锚杆支护设计新巨龙能源有限责任公司.pptx

1一、巷道支护类型目前巷道支护的主要形式有：u锚杆支护：（还包括锚杆支护、锚网支护、锚网带支护）u架棚支护u砌碹支护u锚喷支护：（锚喷支护包括锚喷支护、锚网喷支护、喷锚喷锚网喷支护、喷锚梁喷、锚网喷支护。）2二、巷道断面设计选择u巷道围岩应力是引起围岩变形和失稳破坏的根本作用力,其压力大小和分布与巷道的断面形状有关,在巷道拐角处应力集中程度高,能产生较大的剪应力，拐角处的曲率半径愈小，应力集中系数愈大，巷道直线部分则容易产生拉应力。因此在围岩稳定的条件下，可选择形状简单的折线型巷道断面，在围岩不稳定的条件下，可选择形状复杂的曲线型巷道断面。3不同形断面应力集中系数见表不同形断面应力集中系数见表1表1巷道断面形状应力集中系数椭圆形巷道（长短轴之比1：5）1.5圆形巷道2圆拱形巷道2.5拱形巷道3矩形、梯形巷道3.54根据矿不同的埋深、围岩条件、技术条件、用途、服务年限等选择不同的巷道断面形状。（一）矩形，倒梯形断面 顶板围岩自承能力相对较差，当顶压和侧压均不大时，可选择矩形或倒梯形断面。5（二）圆弧拱、微弧拱、切圆拱、偏心拱断面 拱形巷道受力较为均匀，不容易形成应力集中区域和集中点，并且，拱型巷道围岩自撑能力强，是深部巷道较为理想的断面。偏心拱和微弧拱适用于顶板压力相对较小，围岩相对较稳定，加服务年限较短的回采巷道采煤工作面上下顺槽。切圆拱和圆弧拱适应于顶板压力相对较大，顶板围岩相对较松软，稳定性较差的回采巷道。6（三）马蹄形、椭圆、半圆拱、曲墙拱型断面（三）马蹄形、椭圆、半圆拱、曲墙拱型断面适用于服务年限相对较长的开拓、准备巷道和永久峒室。u直墙半圆拱形：顶板承载效果较好，由于帮部为直墙，抵抗帮部围岩变形能力较差，在侧压较大时，不利于控制帮部变形。u曲墙拱形：顶部仍为半圆拱形，帮部由过去直墙改为曲墙，围岩自身抵抗帮部变形的能力大大增强，在深部顶压和侧压都较大的情况下，是控制巷道变形、提高巷道自稳比较理想的断面。u马蹄形；为不规则断面形状，适用于服务年限比较长对巷道底板质量要求比较高的峒室。7l皮带机头峒室底板布置设备基础，对质量要求比较高，不允许出现犟底，底臌，否则，影响设备运行，马蹄形断面为全封闭支护，底板上的三心拱梁可进一部扼制底板底臌变形，满足设备平稳运行的需要。l椭圆形：为全封闭式支护，巷道围岩四周压力都很大，且不均匀时，可选用此断面形状。由此可见，选择断面形状，要针对不同的地点，具体问题具体分析，届时，必须综合考虑巷道围岩的性质、地应力大小和方向、巷道的服务年限、用途及位置、巷道支护形式和支护材料这三大因素有针对性的作出选择。（充分发挥其力学性能）8三、锚杆支护经典原理u（一）锚杆悬吊理论（一）锚杆悬吊理论u（二）锚杆组合梁理论（二）锚杆组合梁理论u（三）锚杆组合拱理论（三）锚杆组合拱理论u（四）挤压加固拱理论（四）挤压加固拱理论 u（五）巷道围岩松动圈理论（五）巷道围岩松动圈理论u（六）高强高预应力支护理论（六）高强高预应力支护理论u（七）二次支护理论（七）二次支护理论9（一）锚杆悬吊理论 巷道开挖后，围岩中的原始地应力出现重新分布，形成应力集中区。在该区域内，岩体中原有的节理、裂隙、层理、断层等不连续面可能进一步发展，并可能产生新的不连续面，各不连续面可能相交、贯通，并在自重作用下产生冒落。锚杆的悬吊作用就是将这些松散、破碎岩石锚固在围岩内部较坚硬、稳定的岩层中。如图1所示。该理论在浅部还具有一定的指导意义，在深部巷道围岩一定范围内已不存在坚硬稳定岩层，围岩形成大松动圈，半径在2m以上，因此该理论已不能有效指导我矿锚杆支护设计。10（二）锚杆组合梁理论l该理论适用于巷道顶板为较厚的层状岩层。