锚杆支护的支护理论

锚杆支护的支护理论（共10篇）

锚杆支护的支护理论 篇1

1 锚杆支护作用机理研究

锚杆支护机理目前提出的观点很多, 有悬吊作用、组合梁 (拱) 作用、加固作用等。这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉为前提来解释锚杆支护的作用机理。因此, 围岩状态及锚杆受拉这两个前提的客观性是判定上述这些理论正确的标准。

1.1 锚杆的悬吊作用

在掘进采用锚杆支护中, 锚杆将下部不稳定的岩层 (直接顶或块状结构中不稳定的岩块) 悬吊在上部稳固的岩层上, 阻止岩层或岩块的垮落。锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量, 并据此设计锚杆支护参数。

这一理论提出的较早, 满足其前提条件时, 有一定的实用价值。但是大量的工程实践证明, 即使巷道上部没有稳固的岩层, 锚杆亦能发挥支护作用。例如, 在全煤巷道中, 锚杆锚固在煤层中也能达到支护的目的, 说明这一理论有一定的实用性, 也有它的局限性。

1.2 锚杆的组合梁作用

为了解决悬吊理论的局限性, 提出了组合梁理论。它认为在没有稳固岩层提供悬吊支点的薄层状岩层中, 可利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来, 形成组合梁结构进行支护。

组合梁作用的本质在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁 (板) 的岩层挤紧, 增大岩层间的摩擦力。同时, 锚杆本身也提供一定的抗剪能力, 阻止其层间错动。锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁, 这时被锚固岩层便可看成组合梁, 全部锚固层能共同变形, 顶板岩层抗弯刚度大大提高。决定组合梁稳定性的主要因素是锚杆的预拉应力、杆体强度和岩层性质。

这一观点有一定的影响, 但是工程实例较少, 也没有进一步的依据资料供设计应用。例如, 岩层沿巷道纵向有裂缝时梁的连续性问题和梁的抗弯强度问题。

1.3 锚杆的减跨作用

如果把不稳定的顶板岩层看成是支撑在两帮的叠合梁 (板) , 由于可视悬吊在老顶上的锚杆为支点, 安设了锚杆就相当于增加了支点, 从而减小了顶板的跨度, 使顶板岩层的弯曲应力和挠度得到降低, 维持了顶板稳定。这就是锚杆的减跨作用, 它实际上来源于锚杆的悬吊作用, 但它同样未能提供用于锚杆支护参数设计的方法。

1.4 弹塑性理论锚杆支护作用机理

弹塑性理论在对围岩状态作了正确分析后, 对锚杆支护的作用机理提出了两个不同的观点:

(1) 利用锚杆提供足够的支护抗力, 加固围岩提高其承载能力、减小其变形量, 通过锚杆锚固可使围岩的抗压强度峰值提高50%～100% (相对于无锚杆情况) , 同时, 可以使围岩不产生破碎带, 或者说限制围岩弹塑性变形的发展, 从而使围岩处于稳定的弹塑性状态。

(2) 锚杆的抗拉力主要用来支撑平衡破碎带内岩石的重量。这两种观点存在着以下两个实际问题有待阐明:对前一种观点来讲, 由于现有支护 (包括锚杆支护) 的不及时性和支护手段与围岩的不密贴程度决定了支护抗力不可能有效阻止和限制围岩破碎带的产生和发展;对后一种观点来讲, 锚杆支护的主要对象不是破碎带内岩石的重量, 而是破碎带发展、产生过程中的碎胀变形力。综上所述, 虽然锚杆支护经过长时间大量的应用, 但锚杆支护理论的研究还很不充分, 锚杆支护参数的确定仍然采用工程类比法, 上述一些观点设计的锚杆支护参数只是作为参考。此外, 近年来对锚杆的作用机理还提出了悬吊环理论、最大水平主应力理论等, 但这些理论目前尚在研究和发展过程中。

2 围岩松动圈巷道锚杆支护理论

围岩松动圈巷道锚杆支护理论是基于煤矿生产中大量的地下工程都是在围岩破坏和发展中支护的客观实际状况而提出的, 该理论在对围岩状态进行深入研究后, 发现松动圈的厚度值Lp是围岩应力P与围岩强度R的复杂函数, 即La=f (P, R) 。Lp是一个综合性指标, 它的大小反映了支护的难易程度, 而且大量现场实测表明, 它与巷道的跨度 (一般3～5m范围) 及有无支护关系不大, 巷道支护的主要对象是围岩松动圈产生、发展过程中的碎胀变形力。当采用锚杆支护时, 锚杆受拉是由围岩松动圈的发生和发展而引起的。

2.1 单体锚杆作用机理

在锚杆与围岩相互作用过程中, 锚杆通过垫板与锚头对围岩提供支护抗力, 阻止破裂岩石产生有害变形 (影响围岩稳定和工程使用的变形) , 使围岩保持稳定并将其变形限定在允许的范围内。

实际上, 锚杆应力来源于围岩松动圈的产生和发展过程。

假如开巷后围岩只产生弹塑性变形, 没有发生破坏, 则围岩松动圈厚度将为零, 碎胀变形亦为零。由于弹塑性变形发生在锚杆安装之前, 锚杆的最大应力将只是安装应力, 考虑到这一应力往往较小, 可认为锚杆在这种围岩状态下起的作用较小。

如果开巷后产生松动圈, 锚杆将因为碎胀变形, 从而使锚杆的应力增大;当围岩松动圈增大时, 锚杆的应力也增大, 待松动圈厚度稳定后, 锚杆应力将维持不变。由此可以看出, 锚杆的工作应力将取决于围岩松动圈的稳定位置。结合围岩与锚杆支护的客观实际情况, 考虑到锚杆与围岩的相对不密贴性及锚杆杆体在应力增加时的弹塑性变形, 锚杆将在达到工作拉力前, 即30～40kN, 产生20～50mm的伸长 (包括锚杆与围岩的不密贴及锚头的受力滑移等) , 它将使围岩松动圈的碎胀力得到部分释放, 这就是单体锚杆的受力状态。由此可见, 松动圈厚度大小与锚杆受力及锚杆的作用机理有直接关系, 松动圈厚度值类别 (小、中和大3类松动圈) 不同, 锚杆支护作用机理不同。

2.2 松动圈状态锚杆支护探讨

2.2.1 小松动圈围岩状态

当Lp=0～40cm时为小松动圈, 围岩碎胀变形和松动圈围岩自重均较小, 不需用锚杆支护, 为防止围岩风化和局部危石掉落, 只需单一喷射混凝土支护即可。

2.2.2 中松动圈围岩状态

当Lp=40～150cm时为中松动圈, 其碎胀变形比较明显, 必须进行锚网或锚喷支护, 支护的主体是锚杆, 锚杆支护参数采用悬吊理论设计。

在这里需要说明几个问题:

(1) 松动圈理论所指的悬吊理论已赋予新的含义, 即锚杆悬吊点为松动圈外的岩 (煤) 体, 并不需要悬吊在坚硬的顶板岩层, 悬吊对象是松动圈形成过程中的碎胀变形力, 但在目前碎胀力研究不充分的情况下, 可简化为重力计算。

(2) 对中松动圈围岩状态, 从理论上讲可采用组合拱理论设计锚杆支护参数, 但由于松动圈厚度值较小, 用组合拱设计的锚杆长度较短, 在实际地下工程支护中存在着两方面的不安全因素:①巷道壁表面施工质量问题。由于围岩客观情况的变化及施工管理上的难度, 目前尚很难严格达到光面爆破标准, 不可避免地存在着超 (欠) 挖问题;②锚杆施工质量问题。由于围岩松动圈厚度值较小, 采用组合拱理论设计时, 其锚杆的长度一般均小于常用锚杆的长度, 一旦某根锚杆因角度、间排距或者锚固力等施工质量不合格, 则由于锚杆较短形成的组合拱太薄而导致组合拱失效。因此, 在中松动圈围岩状态下, 为达到安全、经济的目的, 应该采用悬吊理论设计锚杆支护参数。

(3) 对中松动圈一般稳定围岩, 采用其他类型普通支护形式, 如砌碹或棚式支架 (可伸缩或不可伸缩) 等, 可行但不经济。对于中松动圈, 只要支护阻力大于松动圈围岩破裂过程中产生的碎胀变形力, 均可成功。

2.2.3 大松动圈围岩状态

当Lp>150cm时为大松动圈, 属软岩支护范畴。围岩变形量大, 变形时间长, 矿压显现剧烈, 支护困难。如果采用悬吊理论设计锚杆, 则将会因其过长而失去普遍应用的价值。因此, 重点研究了锚杆的组合拱理论。组合拱理论的实质是利用锚杆的锚固力对破裂围岩进行锚固, 提高其残余强度, 从而在破裂围岩中形成一个具有相当强度和可缩性的“组合拱”结构体。而且大量现场实测表明证实了组合拱的存在及其强度和可缩性。

2.3 围岩松动圈理论的实践及其效果

从研究开巷后围岩状态着手, 经过大量的现场和工程实践表明, 围岩松动圈巷道支护理论, 即:

(1) 巷道支护的主要对象是围岩破裂过程中的碎胀变形力;

(2) 围岩松动圈巷道支护分类方法;

(3) 锚喷支护机理及参数工艺设计方法。

目前, 该理论已达到用理论方法确定煤矿巷道的支护, 锚杆施工巷道的推广应用表明:用该理论设计的巷道支护有理有据, 既解决了工程难题, 又降低了工程造价, 加快了施工速度, 与用工程类比法所作支护设计相比, 在稳定围岩中, 可节省工程成本;在不稳定围岩 (软岩) 中, 可降低支护成本, 提高施工速度, 具有明显的经济效益。

浅析锚杆支护工艺 篇2

关键词：掘进巷道 锚杆支护 支护工艺

1 概述

锚杆支护的主要作用是控制锚固区围岩的离层、滑动、张开裂隙等扩容变形与破坏，在锚固区内形成次生承载层，最大限度的保持锚固区围岩的完整性，避免围岩有害变形的出现，提高锚固区围岩的整体强度和稳定性。为此，应采用高强度、高刚度的锚杆支护组合支护系统。高强度要求锚杆具有较大的破断力，高刚度，要求锚杆具有较大的预紧力。锚杆支护是通过锚杆给围岩施加一定的压应力，改善围岩的应力状态，所以，锚杆支护不仅锚杆要有较大的破断力，更重要的是必须有科学的施工工艺，才能保证有较合理的预紧力。锚杆支护工艺及技术不规范，不达标，会导致锚杆的支护质量达不到设计要求，使顶板支护失效。

