锚杆支护理论

锚杆支护理论 Document number：PBGCG-0857-BTDO-0089-PTT1998

第四讲锚杆支护理论本讲主要介绍锚杆常用支护理论（包括一些近年来比较流行和活跃的理论）、锚杆支护设计方法和国外锚杆支护主要经验，以及巷道容易冒顶的十种情况和五种应对措施。

锚杆支护的作用机理尚在探讨之中。目前己提出的观点较多，其中影响较大的有悬吊作用、组合梁(拱)作用、组合拱、减跨理论、加固(提高C、φ值)作用等几种。这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉(力)为前提来解释锚杆支护作用机理的，因此，围岩状态及锚杆受拉力这两个前提的客观性是判定上述理论正确性的标准。

一、锚杆支护理论

支护：就是指为了地下巷道掘进、硐室开挖后的稳定及施工安全，而采取的支持、加强或改善围岩应力状态而打设的构件或采取的措施的总称。支护包括两个方面，一是支，就是顶住顶板，防止顶板出现大量的下沉，使顶板下沉控制在可控、安全的状态，二是护，就是保持顶板的完整性，防止出现漏矸、漏顶、巷道掉渣等现象。支和护是一个有机统一的整体，它们共同组成了支护系统。

（一）锚杆支护理论综述

1、悬吊理论

1）机理：将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上，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。

图4-1锚杆悬吊作用原理示意图2）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。

3）适用条件：在锚杆的长度范围内有一层坚硬而稳定的岩层，锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层。

图4-2a拱形巷道的锚杆悬吊作用b软弱岩层的锚杆悬吊作用

2、组合梁理论

1）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。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，这时被锚固的岩层便可看成组合梁，全部锚固层能保持同步变形，顶板岩层抗弯刚度得以大大提高。

决定组合梁稳定性的主要因素是锚杆的预拉应力及杆体强度和岩层的性质。

2）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。这一观点有一定的影响，但是其工程实例比较少，也没有进一步的资料供锚杆支护设计应用，尤其是组合梁的承载能力难以计算，而且组合梁在形成和承载过程中，锚杆的作用难以确定。另外，岩层沿巷道纵向有裂缝时粱的连续性问题、梁的抗弯强度等问题也难以解决。

3）适用条件：

层状地层，如图4-3中2所示；

顶板在相当距离内（锚杆长度范围内）不存在稳定岩层，悬吊作用处于次要地位。

图4-3锚杆的组合梁作用a未打锚杆（叠合梁）b布置锚杆（组合梁）

3、组合拱理论

1）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。

2）缺点：一般不能作为准确的定量设计。

3）适用条件：顶板无稳定岩层。

图4-4a锚杆的组合拱作用原理示意图b锚杆的减跨作用示意图

4、减跨理论

1）机理：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在该处打了点柱，增加了支点，减少了顶板的跨度(如图)，从而降低了顶板岩层的弯曲应力和挠度，维持了顶板与岩石的稳定性，使岩石不易变形和破坏。

2）使用条件：同悬吊理论，其实质就是锚杆的“减跨”作用，它实际上来源于锚杆的悬吊作用。

3）缺点：它也未能提供用于锚杆支护参数设计的方法和参数。

5、围岩松动圈巷道支护理论

围岩松动圈巷道支护理论是在对围岩状态进行深入研究后提出的，通过研究，发现松动圈的存在是巷道围岩的固有特性，它的范围大小(厚度值)目前可以用声波仪或者多点位移计等手段进行测定。

松动圈理论认为：巷道支护的主要对象是围岩松动圈产生、发展过程中产生的碎胀变形力，锚杆受拉力的来源在于松动圈的发生、发展，并根据围岩松动圈厚度值大小的不同将其分为小、中、大三类，松动圈的类别不同，则锚杆支护机理也就不同。

本理论认为，巷道支护的对象除松动圈围岩自重和巷道深部围岩的部分弹塑性变形力外，还有松动围围岩的变形力。后者，往往占据主导地位。简而言之，巷道支护的对象主要是围岩松动圈在形成过程中的岩石碎胀力。

