锚杆支护理论.docx

1、锚杆支护理论锚杆支护设计手册(讨论稿)开滦技术中心2008年9月锚杆支护设计手册目录第一章 概述13第二章 锚杆支护设计方法317第一节 锚杆支护设计工程类比法311第二节 锚杆支护理论分析设计方法11151、基于悬吊理论的锚杆参数及设计计算方法11122、基于组合梁理论的锚杆参数计算方法12143、基于加固拱理论锚杆参数计算方法1415第三节 锚杆支护数值模拟计算方法 1517第三章 煤巷锚杆支护预紧力设计 1721第四章 锚杆支护参数选择确定原则 2130 1、锚杆几何参数2122 2、锚杆力学参数2223 3、锚固参数的选择确定2325 4、锚杆布置参数2527 5、锚杆组合构件与网的参

2、数2728 6、锚索参数2830第五章 锚杆支护形式及材料 3039 1、锚杆支护形式30322、锚杆支护材料3239第六章 工程质量检测与矿压监测 39491、锚杆支护工程质量检测40422、锚杆支护矿压监测4249锚杆支护设计手册第一章 概述开滦集团公司自20世纪70年代末80年代初开始推广煤巷锚杆支护技术至今，已有30年的历史。现在，锚杆支护已成为采准巷道的主要支护形式之一，近几年，全公司每年的煤巷锚杆支护量都在8万米以上，占全部掘进巷道的半数以上。煤巷锚杆支护的推广应用，明显地改善了采准巷道的维护状况，提高了围岩的稳定性。锚杆支护对于提高巷道断面利用率，简化回采工作面端头支护工艺，降低

3、支护成本，减轻工人劳动强度，特别是对于保证回采工作面快速推进，实现工作面高产高效，从而提高矿井经济效益都发挥了明显作用。理论研究和实践经验均证明，锚杆支护作为巷道的先进支护方式，有着架棚不可比拟的诸多优越性，对于从根本上解决深井、大地压巷道的支护问题，锚杆支护更是代表了巷道支护技术的发展方向，世界各国和国内各大型煤矿都把锚杆支护作为巷道的主要支护形式，许多矿区的锚杆支护率都达到了100%，取得了巨大的技术、经济效益。开滦集团公司在采准巷道锚杆支护工作推广过程中，在面临各种复杂、困难地质条件和井深、矿压显现大等不利情况下，勇于实践和创新，取得了大批科研成果，积累了丰富的经验。使得这项技术的推广不

4、断向深度和广度发展。和任何新生事物的发展都要经过艰难、曲折一样，锚杆支护在其发展过程中也不是一帆风顺的。特别是当锚杆支护巷道出现一些冒顶、垮落乃至伤人事故时，往往会出现一些对锚杆支护安全可靠性的怀疑情绪，使得锚杆支护的推广受到阻碍。应当指出的是，锚杆支护作为煤矿所有新技术推广中“最具革命性”的技术进步，虽然已被无数的事实证明它是先进的，代表未来支护发展方向的，但直到现在，人们对锚杆支护的理论研究和各种实践活动仍未停止，其原因就在于煤矿各种条件的复杂性和人们对客观世界的认识还需要进一步深化，而只有当人们的主观认识和客观条件相统一时，我们才能从必然王国走向自由王国。回顾和分析集团公司历次锚杆支护巷

5、道事故发生的原因，按照今天我们所确立的锚杆支护技术的新理念，可以看出，绝大部分的锚杆事故都不是必然要发生的，而是带有相当偶然性。这些偶然性的事故出现，证明了我们在锚杆支护推广工作中还需要重点解决以下问题：第一：锚杆支护理念需要更新。特别是面对开滦大多属于深部开采的现状，必须用先进的支护理念来指导工程实践，才能取得预期效果。第二：要科学设计锚杆支护。这是关系到锚杆支护工程的质量优劣、是否安全可靠及经济是否合理的重要问题。第三：要规范各类锚杆产品的加工，采用先进工艺，确保锚杆及配套产品的质量。第四：要严格培训各级技术人员，特别是现场主管技术人员和管理人员，确保按设计施工，确保施工质量。第五：要建立

