恒阻大变形锚索支护技术(何满潮、单仁亮)
恒阻大变形锚杆力学特性及其工程应用_何满潮
国外对可延伸锚杆的研究已经有近 20 a 的历 史。国内在这方面的研究始于 20 世纪 80 年代初期。 1995 年，加拿大劳伦森大学的 McCreath 教授和 Kaiser 教授提出了能量吸收锚杆的设计原则，指出 锚杆杆体要具有较大的伸长率(至少达到 200～300 mm)，并且伴随着围岩的变形具有滑移特性，主要 被应用在受到瞬间荷载影响的地下工程围岩支护体 系中，如：岩爆、工程爆破等[17-18]。最简单的能量 吸收锚杆雏形产于 20 世纪 80 年代，由局部套有套 管的螺纹钢筋锚杆组成。套管的作用是防止螺纹钢 筋与注浆体黏结在一起。这种锚杆的两大主要缺点 在于增大了钻孔直径，并且增加锚杆抗腐蚀难度。 这种锚杆还不是真正意义上的能量吸收锚杆。 20 世 纪 90 年代早期， W. D. Ortlepp[19]提出了能量吸收支 护体系的概念。A. J. Jager[20]研发出第一套真正意义 上的能量吸收锚杆——锥形锚杆(cone bolt)。 这种锚 杆主要由光滑金属杆体和扁平锥形端头组成。光滑 金属杆体外表面涂抹薄层润滑材料，如蜡状物，以 便在锚杆受到拉力荷载时在注浆体中滑移。早期的 锥形锚杆只能用水泥砂浆锚固，直到 20 世纪 90 年 代末期，树脂锚固锥形锚杆(MCB)才诞生[21]。这种 改进后的锥形锚杆，在锥形末端增加了一个叶片， 用来搅拌树脂药卷。通过现场应用，发现如果托盘 后方的岩体存在断裂面或松散体，树脂锚固可能会 失效，从而使锚杆加固功能彻底丧失[22]。近些年， 随着人们对能量吸收锚杆和能量吸收支护理念的深 入了解，能量吸收锚杆需求在全球不断扩大，各种 类型的能量吸收锚杆已经在市场上出现，如 Garford 锚杆、Durabar 锚杆、Yielding Secura 锚杆和 Roofex 锚杆等[23-24]。但是，由于这些大变形锚杆主要通过 改变杆体材料属性或者通过点状摩擦结构来实现可 延伸特性，支护阻力往往表现为增阻特征或降阻特 征，无法真正实现恒阻特性，因此在实际工程应用 中不能够提供恒定的支护阻力和较大的变形量。 本文在搜集和整理国内外大变形锚杆研究成果 的基础上，对国内外几种典型能量吸收锚杆的结构 特征、工作机制、力学特性等进行系统分析，针对 其力学特性的增阻性和降阻性缺陷，研发出一种新 型能量吸收支护材料，称为 HMG 型恒阻大变形锚 杆。这种锚杆不同于现有其他能量吸收锚杆结构特 征，它不但可以提供较大的支护阻力和结构变形量， 而且具有恒阻力学特性。本文将针对 HMG 型恒阻 大变形锚杆的结构组成、工作原理、静力拉伸和动 力冲击试验系统进行深入研究，对试验结果进行讨
深部大变形巷道锚杆支护理论与技术研究进展
深部大变形巷道锚杆支护理论与技术研究进展王卫军;董恩远;袁超;袁越【摘要】深部大变形巷道的锚杆支护问题是目前煤炭开采领域科学研究的热点之一.简要总结了传统的锚杆支护理论和近年来国内外学者专家提出的深部巷道支护新理论和新技术,介绍了本团队在深部巷道锚杆支护研究方面取得的阶段性成果.认为深部巷道围岩存在不可控的"给定变形";锚杆预应力及支护阻力无法控制深部巷道塑性区的发展,预应力对抑制破碎区围岩的离层、剪胀等非连续变形作用较大;锚杆施加高预应力可在围岩中产生较大压应力带,充分发挥锚杆主动支护作用与群锚功能,可有效降低塑性区向深处扩展速率;锚杆从支护到失效,其锚固力随围岩变形一般要经历稳定、减小、残余锚固力3个阶段;深部大变形巷道锚杆支护应满足2个条件,所受载荷不超过极限强度、锚固基础不受塑性区影响;采用基于高阻让压设计理念的可接长锚杆能较好的适应深部巷道锚杆支护要求.【期刊名称】《矿业工程研究》【年(卷),期】2017(032)002【总页数】10页(P1-10)【关键词】深部大变形;锚杆支护;给定变形;塑性区;可接长锚杆【作者】王卫军;董恩远;袁超;袁越【作者单位】湖南科技大学资源环境与安全工程学院,湖南湘潭 411201;湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室,湖南湘潭 411201;湖南科技大学资源环境与安全工程学院,湖南湘潭 411201;湖南科技大学资源环境与安全工程学院,湖南湘潭 411201;湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室,湖南湘潭411201;湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室,湖南湘潭 411201【正文语种】中文【中图分类】TD353锚杆支护由于其成本低、施工简单、巷道有效断面大、有利于采煤工作面快速推进、有利于提高掘进速度等优点,在煤矿巷道围岩控制中得到了广泛的应用.目前国内70%以上的煤矿巷道采用锚杆支护,部分矿区甚至达到100%.同时,锚杆支护理论与技术的研究也取得了很多重要成果,如高预应力锚杆支护理论,锚杆支护成套技术等,有力地推动了煤矿的技术进步[1-5].然而,随着煤矿开采深度的不断加大,巷道围岩条件和应力环境的劣化,尽管大幅度提高了锚杆支护强度,巷道维护仍然难以取得预期效果,大变形、报废的巷道越来越多,安全事故也时有发生.因此,简单照搬现有理论指导深部巷道的支护已无法满足要求,对深部巷道的支护机理需要进行进一步审视和认识.1.1 传统支护理论传统锚杆支护理论都是基于一定的假说提出的,主要有悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论和最大水平应力理论等[6-10],它们分别从不同的角度和不同的条件阐述了各自的作用机理.