在现有支护条件下，试图用支护手段阻止围岩松动破坏是不可能的。

松动圈理论认为，支护的作用是限制围岩松动圈形成过程中碎胀力所造成的有害变形。

支护对破碎围岩的维护作用：松动圈发展变形过程中维持破碎岩块相互啮合不垮落，通过提供支护阻力限制破裂缝隙过度扩张，从而减少巷道的收敛变形。

1）小松动圈（<40cm）

围岩的变形压力可以忽略不计，巷道支护载荷只是松动圈内围岩的自重，其数值小于，只用单一喷混凝土支护即可达到支护的目的。

2）中松动圈（40cm～150cm）

围岩碎胀变形比较明显，变形量较大，使刚性的喷射混凝土支护产生裂缝或破坏，必须采用以锚杆为主体构件的锚喷支护方式，以锚杆为主体支护结构控制其碎胀变形，喷层将只作为锚杆间活石的支护和防止围岩风化。

由于围岩松动圈厚度小于常用锚杆长度，因此可采用锚杆悬吊作用机理来设计支护参数。

3）大松动圈（>150cm）

围岩表现出软岩的工程特征，围岩松动圈碎胀变形量大，初期围岩收敛变形速度快，变形持续时间长，矿压显现大，支护难度大。支护不成功时，巷道底板出现底鼓。在这种条件下，如果用悬吊理论设计锚杆支护参数，常因设计锚杆过长、过粗而失去其普遍应用的价值。

在单根锚杆作用下每根锚杆因受拉应力而对围岩产生挤压，在锚杆两端周围形成一个两端圆锥形的受压区，合理的锚杆群可使单根锚杆形成的压缩区彼此联系起来，形成一个厚度为b的均匀压缩带。对于拱形巷道，压缩带将在围岩破裂处形成拱形；对于矩形巷道，压缩带将在围岩破裂处形成矩形结构，统称之为组合拱作用机理。

表4-1松动圈分类表

6、锚杆支护的“关健承载圈”及“扩容—稳定”理论

由煤炭科学研究总院开采所康红普博士提出，该理论认为：巷道围岩的变形和破坏状态在掘进、稳定、回采等不同阶段是不同的，具有显着差别。因此主张根据围岩的状态特点分别按“关键承载圈理论”和“扩容--稳定理论”分析阐述锚杆支护的作用机理。

1）“关键承载圈”是指在巷道周围围岩一定深度的范围内，存在一个能承受较大切向应力的“岩石圈”，该岩石圈处于应力平衡状态，具有结构上的稳定性，可以用来悬吊承载圈以内的岩层。

关键承载圈理论认为，承载圈以内的岩石重量是支护的对象——即荷载高度。

理论分析及工程实践表明：承载圈厚度越大，圈内应力分布越均匀，承载能力越大；在对围岩未采取人工支护等控制措施时，承载圈离巷道周边越近，荷载高度越低，巷道越易维护。

关键承载圈的位置及厚度，可以根据对围岩状态的分析计算得出。

“关键承载圈理论”认为，当载荷高度不大，通常锚杆长度能够伸入到关键承载圈中时，用“关键承载圈观点”阐述锚杆支护机理。其主要观点是：

(1)关键承载圈以内的岩石重量是支护的对象，荷载高度是关键承载圈以下的不稳定岩层的高度。

(2)锚杆的支护作用主要是：将破坏区岩层与关键承载圈相连，阻止破碎岩层垮落；对围岩提供径向、切向约束力，阻止破坏区岩层的扩容、离层、滑动，提高破碎区的承载能力，如图4-5所示。

图4-5锚杆支护的关键承载圈理论示意图

2）扩容—稳定理论

巷道经受采动影响之后，围岩的破坏范围会逐渐扩大，当通常锚杆的长度不能伸入到关键承载圈时，依据“扩容—稳定理论”阐述锚杆支护的作用，主要观点：

(1)锚杆要控制围岩的扩容变形，阻止深部破碎岩层的进一步扩容相离层。

(2)在破坏区内形成“次生关键承载层”，使围岩深部关键承载圈内的应力分布趋于均匀和内移，提高关键承载圈的承载能力。

(3)锚杆对煤帮的控制效果尤为明显，由于煤层强度较低且受到采动影响程度较为严重，所以回采巷道两帮支护显得尤为重要，安装锚杆后，对煤帮的扩容、松动和挤出均有控制作用，加钢带后效果会更好。

