锚杆支护作用.ppt

欢迎指导,锚杆支护作用演化机理及顶板离层与巷道稳定的相关性项目研究报告,主要内容,绪论巷道稳定性特征研究锚杆作用演化机理锚固结构变形机理锚固体的结构效应顶板离层与巷道稳定性及顶板离层临界值的确定原理顶板离层监测的基本原理及方法现场观测研究效益分析及推广应用前景主要结论主要创新点展望,1绪论,1.1立项意义本课题以王庄煤矿现有锚杆支护条件下的回采巷道为对象，运用多种手段研究锚杆和锚固结构的作用本质及其演化机理；对在获取离层信息方面具有方便、快捷、准确、连续等特征的职能顶板离层仪的研制提出完善意见；并对离层现象与锚杆支护结构的作用状态以及巷道稳定性状态的相关性进行研究，寻求巷道变形过程中不同意义下的离层临界值的确定方法，为建立以离层量的大小为主要指标的锚杆支护结构失效及巷道围岩失稳的判据提供依据。1.2发展概况近年来，随着我国煤矿长壁开采及放顶煤开采技术的推广应用以及开采深度的不断增加，全煤巷道及软岩巷道的数量越来越多，围岩产生破坏、离层及松动变形的现象也越来越普遍。因此，探索出一种适用于大变形巷道围岩的控制理论，合理确定锚杆支护条件下巷道顶板离层临界值，使锚杆支护技术在各类回采巷道中得到普及应用，势必对实现煤炭生产的安全、高产、高效产生巨大的促进作用。锚杆支护的大量应用，使人们在锚杆的材料性能、结构特征、锚固方式、作用机理、支护理论以及设计方法等各方面积累了大量经验并取得了许多有益的研究成果。,锚杆支护快速推广应用的形式不相适应的是目前对锚杆支护作用机理尤其是锚杆作用演化过程的认识还不够全面和准确，实际工程中锚杆支护技术的应用能否成功，很大程度上仍依赖于工程技术人员经验的运用是否合理以及对地质条件、岩性状况等客观因素的主观判断是否准确。主要表现在以下方面：1)对回采巷道围岩矿压显现规律的认识还不够全面和准确。尤其是对顶板离层变形量的大小与锚固结构的失效及围岩失稳之间的相关性的认识还很模糊。2)对巷道的稳定性条件缺乏定量掌握。3)对锚杆作用机理的认识不够准确。4)对锚固结构的变形机理及变形适应性的认识还显缺乏。5)目前，人们认识到的锚杆作用机理主要有悬吊、楔固、组合梁、以及挤压加固等。6)对锚固体的结构特征及其作用演化机理的认识还不够全面、准确。7)对锚杆支护的对象及任务的认识还不够明确与具体8)锚杆支护结构与围岩间的相互作用规律及效果尚不清楚，即不同的锚杆支护结构在不同的围岩条件下将会起到什么样的支护效果还无法把握。,本项目拟就以下内容进行探讨。1）分析巷道围岩稳定性的本质，研究巷道围岩变形、离层、失稳演化过程的本质机理。2）锚杆作用演化机理的研究。研究锚杆的加固机理，揭示不同锚固形式的锚杆在不同使用条件下的作用本质，研究不同锚固方式所形成的锚固体的力学特性，进而研究锚固体的变形规律、支护效果及其演化规律。3）锚固结构变形机理的研究。研究锚固结构处于不同物性状态（连续介质状态、离层、破碎松动变形状态等）的变形机理、掌握锚固结构的变形特征。4）离层对巷道稳定性的影响机理。研究巷道锚固支护结构失效及巷道失稳与顶板离层的相关性。5）巷道顶板离层临界值研究。在顶板离层与锚固结构稳定性研究的基础上，提出顶板离层临界值的确定方法。6）通过顶板离层与巷道围岩稳定性的相关性研究，提出现有顶板离层仪的改进意见。,1.3研究内容和方法,2巷道稳定性特征研究,2.1煤体-煤体巷道矿压特征当巷道两帮均为未采实体煤层时，其矿压特征可分为三种情况考虑：顶、底板岩性与两帮接近，即弹性系数KDi近似等于KBi，屈服极限FDi近似等于FBi；两帮岩性较顶、底板软弱，且两帮与顶、底间层理明显，此时有KDiKBi，FDiFBi；顶、底板岩性较两帮软弱，即KDiKBi，FDiFBi。以下分别就三种情况进行讨论。2.1.1均质围岩条件下巷道矿压特征顶、底板岩性与两帮接近时可将其近似为均质围岩考虑。以下将巷道理想化为均质围岩圆形巷道，对其在有、无支护条件下的应力、变形及破坏特征进行分析。1无支护时巷道矿压特征下面以各向等压边界应力场中的圆形巷道为例，就无支护条件下围岩处于不同变形状态时的力学效应进行分析。1）弹性理论分析,当巷道围岩中的最大应力小于其弹性极限时，围岩将处于弹性状态，得出围岩中的应力分布规律为（如图2-1所示）,（2-1）,式中，r径向应力，切向应力，p0原岩应力，r径向坐标，a巷道半径。从上式中可以看出，围岩中径向应力小于原岩应力，而切向应力则因发生应力集中而大于原岩应力。因巷道的存在而使围岩中产生的径向及切向应力的变化r和分别为,（2-2）,此时，由于围岩处于弹性状态，其应力、应变状态处于可逆变化阶段，所以，从理论上讲，若采取适当措施可使其中的应力、应变恢复到原岩应力、应变状态，但必须给巷道提供p=p0的径向支护力。由于具有轴对称性，故围岩各点切线方向的位移为0，而径向位移为若不考虑原岩应力状态时已经存在的位移，即只考虑因巷道的开挖而产生的应力变化所带来的变形，则巷道围岩的径向位移为,（2-4）,（2-3）,不难看出，应力重新分布引起的最大位移发生在巷道周边。若取a=2m，E=5000Mpa，=0.25，P0=20MPa，则巷道的最大位移为巷道断面的收缩量约为0.12m2，约占巷道总面积的1%。可见，在弹性状态下，巷道围岩的变形量是微不足道的，一般不会因断面的减小而危及到巷道的正常使用，更不会造成围岩垮落等失稳现象的发生。