煤巷锚杆支护技术研究设计专题报告

煤巷锚杆支护技术研究摘要：近年来锚杆支护技术快速发展，在煤矿巷道围岩控制中的应用也越来越广泛，尤其是在澳、美、英等锚杆支护技术先进国家，我国也在研究推广锚杆支护技术。锚杆支护由于能主动地加固围岩，变被动支护为主动支护，有效改善了矿井的支护状况，具有施工方便、效率高，有利于加快施工进度，且施工成本低、支护效果好等特点，而成为当今巷道支护改革的主要趋势。在介绍锚杆支护原理的基础上，分析了锚杆支护时的受力状态，同时对锚杆在使用过程中时常遇到的锚杆失效机制进行研究并提出相应的解决措施。锚杆在支护时不只是存在失效这一问题，在许多矿井也发生过锚杆断裂的案例，本文着重介绍了锚尾断裂的机制，这对工程实践来说具有重要意义。关键词: 锚杆支护；煤巷；锚杆失效；锚尾断裂；研究1国内外煤巷锚杆支护现状1.1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。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25000km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19mm，强度大约为300MPa)。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22mm和25mm，强度达到517MPa)，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)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。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510MPa，锚杆锚固力达到250kN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。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。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。1.2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：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)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。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。1.3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6070kN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100kN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500kN的“大锚杆”，并在Asfordby矿试验成功用间距1.0m的大锚杆代替间距0.6米的“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。2 锚杆支护理论随着锚杆支护工程实践的不断丰富，适用于不同条件的各种锚杆支护理论相继被提出并逐步得到发展和完善。2.1现有锚杆支护理论2.1.1悬吊作用锚杆支护的悬吊作用，突出地表现在直接顶较薄，老顶比较坚固的情况下，锚杆将下部不稳定的岩层悬吊在上部稳固的岩层上，由锚杆承担软岩或危岩的重量，以达到井巷稳定的目的（图2-1）。（a） (b)图2-1锚杆支护悬吊作用(a)坚硬顶板锚杆；(b)软弱顶板锚杆2.1.2组合梁作用组合梁理论适用于顶板由多层小厚度连续性岩层组成的巷道，其原理是通过锚杆的轴向作用力将顶板各分层夹紧，增大岩层间的摩擦力，并借助锚杆本身提供一定的抗剪能力，阻止其层间错动，使各分层在弯矩作用下发生整体弯曲变形，呈现出组合梁的弯曲变形特征，从而提高顶板的抗弯刚度及强度。