“扩容一稳定理论”的核心思想就是控制围岩的扩容变形，形成次生关键承载层，提高承载圈的承载能力使围岩趋于稳定。

次生关键承载层厚度的影响因素很多，当其厚度较薄且远小于巷道尺寸时，在水平应力的作用下，次生关键层很容易发生“压曲失稳、弯曲失稳”破坏，造成巷道支护失败。

因此，合理确定次生关键承载层的厚度至关重要，锚杆的存在，减小了岩层压曲或者弯曲失稳的可能性，锚杆预紧力越大，支护效果越好。

（二）锚杆（索）支护作用机理分析

1、锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏，尽量使围岩处于受压状态，抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现，最大限度地保持锚固区围岩的完整性，提高锚固区围岩的整体性和稳固性。

2、在锚固区内形成刚度较大的次生承载结构，阻止锚固区外岩层离层，改善围岩深部的应力状态。

3、锚杆支护系统的刚度十分重要，特别是锚杆预应力起着决定性作用。根据巷道围岩条件确定合理的锚杆预应力是支护设计的关键。较高的预应力要求锚杆具有较高的强度。

4、锚杆预应力的扩散对支护效果同样重要。单根锚杆预应力的作用范围有限，必须通过托板、钢带和金属网等构件，将预应力扩散到离锚杆更远的围岩中。钢带、金属网等护表构件在预应力支护系统中发挥重要的作用。

5、锚索的作用主要有两个方面：一是将锚杆形成的次生承载结构与深部围岩相连，提高次生承载结构的稳定性。二是锚索施加较大的预紧力，挤紧和压密岩石中的层理、节理裂隙等不连续面，增加不连续面之间的抗剪力，从而提高围岩的整体强度。

二、锚杆的三径匹配

1、钻孔直径比锚杆直径大6～10mm。

2、钻孔直径比树脂药卷大6mm左右。

3、一般钻孔直径29mm，锚杆直径20、22mm，树脂药卷直径23mm。

图4-6锚固力与钻孔直径、锚杆直径的关系

三、锚杆支护设计

锚杆支护设计可归纳为三大类，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。我们今天主要讲理论计算法,其他方法简单介绍一些。

（一）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。这种方法是在已有的大量、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。

（二）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。

（三）理论计算方法（k的取值）

1、按加固拱原理确定锚杆参数：

1）顶锚杆

(1)锚杆长度：Ｌ=N（+B/10）=×+10)=1.52m；根据我矿支护经验，锚杆长度取Ｌ=2.2m。

式中：L—锚杆长度；

N—围岩稳定影响系数，取1.0m；

B—巷道跨度。

(2)锚杆直径：Ｄ=L/110=（）/110=0.02m，取D=18-20mm。

(3)锚杆间距：d≤0.5L=×=1.1m，取间排距为900×1000mm。

(4)锚杆型号：选用φ（18-20）×（2000-2200）mm的左旋无纵筋锚杆，其锚固力≥100KN/根；配用W钢带及φ4mm的钢网联合支护顶板。

2）巷帮锚杆：巷帮支护锚杆选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，并配合φ14mm的钢筋梯形梁和φ4mm的钢网联合支护。

2、按悬吊理论确定锚杆参数：

1）锚杆长度L，

L=L1+L2+L3=50+1200+300=1550mm

设计锚杆长度L=2200mm

式中：L1——锚杆外露长度

L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mm

L3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm

2）锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算

N=π/4(d2σ屈)=××（）2×335×106=105KN

式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpa；d——杆体直径3）锚杆间排距

锚杆间距D≤1/2L

D≤×2200=1100mm

锚杆排距L0=Nn/2kraL2=105×103×13/2×3×24×103××=3.76m

设计锚杆间排距为900×1000mm

式中：n——每排锚杆根数

N——设计锚固力，KN/根

K——安全系数，取2-3

r——上覆岩层平均容重，取24KN/m3

a——1/2巷道掘进宽度m

3、按组合梁原理计算

(1)锚杆长度L

L=L1+L2+L3

式中：L1——锚杆外露长度m

L3——锚固端长度m

L2——组合梁自撑厚度m

L2=[K1P/ψσ1σx]/2

K1——与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进2-3；爆破法掘进3-5；巷道受动压影响5-6