这些理论对生产实践中的不同围岩条件下的支护起到了一定的指导作用,但也都具有一定的局限性.悬吊理论.由于巷道开挖以后围岩应力状态的改变,围岩中一定区域内将可能发生岩石的松动和破裂现象,或被裂隙切割的岩块因失去足够约束而成为危岩,此时锚杆的作用如同“钉钉子”原理,就是利用其抗拉能力将松软岩层或危岩悬吊于稳定岩层之上,从而保持巷道顶帮的稳定.该理论只考虑锚杆的抗拉作用,不考虑抗剪作用,能较好地解释锚固顶板范围内有坚硬岩层时的锚杆支护,如果顶板中没有较为稳定的坚硬岩层或软弱破损岩层厚度较大,围岩破裂松动范围较大,无法将锚杆锚固到顶板的坚硬岩层上,悬吊理论就不适用.组合梁理论.在许多情况下,坚固稳定的老顶并不在普通顶板锚杆长度范围内,不过顶板锚杆仍然能够应用其中.为了解决悬吊理论的局限性,在层状地层中提出了组合梁理论.实际上,层状顶板的下垂和离层导致了沿层理界面的垂直运动和水平运动. 此时,锚杆的主要作用在于一方面依靠锚杆提供的锚固力增加各岩层之间的摩擦力,防止其之间的滑动,避免离层现象的产生;另一方面锚杆杆体可以增加岩层之间的抗剪刚度,阻止岩层之间的水平错动,将锚固区内的若干薄岩层锁紧成一个较厚的岩层,即“组合梁”.该理论可以较好的解释锚杆对层状顶板的支护作用,但对巷道帮部、底板不适用,组合梁的厚度也很难确定,当顶板较为破碎,各个岩层的连续性受到破坏时,组合梁也就不存在了,难以应用于工程实践中.组合拱理论.组合拱理论主要是针对拱顶巷道提出的,在拱顶围岩破裂区范围内安装间距较小的预应力锚杆,锚固范围内的岩体会形成一个均匀的压缩带,即“组合拱”.该压缩带一方面可以承受自身的重量,同时又可承受一定的外部载荷.组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆的整体支护作用,在拱形巷道的软弱岩层中得到了广泛的应用.组合拱理论的关键在于获取较大的组合拱厚度,其厚度越大,越有利于拱顶的稳定.但实际工程中影响组合拱厚度的影响因素很多,难以准确估计.当组合拱厚度远小于巷道的跨度时,组合拱是否能够有效保障自身的稳定性,在该理论中并没有考虑.最大水平应力理论.该理论认为矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力,并且水平应力具有明显的方向性,巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响.与最大水平应力方向平行的巷道受其影响最小,顶底板的稳定性也最好;与最大水平应力方向垂直的巷道,其顶底板稳定性最差.在最大水平应力作用下,顶底板岩体易于发生剪切破坏,产生较大范围的破裂区,锚杆的主要作用在于约束沿轴向岩层的膨胀变形和垂直与轴向的岩层剪切错动.因此,要求锚杆具有高刚度、高强度、高剪切阻力的工作性能,但由于受煤层赋存条件和开采方式的限制,很难确保巷道布置方向与最大水平应力方向平行,在巷道开拓之前,也难以准确判断出某地方的最大水平应力方向和其大小,因此,该理论也存在一定的局限性.1.2 锚杆支护理论与技术研究进展20世纪80年代以来,随着我国煤矿开采深度的增加,我国学者对深部巷道支护理论和技术逐渐重视起来,经过几十年的发展,现已形成的几种具有代表性的支护理论有:轴变理论、联合支护理论、锚喷-弧板支护理论、松动圈理论、围岩强度强化理论、主次承载区支护理论、关键部位耦合支护理论以及高预应力、强力锚杆一次支护理论等[11-19],同时形成了一系列的支护技术[20-27].侯朝炯教授基于物理模拟试验研究,提出了“围岩强度强化理论”.该理论的提出主要针对的是峰后破裂区范围内的围岩,通过锚杆锚固强化作用改善锚固区巷道围岩力学参数与力学性能,提高锚固区围岩的强度,进而增强锚固区围岩的承载能力,减小破碎区和塑性区的范围,抑制破碎区和塑性区的发展,以达到维护巷道围岩稳定性的目标.“围岩强度强化理论”揭示了锚杆支护的作用机理,为工程实践中锚杆合理支护参数的设计提供了理论依据.何满潮院士基于巷道围岩变形破坏时空关系提出了“关键部位耦合支护理论”.该理论认为,深部高应力巷道总是从某一部位或其他几个部位最先开始变形破坏,并不断向其它部位发展最终导致巷道整体失稳,将最先发生破坏的部位称之为“关键部位”.“关键部位”的产生是由于支护结构与巷道围岩在强度与刚度不耦合造成的.因此,该理论强调只要巷道围岩与支护体在强度、刚度以及结构上相互耦合时,巷道围岩控制才能取得较好的效果.于学馥教授提出了“轴变理论”,该理论认为巷道围岩应力超过岩体强度极限后将会发生顶板冒落,巷道顶板冒落后可以自稳,但是顶板冒落改变了巷道轴比,围岩应力会出现重新分布,直至达到自稳平衡,应力均匀分布的巷道轴比将是巷道最稳定的轴比.据此建立了椭圆形破坏区力学计算模型,提出了巷道最佳轴比的计算公式,对巷道断面设计和支护提供了理论依据.董方庭教授等人根据声波探测仪在现场探测的结果提出了“围岩松动圈理论”,其基本观点是:开挖巷道后围岩应力重分布,当围岩应力超过围岩极限强度后,便会产生塑性破坏形成松动圈,该理论认为围岩变形主要是由于其碎胀压力引起,巷道支护的对象主要是松动圈形成过程中产生的碎胀变形压力,围岩产生塑性破坏的深度即为围岩松动圈的大小,其决定了围岩的稳定性,因此根据松动圈的大小来确定支护的强度.冯豫教授根据工程实践,在总结新奥法支护的基础上,提出了“联合支护理论”.该理论认为,巷道开挖后的初期支护应进行柔性支护,允许巷道存在一定的变形,释放部分变形压力,当巷道围岩变形到相对稳定状态时再进行刚性支护,强调对巷道围岩采用“先柔后刚、先让后抗、柔让适度、稳定支护”的支护原则.