2）弹塑性理论分析,（2-5）,（2-6）,（2-7）,（2-8）,（2-9）,式中，re弹性区径向应力，e弹性区环向应力，rp塑性区径向应力，p塑性区环向应力，Rp塑性区半径，ur巷道围岩径向位移。若令a=2m，E=5000Mpa，=0.25，P0=20MPa，C=5Mpa，=30，则塑性区半径为,（2-10）,（2-15）,（2-11）,（2-12）,（2-13）,（2-14）,塑性区外边界处（即r=Rp时）的位移为(2-11),最大位移发生在巷道周边，为(2-12),巷道断面的减小量约为0.144m2。约占巷道总面积的1.2%。可见，只要围岩处于完整状态，其变形量总是很小的。3）破坏情况分析以上分析表明，无支护条件下，当巷道围岩所受应力小于其弹性极限（强度）时，将处于弹性变形状态；当巷道围岩所受应力达到强度值时，巷道周边将出现塑性变形区。可见，无支护圆形巷道保持稳定（即处于自稳）状态的条件就是巷道周边围岩中的最大主应力小于其单向抗压强度。对于非圆形巷道来讲，由于围岩中将会因发生弯曲变形等现象而出现拉应力，因此，在防止因受压而失稳的同时还应考虑到拉应力可能造成的破坏失稳现象的发生。2支护力作用分析本节仍以圆形巷道为例，仅就均匀分布的径向支护力作用下围岩中的应力分布特征进行分析，以揭示支护对围岩稳定性影响的一般规律。,1）弹塑性阶段分析当径向约束力p大于0（为压应力）时，巷道表面围岩将由双向受压转变为三向受压状态。由弹性力学轴对称理论可得，弹性区应力所满足的基本方程为：塑性极限平衡区的围岩应力所满足的方程为：静力平衡方程(2-17),极限平衡方程（2-18）,（2-18）,（2-16）,（2-17）,应力边界条件为：巷道周边，即r=a时塑性区和弹性区的交界面，即r=Rp时联立以上平衡方程和表界条件方程可得各区的应力分布如下（见图2-3）弹性区应力：极限平衡区的应力为：,（2-20）,（2-21）,（2-22）,（2-23）,（2-24）,图2-3.支护力作用下巷道围岩弹塑性应力分布,从公式中可以看出，支护力提高了巷道的稳定性，具体表现在：1）改善了围岩的应力状态。2）改善了围岩的物性性状。3）减小了围岩相对移近量。2）松动变形阶段分析从岩石的变形特性曲线可以看出，三向受压状态下，当变形量超过其极限时，围岩将发生强度破坏而进入松动变形阶段，此时围岩中不仅存在着弹性区及塑性极限平衡区，还会存在松动变形区，如图2-4所示。,松动区,破碎区,破碎区,塑性区,塑性区,以下运用弹塑性理论及强度理论对巷道围岩在径向支护力p作用下所产生的应力分布规律进行分析。根据弹性力学的基本理论可知，巷道围岩中的弹性区应力所满足的方程为：由连续介质力学中的应力分析理论和极限平衡理论可知，塑性极限平衡区的围岩应力所满足的方程为：静力平衡方程，极限平衡方程（2-27）,（2-25）,（2-26）,同理可知破坏区（破裂区、破碎区和松动区的总合）的围岩应力所满足的方程为：静力平衡方程为（2-28），残余强度极限平衡方程（2-29）应力边界条件方程为：巷道周边，即r=a时破坏区和塑性区的交界面，即r=Rp时,（2-27）,（2-28）,（2-29）,（2-30）,（2-31）,塑性区和弹性区的交界面，即r=Rp时联立以上平衡方程和边界条件方程可得各区的应力分布如下（见图2-5）,（2-32）,图2-5.支护力作用下弹塑性及破坏区应力分布,弹性区应力：塑性区应力：,（2-33）,（2-34）,破坏区应力：其中：a巷道半径，RP塑性区半径，Rp破坏区半径，ie弹性区应力，ip塑性区应力，ip破坏区应力由松动区的应力分布规律可以看出，尽管松动区围岩已发生强度破坏而失去内聚力，但在支护力作用下，其径向和切向应力均随深度呈现出不断增长的趋势。在适当条件下松动变形区围岩仍可给深部围岩提供一定的径向约束。2.1.2两帮较软弱时巷道矿压特征两帮岩性与顶、底板岩层相比明显软弱时，巷道围岩的矿压特征主要取决于两帮煤体的变形、破坏等现象的发生和发展。以下对其在有、无支护条件下的应力、变形及破坏特征进行分析。,（2-35）,1无支护分析1）应力分析两帮岩性较顶、底板软弱，且两帮与顶、底间的层间粘结强度较低时，易发生两帮煤体沿层理向巷道空间挤出的现象，并进而产生破碎、松动等现象。根据图2-6所示应力状态下的极限平衡分析可得，无支护时两帮中的极限应力状态为式中，Rc两帮煤体的单轴抗压强度，f层间摩擦系数。,（2-36）,图2-6.两帮极限状态分析,fydx,mxmx+2fydx,ydx,y,x,m,2）变形、破坏分析随着应力场的进一步变化，围岩将可能出现以下类型的破坏现象：两帮因层间滑动力大于摩擦阻力而沿顶、底板发生滑动；两帮因铅垂应力达到极限而发生压缩破坏；顶、底板因两帮支撑减弱而发生弯曲甚至断裂。第一种破坏情况出现后若两帮未发生强度破坏，则其变形仍处于连续介质的小变形状态，故滑动量不会对巷道稳定造成严重影响。第二种破坏现象出现并发展到较严重的程度后，两帮中将会产生松动变形区，使其对顶板的支撑减弱，从而诱发第三种破坏现象的产生，进而可能发生垮帮、片帮以及顶、底板移近量过大等现象。