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1、,锚杆支护理论与应用,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 综放沿空掘巷锚杆锚索支护技术8 监测,3,1 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50%。,4,锚杆支护使用范围,、类全面推广，、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
2、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,9,2 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
3、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
4、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：一般叙述，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
5、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。,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
6、强度下锚固体破坏前的C、值,不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C*、*值,19,图 锚固体应力应变曲线图注：曲线上数字为锚杆支护强度t（MPa）,锚固体强度随锚杆支护强度t 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,21,3.1 锚杆的结构类型,1）钢筋或钢丝绳砂浆锚杆 钢筋砂浆锚杆 钢丝绳砂浆锚秆 钢筋或钢丝绳砂浆锚秆是全长锚固
7、型锚杆。设计锚固为为3050KN。,22,2）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。,23,3）楔缝式锚杆,24,4）胀壳式锚杆,25,5）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,27,7）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
8、行压入比杆径小23mm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,30,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。,32,11）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
9、 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2022mm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）,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。,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
10、固范围内锚杆伸长1mm，可产生1020kN的锚固力，支护刚度大。端头锚固：类。全长或加长锚固：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。,39,（3）三径匹配 钻孔直径比锚杆直径大610mm 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。,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
11、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,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,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6f 8时，使用金刚石钻头的钻速提高4倍以上，而
12、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）桁架支护桁架改变顶板的应力状态，拉应力将减小，甚至出现压应力；预紧力增加裂隙体间的摩擦作用，提高顶板稳定性；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,49,4 锚杆支护巷道冒顶调查分析,2005、2006年全国煤矿死亡事故
