锚杆支护理论与实践

中国矿业大学柏建彪（博士、教授）主要内容1锚杆支护发展2锚杆支护理论3锚杆支护体系4锚杆支护巷道冒顶调查分析5设计方法6施工7监测31锚杆支护发展2个阶段：以1995年引进澳大利亚锚杆支护技术为分界点。锚杆支护理论、锚杆支护设计方法、施工机具、小孔径预应力锚索加强支护、锚杆孔径、锚固剂及锚固方式、监测技术等均发生了变化。美国、澳大利亚接近100%，英国80%，美国锚杆支护为巷道顶板的唯一支护方式。我国1995年时约15.15%，目前约30%。4锚杆支护使用范围Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ类全面推广，Ⅳ、Ⅴ类得到推广应用综放沿空掘巷锚杆支护软弱、破碎煤巷锚杆支护三软煤巷锚杆支护深井煤巷锚杆支护5锚杆支护效果锚杆支护与架棚支护相比，其优越性表现在：属于主动支护将巷道围岩变成承载体对巷道不规则断面适应性强巷道围岩变形量显著减小，安全生产得到保证，大幅度减少了冒顶、瓦斯、火灾事故简化巷道布置，减少岩石工程实现沿空掘巷，提高煤炭资源采出率，延长矿井寿命锚杆支护具有巨大的技术经济效益和社会效益，是我国煤炭行业继综合机械化之后的第二次支护技术革命6拱型可缩性支架破坏木支架严重损坏支架破坏实况架棚巷道变形和支架损坏情况7沿空掘巷维护状况8锚杆支护巷道维护状况92锚杆支护理论10（1）悬吊理论机理：将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上，以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落，锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。缺点：没有考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开。11（1）悬吊理论适用条件：锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层12（2）组合梁理论机理：将锚固范围内的岩层挤紧，增加岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象，提高其自撑能力。将几层薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。在上覆岩层载荷的作用下，这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度亦减小。缺点：将锚杆作用与围岩的自稳作用分开；在顶板较破碎、连续性受到破坏时，难以形成组合梁。适用条件：•层状地层•顶板在相当距离内不存在稳定岩层，悬吊作用处于次要地位。13（3）组合拱理论机理：在破碎区安装预应力锚杆时，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，只要铺杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错，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荷载。在承压拱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，支撑能力也相应加大。缺点：一般不能作为准确的定量设计。适用条件：顶板无稳定岩层14（4）最大水平应力理论机理：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。在最大水平应力作用下，顶底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动而膨胀造成围岩变形，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。15（4）最大水平应力理论16围岩与支护强度的关系随支护强度增加，围岩的极限强度和残余强度提高，围岩残余强度提高到一定程度就能保持巷道稳定。（5）锚杆支护围岩强度强化理论17（5）锚杆支护强度强化理论锚杆与围岩相互作用，形成锚杆—围岩的共同承载结构，改善锚固体力学性能，提高锚固体峰值强度和残余强度，特别是残余强度的提高，有效提高围岩的自承能力，控制围岩塑性区、破碎区发展，促使巷道围岩由不稳定状态向稳定状态转变。