此时，两帮表面部分破坏严重的煤体抗压强度将完全丧失（因无围压而残余强度为0），形成x=y=0的0应力状态，从而使深部煤体失去约束，并产生上述无支护圆形巷道围岩的连锁式破坏、失稳现象。2支护力作用分析1）应力分析将法向支护力记为p，易得两帮处于强度极限时的应力状态为,从公式（2-36）、（2-37）中可以看出，与无支护时的情况相比，,支护力使法向应力提高了：从而使切向极限应力提高了：可见，支护力使两帮的承载能力提高了。从（2-36）（2-37）两式中还可推导出在支护力p的作用下，两帮发生强度破坏（内聚力变为0）后的应力状态为,（2-37）,（2-38）,（2-39）,（2-40）,可见，即使两帮单轴抗压强度降为0而进入松动变形状态，在支护力的作用下仍可承担一定载荷，而且承载能力与支护力以及至两帮表面的距离成正变关系。2）变形、破坏分析根据支护力作用下回采巷道两帮中的应力分布规律可以发现，两帮煤体的变形、破坏演变规律与均质围岩圆形巷道极为相似，由于在塑性-破裂-破碎-松动等状态变化过程中，围岩所表现出的强度值处在一个不断减小的过程，如图2-7中a所示，函数形式可根据具体的围岩性质、支护条件以及所要求的精确程度等确定为图2-7b、c、d所示的不同简化形式：b所示为线性递减形式，c所示为台阶式衰减形式，d为水平线即常数型。无支护时两帮松动区煤体的支承能力将完全丧失，基于此，在支护力的作用下两帮松动区的变形情况可按如下简化方法进行分析（如图2-8所示）：图中m为两帮原始高度，UX为虚拟自然堆积状态下水平方向的碎胀量，所示为两帮破碎区煤体处于完整状态时的形状及大小，为破碎后虚拟自然堆积状态时的形状及大小，为在支护力p的作用下（式3-40所示应力状态下）虚拟自然堆积状态被压缩后的形状，即破碎区的实际存在状态。则图中Ux即为两帮表面的位移量、Uy即为煤壁处顶、底板间的相对移近量。,则与支护力p作用下的极限应力状态相对应的应变分布规律为各点的水平位移为煤帮各处铅垂方向的总压缩量为煤壁表面的水平位移及铅垂压缩总量分别为,（2-41）,（2-42）,（2-43）,（2-44）,（2-45）,（2-46）,式中，Rp为松动区自由堆积状态下的宽度。若将自由堆积状态下的破碎围岩的碎胀系数记为K0，则图中Ux为式中，Rp为松动区围岩处于完整状态时的宽度。由图2-8中各变形量的几何关系可得两帮表面位移为顶、底板相对移近量为2.1.3破碎顶板的稳定性顶板岩层与两帮岩性相比明显软弱时，巷道围岩的矿压特征主要取决于顶板的变形、破坏等现象的发生和发展。当顶板岩层发生破坏而产生松动变形区时，可运用自然冒落拱理论对顶板稳定性进行分析，顶板的变形量主要取决于破碎区大小及其膨胀变形的程度。,（2-47）,（2-48）,（2-49）,2.2煤体-煤柱巷道根据煤柱的大小，可将煤体-煤柱回采巷道分为三种情况：1）保护煤柱较大，在采动强烈影响之下仍存在弹性核；2）煤柱较小，使老顶断裂位置处于巷道或巷道里帮上方；3）煤柱大小介于上述两者之间，即煤柱中既没有弹性核，而老顶断裂位置处于煤柱宽度范围内。2.2.1煤柱中的支承压力分布特征由于煤柱较小且老顶破断位置在煤柱上方，即老顶破断岩块的悬露部分较大，故煤柱外侧（采空侧）受力应依据老顶的给定变形状态的回转情况进行分析。根据煤柱中无弹性核（全部处于破碎状态）的假定，其应力状态应处于残余强度阶段的极限平衡状态（如图2-9所示）。,2.2.2煤柱的变形特征老顶破断位置决定着其回转运动对巷道围岩矿压特征的影响程度。根据上述有关煤柱大小的假定，老顶回转仅决定煤柱外侧的变形，而对煤柱内侧变形无明显的直接影响。在同等破碎程度及同等支护条件下实体煤帮的水平位移可能稍大于煤柱帮的水平位移。老顶于煤壁外断裂时的回采巷道矿压特征与老顶于煤壁内断裂时相比，除煤柱外侧变形量及破碎程度较小之以外无重大区别。2.3煤体-采空区（小煤柱）巷道2.3.1老顶断裂位置处于煤壁之内老顶断裂后岩块将会以块体靠近煤体的下角为轴转动，但转动特征将因其煤壁内外两部分的长度之比的不同而变化，通常可将其转动状态分为给定变形和限定变形两种类型。1给定变形状态分析当老顶岩块位于煤壁内的长度远小于煤壁外的长度时，其回转为给定变形方式。1）老顶岩块回转运动分析由于煤柱及直接顶岩块所形成的支点离转动轴太近，所以对其回转不会产生明显影响，此时，岩块的回转主要由采空区冒落矸石的充填情况及其压实性所决定。将直接顶冒落厚度记为h，碎胀系数记为K0，,压实后的碎胀系数为记Kt，煤层采高为记M，岩块的长度记为L，则岩块B右端触矸时的下沉量S0为：S0=m-(K0-1)h,冒落矸石的力学属性近似为滞弹性，其本构特性曲线如图2-10所示。其中为蠕变特性曲线，为老顶岩块处于限定变形状态回转时的应力应变关系曲线，矸石的最终压缩量St为：St=(K0-Kt)h,岩块B的最终下沉量St为：St=S0+S=M-(Kt-1)h岩块B的回转角为：=arcsin(St/L),（2-51）,（2-52）,（2-53）,2）小煤柱变形分析虽然小煤柱的支撑作用不足以改变老顶岩块的回转运动，但老顶岩块的回转却严重地影响着小煤柱的变形与破坏特征。下面对小煤柱中心位置铅垂方向的变性特征进行分析，如图2-11所示。