6、健全锚杆巷道的质量检验标准和锚杆巷道的矿压监测体系。当前，集团公司的采准巷道锚杆支护的推广工作，已进入发展的关键阶段，虽然从总量上看，数量不小，但发展不平衡，有些矿基本上处于空白状态，有些矿由于各种原因，锚杆支护呈现萎缩停滞现象。随着采深的不断加大，矿压显现更为强烈，已经推广使用10多年的锚杆支护系统表现出了种种不适应情况，比如巷道变形量大，需要套修，锚杆、锚索拉断现象时有发生，锚杆支护的巷道稳定性和安全性受到挑战，解决这些问题，需要我们更新观念，与时俱进，学习借鉴国内外先进支护理念和技术，结合开滦实际创造性地开展工作，扎扎实实地做好各方面的基础性工作，只有这样，才能使集团公司的锚杆支护健康快

7、速地发展，促进企业的技术进步和矿井整体技术面貌和经济效益的提高。本设计手册是在结合开滦实际，全面总结开滦在推广煤巷锚杆支护工作中正反两个方面的经验，广泛吸收和借鉴国内外先进支护理念和技术的基础上编制的。编制该手册的目的是为从事锚杆支护的技术人员提供一个可供参考的、涉及锚杆支护设计、施工、监测以及锚杆产品标准等方面的文件，希望以此达到规范设计和施工，促进集团公司锚杆支护技术发展，确保安全生产的目的。第二章 锚杆支护设计方法巷道支护的目的就在于使巷道在服务期间保持稳定。而支护设计的目的就是在保持巷道稳定的前提下确定更经济合理的支护形式与参数。因此，锚杆支护设计是关系到锚杆支护巷道工程质量优劣、是否

8、安全可靠及经济是否合理的基础。应当指出的是，寻求一种绝对合理能适应绝大多数巷道支护应用的锚杆支护设计方法，多年来一直是专家、学者追求的目标，但是，由于矿井条件复杂多变，不确定因素多，加之当前研究手段的制约，至今尚未有一种设计方法“放之四海而皆准”。根据不同理论所建立的锚杆支护计算和设计方法，均存在一定的局限性，因此，设计者在进行特定条件下的锚杆支护设计时，首先需要对设计对象进行深入全面的了解，然后可根据相应的设计方法进行设计。需要强调指出的是，锚杆支护设计应当是一个动态的设计过程，应遵循地质力学评估初步设计监测与信息反馈修改完善设计的原则。通过这样一个过程，才能最终确定比较科学、合理的锚杆支护

9、设计。 目前，国内外锚杆支护设计方法主要归纳为三大类：（也有分为四大类）即： 工程类比法、理论计算法、数值模拟法、（监测法）。第一节 锚杆支护设计工程类比法1、直接类比法工程类比法在煤巷锚杆支护设计中应用比较广泛。这种方法是根据已开掘的，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条件进行对比，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，来设计待掘巷道的各种支护参数。采用工程类比法进行锚杆支护设计时，要求相比的两条巷道的条件要基本相似，不能有较大的差异。比较的内容要全面、细致、可靠，不仅要抓住主要因素，而且不能忽略细节，工程类比的内容主要有以下几个方面：（1）围岩物理力学性

10、质。围岩物理力学性质包括巷道顶底板、煤层赋存状态、物理力学参数。巷道顶底板应取巷道宽度11.5倍范围岩层进行比较。物理性质包括岩性、矿物成份、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、弹性模量等，其中，岩层的单轴抗压强度是最常用的力学指标。（2）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结构特征。（3）地质构造。地质构造对煤岩体的完整性和稳定性有明显的影响，对巷道支护形式与参数的选取起关键性作用。因此，必须搞清。（4）地应力。地应力大小与方向是影响巷道变形与破坏的重要因素之一，地应力一般分为垂直应力和水平应力。地应力对比参数一般应包括垂直主应力的大小方向，最大