在工程应用中先后出现了锚网喷+注浆+U型钢支架、锚网喷+工字钢、锚网喷+注浆加固等形式.孙均,郑雨天教授等提出的“锚喷-弧板支护理论”,该理论是对“联合支护理论”的补充和发展,对深部软岩巷道不能总是强调放压,放压到一定程度,需要坚决顶住,控制围岩向临空面的移动,以满足软岩“边支边让,先柔后刚,柔让适度,刚强足够”的支护特点,强调了软岩巷道先柔后刚的支护特征.方祖烈教授根据围岩中拉压域的分布提出了“主次承载区”协调作用的支护理论,该理论认为巷道围岩压缩域在围岩稳定中起关键作用,作为主承载区;经过支护的张拉域也具有一定的承载能力,起辅助作用,作为次承载区.主次承载区协调作用,承担着围岩开挖失去的承载以及围岩强度降低转移过来的荷载,而张拉域的增大将会引起压缩域的减小,因此围岩表面的张拉域是围岩控制中的关键所在.康红普院士针对深部开采与受强烈动压影响的2类高应力巷道的特点,分析锚杆支护作用机制的基础上,提出了“高预应力、强力锚杆一次支护理论”,遵循“三高一低”原则,即高刚度、高强度、高可靠性、低密度原则.指出对于高应力、复杂困难巷道,应尽量实现一次支护就能有效控制围岩变形与破坏,避免二次或多次支护.马念杰教授针对深部大变形巷道研发了可接长锚杆取代锚索的支护技术,可接长锚杆消除了锚索延伸率不足,抗冲击性能差的缺陷,安装时不受巷道断面的限制,能够适应巷道大变形的要求.柏建彪教授针对深部软岩巷道四周来压、整体收敛、变形强烈的特点,研究深部软岩巷道支护原理,提出了主动有控卸压的方法,释放围岩膨胀变形能,将高应力向围岩深部转移,减小浅部围岩应力.王连国教授针对深部高应力软岩巷道变形特征,根据长期现场监测结果,提出了“中空注浆锚索和高强注浆锚杆”为核心的新型深-浅耦合全断面锚注支护技术体系,借助渗流力学理论建立了深-浅耦合锚注浆液的渗流基本方程,并结合COMSOL软件模拟再现了浆液在围岩内的渗透扩散过程.李大伟教授基于理论研究和现场多种支护方式分析,针对软岩巷道提出了一次支护让压,二次大刚度高强度支护原理.一次支护让压主要作用在于充分发挥围岩的承载能力,二次大刚度高强度支护主要为避免处于高应力条件下的巷道围岩强度劣化所导致的自身承载能力降低,最大程度的减小岩体偏应力,促进巷道围岩长期稳定.何富连教授认为巷道围岩开挖引起偏应力集中,塑性破坏范围增大,岩层内部剪切错动,产生膨胀性大变形,支护系统极易失效.因此,深部高水平构造应力巷道围岩控制重点在于降低应力集中程度,实现围岩应力均匀分布,避免局部高水平应力对围岩的破坏,据此提出“高强度高预紧力长锚杆+大直径高强锚索+U型钢可缩性支架+壁后注浆”的综合控制方案,并阐述了其支护机理.毕业武针对双河煤矿深部大变形巷道的控制难题,提出“围岩改性增强+围岩表面应力恢复+围岩卸压应力转移”相结合的围岩控制对策,并结合实际提出“钻锚注一体化+高预应力多维锚索桁架支护系统+顺层钻孔与巷道基角药壶爆破卸压”成套技术体系.何满潮院士为解决煤矿锚索材料在缓慢大变形和瞬时大变形支护时出现的问题,提出了基于巷道大变形控制理念,研制了恒阻值为350 kN的煤矿专用恒阻大变形锚索,恒阻大变形锚索能够在适应围岩大变形过程中,通过对围岩提供恒定的支护阻力,实现岩体内部变形能量的有控制性释放,从而达到支护体-围岩共同作用的巷道稳定性控制目标.李海燕教授针对现有支护材料及工艺难以适用于深部软岩巷道大变形的支护难题,研发了新型预应力锚索及配套工艺,提出了以新型高预应力锚索和注浆锚杆为核心的联合控制技术,即支护初期采用以新型高预应力锚索为主,金属网、混凝土喷层为辅的柔性支护,后期进行全断面注浆,内外结合,从根本上提高支护强度.综上所述,过去几十年国内学者已经围绕深部大变形巷道支护做了大量深入的研究,提出了一系列重要的关于锚杆支护机理的论述和卓有成效的支护技术.但总体来看,深部巷道锚杆支护效果仍然不太理想,因此,对深部巷道锚杆支护机理的认识仍然有必要进一步深入.2.1 掘巷对围岩应力场的影响采矿工程中最根本的问题不是阻止围岩破坏,而是确保巷道围岩不发生不可控的过量位移.巷道开挖前后围岩分别处于2种不同的应力状态,开挖后应力重新分布,使得巷道最大主应力(如切向应力)高于原岩应力,而最小主应力(如径向应力)却相对原岩应力有所降低,巷道周边围岩将产生很大的应力差,当应力差未达到岩体破坏强度时巷道仍处于弹性平衡的稳定状态,相反,围岩会产生塑性变形或剪切错动而形成破裂区与塑性区,围岩的应力峰值点逐渐转移到深部,直到形成新的平衡[28],如图1所示. 对于双向等压巷道,围岩处于弹性变形状态时,围岩应力为).围岩处于弹塑性状态时,弹塑性边界处的应力为(1-sinφ)-Ccosφ].式中:σθ为切向应力;σr为径向应力;p为原岩应力;a为巷道半径;r为围岩中任意点半径;Rp为塑性区半径;C,φ为围岩的粘聚力与内摩擦角.通过比较弹性状态与弹塑性状态的应力分布可知,相当于巷道半径为Rp的弹性应力状态,[p(1-sinφ)-Ccosφ]则是由于塑性区的存在而产生的应力变化.正是由于塑性区的存在,导致最小主应力增大,而最大主应力减小,应力圆半径变小使岩体不容易发生破坏,塑性区对弹性区起到了支护的作用.假如将塑性区岩石取出,巷道半径变为Rp,应力圆将再一次增大,重新产生新的塑性区,如图2中莫尔圆①与莫尔圆②.因此,通过维护塑性区内岩石防止发生冒顶而间接增大巷道半径的途径,能有效改善塑性区外的应力状态,有利于维护巷道.2.2 锚杆支护阻力对围岩塑性区、应力场的影响在深埋巷道顶板中施加120 kN的预紧力锚杆,通过数值模拟发现,-1 MPa应力曲线至顶板深处的应力场基本没有发生变化,而浅部的拉应力场被压应力场所代替,如图3和图4所示[29].