设煤柱中线内、外老顶岩块B的长度分别为L1、L2，总长为L，则岩块回转稳定后煤柱及直接顶岩层的压缩总量为：h=L1sin,若顶板、煤柱都处于弹性状态（L1很小时可能出现的状态），则各自的压缩量分别为：(h）=hKZ/（KZ+KDK）,M=hKDK/（KZ+KDK）若顶板处于弹性状态，而煤柱处于塑性状态（FDKFZ），则h几乎全部为煤柱的塑性压缩量（弹性变形被忽略）；反之，若顶板处于塑性状态，而煤柱处于弹性状态（FDKFZ），则h几乎全部为顶板岩块的塑性压.若能通过支护措施提高煤柱的屈服强度,则可减小煤柱的压缩量，从而减小顶板下沉量。煤柱处于塑性状态时，其横向膨胀变形总量可按下式近似计算,（2-57）,3）煤柱支承力与顶板下沉量的关系煤柱支承压力与老顶回转造成的顶板下沉量的关系由煤柱、顶板的刚度及强度的绝对大小和相对大小所决定（如图2-12中a所示）。曲线1为煤柱的屈服强度小于顶板的屈服强度时的曲线，2为煤柱的强度大于顶板的强度时的曲线，2限定变形状态分析当老顶岩块B位于煤壁内的长度较大时，其回转为限定变形方式。,以下仅就煤柱受力情况以及煤柱的屈服强度小于顶板的屈服强度时的变形情况进行讨论。图2-12中b所示为围岩结构处于平衡状态时煤柱变形与受力的关系曲线，其中A点所对应的位移值为老顶触矸时煤柱所发生的压缩变形量，据图2-11分析可知其大小为图中A点所对应的煤柱支承力为老顶岩块触矸前的值，依据关键层理论及砌体梁理论分析，其大小应为,（2-58）,（2-59）,2.3.2老顶断裂位置处于煤壁之外老顶断裂位置处于煤壁之外时，其回转运动状态与断裂位置处于煤壁之内时相比无明显区别，但老顶岩块的回转不会对煤柱变形造成直接影响，此时煤柱的变形、破坏特征主要取决于采、掘造成的应力重新分布过程以及煤柱与直接顶力学参数以及其间的相对大小关系。根据采掘关系的不同，煤体-小煤柱回采巷道可分为沿空留巷和沿空掘巷两种情况。2.4回采巷道围岩大变形特征分析2.4.1回采巷道围岩变形量的构成以引起变形的因素为依据，回采巷道的变形主要包括掘进变形和采动变形两部分。以变形发生时围岩所处的变形状态为依据，则围岩的变形包括弹塑性变形及松动膨胀（或剪胀）变形。2.4.2松动膨胀变形特征分析1松动膨胀变形产生的必然性1）回采巷道围岩中破碎区的产生是必然的根据支护力作用下圆形（最稳定形状）巷道围岩的弹塑性应力分析结果（式2-22）可以得出，围岩保持完整状态即不发生强度破坏的条件是,可见，在工作面采动影响下，尤其是在老顶岩块给定变形特征的回转运动强烈影响下，回采巷道围岩中破碎区的产生是必然的。2）破碎区产生松动变形是必然的根据支护力作用分析结果2-23可以得出，松动区围岩处于平衡状态时，支护力与巷道周边切向应力的关系如下3）老顶岩块产生回转运动是必然的根据回采巷道围岩的结构特征，老顶岩块的回转分为给定变形和限定变形两种类型。因此，老顶岩块产生回转运动是不可避免的，即使围岩结构处在理论上的限定变形条件下也是如此。,（2-61）,（2-62）,2回采巷道围岩位移量的预测1）圆形巷道变形量的确定方法忽略弹塑性变形，则圆形巷道的变形量主要是松动区破碎岩块间相互错动、回转而产生的膨胀变形。则可推导出圆形巷道周边位移从式中可以看出，松动变形的剧烈程度主要由膨胀系数Kt所决定2）矩形巷道围岩变形量的确定两帮较弱时，其压缩变形量即可近似为顶板下沉量，小煤柱的最大压缩量即可近似为顶板的最大下沉量，可由公式（2-52）（2-54）计算。3松动变形的可控制性由于要受采动的剧烈影响，在可用（技术、经济等方面均为合理的）支护作用条件下，回采巷道围岩的大变形特征仍具有必然性。因此，采用合理的支护方式可适当减小围岩的松动区范围，可减弱围岩的碎胀变形程度，从而在一定程度上减小围岩的变形量。可见，回采巷道的大变形特征具有一定的可控制性。,（2-63）,2.5层状顶板的变形特征以上理论分析表明,对于层状顶板岩层,当处于悬伸状态时,将会发生弯曲变形甚至断裂回转，而且，当巷道直接顶岩层中层理较发育时，在老顶岩块的回转过程中，直接顶将会沿层理面发生明显的横向错动变形。图2-132-16分别为直接顶破断位置处于巷道的实体侧煤帮以内0、1、2、4米时的情形，各图中的a为变形图，b为巷道顶板中部错动变形随到表面距离的变化曲线。图2-17为不同顶板破断状况所对应的顶板下沉量沿巷道宽度方向的变化曲线。图2-18为煤柱性质对煤柱压缩量的影响情况。图2-19为不同破断状况时直接顶板第一层理的错动变形沿宽度方向的变化情况。图2-20为煤柱宽度与顶板下沉量之间的关系。综上所述，老顶及直接顶岩层的破断位置、煤柱尺寸、煤柱力学性质等对顶板的错动变形及下沉量大小均有影响，合理参数的确定应根据具体巷道围岩的力学性质、几何特征、开采厚度、分层厚度、层理面的力学性质、破断岩块长度、破断位置以及采空区充填状况等因素进行，同时要考虑到巷道围岩变形状态的非对称特征。,2.6小结本章依据巷道围岩的结构特征，结合采场岩层控制中的关键层理论、砌体梁理论等的基本原理对不同结构状态的巷道、尤其是长壁工作面顺槽围岩的变形、受力等矿压特征进行了分析。主要结论可归纳如下：1）长壁工作面顺槽大变形特征的产生具有必然性2）长壁顺槽的大变形特征具有一定的可控制性3）巷道不能自稳时，适当的支护力是保持围岩稳定的必要条件4）在适当围压条件下，松动区围岩仍可形成传力及承载结构5）巷道围岩的承载性与施载性可以相互转化6）沿层理发生明显的横向错动是长壁顺槽层状直接顶岩层的又一突出变形特征。