锚杆支护作用

1、 1.3 研究内容和方法研究内容和方法 当巷道围岩中的最大应力小于其弹性极限时，围岩将处于弹性状态，得 出围岩中的应力分布规律为（如图2-1所示） r r a 图2-1. 巷道围岩弹性应力分布 p0 2 22 0 2 22 0 r ar p r ar p r （2-1） 2 0 2 2 0 2 r a p r a p r （2-2） （2-4） 2 0 1 ( 1) r a ur p er 2 0 1 r a up er （2-3） 不难看出，应力重新分布引起的最大位移发生在巷道周边。若取a=2m， e=5000mpa，=0.25，p0=20mpa，则巷道的最大位移为 巷道断面的收缩量约为0.

2、12m2，约占巷道总面积的1%。可见，在弹性状 态下，巷道围岩的变形量是微不足道的，一般不会因断面的减小而危及到 巷道的正常使用，更不会造成围岩垮落等失稳现象的发生。 2） 弹塑性理论分析弹塑性理论分析 22 0 110.252 200.01 50002 r a upm ea （2-5） r r a 图2-2. 巷道围岩弹塑性应力分布 p0 2 2 sin1 sin2 2 2 0 2 2 sin1 sin2 2 2 0 )()1( )()1( r a ctgc a r ctgc r a p r a ctgc a r ctgc r a p pe pe r 1)( sin1 sin1 1)( si

3、n1 sin2 sin1 sin2 a r ctgc a r ctgc p p r sin2 sin1 0 )sin1)( ctgc ctgcp arp r r ctgcp e u p 2 0 )(sin 1 （2-6） （2-7） （2-8） （2-9） m ctg ctg ctgc ctgcp arp 57. 2 305 30sin130520 2 )sin1)( 30sin2 30sin1 sin2 sin1 0 （2-10） mctg r r ctgcp e u p p rp 009. 0 57. 2 57. 2 )30520(30sin 5000 25. 01 )(sin 1 )(

4、2 2 0 mctg a r ctgcp e u p 012. 0 2 57. 2 )30520(30sin 5000 25. 01 )(sin 1 )( 2 2 0max m ctg ctg ctgc ctgcp ar p 35.3 305 .2 30sin1305 .220 2 )sin1)( 30sin2 30sin1 sin2 sin1 0 mctg r r ctgcp e u p p rp 02. 0 35. 3 35. 3 )305 . 220(30sin 2500 25. 01 )(sin 1 )( 2 2 0 mctg a r ctgcp e u p 034. 0 2 35.

5、3 )305 . 220(30sin 2500 25. 01 )(sin 1 )( 2 2 0max （2-15） （2-11） （2-12） （2-13） （2-14） 塑性区外边界处（即r=rp时）的位移为 (2-11),最大位移发生在巷道 周边，为 (2-12),巷道断面的减小量约为0.144m2。约占巷道总面积的 1.2%。 可见，只要围岩处于完整状态，其变形量总是很小的。 3） 破坏情况分析破坏情况分析 以上分析表明，无支护条件下，当巷道围岩所受应力小于其弹性极 限（强度）时，将处于弹性变形状态；当巷道围岩所受应力达到强度值 时，巷道周边将出现塑性变形区 。 可见，无支护圆形巷道保持

6、稳定（即处于自稳）状态的条件就是巷 道周边围岩中的最大主应力小于其单向抗压强度。对于非圆形巷道来讲， 由于围岩中将会因发生弯曲变形等现象而出现拉应力，因此，在防止因 受压而失稳的同时还应考虑到拉应力可能造成的破坏失稳现象的发生。 2支护力作用分析支护力作用分析 本节仍以圆形巷道为例，仅就均匀分布的径向支护力作用下围岩中的 应力分布特征进行分析，以揭示支护对围岩稳定性影响的一般规律。 2 2 r b a r b a r （2-18） 0 rr d d rr 1s i n2c o s 1s i n1s i n r c （2-16） （2-17） p r p ep rr ep （2-20） 2sin

7、 22 1 sin 0 22 2sin 22 1 sin 0 22 (1) ()() (1) ()() pe r pe r aa pp c ctgc ctg rar r aa pp c ctgc ctg rar （2-21） 1s i n 2 s i n0 () (1s i n) p pcc t g ra pcc t g （2-22） 2sin 1 sin 2sin 1 sin ()() 1sin ()() 1sin p r p r pcctgcctg a r pcctgcctg a （2-23） 2 0 1 s i n() p r upcc t g er （2-24） r r a 图2-3.

