈等相互关联、相互制约的各部分作为一个系统工程进行考察，使它们形成一个有机的整体，形成了锚杆支护系统设计方法。设计步骤主要包括以下几个基本部分：地质力学评估，地应力状况和围岩力学性质是地质力学评估的主要内容；锚杆支护参数设计，在巷道围岩力学评估的基础上，应用有限差分数值模拟分析辅以工程类比和理论计算进行锚杆支护参数设计；对初始设计选定的方案进行围岩稳定性分析；现场施工；现场监测、信息反馈和优化调整设计。2.1.3英国1946年首次试验机械涨壳式锚杆，1952年在NCB矿大规模使用机械式锚杆，但由于机械式锚杆不适宜英国较软弱的煤系地层，到60年代中期，英国逐渐开始不使用锚杆支护技术；80年代中后期开始重新发展锚杆支护技术，使用比重达到80%，主要引进澳大利亚锚杆技术，包括：(1)采用高强度的澳大利亚锚杆支护系统(AT锚杆)，包括高强度树脂锚杆全长锚固技术、清洁钻孔的做法、锚杆与钻孔需紧密配合等等，树脂粘结强度达到510 MPa，锚杆锚固力达到250 kN以上；(2)根据实际的地质、开采条件，研究围岩的应力状态，掌握岩层移动、锚杆载荷的分布和发展，合理设计锚杆支护参数。2.1.4其它国家自1932年发明型钢支架以来，德国主要采用型钢支架支护巷道，支护比重达到90%以上；自80年代以来，由于采深加大，型钢支架支护费用高，巷道维护日益困难，开始使用锚杆支护；80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区试验成功。60年代中后期，法国引进由德国发明、60年代进入商品化的树脂全长锚固技术，几起严重的围岩坍塌促使法国煤科院在Lorraine煤田对树脂锚杆进行深入研究，80年代以后锚杆使用比重大大提高。2.1.5国内情况自50年代以来，锚杆支护技术在我国也得到了逐步应用，煤矿于1956年开始使用锚杆，主要是机械端锚和钢丝绳砂浆无托盘锚杆，用在较稳定的岩石巷道中，7080年代，国家科技攻关中一直将软岩锚杆支护列为主攻方向之一，80年代末期，开始引进澳大利亚技术，树脂锚杆研制成功并推广应用，煤巷锚杆进入发展的快车道，、类巷道锚杆支护很快取得成功，、类巷道也积累了很多经验，煤巷锚杆的推广应用力度进一步加强，但由于我国煤矿地质条件相对于美国、澳大利亚、英国等更加复杂，我国煤巷锚杆支护不仅要使用在煤质中硬、围岩稳定程度较高的、类回采巷道，而且要使用在软岩回采巷道、深井巷道、沿空掘巷等复杂困难条件下，所以总体使用比重较低，各地区发展很不平衡。2.2锚杆支护型式演变概况透过世界各国锚杆支护的应用历史，单从锚固技术和手段的演变看可将其归结为3个阶段：2.2.1机械式端头点锚固锚杆的应用阶段40年代开始，在5060年代广为推广的锚杆支护主要型式是机械端头锚固，分为楔缝式、涨壳式、倒楔式等，其特点为锚固力低、系统刚度小、可靠性差，受岩性影响大，不易在软岩中使用，英国煤矿采用该类锚杆支护的实践表明它不适宜在软弱煤层中应用，一度停止在煤巷中使用锚杆支护。机械式端头点锚固锚杆的技术特征客观上导致了使用的局限性，并出现锚杆支护技术和使用的徘徊期。2.2.2全锚锚杆的提出7080年代各种新型锚杆相继问世，如砂浆锚杆、树脂锚杆、管缝式锚杆、水胀锚杆等，它们的特点为全长锚固、锚固力大、可靠性高，适应性强。B.Caverson在White Pine 矿研究聚脂树脂锚杆和涨壳式锚杆的拉拔试验，得出粘结式锚杆比机械式锚杆的锚固力大1.73倍；E.W.Parsons和L.Osen的测试证实粘结式锚杆锚固力随围岩变形的增加而逐步增大，机械式点锚固锚杆的锚固力初期总有个急剧下降的过程，然后就维持在较低的水平。上述研究成果对机械式点锚固锚杆的淘汰和全锚锚杆尤其是树脂锚杆的推广应用发挥了重要作用。2.2.3树脂锚杆占领市场阶段80年代以后，树脂锚杆以其优越的锚固性能和简易的操作工艺逐渐占领了锚杆市场。砂浆锚杆由于灌浆工艺复杂，凝固时间长，胶结质量难以保证，管缝式锚杆和水胀锚杆易锈蚀，锚固力受到钢材和围岩松弛的影响，只能在某些条件下发展应用，此外各种适应特殊要求的锚杆得到发展，如适应可切割要求的玻璃纤维锚杆、塑料锚杆，适应软岩大变形要求的等塑性锚杆，适应大跨度的桁架和锚索等。2.3 发展趋势从世界各国的应用情况看，高强螺纹钢树脂锚杆技术较好地解决了支护系统本身的强度和锚杆与围岩的锚固技术问题，并形成了一套相对成熟的体系。