,3锚杆作用演化机理,3.1锚杆作用力的产生和演变锚杆作用力的产生是有条件的，而且，其大小、分布特征等是随着巷道围岩变形、破坏状况的改变以及时间的延伸而变化的。3.1.1锚杆的轴向作用力的产生和演变1轴向作用力的产生和演变通常，锚杆的轴向变形模量大于岩体的轴向变形模量，而锚杆的横向变形系数小于岩体的横向变形系数，由此导致在同一应力场作用下两者变形量大小及相对位移大小的差异，锚杆的轴向作用力即因此而产生。,2轴向作用力的分布及演变规律锚杆轴向作用力的数值大小及分布特征取决于锚杆与岩体间的相对位移或相对变形量的大小以及锚杆与岩体间连接的性能特征。因此，锚固方式、辅助构件、锚杆与围岩的变形特性差异以及围岩应力场的改变等是轴向锚固力分布特征的主要影响因素。数值分析模型如下图所示。,有限元离散图,1）拉拔锚杆的轴向作用力全长粘结式拉拔锚杆中的轴向应力分布特征及演变规律如图3-2所示。,图3-2.全锚拉拔锚杆受力,图中（a）为锚杆各点粘锚力均未曾达到极限时的轴向应力分布曲线，其中锚杆横截面上的正应力及锚杆表面的粘锚力随深度的变化分别近似遵循公式（3-1）、（3-2）。粘结式端部锚固锚杆拉拔时的轴向应力分布如图3-3所示。2）无托盘锚杆轴向应力分析无托盘锚杆轴向应力分布如图3-4所示。变化过程可由下列公式近似表示=（-6E-19x6+4E-15x5-9E-12x4+1E-8x3-9E-6x2+0.0045x+0.0053）max（3-3）=2（-2E-19x6+2E-15x5-6E-12x4+9E-9x3-7E-6x2+0.0027x-0.4947）max（3-4）图3-4中（b）显示，锚杆与围岩间的粘结性能削弱后，粘锚力达到最大值的位置以及锚杆的中性点位置将向深部转移，且过了中性点之后仍有可能出现第二个峰值点。,（3-1）,（3-2）,图3.3端锚拉拔锚杆作用分析,3）有托盘锚杆轴向应力分析有托盘全长锚杆轴向应力分布如图3-5所示。图中（a）为锚杆各处粘锚力均未曾达到极限时的轴向应力分布曲线，图中（b）为由于时间、采动等因素的影响，使锚杆局部粘锚力曾达到极限并因此使该部分粘锚能力降低后的轴向应力分布曲线。,图3-4.无托盘锚杆轴向应力,图3-5.有托盘全长锚杆轴向应力,变化规律可用以下公式近似表示：=（-2E-5x4+0.001x3-0.0176x2+0.1344x+0.6469）max（3-5）=2（8E-7x6-6E-5x5+0.0015x4-0.0195x3+0.1295x2-0.3798x+0.2691）max（3-6）进一步分析还会发现，此结果与传统观点有所不同，即：有托盘全长锚杆的轴向应力分布不同于拉拔锚杆，而是近似等于拉拔锚杆和无托盘全长锚杆轴向应力分布曲线的平均。3.1.2锚杆的托锚力托锚力是指锚杆辅助构件（托盘、刚梁、锚网等）给围岩表面施加的挤压作用力.3.1.3锚杆的横向作用力1横向作用力的产生机理在一定应力场的作用下岩体中会产生以下类型的横向位移或位移趋势：2横向作用力分布特征图3-6所示为单一弱面在锚杆中引起的横向作用力分布情况。3.2锚杆的作用力对锚固体力学性质的影响3.2.1锚固体内聚力的变化锚杆的切向锚固力即锚杆对围岩剪切变形及横向相对位移的约束作用力，,若将锚杆的内聚力记为Cb、围岩的内聚力记为Cr、锚固体的内聚力记为C，并近似认为锚固剂的力学参数与围岩的力学参数相同，则有锚固体的内聚力与无锚时围岩的内聚力相比其差值为锚固体内聚力的提高幅度取决于锚杆与围岩内聚力的差值大小和锚杆横截面积在锚固体总面积中所占的比重（即锚杆横截面积和锚杆布置密度）以及锚杆轴向作用的强弱。3.2.2锚固体内摩擦角的变化锚固体的内摩擦系数为锚固体与围岩的内摩擦系数之差f为：,（3-7）,（3-8）,（3-9）,（3-10）,3.2.3锚固体横向抗压强度的变化根据Coulomb-Mohl强度理论，锚固体的横向抗压强度可表示为：与无支护时围岩的环向强度相比增加了max：根据Griffth强度理论分析，锚固体的环向抗压强度可表示为：与无锚固围岩的环向抗压强度相比增加了max：,（3-11）,（3-12）,（3-13）,（3-14）,3.2.4锚固体抗弯强度的变化由弹性理论可得，组合梁发生横力弯曲时，层间最大剪应力为锚固后层间所具有的抗剪强度为：可以看出，围岩越破碎、软弱，锚杆的作用就越明显。3.2.5锚固体变形模量的变化锚杆的主要作用之一就是改善围岩的应力状态，从而提高其强度并减小其变形。记锚固体的弹性模量和泊松比分别为E、，无锚固岩体的弹性模量和泊松比分别为Er、r，锚杆的弹性模量和泊松比分别为Eb、b，则可推导出以下结果：,（3-15）,（3-16）,（3-18）,（3-17）,（3-19）,3.3锚固方式的优化选择更合理的锚固方式应是能够克服上述两种锚固方式的缺点，并兼备两者优点的锚固方式，如端部锚固、全长充填（消除无粘结部分锚杆与岩体之间的空隙）的锚固方式。端部锚固可使较大范围的岩体所处的应力状态得到改善，全长充填可使无粘结部分的锚杆和岩体间保持挤紧状态，使相互间的作用力得以传递，从而使锚杆的横向作用在锚杆的有效长度范围内均可得到较好的发挥。