锚杆支护具有成本低、支护效果好、操作简便、使用灵活、占用施工净空少等优点，使得锚杆支护在井巷支护得到广泛应用。澳大利亚4E00系列四臂锚杆机，因其安全、高效，在神东及周边矿区广泛引用。但据笔者调查，发现几乎所有使用该型锚杆机的施工单位，没有能够正确掌握锚杆支护施工工艺，自然锚杆支护质量达标率低，顶板管理隐患大。

2 井巷掘进基本情况

神东矿区位于晋、陕、蒙三省区交界，位于鄂尔多斯大型聚煤盆地的东北部，均发育于鄂尔多斯盆地延安组，煤层顶板岩性多为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，有少量的泥岩及中粗砂岩，地质构造简单，岩层裂隙不发育，属于坚硬岩石类型。但矿区煤层埋藏浅，以薄基岩厚松散层为主要地质特征，具有松散层内含水局部较厚的水文地质特征，极易发生涌水溃沙事故，顶板管理困难。

由于神东矿区掘进及回采设备配套主要为进口美、德、澳等国，为实现高产高效，设备机型较大，为便于高效快速运输，掘进巷道宽度设计多为5-6m，巷道顶板支护主要选用锚杆锚固，特殊地段加设锚索钢带或网片支护。

3 神东哈拉沟煤矿锚杆支护问题

神东哈拉沟煤矿12煤102、103顺槽巷道宽为5.4m，巷高为2.4m，由于顶板破碎，设计支护方式为锚杆加钢筋网、锚索加钢带联合支护。巷道掘好放置一段时间后，多处锚杆出现在紧固螺母处断裂的现象，顶板支护严重失效，顶板有冒落下沉的重大安全隐患。

预应力锚杆结构由锚固段、弧拉段（自由短）和锚头组成。一般情况下锚固工程失事案例发生在锚头或张拉段（自由段）近端，从而易产生突发性破坏。但12煤现场捡获的锚杆断头实物，全部在螺母紧固根部断裂。12煤使用锚杆型号为MSGLW-235/16，材质为Q235，查验检验报告符合标准质量，问题主要应为支护工艺有疏漏。为了弄清锚杆断裂原因，消除由于锚杆安设问题而存在的安全隐患，对此问题进行了调研、测试、分析。

3.1 Barton和Choubey通过结构面抗剪强度测定模型试验，提出了计算结构面抗剪强度的经验公式（1）：

τ=σntan[∮b+JRClg（Jcs∫σn）] （1）

式中：τ为结构面抗剪强度（MPa）；JRC为结构面粗糙度系数；JCS为结构面两侧岩体的抗压强度（MPa）；σn为作用在结构面上的正应力（MPa）；∮b为岩体的内摩擦角（°）。

设锚固承载层的抗压强度为JCS1，锚固岩（土）体抗压强度为JCS2，承载层与锚固岩（土）体构成一个有机整体，其等效抗压强度为JCS=min（JCS1，JCS2） （2）

锚固承载层刚度较小，即JCS1=σn< JCS2时，JCS=σn，lg（Jcs∫σn） =0。

锚固承载层刚度较大，即JCS1=σn>JCS2时，JCS=JCS2，lg（Jcs∫σn） <0。

因此，预应力锚杆所施加的压力如果过大，不仅对承载层材料要求很高，而且在界面抗剪切能力反而减小，因此，应尽量小于岩土体的抗压强度。神东公司根据所属矿井的地质结构，及M16/5.6普通碳钢螺栓扭矩，测算规定，￠16锚杆的预紧力为100N.m。

3.2 根据走访调研该矿及周边矿井，所有使用四臂锚杆机的掘进队，均不清楚规范的支护工艺。各队存在共性问题为：①锚杆机普遍不完好。钻箱手动旋转减压阀损坏，压力表短缺。②钻箱手动减压阀压力调整不当，有的过大有的过小，没有一个合适的。③部分司机不清楚规范操作流程，使用自动打钻紧固螺母。④锚杆机压力表装设不规范，不能有效实时监测负载压力变化情况，指导司机操作。

3.3 根据现场实际检测，当自动打钻时，马达最大压力能达到160-180bar。当自动打钻压力为180bar时，实际预紧扭矩达到250N.m以上。根据测试情况及现场断裂情况分析，12煤锚杆断裂可能有以下原因：①利用自动打钻紧固锚杆时扭矩过大。4.8级的常用螺栓准用扭矩值为98N.m，而实际自动打钻时扭矩能达到250N.m，远远高于准用扭矩值，导致锚杆在预紧时丝杆损坏。②锚杆材质达不到要求，锚杆丝杆强度不够。③由于顶板破碎，凹凸不平，锚杆安装角度不正确，倾斜度过大，或托盘与锚杆不垂直，导致锚杆在紧固时，丝杆受剪切力较大，损坏丝杆，导致在顶板来压时提前断裂。（见表1）

3.4 马达的实际输出转矩T=ΔP*V/2π*ηm，式中ΔP为马达进出口压力差，V为排量（m3/s），ηm为液压马达的机械效率。可以看出，不同的马达，由于使用时间、制造精度（装配精度）、系统配合（回液管路及滤芯、其他回路的跑冒滴漏）等状况的差异，均会导致ΔP、ηm的不同，所以，不同的马达在相同的系统中运行，会有不同的输出扭矩。图1为该矿连采一队锚杆机手动打钻时，马达压力（bar）与实际预紧力（N.m）之间的曲线图，红线为1#钻机测试所得数据，粉线为2#钻机所得数据。

4 结语

提高锚杆支护强度，在很大程度上取决于锚杆支护的科学合理的支护工艺，根据以上分析，掘进队必须做到：

①重新修订锚杆机操作规程，必须是自动钻孔，手动紧固锚杆，并及时贯彻落实。要求操作规程详细描述操作流程，可操作性要强。②检修工要加强锚杆机日常检修维护，保证设备完好。尤其压力表能实时监测负载情况（压力表接在MSL孔上），将每个钻箱的压力与扭矩对照表张贴到锚杆机司机打钻时方便看到的地方，便于操作工及时掌握操作压力，对照测试扭矩表，能及时掌握锚杆扭矩，减少重复劳动，提高功效。③检修工每天矫正钻箱手动减压阀压力，确保锚杆紧固到位，预紧力合格，支护效果好。通过现场实测情况，建议压力调整在85-100bar（锚杆扭矩100-120N.m），但要根据不同钻箱情况，具体实际调整。

参考文献：

[1]文志杰.全长黏结型预应力锚杆受力特性研究.

[2]尤春安.全长粘结式锚杆的受力分析.

[3]温福跃.建井施工锚杆支护技术研究[J].中国高新技术企业，2010（10）.

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浅谈煤巷锚杆支护技术理论 篇3

在煤矿生产过程中, 支护是其不可缺少的一部分, 对冒顶片帮等有非常重要的作用。发生冒顶片帮的原因主要表现为以下两个方面。①支护设计方面常由于只注重考虑顶板支护, 顶班支护的足够好, 而很少考虑巷帮支护的研究, 那么如果巷道帮支护的强度太小, 锚固力低, 那么支护效果就会很差, 就会造成煤壁松软。要是发生片帮以后, 巷道变得越来越宽, 可能会引起应力的重新分布, 形成冒顶面积逐渐变得越来越大, 最后顶板靠近煤帮侧发生破断, 导致大面积的矸石冒落。②生产管理方面表现为技术管理和质量管理不到位, 在顶板岩石性质发生改变时, 工作人员未及时将信息反映到技术部门, 最终可能导致顶板事故的发生。我们书本上所介绍的锚杆支护理论有好几种, 比如组合梁、加固拱、最大水平地应力等理论, 这些理论在煤矿生产过程中, 特别是矿压观测中, 具有非常重要的意义, 但是它们也存在一定的欠缺。

2 煤巷锚杆支护成套技术

煤巷锚杆支护成套技术包括以下几个部分:巷道围岩力学测试、支护设计、材料、工程质量检测、矿压监测、特殊地质条件支护技术等诸多方面。

2.1 巷道围岩力学测试技术

巷道围岩力学测试主要包括以下三个部分:原岩应力、结构测量与煤岩体强度。对于地应力测量, 井下大部分采用应力解除法和水压致裂法这两种方法。对于煤岩体结构测量, 矿用电子钻孔窥视仪在煤矿上得到了广泛的使用, 它的最主要的作用就是可以准确、快速地观测到煤岩体中的层理、节理、裂隙等结构面及离层。对于煤岩体强度测试, 钻孔触探法井下煤岩体强度原位测定装置已经在煤矿生产上已经被广泛使用, 这样就从而在井下钻孔中能够快速、准确地测量出煤岩体的抗压强度。

2.2 锚杆支护材料

支护材料经历了四个发展过程, 低强度、高强度、高预应力、强力支护。通过优化对锚杆体结构及其形状, 这样使得锚固效果得到很好的改善;通过使用矿用锚杆专用的钢材, 从而使其达到更高的级别, 如高强度和超高强度。对于预应力锚索支护方面, 煤矿上已经使用了自身专用的大直径、高吨位锚索。索体直径最大达22mm, 拉断载荷达600kN。

2.3 锚杆支护设计方法

煤矿巷道锚杆支护设计大部分采用一种名叫动态信息设计法。因为设计它是要经历一个动态发展变化的过程, 而不是一次就可以直接完成的。在其变化发展中每个过程中都必须要充分利用它所所提供的必要信息, 及时对其提供的信息进行跟踪实时收集、反映之后进行综合分析。在进行锚杆支护设计时, 处理好锚杆与锚索支护各构件之间的相互匹配关系, 对发挥构件间的作用, 乃至整个矿井的支护系统的整体支护效果都具有非常重要的作用。从矿井生产来看有以下几种匹配关系:①锚杆托板、螺母应与杆体的强度匹配, 杆体必须要与锚固剂所具有的力学性能应该相匹配, 还要与其组合构件及金属网的形式所反映的力学参数相匹配。②高强度拱形托板、高强度螺母及高效减摩垫片应该必须与高预应力、强力锚杆杆体相配套, 而强度与刚度比较高、护表面积比较大的w型钢带应该与组合构件相配套, 在应用中所使用的金属网最好要采用强度与刚度比较高的钢筋网。预应力锚索在煤巷中配合锚杆支护, 可以增加支护强度.提高锚杆文护的可靠性。