多种复杂困难条件下煤巷锚杆支护的成功应用，加深了对高强树脂锚杆控制受采动影响巷道围岩变形和稳定性的机理及高强锚杆支护系统适应和控制巷道围岩大变形能力的认识，因此复杂困难条件煤巷采用新型锚杆支护在理论和技术上都有一定的基础。但在近10年的的开发研究和应用中，我们对大量巷道冒顶事故及顶板严重离层变形的现象进行了分析，发现导致冒顶的原因不仅仅是锚杆强度不够造成的，也不能通过增加锚杆密度来解决，锚杆的预拉力(初锚力)起到了更为关键的作用。美国A.Wahab Khair(1992)观测了高水平地应力与巷道顶板产生的离层及剪切破坏程度的关系，并提出了采用锚杆桁架控制巷道顶板的措施。美国J. Stankus(1994、1997)和Song Guo(郭颂，1997、1998)系统地研究了水平地应力对巷道稳定性的影响，认为水平地应力是造成巷道顶板离层垮冒、底板鼓起的主要原因，但可以通过提高巷道顶板锚杆预拉力，将水平地应力的消极影响变为积极的作用，从而极大地提高巷道的稳定性,并开始在锚杆支护设计中考虑锚杆预拉力的影响。中国学者朱浮声(1993)、郑雨天(1995)的研究表明：当锚杆预拉力达到6070 kN时，就可以有效控制巷道顶板的下沉量，并通过加大锚杆的间排距，减少锚杆用量。如何把握锚杆支护技术的演变趋势，应用预应力技术成果，从普通圆钢锚杆、高强度螺纹钢锚杆，进一步发展到预拉力锚杆支护技术，是非常值得研究的问题。早在本世纪初，就有人提出无粘结预应力筋的设想，20年代德国人申请了专利，50年代在楼面建筑中应用，近20年发展很快。预应力技术的出现和发展使得预应力平板结构代替了建筑结构中过去大量采用的梁板结构，从而大大提高了承载性能，减少了材料用量，减少了结构厚度，增加了有效空间；混凝土建筑材料也经由素混凝土、普通钢筋混凝土发展到预应力钢筋混凝土，承载性能明显提升。作为采矿技术领先的国家，美国紧紧把握了这一发展趋势，美国采矿界起到了带头作用：1)提高锚固强度，增大锚杆间排，以便和掘进机的速度匹配；同时扩大锚杆支护的应用范围，提高支护效率；2)采用性能优越的施工安装机具，在锚杆安装时实现高预拉力。现在，美国矿山巷道锚杆的预拉力一般为100 kN左右，可以达到锚杆杆体本身屈服强度的5075。美国高预拉力锚杆支护技术已取得了显著成效，并影响到很多国家,比如英国研制成锚固能力达500 kN的“大锚杆”，并在Asfordby矿试验成功用间距1.0 m的大锚杆代替间距0.6 m的“AT”锚杆。这些成功实践表明：高预拉力锚杆能够很有效地控制层状顶板的离层，因而冒顶现象大大减少，安全状况有根本性的转变；同样条件下锚杆的密度减小，间排距大大提高，同比锚杆用量减少2030%；掘进速度大大提高，支护效率明显改善。这一技术思想近年也影响到我国，在淮南新区锚杆支护技术攻关中，课题组充分强调和应用了预应力支护思想，提出控制离层或从根本上消除离层的最直接最有效手段是利用高预拉力锚杆支护形成刚性化预应力顶板结构，最大限度地控制顶板初期变形，消除或大大减缓顶板离层，并从根本上控制巷道围岩的最终变形量，这一思路已得到大量实践的证实,在十分复杂的离层破碎型顶板下采用预应力支护技术取得成功。预应力技术体系不仅能够克服高强锚杆存在的主要技术问题，有效控制顶板离层破坏，而且大大提高了支护围岩系统的安全可靠性。在传统锚杆承载能力及预应力普遍非常小的情况下，锚杆支护对于巷道周边应力场的影响很小，基本上可以忽略不计，所以很多支护理论方面强调巷道锚杆应具有一定的让压性能，并由此发明了可拉伸锚杆。但随着树脂锚固剂、高强度及超高强度锚杆、预拉力锚索等新材料、新技术在矿山巷道支护中的应用，使大幅度提高顶板的预应力成为可能，并可由此调整巷道周边的应力场，利用水平地应力的积极作用，最大限度地提高岩体本身的承载能力，达到事半功倍的支护效果。但是,预拉力锚杆的受力特点、作用原理及其在巷道围岩加固中的作用，人们还没有完全弄清楚。所以，有必要通过大量的现场实测、理论分析，对在水平地应力作用下预拉力锚杆的作用机理进行深入的研究，以期建立基于水平地应力的预拉力锚杆支护理论。3 锚杆支护理论3.1悬吊理论对于回采巷道经常遇到的层状岩体，当巷道开挖后，直接顶因弯曲、变形与老顶分离，如果锚杆及时将直接顶挤压并悬吊在老顶上，就能减少和限制直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的。如图3-1所示。