3.4小结1）锚杆作用的产生机理2）锚杆的作用本质3）锚固体力学性质的改变4）理想锚固方式应具备的条件5）锚杆作用的演变机理,4.1整体锚固结构的形成整体锚固结构的形成方法如图4.1所示，4.2锚固结构的变形机理锚固结构的变形机理可由图4.2表示,锚杆的变形总量为：L=URi-U0i-Ui,4锚固结构变形机理,可见，与普通支护不同，围岩总位移量URi中仅有部分会引起锚固体的变形，引起锚杆产生变形的位移量则更小，即锚杆的变形量仅与锚固范围内围岩的变形量直接相关。,4.3锚固结构及围岩的位移特征模拟实验结果显示，不同锚固结构及其支护条件下的围岩具有不同的位移规律，但其总体特征是一致的（如图4.3所示）。4.4锚固结构的变形适应性分析1）锚固结构中锚杆的轴向变形适应性从图4.2、4.3中可以看出，综上分析，由于锚固体特殊的结构特性，使其在围岩,图4.3围岩位移分布特征,发生较大变形及位移的过程中仍可形成某种稳定结构。与普通支架不同，锚杆并不需要发生接近于围岩移近量大小的变形量，而是在自身发生一定量的变形之后将基本处于刚性移动状态，锚固结构也呈现出近似于恒阻式支护结构的工作特性，具有很好的适应回采巷道围岩大变形特征的能力。2）锚固结构中锚杆的横向变形适应性锚杆的存在将可能导致以下结果的发生：层间错动力较小，锚杆的横向约束作用避免了锚固范围顶板的层间错动；层间错动力较大，锚杆的作用未能阻止层间错动的发生，但因岩层强度较低，在与锚杆的接触部位发生局部破碎，从而使锚杆所产生的剪切变形较小而未发生剪断；由于岩层较坚硬且层间错动力较强，故层间错动时锚杆被剪断。因此，可以认为回采巷道围岩中的整体锚固结构具有较强的横向变形适应性。4.5锚固结构的稳定性特征在回采巷道围岩变形过程中，锚固结构具有较强的稳定性，且这种稳定性具有阶段性特征。4.6结论）与普通支护不同，围岩总位移量URi中仅有部分会引起锚固体的变形，引起锚杆产生变形的位移量则更小，即锚杆的变形量仅与锚固范围内围岩的变形量直接相关，因此具有很好的适应回采巷道围岩大变形特征的能力。）在回采巷道围岩变形过程中，锚固结构具有较强的稳定性，且这种稳定性具有阶段性特征：弹塑性-破碎-松动等阶段。,5.1分析模型的建立锚杆的作用本质就是提高锚固范围内的岩体即锚固体的变形模量及强度参数。本章就两种典型的锚固结构即整体锚固结构和普通锚固结构以及无支护条件下围岩的应力状态及变形特征进行对比分析。将两种锚固结构理想化为图5-1所示的规则形状。,5锚固体的结构效应,5.2应力分析5.2.1拉、压应力区分布特征图5-2、5-3所示为两种锚固结构的拉、压应力区分布情况。两种锚固结构中的铅垂应力均无明显的拉应力区。5.2.2应力分布特征图5-4、5-5分别为两种锚固结构及其支护作用下围岩中的应力等值线图。图5-6为两种锚固结构支护条件及无支护条件下围岩应力随深度的变化规律。结合拉、压区分布图及应力等值线图进行综合分析可以看出与无支护巷道相比，整体锚固结构及普通锚固结构的作用均使围岩应力状态产生了一定的变化，具体表现在以下几个方面：1）锚固结构的作用提高了围岩中的切向应力集中程度。2）锚固结构的作用减小了围岩中的应力集中范围。3）锚固结构的作用改善了巷道深部围岩的应力状态。4）与普通锚固结构相比，整体锚固结构所导致的以上各种应力分布的变化现象均较为明显。,图5-7、5-8分别为巷道围岩顶板表面及两帮表面的切向应力分布特征。从图中可以得出以下规律：,1）不同支护条件下的顶板表面具有不同的水平拉应力分布特征。水平拉应力值从大到小依次为普通锚固、无锚固和整体锚固，水平拉应力区的范围从大到小依次为无锚固、普通锚固和整体锚固。2）随着从顶板中部向角部的逐渐靠近，顶板表面水平应力也将逐渐由拉应力区过渡为压应力区，最大压应力值从大到小依次为整体锚固、普通锚固和无锚固。3）三种典型支护条件下两帮表面切向应力均为压应力，压应力值的大小随着向巷道角部的靠近而逐渐增加。压应力值从大到小依次为整体锚固、普通锚固和无锚固。,图5-9.锚固结构上边界应力分布,图5-10.锚固结构侧边界应力分布,整体锚固结构和普通锚固结构的作用都使围岩中的应力状态发生了一定的改变，但两种结构对围岩应力状态的改变程度又有所不同。这主要是由两者的结构特征所引起，即整体锚固结构在巷道角部的结构特性使顶、帮锚固体在两端边界处更接近于固定约束（弯矩及切向支反力均较大），从而表现出较强的抗弯曲变形特性，而普通锚固结构的顶、帮锚固体在两端边界处所受的约束则相对较弱，较接近于简支约束，因而表现出较明显的弯曲变形特征。5.3变形分析变形是衡量支护效果以及围岩稳定性的主要指标之一。而应力是围岩产生变形及位移的根本原因，因此，不同支护条件下的围岩也将产生不同的变形及位移特征。5.3.1变形特征分析图5-11所示为巷道围岩顶板中部及两帮中部变形随深度的变化规律。从图中a可以看出：1）顶板岩层中水平方向的变形以压缩变形为主，压缩变形的峰值出现在距顶板表面约1.5m的位置，但在巷道表面附近微小区域会出现拉伸变形；2）铅垂方向的变形均为拉伸变形，铅垂方向拉伸变形的峰值点位置与水平方向压缩变形的峰值点位置基本相同；,3）以变形的分布规律为依据可将巷道在顶板岩层中的影响范围确定为10m，约为巷道高度的3倍；4）锚固结构与巷道的影响范围无明显联系，但锚固结构的作用使巷道影响范围内的顶板变形发生了一定量的减小。