导致这种现象的原因在于,由于巷道围岩原岩应力与其所处埋深有关,深部巷道原岩应力能达到几十兆帕,由于锚杆材料极限强度及施工技术决定了目前的锚杆支护阻力不足1 MPa,远远小于原岩应力,两者远不在同一个数量级,相对较小的支护阻力难以改变围岩深部应力场的演化进程;而巷道周边围岩的残余强度较低,锚杆支护阻力与其残余强度基本处于同一数量级,锚杆支护阻力能够明显改善浅部破裂区围岩的受力状态.对该巷道锚杆施加1 MPa的支护阻力与无锚杆支护时的塑性区对比图也可以看出,如图5和图6.施加较大的锚杆支护阻力与无锚杆支护情况下相比,塑性区范围基本没有变化,依靠支护阻力不能达到减小塑性区的目的.2.3 锚杆支护阻力对围岩变形的作用分析深部高应力巷道围岩位移主要由2部分组成,一部分为高应力致使巷道围岩产生的以弹塑性变形为主的连续性变形,包括弹性变形与塑性变形;另一部分是以巷道周边浅部围岩破裂区岩体的剪胀及离层为主的非连续性变形.由于塑性分析较为复杂,一般仅分析处于均质各向同性无限介质中静水压力作用下的圆形巷道,岩石的塑性遵循线性莫尔-库伦准则.同时,在计算塑性区位移时,假定塑性区内体积不变,因此,弹性区位移与塑性区位移计算公式相同,不同之处在于半径r的取值范围,分别为各自的区间,围岩位移公式[30]为.式中:u为围岩位移;G为剪切模量;pi为支护阻力;σc为单轴抗压强度.由式(5)～式(7)知,当围岩所处应力环境一定时,弹塑性区位移量随锚杆支护阻力增加而减小,且随支护阻力的增加位移量降低幅度逐渐减小,说明支护阻力对减小围岩位移量的作用是有限的,总是存在一部分变形量无法控制,即巷道围岩存在“给定变形”.塑性区与弹性区相比,虽岩性发生变化,但仍属于完整岩体,通过弹塑性理论可以计算出其位移,而破裂区岩体为非完整性岩体,不适用于弹塑性理论方法,无法用解析方法得到精确结果.但是,破裂区围岩沿剪切面错动导致的剪胀变形是围岩变形的主要部分,是支护的主要对象.破裂区岩体剪胀变形量与破裂区围岩体积成正相关,因此,控制围岩的变形主要是控制破裂区范围的扩大以控制破裂区围岩的剪胀变形.2.4 锚杆预应力的作用分析由围岩的极限平衡条件[30]可知:.在破裂区,式(8)中相当于最大主应力(切向应力),相当于锚杆支护阻力(最小主应力).对于深部高应力巷道,C值较小,而巷道开挖后,围岩又发生损伤软化.大量实验结果表明,围岩发生破坏后,φ值降低较小,主要是C值的降低,而巷道周边破裂区围岩无围压,C值更是基本降为零,需要施加支护阻力来保持围岩稳定.由式(8)可知增加支护阻力则最大主应力值增大,莫尔圆整体右移而变得远离强度包络线,如图2中由莫尔圆③变成了莫尔圆④;同时,增加支护阻力能改善围岩不连续面的强度和变形模量等力学特性,可一定程度提高破裂岩体的内聚力与内摩擦角,有利于围岩的稳定.由文献[31]知,当围岩围压为零时,残余强度接近零,岩石变形主要表现为沿裂隙面的滑动,滑动到一定程度围岩出现冒落,冒落意味着巷道半径增大,引起塑性区向外扩张;当围压为1 MPa时,围岩的应力峰值没有变化,而残余强度却接近9 MPa,围岩破裂区的岩体强度得到很大提高,围岩残余强度表现出对围压极强的敏感性,这是因为巷道周边围岩的残余强度较低,与预应力锚杆产生的支护阻力基本处于同一数量级,提高了围岩残余强度.因此,锚杆的高预应力对提高围岩的峰值强度作用很小,但能有效提高围岩的残余强度,从而提高破裂区围岩的自承能力,有效抑制了破裂区围岩的冒落,也可间接控制塑性区向外扩张速率,改善深部大变形巷道的支护效果.通过对层状顶板巷道进行数值模拟也发现,预应力锚杆对顶板的塑性区影响也较小,如图7所示.但是预应力锚杆能有效减小顶板的离层量,无锚杆支护时位于围岩表面的顶板最大下沉量为298.9 mm,当锚杆施加预紧力为30,60,120 kN时,顶板最大下沉量分别为143.3,139.8,133.6 mm,顶板下沉量降幅分别为155.60,159.10,165.27 mm,降幅比例为52.1%,53.2%,55.3%;而预紧力对顶板深处岩层的降沉能力则逐渐下降,最深处测点的降沉幅度仅为15.7%,16.3%,17.6%,如图8～图10所示.可见,当锚杆预应力提高到一定程度后,离层可得到较好的控制,但不同预应力锚杆对相同位置测点的围岩顶板降沉量基本相同,说明一味的提高预应力并不能完全控制围岩变形,锚杆预应力对控制深部围岩变形的作用十分有限,围岩中始终存在一部分因开挖导致无法控制的变形,这部分变形即为围岩的“给定变形”[32].由此也说明围岩中存在锚杆无法控制的“给定变形”,而预应力锚杆支护主要是控制浅部破裂区围岩的离层和剪胀变形.由于锚杆预应力与原岩应力不在同一数量级,锚杆应力场在原岩应力场中无法得到直观体现,为此,通过不考虑原岩应力场来分析不同预紧力锚杆的应力场分布特征,可以发现如下现象:施加预紧力的锚杆会在围岩中产生有效的径向约束,阻止浅部围岩的离层,同时在锚杆尾部形成一定范围的压应力区.当每根锚杆施加预紧力为30 kN 时,相邻锚杆的锚尾附近的形成的压应力值较小,在0.03～0.06 MPa之间,锚固段位置压应力区间为0.01～0.03 MPa,如图11所示.当每根锚杆施加预紧力为120 kN 时,锚杆锚尾之间形成的压应力值较大,压应力区间为0.07～0.10 MPa,锚固段位置压应力区间为0.03～0.07 MPa,如图12所示.而压应力愈大愈可较好发挥群锚作用,对破裂区围岩自承载能力的保护也更充分,也能有效的降低破裂区的扩展速率.因此,高预应力锚杆在支护范围内能产生较大的压应力,锚杆的主动支护作用得到充分发挥,有效延缓了围岩破裂区的扩展速率.因此,锚杆预应力的作用主要是控制浅部围岩离层、破裂块体滑移剪胀、对破裂区岩体残余强度有所提高以及在锚固区形成有效压应力区,提高预应力可提高锚杆作用效果.