2.4 困难复杂条件下的四五类巷道围岩

一般比较松软破碎、地应力较大、易受采动影响, 因而巷道变形速度比较快, 变形量比较大, 所以对于维护来说相对比较困难。

2.5 锚固与注浆联合加固技术

如果巷道掘进在松散破碎的煤岩体中, 而且如果只是单独的采用锚杆支护, 那么可能锚固效果不会太理想, 致使锚杆的优良的性能不能充分发挥出来。此外, 对于已经破坏了的巷道, 对其进行维修或翻修, 假若单独只是采用锚杆支护, 那么其支护效果也不会达到很好的效果。所以如果对于锚固技术和注浆加固技术, 这两种技术如果能够有机地结合在一起的话, 将来肯定会成为解决破碎围岩巷道支护的最重要的且最有效的方法。根据现代煤矿的巷道特点, 开发出了不同形式的注浆锚杆。对于单纯用锚杆支护不足以保持巷道围岩的稳定时, 可辅以两种加强支护:一是小孔径预应力锚索, 孔径仅28mm, 施工简单、价格低廉、而且安全可靠;二是巷道围岩注浆加固, 当巷道围岩特别破碎。随掘随冒, 可采取超前注浆, 一般条件采取滞后注浆。复杂围岩的支护技术应用广泛。

2.6 锚杆支护的可靠性

提高锚杆支护有以下六种途径:①支护要及时;②支护设计和监测管理到位;③定期进行拉拔试验;④加强班组质量检查;⑤把握锚固质量关;⑥抓好预紧力质量关。

3 现场实验

全国20个省和自治区的58个大中型矿区已经开始大范围的推广应用锚杆支护技术研究成果。所应用范围从大巷、集中巷, 到回采巷道;从近水平煤层、缓倾斜煤层巷道, 到急倾斜煤层巷道;从薄煤层到厚煤层巷道, 从实体煤巷道, 到沿空掘巷、采空区留巷;从普采到综采放顶煤工作面沿煤层底板掘进的煤顶巷道和全煤巷道;从小断面巷道到大断面开切眼、硐室与交岔点;从围岩比较稳定的巷道, 到极破碎、强膨胀围岩巷道;从浅部巷道, 到深部高地应力冲击地压巷道概括了煤矿上的各种巷道类型。

下图是放顶煤锚杆支护布置图, 它是关于沿空掘巷断面很大时锚杆支护技术。该项技术使巷道支护效果与安全程度, 以及巷道掘进机械化程度、掘进速度与工效得到了有效的改进, 解决了一系列巷道支护方面的难题, 从而有力保障了矿井开拓部署和巷道布置改革的提高。有效支护了煤岩顶和全煤巷道、沿空掘巷等大断面巷道, 从而保证了在厚煤层中, 综采放顶煤开采等采煤方法的成功应用, 并且保证了煤矿实现经济利益最大化的目标。

4 结语

锚杆联合支护技术研究探讨 篇4

【关键词】锚杆支护；支护系统；应用

0.引言

随着浅部资源的日益减少，我国有越来越多的煤矿进入深部开采。井下开采深度的增加，使得高应力巷道不断涌现，在浅部应力状态下表现为硬岩特征的岩石，在深部高应力状态下往往表现为大变形、难支护的软岩特征[1]。矿井深部开采存在“三高与时间效应”，即深部岩体处于地应力高、温度高、渗透压高以及较强的时间效应。深部开采造成巷道变形明显、支护困难，冲击地压、煤与瓦斯突出，以及围岩透水等灾害较严重，这些问题给煤矿生产中的巷道围岩控制增加了难度。

锚杆支护的适用条件普通单体锚杆只适用于加固稳定的岩石巷道或围岩岩体较完整的巷道，但在围岩较软或破碎带规模较大的岩巷、煤巷及动压巷道中往往取不到应有的效果，导致质量事故。随着煤炭开采深度的不断增加，巷道断面不断扩大，巷道压力的不断加大，冒顶事故时有发生，凸现了锚杆支护中存在的一些问题。笔者针对锚杆支护中的一些问题提出锚杆与锚索联合支护在煤矿巷道中的应用提出一点看法，以供同行探讨。

1.锚杆支护系统的缺点分析

（1）锚杆支护设计方法不科学虽然已制定煤巷锚杆支护规范，但设计时绝大多数采用工程类比法，支护形式和参数确定不尽合理，有可能支护强度太高，支护成本大，浪费了材料；在松软、软弱等特殊地质条件下支护强度也可能不足，出现片帮、冒顶等安全事故。

（2）锚杆的支护材料质量不能完全达到要求如钢材质量、加工的螺纹质量、树脂药卷质量等均直接影响支护质量。

（3）锚杆支护监测仪器与技术不能满足现场施工需要常用仪器的精确度、实用性不尽完善，不能完全反应锚杆支护效果。

（4）现有技术条件下，施工因素是直接影响锚杆支护可靠性的关键环节施工人员对锚杆支护理论的系统认识不够，对锚杆的安装操作质量管理不到位，施工达不到设计要求。如有时只重视对顶板的支护而忽视了对巷帮和底板的控制，或有些工人技术不过关、责任心不够，造成锚杆和锚索支护强度降低。施工中常见的巷道凹凸不平，锚杆、锚索托板不紧贴岩面，造成锚杆、锚索没有预应力而失效。

2.锚杆与锚索联合支护的研究

（1）锚杆与锚索联合支护的概念锚杆与锚索联合支护是煤巷巷道掘进过程中的一种主要支护形式，可以与钢带、金属网、工字钢梁联合使用。合理选择锚杆参数及支护形式，是安全、科学、经济的，能起到提高支护质量和矿山效益、降低成本的作用。锚杆与锚索联合支护是通过围岩内部发挥其支护作用的，其实就是变巷道被动支护为主动支护，提高巷道围岩的自身承载力。随着巷道围岩状况的不同，锚杆与锚索支护也具有不同的作用机理。

（2）分析锚杆与锚索联合支护。单根锚杆锚索加固岩体形成锚杆锚索周围应力包，只要锚杆锚索间距、排距适当时，同时在群锚的作用下.应力泡相互叠加，形成岩体内承载圈加固带。对于开掘巷道锚杆锚索支护，视岩石硬度、完整性、岩体节理情况、地应力、服务年限及是否受动压影响等因素，而确定锚杆锚索支护形式，由于伪顶性脆、易碎。直接顶坚实，最常用的是锚杆与锚索、网的联合支护形式。锚杆与锚索、钢带抗弯强度小易贴顶承受载荷小，顶板平整时常用锚杆加固伪顶，锚杆与锚索加固直接顶；锚杆与钢梁则能承受较大载荷。锚杆桁架是利用拉杆所产生挤压力减少或消除下位岩层的拉应力。形成一种以顶板岩层受压，拉杆受拉，类似桁架的承载结构，但两帮围岩体强度要高，若顶板完整性好，分层厚度又大，应该使用锚杆与锚索联合支护，利用锚索钢绞线较长的特点，在围岩上部形成一个能防止其上部围岩松动和变形的加固拱，从而保持巷道支护的稳定性。

3.联合支护应用案例

某矿综采工作面位于本公司井下位于26125采区巷左翼的中南部，南部为已采的26123工作面，东部、北部为实煤，为矿界煤柱，西部为本采区三条大巷。工作面倾斜长150m，煤层倾角为3.50～70， 煤层厚度3.3～3.66m，平均为3.53m。煤层直接顶为泥质粉砂岩及灰白色细砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。

3.1支架控顶区到煤壁间的支护设计结合该矿实际最终确定选择锚杆与锚索联合支护

（1）顶锚杆锚杆长度可由下式计算进行确定，即L=K（1.1+B/10），式中K为围岩稳定影响因素，因顶板已受采动超前压力影响，取1.4m；B为支架出架通道宽度，取1.8m。由式知锚杆长度不小于1.79m，故选用公司常用Φ22mm×2200mm螺纹钢锚杆，根据煤矿顶板支护经验，锚杆间排距为800mm×800mm，每根锚杆用三节树脂药卷。

（2）锚索。

根据悬吊理论来设计锚索支护参数，结合煤矿巷道支护的经验，锚索采用Φ17.8mm×6300mm钢绞线，锚索间排距为1600mm×1600mm。

（3）帮锚杆。

采用砼托板配合Φ18mm×1700mm的端头锚杆为帮锚杆支护煤壁，帮锚杆间排距为750mm×1100mm。

3.2锚杆与锚索的联合支护实践

运输巷和回风巷均为锚杆配钢带支护巷道，在工作面距上半段停采线6m到停采线时，不采用铺金属顶网和拉设钢丝绳来控制支架顶板，而直接采用锚杆和锚索配钢带支护来控制支架控顶距离和出架通道。即采煤机割第一刀煤时先在煤壁用单体支柱每隔1m打上贴帮柱作为临时支护，用两台锚杆钻机（为加快时间）按锚索支护的间排距进行打眼， 采用方钢板（长250mm，宽250mm，厚8mm）沿工作面倾斜布置配合锚索进行支护顶板。割第二刀煤后，按锚杆支护间距采用锚杆配钢带（长3m，宽0.3m，眼间距0.8m沿工作面倾斜布置）进行支护顶板，锚杆（索）配钢带支护是为防止上一台支架撤除后矸石垮落影响下一台支架回撤。采用锚索和锚杆交替支护距停采线1.8m时停止拉架，用单体推移输送机割煤到停采线并支护到停采线。出架通道顶板最后2排支护每排均采用锚杆和锚索交替按间排距800mm×800mm进行支护，即打一棵锚杆距离800mm打一棵锚索。锚索和锚杆支护示意图，如图1所示。

4.结论

实践表明锚杆、锚索、金属网等构件组合形成悬吊作用、组合梁作用和加固作用，使被锚固岩层形成一个整体承载结构，改变了下部岩层受力状态，提高了岩层自身承载能力，有效地控制巷道围岩的早期离层，减少巷道围岩变形，提高了巷道支护的可靠性，是一种积极主动的支护方式，应该大力推广和广泛应用。 [科]

【参考文献】

[1]周金城.锚网壳支护技术在高应力巷道修复中的应用[J].煤礦支护，2008，（1）.