巷道浅部围岩松软破碎，或者开挖巷道后应力重新分布，顶板出现破裂区，这时锚杆的悬吊作用就将这部分易冒落岩体悬吊在深部未松动岩层上。这是悬吊理论的进一步发展，如图3-2所示。3.2组合梁理论组合梁理论认为：在层状岩体中开挖巷道，当顶板在一定范围内不存在坚硬稳定的岩层时，锚杆的悬吊作用居次要地位。图3-1锚杆的悬吊作用 图3-2顶板锚杆悬吊松动破裂岩层图3-3顶板锚杆组合梁作用（a）未打锚杆 (b)布置顶板锚杆如果顶板岩层中存在若干分层，顶板锚杆的作用，一方面是依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力，防止岩石层面滑动，避免各岩层出现离层现象；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紧成一个较厚的岩层（组合梁）。这种组合厚岩层在上覆岩层载荷的作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减少，组合梁的挠度亦减少，梁内的最大应力、应变和梁的挠度也就减少。如图3-3所示。组合梁理论，是对锚杆将顶板岩层锁紧成较厚岩层的解释。在分析中，将锚杆作用与围岩的自稳作用分开，与实际围岩的条件的变化，在顶板较破碎、连续性受到破坏，组合梁就不存在了。组合梁理论只适合与层状顶板锚杆支护设计，对于巷道的帮、底不适用。3.3组合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时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置锚杆群，只要锚杆间足够小，各锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即承压拱，这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向载荷。在承压内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，其围岩强度得到提高，支撑能力页相应加大，如图3-4所示。因此，锚杆支护的关键在于获取较达的承压拱厚度和较高的强度。其厚度越大，越有利于围岩的稳定和支承能力的提高。组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆支护的作用原理，但在分析过程中没有深入考虑围岩支护的相互作用，只是将各支护结构的最大支护力简单相加，从而得到复合支护结构总的最大支护力，缺乏对被加固岩体本身力学行为的进一步分析探讨，计算也与实际情况存在一定差距，一般不能作为准确的定量设计，但可作为锚杆加固设计和施工的重要参考。图3-4 锚杆的组合拱原理3.4最大水平应力理论自从八十年代以来, 水平应力对巷道稳定性的影响已经引起了人们的普遍关注。澳大利亚W.Gale 6 博士(1987)通过数值模拟分析及现场观测,得到了水平应力对巷道稳定性的最基本的认识: 矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性，最大水平应力一般为最小水平应力的1.52.5倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响：巷道轴向与最大主应力方向平行时, 巷道受水平应力的影响最小; 二者垂直时, 巷道受水平应力的影响最大; 二者呈一定夹角时, 巷道其中一侧会出现水平应力集中而另一侧应力较低, 因而顶底板的变形会偏向巷道的某一侧。如图3-5所示。并提出在最大水平地应力的作用下, 顶底板岩层易于发生剪切破坏, 出现错动与松动而造成围岩变形, 锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动, 因此要求锚杆必须具有强度大、刚度大、抗剪切阻力大的特点才能起到约束围岩变形的作用。所以, 澳大利亚锚杆支护特别强调锚杆高强及全长胶结。图3-5应力场效应3.5围岩松动圈支护理论围岩松动圈理论认为: (1)地应力与围岩相互作用会产生围岩松动圈; (2)松动圈形成过程中产生的碎胀力及其所造成的有害变形是巷道支护的主要对象, 松动圈尺寸越大, 巷道收敛变形也越大,支护越困难。(3)依据松动圈的大小采用不同的原理设计锚杆支护。