13、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。,50,（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%。,51,（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79m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
14、事故共发生19起，占总事故数的11.73%。,52,（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2.35m,53,（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9.26。,54,（2）岩层结构缺陷型,巷道附近出现隐含小断层事故共发生10起，占总事故数的6.17%。,55,（2）岩层结构缺陷型,节理发育褶曲构造引起顶板局部变化，斜交节理发育，导致巷道顶板楔形冒落。长宽高为（2030）(2.83.2)（0.82.5）m此类事故共有7
15、起，占总事故数的4.32。,56,（2）岩层结构缺陷型,围岩出现镶嵌型结构共4起，占调查事故总数的2.5%,57,（3）应力突变 因应力突变导致冒顶事故共有10起，占调查事故总数的6.2（4）施工不良型 此类原因造成的顶板事故收集到3起,58,CD型（岩层组合劣化型）,CB1 型（锚固失效）-2起，1.23%CB2 型（不及时支护）-4起，2.47%CB3 型（偷工减料）-3起，1.85%,CB型（施工不良型）,CD1型（非稳定岩层变厚）-48起，29.63%,CD2型（稳定岩层变薄）-19起，11.73%,CD3型（锚固范围外的岩层间出现软弱夹层）-32起，19.75%,CD4型（与水分有关
16、）,SF2.1型（显现）-15起，9.26%SF2.2型（隐含）-10起，6.17%,SF3.1型（锅底矸）-2起 SF3.2型（古槽）-1起 SF3.3型（陷落柱）-1起,SF1型（节理）-7起，4.32%,SF2型（断层）,SF3型（镶嵌型构造）,SF型（岩层结构缺陷型）,SC型（应力突变型）,SC1 型（原岩应力）-4起，2.47%,SC2 型（次生应力）-6起，3.7%,CD4.1型（地下水）-6起，CD4.2型（潮湿空气）-2起，,4.93%,（107起，66.4%）,（25起，15.43%）,（4起，2.47%）,（36起，22.22%）,（10起，6.2%）,（9起，5.55%）
17、,冒顶事故分类,59,多发地点,断层、褶曲等地质构造破坏带层理裂隙发育的岩层中掘进工作面无支护巷道过长,60,5 锚杆支护设计方法,可归纳为三大类，分别是工程类比法、理论计算法、以计算机数值模拟为基础的动态系统设计方法。,61,（1）工程类比法 是一种实用的方法，在我国锚杆支护设计中占主导地位。在已有的大量、成功实践的基础上，根据巷道的生产地质条件确定支护参数。主要有以回采巷道围岩稳定性分类为基础的工程类比法；巷道围岩松动圈分类为基础的工程类比法。采用我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道稳定性分类方案，将巷道分为5类。制订相应的煤巷锚杆支护技术规范。,62,第1条 顶板必须采用树脂药卷锚固、金属锚杆支
18、护。全长锚固或加长锚固应采用左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆支护。顶板锚杆破坏性拉拔力不小于100kN，正常拉拔力不小于80kN。靠巷道两帮的顶锚杆，宜向煤帮倾斜1020度（与铅垂线夹角），其它顶锚杆应尽可能与岩层层面垂直。避免顶锚杆沿岩层层面布置。,顶角锚杆倾斜的作用：使锚固端位于两帮上方稳定的区域，锚杆锚固力大；显著减小两顶角处的剪应力；避免钻孔诱导顶板破坏面的形成。,63,第2条 巷帮支护：两帮必须支护。帮锚杆的普通拉拔力不小于60kN。第3条 锚索的预紧力不得小于100kN。第4条 对于复杂、困难地质条件的锚杆支护巷道，应优先选择小孔径预应力锚索作加强支护。而类围岩巷道在基本支护形式的基础上，
19、必须另加锚索加强支护。,64,第5条 锚杆孔径与锚杆杆体直径之差宜在612mm范围内当螺纹钢锚杆直径为2022mm时，钻孔直径2633mm，锚固力最大。因此，一般应使用直径28mm的钻头。,65,（2）理论计算法 根据悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论计算锚杆长度、间排距、破断载荷等。（3）动态系统设计方法 首先进行地质力学评估（含地应力测试），将地质力学参数、锚杆参数等输入计算机数值模拟软件，以围岩强度强化理论为依据，按控制围岩变形效果和经济合理的原则选择最优方案，组织施工，并对巷道围岩稳定状况和锚杆载荷监测，根据监测反馈信息确定是否调整锚杆支护参数，经反复实践，在动态中修改完善设计。,66,