当巷道顶板出现下沉和离层时，沿层面将产生垂直位移和水平位移，锚杆所提供的轴向力将对岩层的下沉和离层产生约束，并且增大岩层间的摩擦力，该摩擦力与锚杆所提拱的抗剪力一同阻止岩层间产生相对滑动，从而将几个薄岩层通过锚杆夹紧而形成一个岩层组合梁。根据材料力学知识，组合梁作用与组合梁前后的内应力对比如图2所示。111213（四）挤压加固拱理论 对于被纵横交错的弱面所切割的块状或破裂状围岩，如果及时用锚杆加固，就能提高岩体结构弱面的抗剪强度，在围岩周边一定厚度的范围内形成一个不仅能维持自身稳定，而且能防止其上部围岩松动和变形的加固拱，从而保持巷道的稳定。如图4所示14（五）巷道围岩松动圈理论1、围岩松动圈的概念、围岩松动圈的概念l该理论认为，开巷以后巷道围岩应力将发生显著变化，巷道周边径向应力(r)为0，围岩强度明显下降；围岩中出现应力集中现象。如果集中应力小于岩体强度，围岩将处于弹性状态。当围岩应力超过围岩强度之后，巷道周边将首先破坏，并逐渐向深部扩展，直至在定深度取得三向应力平衡为止。此时，围岩已过渡到破碎状态。围岩中产生的这种松弛破碎带被定义为围岩松动圈(Lp)见图5图5152、围岩松动圈的性质 （1）围岩松动圈的形状：由于围岩性质不同，松动圈可能有圆形、椭圆形和异形等形状。（2）围岩松动圈形成的时间性：在有控制条件下松动圈的稳定时间是，当Lp150cm，13个月。（3）围岩松动圈与支护的关系：一般的支护不能有效地阻止松动圈的发生和发展。（4）围岩松动圈与巷道宽度的关系：在相似材料模型试验与现场的对应试验中发现，巷道宽度在37m范围内，其他条件不变时松动圈(LP)变化不明显。16l松动圈测试分析图图6围岩松动圈实测结果围岩松动圈实测结果17（六）高强高预应力支护理论u巷道开挖后在围岩变形很小（约在破坏载荷的25%以下）时，脆性特征明显的岩体就出现开裂、离层、滑动、裂纹扩展和松动等现象，使围岩强度大大弱化，如果巷道开挖后立即安装锚杆但未施加预拉力，由于锚杆极限变形量大于围岩极限变形量，又由于各类锚杆都有一定的初始滑移量，因而锚杆不能阻止围岩的开裂、滑动和弱化。只有当围岩的开裂位移达到相当的程度(在钢筋混凝土中达到极限载荷的6075)以后，锚杆才起到阻止裂纹扩展的作用，这时 围岩已几乎丧失抗拉和抗剪的能力，加固体的抗拉和抗剪能力主要依赖于锚杆。这也就是说，这里围岩和锚杆不同步承载，先是围岩受力破坏，达到一定程度，锚杆才开始承载。在目前开采深度不大和非强烈构造应力区，这种矛盾常常不突出，支护的成功掩盖了问题的实质。u如果在安装锚杆的同时施加足够的预拉力，不仅消除了锚杆支护系统的初始滑移量，而且给围岩一定的预压应力，改善围岩的应力环境。对于受拉截面，可以抵消一部分拉应力，从而大大提高抗拉能力；对于受剪截面，由压应力产生的摩擦力大大提高了加固体的抗剪能力。因此，及时施加预拉力直接避免巷道围岩过早出现张开裂缝，可以大大减缓围岩的弱化过程，岩体利用自身强度及时参与承载过程，即形成整体承载结构，保证了巷道的长期稳定。18（六）高强高预应力支护理论（续1）u与这种主动锚杆支护相比，普通无预拉力被动锚杆支护旨在建立“钢”性顶板，即每一排使用尽量多的锚杆，行间距和排间距都很密，有使顶板“钢铁化”的态势。被动锚杆支护虽能保证在锚杆长度范围内的顶板岩层发生离层变形后仍产生很大的支护抗力，但因顶板已发生离层，这种抗力无助于恢复或提高顶板总体的抗剪强度。尽管锚杆长度范围内的顶板“钢”性化，但避免不了在锚杆长度以外的顶板岩层发生离层，出现垮冒。实际上这种现象经常发生。u据统计，我国高强锚杆的应用推广中，支护后发生冒顶的巷道的进尺比重占总进尺的万分之五左右，支护的安全可靠性尚不能满足煤矿生产的实际需要。