[2]杜剑锋.锚、网、带、喷+锚索+锚注联合支护在高应力软岩巷道中的应用[J].煤矿支护，2010，（1）.

锚杆支护的支护理论 篇5

1 基本构造

预应力锚杆柔性支护体系包括诸多的组成部分, 如预应力锚杆、面层、锚下承载结构、排水系统等。承载体系指的是预应力锚杆, 构造体系则由面层和锚下承载结构组成, 排水系统则发挥着辅助作用。

具体来讲, 预应力锚杆柔性支护技术指的是在潜在滑移面以外的稳定岩土体中锚固锚杆的锚固段, 通过锚下承载结构和面层, 在潜在滑移面以外的稳定岩土体中施加锚杆增加的预应力。因为存在着预应力, 那么就会有压应力区产生于锚杆周围岩土中, 这样潜在滑动面上的正应力和抗剪阻力就会得到增加, 非稳定土体的下滑力得到减少, 因此, 将预应力施加于锚杆上, 可以对岩土体的变形进行主动控制, 对岩土体的应力状态进行合理调整, 促使基坑的稳定性得到强化。

2 变形和稳定分析

通过研究发现, 传统的深基坑支护结构将稳定性控制的设计方法应用过来, 以此来促使支护结构的安全和稳定得到保证。如今基坑有着越来越大的深度和更加复杂的环境条件, 对深基坑支护结构设计提出了更高的要求。因此, 在基坑工程中, 如今变形控制设计方式逐渐取代了以往的强度控制设计方式。过去传统的极限平衡法, 主要是分析基坑稳定性, 无法对任何有关变形的信息进行获取, 但是基坑开挖数值模拟计算分析则可以全面分析研究基坑支护的受力、变形以及破坏模式等力学行为, 以便更加有效的指导基坑工程的设计和施工。本文主要采用的是FLAC2D, 将显式有限差分格式求解场的微分控制方程给利用了起来, 通过混合离散元模型, 来对材料的屈服、塑形流动进行准确的模拟, 可以对基坑开挖的施工过程进行模拟, 进而实时仿真施工过程。

一是工程概况和计算模型:本文以某大厦深基坑工程为例, 基坑深度为23.5米, 对11排锚杆进行了布置, 锚杆长度在8米到20米之间, 竖向间距和水平间距分别为2米和1.5米, 将高强度低松弛钢绞线作为锚杆杆体。结合地质勘察结果, 场地包括诸多的土质类型, 如杂填土、中风化辉绿岩、微风化辉绿岩等。深基坑模拟宽度和模拟深度分别为50米和35米, 其中, 基坑开挖宽度和开挖深度分别为10米和23.5米, 基坑模拟所划分的平面单元有数千个, 每一个网络单元尺寸为0.25平方米。模型左右两侧对水平位移进行限制, 模型底面对水平位移和垂直位移进行限制。我们将理想弹塑性本构模型—摩尔库仑屈服准则作为土体, 预应力锚杆的模拟利用cable单元来实现。

二是计算结果分析:首先是基坑稳定分析, 我们将极限平衡法和强度折减法给应用了过来, 这样就可以将不同工况下的基坑安全稳定系数给得出来。通过对预应力锚杆进行施加, 前移了基坑潜在滑移面的位移, 在较大程度上提升了基坑的安全稳定系数。

其次是基坑位移分析, 通常是沿着基坑深度, 基坑坑壁的水平位移呈曲线分布形式, 在基坑顶面出现了最大位移, 深度增大的同时, 会逐渐较小。增加锚杆预加力, 会在较大程度上减少基坑坑壁的水平位移, 但是会逐渐减小减小的幅度。如果预加力值在k N以上, 那么对预加力进行提升, 基本上不会影响到坑壁变形。基坑地面的沉降分布规律等同于坑壁水平位移分布规律。越大的水平位移, 就会产生越大的沉降量。因此, 在控制中, 往往将水平位移作为标准, 基坑稳定不受影响的基础上, 对基坑坑壁的水平位移进行控制, 通常就可以控制地面沉降。

最后是基坑滑移场分析, 我们从理论层面来进行分析, 因为将预应力施加于锚杆上, 那么基坑坑壁水平位移和基坑地表沉降就得到了减小, 对岩土体的滑动起到一定程度的约束作用, 对岩土体的剪切变形进行减少, 这样潜在滑动面上岩土体的剪切变形也会得到减小, 对于出现的岩土体塑性区, 也会起到一定的延缓作用, 促使潜在滑移区的范围得到了缩小。通过研究发现, 在不断增加锚杆预应力值的过程中, 会逐渐减小潜在滑移面上剪切应变, 减小滑移区, 如果预应力在400k N以上, 就会大范围消失滑移区, 只会有小范围存在于基坑底处。因此, 通过锚杆预应力的施加, 可以对基坑变形进行减小, 并且基坑岩土体塑性区的范围也得到了缩小, 对于岩土体潜在滑动区的出现, 可以起到延缓或者阻止作用。

3 结语

通过上文的叙述分析我们可以得知, 随着时代的进步和发展, 预应力锚杆柔性支护技术因为具有一系列的优点, 因此被广泛应用到深基坑支护中。通过有限元数值模拟, 可以将锚下承载结构各个构件的最佳匹配尺寸给得出来, 这样可以对设计和施工起到有效的指导作用。在具体的实践施工过程中, 需要结合具体情况, 综合考虑诸多方面的因素, 科学设计应用方案;在施工过程中, 严格依据相关的规定和要求来进行, 以便更好的将预应力锚杆柔性支护技术给应用到深基坑支护中, 推动我国各类建筑事业获得更好的发展。

摘要：随着时代的进步和社会经济的发展, 我国城市化进程在逐步的加快, 在高层建筑、地下商场以及地下车库中出现了大量的深基坑开挖支护工程, 深基坑工程有着越来越大的规模、开挖面积和开挖深度。预应力锚杆柔性支护技术因为具有一系列的优势, 因此被广泛应用到深基坑支护中。本文简要分析了深基坑支护中的预应力锚杆柔性支护技术, 希望可以提供一些有价值的参考意见。

关键词：深基坑支护,预应力锚杆,柔性支护

参考文献

[1]魏凤仙, 张略, 郑伟峰.深基坑预应力锚杆柔性支护设计参数的灵敏度分析[J].工程勘察, 2010, 07 (01) :123-125.

[2]林振德, 陈云彬.结合永久性边坡支护的深基坑预应力锚杆柔性支护法的应用[J].岩土工程学报, 2012, 11 (15) :44-46.

[3]贾金青, 涂兵雄.预应力锚杆柔性支护法在超深基坑中的实践[J].岩土工程学报, 2012, 11 (15) :55-57.

关于煤矿锚杆支护的探讨 篇6

关键词：煤矿,锚杆支护,管理

随着煤矿开采深度的逐渐增加, 造成软岩地层日益提高, 巷道压力不断增加。因此, 煤矿在运用锚杆支护技术过程中, 一定要切实加强对该项技术的管理, 深入研究该项技术, 从而为矿井生产安全提供保障。

1 切实加强工程质量管理

1.1 严格控制巷道掘进质量

锚杆支护巷道一定要通过综掘机作业。选择炮掘工作面, 一定要对爆破参数进行科学的设计, 尽量降低爆破施工对巷道围岩稳定性的负面作用;巷道掘进断面应该根据具体的设计尺寸与相关规定, 从而使巷道具体较高的质量。巷道掘进一定要避免空顶作业, 一定要根据作业规程做好临时支护工作;选择那些稳定性强的临时支护措施与韧撑力较高的临时支护装置进行。锚杆支护一定要紧跟掘进工作面, 最大空顶距一定要满足作业要求, 最小空顶距必须在200mm以下。一定要不要将较大的空顶留给下一班。

1.2 严格根据作业规程进行

锚杆支护材料的质量、性能、尺寸一定要符合锚杆支护设计要求, 同时与煤矿安全规程相符合。施工时一定要符合作业规程与设计要求, 充分保证施工质量。管理工作者与工人需要接受专门的锚杆支护技术培训教育。使用的择锚杆钻机及其相关设备一定要符合相关要求, 配件验收与产品质量合格。对施工机具、支护材料与监测设备进行细致检查, 确保其齐备, 产品质量满足设计要求, 避免劣质产品下井。现场必须切实加强技术指导, 迅速将现场技术问题解决。

1.3 严格控制施工质量

首先, 保证药卷直径、锚杆直径、钻孔直径处于最合理的配合状态, 从而使锚杆支护结构处于最佳状态。其次, 控制锚杆眼深度。当锚杆眼比设计眼深时, 这种情况下, 锚杆杆体无法到达眼底, 树脂药卷无法完全搅拌, 使锚同力减小, 对全部锚同产生影响。反之, 锚杆外露, 使其预紧力减小。操作过程中必须对跟孔深度严格控制。第三, 避免锚杆眼进入积水与粉尘。积水与灰尘能够降低锚固剂的强度, 安装锚杆前需要提前用压风吹净积水与灰尘。第四, 保证安装效果。锚杆为左旋无纵筋高强度螺纹钢, 在锚孔内进行搅拌时, 必须沿着顺时针方向进行, 从而使锚同段密度增加。装好的锚杆必须具备一定预紧力, 等到树脂凝固以后将螺母拧紧。通常情况下, 锚杆预紧力矩在100N.m是其发挥支护作用的最佳力矩。