图2-2层状顶板锚杆组合梁2.1.3挤压、加固拱作用对于拱顶巷道，其原理是通过锚杆的轴向作用力在围岩中形成拱形压缩带，即通过锚杆的轴向作用力，将围岩中一定范围岩体的应力状态由单向(或双向) 受压转变为三向受压，从而提高其环向抗压强度，使压缩带既可承受其自身重量，又可承受一定的外部载荷。锚杆支护的作用并非各个独立，一般是同时并存综合作用，只是在不同的地质条件下某种作用占主导地位。图2-3锚杆组合拱（压缩共）原理2.1.4最大水平应力作用最大水平应力理论由澳大利亚学者盖尔提出。该理论认为：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，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)与最大水平应力呈锐角相交的巷道，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，顶底板稳定性最差。图2-4最大水平应力原理最大水平应力理论，论述了巷道围岩水平应力对巷道稳定性的影响以及锚杆支护所起的作用。在设计方法上，借助于计算机数值模拟不同支护情况下锚杆对围岩的控制效果，进行优化设计，在使用中强调监测的重要性，并根据监测结果修改完善初始设计。中国矿业大学矿山压力研究所在分析已有研究成果的基础上研究并提出了巷道锚杆支护围岩强度强化理论。该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。该理论的要点是：(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体的力学参数，包括锚固体破坏前和破坏后的力学参数，改善被锚固岩体的力学性能；(3)巷道围岩存在破碎区、弹性区，锚杆锚固区域内岩体的峰值强度或峰后强度、残余强度均能得到强化；(4)巷道锚杆支护可改变围岩的应力状态、增加围压，从而提高围岩的承载能力、改善巷道的支护状况；(5)巷道围岩锚固体强度提高以后，可减小巷道周围破碎区、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。2.2锚杆支护机理许多工程实践特别是地下工程采用锚杆支护时，广泛采用的锚杆锚固形式有两种基本类型，一是最早采用的端部锚固形式，如从较早的倒锲式锚杆到较新近采用的树脂药包式锚杆等；二是全长锚固型，如砂浆锚杆或近几年推广使用的管缝式锚杆等. 就地下工程而言， 锚杆对围岩的支护主要发挥两种作用：对围岩表面提供反力，以抑制围岩向内空变位或以拉拔力抗拒危岩块体的脱落坍方； 加固作用，使围岩整体化，如可以在顶板形成组合梁， 或在地下空间周围形成承载圈等.2.2.1锚杆对围岩受力状态的改变锚杆工作时，其受到轴向力的影响，通过轴向力可以改变围岩的受力状态，使锚固体由二向应力状态改变为三向应力状态，提高其强度假设某地下工程为单一岩洞，其围岩的抗剪强度可用库仑强度包络线表示。若考虑锚杆对岩洞周边的反力作用，可用一附加应力2表示。2值可用一定锚杆布置密度情况下的相应容许拉拔力换算出。当锚杆工作时， 锚杆群对岩壁施加附加反力2，这时原有应力圆缩小为圆心为O的新圆，新的最小主应力=2 +2。从图中可以看出，在锚杆的作用下， 围岩受力状态得到了改变，使围岩强度有了提高.2.2.2围岩力学参数的提高锚杆工作时，锚杆既受到轴向力的影响，又受到剪力的作用，所以锚杆对围岩的强度的强化，一方面通过轴向力改变围岩的受力状态，使锚固体由二向应力转变为三向应力状态， 提高其强度；另一方面通过与锚固体的横向联结，承受剪力和弯矩，提高锚固体的力学参数， 从而达到提高锚固体强度的目的。事实上，从均化模型的角度来考虑，加固的作用就相当于提高了材料的E等参数。2.2.3围岩凝聚力增加对于层理不发育 整体性较好的围岩，锚杆的“销钉作用”可以增大破坏面的抗剪强度，亦即增加了锚固体的等效凝聚力。设岩体的摩擦系数和凝聚力分别为fr、cr，锚杆的抗剪强度为s，截面积为As，杆件间距为ab。