1、煤矿巷道锚杆支护技术主要内容1.锚杆支护技术简介锚杆支护技术简介2.锚杆支护技术基本理论锚杆支护技术基本理论3.锚杆支护结构各部分构件作用锚杆支护结构各部分构件作用4.锚杆支护设计方法锚杆支护设计方法5.影响锚杆支护效果的关键因素影响锚杆支护效果的关键因素6.我国煤矿锚杆支护技术的发展方向我国煤矿锚杆支护技术的发展方向l 巷道支护的重要性：巷道支护是煤矿安全生产的重要保证，我国煤矿以井工开采为主，需要在井下开掘大量巷道，而且80%以上是煤巷、半煤岩巷，或为松软破碎围岩巷，或为遇水软化膨胀围岩巷。确保巷道的安全、快速掘进，确保巷道使用期间的畅通、与围岩稳定，确保巷道的支护与维护成本较低等，是建设
2、安全高效矿井的一项重要工作，具有重要意义。l 巷道支护技术的发展：煤矿巷道支护经历了木支护、砌碹支护、型钢支护到锚杆支护的漫长过程。国内外的实践证明，锚杆支护是巷道经济、有效的支护形式。1.锚杆支护技术简介本部分主要内容1.1 锚杆支护的优越性1.2 我国煤矿巷道布置及围岩条件的变化趋势1.3 国外锚杆支护技术的发展1.4 国外锚杆支护技术发展的主要特点1.5 我国煤矿锚杆支护技术的发展 （1）可显著提高巷道支护效果l 锚杆与岩体粘结在一起，提高了岩体的整体性。l 对不稳定岩层起着悬吊作用。 由于预紧力的作用，形成压缩岩梁，阻止了层状岩体的离层作用，增大了岩层间的摩擦力，与锚杆本身的抗剪作用一
3、起，阻止岩层间产生相对滑动，提高了岩层的承载能力。l 改变了巷道表面岩体的受力状态，由二向受力状态转化为三向受力状态，提高了岩体的承载力。（2）变“被动支护”为“主动支护”l 棚式支护等待围岩变形、破碎后支撑，承载。l 锚杆支护利用锚固剂、杆体、托板及各种构件或喷层，给围岩一定的支护强度，与围岩共同组成支护体系，并且随围岩变形，支护力不断增加。1.1 锚杆支护的优越性 与棚式支架相比，锚杆支护具有显著的优越性。（3）减少巷道维修量l 锚杆支护能及时加固围岩，减少围岩变形，防止顶板早期离层和片帮。 （4）简化工作面端头支护和超前支护。l 为采煤工作面的快速推进、产量与效益的提高创造良好条件。 （
4、5）提高掘进速度（6）消除安全隐患l 棚架与顶板煤层之间出现空隙，易造成煤自燃；l 大断面开切眼中安装、回撤棚架和工作面上下顺槽回撤支架时，易发生大面积冒落或伤亡事故。（7）降低支护成本l 采用锚杆支护，可以大量地节约钢材、木材等材料，降低支护成本。（8）减少工人的劳动强度 （9）减少辅助运输量1.2 我国煤矿巷道布置及围岩条件的变化趋势迫切要求发展锚杆支护 随着开采深度、强度与范围的增加，巷道布置及围岩出现了以下变化趋势：（1）岩巷向煤巷发展l 传统的巷道布置方式将开拓巷道和准备巷道布置在岩石中，虽然有利于巷道维护，但带来一系列问题：巷道掘进成本高，施工速度慢，增加了许多联络巷；掘进出现大量
5、矸石，给矿井辅助运输造成极大压力。 随着巷道支护技术的发展与支护水平的提高，岩巷布置已逐步转变为煤巷布置。特别是现代化矿井，岩巷占的比例已经很少。大量使用煤巷虽然增加了巷道支护难度，但带来了很多优点：显著降低了巷道掘进费用，大大提高了施工速度，缩短了矿井建设周期，巷道掘进出煤，增加了经济效益，减少了矸石排出量。（2）岩石顶板煤巷向煤层顶板巷道和全煤巷道发展l 综采放顶煤工作面要求回采巷道沿煤层底板掘进，巷道顶板是煤。随着综放开采技术的大面积推广，煤顶巷道所占的比重逐年增加。一般情况下，煤相对于岩石比较松软、破碎，显著增加了巷道支护难度。此外对于特厚煤层开采和急倾斜煤层水平分层开采等条件，不仅巷
6、道顶板与两帮为煤层，有时底板也是煤层，属全煤巷道，支护难度进一步加大。（3）巷道从拱形断面向矩形断面发展l 拱形断面虽然能够改善巷道受力状态，有利于巷道支护，但拱形巷道施工工艺比较复杂，成巷速度低，有时还需要破坏顶板，出现矸石。对于回采巷道，拱形断面给回采工作面端头支护造成很大困难，阻碍工作面的正常推进。而矩形巷道，除巷道受力状况比拱形巷道差外，拱形巷道的缺陷基本都被克服。另外，在层状破碎顶板条件下，巷道两拱部的岩石不仅不能起到承载作用，还会成为支护的载荷。（4）巷道从小断面向大断面发展l 随着回采工作面设备的大型化，开采强度与产量的大幅度提高，为了保证正常的运输、通风及行人，要求的巷道断面越