11、水平主应力的大小方向，最小水平主应力的大小方向，以及最大水平主应力与巷道轴线的夹角。（5）巷道特征与使用条件。包括巷道断面形状、尺寸等。（6）开采深度。随着开采深度的增加，地应力在增加。采深是巷道支护必须考虑的重要因素。（7）煤柱尺寸。煤柱尺寸的大小对矿压显现的大小及巷道维护的难易有着重要影响。（8）采动影响特征。采动影响状况包括：采动空间关系、采动时间关系、采动次数等。采动对采准巷道围岩变形与破坏影响很大，类比时应作为一个重要考虑因素。2、经验公式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，计算锚杆相关参数的简单公式。采用经验公式来选择和确定锚杆相关参数，在目前的锚杆支护设计中

12、应用相当普遍，它简便易行，但也存在着明显的缺陷和弊端：一是经验公式只能提供锚杆支护的主要参数（锚杆长度、直径、间排距等），而其他重要参数，如锚杆杆体结构、预紧力、锚固长度、托板结构与尺寸等，很难在经验公式中全面反映。二是经验公式一般只考虑巷道宽度、高度、岩石软硬程度、结构面分布，而影响巷道变形和破坏的因素还有很多，经验公式都不能全面、客观地反映。因此，经验公式提供的支护参数一般只能作为参考，不能不顾巷道的具体条件生搬硬套。在此介绍一些应用较多、效果较好的经验公式，供设计者参考：（1）锚杆长度的选取与计算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=锚杆间距的两倍、三倍不连

13、续面平均间距所确定的不稳定岩块宽度，巷道跨度之半。Lang与Bischoog认为：锚杆长度与锚杆间排距之比应为1.21.5，锚杆长度L与巷道宽度的函数关系为：L=B2/3Schach等人提出确定锚杆长度的经验公式为：L=1.4+0.184B(非预应力锚杆)L=1.6+(1+0.012B2)1/2(预应力锚杆)日本的经验认为：锚杆长度与巷道宽度或高度的0.6倍，如果再加长锚杆，支护效果将不会明显变化。我国学者提出锚杆长度的经验公式对于岩巷锚喷支护巷道：L=N(1.3+W/10)对于煤巷：L=N(1.5+W/10)式中：W巷道或峒室跨度mL锚杆总长度mN围岩影响系数（按表1选取）表1 围岩类别影响

14、系数取值围岩类别围岩影响系数N0.91.01.11.2其他经验公式顶板锚杆长度：L=2+0.15B/K帮锚杆长度： L=2+0.15H/K式中：B巷道宽度m；H巷道高度m；K由围岩性质等有关的系数，一般取35。（2）锚杆间排距选取与计算Hoek与Brown等人提出：最大锚杆间距=锚杆长度之半、1.5倍不连续间距确定的不稳定岩块宽度。Lang与Bischoog认为：锚杆间排距与锚杆长度之比为2/35/6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。新奥法对锚杆间距提出的准则:硬岩，锚杆间距取1.52.0m中硬岩石，锚杆间距取1.5m松软破碎

15、岩体，锚杆间距取0.81.0m我国学者提出锚杆间距经验公式为：对于岩巷锚喷支护：锚杆间距M0.4L对于煤巷锚杆支护：锚杆间距M0.9/N3、以围岩稳定性分类为基础的锚杆支护设计建议（1）我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案。经过多年的应用和不断完善，已经发展成为包括缓倾斜、倾斜、急倾斜煤层及不同煤层厚度的所有回采巷道的分类。煤巷围岩稳定性分为五个类别：类非常稳定，类稳定，类中等稳定，类不稳定，类及极不稳定。在围岩稳定性分类的基础上，结合已有的支护设计和实践经验，提出了巷道锚杆支护基本形式和主要参数选择的建议，见表2。表2 巷道顶板锚杆支护形式与主要支护参数选择巷道类别巷道围岩稳定状况