我国现在锚杆间、排距普遍在600800m之间，即使杆体强度再高，实践中锚固区整体离层破坏甚至垮冒而锚杆实际受力却很小的现象时有发生。这促使我们思考如何发挥锚杆的作用，并避免这类现象发生。19（六）高强高预应力支护理论（续2）l由此提出煤巷高强预应力支护的概念：在施工安装过程中及时给锚杆或其它支护构件以很高的张拉力并使之传递到层状顶板，令顶板岩层在水平应力作用下处于横向压缩状态，从而阻止高水平应力对顶板岩体的破坏，消除弱面离层现象，减缓两帮围岩的应力集中，阻断岩体破坏进程，从根本上维持围岩稳定。这种支护形式叫高强预应力支护，因高预拉力支护而形成的“柔性化”的压力自撑结构就叫顶板预应力结构。l锚杆参数和预拉力的合理配置可以使锚杆长度之内和锚杆长度之外的顶板岩层都不发生离层破坏(不稳定离层)。当离层值超过预应力梁的挠度时顶板失稳，该值取决于锚杆的锚固长度、预拉力、约束条件及支护构件的允许伸长量。当预拉力达到一定值后顶板岩层在不同的层位会出现一定的正应变和负应变，其累计值还不足以造成明显的顶板下沉，即预应力结构(梁)可以做到不出现横向弯曲变形，只有纵向的微小的膨胀和压缩变形。20（六）高强高预应力支护理论（续3）l层状岩体在水平地应力的作用下易于发生剪切破坏而出现离层现象。产生离层以后，顶板的承载能力将大幅度下降，影响到支护效果，更直接影响到安全状况。因此，应将巷道顶板是否离层作为巷道稳定性判别的标准。是否离层是顶板预应力结构能否形成的基本要素，因而可以将二者统一起来，把锚杆预拉力纳入锚杆支护参数设计中，以顶板离层作为分析的原则和依据，提供一个避免或大大减少巷道冒顶的设计方法。应该指出，由于不同岩性、不同支护条件所允许的变形量差别很大，以巷道围岩变形量的大小作为准确判断巷道的稳定标准是不合适的，是不能保证安全的。l由于目前国内常用的单体钻机扭矩偏低，无法实现设计要求的锚杆预拉力，真正意义上的预应力结构尚难形成。但它指出了支护技术发展的方向，如何提高锚杆的预拉力，并通过其它手段进一步提高顶板预应力水平是施工技术努力的目标。比如中等稳定的顶板条件需锚杆预拉力达到4050kN左右，而一般只能达到20kN左右，所以单纯采 用高预拉力锚杆支护尚不能满足要求，需进一步加强支护以确保巷道顶板局部离层或围岩发生较大变形时支护系统安全可靠。在类似条件下国内目前大都采用小孔径预拉力锚索加强支护技术。但实验表明，锚索在作用范围超过6m时仍难以从根本上控制中间部分岩体的变形或离层，即使采用锚杆、锚索组合支护技术也难以在厚层复合顶板条件下取得支护的根本成功。因此，必须开发新型的预拉力支护技术，应用新型支护结构和手段对顶板岩层进行有效加固。21（七）二次支护理论l二次支护理论的核心是让压支护，即“先柔后刚”，一次支护采用全螺纹钢锚杆延伸率大，强度低，可以使开挖后巷道围岩应力进行释放和应力转移，完成应力重新分布，紧随其后实施二次支护。l从支护效果上分析，一次支护应尽早进行，巷道开挖后即实施，二次支护必须在围岩卸压后实施。根据相关岩石力学理论和工程实践，深部高应力软岩巷道的围岩变形规律可分为四个阶段，即巷道开挖后的加速变形阶段、减速变形阶段、近似线性的恒速度变形阶段和二次加速阶段。二次支护过早与过迟都将降低支护效果。因此，必须选择合理的时间实施，理论上讲应在减速变形阶段之后，二次加速变形阶段之前的近似线性的恒速阶段最为合理。l集团公司生产技术管理规定要求：二次支护一般在距迎头50100米范围内进行，同时针对不同的围岩条件其围岩变形规律也是不同的，要根据具体作业地点的矿压观测来确定二次支护的最佳时间和距离，将更具有指导和现实意义。22四、锚杆支护设计原则与设计程序u（一）锚杆支护设计原则（一）锚杆支护设计原则u1、锚杆支护巷道必须编制正规支护设计，积极慎重地采用新技术、新工艺和新材料，做到技术先进、经济合理、安全可靠。