7、来越大。煤层大巷的跨度已经超过6m，断面超过25m2；回采巷道宽度也达56m，断面达1520m2；开切眼跨度达到10m，断面超过40m2；井底换装硐室的宽与高均已达到10m，断面积为100m2。巷道断面积的增大，显著增加了支护难度。（5）由单巷布置向多巷发展l 回采工作面开采强度和产量越来越大，要求的运输、通风断面逐年增加。特别是高瓦斯矿井，往往单巷布置不能满足生产要求，出现了一个工作面布置35条，甚至更多巷道的多巷布置方式。多巷布置带来了煤柱留设、巷道受到二次甚至多次采动影响，增加了巷道维护的难度。（6）巷道埋深从浅部向深部发展l 我国煤矿开采深度以812m/a的速度增加。新汶、淄博、开滦、
8、徐州等矿区的开采深度已超过1000m，出现了一批千米深井。煤炭开采技术的进步促进了高产高效矿井的发展，进一步加速了矿井深度的增加。预计在未来20年我国很多煤矿将进入1000m1500m的开采深度。深部开采将带来一系列高地应力巷道支护难题，如冲击矿压、围岩大变形、强烈底鼓等浅部巷道没有的支护问题。（7）简单地质条件向复杂地质条件发展l 我国煤矿煤系地层中具有复杂地质条件的矿井分布十分广泛。北起黑龙江、内蒙古，南到广东、广西，东起山东、浙江，西到新疆、青海等广大辽阔的幅员内有复杂地质条件的矿井遍布全国各主要产煤省区，近半数的矿区存在地质条件复杂的矿井。随着我国新生代第三纪煤田的开采及老矿井采深的增
9、加，复杂地质条件煤矿的数量和分布范围将会继续增加和扩大。复杂地质条件巷道围岩稳定性差、围岩变形和破坏严重，巷道维护十分困难。有的复杂地质条件矿井，每米巷道的支护费用已高达12万元，严重影响了煤矿的正常生产和经济效益的提高。1.3 国外锚杆支护技术的发展l 100多年前，国外一些矿山就开始应用锚杆支护。英国在1872年就采用过金属锚杆，美国1900年使用过木锚杆。地下工程中大量采用锚杆支护是在20世纪40年代末期。此后，锚杆支护在煤矿、非煤矿山、隧道及其他岩土工程中得到迅速发展，成为一种极具发展前景的支护方式。从锚杆支护形式的发展过程分，可分为以下几个阶段：（1）1950年1960年，锚杆型式主
10、要是机械端部锚固锚杆，分楔缝式、倒楔式、涨壳式等。这类锚杆锚固力低，在不同岩层中的锚固力变化大，支护刚度小，可靠性差，不宜在松软破碎的岩层中使用。由于这些弊端，导致了英国、法国等国家在使用锚杆支护过程中出现过反复。如英国煤矿在1957年使用了约50万根锚杆，法国煤矿用量也较大，但到20世纪60年代初，锚杆用量大幅度降低。（2）1960年1970年，树脂锚杆研制成功，并得到推广应用。1958年德国开始研制树脂锚杆，于1959年在煤矿井下进行试验，1961年取得成功。之后树脂锚杆在世界主要采煤国家逐步得到应用和发展。初期树脂锚杆为端部树脂锚固，锚杆孔径较大（3845mm），以后发展到小孔径（ 22
11、30mm）全长锚固树脂锚杆。这种锚杆锚固力大、可靠性高、适应性强，极大地促进了锚杆支护技术的发展与广泛应用。（3）19701980年，管缝式锚杆、胀管式锚杆等全长锚固锚杆研制成功，并在井下得到应用。但其在井下容易锈蚀，锚固力受钢材质量、围岩性质、钻孔直径等因素影响较大，施工工艺比较复杂，锚固质量难以保证，只能在适宜的条件下使用。（4）19801990年，锚杆支护形式更加多样化，出现了混合锚固锚杆、钢带式组合锚杆、桁架锚杆、可拉伸锚杆、锚注锚杆等特种锚杆，锚索加固技术也得到了应用，树脂锚杆材料得到了进一步改进与提高。（5）20世纪90年代以来，高强度树脂锚固锚杆以其优越的锚固效果和简便的施工工艺
12、，逐步取代了其他类型的锚杆，成为锚杆支护的主导型式。锚索加固技术也得到了大面积的推广应用。1.4 国外锚杆支护技术发展的主要特点（1）十分重视巷道围岩地质力学参数的测试，对支护对象有比较清楚地了解。如美国、澳大利亚、英国等在锚杆支护设计前，要进行全面、详细的地应力、围岩强度和围岩结构面力学特征的测量，分析巷道应力场分布特征，巷道围岩变形破坏的主要影响因素。这是锚杆支护成功的必要前提。（2）根据煤矿巷道特点，采用比较合理的锚杆支护设计方法。如澳大利亚、英国等采用“地质力学评估初始支护设计井下施工与监测信息反馈与修改设计日常监测”的设计方法。这种方法符合煤矿巷道地质条件复杂性与多变性的特点，因此得
13、到国际上的普遍认可和采用。（3）根据本国巷道地质与生产条件，采用适宜的锚杆形式。如澳大利亚、英国主要采用树脂全长锚固螺纹钢锚杆。美国使用的锚杆种类比较多，包括树脂锚固锚杆、涨壳式锚杆及混合锚固锚杆。德国除使用树脂锚固锚杆外，还研制了可拉伸锚杆，使锚杆既具有足够的支护阻力，又有一定的延伸性，适应围岩变形强烈的条件。（4）锚杆向高强度、高可靠性方向发展。一方面，研制具有一定延伸率的高强度锚杆材料，如澳大利亚锚杆杆体材料的屈服强度在400600MPa，有的甚至大于600MPa；英国锚杆材料的屈服强度为640720MPa；美国锚杆材料的屈服强度为414689MPa；另一方面加大锚杆直径，国外多数使用2