16、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：不支护其他岩层：单体锚杆端锚：杆体直径： 16mm 锚杆长度：1.41.8m 间排距：0.81.2m 设计锚固力：64KN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 锚杆长度：1.61.8m 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刚带（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 锚杆长度：1.82.2m 间排距：0.61.0m 设计锚固力：6480KN端锚或全长锚固：杆体直径：1822mm 锚杆长度：1.82

17、.4m 间排距：0.61.0m不稳定锚杆+w刚带+网，或增加锚索桁架+网，或增加锚索全长锚固：杆体直径：1822mm 锚杆长度：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2、顶板较破碎锚杆+网+金属可缩支架，或增加锚索3、底臌严重锚杆+环形可缩支架全长锚固：杆体直径：1824mm 锚杆长度：2.02.6m 间排距：0.61.0m （2）关于煤巷围岩稳定性分类计算机程序简介 程序功能 程序适应于缓倾斜、倾斜、急倾斜、厚煤层第一分层、中厚煤层、薄煤层回采巷道（工作面上、下顺槽）煤层上（下）善与煤层大巷围岩稳定性分类。 基本原理 程序的数学模型为模糊综

18、合评判模型。根据全国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类的研究成果，评语集合为非常稳定、稳定、中等稳定、不稳定、极不稳定5个类别。 运行环境 程序用BASIIC语言编写，凡具备汉字BASIIC运行系统的各类微机均可运行本程序。 原始数据输入方式 程序采用交互式与人机对话的方式编写，通过屏幕汉字提示，用键盘输入7个分类指标的原始数据和薄煤层影响系数K。K为煤层开采厚度与巷道高度的比值。在薄煤层条件下，K等于实际比值，在其他条件下，K=1。 输出结果 输出结果包括：评语集B的模糊向量，对评语集排序择优，输出巷道围岩稳定性类别。 （3） 表3 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层回采巷道基本分类指标分类指标说

19、明顶板强度cr(指单向抗压强度，Mpa，下同)取巷道宽度1.5倍范围内顶板强度的加权平均值煤层强度cc取巷帮煤岩层强度加权平均值底板强度cf取巷道宽度范围内底板强度的加权平均值巷道埋深H(m)巷道所在位置至地表的垂直距离护巷煤柱宽度X(m)一侧煤柱的实际宽度。其中，沿空掘巷（无煤柱）时，X=0；巷道两侧均为实体煤时，X=100采动影响系数N指因工作面回采引起的超前支承压力的影响，N=直接顶厚度/采高（当N44时，取N=4）围岩完整性指数D指围岩节理裂隙、层理的影响程度，以直接顶初次跨落步距代替(表4) （4） 表4 煤层上、下山分类指标分类指标说明与代换方法crcc说明同表3说明同表3cf说明

20、同表3H取上、下山两端埋深的平均值X说明同表3NN=WNW为煤柱影响系数，W=1-D说明同表3 （5）附 煤巷围岩稳定性分类源程序文本(见附件) 4、巷道围岩松动圈分类及支护设计建议 根据巷道围岩松动圈支护理论，围岩松动圈大小与巷道支护难易程度存在着密切关系。围岩松动圈现场测试，根据松动圈大小将围岩分为6级并以此给出支护建议，见表5。表5 巷道围岩松动圈分类及支护建议围岩类别分类指标松动圈/mm支护机理与方法备注小松动圈稳定围岩040喷射混凝土支护围岩整体性好，不易风化的可不支护中松动圈较稳定围岩40100锚杆悬吊理论，喷层局部支护可用刚性支架一般围岩100150锚杆悬吊理论，喷层局部支护刚性