但当预应力提高到一定值后,其影响将逐渐降低[33].3.1 锚杆支护时空效应分析锚杆要起到有效的支护作用需要有足够的锚固基础提供一定的锚固力来实现,在围岩变形过程中,在锚固基础尚未破坏的情况下,锚杆所受载荷与时间有关,随着围岩变形锚杆受载逐渐上升到弹性极限载荷,然后发生塑性拉伸,直至锚杆发生断裂为止.而在深井巷道中,大部分锚杆受载并未达到弹性极限载荷,巷道却发生了大变形,远远超过了锚杆的可延伸量,这是因为深部巷道围岩在高应力的作用下塑性区扩展削弱了锚固基础所致.假设锚杆为理想弹塑性材料,随围岩塑性区的扩展,根据塑性区的边界位置与锚杆锚固段相对位置,将锚固力随时间的变化划分为3个阶段,具体如下:锚固力稳定阶段(图13a,图14AB段),此阶段的特点是塑性区边界始终位于锚固基础以内部分,锚固基础不受塑性区影响,锚固力也未出现削弱,此时锚杆锚固力最大,锚杆受载随围岩变形持续增加,最大受载位置位于锚固基础自由端,锚杆受载如图15中t1.锚固力逐渐削弱阶段(图13b,图14BC段),此阶段的特点是塑性区边界发展到锚固。
锚杆索支护原理及大变形控制技术
的正确性，有效地实现了露天及地下开采中的大变形控制与预测。
关键词：岩石力学；负泊松比；本构关系；大变形控制；滑坡预测
中图分类号：TU 45
文献标识码：A
文章编号：1000–6915(2016)08–1513–17
Support principles of NPR bolts/cables and control techniques of large deformation
2 负泊松比结构
虽然大多数材料(或称为传统材料、正泊松比材 料)的泊松比为正值，但是人们很早就发现部分天然 负泊松比材料。A. E. H. Love[10]于 1927 年首次在黄 铁矿中发现负泊松比效应；D. J. Gunton 和 G. A. Saunders[20]，Y. Li[21]分别在砷和镉中发现了单晶材 料的负泊松比效应；R. H. Baughman 等[22]发现大多 数具有立方体结构金属和少数具有面心立方结构的 固态稀有元素有特定方向上承受拉伸时也能够显示 出负泊松比行为。R. S. Lakes[23]于 1987 年首先在 Science 上报道了人工负泊松比聚酯型聚氨泡沫塑 料，这一发现验证了人造负泊松比材料的可能性。 此后，许多研究者制造出了人工负泊松比材料，如 K. E. Evans 等[24-25]。
HE Manchao1，2，LI Chen1，2，GONG Weili1，2，WANG Jiong1，2，TAO Zhigang1，2
(1. State Key Laboratory for Geomechanicsand Deep Underground Engineering，China University of Mining andTechnology， Beijing 100083，China；2. School of Mechanics and Civil Engineering，China University of Mining and Technology， Beijing 100083，China)
恒阻大变形锚杆负泊松比效应的冲击动力学分析
恒阻大变形锚杆负泊松比效应的冲击动力学分析李晨;何满潮;宫伟力【摘要】随着煤矿开采深度的不断增加,深部围岩的瞬时冲击明显增多,且荷载大小往往超过传统泊松比支护材料的屈服强度致使支护失效.而具有高支护阻力和大拉伸量的新型恒阻大变形锚杆已在静力作用下验证了其具有负泊松比效应,能良好的满足井下巷道冲击大变形控制的需求.为了研究恒阻大变形锚杆在动态冲击下的防冲力学特性,通过自主研发的恒阻大变形锚杆霍普金森拉杆冲击拉伸实验系统对某批次恒阻大变形锚杆进行了动态冲击拉伸实验.实验结果表明该锚杆能够保持恒定阻力产生结构变形来吸收冲击能量,并表现出了良好的负泊松比效应,进而验证了恒阻大变形锚杆比传统锚杆具有更好的动态防冲性能.【期刊名称】《煤炭学报》【年(卷),期】2016(041)006【总页数】7页(P1393-1399)【关键词】恒阻大变形锚杆;负泊松比效应;冲击拉伸实验;结构变形【作者】李晨;何满潮;宫伟力【作者单位】中国矿业大学(北京)深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,北京100083;中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,北京100083;中国矿业大学(北京)深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,北京100083;中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD353李晨，何满潮，宫伟力．恒阻大变形锚杆负泊松比效应的冲击动力学分析［J］．煤炭学报，2016，41(6):1393－1399．doi:10．13225/j．cnki．jccs．2015．1909Li Chen，He Manchao，Gong Weili．Analysis on impact dynamics of negative Poisson’s ratio effect of anchor bolt with constant resistanceand large deformation［J］．Journal of China Coal Society，2016，41(6):1393－1399．doi:10．13225/j．cnki．jccs．2015．1909随着经济建设的高速发展，世界各国对能源的需求日益增加。