u2、锚杆直径与孔径、锚固剂要匹配，锚杆直径与孔径应保持在612mm范围之内u3、锚杆各构件强度与设计锚固力要匹配u4、优选左旋锚固，在类围岩巷道和埋深超过800m巷道选用高预应力高强锚固。23n（二）锚杆支护设计程序（二）锚杆支护设计程序锚杆支护设计程序为：地质力学评估初始设计实施设计矿压观测及信息反馈修改、完善锚杆支护设计。n1、地质力学评估包括巷道围岩力学性质测定（顶板、底板、煤层力学性质测定）岩性测定（单轴抗压强度、弹性模量、泊松比等）地应力测试（主应力大小及方向）现场地质状况考察（收集矿井开拓平面图、地质构造图、煤层底板等高线图、上覆岩层等高线图、煤岩层柱状图）n2、初始设计根据地质力学评估，支护巷道生产技术条件和地质条件、相似条件下矿压显现规律和围岩变形特点，围岩的节理、层理发育程度，采用工程类比、数值模拟或理论计算，提出巷道基本支护形式，确定支护参数，并根据相关规定进行校验，形成初始设计24n3、实施设计根据初始设计编制掘进作业规程，严格按初始设计及作业规程进行施工。n4、矿压观测及信息反馈在前期施工过程中进行质量监测和矿压观测，验证支护参数的合理性、支护设计的正确性，并及时反馈支护信息为修改初始设计提供科学依据。n5、修改完善支护设计根据反馈的支护信息，对初始设计进行修改。同时根据修改完善后的支护设计补充技术措施，保证施工安全和支护效果。25四、煤巷锚杆支护设计四、煤巷锚杆支护设计（一）煤巷的围岩分类（一）煤巷的围岩分类煤巷采用锚杆支护，必须对巷道围岩稳定性进行分类。1、分类依据、分类依据依照原煤炭工业部（88）煤生第163号关于试用我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案的通知，采用顶板强度（顶）、煤层强度（煤）、底板强度（底）、埋深（H）、直接顶初次跨落步距（L）、直接顶厚度与采高的比值（N）及护巷煤柱宽度（X）七个因素，用模糊数学的方法把回采巷道围岩稳定性分为5类，即类：非常稳定；类：稳定；类：中等稳定；类：不稳定；类：极不稳定。2、分类结果、分类结果根据分类形成XX矿区煤层巷道围岩分类结果及合理支护技术选择。263、巷道围岩长时强度与瞬时强度、巷道围岩长时强度与瞬时强度在实验室测定的岩石强度为瞬时强度c，当围岩长时间处于承载状态时，真实的岩石强度将小于c，该强度称为长时强度e。根据相关研究，ePc ，P称为折减系数，该系数包含岩体节理、风化等因素的经验数据，可按下表选取。巷道类型平 巷集中巷上山大巷大致使用时间/a12355P0.90.80.7说明：若围岩属类以上，则P值可以直接从表中选取，若围岩属、类，则P值应再乘以一个小于1的岩性影响系数，具体视软岩性质而定。274、锚杆的选择（1）锚杆长度的选择）锚杆长度的选择由于原岩应力加上开挖（开采）引发的应力相互迭加影响，则锚杆越长，锚杆的负载就越大。锚杆长度根据经典梁理论，单层梁越厚，强度越大。在某种程度上，可通过采用加长锚杆增加梁厚度建造高强度梁，但不能任意增加锚杆长度。悬吊理论悬吊理论锚杆长度L=L1+L2+L3 式中:L1:外露长度 L2：有效长度 L3：锚固端长度 L：锚杆长度 28l t:顶板岩石抗拉强度 0:原岩水平应力分量 :梁应力弯曲惯性矩 293031五、五、岩巷岩巷“喷锚喷、锚网喷喷锚喷、锚网喷”二次支护参数设二次支护参数设计计1、参数设计（1）一次支护参数设计（a）锚杆类别选择 由于一次支护需要在有锚杆约束控制的情况下，让围岩释压变形，因此，选择全螺纹钢树脂锚杆支护。（b）锚杆参数 根据组合拱理论和工程类比，锚杆直径选择22mm；长度选择L2500mm；间排距10001000mm，并预留栓网钢筋。