21、支护局部破坏大松动圈一般不稳定围岩150200锚杆组合拱理论，喷层、金属网局部支护刚性支护大面积破坏不稳定围岩200300锚杆组合拱理论，喷层、金属网局部支护围岩变形有稳定期极不稳定围岩300二次支护理论围岩变形在一般支护条件下无稳定期第二节 锚杆支护理论分析设计法 锚杆支护理论分析计算法是根据待掘巷道具体的围岩条件，选择某种适合的支护理论，通过建立围岩的力学模型和必备的岩体物理力学参数。通过计算确定锚杆支护参数。锚杆支护理论很多，如悬吊理论、组合梁理论、加固拱理论等，目前在锚杆支护设计中，采用此种方法的比较广泛。但不论采用何种理论模型计算，锚杆在实际工作中的作用，都是各种理论综合作用的结果，

22、只不过有主有次而已。下面重点介绍几种常用理论计算方法：1、基于悬吊理论的锚杆参数设计计算方法悬吊理论认为锚杆的作用是将下部不稳定的岩层（伪顶、直接顶）悬吊在上部稳定的岩层（老顶）中，通过锚杆及托盘的作用，阻止不稳定岩层的垮落。根据不稳定岩层厚度计算锚杆长度，根据不稳定岩层的重量计算锚杆的直径和间排距。（1）锚杆长度计算公式L=L1+L2+L3 (21)式中：L锚杆长度m； L1锚杆外露长度，取决于金属网、钢带、托板及螺母的总厚度，一般取0.1m； L2锚杆有效长度，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。（2）锚杆锚固力与直径确定锚杆锚固力应不小于被悬吊不稳

23、定岩层的重量，用下式计算：Q=KL2a1a2r (22)式中：Q锚杆锚固力，MN； K安全系数，取1.52； a1a2锚杆间排距； R不稳定岩层平均重力密度MN/m3。如果锚杆锚固力与杆体的破断力相等，则锚杆直径可由下式得出：d= （23）式中：d锚杆直径m； t杆体材料的抗拉强度Mpa。（3）锚杆间排距当锚杆间排距相等时，即a=a1=a2，则间排距为：a= （24）2、基于组合梁理论的锚杆参数计算方法组合梁理论认为，在层状顶板岩层中，将其视为以巷道两帮煤壁为支点的梁，锚杆的作用是提供轴向和切向约束，阻止岩层产生离层和相对滑动。通过锚杆将若干较薄岩层组合成一个较厚的岩层，形成组合梁，与不锚固岩

24、层相比，组合梁的最大弯曲应变和应力都将大大减小，从而提高巷道顶板的稳定性。通过计算组合梁所必需的承载能力来确定锚杆支护参数。（1）锚杆长度锚杆长度仍由式（21）确定。锚杆有效长度L2，即组合梁厚度，根据满足顶板最下一层岩石外表面抗拉强度条件确定，则组合梁中点下表面上最大拉应力值为： =0.25 （25）式中：B巷道跨度m。设岩石抗拉强度为t，则顶板稳定时应满足： K1t （26）即 L20.5 B （27）考虑岩层蠕变的影响，在式（27）右端引入蠕变安全系数（=1.204）。考虑顶板各岩层间摩擦作用对梁应力和弯曲的影响，引入随岩层数目变化的惯性矩折减系数，则锚杆有效长度的表达式为：L2=0.6

25、02B (28)式中：n原岩水平应力分量Mpa； 岩层数为1、2、3时，分别为1、0.75、0.7；岩层数不小于4时，=0.65。（2）锚杆间排距锚杆的间排距由组合梁的抗剪强度确定。设锚杆间排距相等，则间排距a为：a0.14472d (29)式中：d锚杆杆体直径m； 锚杆杆体材料抗剪强度Mpa； K2顶板抗剪安全系数，一般取36。3、基于加固拱理论锚杆参数计算方法加固拱理论认为,在锚杆锚固力及螺母拧紧力矩的作用下，每根锚杆沿其轴线周围形成一个呈45角，两头带圆锥的筒状压缩区，各锚杆所形成的压缩区彼此联成一个一定厚度的加固拱（或均匀压缩带），该拱（带）具有较大的承载能力和一定的可缩性，起到有效支