14、022mm的锚杆，有的达到24mm。锚杆杆体的拉断载荷一般在200kN以上，有的甚至超过300kN。英国还研制出拉断载荷500kN的大锚杆。在提高锚杆强度的条件下，降低支护密度，有利于快速掘进。（5）先进的锚杆施工机具不仅保证了支护质量，而且提高了成巷速度，促进了锚杆支护技术的发展。澳大利亚、美国大量采用掘锚联合机组，实现了掘进与锚杆支护一体化，大幅度提高了巷道掘进速度与工效。同时，单体锚杆钻机、钻头钻杆及快速安装系统也有较快发展，基本满足了锚杆支护施工的要求。（6）锚杆支护监测仪器与技术保证了巷道安全。开发出顶板离层指示仪、声波多点位移计、测力锚杆等监测锚杆支护巷道围岩变形、离层、支护体受力
15、的仪器，及时、准确地监测围岩稳定性与支护状况，确保巷道的安全。（7）采用科学、严格的管理，制订了锚杆支护材料标准、锚杆支护技术规范，促进了锚杆支护技术的健康发展。1.5 我国煤矿锚杆支护技术的发展（1）1956年在煤矿岩巷中使用锚杆支护。（2）1960年锚杆支护进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量大，对支护要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法、锚杆材料、施工机具、监测手段等还不够完善，因而事故频发，发展缓慢。（3）“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，取得了一大批水平较高的科研成果，并应用于新汶、铁法、兖州、峰峰、淮南等多个矿区。基本上解决了一般
16、条件下的巷道支护问题。但对于困难条件，如复合顶板、破碎顶板、煤层顶板巷道，以及沿空掘巷、沿空留巷等，锚杆支护的可行性和适用性还没有得到深入细致的研究。（4）“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个重点项目之一，展开了更深入、细致的试验研究。经过教学、科研和生产单位的联合攻关，煤巷锚杆支护技术有了很大提高，取得了很多宝贵经验，主要有：单体锚杆支护，锚梁网组合支护，桁架锚杆支护，软岩巷道锚杆支护，深井巷道锚杆支护，沿空巷道锚杆支护，可伸长锚杆，电动、风动和液压锚杆钻机，锚杆支护检测与监测仪器等。 特别是19961997年，我国引进了澳大利亚锚杆支护技术，在邢台矿务局进行了
17、现场演示，并完成了与锚杆支护技术相关的15个项目，使我国的煤巷锚杆支护技术有了较大的提高。 同时，困难条件下的锚杆-锚索支护技术得到了应用，并取得了令人满意的支护效果和经济效益。l 为了弄清锚杆与围岩之间的相互作用关系，为锚杆支护设计提供依据，人们一直把锚杆支护作用机理作为一个重点，进行了广泛、深入的研究。到目前为止，已提出了多达十几种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论等。这些支护理论在生产实践中起到了积极作用。但是，各种理论都有其适用条件，都不同程度地存在着局限性、片面性、不合理性和不可操作性。l 近年来，随着锚杆支护技术的快速发展，对锚杆支护理论的研究也有了较大进展。逐步认识
18、到预紧力在锚杆支护中的决定性作用，锚杆对围岩强度的强化作用，锚杆对围岩结构面离层、滑动、节理裂隙张开等扩容变形的约束作用，以及保持围岩完整性的重要作用。这些认识对提高锚杆支护效果，特别是困难条件下巷道支护提供了有效的理论指导。 2 锚杆支护技术基本理论本部分主要内容2.1 悬吊理论2.2 组合梁理论2.3 加固拱（岩梁）理论2.4 最大水平应力理论2.5 围岩松动圈支护理论2.6 围岩强度强化理论2.1 悬吊理论锚杆支护的作用是将顶板下部不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层上。是最早的锚杆支护理论，具有直观、易懂及使用方便等特点。在顶 板上部有稳定岩层，而其下部存在松散、破碎岩层的条件下(图a)，
19、这种支护理论应用比较广泛。在比较软弱的围岩中，巷道开掘后应力重新分布，出现松动破碎区，在其 上部形成自然平衡拱，锚杆支护的作用是将下部松动破碎的岩层悬吊在自然平衡拱上 (图b)。悬吊理论存在的明显缺陷(1)锚杆受力只有当松散岩层或不稳定岩块完全与稳定岩层脱离的情况下才等于破碎岩层的重量，而这种条件在井下巷道中并不多见。(2)锚杆安设后，由于岩层变形和离层，会使锚杆受力很大，而远非破碎岩层重量。(3)当锚杆穿过破碎岩层时，锚杆提供的径向和切向约束会不同程度地改善破碎岩层的整体强度，使其具有一定的承载能力。而悬吊理论没有考虑围岩的自承能力。(4)当围岩松软，巷道宽度较大时，锚杆很难锚固到上部稳定的