小松动圈(040 cm)采用喷射混凝土支护即可; 中松动圈(40150 cm)采用悬吊理论设计锚杆支护; 大松动圈( 150 cm )采用组合拱原理设计锚杆支护参数。由于围岩松动圈是随着时间、巷道支护形式及支护强度的变化而变化, 并且在同一断面上由于岩性的差异, 围岩松动圈的大小也是不一样的。所以,在复杂条件下围岩松动圈理论(如煤巷、软岩巷道)并没有得到应用。松动圈支护理论对于锚杆支护的指导作用主要在于确定普通锚杆(如普通圆钢锚杆、水泥药卷锚杆等等)的适用条件和范围。3.6减跨理论在悬吊理论和组合梁理论的基础上，提出了减跨理论。该理论认为：锚杆末端固定在稳定岩层内，穿过薄层状顶板，每根锚杆相当于一个铰支点，将巷道顶板划分成小跨，从而使顶板挠度降低。如图3-6减跨作用原理。在巷道顶板上安装锚杆以后，将巷道顶板划分成多个小跨，成为多跨连续梁结构，其冒落拱高度及顶板下沉量均有大幅度的降低，从而使巷道围岩更加稳定。图3-6 减跨作用原理3.7围岩强度强化理论巷道围岩强度强化理论揭示了锚杆的作用原理和加固巷道围岩的实质，并为合理确定锚杆支护参数提供了理论依据。该理论要点：(1)巷道锚杆支护实质使锚杆和锚固区域的岩体相互作用而组成锚固体，形成统一的承载结构；（2）巷道锚杆支护可以提高锚固提力学参数，包括锚固体破坏前和破坏后的力学参数（E、C、），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、弹性区，锚杆锚固区岩体的峰值强度、残余强度均能得到强化；（4）巷道锚杆支护可以改变威严的应力状态、增加围压，从而提高围岩的承载能力、改善巷道的支护状态；（5）巷道围岩锚固体强度提高后，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。4 锚杆分类及配套4.1锚杆分类目前，国内外适用与不同条件，具有不同功能和用途的锚杆有数百种，按锚杆与被锚固体的锚固方式大体可分为粘结式，机械式、摩擦式三类；按锚固段的长短可分为端头锚固、全长锚固、加长锚固；如图4-1所示。按锚杆杆体的工作特性可分为刚性锚杆和可延伸锚杆；根据锚杆强度的大小可分为普通锚杆和高强度锚杆。单体锚杆主要由锚头、杆体、锚尾（外露段）、托盘等部件组成。4.2高强度和超高强度锚杆锚杆的强度直接影响锚固范围内围岩的强度强化程度和锚杆对巷道围岩的支护阻力，从而影响锚杆群作用范围内围岩的承载能力和锚杆的支护效果。为了改变我国长期使用低强度锚杆的状况，最近几年大力发展了给偶啊强度、超高强度锚杆。锚杆的强度取决于制造锚杆的材质、直径及有关附件。按照钢材屈服强度 可将锚杆分类为三类：s30 MPa,为普通锚杆；340 MPas600 MPa,为高强度锚杆；s600 Mpa，为超高强度锚杆。锚杆的强度直接影响锚固范围内围岩的强度强化程度和锚杆对巷道围岩的支护阻力，从而影响锚杆群作用范围内围岩的承载能力和锚杆的支护效果。为了改变我国长期使用低强度锚杆的状况，最近几年大力发展了给偶啊强度、超高强度锚杆。锚杆的强度取决于制造锚杆的材质、直径及有关附件。按照钢材屈服强度 可将锚杆分类为三类：s30 MPa,为普通锚杆；340 MPas600 MPa,为高强度锚杆；s600 Mpa，为超高强度锚杆。4.2.1高强度螺纹钢锚杆螺纹钢锚杆即可用于全长锚固也可用于端头锚。对于全长树脂锚固的螺纹钢锚杆，其结构如图4-2所示，主要由杆体、穹形球体、塑料增压垫圈、驱动螺母、托盘和树脂药卷等组成。由于螺纹钢锚杆锚尾加工的原因，锚尾螺纹部分的内径要比杆体名义直径小1323%。锚杆在井下受到拉力作用时，其首先断裂的部位在锚尾，时锚杆的强度和延伸率得不到充分发挥。为了保证锚杆的高强度和足够的延伸量，对锚尾螺纹部分进行热处理，即可制成高强度螺纹钢锚杆。锚尾螺纹钢部分经强化热处理，其强度高于杆体强度，并能保证必要的延伸率。这样就可克服上述缺点，保证可靠、有效的支护效果。表4-1为20MnSi级螺纹钢锚杆锚尾强化热处理后的力学性能。力学性能的测定如下：每组螺纹钢3根，每根长300 mm，其一端加工成长100mm螺纹，两端夹持长度不大于60mm，保证自由段长度108 mm的螺纹。表中数据为每组3根的平均值。由表可知，螺纹钢锚杆锚尾强化热处理后，锚杆整体承载能力可提高50%以上，延伸率提高30-45%，锚杆破断时的断裂部位在锚杆杆体。 