2 认真检验锚杆支护质量

2.1 切实加强质检力度

首先, 严格项目检查。锚杆杆体与配件的规格、质量、结构等一定要满足设计规定。对材料试验报告或者产品合格证进行检查, 同时对其进行现场实查。树脂卷、水泥卷与砂浆锚固材料、配比、规格、性能一定要满足设计规定。其次, 严格检查基本项目。认真检查锚杆安装质量, 对材料试验报告或者产品合格证进行检查。各个班组逐排检验, 抽查过程中根据规定确定检查点。锚杆的拉力最低值大于等于设计的90%为合格。锚杆排距、间距偏差值是±100mm。孔深度偏差在0~50mm之间。锚杆方向和井巷轮廓线之间的角度的偏差不大于15°。露出托板偏差不大于50mm;锚喷巷道、爆破材料硐室并应该有偏差。

2.2 严格控制铺杆支护施工质量

首先, 指定专人检测锚杆支护施工质量。检测工作者必须具备锚杆支护理论及实践经验, 责任心强, 根据统一的标准进行检测。认真检测锚杆支护相关项目, 同时认真做好检测纪录, 通过技术主管汇总之后上报。对检查出的不合格问题, 进行深入讨论, 同时尽快选择科学合理的方式进行返工处理。其次, 监测矿压。成立专门的锚杆支护矿压监测小组, 制定完善的监测标准与管理制度。严格落实好平时的综合监测任务。监测工作者需要具备丰富的锚杆支护理论与矿压监测实践, 严格把关, 根据相关标准作业。

2.3 加强锚杆支护相关材料及设备管理

锚杆支护相关材料及设备一定要有产品合格证, 同时需要经入库验收合格。支护用品根据管理制度与管理程序规定, 在入库及发放时, 相关部门与使用单位应该根据设计要求检查验收支护材料, 同时认真记录验收结果。如有不合格的支护用品, 应该全部退回。避免伪劣产品下井投入使用。物流部门应该定期检查支护用品储存、运输以及管理现状, 避免在保管与运输时出现失误而导致物资损坏与型号错误。

3 切实加强施工质量管理与相关工作者的培训

3.1 认真贯彻相应的管理和检查制度

定期安排管理工作者和班队长对锚杆施工管理相关规定进行学习, 提高他们的安全质量标准化意识。首先, 积极实施锚杆支护动态抽查与监督活动, 同时及时对检查结果进行通报。对锚杆质量不合格和优良的班组分别进行处罚与奖励, 定期对各个班组的表现进行总结, 同时及时兑现奖罚, 从而使施工队伍的工作主动性提高, 使其形成安全质量标准化思想。其次, 贯彻执行“三违”督察制度。对擅自截锚杆者根据“三违”行为进行处理, 对连续两次扭矩合格率不达标的班组, 按照“三违”管理制度, 对其班队长与锚杆质量负责职工做出相应的处罚。利用严格的制度进行管理, 从而使锚杆支护质量不断提高。

3.2 对施工人员实施三大规程相关技术培训

利用安全活动日或者学习日时间, 安排工人学习作业规程, 通过这种方式使操作工人将施工技术要求、操作工艺以及器械操作技术熟练掌握。培训教育大体上涉及下列内容:第一, 锚杆支护的基本原理。第二, 施工现场锚杆支护材料的类型以及性能。第三, 施工技术要求、操作工艺和安全技术手段。利用培训使工人牢牢掌握设备性能、操作技术与维护知识, 充分弄清锚杆支护施工质量标准, 同时能够清楚地认识到劣质工程的危险性, 掌握锚杆支护施工质量检测的作用以及具体的方法。经培训、考试合格之后为他们颁发证书, 实现施工工人持证上岗。

参考文献

[1]曹建波.古矿15号煤沿空掘巷锚杆支护技术探讨[J].煤矿支护, 2012, 4.

[2]王争.煤矿锚杆全长锚固支护的研究与实践[J].河北化工, 2013, 2.

锚杆支护的现状与发展趋势 篇7

1 锚杆支护的现状

1.1 应用领域和规模不断扩大

锚杆支护技术除在地下工程、边坡工程、结构抗浮工程、深基坑工程中继续保持着良好的发展态势外, 在重力坝加固工程、桥梁工程以及抗倾覆、抗地震工程中也有了长足的进展。我国锚杆的发展, 自1993年至1999年, 据初步统计, 仅边坡工程与深基坑工程, 锚杆的年用量约为3 000 km～3 500 km[2]。

1.2 标准化建设日趋完善

20世纪70年代以后, 由于锚杆的迅速发展和广泛应用, 前德国、奥地利、瑞士、英国、美国、中国香港、国际预应力混凝土协会、澳大利亚、日本等许多国家、地区或机构先后制定了锚杆规范与推荐性标准, 从而使锚杆的应用沿着经济合理、技术先进、安全可靠的轨道发展。中国于1986年颁发了国家标准GBJ 86-85锚杆喷射混凝土支护技术规范, 1990年颁发了CECS 22∶90土层锚杆设计施工规范, 2001年, 修订后的GB 50086-2001锚杆喷射混凝土支护技术规范已经出台。锚杆支护标准化建设的逐步完善, 对我国锚杆应用的健康发展发挥了重要作用。

1.3 高承载力锚杆的应用稳步增长

近十年来, 用于加固重力坝的锚杆的极限承载力、长度和锚固力的集中度均有稳步增长的趋势。国内石泉、李家峡等电站的混凝土重力坝相继采用承载力设计值为6 000 kN～10 000 kN的预应力锚杆加固。李家峡电站在大坝加固中应用了承载力设计值为10 000 kN的预应力锚杆。我国高承载力锚固体系的设计和施工开始进入世界先进行列[2]。近十多年来国外混凝土重力坝采用高承载力预应力锚杆加固技术发展最快的国家是澳大利亚。在澳大利亚, 有史以来最长、锚固力最集中的锚杆是澳大利亚堪培拉附近的巴林贾克坝安装的锚杆。巴林贾克坝坝高75 m, 在1991年～1994年间共安装了209根锚杆。大坝主墙加高了13 m, 采用161根锚杆加固, 所有锚杆的极限承载力均为16 250 kN, 最大长度130 m[2,3]。

1.4 各具特色的新型锚杆竞相出现

为了改善锚杆在软弱的塑性变形明显的岩体中的适应性, 包括我国在内的许多国家都先后开发了能全长摩擦锚固的钢管锚杆。这类锚杆安装迅速, 能及时向围岩作用三向支护抗力, 当围岩产生剪切位移, 承受爆破冲击作用时, 锚杆将折曲, 从而能进一步锚固岩层, 因而特别适用于矿山软岩工程。为了解决在松软破碎底层中成孔困难、钻杆拔出随即塌孔、无法安装锚杆的难题, 近年来, 自钻式锚杆在我国有很大发展。这种锚杆是由中空的钢质管材构成杆体, 杆体全长为国际标准波形螺纹, 借助连接器可将锚杆加长到设计长度。这种锚杆的最大特点是锚杆杆体与钻进的钻杆及注浆时的注浆管合为一体, 能有效地保证质量。在城市基坑锚固工程中, 我国冶金部建筑研究总院程良奎、周彦清、王宪章等还成功地研究开发了可拆芯式锚固技术, 即当锚杆使用功能完成后可以拆除, 根除了对周边地层开发的障碍。为了提高土中锚杆的承载力, 瑞士和日本开发了带端头膨胀体的端头锚杆。据称这种锚杆膨胀体的直径可达0.8 m, 它改变了摩擦作用的传力机制, 大大缩短了固定段长度, 具有多方面的优点。

1.5 软土锚固取得重大突破[2,3,4,5,6,7]

1) 采用可重复灌浆技术, 大幅度提高了软土中锚杆的承载力。2) 基本上掌握了软土中锚杆的蠕变变形和预应力值变化的规律。3) 在实践中, 找到了控制软土基坑周边位移的若干有效方法。

1.6 单孔复合锚固改善了锚杆的传力机制[8]

传统的锚固方法, 即拉力型锚杆在其受荷时, 不能将荷载均匀地分布于固定长度上, 会产生严重的应力集中现象。为了从根本上改变拉力型锚固方法的弊端, 英国、日本、中国等国家已先后研究应用了单孔复合锚固方法。该方法是在同一个钻孔中安装几个单元锚杆, 而每个单元锚杆有自己的杆体、自由长度和固定长度, 而且承受的荷载也是通过各自的张拉千斤顶施加的, 并通过预先的位移补偿张拉, 而使所有单元锚杆始终承受相同的荷载。

2 锚杆支护技术存在的问题与发展趋势

1) 对锚杆支护机理的认识亟待提高。尽管现在有许多对锚杆支护作用的解释, 但这些解释多半是表面和牵强的, 或者只适用于一些特殊条件。因此, 目前的技术标准主要是经验性的, 设计和施工中还有许多盲目性。应该说, 这是妨碍锚杆支护技术向科学化发展的主要原因, 也是锚杆支护技术需要解决的重要问题。2) 锚杆支护理论的研究应充分强调与实践相结合。锚杆支护技术和其他岩土工程技术一样, 不仅施工设计, 而且施工过程对施工效果也有重要影响。因此, 这些方面的研究也显得特别重要。但是, 有关这一领域的研究几乎还是空白。这也是一项通过对锚杆支护理论的深入认识去解决的关键问题。3) 保证施工质量。锚杆支护工程是一项隐蔽工程。因此, 保证施工质量是发挥锚杆支护功能、提高锚固技术整体水平的重要因素。除人为因素之外, 保证施工质量主要有两条途径, 即配套性能良好的机械设施和机械化施工手段, 以及科学的验收规程和相应的试验方法与要求。目前的主要问题是对施工质量的重要意义认识不足。4) 监测反馈作用的发挥[10,11]。监测一方面可以确定这种“黑箱”或“灰箱”的内在状况;另一方面, 即使岩土技术发展到较先进的水平, 要预测后续情况仍不可缺少必需的监测手段。

目前, 尽管监测工作已有所开展, 但其所起的反馈和指导作用却难以发挥。这主要是施工和管理人员的理论水平偏低, 对监测的认识不足, 且缺少正确的指导方法。这是使今后的锚杆支护技术更加科学而需要解决的重要问题。