从图中b可以看出：1）巷道两帮围岩中水平方向的变形均为拉伸变形，无锚时峰值点位于距两帮表面约0.8m的位置，有锚固支护时峰值点位于两帮表面；2）巷道两帮围岩中铅垂方向的变形均为压缩变形；有无锚杆支护时压缩变形的峰值点位置均处于距两帮表面约0.8m的位置。3）以围岩变形为依据，巷道在两帮中的影响范围可确定为8m，约为巷道宽度的2倍，略小于顶板岩层中的影响范围；4）锚固结构与巷道在两帮的影响范围仍无明显联系，但对影响范围内两帮围岩变形的约束作用非常明显，使最大水平拉伸变形缩小了约70%，使最大铅垂压缩变形减小了约50%。可见，巷道的影响范围与锚固结构无明显联系，但锚固结构对巷道影响范围内的围岩变形具有明显的控制作用。,a.顶板,图中a显示出以下特征：1）顶板表面水平方向变形分为三个区域，即一个拉伸变形区和两个压缩变形区。2）顶板表面法向变形的分布可分为五个区域，即中部压缩区、角部压缩区及压缩区之间的两个拉伸区。3）各变形区的大小以及变形量大小均与支护条件有关。图5-12中b显示出以下特征：1）巷道两帮围岩表面水平方向变形以拉伸变形为主，但在靠近角部的位置有一压缩区，且进入压缩区之前（距中点约1.2m的位置）出现水平拉伸变形的峰值点；2）两帮表面的铅垂方向均为压缩变形，且在与水平拉伸变形的峰值点相同的位置出现铅垂压缩变形峰值点；3）峰值点的位置与支护条件无关，但峰值大小受支护条件的影响。水平拉伸变形的峰值从大到小依次为无锚固、整体锚固和普通锚固，铅垂压缩变形的峰值从大到小依次为整体锚固、无锚固和普通锚固。,5.3.2位移特征分析图5-13所示为巷道围岩顶板中部以及两帮中部法向位移沿深度的分布曲线。图5-14所示为巷道顶板表面位移。图5-15所示为巷道两帮表面位移。,图5-13.围岩位移随深度的变化规律,这表明在这两种支护条件下顶板与两帮发生了相对错动，即两帮沿顶板向巷道空间发生了整体移动。5.4小结1）锚固结构的力学效应应力状态不同。变形特征不同。位移大小及产生机理不同。以上特性差异将会导致两种锚固结构整体抗变形刚度及承载能力的不同，进而导致支护效果以及围岩稳定性特征的不同。2）不同支护条件下围岩的力学效应3）不同锚固结构支护条件下围岩稳定性特征锚固结构的特性差异将会导致其对围岩的作用大小不同，尤其是径向约束力的不同径向约束的不同将会导致围岩切向强度特性的不同，进而导致围岩中产生松动区时所对应的载荷大小不同以上特性差异将会导致相同地质条件及采动影响条件下围岩所处的稳定性特征的不同。,顶板离层与巷道稳定性及顶板离层临界值的确定原理,6.1引言顶板离层包括两方面的含义：顶板岩层间粘结破坏、岩层垂直于层理方向的变形。顶板离层是地应力、围岩力学性质、围岩结构、支护方式及支护强度、巷道断面形状及大小等诸多因素综合作用的统一外在表现，它是一个能预测巷道稳定性的综合指标6.2顶板离层的几种形式1）由围岩弹塑性变形引起的顶板离层受二向等压作用的圆形巷道，半径r处围岩位移量的大小为当巷道围岩中的应力超过其屈服强度时，围岩就会进入塑性变形状态，塑性位移的大小为式中，C为围岩凝聚力；为围岩内磨擦角；G为围岩剪切模量；RP为塑性区半径，,巷道的弹塑性位移主要取决于原岩应力场特征和围岩的力学特性，一定的围岩条件下，应力增加，弹塑性变形和塑性区半径都有不同程度的增加。2）岩层扩容引起的顶板离层扩容是指岩层在剪切力的作用下体积膨胀的现象。当应力偏量超过一定极限时，岩石就发生扩容现象。体积变形一直在增大，直至应力与残余强度达到平衡。3）狭义顶板离层狭义顶板离层在广义离层中占有很大的比重，而且这种离层对巷道稳定性的影响也很明显，这在实际观测中得到了证实。6.3影响顶板离层的主要因素1）地应力2）围岩力学性质3）围岩结构4）锚杆支护参数5）巷道断面6)护巷煤柱尺寸,6.4锚固结构的失稳机理6.4.1局部破坏失稳局部破坏失稳指由于锚固结构的部分失效、破坏造成的锚固结构失稳和巷道失稳。主要包括：局部漏冒失稳、局部离层失稳、片帮失稳、顶板层间错动失稳等。,1）压剪式片帮当两帮煤体因破碎程度较低而尚有一定残余强度时，在较高支承压力的作用下，煤帮将会发生剪切滑移式片帮（图6-3）。运用库仑-摩尔强度理论分析可得，剪切滑移面与煤表面的夹角为式中：煤体的内摩擦角。最大片帮深度约为,（6-1）,（6-2）,2）重力滑落式片帮的力学机制当两帮煤体因破碎程度较高致使其强度已经完全丧失时,片帮最大深度约为3）劈裂式片帮的力学机制此时，在支承压力的作用下煤壁会发生压裂式破坏，从而产生劈裂式片帮,片帮深度主要与采高、煤体强度、支承压力分布特征以及裂隙分布状况等因素有关。,（6-3）,4）横拱形片帮的力学机理由工程岩体的卸围压破坏原理可知，当煤体被揭露后，将因横向膨胀力的作用而产生鼓出变形。在垂直层里的支承压力作用下，煤壁将形成横拱形片帮（图6-5）。片帮最大深度约为,（6-4）,两帮发生片帮后，使巷道等效跨度增加，此时有两种途径会造成巷道失稳：1）由于顶、帮锚固体丧失有效衔接而失去整体锚固结构效果，从而导致锚固结构整体失效和巷道失稳；2）巷道有效跨度的增加，伴随着顶板载荷大小和载荷体范围的扩大，由此会使锚杆长度和密度参数失去合理性，从而导致巷道失稳。