20、岩层或自然平衡拱上。悬吊理论无法解释在这种条件下锚杆支护仍然有效的原因。l 总之，悬吊理论仅考虑了锚杆的被动抗拉作用，没有涉及对岩体抗剪能力及对破碎岩层整体强度的改变。因此，理论计算的锚杆载荷与实际出入比较大。2.2 组合梁理论l 组合梁理论适用于层状岩层。l 对于端部锚固锚杆，其提供的轴向力将对岩层离层产生约束，并且增大了各岩层间的摩擦力，与锚杆杆体提供的抗剪力一同阻止岩层间产生相对滑动。对于全长锚固锚杆，锚杆和锚固剂共同作用，明显改善了锚杆受力状况，增加了控制顶板离层和水平错动的能力，支护效果优于端部锚固锚杆。l 从岩层受力考虑，锚杆将各个岩层夹紧形成组合梁，如图所示。l 组合梁厚度越大，
21、梁的最大应变值越小。l 组合梁理论充分考虑了锚杆对离层及滑动的约束作用。组合梁理论存在的明显缺陷：(1)组合梁有效组合厚度很难确定。它涉及影响锚杆支护的众多因素，目前还没有一种方法比较可靠地估计有效组合厚度。(2)没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆载荷的作用。(3)只适用于层状顶板，而且仅考虑了锚杆对离层及滑动的约束作用，没有涉及锚杆对岩体强度、变形模量及应力分布的影响。2.3 加固拱（岩梁）理论试验表明，在软弱、松散、破碎的岩层中安装锚杆，也可以形成一个承载结构。只要锚杆间距足够小，各根锚杆形成的压应力圆锥体将相互重叠，就能在岩体中产生一个均匀压缩带（岩梁），它可以承受破坏区上部破碎
22、岩石的载荷。l 考虑了锚杆支护的整体作用，软岩巷道得到广泛应用。明显缺陷：(1)只是将各锚杆的支护作用简单相加，得出支护系统的整体承载结构，缺乏对锚固岩体力学特性及影响因素的深入研究。(2)加固拱厚度涉及很多因素，很难较准确的估计。2.4 最大水平应力理论l 地应力测量结果表明，在很多情况下岩层中的水平应力大于垂直应力，而且水平应力具有明显的方向性（构造应力）；最大水平主应力明显高于最小水平主应力，这种趋势在浅部矿井尤为明显。水平应力对巷道围岩的稳定性有较大的影响。l 澳大利亚学者WJGale通过现场观测与数值模拟分析，得出水平应力对巷道围岩变形与稳定性的作用(见图)。他认为，巷道顶底板变形与
23、稳定性主要受水平应力的影响：当巷道轴线与最大水平主应力平行，巷道受水平应力的影响最小，有利于顶底板稳定；当巷道轴线与最大水平主应力垂直，巷道受水平应力的影响最大，顶底板稳定性最差；当两者呈一定夹角时，巷道一侧会出现水平应力集中，顶底板的变形与破坏会偏向巷道的一帮。l 在最大水平应力作用下，顶底板岩层会发生剪切破坏，出现松动与错动，导致岩层膨胀、变形。锚杆的作用是抑制岩层沿锚杆轴向的膨胀和垂直于轴向的剪切错动，因此，要求锚杆强度大、刚度大、抗剪能力强。这也正是澳大利亚锚杆支护技术特别强调高强度、全长锚固的原因。2.5 围岩松动圈支护理论l 巷道开挖后，当围岩应力超过围岩强度时将在围岩中产生新的裂
24、纹，其分布区域类似圆形或椭圆形，称之为围岩松动圈。围岩一旦产生松动圈，围岩的最大变形载荷是松动圈产生过程中的碎胀变形，围岩破裂过程中的岩石碎胀变形是支护的对象。l 围岩松动圈的厚度是围岩强度与围岩应力的函数，它是一个综合指标。围岩松动圈越大，碎胀变形越大，围岩变形量越大，巷道支护也越困难。 根据松动圈的大小，将围岩分为3种类型，并给出了相应的支护方式：小松动圈(厚度小于400mm)，锚杆支护作用不明显，只需进行喷射混凝土支护。中松动圈(厚度在4001 500mm之间)，支护比较容易，采用悬吊理论设计锚杆参数，悬吊点在松动圈之外。大松动圈(厚度大于1 500mm)，锚杆的作用是给松动圈内破裂围岩
25、提供约束力，使其恢复到接近原岩的强度并具有可缩性，采用加固拱理论设计锚杆支护参数。可见，松动圈支护理论确定了使用各种经典锚杆支护理论的适用条件和范围。2.6 围岩强度强化理论l 侯朝炯等在已有研究成果的基础上，提出巷道锚杆支护围岩强度强化理论。该理论的要点为：锚杆支护实质是锚杆与锚固区域的岩体组成锚固体，形成统一的承载结构；锚杆支护可提高锚固体的力学参数，包括锚固体破坏前与破坏后的力学参数(弹性模量、黏聚力、内摩擦角等)，改善被锚岩体的力学性能；巷道围岩存在破碎区、塑性区、弹性区，锚杆锚固区域岩体的峰值强度、峰后强度及残余强度均能得到强化；锚杆支护可改变围岩的应力状态，增加围压，提高围岩的承载