3工程实例

实例1:青岛站候车室深基坑工程, 主体基坑深16.9 m, 采用部分800钻孔桩加28预应力锚杆支护, 锚杆共五道, 竖向间距1.5 m, 水平间距1.2 m, 喷层厚度150 mm, 设双向8@200×200钢丝网。基坑范围内无断层通过, 地质构造相对简单;车站范围地下水较少, 主要有两大类型:孔隙水和基岩裂隙水。该工程于2007年1月开工, 3月施工结束。施工中进行监控量测, 对围护结构及环境进行桩顶位移监测、预应力锚杆轴力监测、地表位移沉降监测、地下水位监测、基底隆起监测, 及时反馈监测信息用于指导施工。该工程施工完毕后, 在基坑使用过程中未发现任何问题。实例2:庙湾乾佑河大桥为左右幅分离式高架桥, 本大桥的施工重点为山体永久防护工程施工。山体高0 m～30 m, 从上至下地质情况依次为:亚黏土、卵石层、强风化白云质灰岩、弱风化白云质灰岩, 本地区为喀斯特地形, 溶洞发育。山体支护采用型钢排架并由下向上间隔2 m用22砂浆锚杆与山体相连, 锚杆与工字钢用夹板螺栓连接。本工程支护效果良好。

4结语

锚杆支护施工方便、效率高, 有利于加快施工进度, 且施工成本低, 支护效果好, 并且技术还有许多提高的空间, 它在岩土工程中的应用范围和地位也会随着其技术水平的提高而不断地扩大和发展。

摘要：综述了锚杆支护的现状, 总结了锚杆支护技术存在的主要问题, 并指出了锚杆支护的发展趋势, 其应用范围和地位将会随着其技术水平的提高而不断地扩大和发展, 通过工程实例证明了锚杆支护技术的可行性。

锚杆支护及其配套技术 篇8

关键词：锚杆加固,光面爆破,喷射混凝土

1 前言

理论和实践均证明,在各种形式的锚喷支护体系中,都是以锚杆作为主体的。锚杆在整个支护系统中起到了举足轻重的作用,扮演着重要的角色。而其他支护措施,如喷射混凝土、金属网、钢带、金属支架等都属于配套措施,可视具体情况因地制宜地选用。因此,凡是以锚杆为主体、控制围岩的变形与破坏、维护围岩稳定的,统称为锚杆支护,这就突出了锚杆在锚喷支护中的重要作用。

锚杆支护具有技术先进、经济合理、质量可靠、用途广泛等一系列明显的优点。锚杆是存在于“锚杆-围岩”相互作用体系中的一种“内支护”,其作用在于改善围岩的力学性质和受力状况,从而使被动的岩体转变为主动的承载结构。但是,单纯锚杆支护不能防止围岩的风化,不能有效控制杆间岩石的剥落,通常在围岩松动或大变形的情况下,导致锚杆支护的失效。因此,锚杆应配合其他配套措施,以扩大其应用范围和改善支护效果。

锚杆支护的配套措施,主要是为了克服锚杆支护的弱点、增强支护效果而采取的措施。主要有光面爆破、喷射混凝土等。

2 锚杆加固

锚杆加固技术具有安全、快速、低成本特点。我国锚杆加固技术早在20世纪50年代中期就已起步,当时主要采用机械式金属锚杆,发展速度缓慢。20世纪60年代初研制了压缩木锚杆,在一定程度上促进了锚杆支护技术的发展。到20世纪70年代初,我国原煤炭部在科研部门的配合下,在湖南试验成功了“锚杆-喷射混凝土支护”,以代替传统的砌碹,优越性十分明显。锚喷加固技术应用范围十分广泛,它可以在各种不同岩类、不同跨度、不同用途的地下工程中,受静载或动载时作临时支护、永久支护、结构补强以及冒落修复等之用,而且还可用于深基坑维护、边坡治理与加固、危险建筑物与结构物加固等方面。

3 光面爆破

光面爆破简称光爆,是一种合理利用炸药能量的控制爆破技术。用这种方法开掘出来的地下工程成形规整,符合设计的断面轮廓尺寸,岩壁无明显的爆震龟裂,保护了围岩的强度和整体性,提高了围岩的稳定性与自撑能力。

光面爆破,就是控制爆破的作用范围和方向,使爆破后的岩石光滑平整,防止岩面开裂,减少超、欠挖和支护工作量,增加岩壁的稳定性,减少爆破的振动作用,进而达到控制岩体开挖轮廓的一种技术。

3.1 光面爆破的类型

(1)按爆破时序分类

①周边眼后裂法,又称修边法。

②预裂光爆法。

(2)按爆破深度分类

①浅孔光爆法。

②中深孔光爆法。

③特深孔光爆法,又称超深孔光爆法。

3.2 光面爆破的标准

在《锚杆喷射混凝土支护技术规范》中,规定了光面爆破质量应符合下列要求:

(1)眼痕率:硬岩不应小于80%,中硬岩不应小于50%。

(2)软岩中隧洞周边成型应符合设计轮廓。

(3)岩面不应有明显的爆震裂缝。

(4)隧洞周边不应欠挖,平均线性超挖值应小于150mm。

3.3 实现光面爆破应采取的措施

要实现光爆,符合光爆的要求,达到光爆的标准,应采取下列措施:

3.3.1 尽量减少爆炸裂隙

(1)选择合适炸药

由于炸药在岩石中爆炸产生的爆轰压力可达到几万至十几万个大气压,远远超过了任何岩石的抗压强度,故一般的炸药很难控制对岩石的破坏作用。

炸药爆炸产生爆轰压力为:

P=ρ0D2/4

式中:P—爆轰压力;

ρ0—炸药密度;

D—爆速。

由上式知,爆轰压力P与炸药密度ρ0成正比,因此应选用密度小的炸药;爆轰压力P与爆速D成正比,而同种炸药的爆速,又是随着药卷直径的减小而降低,故应选用爆速D小,药卷直径小(但要大于稳定爆轰的临界直径)的炸药,对减少爆轰压力效果显著。

(2)合理选择装药结构

国内外目前都采用所谓不耦合装药结构,即在炮眼中装填的药卷直径远比炮眼直径小。炮眼直径和药卷直径之比称为不耦合系数。不耦合装药结构有利于光爆的原因,主要在于爆轰波经过一段空气间隔才传到岩石,形成在空气中传播的冲击波,它在传播时压力迅速衰减。因此,如果设法将炸药悬在炮眼中心,四周不与眼壁接触,效果将会更好一些,但要做到这一点,会使制作复杂,装药麻烦。通常采用使炸药与炮眼相切的方法,效果还是能够令人满意的。

(3)严格控制装药量

因为药量越大,产生的破碎范围越大,爆压也更大,且爆破波与爆生气体压力的作用时间也更长。故在能够将岩石爆落的前提下,药量越少越好,尽可能减少装药密度,减少静压的破坏作用。

3.3.2 促进两炮眼间开成贯穿裂缝

两个周边光爆炮眼之间形成贯穿裂缝,是光面爆破技术中的关键,它的光滑或凹凸决定了巷道成型的好坏。

(1)爆药要求

所采用的炸药除满足性能要求外,爆炸生成气体的量还必须大些,同时在装药结构上应使爆生气体在炮孔全长上有均匀的作用力。因此,细长药卷较好。当不采用细药卷时,可将炮眼口部塞紧,让爆生气体有一膨胀空间,达到在炮眼全长上作用力比较均匀的目的。

(2)尽可能同时起爆

周边眼是否能同时起爆,是产生光滑贯穿裂缝的关键。从理论上讲,两孔起爆时差不能大于静压力的作用时间,否则就达不到静应力的叠加。

3.3.3 防止产生超、欠挖

(1)确定合适的炮眼密集系数

光爆层的厚度(即最小抵抗线W)与光爆炮眼间距E之比,称为炮眼密集系数(M),即:

M=E/W

式中:M—炮眼密集系数;

E—周边眼间距,mm;

W—最小抵抗线,mm。

实距证明,如果M过小就会在两眼之间由于爆破而形成超挖;M过大就会在两眼之间留下岩石残根形成欠挖,掘进断面出现凸凹不平。只有当M=0.8～1.0时,才能获得较好的光爆效果。

(2)减小钻孔时产生的裂隙

由于爆生气体无孔不入,如果周边眼的眼壁上有一些方向不定的裂隙,就会由于爆生气体的渗入膨胀发展为大裂缝,破坏围岩的完整性。因此,打周边眼时应使用锐利的钎子,使孔壁光洁平整。

3.4 爆破基本参数

爆破基本参数主要包括炮眼深度、炮眼直径和炮眼数目,应根据地下工程施工的地质条件、岩石性质、施工机具和爆破材料等确定。

3.4.1 炮眼深度

炮眼深度的确定是一个十分重要的问题。合理的炮眼深度应使爆破效率高、爆破质量好、辅助作业时间少、掘进速度快和施工成本低,并有利于组织正规循环作业。

在确定炮眼深度时主要考虑因素有:巷道断面的大小及掏槽眼的类型:钻眼机具可能达到的最大钻眼深度;炸药的传爆距离;巷道围岩的地质及水文地质情况等。

3.4.2 炮眼直径

炮眼直径应保证药包能顺利地装入炮眼中,一般按下式确定,即:

Φ=d+(4～6)

式中:Φ—炮眼直径,mm;

d—药包直径,各类炸药的药包外直径一般为:铵锑类炸药为25和35mm;水胶炸药为25、32、35、45和80mm;乳化炸药为32、35和45mm。

3.4.3 炮眼数目

炮眼数目主要根据岩石性质、巷道断面积和炮眼布置等因素综合确定,其方法主要有两种。

(1)根据单位炸药消耗量估算炮眼数目

其计算公式如下:

N=qSmη/αP

式中:q—单位炸药消耗量,kg/m3;

S—巷道掘进断面积,m2;

m—每个药包长度,m;

η—炮眼利用率;

α—装药系数,即装药长度与炮眼长度之比,一般取0.5～0.7;

P—每个药包的重量,kg。

(2)根据类比法确定

根据以往的经验数据选取,并在施工中不断试验、不断总结,加以修定以确定合理的炮眼数目。

4 喷射混凝土

喷射混凝土是一定配比的水泥、砂子、石子和速凝剂的拌和物,通过混凝土喷射机,以压缩空气为动力,沿着管道压送到喷嘴处,与水混合后,以较高的速度(30～120m/s)喷射到岩石上凝结硬化后而形成的一种支护形式,喷射混凝土作为地下工程的一种支护方式,已得到日益广泛的应用。