26、护巷道的目的，根据所需加固拱的厚度计算锚杆参数。研究表明，加固拱厚度、锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系。 L= （31）式中：L锚杆有效长度m； B加固拱厚度m； 锚杆在围岩中的控制角（）； a锚杆间排距m。如果锚杆的控制角取45，则：L=a+b (32)理论计算法作为一种比较简单、方便的锚杆支护设计方法，虽然在相当范围内得到应用，而且如果所选理论与围岩实际情况相符，也能起到较好的结果。但是，由于围岩地质条件复杂多变，各种理论对锚杆支护作用的机理的认识都有片面性和局限性，且有些理论的力学参数难以确定和选取，这就在一定程度上影响了计算结果的准确性，因此，理论计算法的设计结果只能作为参考，把理论

27、计算与其他方式的设计参数相互参照，就能获得理想的设计方案。第三节 锚杆支护数值模拟计算方法随着计算机技术的迅速发展，数值模拟计算方法越来越多地应用到巷道支护设计当中，它们在解决非圆型、非均质、复杂边界条件的巷道支护设计方面显示出较大的优越性。数值模拟计算方法可以考虑多种锚杆支护巷道围岩变形、破坏的因素，详细计算锚杆各部位的受力状况，通过多方案的比较，确定最优方案。这种设计方法具有较高的科学性和合理性。但是，这种设计方法需要较深厚的数学和力学基础，娴熟地操作计算机的能力，以及丰富的锚杆支护设计经验，这些条件对于现场工程技术人员来说是很难达到的，而且这种计算方法仍在不断修改完善过程中，目前，只限于

28、科研院校研究应用。在此作一下简要介绍，为有志于从事此项技术研究的人提供一个检索。目前，用于巷道支护设计的数值模拟方法主要有3种。1、有限元法目前，有多种有限元软件，如：NASTRAN、ABAQUS、ADINA、ALGOR、ANSYS等，国内外岩土工程方面ANSYS软件应用较多，该软件有自己的语言（APOL），具备一般计算机的所有功能，用户可用变量的形式建立模型，可在其他环境下编程。有限元法主要适用于模拟连续介质。2、离散元法离散元法是Cundau于1971年提出的，该法适用于研究在准静力或动力条件下的节理系统或块体集合的力学问题。近年来，离散元法有了长足的发展，已成为解决岩土力学问题的一种重要

29、数值方法。离散元法能够分析变形连续和不连续的多个物体相互作用问题。物体断裂问题以及大位移和大转动问题，能够处理范围广泛的材料本构问题，相互作用准则和任意几何形状。这些特点非常适用于类似煤岩体的非连续性。UDEC、3DEC等二维、三维离散元软件已经在我国得到应用，在分析顶板垮落、顶煤冒落、节理化巷道围岩稳定性与支护设计等方面取得良好的效果。3、有限差分法差分法是一种最古老的数值计算方法，但随着现代数值计算手段的飞速发展，赋予差分法更多的功能和更广的应用范围。目前应用比较广泛的FLAC软件，可模拟土、岩石等力学行为，要采用显式拉格朗日算法及混合离散划分单元技术，使该程序能够精确地模拟材料的塑性流动和破坏。FLAC具有多种功能，可以模拟各种支护构件及岩层的不连续面，如断层、节理等滑动，因此在研究设计锚杆支护等方面有着良好的应用前景。采用数值模拟方法进行锚杆支护设计一般按以下步骤进行：（1）确定巷道的位置与布置方向。（2）确定巷道断面形状与尺寸。（3）建立数值模型。（4）、确定模拟方案。（5）模拟结果分析，通过多方案比较，最后选择有效、经济、便于施工