锚杆支护煤巷稳定性可靠度分析
1 问题的提出
1978 年， 国家计委将光爆锚喷列为国家级新技 术推广重点项目之一，并确定煤炭部为归口单位。 经过几十年的努力，我国巷道锚杆支护技术有了可 喜进展。但是从总体上来说，我国研究锚杆支护技 术是从岩巷开始的，在岩巷中的推广应用较早，技 术比较成熟，锚杆支护率高。而煤巷、半煤巷锚杆 支护率较低，进尺较少，对其研究也相对滞后。在 煤巷使用锚杆支护较早的十几个矿务局中，锚杆支 护的煤巷都曾都发生重大支护失效事故。有关专家 认为主要原因之一是煤巷围岩环境的条件复杂，不 确定性因素[1]多，设计难度大，可靠性低。在现场 许多相关人员也询问锚杆支护的巷道稳定可靠性有 多大。为了解决这一问题和考虑煤巷围岩支护设计 中的不确定因素，中国煤矿软岩中心对煤巷锚杆支 护稳定可靠性进行了深入研究。在煤巷锚杆支护技 术应用推广中除了遵循常规的规范和安全分析外， 还应将稳定可靠性作为一个重要的设计研究指标， 以保障支护结构的稳定性具有足够的可靠度。
第 21 卷
第 12 期
何满潮等. 锚杆支护煤巷稳定性可靠度分析
• 1811 •
目前煤巷围岩支护荷载的力学计算模型很多，其中 有代表性的主要有塑性滑移模型[1]：该模型根据塑 性滑移理论，认为巷道荷载来自直接顶的重力。文 [1]分别推导了一般煤巷和沿空顺槽顶板、两帮及底 板最小荷载的计算公式。散体荷载模型[2～3]认为巷 道开掘后，在两帮和顶底板都出现一定范围的破坏 区，锚杆承担的山岩压力即为散体的重力，锚杆支 护就在于悬吊破坏区产生的荷载。组合梁模型[2～ 3] 认为在巷道顶板一定范围内不存在坚固的稳定层 时，锚杆作用将主要由成拱作用和组合梁实现，而 锚杆的夹紧力将增大各岩层间摩擦阻力，从而避免 岩层间的滑动、离层或冒落。松动圈模型认为在巷 道开掘后，周边将首先破坏，并逐渐向深部扩展， 直至在一定深度取得三向应力平衡为止。在巷道周 边形成一个松动圈，而支护荷载是围岩松动圈在形 成过程中的岩石碎胀力[4] 。稳定性分析中依据的计 算力学模型不同，其中涉及到的力学随机参量不一 样， 这些都是稳定性分析中涉及的随机因素的主体。
恒阻大变形锚杆支护技术的应用研究
总第209期2020年第9期机械管理开发MECHANICAL MANAGEMENT AND DEVELOPMENTTotal 209N o.9, 2020D01:10.16525/l4-1134/th.2020.09.080恒阻大变形锚杆支护技术的应用研究郭舒铭(山西焦煤集团官地矿，山西太原030024)摘要:针对深部煤炭工作面支护效果差、工作面变形严重的问题，以某煤矿为研究对象在分析其地质水文、顶底 板情况的基础上，分析普通锚杆支护方案下所存在的问题及原因，并将恒阻大变形锚杆支护技术应用于该煤矿 中。
通过对恒大变形锚杆支护效果进行监测，得出恒大变形锚杆支护具有优于普通锚杆支护的控制效果的结论。
关键词：深部煤层支护效果应力值变形量中图分类号:TD353 文献标识码:A文章编号：1003-773X(2020)09-0191-02引言巷道的支护质量和效果是保证煤矿安全生产的前提，目前应用于工作面常规的支护方式为锚杆支护。
随着煤层开采深度的不断增加，工作面地质环境不断恶化，所承受的应力不断增加，从而导致深部煤炭开采事故的频繁发生,主要变现为顶板来压、瓦斯突出、顶板下沉以及两帮收缩等[1]。
经分析，导致深部煤炭开采事故发生的根本原因在于支护效果不佳。
为此，针对深部煤炭采用恒阻大变形锚杆进行支护。
本文着重对恒阻大变形锚杆支护的工程应用进行研究。
1工程概况本文所研究煤矿的生产能力为300万t/年，工作面煤层倾角范围为2° 。
采用竖井分水平的开采方式，且各个工作面采用综放一次全采高的采煤方式。
本文所研究煤矿某个工作面的顶底板情况如表1所不。
经探测可知，矿井不同工作面的涌水量不同，其中最大涌水量为379 m3/h，最小涌水量为29.71m3/h。
该煤矿地应力的最大应力平均值为34.04MPa,最大主应力的方位角为100.38°，最大主应力的倾角为20.53° ;垂向平均地应力为25.04 MPa。
《锚杆支护技术》课件
工程案例二：某高速公路的边坡锚杆支护工程
总结词
长距离、高边坡、稳定性要求高
详细描述
该高速公路沿线存在多处高边坡，稳定性较差。通过设计合理的锚杆支护方案，有效保证了边坡的长期稳定，减 少了滑坡等质灾害的发生。
工程案例三：某地铁隧道的锚杆支护工程
总结词
地下工程、狭小空间、高支护要求
详细描述
该地铁隧道在施工过程中遇到了严重的围岩变形问题。通过采用锚杆支护技术，有效控制了围岩变形 ，保证了隧道的顺利贯通和结构安全。同时，锚杆支护技术还具有安装简便、成本低等优点，得到了 广泛应用。
成本较低
相比其他支护方式，锚杆支护 技术成本较低，能有效地节约 工程成本。
施工简便
锚杆支护技术施工简便，可大 幅缩短施工周期，提高工程效
率。
锚杆支护技术的局限性
适用性有限
锚杆支护技术适用于岩土结构稳定性 的提高，对于一些特殊地质条件，如 软土、淤泥等，效果不佳。
设计要求高
锚杆支护技术的设计需要根据工程实 际情况进行精确计算和设计，否则可 能达不到预期效果。
边坡工程
在边坡工程中，锚杆支护技术常用 于高速公路边坡、铁路边坡等，以 提高边坡的稳定性和安全性。
锚杆支护技术的发展历程
初期阶段
20世纪初，锚杆支护技术开始应用于 井巷工程中，主要用于临时支护。
发展阶段
完善阶段
近年来，随着科技的不断进步和应用 需求的不断提高，锚杆支护技术不断 完善和优化，新型锚杆和配套技术不 断涌现。