26、能力，改善巷道支护状况；围岩锚固体强度提高后，可减小巷道周围的破碎区、塑性区范围和巷道表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于巷道围岩的稳定。3 锚杆支护结构各部分构件作用锚杆支护结构各部分构件作用l锚杆支护由锚杆杆体、托板、螺母、锚固剂、钢带及金属网等构件组成，锚杆支护的作用是由这些构件共同完成的。本部分主要内容3.1 锚杆杆体的作用3.2 托板的作用3.3 锚固剂的作用3.4 钢带（钢筋梯子梁）的作用3.5 网的作用3.1 锚杆杆体的作用l对于锚杆杆体本身来说，由于杆体长度方向的尺寸远大于其他两个方向的尺寸，所以力学上属于杆件。这种构件主要可以提供两方面的作用(见图)，首先是抗拉
27、，其次是抗剪。至于杆体的抗弯能力和抗压能力是非常小的，可以忽略不计。（1）抗拉作用 锚杆杆体所能承受的拉断载荷为bdP42（2）抗剪作用 锚杆杆体所能承受的拉剪切载荷为bdQ423.2 托板的作用l托板是锚杆的重要构件，对锚杆支护作用的发挥影响很大。托板的作用可分为两个方面：l一是通过给螺母施加一定的扭矩使托板压紧巷道表面，给锚杆提供预紧力，并使预紧力扩散到锚杆周围的煤岩体中，从而改善围岩应力状态，抑制围岩离层、结构面滑动和节理裂隙的张开，实现锚杆的主动、及时支护作用；l其二是围岩变形使载荷作用于托板上，通过托板将载荷传递到锚杆杆体，增大锚杆的工作阻力，充分发挥锚杆控制围岩变形的作用。l托板对
28、全长锚固锚杆的受力分布有明显的影响。图示是有、无托板时锚杆轴力与剪力分布示意图。无托板时锚杆轴力在巷道表面处为零，在一定深度达到最大值，剪力在轴力最大处为零；有托板时，由于锚杆施加的预紧力和围岩通过托板作用在锚杆杆体上的力，使得锚杆轴力在巷道表面处达到一定值，而且使锚杆轴力最大的位置向孔口移动，更接近巷道表面。 3.3 锚固剂的作用l 锚固剂的主要作用是将钻孔孔壁岩石与杆体黏结在一起，使锚杆发挥支护作用。同时锚固剂也具有一定的抗剪与抗拉能力，与锚杆共同加固围岩。（1）锚固剂的黏结作用l在工程设计时，计算锚杆拉拔力的简化方法是假定锚固剂与杆体、锚固剂与钻孔孔壁之间的黏结应力沿锚固长度内均匀分布，
29、则锚杆拉拔力可用下式计算：l 这种简化的方法虽然计算简单，但不符合锚杆拉拔时黏结应力分布的实际情况。国内外学者做了大量研究与试验，得出黏结应力分布的公式与曲线。)(DP21壁之间破坏发生在锚固剂与孔锚杆之间）（破坏发生在锚固剂与lldP（2）锚固剂的抗拉与抗剪作用l我国树脂锚固剂的抗拉强度一般为11.5 MPa。如果28 mm的钻孔中不安装锚杆，只注树脂锚固剂，则锚固剂可提供7.08 kN的抗拉力。如果20 mm的杆体安装在28 mm的钻孔中，则锚固剂可提供3.47 kN的抗拉力。可见锚固剂提供的抗拉力远小于锚杆杆体。l 树脂锚固剂的抗剪强度一般可取35MPa。如果28mm的钻孔中不安装锚杆，
30、只注树脂锚固剂，则锚固剂可提供21.54kN的抗剪力。如果20mm的杆体，安装在28mm的钻孔中，则锚固剂可提供10.55 kN的抗剪力，分别是圆钢(Q235)、高强度螺纹钢(BHRB400)、超高强度螺纹钢BHRB600)的剪断载荷的124、84、59。可见锚固剂可提供一定的抗剪能力。 3.4 钢带（钢筋梯子梁）的作用l钢带是锚杆支护系统中的重要构件，对提高锚杆支护整体支护效果、保持围岩的完整性起着关键作用。钢带的作用主要表现在以下3方面：(1)锚杆预紧力和工作阻力扩散作用。单根锚杆作用于巷道表面可近似看成点载荷， 钢带可扩大锚杆作用范围，实现锚杆预紧力和工作阻力扩散，使载荷趋于均匀。 (2
31、)支护巷道表面和改善围岩应力状态作用。钢带对巷道表面提供支护，抑制浅部岩层离层、裂隙张开，保持围岩的完整性，减少岩层弯曲引起的拉伸破坏，改善岩层应力状态，防止锚杆间松动岩块掉落。(3)均衡锚杆受力和提高整体支护作用。钢带将数根锚杆连接在一起，可均衡锚杆受力，共同形成组合支护系统，提高整体支护能力。 l分析钢带受力的简化模型是将两根锚杆之间的钢带段作为一简支梁(见图)，采用材料力学的相关公式计算钢带受力与变形。假设钢带受到均布载荷q的作用，则 3.5 网的作用l 一般认为，网可以用来维护锚杆间的围岩，防止松动小岩块掉落。其实，网的作用远不止这一个，特别是在高地应力、破碎围岩条件下，网是锚杆支护系