4.1 喷射混凝土的材料

(1)水泥

应优先选用硅酸盐水泥或普通硅酸盐水泥,也可选用矿渣硅酸盐水泥或火山灰质硅酸盐水泥,必要时,可采用特种水泥。水泥强度等级不应低于32.5MPa,过期、受潮结块或混合的水泥不得使用。

(2)砂

一般用中砂或粗中砂混合的石英砂为最好,细度模数宜大于2.5。细砂会增大水泥用量,增加混凝土的干缩量和降低混凝土的强度。过细的粉砂中含有小于5mm的颗粒,飞扬于空气中会影响工人的健康,不宜使用。砂子使用前要过筛,含泥量超过3%时,要用水冲洗。但使用前应控制砂的含水率,干法喷射时,砂的含水率宜控制在5%～7%;当采用防粘料喷射机时,砂的含水率可为7%～10%。

(3)石子

可采用坚硬耐久的河卵石,卵石本身强度高、表面光滑,有利于在管道中输送,可以减少堵塞现象。碎石表面粗糙、多棱角,虽然在喷射时容易嵌入塑性的砂浆层而减少回弹量,混凝土的强度也较高,但对输料管磨损也较重,也容易产生堵管现象。故在条件许可范围内,应优先采用河卵石作粗骨料。石子使用前应筛洗,粒径不宜大于15mm。当使用碱性速凝剂时,不得使用含有活性二氧化硅的石材。

(4)水

水质要洁净,不应含有影响水泥正常凝结与硬化的有害杂质。不得使用污水及pH值小于4的酸性水和含硫酸盐量按SO-4计算超过混合用水重量1%的水。

(5)外加剂

速凝剂是喷射混凝土中的一种必要的外加剂,掺用速凝剂的主要目的是使新喷料迅速凝结,减少回弹损失,提高对潮湿环境的适应性,适当加大一次喷射厚度,缩短两次喷敷之间的时间间隔,提高混凝土的早期强度,以便及时提供支护抗力。

4.2 喷射混凝土的配合比

配合比的合理与否对喷射混凝土的效果关系极大,合适的配合比应使喷射混凝土层有足够的抗压、抗拉和粘结强度,以及收缩变形值小,回弹率低。总结我国喷射混凝土的实践经验,干法喷射水泥与砂、石之重量比宜为1.0∶4.0～1.0∶4.5;水灰比宜为0.4.～0.45;湿法喷射水泥与砂、石之重量比宜为1.0∶3.5～1.0∶4.0;水灰比宜为0.42～0.50,砂率宜为50%～60%。速凝剂或其他外加剂的掺量应通过试验确定。用于湿法喷射的混合料拌制后,应进行坍落度测定,其坍落度宜为8～12cm。

5 结束语

锚杆支护的支护理论 篇9

关键词：煤矿巷道；锚杆支护；作用及改进

中图分类号：TD82 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2016）17-0161-02

煤矿巷道衔接着的支护路径，历经了惯用的木支护、型钢制备出来的支护、新颖架构下的锚杆支护。实践数值表征出：锚杆支护这样的办法，能限缩支护成本，带有凸显的成效。比对惯用的棚室支架，锚杆建构起来的支护，缩减了原有的劳动量，限缩了原有的建构成本。工作面衔接着的端头支护、超前支护这样的工艺，也经由如上的路径，得以简化。这就为原有的产量升高创设了可用的条件。锚杆支护特有的技术，被广泛接纳和延展。

1 成套架构下的支护作用

煤巷衔接着的锚杆支护，关联着成套架构下的新技术，是一个带有完备特性的技术体系。如上的技术体系，可以分出巷道现存的围岩测定、预设的锚杆支护、选取出来的支护原料、支护质量的查验、矿压的查验和评析、特有情形下的支护建构。锚杆支护现有的作用，可以分出悬吊支护这样的作用、加固现有的拱形、组合梁特有的支护作用。

在这之中，支护凸显出来的悬吊作用，表征在偏薄的直接顶之上，或者很稳固的老顶之上。锚杆把下侧方位内的岩层，悬吊在特有的稳固岩层之上，锚杆荷载了偏软的岩体重量。此外，为了能建构起可用的组合梁，锚杆要被安设在受接状态。这样一来，锚杆涵盖着的拉力，就会产出特有的法向力；层级衔接着的摩擦力，就会荷载水平方位内的剪应力。

1.1 地质力学查验的关联技术

围岩搭配的力学测验，可以分出特有的地应力查验、围岩现有的强度查验、巷道构架的查验。在查验地应力时，主要接纳了应力解除这样的办法、水压致裂的特有办法。在这之中，应力解除这样的办法，可以查验现有的原岩应力、次生态势下的岩层应力。水压致裂这样的办法，可以经由地表钻孔这一路径，衡量出现有的煤层应力。孔径偏小的水压致裂，获取到了精准的查验数值。

在查验煤层现有的强度数值时，可以挖掘出钻孔，经由井下方位内的强度测量，辨识出原初情形下的岩体强度。经由井下打孔这样的路径，可以辨识出岩体特有的抗压属性。

1.2 细分出来的支护流程

建构支护路径时，要顾及到锚杆衔接着的锚索，考量这一体系内的配件协同，以便凸显出整体态势下的支护成效。锚杆设定好的托板、衔接着的螺母，应能与现有的杆体搭配；锚固剂涵盖着的力学属性，也要与现有的杆体契合；组合态势下的各类配件，以及关联着的金属网，要能与现有的杆体契合。锚索及衔接着的托板、安设好的金属网，都应与现有的锚杆近似。若顶板现有的稳固性差，则要添加合规的钢筋，以便增添这个层级的稳定性。

预应力偏高的那些杆体，要搭配着带有配套特性的拱形托板、强度偏高的螺母、限缩摩擦必备的垫片。组合态势下的多样配件，要配有最佳情形下的刚度比值，安设W这一形状的特有钢带。金属网的安设，要依循既有的强度规则。对于偏高应力态势下的强力锚索，应衔接着大托板，以便有序延展现有的工作阻力。若不这样，则某一配件的碎裂，会干扰到现有的总支护，也可能限缩总的体系成效。锚杆及关联的锚索，应搭配着最佳情形下的力学参数；它们应能建构起协同路径下的配合机制。

2 可用的改进路径

2.1 支护必备的新颖材料

支护必备的原料，经由偏低强度，更替到偏高的强度。惯用的圆钢粘结情形下的锚杆，曾被广泛接纳。现有的很多区域，还在沿用如上的支护原料。然而，这样的原料，很难与偏复杂的场地契合，因此，开发了带有偏高强度的、螺纹钢制备出来的支护原料。这样的配件，优化了原初的锚杆形状，增添了原初的锚固成效。开发了带有专用特性的钢材原料，提升了原料应有的强度层级。预应力架构下的锚索支护，也带有专用特性，增添了吨位。锚索总体架构下的直径能升至23 mm；最大范畴内的拉断荷载，能升至590 kN。锚杆的材质，可以分出惯用的钢材、新型架构下的玻璃钢。有的锚杆，是用专用情形下的螺纹钢，予以制备的。锚固剂也可分出多样的类别，主要涵盖了水泥制备的锚固剂、树脂制备的锚固剂等。

2.2 质量查验及矿压查验

锚杆建造的查验中，带有成套特性的查验设施，涵盖了特有规格的拉拔计、预紧力特有的查验仪器、声波态势下的查验仪器。在查验巷道现有的矿压时，可以用到的特有仪器，涵盖了表层方位内的位移查验仪器、顶板架构下的离层查验、深层级内的位移查验。

此外，查驗必备的仪器，还涵盖了特有型号的锚杆、锚索衔接着的受力仪器。巷道矿压查验必备的、综合态势下的在线监测，也带有延展的态势。在矿井以下查验到的数值，可以运送到现有的井上，以便建构起实时框架下的矿压查验，有序去辨识数值。

2.3 注浆及关联着的锚固改造

在碎裂的岩体以内，挖掘出特有的巷道，若单独接纳锚杆支护，很难发挥出特有的锚杆性能。除此以外，对碎裂的那些巷道，经由翻修，若单独接纳如上的锚杆支护，也没能获取到期待中的支护成效。若能整合起锚固路径及关联的注浆路径，则可化解掉破碎围岩现有的支护疑难。

依循煤巷的总特性，可以摸索出不同架构下的注浆锚杆。对那些很易碎裂的、带有脆弱特性的岩层，还可接纳钻锚注态势下的加固路径。这样一来，就化解掉了碎裂层级特有的加固疑难。

2.4 偏软的支护架构

很多区段以内，存留着偏软的那种软岩矿井。在这样的矿井以内，煤层和衔接着的顶底板，很易碎裂，带有偏差的胶结特性。这些层级内的岩体，凸显出了松散的总状态，带有风化及瓦解的总倾向。若遇到偏多的水体，则快速去膨胀，增添了这一区段中的支护难度。为化解掉如上的疑难，在这样的煤巷架构内，设定出了特有规格的支护。

例如：某一煤层带有5 210 m的平均厚度，煤层现有的抗压强度数值，没能升至合规的程度。顶板衔接着的砂质泥岩，也带有膨胀的特性。单轴现有的抗压强度，没能超出2 290 MPa。掘进路径下的断面，凸显出了半圆这样的拱形，涵盖了370 m这样的埋深。

对这样的煤巷，接纳了树脂架构下的锚固支护，选取出特有长度情形下的锚杆。选取了特有规格的护板、特有规格的钢筋网、菱形框架内的金属网，以便建构可用的支护。经由如上的修护，在回采时段内，总体态势下的沉降被限缩，围岩也没能扭曲。为了化解掉沿空留巷特有的支护疑难，还要建构起高预应力态势下的工作面，妥善去确认这一巷道应有的埋设深度。

3 结 语

煤矿特有的锚杆支护，从原初的偏低强度，延展到偏高情形下的预应力，搭建出了强力支护这样的新框架。锚杆支护衔接着的配套技术，可以分出围岩地质配有的测试、动态架构内的支护设定、强度偏大的支护设定、速率很快的机械搭配。矿压查验及关联着的注浆，要与如上的支护相契合。只有这样，才能妥善去管控采空区，有序管控岩体形状的更替，获取到期待中的支护成效。

参考文献：

[1] 康红普，王金华，林健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与 工程学报，2010，（4）.