煤层岩层破碎区、塑性区18锚固体C、、C*、*随锚杆支护强度t的增加而提高。不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C、值锚杆支护强度t/MPa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/MPa0.34660.35680.36260.36770.38280.37730.3869等效内摩擦角/°31.5131.5333.5135.5737.1438.840.4不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C*、*值锚杆支护强度σt/MPa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C*/MPa0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效内摩擦角*/°31.5131.5333.5135.5737.1438.840.419图锚固体应力应变曲线图注：曲线上数字为锚杆支护强度σt（MPa）锚固体强度随锚杆支护强度σt的提高而得到强化，达到一定程度就可保持围岩稳定。锚固体1、1*的表达式：式中：1——锚固体极限强度，MPa，1*——锚固体残余强度，MPa。t——锚杆支护强度，MPa提高支护强度t，可使C、、C*、*提高；它们的提高，使1、1*显著增强。发展高（超高）强度锚杆，提高支护强度t、围岩更加稳定。3锚杆支护体系213.1锚杆的结构类型1）钢筋或钢丝绳砂浆锚杆⑴钢筋砂浆锚杆⑵钢丝绳砂浆锚秆钢筋或钢丝绳砂浆锚秆是全长锚固型锚杆。设计锚固为为30～50KN。222）全属倒楔式锚杆由杆体、固定楔、活动倒楔、垫板和螺帽组成，属端头锚固型，安装后可立即承载，可回收。锚固力达40kN左右。常用于围岩比较破碎，需要立即承载的地下工程。233）楔缝式锚杆244）胀壳式锚杆255）两瓣涨圈式锚杆26用树脂为粘结剂，在固化剂和加速剂的作用下，将锚杆的头部粘结在锚杆孔内。端头锚固型树脂锚杆是由树脂药包和杆体组成。6）树脂锚杆277）注浆锚杆28快硬水泥锚杆的杆体结构与树脂锚杆相同，是端头锚固型锚杆。8）快硬膨胀水泥锚杆29管缝式锚杆是采用高强度钢板卷压成带纵缝的管状杆体外径38.1㎜，用凿岩机强行压入比杆径小2～3mm的锚孔，为安装方便，打入端略呈锥形。由于管壁弹性恢复力挤压孔壁而产生锚固力，属全长锚固型锚杆。对地层横向错动，有良好适应能力，钻孔变弯曲，锚固得更牢。9）管缝式锚杆30⑴结构可伸缩式锚杆。这种锚杆是对杆件、内锚头、外锚头及托板等构件采用特殊结构实现可伸缩的目的。10）可伸缩式锚杆31（2）杆体可伸缩锚杆用优质钢材，并对材料进行专门加工处理，可制成较大延伸率的锚杆杆体。3211）其它锚杆水力膨胀式锚杆胀裂式速效预应力锚杆玻璃钢锚杆中空自钻式锚杆33玻璃钢锚杆中空自钻式锚杆3.2目前我国锚杆支护体系及要求（1）锚杆高强度、大直径。破断载荷一般在200~300kN以上，近年应用破断载荷400kN以上的锚杆。延伸率均大于15%锚杆直径20~22mm稳定性较高、维护要求低、服务时间短的巷道可以采用Q235圆钢制造。35采用左旋、无纵筋高强度螺纹钢锚杆，等强（锚杆尾部螺纹部分采用墩粗或热处理、滚丝）锚杆成套：杆体、托盘（钢板轧制，厚度根据矿压确定）、球形垫圈（铸钢）、减摩垫圈（1个聚氨酯、1个铝合金）、螺母（高强度、快速安装螺帽）锚杆煤体快速树脂药卷中速树脂药卷螺母36（2）锚固剂及锚固方式锚固剂：树脂药卷，一般采用凝结速度为超快与中速的树脂药卷配合。锚杆煤体快速树脂药卷中速树脂药卷螺母37锚固方式全长锚固：锚杆中部受力最大；增阻速度快。具有较大的抗剪切能力。增加岩层间的法向力，阻止层间错动，防止离层。在锚固范围内锚杆伸长1mm，可产生10～20kN的锚固力，支护刚度大。端头锚固：Ⅰ～Ⅱ类。全长或加长锚固：Ⅲ～Ⅴ类38使用药卷长度一般CK2335、Z2360mm，复合顶板一般采用双速2360和Z2360。锚杆煤体快速树脂药卷中速树脂药卷螺母39（3）三径匹配钻孔直径比锚杆直径大6～10mm钻孔直径比树脂药卷大6mm左右一般钻孔直径29mm，锚杆直径20、22mm，树脂药卷直径23mm。