32、统中不可缺少的重要部件。l网的作用主要表现在以下3方面：(1)维护锚杆之间的围岩，防止破碎岩块垮落。(2)紧贴巷道表面，提供一定的支护力(已有的研究成果表明，我国现用菱形金属网，在保证施工质量的条件下，可提供0.01 MPa的支护力)，一定程度上改善巷道表面岩层受力状况。同时，将锚杆之间岩层的载荷传递给锚杆，形成整体支护系统。(3) 网不仅能有效控制巷道浅部围岩的变形与破坏，而且对深部围岩也有良好的支护作用。如图所示，有网的情况下，虽然巷道表面围岩已破坏，但没有松散、垮落，网作为传力介质，使巷道深部围岩仍处于三向应力状态，提高岩体的残余强度，显著减小围岩松散、破碎区范围，同时也保证了锚杆的锚固
33、效果。如果没有金属网或金属网失效，围岩破坏会从表面发展到深部，逐渐破碎、松散，失去强度，导致围岩垮落，锚杆失效。4 锚杆支护设计方法l锚杆支护设计的重要性：支护设计是巷道锚杆支护中的一项重要工作，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进速度，增加支护成本；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。本部分主要内容 4.1 支护设计方法分类 4.2 工程类比设计方法 4.3 锚杆支护理论分析设计方法 4.4 锚杆支护动态信息设计法4.1 支护设计方法分类l锚杆支护设计
34、的主要方法可归纳为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。（1）工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比直接提出新建工程的支护设计（直接类比法）；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。（2） 理论计算法：基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和适用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需的一些参数。因此，依据理论计算所作的设计结果很多情况下只能作为参考。（3）数值计算法：英国、澳大利亚等建立了以地质力学条件和以数值计算为基础的煤巷锚杆支护系统设计方法，其核心是首先根据地应力测试
35、结果，以岩体力学评估为基础，结合数值模拟分析进行锚杆支护初始设计，然后再根据现场监测结果对原设计进行修正和完善。这种设计方法通过对多个方案的比较分析，可以选择得到更好方案。l10余年来，我国在锚杆支护设计方法方面做了大量工作。在借鉴国外先进设计方法的基础上，结合我国煤矿巷道的特点，提出了动态化、信息化的设计方法，符合煤矿巷道地质条件复杂性、多变性的特点。4.2 工程类比设计方法1）根据已有工程直接提出支护设计直接类比法。 这种方法是将已开掘的、成功应用锚杆支护巷道的地质与生产条件与待开掘的巷道进行比较，在各种条件基本相同的情况下，参照已掘巷道的支护形式与参数，由设计人员根据自己的经验提出待掘巷
36、道的支护设计。因此，已掘巷道与待掘巷道条件的比较与设计人员的设计经验是直接工程类比法应用成败的关键。l直接类比的主要内容有：围岩物理力学性质： 包括巷道顶底板和两帮的物理力学参数、煤层赋存状态。巷道顶底板应取一定范围的岩层(如2倍巷道宽度)进行比较。物理性质包括岩性、矿物成分、密度、孔隙率、水理性质等内容。力学性质包括抗压强度、抗拉强度、弹性模量、黏聚力、内摩擦角等诸多参数。其中，煤岩体的单轴抗压强度是最常用的力学指标。 围岩结构特征：指煤岩体内节理、层理、裂隙等不连续面的空间分布及力学性能。结构面的几何特征参数包括：结构组数、密度；结构面走向、倾角、延展长度与张开度；结构面充填物、粗糙度及起
37、伏度等。结构面力学参数包括：法向刚度、切向刚度；黏聚力与内摩擦角等。地质构造影响：地质构造包括断层、褶曲、陷落柱等，大型地质构造对煤岩体的强度、结构、应力状态，对煤岩体的完整性和稳定性都有明显的影响，对巷道支护形式与参数的选取起关键性作用。在进行工程类比时，必须弄清巷道附近有无较大的地质构造、地质构造的特点，以及构造对巷道的影响程度。 地应力。地应力与围岩强度、围岩结构一样是影响巷道变形与破坏的关键因素。地应力一般分为垂直应力与水平应力。实测数据表明，垂直应力与巷道埋藏深度有较强的相关关系，而水平应力则影响因素复杂，可靠的方法是通过井下实测得到地应力的大小与方向。地应力参数包括垂直主应力的大小