钢丝绳锚杆 被动锚固式 钢管锚固 玻璃纤维锚杆 全长锚固式 轴向式：预应力钢筋锚杆 主动锚固式 轴径向式：缝管式锚杆 径向式：膨胀管锚杆 钢丝绳锚杆 被动锚固式 竹、木锚杆锚杆 机械式锚杆 断头锚固式 钢筋锚杆（锚固长度为0.3-0.6 m） 主动锚固式 玻璃钢锚杆 高阻力竹锚杆 混合或加长锚固式 钢筋锚杆（锚固长度等于杆体长度一半） （主动锚固） 钢丝绳锚杆（锚固长度等于杆体长度一半）图4-1 锚杆按锚固段分类4.2.2超高强度螺纹钢锚杆超高强度螺纹钢锚杆是将整根普通螺纹钢锚杆通过合理的工艺方式和工艺参数进行整体强化热处理而成的。实验室反复证明，超高强度螺纹钢锚杆的屈服强度可达703 Mpa，极限强度可达811 Mpa，延伸率可达21%。强化热处理的方式有两种：常规加热和感应加热。前者效率低，电耗高、成本高，而采用后者感应加热可以大幅度降低能耗、提高生产率，而且可改善超高强度螺纹钢锚杆的主要力学性能。两种热处理方式制造的超高强度螺纹钢锚杆的力学性能见表4-2。表4-2 两种热处理方式制造的超高强度螺纹钢锚杆的力学性能加热方式锚杆直径/mm极限载荷/kN延伸率/%常规加热2221417.7感应加热2234020表4-1 20MnSi级螺纹钢锚杆锚尾强化热处理后的力学性能螺纹钢名义直径锚尾强化热处理后螺纹直径屈服载荷/kN极限载荷/kN延伸率/%断裂位置18mm否是M1653.7928713713.820锚尾杆体20mm否是M1865.9114.010217116.421.3锚尾杆体22mm否是M2083.0141.513621616.623.3锚尾杆体5 巷道围岩稳定性分类5.1按围岩松动圈的分类方法围岩松动圈是指巷道掘进后，用国产声波仪测定围岩声波降低范围的平均值。中国矿业大学建工学院测定的围岩松动圈的范围，进行围岩稳定性分类，见表5-1.表5-1 巷道围岩稳定性（松动圈）分类围岩类别分类名称围岩松动圈/mm小松动圈稳定围岩040中松动圈较稳定围岩40100一般围岩100150大松动圈一般不稳定围岩（软岩）150200不稳定围岩（较软围岩）200300极不稳定围岩（极软围岩）3005.2按围岩变形量的分类方法围岩表形量是巷道开挖后受多种因素影响的综合结果，是围岩稳定性分类的多因素单一定量指标，煤炭科学研究总院北京建井所据此指定的巷道围岩分类见表5-2。表5-2 按围岩变形量制定的围岩分类围岩类别开挖后围岩变形量/mm2006 巷道锚杆支护设计方法6.1工程类比法工程类比法是建立在已有工程设计和大量工程实践成功经验的基础上，在围岩条件、施工条件及各种影响因素基本一致的情况下，根据类似条件的已有经验，进行待建巷道地质条件与围岩物理力学参数，科学地进行围岩分类的情况下，然后再针对不同条件的围岩类别，根据巷道生产地质条件确定锚杆支护参数。工程类比法是一种实用方法，在我国煤矿锚杆支护设计中占有主导地位。6.1.1以回采巷道围岩稳定性分类为基础的锚杆支护设计方法1988年，原煤炭工业部颁布试用我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案。经过十年试用，此分类方案已进一步完善，发展成为包括缓倾斜、倾斜、极倾斜各种煤层厚度的回采巷道，煤层上下山，其他煤巷以及岩石巷道的全部的采准巷道围岩稳定性分类。根据这个方案，煤巷围岩的稳定性可分为非常稳定（类），稳定（类）、中等稳定（类）、不稳定（类）、极不稳定（类）5个类别。我国煤炭系统的许多专家、学者、工程技术人员在煤巷锚杆支护研究、设计与施工中做了大量工作，积累了丰富的经验，并由中国矿业大学、煤炭科学研究总院北京开采所专家组成煤炭工业部锚杆支护专家组将他们丰富的经验积累起来，在采准巷道围岩稳定性分类的基础上，制定了煤巷锚杆支护技术规范。该规范的要点如下：（1）顶板必须使用金属杆体。全长锚固或加长锚固锚杆应采用螺纹钢杆体。采用端头锚固时，设计锚固力不应低于64 kN；采用全长锚固锚杆时，杆体破断力不应低于130 kN.（2）一般情况，巷帮应支护。巷帮锚杆设计锚固力以不低于40 kN为宜。根据巷道断面、煤层厚度与强度、节理裂隙发育程度、埋藏深度、护巷煤柱尺寸、锚杆是否经受切割等因素确定锚杆的形式与参数。（3）锚杆孔径与锚杆杆体锚固段直径之差，宜保持在610 mm范围之内。（4）顶板靠近巷道两帮的锚杆，一般应向巷帮倾斜15-30。（与铅垂线夹角）（5）金属杆体锚杆支护参数系列见表6-1。