沿任意截面的抗剪能力应为岩体和锚杆的抗力之和T=nf rab - Assin + crab - Assin+sAssin（2-1）为该截面与锚杆的夹角。如将锚杆均匀化，则有T =nfabsin+ cabsin(2-2)f、c为均化之后的等效摩擦系数和凝聚力。从许多实验所报道的结果可知，岩体的强度曲线几乎平行，所以可以认为岩体的内摩擦角没有变化， 即f = f r ，又Asn ab ，比较式(2-1) 和式(2-2) 可以得到c =cr+sAsab(2-3)其中s =s d24 3，s为杆件屈服强度，d为杆件直径.2.2.4围岩等效抗压强度提高假设锚固体的破坏服从摩尔库仑准则，则锚固体的单向抗压强度c =2 ccos1 - sin，由提高了的凝聚力就可以得出提高了的单轴抗压强度。2.2.5围岩等效变形模量提高由于锚杆杆体的弹性模量Eb远高于岩体的弹性模量E，当锚杆随岩体变形时，这种差异造成了岩体等效变形模量的增加，可以近似的表示为：E = Ec +Ebd24 ab，忽略岩体泊松比的改变，则岩体的等效剪切模量可以近似的表示为G = Gc +Gdd24 ab3锚杆受力分析3.1预应力锚杆受力分析3.1.1预应力锚杆的工作原理预应力锚杆由杆体、托盘、螺母、档圈组成。预应力锚索是一种具有很强拉拔力的高强度柔性锚杆。树脂锚杆用于煤矿巷道支护， 除具有一般锚杆的悬吊、加拱、围岩加固作用外， 最主要的作用是通过锚杆给围岩施加的预应力，在锚固范围内和锚杆形成一种“均匀压缩带”或称“负荷压力带”。图3-1巷道支护横截面工程现场实践和模拟试验都说明，按照一定间排距排列带有预应力锚杆，提高了压缩带径向应力，减少了切向应力。充分利用锚杆抗拉性能，以大大提高围岩抗压强度和抗拉强度。从材料力学中梁的弯曲理论可知，带有预应力的锚杆和围岩形成组合梁，提高了梁的抗弯能力，从而提高了围岩压应力区的承载能力。图3-2巷道顶部负荷压力带应力状态3.1.2中性点理论该理论认为，预应力锚杆是靠其与孔壁之间的粘结剪应力来阻止围岩向自由面变形的，剪应力的大小与围岩和锚杆之间的相对位移成正比，且在靠近自由面的一段锚杆上，因阻止围岩向巷道移动，产生指向围岩自由面的剪应力，其余一段锚杆因受该段的拉拔作用，锚杆表面的剪应力必然指向围岩内部，以满足锚杆的静力平衡，因此在锚杆长度内存在一个剪应力改变方向的点，该点被称为中性点，其剪应力为零，轴向力最大，见图3-3对于图3-2所示的圆断面巷道锚杆所受的剪应力可表示为（3-1）式中：剪移比例系数，MPa/m；围岩的径向位移，m； 中性点处围岩的径向位移，m. 图3-3中性点理论 图3-4预剪应力和轴力3.1.3预应力锚杆的剪力和轴力考虑静水压力作用下均质和各向同性的圆断面岩石巷道，取半径为n。忽略影响圈内围岩自重，则径向位移为： (3-2)式中：A系数，对于塑性区，；对于弹性区，；其中，P原岩应力，MPa；R塑性区半径，m。E、c、 围岩的弹性模量、泊松比、粘聚力和内摩擦角；弹塑性界面处的径向应力，MPa下面仅讨论锚杆全部位于塑性区的情况，其它可以类推设施加在锚杆上的预应力为 ，则在锚杆上产生的剪应力为(3-3) 式中：锚杆有效长度，m；其中，U 锚杆周长，m； S锚杆断面面积，。锚杆所受的最大剪力和轴力都在其外端部，见图3-4。当围岩变形时，所产生的剪应力要与预剪应力叠加，其结果将导致锚杆里段的剪应力增大，外段的剪应力减小，当外端的剪应力超过预剪应力时，锚杆轴向力最大点即由锚杆端部向里转移，形成中性点，如图9a。若预应力足够大，也就不可能形成中性点，如图3-5。图3-5预应力锚杆的受力假设有无预应力时，围岩的变形是相同的，则由图3-5不难看出，施加预应力后锚杆所受剪力趋于均匀化，且中性点的轴力增大了，若以此轴力作为锚杆的锚固力。显然， 此时的锚固强度得到了提高当中性点存在时，锚杆所受的剪应力应由(1)和(3)式叠加， 即：(3-4)考查锚杆的静力平衡，应有：(3-5)式中：锚杆中性点到巷道中心的距离，m。将有关各式代入(5)，可得 (3-6)其中锚杆所受的轴向力为(3-7)最大轴向力在中性点处， 即：(3-8)3.2全长锚固非预应力锚杆受力分析3.2.1非预应力锚杆的工作原理一般认为锚杆的支护作用就是将分散的岩石组合成整体，成为承担着自重和作用在它上面的压力的一个岩石结构。