38、与方向、最大水平主应力的大小与方向、最小水平主应力的大小与方向，以及最大水平主应力与巷道轴线的夹角。巷道特征与使用条件。巷道特征包括巷道断面形状(拱形、矩形、梯形、倒梯形等)，巷道断面尺寸(宽度、高度等)，巷道轴线方向、倾角；巷道使用条件包括巷道类型(大巷、采区集中巷、工作面回风和运输巷、开切眼等)和巷道服务年限。 采动影响情况。采动影响状况包括：采动空间关系，与邻近巷道的位置关系，与采掘工作面、采空区的空间位置关系，层间距大小及煤柱尺寸；采动时间关系，巷道在采动影响前掘进、采动影响过程中掘进，还是采动影响稳定后掘进；采动次数，一次采动影响、二次或多次采动影响。采动对采准巷道围岩变形与破坏影响
39、很大，类比时应作为一个重要因素考虑。 巷道施工技术。对于松软破碎围岩巷道，施工工艺及施工设备等对围岩的稳定性也有明显影响，例如掘进机掘进优于爆破掘进，光面爆破优于普通爆破。此外，不同的开挖顺序也可能影响巷道围岩的稳定性。2）经验公式法n锚杆长度的选取:经验公式是在大量支护设计经验的基础上，得出的指导支护设计的简单公式。目前， 国内外有多种锚杆支护设计的经验公式，以下列举几个比较经典的公式。l锚杆长度选取 Hoek与Brown等提出确定锚杆长度的一般经验准则：最小锚杆长度=max锚杆间距的两倍，三倍不连续面平均间距确定的不稳定岩块宽度，巷道跨度之半。 Lang与Bischoff认为，锚杆长度与锚
40、杆间排距之比应为1.21.5，锚杆长度可作为巷道宽度的函数确定，如：L=B2/3，其中L为锚杆长度，B为巷道宽度。Schach等人提出确定锚杆长度的经验公式为日本的经验表明，锚杆长度为巷道宽度或高度的0.6倍。如果再加长锚杆，支护效果将不会明显变化。新奥法对锚杆长度的选择也提出一些准则。基于锚杆支护的作用是在围岩中形成自承拱的原理，锚杆长度主要与巷道围岩条件及跨度有关：对于比较完整的硬岩，锚杆长度取1012m；对于完整性较差的中硬岩石，锚杆长度取巷道宽度的1413，一般为23m；对于松软破碎的岩体，锚杆长度取巷道宽度的1223，一般为46m。其他经验公式 公式1： 顶板锚杆长度L=2+0.15
41、B/K 两帮锚杆长度L=2+0.15H/K 式中 K与围岩有关的系数，取35。 公式2：锚杆长度L=k(1.5+B/10) 式中 k与围岩有关的系数，取k=0.91.2，围岩稳定性差时取大值。n锚杆间排距选取 Hoek与Brown等提出，最大锚杆间距=min锚杆长度之半，15倍不连续间距确定的不稳定岩块宽度。 Lang与Bischoff认为，锚杆间排距与锚杆长度之比为2356比较合理。 Schach等从拱形巷道顶部能够形成有效的压力拱出发，认为锚杆长度与锚杆间距的比值应接近2。 新奥法对锚杆间距的选择提出一些准则：硬岩，锚杆间距取152.0m；中硬岩石，锚杆间距取15 m；松软破碎的岩体，锚杆
42、间距取0.81.0m。l经验公式最大的特点是使用简单、方便，但存在两方面的弊端：l一是经验公式只能提供锚杆支护的主要参数(锚杆长度、间排距等)，而其他参数，如锚杆杆体结构、预紧力、锚固长度、托板结构与尺寸、组合构件形式与尺寸等，很难在经验公式中全面反映，这些参数却在锚杆支护中同样起着十分重要的作用；l二是经验公式中考虑影响锚杆支护效果的因素很少，如上述的经验公式中，只考虑了巷道宽度、高度，岩石软硬程度，结构面分布，而影响巷道围岩变形与破坏的因素还有很多。因此，经验公式提供的支护参数只能作为参考，不能不顾巷道的具体条件而照搬套用。3）以围岩稳定性分类为基础的支护设计围岩稳定性分类方法l直接工程类
43、比法与支护设计者的实践经验关系很大，是决定支护设计成败的关键因素。然而，要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比，作出比较合理的设计方案，进行围岩分类是非常必要的。在围岩分类的基础上，根据不同类别的围岩提出支护形式和参数设计的建议，这种方法已经在国内外得到广泛应用。l国外比较典型的岩石分类法有普氏坚固性系数分级法、岩心质量指标RQD分级法(Deere，1967)、以岩体中弹性波传播速度为指标的分类方法(池田和彦，1973)，以及岩体质量Q分级法(Barton，1974)和RMR岩体分级法(Bieniawsk
44、i，1979)等，有些分类方法提出了相应的锚杆支护建议。l我国学者在岩体分类方面也做了大量工作。如制订了工程岩体分级标准 (GBJ861985) ，根据岩石单轴抗压强度和岩体完整性系数对岩体进行基本质量分级，然后根据结构面产状、应力状态及地下水等修正岩体基本质量指标；l将围岩变形量这个众多影响因素作用的综合指标作为分类的基础，提出以围岩变形量大小为指标的分类方法；l围岩松动圈是与围岩强度、结构、应力及巷道断面形状和尺寸等多种因素有关的综合指标，提出以围岩松动圈为指标的分类方法；l采用模糊聚类分析方法，用模糊综合评判预测巷道围岩稳定性类别，预测巷道围岩移近量，制订了我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围