（6）推荐杆体锚杆基本支护形式与主要参数见表6-2.6.1.2巷道松动圈支护设计地下巷道开挖以后，围岩中将产生应力重新分布和应力集中现象，当围岩应力小于岩体强度时，围岩处于弹塑性状态；当围岩应力超过围岩强度时，围岩中将产生变形松动现象，结果在巷道周围形成松动破碎区，亦称为围岩松动圈。围岩松动圈的大小与工程因素有关，同时也与地质因素有关，是围岩应力和围岩强度的综合反映。研究表明，围岩松动圈有如下特性：由于围岩性质不同，松动圈可能有圆形、椭圆形和异形等形状。（1） 在有控制条件下，松动圈稳定时间当lp150 cm时，1-3各月。（2） 一般的支护不能有效地阻止松动圈的产生和发展。（3） 地质条件一定时，巷道宽度在37 m范围内，松动圈的大小变化不明显。表6-1 金属杆体锚杆支护参数系列项目系列锚杆长度/m锚杆杆体直径/mm锚杆孔径/mm锚杆排距/m锚杆间距/m1.4 1.6 1.8 2.0 2.2 2.4 2.616 18 20 22 2426 28 31 330.6 0.7 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.40.6 0.7 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.4表6-2 道顶板锚杆基本支护形式与主要参数选择巷道类别巷道围岩稳定状况基本支护形式主要支护参数非常稳定整体砂岩，石灰岩类岩层：不支护其他岩层，单体锚杆端锚：杆体直径:16mm 锚杆长度：1.4-1.8m稳定顶板较完整，单体锚杆排间距：0.8-1.2m 设计锚固力：64KN顶板较破碎，锚杆+网端锚：杆体直径：16-18mm 锚杆长度：1.6-1.8m中等稳定顶板较完整： 排间距：0.8-1.0KN锚杆+钢筋梁，或行架 设计锚固力：64-80kN端锚：杆体直径：16-18mm锚杆长度：1.8-2.2顶板较破碎：排间距：0.6-1.0m锚杆+w刚带+网，或增加锚索+行架+网 设计锚固力：0.8-1.0KN或增加锚索端锚或全长锚固：杆体直径:18-22mm锚杆长度：1.8-2.4m排间距：0.6-1.0m不稳定全长锚固杆体直径18-22mm锚杆+w刚带+网，或增加锚索 锚杆长度：1.8-2.4m行架+网，或增加锚索 排间距：0.6-1.0极不稳定1、顶板较完整全长锚固杆体直径：18-24mm锚杆+金属可缩支架，或增加锚索 锚杆长度：2.0-2.6m2、顶板较破碎 排间距：0.6-1.0锚杆+网+金属可缩支架，或增加锚索3、底鼓严重锚杆+环形可缩支架表6-3 巷道围岩松动圈分类及锚喷支护建议围岩类别分类名称围岩松动圈/mm锚喷支护类型锚喷参数计算法备注小松动圈稳定围岩0-40喷混凝土围岩整体性好，不易风化可不支护中松动圈较稳定围岩40-100锚杆及局部喷射混凝土锚杆悬吊理论必要时可用刚性支架一般围岩100-150锚杆及局部喷射混凝土锚杆悬吊理论刚性支架大松动圈一般不稳定围岩（软岩）150-200锚杆、喷层及局部挂金属网锚杆组合拱理论可缩性支架不稳定围岩（较软围岩）200-300锚杆、喷层及局部挂金属网锚杆组合拱理论可缩性支架极不稳定围岩（极软围岩）300实践证明，在工程条件相似时，采用工程类比法进行锚杆支护设计可能十分成功。然而，我国煤巷锚杆支护技术水平较低，商处于发展阶段，其围岩应力分布、围岩运动有其自身特点，某一类尚存在各种不同情况，使用时必须参照多方面的经验加以应用。6.2理论计算法锚杆支护理论计算法主要是利用悬吊理论、组合梁理论、压缩拱等以及各种力学方法，分析巷道围岩的应力与变形，进行锚杆支护设计，给出锚杆支护的解析解。这种方法的重要性不仅与工程类比法相辅相成，而且为研究锚杆支护提供了理论工具。随着岩石力学发展水平的提高，终将使锚杆支护设计达到科学、定量。6.2.1按悬吊理论设计锚杆支护参数在层状岩层中开挖的巷道，顶板岩层的滑移与分离导致顶板的破碎直至冒落；在节理裂隙发育的巷道中，松脱岩块的冒落可能造成对生产的威胁；在软弱岩层中开挖的巷道围岩破碎带内不稳定岩块在自重作用下也可能发生冒落。如果锚杆加固系统能够提供足够的支护阻力将松脱顶板或危岩悬吊在稳定岩层中，就能保证啊哈咕哝道围岩的稳定、a.