[2] 戴俊，郭相参.煤矿巷道锚杆支护的参数优化[J].岩土力学，2009，（8）.

锚杆支护的支护理论 篇10

近几年窑街煤电集团公司三矿的煤巷锚网支护有了很大发展, 在数量上占到了煤巷掘进进尺的85%以上;但由于缺乏对锚杆“三小”技术的足够认识和受成本的约束, 一直使用Φ18圆钢加工的锚杆。圆钢加工后丝杆实际直径减小2mm, 加之尾部采用人工加工螺旋麻花, 需要将圆钢拍成扁钢, 又降低了锚杆体的强度, 在加工锚杆时就人为的形成了两个弱面, 达不到等强支护的目的;围岩压力增大时, 丝杆部分和锚杆尾部首先受力变细、被拉断, 支护强度只能达到50kN;打眼设备使用煤电钻和Φ42mm煤钻头、Φ38mm煤钻杆, 眼孔直径与锚杆直径差值达24mm, 远远大于锚杆直径, 锚固效果不可靠;经过多年的实践认识以及锚杆支护先进经验和先进理论的学习, 认为要提高煤巷的锚杆支护质量, 选用Φ18～Φ20mm, 长1800～2200mm的左旋无纵筋螺纹钢高强度锚杆, MQT-130型大扭矩风动锚杆钻机, Φ27～Φ28mm钻头, Φ18～Φ22mm的锚杆, Φ23mm的树脂药包, 实现锚杆、眼孔、药包的“三径”合理匹配, 提高锚杆安装预紧力, 确保锚杆对围岩的有效加固, 保证锚杆支护质量和施工速度。

2 煤层巷道的变形特征和加固要领

1) 全煤巷道的变形和冒顶特征, 如图1所示。

2) 加固要领;两帮加固的重要性, 顶板属挤压加固拱, 快速和提高预紧力, 尽可能利用围岩原始的强度及加固拱的强度。

3) 快速掘锚能改变巷道围岩的变形特征, 有利于巷道围岩稳定, 从而形成良性循环施工条件。

3 锚杆支护掘进的施工方法

3.1 施工设备的选择

掘进尽可能选用大功率掘进机, 提高掘进效率, 缩短出煤和空顶时间, 为锚杆加固提供一个良好的围岩条件。顶板采用MQT-130型大扭矩风动顶锚杆机;煤帮选用风动帮锚杆机和 (BK42型) 风动扳手, 以上设备的选择依据主要基于如下分析:

1) 全煤巷道快速掘进, 关键技术是顶锚杆既要实现快速安装, 也要尽可能提高锚杆预紧力, 使围岩与支护体尽快起到共同支护作用, 实现主动支护。要达到以上作用, 锚杆机选型是关键。MQT-130型风动锚杆机与较小规格锚杆机的技术参数对比, 见表1。

由表1可见, 两种锚杆机重量相差不大, 但130型锚杆机的额定扭矩和失速扭矩较90C2型分别提高44%和26%。对于采用M22螺母的锚杆而言, 达到失速扭矩时 (240N·m) 锚杆的预紧力可达56kN, 如果能按施工要求在风码达转不动时再人工

摆动扶手4～5下, 使螺母预紧扭矩达到270N·m以上时, 上述锚杆的预紧力可达到80kN以上。

2) 帮锚杆机和风动搬手主要用于帮锚杆施工, 这种选择主要考虑到设备尽可能做到动力单一, 采用风动设备也有利于瓦斯矿井的安全生产, 风动扳手主要用在帮锚杆的预紧。

3.2 施工钻具的选择

大量的实践和理论研究证明, 要提高锚杆的锚固力, 必须做到“三径”匹配, 既钻孔直径, 锚杆直径和药包直径要合理匹配, 如图2所示。

对于左旋螺纹钢锚杆而言, 锚杆孔径与杆体直径之差应保持在5～12mm之间, 根据目前的技术现状, 一般选用Φ27～Φ28mm钻头, Φ18～Φ22mm的锚杆, Φ23mm的树脂药包。

依据以上分析, 认为应取消Φ42mm煤钻头和Φ38mm煤钻杆, 选择顶板和煤帮锚杆孔钻头均为Φ27～Φ28mm, 顶锚杆钻杆为B19mm, 帮锚杆钻杆为Φ26mm或B19mm。

3.3 支护材料的选择

煤巷锚杆支护材料主要包括:顶帮锚杆及配件、锚固剂及梁和网, 依据全煤巷道的特点, 对以上材料的选择作如下分析:

1) 顶锚杆选用Φ20mm～Φ22mm, 长2000mm ～2400mm的左旋无纵筋螺纹钢, 帮锚杆选用Φ18mm长1800mm～2000mm的左旋无纵筋螺纹钢。无纵筋螺纹钢锚杆与园钢锚杆相比, 市场价格差不多, 但强度提高60%以上, 当孔径匹配时端头无须加工麻花形, 节约加工费。

尾端采用冷轧滚丝加工法, 杆体属于等强高强微增阻式, 如图3所示, 这样非常有利于对围岩进行高预紧力高强度微增阻式加固的理念 (郑雨天教授的理论) 。顶锚杆再配上快装螺母、半球垫、穹型托盘及减磨垫片, 这既能实现顶锚杆的快速安装, 也能使锚杆的预紧和受力更可靠更有效, 上述锚杆的选择也为加大锚杆间排距, 加快掘进速度创造了条件。当然要做到锚杆的等强度及与快装螺母的有效匹配, 加工质量也很重要。

2) 锚固剂选择:顶锚杆选用S2360和Z2360 (当顶板为稳定性较好单一煤层时只用一支S2360也可以) 树脂药包各一支, 接近全长锚固, 煤帮选用Z2360一支实现加长锚固。采用600mm长的药包主要是便于装药包, 缩短装药时间, 顶板多1支S2360药包, 主要是减少等待时间, 实现快速安装。

3) 护网选用菱形金属网, 网孔的大小应根据围岩情况确定, 当围岩为碎煤体时为30mm×30mm, 以便提高维护效果。当围岩为岩石或不易风化的块煤时为50mm×50mm, 用12号铅丝编织。

4) 梁和大托板的选择, 当煤体易漏易冒不能成排施工时, 选用200mm×400mm×50mm的木托板或复合托板压网;当煤体较稳定能成排施工锚杆时, 可采用φ14mm圆钢或螺纹钢焊接的H型钢带梁压网。

3.4 支护参数的设计

支护参数通常主要指的是锚杆的间排距, 当然锚杆的长度对锚杆的间排距也有影响。对于全煤巷道, 应该按挤压加固拱理论设计, 也就是说锚杆的间排距取决于挤压加固拱的厚度和强度, 如图4所示。

由于为了快速掘进而选择的锚杆长度和强度较大, 当锚杆能及时安装且有足够的预紧力时, 间排距放大到0.9～1m时围岩内也能形成足够厚度的挤压加固拱。至于两根锚杆之间的煤体只要精心施工, 用手工挖平煤体时打锚杆, 铺展网, 托盘与煤壁充分接触, 提高预紧力就会防止松散冒落。

锚杆间排距的加大, 可降低支护费用, 加快掘进

速度。例如间排距从0.7m加大到0.9～1m时, 锚杆用量可减少50%左右对于全煤巷道, 锚杆只能一排一排的施工, 当煤体松软破碎易漏顶时甚至要一根一根的施工。掘进机破煤时为了煤帮的稳定性先掘成马槽形或斜马槽形, 即先掘出顶部和两帮的上部, 并及时打好顶部锚杆。两帮的清理和锚杆可由上到下逐排安排专人进行施工。

当巷道断面较大时掘进机的摆放位置应有利于打眼、安装和连网, 锚杆打眼机最少配备两台同时工作1台备用。

4 锚杆长度设计方法

1) 帮锚杆长度的设计方法;按煤帮最大破坏深度C求算

C=h×tg (45°-φ/2)

式中:h——巷道高度;tgφ=f;

f——煤体普氏硬度系数。

当巷道高度为3m、普氏硬度系数为1时煤帮最大破坏深度C约等于1.2m。则帮锚杆长度为:

L=L1+L2+L3

式中:L1——锚杆外露长度, 一般取150mm;

L2——煤帮破坏深度乘一个1.2的安全系数;

L3——锚固长度一般取250mm。

根据以上给定的条件, 帮锚杆的长度L约等于1.8m。

2) 顶锚杆长度设计方法。

当按照挤压加固拱理论设计时, 锚杆的长度≥2倍的间距, 此时挤压加固拱的厚度约为锚杆长度的1/3。因此, 顶锚杆选用Φ20mm, 长2400mm的左旋无纵筋螺纹钢。

3) 锚索长度的确定:

一般按潜在的平衡拱高度来确定。

L= (L1+b+L2) k

式中:L1——锚索外露长度, 一般取500mm;

b——潜在的平衡拱高度;

L3——锚固长度一般取1500mm;

K——安全系数。

5 结论

1) 选用强度较大的螺纹钢锚杆, 并优化锚杆配件和树脂药包, 保证“三径”匹配, 提高锚杆可靠性。

2) 提高锚杆安装预紧力, 确保锚杆对围岩的有效加固。

3) 选用大扭矩顶锚杆钻机, 实现顶锚杆的快速打眼、安装, 改善了煤巷锚杆施工条件, 实现了湿式打眼。

4) 在锚杆的强度、性能和安装可靠性提高的基础上可以加大间排距, 提高掘进速度, 降低成巷费用。

5) 从根本上改善了巷道矿压显现, 巷道变形量小、 维护效果好。

6) 回采工作面回收准备时间减少了, 正规循环率提高了, 矿井产量大幅度提升。

摘要：煤巷锚网支护技术是现代化煤矿生产的需要, 随着锚网支护在煤巷掘进支护上的广泛应用, 极大地改善了采煤工作面的生产环境, 为高产高效矿井的发展创造了有力条件。实现锚杆“三径”匹配, 提高锚杆安装预紧力, 确保锚杆对围岩的有效加固, 保证锚杆支护质量和安全施工。