6.4.2整体变形失稳整体变形性失稳的主要原因包括两种：1）锚固结构自身力学性能缺陷造成的过度变形；2）巷道围岩中松软岩层范围过大，锚杆、锚索锚固不到稳定岩层中时，锚固结构之外变形破坏严重造成锚固结构载荷过大耳失稳。6.5顶板离层与巷道稳定性的相关性顶板离层对巷道稳定性的影响途径主要包括以下几个方面：1）离层改变了顶板岩层的结构形式，降低了顶板岩层的承载能力，从而降低了顶板的整体稳定性。离层后则表现为叠合梁的力学特征（如图6-6所示）。,叠合梁中的最大拉应力为组合梁中所产生的最大拉应力为两式相比可得可见，在相同弯曲载荷条件下，组合梁的最大拉应力仅为叠合梁状态下的1/n，其抗弯能力明显不同。2）离层会使锚杆的粘锚力削弱甚至丧失，从而影响锚固结构的支护效果及巷道的稳定性。3）离层使顶板发生更为明显的弯曲下沉，改变巷帮中的支承压力分布规律，使两帮中靠近表面的部分过载、破坏甚至发生片帮、塌帮等失稳现象。4）离层会加剧顶板岩层的层间错动变形，从而破坏锚固结构的稳定性。6.6顶板离层临界值的确定原理6.6.1锚固结构范围离层临界值的确定原理1）锚杆、锚索锚固长度范围离层临界值的确定因此，应尽可能防止锚杆、锚索粘结范围离层现象的发生尤其是要防止层间相对分离（狭义离层）现象的发生。层间离层临界值的确定宜按下式,（6-5）,（6-6）,（6-7）,计算：粘结范围总离层变形（广义离层）临界值应按下式计算2）锚杆、锚索自由拉伸段范围的离层临界值,该段离层临界值可按下式确定：,（6-8）,（6-9）,（6-10）,6.6.2锚固结构之外离层临界值的确定锚固结构之外离层变形会造成两种不利后果：离层变形的传递使锚固结构发生严重变形,离层变形造成锚固结构之外岩层的破坏松动，削弱其自稳能力，使载荷体范围增大，造成锚固结构过载失稳。锚固结构之外离层变形量的确定宜按下式进行：6.6.3离层临界值的综合分析方法巷道整体顶板离层变形临界值应按下式确定：式中，粘结范围离层临界值，锚杆、锚索拉伸段岩层离层变形总量，锚固结构之外岩体离层变形总量。6.7王庄煤矿巷道顶板离层临界值的确定确定依据：围岩地质力学条件、巷道断面形状及大小、巷道围岩支护形式及参数。6.7.15206工作面顺槽顶板离层临界值的确定,（6-11）,（6-12）,5206工作面顺槽断面形状及大小、巷道围岩支护形式及参数如图6.9,结合5206工作面顺槽的地质力学特征及生产技术特征，确定其顶板离层临界值如下：由于顶板锚杆采用全长锚固方式，故锚杆长度范围顶板岩层离层临界值为：总离层变形临界值为：根据以上计算，5206风巷锚杆范围的离层临界值为76.8mm，考虑1.5的安全系数，报警临界值应确定为51.2mm；总离层变形计算临界值（可理解为顶板总下沉量）为376.8mm，考虑1.5的安全系数，则离层临界总量应为251.2mm。6.7.25208工作面顺槽顶板离层临界值的确定5208工作面顺槽断面形状及大小、巷道围岩支护形式及参数如图6.9依据上述顶板离层变形临界值的确定原理，结合5208工作面顺槽的地质力学特征及生产技术特征，确定其顶板离层临界值如下：,（6-13）,（6-14）,总离层变形临界值为：根据以上计算，5208工作面顺槽锚杆范围的离层临界值为80mm，考虑1.5的安全系数，报警临界值应确定为53.3mm；总离层变形计算临界值（可理解为顶板总下沉量）为380mm，考虑1.5的安全系数，则离层临界总量应为253.3mm。6.8小结1）顶板离层包括层间相对分离、层间相对错动、岩层垂直方向变形等。2）锚固结构的失稳可概括为两种类型：局部破坏失稳和整体变形失稳。3）顶板离层临界值受众多因素的影响，锚固结构范围之内的顶板离层临界值的确定主要应依据锚杆的可伸缩性能确定。,（6-16）,（6-15）,4）离层改变了顶板岩层的结构形式，降低了顶板岩层的承载能力，从而降低了顶板的整体稳定性；离层会使锚杆的粘锚力削弱甚至丧失，从而影响锚固结构的支护效果及巷道的稳定性；离层变形过大，会使锚杆作用处于第三个演变过程，即衰减过程，锚杆作用的过度衰减，会导致整体锚固结构的失效，进而影响巷道围岩的稳定性；离层使顶板发生更为明显的弯曲下沉，改变巷帮中的支承压力分布规律，使两帮中靠近表面的部分过载、破坏甚至发生片帮、塌帮等失稳现象；离层会加剧顶板岩层的层间错动变形，从而破坏锚固结构的稳定性。,7顶板离层监测的基本原理及方法,7.1顶板离层监测的基本原理顶板离层监测分为两种形式：一种为顶板离层指示仪监测，它是顶板离层监测的常规仪器，用于监测锚固范围内及锚固范围外的离层情况，能随时警示顶板的变形情况并及早发现顶板失稳预兆；另一种为深基点位移计监测，它能反映不同深度围岩的移动变形情况。围岩深部动态位移测量的基本原理示意见图7-1和7-2。,图7-1顶板离层基点布置,图7-2顶板离层变化曲线,（1）原有顶板离层监测系统多为机械式，不能实时掌握顶板离层状态，不利于煤矿的安全生产；（2）5208放水巷将作为下一工作面的顺槽，而顶板岩层的老顶和直接顶分别为砂质泥岩和泥岩，且经常会出现淋水、涌水现象。2）离层测点布置方法如下：单个测点的布置,根据现场情况，在5208放水巷顶板中部用28mm锚杆钻打孔，孔深7.8m，在孔中2.6m和7.8m处分别固定两个锚头，单台监测系统安装如图8.3所示,整条巷道测点的布置监测系统顺槽巷道布置如图8.4、8.5所示。8.3.25206风巷顶板离层监