这种概念只有对预应力锚杆是正确的，而对于全长锚固的非预应力锚杆来说是不够确切的。因为由锚杆组合成的岩石圈， 不同于地面结构，地面结构是先建成以后再承受荷载， 而锚杆组合成的岩石圈在未锚固之前就已负满载。井巷开挖后，贮存在原岩内的弹性变形能会很快消失，所以在弹性状态的硬岩中施加非预应力锚杆，只能悬吊临界状态的岩块，基本上不能起组合作用。全长锚固的非预应力锚杆，主要用于变形大的软弱岩体中，以控制岩石的塑性变形。被控制变形量的大小由计算决定。若控制变形量过大，锚杆与孔壁间产生的剪应力超过粘结剂的抗剪强度时，岩石与锚杆发生滑动， 岩块脱落，锚杆失去锚固作用。锚杆控制变形量的大小，与锚杆长度有关，锚杆越长控制变形量越大，因此锚杆长度应根据粘结剂强度算得的允许控制变形量来决定。锚杆内力大小也与长度有关，锚杆直径可根据材料强度和内力大小计算。因此设计锚喷支护时，必须根据确定的控制变形量计算所需的锚杆尺寸。3.2.2全长锚固锚杆受力状态分析全长锚固锚杆是靠锚杆与孔壁之间的粘结（包括摩擦）剪应力来阻止岩石向自由面变形的。剪应力大小与岩石和锚杆之间的相对位移成正比。锚杆锚固变形后，剪应力的大小和分布情况，目前还未研究清楚。有的资料把锚杆与孔壁之间的剪应力表示成指向同一个方向，有的文章阁认为锚杆轴向应变与周围岩体同一方向的应变符号相同。这些都是不正确的，不符合锚固后静态锚杆的静力平衡关系。实际情况是靠近井巷的一段锚杆，因阻止围岩径向变形，锚杆表面产生指向围岩自由面的剪应力。其余一段锚杆因受该段的拉拔作用，锚杆表面的剪应力必指向岩体内部。指向相反的分界点，即为锚杆与孔壁岩石相对位移为零的中性点。此点剪应力为零。锚杆的轴向力在中性点处为最大，向两端逐渐减少为零实测资料说明，锚杆的最大轴向拉力在锚杆长度中间部分。因此，全长锚固的锚杆，并不是沿全长都能阻止岩石向自由面的变形。所以，用抗拔力来衡量全长锚固锚杆的锚固程度是不确切的，真正阻止岩石变形的锚固力，是中性点两侧互相平衡着的最大轴向拉力。根据以上分析，可对锚固力大小进行理论推证。图3-6图量测铝锚杆应变、时间、深度 曲线图3-7锚杆轴力曲线（日本广谷地隧道）图3-8冯家山溢洪隧洞锚杆内力测试图3-9锚杆轴力分布曲线（日本宫名隧道）3.2.3锚杆内力计算井筒或巷道开挖以后，围岩表面部分的弹性变形能很快消失，相继的变形是随围岩塑性区的扩展而发展，直至塑性圈能承受弹性 区的挤压力时停止扩展。因此，开挖后处于瞬时临界稳定状态的围岩，并不一定能够保持长期稳定。全长锚固锚杆就是用来控制开挖后围岩的继续变形。围岩的径向变形值可用量测法测定，也可用理论计算。对于均质岩层，径向均匀荷载作用下的圆断面井筒或巷道可用下式计算，即 (3-9)式中围岩的径向变形值，一任意点的径向半径；A 系数，对于塑性区，对于弹性区，；一原岩应力；弹塑性界面处的径向应力；E、c、岩石的弹性模量、泊松比、粘聚力、内摩擦角；塑性区半径，(3-10)井筒（或巷道）荒半径式（1）中， 当时， 得围岩表面的径向位移为： (3-11)在弹塑性边界径向位移为：(3-12)根据弹塑性边界处变形的连续条件，式(4)中。以上是围岩不支护时求得的理想塑性区， 而实际弹塑性区是逐渐过渡的， 围岩锚固后又在一定程度上影响塑性区深度的发展。分析式（1）可以看出， 围岩径向变形沿深度呈双曲线型变化， 围岩表面变形最大， 向岩体内部逐渐减小。在无限远处（）变形为零。全长锚固的锚杆， 可能有两种不同的锚固深度：长度等于或小于塑性区；长度大于塑性区，部分伸入弹性区内。但岩体的径向变形是连续的，下面分别加以讨论。围岩锚固后， 锚杆也随着围岩径向位移而移动。但由于沿深度各点的径向位移量不同，所以使锚杆与孔壁之间产生相对位移而引起粘结剪应力。剪应力的大小与相对位移成正比，以下式表示(3-13)式中，剪移比例系数，；岩石与锚杆的相对剪移变形量， ；中性点处岩石的径向位移量；锚杆在点的伸长量。约束岩石变形的一段锚杆上，产生指向自由面的剪应力，另一段锚杆上的剪应力指向岩体内部。根据内力平衡关系（图3-10），可求得剪应力为零的中性点。