03
锚杆支护的设计与施工
锚杆支护的设计原则
安全可靠性
锚杆支护设计应确保安 全可靠，能够承受围岩 的压力和各种自然因素
的影响。
经济合理性
恒阻大变形锚索支护机理及关键技术
恒阻大变形锚索支护机理及关键技术作者：***来源：《河南科技》2020年第11期摘要：随着采矿理论的不断发展，岩石力学机理逐渐完善与成熟。
在矿山开采中，一些地下巷道支护会产生较大的变形。
当锚杆承受的负荷达到极限时，人们可以设置特殊连接装置，有效控制锚杆长度，在允许岩层轻度移动的情况下，使巷道达到新的平衡状态。
本文阐述了恒阻大变形锚索支护机理和关键技术，旨在促进煤炭资源的安全可持续开采。
关键词：支护机理;厚煤层软岩;恒阻大变形锚索Abstract： With the continuous development of mining theory， the mechanism of rock mechanics has gradually improved and matured. In mining， some underground tunnel support will produce large deformation. When the load on the anchor rod reaches the limit， people can set up special connecting devices to effectively control the length of the anchor rod and allow the tunnel to reach a new equilibrium state while allowing the rock layer to move slightly. This article describes the mechanism and key technologies of anchor resistance and large deformation anchor cable support，aiming to promote the safe and sustainable mining of coal resources.Keywords： supporting mechanism;thick coal seam soft rock;constant resistance large deformation anchor cable近年來，国内外矿山煤巷广泛采用锚杆支护。
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其中：
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简化模型
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1 2
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支护和围岩相互作用能量方程组
岩体
锚杆(索)
围岩结构恶化
温度压力耦合软岩力学实验系统 (ZL200910088810.6)
实验 装备
不同温度条件下的 岩体强度和弹模
实验
主机 系统
结果
控制 系统
不同温度条件下的岩体强度 和变形特性
高温五联三轴软岩流变实验系统 (ZL200610113003.1)
恒阻大变形锚杆（索）研发理念 ——以柔克刚、刚柔相济
岩体
恒阻锚杆 变形吸收能量
锚杆(索) U
ET ER ES ED
E
S
nEIB
E
D
nEIBI
EIB
1 2
P0U C
E ET E R
n 2
P0 UC
2U
EIBI P0U
支护力和位移的解
2C P nP0 U0 2U U 2C nP0U0
2nP0
支护总力—材料变形量关系（P – U0） 支护总力- 结构变形量关系（△U –P ）
测试 曲线
吸水量随时间变化lnQ-t曲线
深部软岩气态水吸附 智能测试系统
结构面引起的非对称软岩大变形破坏机理
R2700
拱基线
底臌区域
非对称大变形
1750 667
结构面
原因
岩体结构非对称
关键部位
实验 装备
关键部位
确定
30倾斜岩层
45倾斜岩层
水平岩层 8倾斜岩层
实验
结果
软岩巷道破坏结构效 应物理模型实验系统 （ZL200710119124. 1）
发生次数最多的为顶板大变形塌方事故，占43.3% 煤-瓦斯突出是有气体参与的大变形塌方，占23.5% 露采滑坡是露天矿的大变形塌方事故，日趋严重
工程岩体大变形灾害的主要原因
深采复杂的地质力学环境——“三高一扰动” “三高” ➢高地应力——自重应力、构造应力 ➢高地温——千米矿井岩层温度35C~45C ➢高压渗透——液体压力、气体压力（瓦斯等） “一扰动”——强烈开采扰动
瞬时大变形——岩爆大变形
加拿大某地下巷道（P. Kaiser，2000）
瞬时大变形——突出大变形
郑州嵩枫矿岩巷底板瓦斯逸出 郑州大平矿煤与瓦斯突出过程
传统锚杆（索）存在的问题——现行支护技术无法 适应大变形破坏
锚杆支护多次返修
锚杆端部断裂
锚杆支护岩爆破坏
浇注混凝土开裂
杆体中部断裂
钢架扭曲破坏失效
国外大量使用的大变形锚杆
加拿大MCB33型Conebolt锚杆(非恒阻，最大变形量120mm) 澳大利亚Roofex锚杆(恒阻80kN，最大变形量300mm)
理想弹塑性材料研制——恒阻大变形锚杆
--- 技术特性
P 传统锚杆