锚杆长度锚杆长度通常按下式计算：L=L1+L2+L3 （6-1）式中：L1-锚杆外露长度，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般L1=0.15 m，对于端锚锚杆，L1=垫板厚度+螺母+（0.030.05），对于全长锚固锚杆，还要加上穹形球体的厚度。L2-锚杆有效长度；L3-锚杆锚固段长度，一般端锚时L3=0.30.4 m，由 拉拔试验确定，当围岩松软时，L3还应加大。对于全长锚固锚杆，锚杆的有效长度则为L2+ L3。显然，锚杆外露长度（L1）与锚杆锚固段长度（L3）易于确定，关键是如何确定锚杆有效长度（L2）。通常暗下述方法确定L2。（1）当直接顶需要悬吊而它们的范围易于划定时，L2应大于或等于它们的厚度。（2）当巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大于巷道围岩松动破碎区高度Li，Li可由下面几种方法确定。1）经验确定2）声测法确定3) 解析法估计 （6-2）式中 RMR-CSIR地质力学分级岩体总评分；L-巷道跨度4）在松散介质及中硬以下跨度地下空间（跨度一般小于6 m），可以利用M.M.普罗托奇雅可诺夫的抛物形压力拱理论估计冒落带高度：当f3时， hi=L/2f （6-3）当f2时hi=L/2+Hcot(45+/2)/f （6-4）式中： f-岩石普氏坚固性系数； L-巷道跨度； H-巷道掘进高度； -岩石内摩擦角。b.锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，则 （6-5）式中 d-锚杆杆体直径，mm； Q-锚固力，由拉拔试验确定，Kn; t-杆体材料抗拉强度，MPa. c.锚杆间、排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量等于锚杆的锚固力。通常锚杆按等距排列，即a=sc=s1。则有： （6-6）式中： sc、s1-锚杆间、排距； K-锚杆安全系数，一般取K=1.52； -岩石体积力。6.2.2按组合梁理论设计锚杆支护参数在巷道顶板一定距离内不存在坚硬稳定岩层时，顶板锚杆的作用机理就是将几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层，这种厚岩层内最大弯曲应变和应力与无锚杆支护时相比都将大大减小，从而避免了顶板岩层的滑动、离层、或冒落。保证了巷道顶板稳定。按照组合梁理论设计锚杆支护参数主要确定锚杆的长度及锚杆的间排距。1)锚杆长度锚杆长度L由（式）确定，由于锚杆外露长度L1和锚固段长度L3易于确定关键时如何确定有效长度L2。根据满足顶板最下一层岩石外表面抗拉强度条件组合梁厚度，即锚杆有效长度L2。固定梁跨中点下表面上抗应力最大，其值为 （6-7）设顶板岩石抗拉强度为，则顶板稳定时应满足 K1t （6-8）即 L20.5B式中 k1-安全系数，一般取k1=35; B-巷道跨度，m。考虑岩层蠕变的影响，引入蠕变安全系数k2。考虑顶板各岩层间摩擦作用对梁应力和弯曲的影响，引入惯性矩折减系数k3，则锚杆有效长度的表达式为： （6-9）式中 p0-原岩水平应力分量； K2=1.204； K3由表6-4确定。表6-4 由组合梁层数数目决定的系数K3组合岩层数目1234K310.750.70.652)锚杆间、排距 锚杆的间距由组合梁的抗剪确定，在此，没有考虑组合梁层间的摩擦作用。设锚杆的间距（sc）与排距（sl）相等，梁半跨内由均布载荷的总剪应力近似地表示为： （6-10）而在此范围内，间距为（m）的锚杆具有的抗剪能力为 （6-11）考虑到顶板抗剪安全条件 （6-12）所以 （6-13）式中： d-锚杆杆体直径，mm； -杆体材料抗剪强度，Mpa； K4-顶板抗剪安全系数，一般取36.可以看出，上述分析中做了许多假设，计算结果仅能供锚杆设计时校核参考。6.3数值模拟分析法6.3.1有限元法有限元法也叫有限单元法（finite element method, FEM），是随着电子计算机的发展而迅速发展起来的一种弹性力学问题的数值求解方法。五十年代初，它首先应用于连续体力学领域飞机结构静、动态特性分析中，用以求得结构的变形、应力、固有频率以及振型。由于这种方法的有效性，有限单元法的应用已从线性问题扩展到非线性问题，分析的对象从弹性材料扩展到塑性、粘弹性、粘塑性和复合材料，从连续体扩展到非连续体。