由于， 故锚杆位于塑性区时 (3-14)又知，因此，得 (3-15)当锚杆位于弹塑性区时 (3-16)得(3-17)式中，一中性点半径；一锚杆长度。根据弹塑性边界变形的连续条件， 所以式（7）与式（9）相同。图3-10锚杆受力简图上式的推证中金伽各了锥杆伸长对剪应力的影响。因为全长锚固锚杆， 主要适用于大变形的软岩中，锚杆伸长量相对来说很小， 同时中性点两侧的影响又互抵消一部分， 所以影响很小（2m长的钢杆，时，变。锚杆内的应力不均匀，且多低于，约束段长度也常小于2m)， 因此完全能满足工程实用的要求。根据以上假定，锚杆的内力表达式为(3-18)式中， 锚杆周边任一点处的剪应力；一锚杆周长。最大轴向力为 (3-19)根据式（5） 得(3-20) (3-21)式(12)中锚杆伸长量 是轴向力的函数， 为了简化可用迭代法进行计算，即第一次取计算值， 再以求算 值， 得(3-22)再将代入式（12） 第二次计算 值， 这样反复进行修正。实际工程中， 岩体径向相对变形值远大于锚杆伸长量 ， 为了简化计算， 可忽略锚杆变形的影响， 则式（12） 为(3-23)当 时， 得锚杆的最大轴向力为(3-24)锚杆长度不同（其它条件相同）时，锚杆轴向力和表面剪应力的变化规律见图6。从图中可看出， 锚杆轴向力的增长比锚杆长度增长的快，而剪应力的增长则比锚杆长度增长慢， 锚杆最大轴向力在中性点处，最大剪应力在自由面处的锚杆端点。设计锚杆时最大拉应力不应超过锚杆材料的许可抗拉强度，最大剪应力不应超过锚杆与孔壁的粘结抗剪强度。如果岩石较软（变形较大），而需要加固的厚度较大，允许的控制变形量与所需的锚杆长度不能同时满足要求时，可采用长短组合锚杆。其中，短锚杆按抗剪强度算得的允许控制变形量计算所需的长度和直径，长锚杆按加固圈的厚度来设计所需要的锚杆尺寸。在长短锚杆重叠处， 长锚杆上的剪应力也不应超过锚杆与孔壁之间的粘结抗剪强度。图3-11锚杆轴向力和剪应力分布规律4 锚杆失效机制煤巷支护是生产的基础、安全的保障。多年以来，巷道支护方式经历了多次变革， 从木棚、刚性金属支架、可缩性金属支架到现在的锚支护形式。锚杆支护一改被动支护为主动支护，与以往的支护形式相比， 具有防止煤体早期离层变形，简化综采工作面上、下顺槽的超前替棚，提高了回采速度和单产，节约支护成本、减轻工人劳动强度等优越性。在充分肯定锚杆支护优越性的同时， 发现锚杆支护设计参数选定的不合理性、地质条件的变化、支护材质不合格、施工质量不达设计要求等都是造成顶板事故的原因之一。下面结合生产实践，对煤巷锚杆失效的原因进行分析。4.1锚杆失效的原因及其分析4.1.1锚杆支护参数设计不合理的影响锚杆支护参数设计包括: 锚杆种类、锚杆几何参数、锚杆力学参数、锚杆密度(锚杆间、排距)、锚杆安装角度、钻孔直径、孔深、锚固方式和锚固长度、锚杆预紧扭矩、锚杆锚固力拉拔试验结果。支护参数设计的合理性直接影响到锚杆支护的效果。锚杆的选择应根据巷道的服务时间和承载的基本要求确定，在采煤工作面施工开切眼时， 采煤帮的支护，在煤层稳定的情况下，可以选择强度较低的锚杆(例如竹制或玻璃钢锚杆)。对于服务时间较长的上、下顺槽， 就不能选择强度较低的锚杆，否则，在围岩来压时， 锚杆很容易损坏失效。对于岩性较不稳定， 围岩压力较大的地方，要求锚杆的强度要更大些， 如果强度达不到，会导致锚杆断裂失效。在同等材质情况下，锚杆的几何参数对支护效果影响也非常大，当巷道顶板岩层的稳定程度、稳定岩层的厚度、稳定岩层距巷顶的距离不同，要求锚杆的长度和直径也不同。当顶板岩性和完整性较差时，要求锚杆的长度和直径相应地要大些，当顶板岩的稳定性完整性都很好时，锚杆的长度和直径可以相应地缩小。如果锚杆的长度和直径选择不合理，很容易造成锚杆失效。锚杆的力学性质也直接影响到锚杆支护的效果。锚杆支护要求锚杆有足够的强度、适当的延展性及大的承载力，锚杆本身不能有弱面，使锚杆整个杆体都均匀受力。因为，不同的岩层的胶结度不同，岩层的离层量也不一样，所以，不同的地质条件，要求锚杆的延展率不一样。如果延展率过大，锚杆克服不了岩层的离层，只有在离层达到一定程度的时候，锚杆才能对岩层的继续离层起作用，这时，岩层的组合梁(拱)的承载作用已经大大地降低了；如果延展率过小，当离层达到一定程度的时候，锚杆断裂。