20、6 锚杆支护施工,（1）保证锚杆高预紧力 锚杆预紧力的作用主动支护，拉应力转化为压应力或减小拉应力，有效抑制巷道围岩破裂区向深部发展，发挥围岩的自身承载能力，提高稳定性。,67,预紧力的确定：采用现场实测与数值计算相耦合的方法确定锚杆预紧力的合理值,巷道变形量与预紧力的关系,68,实现高预紧力大扭矩：大扭矩的锚杆钻机、风炮保证大扭矩，不小于200Nm。采用成套锚杆，主要指使用减摩垫圈（1个铝合金垫圈、1个塑料垫圈）。锚杆螺纹加工精细，减小摩擦阻力。,69,预紧力的检查采用扭力扳手固定专人负责上紧螺母当班验收员检查有关职能部门抽查，并及时上紧。抽查迎头14排锚杆,70,（2）锚杆外露长度 锚杆外
21、露不超长，小于70mm，最好控制在50mm内。外露超长：锚固长度、锚杆有效长度减小（3）使用快速安装器提高巷道掘进速度保证锚杆支护质量,71,（4）锚杆孔要求锚杆孔深度比锚杆长度少50100mm。钻杆与锚杆长度相等钻孔直径比锚杆直径大612mm。顶角锚杆向两帮倾斜，锚固端在两帮煤体内300mm以上，其它顶锚杆与顶板垂直。（5）巷道成型,72,7 综放沿空掘巷锚杆锚索支护技术,实现综放沿空掘巷的难点：如何保持大、小结构稳定？小结构怎样适应大结构变形？在顶板、两帮均是裂隙发育、强度较小的煤体，尤其窄煤柱破碎的条件下，实现沿空掘巷更加困难。,73,7 综放沿空掘巷锚杆锚索支护技术,1）大、小结构概念
22、 大结构：包括顶煤、直接顶、老顶及其上载荷岩层的结构。小结构：锚杆支护与围岩形成的锚固体。,74,M关键块B的回转力矩；M本工作面老顶岩层断裂，岩块A的回转力矩,7 综放沿空掘巷锚杆锚索支护技术,75,7 综放沿空掘巷锚杆锚索支护技术,三角块受力分析图,76,7 综放沿空掘巷锚杆锚索支护技术 三角块结构失稳的方式主要有2种，即滑落失稳和转动失稳。滑落稳定性系数K1；转动稳定性系数K2，即:,77,大结构稳定性与煤柱强度的关系,大结构稳定性与采高的关系,大结构稳定性与采深的关系,大结构稳定性与小结构强度的关系,78,2）锚杆支护围岩强度强化理论,围岩的残余强度与支护强度的关系,围岩的极限强度与支
23、护强度的关系,该理论：锚杆对破碎围岩起强度强化作用。,79,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。,围岩强度强化理论解决了破碎围岩小结构如何满足大结构平衡要求的问题。,80,3）高强度杆体可延伸锚杆 根据2个理论，综放沿空掘巷必须具有足够大的支护强度才能控制围岩变形；同时应具有一定的延伸量，适应围岩变形，所以，采用高强度杆体可延伸锚杆。2个关键技术：增加锚杆尾部螺纹的破断载荷。采用加长锚固：锚杆有足够的锚固力，又能延伸。,81,4）锚杆支护动态系统设计方法 以2个理论为依据，提出并应用了将包含地应力测试的地质力学评估、计
24、算机数值模拟设计、施工检测、信息反馈作为一个系统，在动态中修改完善的锚杆支护动态系统设计方法。,82,合理的锚杆支护参数 根据2个理论和锚杆支护动态系统设计方法，确定王庄矿合理的锚杆支护强度为0.150.30 MPa。,83,5）护巷窄煤柱的宽度,式中：x1 因上区段工作面开采而在下区段沿空掘巷窄煤柱中产生的破碎区，其宽度为：,x2 巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加15 富裕系数，m；x3 增加的煤柱稳定性系数，按0.2（x2+x3）计算,84,巷道变形与煤柱宽度关系,5）护巷窄煤柱的宽度,85,根据大小结构稳定性理论和窄煤柱稳定性分析，确定王庄矿窄煤柱合理宽度5m。,煤柱水平位移分布,5）
25、护巷窄煤柱的宽度,86,6）综放沿空掘巷锚杆支护参数,87,掘进期间巷道维护状况,88,回采期间工作面前方50m巷道维护状况,89,回采期间工作面前方5m巷道维护状况,90,8）综放两道围岩变形规律,巷道围岩变形量对比表,91,（1）监测的必要性 保证安全 掌握巷道围岩活动规律和锚杆载荷变化规律 为优化锚杆支护参数提供依据,8 锚杆支护巷道监测,92,（2）监测内容,93,（3）监测要求锚杆锚固力：测量围岩、树脂药卷、锚杆杆体三者之间的可锚性，合理确定锚固长度、检验树脂药卷质量等。每300根测量1组，不少于6根，顶板、两帮锚杆均要拉拔。,94,顶板离层状况：判断顶板锚固区内、锚固区外稳定状况及锚杆支护参数的合理性。在迎头安装，一般每5080m安装1套顶板离层指示仪，每天观测1次，稳定后12周观测1次。,95,巷道表面位移：反映巷道表面位移的大小及断面收缩程度，判断围岩稳定状况。一般测量顶底板、两帮相对移近量。在迎头设置测站,96,深部位移：反映巷道深部位移的大小，判断围岩破碎区、塑性区的大小及围岩稳定状况。在迎头设置测站,97,锚杆载荷：反映锚杆载荷大小，判断锚杆处于弹性状态，还是塑性状态，确定顶板是否稳定，锚杆支护参数是否合理。顶板采用测力锚杆观测，两帮采用锚杆液压枕测量。,98,谢 谢！,