45、岩稳定性分类方案。巷道围岩稳定性分类及支护设计建议l煤炭系统1988年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后，经过多年的应用和不断的完善，发展成为包括缓倾斜、倾斜、急倾斜煤层及不同煤层厚度的回采巷道，煤层上、下山及其他煤巷，岩石巷道在内的全部采准巷道围岩稳定性分类。煤巷围岩的稳定性分为5个类别：I类非常稳定、类稳定、类中等稳定、类不稳定、V类极不稳定。在围岩稳定性分类的基础上，结合已有的支护设计与实践经验，提出了巷道锚杆支护基本形式与主要参数选择的建议。巷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
46、不支护其它岩层：单体锚杆端锚:杆体直径：16mm杆体长度：1.61.8m间排距：0.81.2m设计锚固力：6480kN稳定顶板较完整：单体锚杆顶板较破碎：锚杆+网端锚:杆体直径：1618mm杆体长度：1.62.0m间排距：0.81.0m设计锚固力：6480kN中等稳定顶板较完整：锚杆+钢筋梁，或桁架顶板较破碎：锚杆+W钢带（或钢筋梁）+网，或增加锚索桁架+网，或增加锚索端锚:杆体直径：1618mm杆体长度：1.62.2m间排距：0.61.0m设计锚固力：6480kN全长锚固:杆体直径：1822mm杆体长度：1.82.4m间排距：0.61.0m巷道顶板锚杆基本支护形式与主要参数选择(续表)不稳定
47、锚杆+W钢带+网，或增加锚索桁架+网，或增加锚索全长锚固:杆体直径：1822mm杆体长度：1.82.4m间排距：0.61.0m极不稳定1.顶板较完整：锚杆+金属可缩支架，或增加锚索1.顶板较破碎：锚杆+网+金属可缩支架，或增锚索1.底鼓严重：锚杆+环形可缩支架全长锚固:杆体直径：1824mm杆体长度：2.02.6m间排距：0.61.0m巷道围岩松动圈分类及支护设计建议l根据巷道围岩松动圈支护理论，现场围岩松动圈测试，松动圈大小与巷道支护难易程度的关系，结合锚喷支护机理，将围岩分为小松动圈稳定围岩(厚度小于400mm)、中松动圈一般稳定围岩(厚度在4001 500 mm之间)及大松动圈不稳定围岩
48、(厚度大于1 500mm)三大类，然后提出围岩分类及相应的支护机理与方法，见表。l测试围岩松动圈的方法有超声波测井探测法、地质雷达探测法、渗流法、地震声学法等，其中超声波测井探测法比较常用。4.3 锚杆支护理论分析设计方法1）悬吊理论分析设计法l 悬吊理论认为锚杆的作用是将下部不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层中，阻止软弱破碎岩层垮落。悬吊理论只考虑了锚杆的被动抗拉作用，根据不稳定岩层厚度计算锚杆长度，根据锚杆悬吊的不稳定岩层重量计算锚杆直径和间排距。锚杆长度： 锚杆长度计算：L=L1+L2+L3式中 L 锚杆长度，m；L1锚杆外露长度，取决于锚杆类型与锚固方式，一般取015m；L2锚杆有效长度
49、，不小于不稳定岩层的厚度，m；L3锚杆锚固长度，端部锚固一般取0.30.4m。锚杆锚固力与直径：锚杆锚固力应不小于被悬吊不稳定岩层的重量： Q=KL2a1a2 式中 Q锚杆锚固力，MN； K安全系数，一般取1.52； a1，a2锚杆间排距，m； 岩层平均重力密度，MNm3。如果锚杆锚固力与杆体的破断力相等，则锚杆直径为：式中 d锚杆直径，m；1杆体材料的抗拉强度，MPa。锚杆间排距：当锚杆间排距相等时，即a1=a2，间排距为14Qd 2KLQa 2）自然平衡拱理论分析设计法l自然平衡拱理论认为，巷道开掘后，围岩失去了层间联系。在上覆岩层压力作用下，浅部围岩发生破坏，而在深部一定范围内形成自然平
50、衡拱。自然平衡拱以上的岩体是稳定的，锚杆的作用主要是防止破坏区围岩垮落。锚杆所需要的承载能力由破坏岩石的重量确定，而且与巷道断面形状、尺寸、埋藏深度、采动影响程度、岩层倾角、强度、结构等有关。可见，自然平衡拱理论对锚杆支护作用的分析实质上是悬吊作用，并提供了计算围岩破坏范围的方法。n围岩破坏范围 图示是根据自然平衡拱理论确定巷道围岩破坏范围的计算图。巷帮破坏深度C(m)由下式确定：式中 Kcx巷道周边挤压应力集中系数，按巷道断面形状与宽高比确定；巷道上方至地表间地层的平均重力密度，kNm-3； H巷道距地表的深度，m； B表征采动影响程度的无因次参数； f 煤层硬度系数； h煤层厚度或巷道轮廓