010203040506070253035钻孔直径/mm锚固力/kN18mm无纵筋20mm无纵筋22mm无纵筋锚固力与钻孔直径、锚杆直径的关系40（4）网及钢带网：采用金属网、塑料网。严禁将最前排锚杆螺帽松开或等待后压网。钢带：钢筋梯子梁、M型钢带、W型钢带等。要求钢筋梯子梁采用高强度焊条焊接，防止开焊。钢带的厚度或钢筋直径根据矿压确定。41（5）施工机具机载锚杆钻机钻机顶板：风动锚杆钻机、液压钻机、凿岩机两帮：强力煤电钻、帮锚杆钻机钻头：合金钢钻头、金刚石钻头钻杆：B19、B22六方中空合金钢钻杆安装器：顶板锚杆采用锚杆钻机，帮锚杆采用风炮联接器：快速联接器联接器快速安装螺母42（5）施工机具顶板钻机：风动锚杆钻机、液压钻机、凿岩机两帮钻机：强力煤电钻、帮锚杆钻机fMQT钻速7665钻速1.52.11.531.81.141.40.8550.90.660.550.570.350.480.210.390.10.24100.060.2100.511.522.501234567891011硬度系数/f钻速（m/min）MQT钻速7665钻速当f8，优先选用锚杆机；当f≥8时，宜选用凿岩机。锚杆安装：应采用锚杆机，严禁采用凿岩机。43钻头：合金钢钻头、金刚石钻头普氏系数f普通型PDC型1.52.12.131.81.841.21.450.620.960.230.5570.060.3580.020.2190.1100.0600.511.522.5024681012普氏系数f钻速（m/min）普通型PDC型f普通型PDC型1.5230650317047041063605322356118772.230.580.318.990.112.40100200300400500600700012345678910普氏系数f钻头寿命(m/个)普通型PDC型在f6时，使用两种钻头钻速基本一致，而普通型钻头消耗费用低，因此应优先选用普通型钻头；在6≤f≤8时，使用金刚石钻头的钻速提高4倍以上，而且费用接近，因此应优先选用金刚石钻头。44（6）小孔径预应力锚索加强支护是一种主动加强支护以锚杆支护为主，以锚索为辅树脂锚固端加粗，钻孔与锚索直径不匹配锚固在稳定煤岩层中均可以高应力巷道可以采用直径18mm的锚索45（7）桁架支护①桁架改变顶板的应力状态，拉应力将减小，甚至出现压应力；②预紧力增加裂隙体间的摩擦作用，提高顶板稳定性；③提高顶板两肩窝的抗剪切能力，防止剪切冒落。46单式双拉杆桁架锚杆1—锚头；2—锚杆；3—托架；4—水平拉杆47复式桁架锚杆1—锚杆；2—拉杆；3—拉紧器；4—垫木48交叉桁架锚杆494锚杆支护巷道冒顶调查分析（参考贾明魁博士学位论文）2005、2006年全国煤矿死亡事故按事故性质统计顶板事故占34.66%，巷道顶板事故占有相当的比例事故起数，顶板50%、运输21%、瓦斯9％；死亡人数，顶板34％、瓦斯33％、运输13％；事故严重性，瓦斯最为严重，平均每起6.2人；水害次之，平均每起4.5人。死亡率居高不下的原因和条件死亡率居高不下的原因和条件瓦斯瓦斯36.56%36.56%其它其它2828。。78%78%顶板顶板34.66%34.66%20052005年全国煤矿死亡事故按事故性质统计所占比例年全国煤矿死亡事故按事故性质统计所占比例504锚杆支护巷道冒顶调查分析（参考贾明魁博士学位论文）18个矿区调研结果开滦、铁法、大同、汾西、潞安、晋城、邢台、平顶山、鹤壁、郑州、徐州、淮南、淮北、兖州、新汶、邯郸、焦作、义马等51（1）岩层组合劣化型非稳定岩层变厚超过锚杆（索）长度–冒顶原因:直接顶板泥岩厚度由设计时的4.4m变为冒顶时的6.3m,超过了设计的锚索长度(5m)–共发生48起，占总事故数的29.63%。ΦΦ52（1）岩层组合劣化型稳定岩层变薄–冒顶原因:9＃与10＃煤层间设计时粉砂岩厚7～9m变为冒落时的4.06m。锚索锚在了煤层中,锚固能力大大降低.冒落长40m，宽6m，高6.5m.–此类事故共发生19起，占总事故数的11.73%。ΦΦΦ53（1）岩层组合劣化型顶板一定范围内出现软弱夹层–此类事故共发生32起，占总事故数的19.75%。–冒顶原因:直接顶板泥岩与基本顶砂岩间突然出现50mm厚的一层煤线。长9.4m，宽4.2m，高2.35mΦΦ54（2）岩层结构缺陷型顶板出现小断层–此类事故共发生15起，占总事故数的9.2