以上两种情况表明锚杆的物理参数选择不合适会造成锚杆失效。在锚杆的支护密度方面，岩层稳定程度、完整程度不同，支护密度也应该有所区别。因为，锚杆在施工时，锚杆的锚固力还是有差别的，形成锚杆单个作用，在不同锚固力的锚杆的作用下，会使顶板受到剪切而损坏，不能形成完整的支护体。在同等岩性的条件下，每根锚杆的支护半径不同，这就要求有合适的支护密度。如果锚杆密度过大，不但不会加强锚杆的支护效果，还会对顶板造成破坏。锚杆密度过小，则达不到应有的支护效果。锚杆支护要做到“三径”匹配，即锚杆直径、钻孔直径、钻头直径三者匹配。“三径”实现不了匹配，锚杆的锚固长度、锚杆和围岩的结合程度就会偏离设计值，降低锚杆的承载力， 当围岩来压时，锚杆易造成失效。锚杆的施工角度，应使锚杆能最大程度地克服围岩的变形，有效地发挥锚杆的承载能力， 锚杆的角度不合适，会造成锚杆的载荷达不到设计值，使锚杆处于无效状态。煤巷利用锚杆杆支护时，要求锚杆能主动承载，对围岩形成一定的挤压力，有一定预应力，形成组合梁、拱的作用。当围岩来压时，锚杆会把载荷传递到围岩的深部，使锚杆处于一种相对稳定的载荷下工作，以提高锚杆支护效果。如果不给锚杆一定的预紧力，锚杆被动地承载着围岩的重力，随着岩层的离层，会使锚杆的载荷越来越大，最终导致锚杆失效。锚杆螺母的预紧扭矩的大小，也影响着锚杆的预应力， 如果预紧扭矩达不到设计要求，锚杆的预应力作用也会达不到要求，造成锚杆由于载荷的不断增加而失效。由此看出，锚杆支护设计不合理，很难保证锚杆的支护效果，同时 煤矿井下的地质条件是随时变化的，所以，在施工过程中要根据实际情况，及时地修定锚杆支护设计参数。4.1.2 地质因素影响当煤层掘进巷道遇到地质变化，如:松软岩层、断层、褶曲、顶板淋水区、沿空掘巷等情况，顶板多数较为破碎，硬度降低，致使锚杆在岩体中的锚固距离内不能形成有效的锚固力，顶板来压后，煤巷锚杆失效造成顶板离层，导致顶板事故。4.1.3煤巷锚杆支护材质的影响支护材质质量的好坏直接影响到支护质量的优劣。支护材质包括的方面很多，其中锚杆杆体、锚固剂、锚杆托盘、螺母等是比较重要的几项，它们的规格、性能、强度与结构的匹配至关重要。锚杆杆体材质强度达不到要求的情况下，会导致锚杆断裂失效。锚杆螺母及锚杆杆体螺纹强度不够，当锚杆载荷作用时，螺母脱落导致锚杆失效。当锚杆托盘强度不够时， 在锚杆载荷的作用下，托盘变形，使螺母扭矩减小，导致锚杆失效。锚固剂的质量达不到设计要求时，会降低锚杆支护强度，达不到设计支护效果。4.1.4施工质量因素的影响锚杆支护的施工工艺较为繁琐，人为因素影响较多，如钻孔直径、锚固剂直径、锚杆直径三者之间的匹配，锚杆孔内粉末的处理情况，树脂药卷的搅拌时间，锚杆的安装角度，锚杆预紧力的大小，托盘与煤岩壁接触的紧密程度等。每道工艺过程的实施都对锚杆的支护质量有较大的影响，因此，众多的人为因素是造成锚杆失效的原因之一。其中以因搅拌时间不足、超长造成锚杆失效最为突出。4.2降低锚杆失效的基本途径4.2.1锚杆支护参数设计必须合理在锚杆支护参数设计中，力求充分考虑地质变化情况，保证在施工过程中，根据地质情况的变化，相应修改支护参数，减少锚杆失效发生的几率。采用锚杆支护的煤巷采用左旋无纵筋等强锚杆，并进行加长或全长锚固。锚杆几何参数包括直径、长度等，倾斜锚杆长度应保证锚杆锚固长度伸入煤体上方， 中部、顶部锚杆长度尽量使倾斜和垂直锚杆长度一致，并考虑巷道帮与稳定岩层的距离选择合适的锚杆长度。锚杆直径设计要根据围岩特点，如顶板破碎、应力大的巷道，应选用直径大的锚杆(如直径为22 mm 以上)；相反，对于顶板比较完整、变形量较小的应选用直径小的锚杆(如直径为18 20 mm)。为此，在施工过程中锚杆几何参数要依据设计， 也要适应不断变化的围岩特性，否则，就会造成锚杆失效。锚杆力学参数包括屈服载荷、破断载荷、抗拉强度、延伸率等，锚杆设计要明确这项内容。从而使锚杆具有足够的强度适当的延展性及大的承载力，提高锚杆的支护能力。锚杆密度，即锚杆间、排距。选择合适的间距、排距，对于充分发挥锚杆支护优点有着重要的意义。