有限元法的思想是把一个大的结构划分为有限个称为单元的小区域，在每一个小区域里，假定结构的变形和应力都是简单的，小区域内的变形和应力都容易通过计算机求解出来，进而可以获得整个结构的变形和应力。6.3.2离散元法 离散元主要是为含有地质不连续面的岩土工程的数值分析而发展的。它页像有限元那样，将区域划分成单元，段元因受节理等不连续面的控制，在以后的运动过程中，单元节理可以分离，即一个单元与其相邻单元可以接触，也可以分开。单元之间相互做用的力可以根据应力和位移的关系求出，而个别单元的运动则完全根据该单元所受的不平衡力和不平衡力矩的大小按牛顿运动定律确定。6.3.3有限差分法微分方程和积分微分方程数值解的方法。基本思想是把连续的定解区域用有限个离散点构成的网格来代替， 这些离散点称作网格的节点；把连续定解区域上的连续变量的函数用在网格上定义的离散变量函数来近似；把原方程和定解条件中的微商用差商来近似， 积分用积分和来近似，于是原微分方程和定解条件就近似地代之以代数方程组，即有限差分方程组， 解此方程组就可以得到原问题在离散点上的近似解。然后再利用插值方法便可以从离散解得到定解问题在整个区域上的近似解。7 锚杆施工工艺采用锚杆支护技术不仅能够显著提高巷道支护效果、提高安全系数，而且可以节约大量的支护和维修费用，在减轻工人劳动强度的同时，能够改善井下作业环境，为矿井的高产高效创造了条件。它与传统的棚式支护相比具有十分明显的技术优越性，因此而被广大的煤矿所接受，近几年发展尤为迅速。但同时应该看到，锚杆支护是一个隐蔽工程 ，一旦施工质量有问题， 极易造成冒顶事故的发生，为此，现场施工就成为锚杆支护的关键环节。这就要求从事锚杆支护的技术人员和操作人员对锚杆支护的施工工艺必须了解、 熟悉和掌握。7. 1顶锚杆施工工艺7. 1.1顶锚杆施工工艺流程顶锚杆施工工艺流程为：掘进凿掉危岩后出煤铺金属网托上钢筋托梁临时支护钻顶板中部锚杆孔清孔锚杆带上托盘和螺母安装树脂药卷和锚杆用锚杆机搅拌树脂药卷至规定时间停止搅拌等待l min左右拧紧螺母安装其它顶锚杆。 7. 1.2顶锚杆的安装要点以顶锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，杆体公称直径18 mm， 长度2000 mm为例。介绍一下顶锚杆的安装要点。 (1) 锚杆应紧跟掘进头及时支护。(2) 钻孔深度,据顶锚杆的长度确定钻孔的深度20003 0 mm。(3) 锚固剂的安装顺序。一定要先放一卷高速药卷并将超快速端(红色)朝向孔底,再放一卷中速药卷。 (4) 锚杆钻机配专用搅拌器搅拌树脂药卷，锚杆钻机先慢速旋转，严禁钻机不旋转直接就把锚杆直接顶入( 钻机不旋转就把锚杆直接顶入不能搅拌好锚固剂)， 待锚杆全部进入锚杆孔后全速旋转。旋转时间控制在1530 s之间，且中途不得停机。停止旋转后等待1 min 左右(等待l min是为了锚固剂能够初凝)，换上安装器拧紧螺母。 (5) 利用锚杆钻机配安装器拧紧螺母，拧紧力矩达到100 Nm，要点动锚杆钻机拧紧螺母，以防止操作手柄伤人。(6) 锚杆间排距误差不得超过设计值 50 mm。(7) 螺母距锚杆杆体尾端不大于50 mm。(8) 由于顶部角锚杆的主要作用是防止顶板沿帮部切落，角锚杆合理的安装角度，可以使角锚杆在水平方向上有合理的投影长度，从而有效的防止顶板沿帮部切，因此角锚杆的安装角度必须符合设计要求，与垂直方向成20的角。 7. 1.3顶锚杆的安装步骤以顶锚杆的安装为例来介绍顶锚杆的安装步骤。 (1) 顶锚杆安装所用的设备和材料安装顶锚杆所需的设备和材料见表 7-1。表7-1 安装顶锚杆所需设备和材料序号设备或材料序号设备或材料1液压锚杆钻机5左旋无纵筋螺纹钢锚杆2B196树脂锚固剂3双翼钻头7托盘和螺母4专业搅拌器8专业安装器(2) 顶锚杆的安装步骤 用液压锚杆钻机钻孔，先用1.2 m短钎杆钻孔，后换2.5 m长钎杆，采用钻头，钻孔时钻机升起，开动锚杆钻机进行钻孔。孔深要求为200030 mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定深度后下缩锚杆钻机同时清孔，用高压水清除钻孔内的煤粉和泥浆。 先放入一卷高速树脂锚固剂，并将超快速端( 红色)朝向孔底，再放人一卷中速树脂锚固剂。锚杆体套上托盘，带上螺母，杆尾通过搅拌器与锚杆钻机联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