# 恒阻参数 150~300 kN
# 大变形参数 0.3~0.6m
# 可回收
2、自主研发了“恒阻大变形锚杆（索）的大变形拉伸力学实 验系统”和“恒阻大变形锚杆冲击力学实验系统”。通过 实验，恒阻大变形锚杆的性能参数达到了恒阻120kN、变形 量0.5~1m，高于国际上最优的澳大利亚同类锚杆参数（恒 阻80kN、变形量0.3m）；
3、建立了恒阻大变形锚杆（索）能量本构关系，推导了恒阻 大变形锚杆（索）和围岩相互作用的能量平衡方程，为深 部巷道围岩大变形控制奠定了理论基础；
•20
•0 •0 •25 •50 •75 100 125 150 175 200 225 250 275 300 325 350 375 400 425 450 475 500
•位移(mm)
三、恒阻大变形锚杆(索)力学特性及实验系统
恒阻大变形锚杆（索）静力学特性及实验系统
控制台
主机系统
恒阻大变形锚杆静力实验系统
一、煤矿大变形灾害的严重性
煤炭占我国一次性能源的70%以上，居主导地位
浅部煤炭资源越来越少，千米以下深部煤炭资源将 是我国未来的主体能源
地表
0.5
1.0
1.5 资源量，万亿t
1.46
深度，m
-600 -1000 -1500 -2000
1.40 1.34
已采资源量 未采资源量
1.37
★数据源自第三次全国煤炭资源预测和评价
工程岩体大变形灾害的严重性
运输3.7% 火灾5.1%
其它 10.7%
水灾 15.5%
顶板 18.6%
煤与瓦 斯突出
46.4%
火灾 2.5%
其它 煤与瓦
运输 11.8% 斯突出
11%
23.5%
水灾
7.9%
顶板
多发生在 工作面顺槽
43.3%
2005.1~2009.6煤矿各类事故 死亡人数所占比例
2005.1~2009.6煤矿各类事故 次数所占比例
煤矿大变形锚杆（索）支护技术
汇报人：何满潮 单仁亮
中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室
汇报提纲 一、煤矿大变形灾害的严重性 二、恒阻大变形锚杆(索)定型研发 三、恒阻大变形锚杆(索)力学特性及实验系统 四、恒阻大变形锚杆(索)与围岩相互作用原理 五、主要结论
实验过程
试验曲线
恒阻大变形锚杆 拉伸力学性能实验曲线
恒阻大变形锚杆（索）动力学特性及实验系统
恒阻大变形锚杆 动载实验系统
恒阻大变形锚杆 动载实验过程
恒阻锚杆50mm冲击全程时域波形图
50mm冲击时域波形图
四通道相加全程
[1]通道特写
[2]通道特写
[3]通道特写
[4]通道特写
四通道相加特写
恒阻锚杆1000mm冲击全程时域波形图
深部高应力引起的岩体剧烈大变形(软岩岩爆)机理
岩爆前支护状态
星村煤矿垂直层理 泥质砂岩(1113m)
煤系地层岩爆
岩爆后支护状态 实验 装备
加载系统 液压控制系统
实验 结果
加拿大Creighton矿花岗岩 岩爆实验(2500m)
主机
一向突然卸载
深井高温高湿围岩软化大变形机理
实验 装备
主机 系统
高温高湿恶劣环境 (岩层温度>40C，空气湿度>95%)
顶板下沉量与工作面距离关系曲线 非工作帮
底臌量与工作面距离关系曲线
工作帮
支护表观效果对比
1 2 3
1.距工作面煤壁22m处恒阻锚杆支护效果 2.距工作面煤壁30m处恒阻锚杆支护效果 3.距工作面煤壁37m处普通锚喷支护效果
五、主要结论
1、自主研发了具有特殊结构的恒阻大变形锚杆（索），能够 适应工程围岩大变形灾害控制的需求。通过对恒阻大变形 锚杆（索）的材料、结构进行优化选择和组合试验，确定 了恒阻装置的结构组成、材料参数和几何参数；
四、恒阻大变形锚杆(索)与围岩相互作用原理
恒阻大变形支护原理
恒阻大变形装置
树脂锚固剂 锚杆（索）
恒阻大变形范围
恒阻锚杆(索)随围岩 变形吸收能量
Max:300~1000mm
恒阻大变形锚杆（索）能量本构关系
抵抗变形能量EI和吸收变形能量EII
P
P0 f1(U)
f2(U)
P
P0
简化模型
f1(U)
f2(U)
针对传统预应力锚杆（索）存在的问题及 其引发工程灾害的严重性，亟待研究一种新型 恒阻大变形锚杆（索），通过结构大变形和材 料大变形来抵抗巷道围岩大变形破坏。由中国 矿业大学（北京）深部国家重点实验室何满潮 教授牵头的教育部创新团队，进行了多年的系 统的研究，取得了突破性进展。
二、恒阻大变形锚杆（索）定型研发
现场工程验证
--- 沈阳煤业集团清水煤矿 --- 淄博煤业集团唐口煤矿 --- 徐州矿业集团新安煤矿 --- 国家电网新疆新吉海煤矿 --- 锦平水电站导流洞工程
恒阻大变形锚杆拉伸量监测（沈阳清水煤矿）
试验段
起始位置 B1测站
B2测站
新支护段
B3测站
传统支护段 B4测站
A1测站
A2测站
顺槽
4m
13.6m
4、上述技术在沈煤集团清水煤等煤矿和锦屏水电站现场工程 中进行了验证推广，效果良好，具有广阔推广前景。
谢谢！ 请指正！
--- 适用范围
软岩大变形、岩爆大变形、
冲击大变形、瓦斯突出大变形 0 150
恒阻大变形锚杆 U/mm
锚杆托盘 恒阻大变形装置
锚杆杆体
恒阻大变形支护性能国内外对比
•160
普通锚杆
•140
新型恒阻 大变形锚杆
•120
•拉力(kN)
•80
澳大利亚
•60
Roofex锚杆
加拿大MCB33型
•40
Conebolt
1000mm冲击时域波形图
四通道相加全程
[1]通道特写
[2]通道特写
[3]通道特写
[4]通道特写
四通道相加特写
动载撞击实验结果
单次冲击变形量
累计冲击变形量
累计冲击变形量与冲击能量的关系
恒阻锚杆阻力
岩爆大变形控制对策 大断面 预留量 恒阻大变形支护多级吸收能量 多次加压注浆
缓慢大变形控制对策 大断面 预留量 恒阻大变形支护释放能量 多次加压注浆
27.2m