间距、排距的确定必须依据锚杆支护设计，锚杆密度太小，围岩变形得不到有效控制；锚杆密度太大，支护效果改善不明显，反而增加支护成本，造成支护材料的浪费。根据地质变化情况，及时修正锚杆间、排距，保证支护强度，减少顶板事故。锚杆安装角度。顶板中部锚杆安装角度应大于75，巷道两肩部的角锚杆必须倾斜布置， 并与组合构件连接，与垂线呈305。如果安装角度不合理，很难在锚固区形成一个稳定的承载结果，不能确保顶板不出现松散、垮落，因此在锚杆设计中必须选定科学的锚杆安装角度。钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为4 10mm，钻孔直径与锚固剂直径之差应为3 5mm，孔深度不超过锚杆长度50 mm，否则不能达到要求的锚固距离，降低锚杆的锚固强度，导致顶板事故。因此设计中必须确定科学的钻孔直径、锚杆直径、锚固剂直径，以保证这三径匹配。锚杆预紧力和锚固力对于支护效果起着十分重要的作用。如果锚杆对围岩的围压很小或为0，锚杆安装后不能及时对岩层施加有效的挤压作用，则在岩层中无法及时形成支撑结构。只有当岩层发生一定的变形后，锚杆才会产生载荷，这样，锚杆支护体系无法控制锚杆产生载荷前岩层内发生的离层、失稳、滑动。同时，岩层的变形，造成了岩层的载荷能力明显丧失， 极大地降低了整个支护体系的支护能力和支护效果。因此，低预紧力的锚杆支护体系，失去了锚杆支护的主动性和及时性的特点，容易发生顶板突然垮落等恶性事故。根据晋煤集团生产实践，在锚杆支护设计中，预紧力矩或预紧力、锚杆锚固力设计合理值为:顶锚杆锚固力大于80 kN，预紧力矩大于150 N# m；帮锚杆锚固力:金属杆体60 kN以上，预紧力矩大于120 N/m。4.2.2变化采取相应的技术措施以适应地质的变化当围岩破碎时，应适当增加锚杆的直径和长度，降低锚杆的间排距，加大锚杆的承载力和锚杆体的作用范围，提高支护效果。当围岩含水或出现淋水时，应采用凝结速度较快的锚固剂，使锚杆及时承载起到支护作用。通过有效的改变方式，及时地改善支护效果，减少锚杆的失效。当锚杆出现失效时，应加套特殊U 型棚等， 避免锚杆失效造成顶板事故。4.2.3严格检测锚杆支护材料的内在质量煤巷锚杆支护用品的内在质量检测试验，必须由专门的质检部门负责对每批次支护用品的材质、物理化学性能、机械性能等行业标准、支护设计要求的有关指标进行检测试验，提出检测报告。对于检测不合格的产品定期向有关部门、各生产使用单位进行通报，严禁下井使用。要把好入井关，对每一批次的锚杆、树脂药卷都要进行拉拔试验，并做好记录。当发现质量不合格产品时，生产队组可拒绝使用。4.2.4避免人为因素造成锚杆失效组织操作工人进行规程学习， 使其了解施工工艺、技术要求、机具的操作方法， 掌握施工质量标准；井下作业现场配齐各种检测工具， 如锚杆拉力计、扭矩扳手、锚索张拉仪等， 确保小班的施工质量验收；建立完善的小班质量验收制度， 使锚杆施工质量有管理、有检测、有记录、有落实；煤巷锚杆支护各项施工工艺必须严格按照掘进工作面锚杆设计的要求进行；建立完善的煤巷锚杆支护的矿压监测制度， 评价支护效果， 加强日常监测， 及时修正锚杆设计， 有效地避免因锚杆后期失效而造成的顶板事故。5 锚杆尾部的破断机理研究普通锚杆尾部的破断问题已成为影响煤巷锚杆支护推广与发展的关键问题，为此国内(国外未见相关报道)采取了若干技术措施。最具代表性的是热处理强化法。所谓热处理强化法即对锚杆尾部螺纹采用固态淬火亚稳相强化方法，热处理后锚尾的承载力普遍要高于杆体30%以上，但其延伸率有所降低。目前该方法作为预防锚尾破断的措施已在煤矿得到推广。但实践表明，在围岩变形压力大时，该型锚杆仍在尾部发生破断。尽管破断原因甚多，但本章拟从偏心荷载作用下锚尾的工作状态分析出发，对锚尾的破断机制进行研究探讨。5.1偏心荷载作用下锚尾受力分析若假定锚尾处于纯偏心荷载工作状态，并假定荷载作用范围在螺母内切圆周线上或以内且为一集中力，在偏心荷载Q 作用下，杆尾的变形是轴向拉伸和两个纯弯曲的组合。如假定Q 作用在对称轴上且在螺母内切圆周上，由材料力学，则不难推求杆尾横截面上最危险点的正应力为： (5-1)式中：A- 为锚尾有效截面积，s- 为螺母内切圆直径，d- 为锚杆尾部螺纹公称直径。