（C）喷厚初喷厚度30mm（2）二次支护参数设计（a）锚杆类别由于二次支护作用在于控制松动区的发展，限制围岩变形，因此，选用高预紧力高强锚杆。（b）锚杆参数由组合拱理论和工程类比，锚杆支护参数选择22L2500mm；间、排距10001000mm，布置在一次支护锚杆的中间位置。32332、工艺流程、工艺流程（1）初期支护采用初喷作临时支护，初喷厚度30mm，初凝20分钟后进行打、安锚杆及扒装。（2）一次支护第一次支护必须进行拉线喷浆，在拱顶、拱肩、拱基处拉线，使巷道成型光滑、平整、无急角。在一次喷浆支护时，需将里层锚杆预留钢筋引出喷层之外，作为布置外层锚杆的标志，并用作二次支护时栓钢筋网。（3）二次支护即围岩已经产生一定变形，围岩中的高应力得到释放，变形趋于稳定进行二次支护。二次支护锚杆按里层锚杆所留的标志按照设计间、排距呈五花布置。安装二次锚杆时，用托盘把网压紧并用预留的钢筋栓网，网与网之间每隔200mm扭接一处，然后喷浆盖网，要起到防锈作用。343、二次支护最佳时机确定巷道开挖后，变形逐渐加大。以变形区分，可划分以下四个阶段：加速变形阶段、减速变形阶段、近似线性的恒速变形阶段和二次加速变形阶段。当围岩进入加速变形阶段时，岩体本身结构改组，产生新裂纹，强度大大降低，因此二次支护最佳支护时间应在加速变形阶段之前的恒速变形阶段。a：岩石力学理论确定的最佳支护时间巷道支护原理可以用下式表示：3536五、锚网支护巷道顶板锚杆快速安装工艺五、锚网支护巷道顶板锚杆快速安装工艺u1、目前锚网巷道顶板锚杆安装情况u2、顶板锚杆安装优化方案u3、顶板锚杆快速安装程序u4、主要技术要求371、目前锚网巷道顶板锚杆安装情况、目前锚网巷道顶板锚杆安装情况目前锚带网支护安装锚杆使用中速(Z型)树脂药卷，安装程序为：打出锚杆孔后，装两支中速树脂药卷（2850型）、钻机顶锚杆、搅拌30-45秒钟、静待3-5秒、撤钻机，再按用上述工序搅拌其它的锚杆，5分钟左右后，采用扭矩放大器顶开锚杆阻尼塞，上紧螺母，达到400 N.m后，完成安装。该工艺缺点是，空顶时间较长、反复搬动钻机次数多、工人劳动强度大，锚杆钻机搅拌、安装不能一次完成，端面易发生漏顶、掉渣，造成顶板破坏程度加剧，特别不利于出水锚杆孔或破碎顶板的支护。382、顶板锚杆安装优化方案、顶板锚杆安装优化方案为减少顶板空顶时间，提高锚杆安装效率，推广应用超快(CK型)树脂药卷，顶板锚杆孔成孔后，不搬动锚杆钻机，装填CK2835型和Z2850各一支，使用222500无纵筋高强锚杆，一次性完成打眼、装填(药卷与锚杆)、搅拌、安装，并满足初锚预紧力地要求，完成对顶板的有效支护。393、顶板锚杆快速安装程序、顶板锚杆快速安装程序临时支护挂网、铺钢带打锚杆孔(孔深为锚杆长度-150mm)降锚杆机装填树脂药卷两支(孔底部为MSCK2835、另一支为MSZ2850)用锚杆机顶锚杆至端部距孔底400mm(锚杆上好托盘、让压管、垫圈、减摩垫等附件)开动锚杆钻机搅拌药卷，直至打开螺母阻尼塞并上紧锚杆，完成初锚撤除锚杆钻机采用扭矩放大器重新紧固锚杆至400N.m。404、主要技术要求、主要技术要求（1）底部超快(MSCK型)树脂药卷凝固时间以不大于10为最佳，适应出水钻孔与破碎围岩环境；（2）螺母阻尼塞阻尼转矩控制在110-150N.m，MQT-120/2.3型气动锚杆钻机额定转矩120N.m，最大负荷转矩230N.m；使用大转矩（450N.m）锚杆钻机，可以实现一次完成初锚并达到设计锚固扭矩。（3）安装搅拌开始后不能停止转动，直至打开螺母阻尼塞；防止锚杆钻机因树脂凝固增加钻机负荷、因转速慢而达不到额定转矩，打不开螺母阻尼塞。（4）严格控制锚杆孔深度，确保孔外锚杆长度在150mm。41致 谢！