P——组合梁自重均布载荷MPa

ψ——与组合梁层数有关的系数

表4-2组合层数与ψ值关系表

B——巷道跨度，m；σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的倍，单位为MPa；σx——原岩水平应力，σx=λrzMPa，λ—侧压力系数，一般为，Z—巷道埋深，m。

(2)锚杆间距

以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性。

D≥1.63m1(σ1/KP)/2

式中：m1——最下面一层岩层的厚度m

K——安全系数，取8-10

P——本层自重均布荷载P=r1m1MPa；

r1——最下面一层岩层的容重，KN/m3

四、国外锚杆支护主要经验：

1、美国锚杆支护技术的精髓是“两高一大”。高强度（螺纹钢）；高预拉力（涨壳式锚头与树脂锚固剂联合使用，使得锚杆具有很高的预拉力，锚杆的预拉力可以达到杆体本身强度的50%～75%）；大排间距。

2、澳大利亚主要推广全长树脂锚固锚杆，强调锚杆强度要高。其锚杆设计方法是将地质调研、设计、施工、监测、信息反馈等相互关联、相互制约的各个部分作为一个系统工程进行考察，使它们形成一个有机的整体，形成了锚杆支护系统的设计方法。

3、波兰主要推广及时支护技术，在巷道开挖后，及时进行支护，以适应围岩应力重新分布的要求，及时控制围岩变形。

4、国外锚杆支护的发展现状，即成功经验

（1）采用高强度、超高强度材料制造锚杆，加工精细，将锚杆作为产品、实现了产业化、商品化，而不是简单的支护材料，并形成适用于不同条件的系列化产品。

（2）形成一整套比较科学的设计方法，以巷道围岩地质力学评估及井下实测数据为基础，强调最大水平应力在巷道布置与支护参数设计上的应用。

（3）采用可靠的监测手段，大力推广应用顶板光纤窥视仪、顶板离层指示仪、围岩深部多点位移计、测力锚杆等监测仪器。

（4）坚持科学管理，严格质量监测，形成了从理论到实践的完善的锚杆支护技术体系。

（5）有比较可靠的配套机具，采用掘锚一体化联合掘进机或性能良好的单体锚杆钻机，满足施工要求，并能实现快速掘进。

五、掘进巷道容易冒顶的十种情况

（一）淋水严重的地点

1、淋水大的地点往往是节理、裂隙发育的地点，顶板完整性差。

2、水对顶板围岩强度的降低起到很大的作用，使顶板岩层软化，强度下降。

3、一些隐性的节理裂隙不易发现，容易发生突然性冒顶事故。

（二）地质构造破碎带附近。

（三）掘进头0-30米附近，是危险区，围岩形成塑性区，发生了塑性变形（不可逆），进而产生塑性破坏。

（四）回采工作面上下端头0-30米范围。

1、受超前支撑压力影响。

2、采动压力影响。

3、上述二者叠加的影响。

（五）开切眼

1、巷道跨度大，稳定性差。巷道的稳定性与其跨度的平方成反比。

图4-7影响巷道稳定的四要素

2、有些切眼的跨度超过了直接顶的初垮步距，维护困难。

3、所需锚索的长度大，需要大于其跨度的三分之二。

（六）巷道交叉点

1、悬露面积大稳定性差。

2、应力集中系数高。一般比其它地点要高50-60%。

3、冒顶突然，隐蔽性强。

（七）埋深大和高应力区域

埋深与围岩应力成正比，埋深乘以就是原岩应力。

（八）围岩强度低的区域（顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、遇水软化崩解的岩石等）

围岩强度低，顶板岩层的抗拉强度就小，顶板岩层容易破坏，不好控制。

（九）二次采动影响巷道和回撤通道

受二次采动影响的巷道经历了两次上覆岩层大结构关键块的断裂、回转、下沉等全过程的采动影响。

（十）锚杆锚索使用不当的地点。

1、三径不匹配。

2、锚杆锚索长度不足。

3、托盘不紧贴顶板，预紧力不足。

采取的措施：加强支护

1、增加锚杆、锚索的支护密度，也就是缩小锚杆、锚索的间排距。

2、采取锚索+钢带联巷支护。

3、锚网喷联合支护。

4、主动支护与被动支护结合的联合支护措施。

5、顶板加固。注浆（水泥浆、化学浆、高分子材料等）、锚注。