对螺纹 M16，M18，M20，M22，相应s 为24，27，30，34，s/d 一般为1.5，则 ；若不计s的影响，则。由此可见，锚尾偏心荷载若按集中考虑，则在锚尾处产生的正应力是其本身的57倍，即便考虑偏心荷载为面接触分布且考虑锚杆安装时施加一定的预应力，也不能改变偏心荷载不利于锚尾工作状态的事实。即偏心荷载工作状态是锚杆工作的最不利状态，应力求避免或减缓。5.2一般全锚条件下锚尾的工作状态分析假设锚杆传递给托盘与螺母结合部位的荷载为偏心荷载，很显然，对端锚因此处荷载为最大，故端锚情况下锚杆最易在尾部发生断裂；对全锚由“中性点”理论知，上述结合部位荷载为零，全锚无论如何也不会发生尾部断裂，这与事实明显不符。有人认为“中性点”理论存在的问题是未计托盘影响的结果，这里仅根据工程实践重点对全锚托盘处锚尾的工作状态作一分析。考虑到工程实践中全锚并未沿锚杆全长充填锚固剂，而是在近巷道壁面(这里假设巷道断面为圆形)处尚空留一小段长度，对这种情况可视作局部端锚。据端锚的工作特性，必有一力Q 作用在锚尾托盘处。为有别于锚固力，这里称其为等效力。此条件下，带托盘的全长锚固锚杆的力学模型见图5-1(a)，(b)，(c)。图5-1全长锚固锚杆力学模型取微元体单元如图5-2，其平衡关系式为：(5-2)式中：T- 为锚杆表面单位长度上的剪力，N- 为锚杆轴力，r -为围岩中任一点的径向坐标。按材料力学公式，锚杆轴力 N 及剪力T 为： (5-3) (5-4)式中：-为锚杆折算横截面积，锚固定好时， ；端锚或锚固段破坏时。其中， 分别为杆体及粘结剂的横截面积和弹性横量；，分别为杆体的应变和位移。图5-2锚杆微单元体单根锚杆上所受的作用力应互相平衡，即满足：(5-5)式中：r0 为巷道半径，L 为锚杆长度。对单根锚杆，一般所求得锚杆表面的围岩实际位移是考虑锚杆的平均效应(按均布力)后得到的。实际上，单根锚杆对围岩的作用是一个集中力，对应于集中力处的围岩位移与平均位移不同，二者之差可用最简单的幂级数表示，即有: (5-6)式中：-为锚杆作用处围岩的实际位移，- 为围岩的平均位移，-为待定系数。锚杆、粘结剂与围岩的变形关系按最简单共同变形考虑，即锚杆粘结剂的变形位移满足下式： (5-7)按弹塑性分析： (5-8)式中：- 为系数，；-围岩粘聚力，-内摩擦角；-为原岩应力；-为围岩剪切弹性模量；-为巷道塑性半径；-为锚杆支护前巷壁已产生的位移。在位移协调条件式(6)中，级数中确定，从工程实用角度分析可取前3 项计算，即： 9将式(9)以及边界条件，一并代入式(3)，(4)，可求出系数和，再反代回即可得T 和N 的表达式。式中： (5-10)(5-11)对求极值，并令，得，则，故当 时有极大值而 为零，亦即为图1 情况下的中性点半径。由平衡方程式(5)有(5-12)由式(12)得(5-13)由式(12)，是 的函数，当时，即不存在中性点或中性点下移至锚尾处时，此时与相等，类同于端锚状态，这是全锚的极端不利工作状态。若假设 为偏心荷载，无疑锚尾最先产生断裂。另一方面，若中性点半径达最大， 时，为理想的全锚工作状态(锚杆沿全长充填锚固剂)，符合“中性点”理论的假设。一般的变化范围为。显然，若Q为偏心荷载，则随围岩的动态平衡变化，Q 极有可能达到或超过使锚尾发生断裂的临界荷载。5.3理想全锚锚尾的工作状态分析对理想全锚工作状态，由工程实践，全锚尾部围岩与粘结剂构成的共同体具渐进破坏特征，因此前述 极有可能产生。具体过程可由图3(a)，(b)，(c)来描述。一般来说，锚固剂的剪切强度粘t 随围岩力学性质的恶化而急剧降低。据文1012，对中硬岩 为16 MPa，而对软岩为2 MPa。在围岩变形的作用下，如若某一时刻剪应力 大于或等于锚固剂的剪切强度 ，则粘结剂开始变形，剪应力重分布，锚固段由完全弹性区变为塑性区与弹性区。因为一般都假设锚杆与粘结剂共同变形，在塑性区内也保持这个规律，故此时塑性区内粘结应力可近似认为保持锚固剂本身的强度，托盘与螺母结合部位的荷载 仍为零，锚固系统工程支护力全部通过粘结剂传递给围岩(图3(a)。然而一般有。