8、 支护力作用下巷道围岩弹塑性应力分 布 p0 巷道 松动区 破碎区 破裂区 塑性区 弹性区 图2-4. 巷道围岩状态分区 松 动 区 破 碎 区 破 碎 区 塑 性 区 塑 性 区 2 2 r b a r b a r （2-25） 0 rr d d rr （2-26） 1s i n2c o s 1s i n1s i n r c （2-27） 0 rr d d rr 1s i n 1s i n r （2-28） （2-29） p r p pp rr （2-30） （2-31） 塑性区和弹性区的交界面，即r=rp时 联立以上平衡方程和边界条件方程可得各区的应力分布如下（见图2-5） ep rr e

9、p （2-32） r r a 图2-5. 支护力作用下弹塑性及破坏区应力分布 p0 破坏区 塑性区 弹性区 / / / / 2 s in 1s in 0 2 s in2 1s in 2 2 s in 1s in 0 2 s in2 1s in 2 (1) () () (1) () () ppe r pp p ppe pp p r r pp ra rr cc tgcc tg rr r r pp ra rr cc tgcc tg rr （2-33） / / / / 2 s in2 s in 1s in1s in 2 s in2 s in 1s in1s in ()() 1s in ()() 1s

10、in pp r p pp p r r pcc tg ar cc tg r r pcc tg ar cc tg （2-34） 2 s in 1s in 2 s in 1s in () 1s in () 1s in p r p r p a r p a （2-35） 1s in2 1s in 1s in2 1s in 1s in (1) 1s in fx m xc fx m yc re re （2-36） ydx y x fydx mx mx+2fydx mx mx+2fydx 图2-6. 两帮极限状态分析 m m fydx mx mx+2fydx ydx y x m 1s in21s in2 1s

11、 in1s in 1s in21s in2 1s in1s in 1s in (1) 1s in 1s in 1s in ff xx mm xc ff xx mm yc rep e repe （2-37） 1s in2 1s in f x m x p e （2-38） 1s in2 1s in 1s in 1s in f x m y pe （2-39） 1s in2 1s in 1s in2 1s in 1s in 1s in f x m x f x m y p e pe （2-40） f f f f a. 原形 b. 斜线型 c. 阶梯型 d. 水平线型 u u u u 图2-7. 煤体塑性

12、特性曲线 uy ux 图2-8. 两帮松动变形分析图 ux ux m rp rp ) sin1 sin1 1 ( 2 sin1 sin1 x m f x e k p （2-41） ) sin1 sin1 ( 2 sin1 sin1 x m f y e k p （2-42） dxe k p u x m f r x x p ) sin1 sin1 1 ( 2 sin1 sin1 （2-43） ) sin1 sin1 ( 2 sin1 sin1 x m f y e k mp u （2-44） dxe k p u x m f r xx p ) sin1 sin1 1 ()( 2 sin1 sin1 0

13、 0 ) sin1 sin1 ()( 0 k mp u xy （2-45） （2-46） px rku ) 1( 0 （2-47） dxe k p rku p r x m f px ) sin1 sin1 1 () 1( 0 2 sin1 sin1 0 （2-48） ) sin1 sin1 ( k mp u y （2-49） y x 0 煤煤 柱柱 图2-9. 破碎煤柱支承力分布 s qg=q/2 =constant t, qg 图2-10. 冒落矸石本构曲线 （2-51） （2-52） （2-53） c c c l mm mk l) 1( （2-57） l1 l2 h h st m 图2-1

14、1. 小煤柱变形分析 )1( 0 1 0 khm l l u （2-58） d qq l l p 1 0 2 （2-59） a b 图2-12. 煤柱支撑力与顶板下沉的关系 u 1 2 p u b a p sin1 sin1 sin1 sin1 )( sin1 sin1 pr rp pr c c c 或 即 （2-61） sin1 sin1 sin1 sin1 p p 或 （2-62） )( 2 22 arkrau ptpr （2-63） 以上理论分析表明,对于层状顶板岩层,当处于悬伸状态时,将会发生弯曲变 形甚至断裂回转，而且，当巷道直接顶岩层中层理较发育时，在老顶岩块的 回转过程中，直接顶

15、将会沿层理面发生明显的横向错动变形。 图2-132-16分别为直接顶破断位置处于巷道的实体侧煤帮以内0、1、2、4 米时的情形，各图中的a为变形图，b为巷道顶板中部错动变形随到表面距离 的变化曲线。 图2-17为不同顶板破断状况所对应的顶板下沉量沿巷道宽度方向的变化曲线。 图2-18为煤柱性质对煤柱压缩量的影响情况。 图2-19为不同破断状况时直接顶板第一层理的错动变形沿宽度方向的变化情 况。 图2-20为煤柱宽度与顶板下沉量之间的关系。 综上所述，老顶及直接顶岩层的破断位置、煤柱尺寸、煤柱力学性质等对 顶板的错动变形及下沉量大小均有影响，合理参数的确定应根据具体巷道围 岩的力学性质、几何特征

16、、开采厚度、分层厚度、层理面的力学性质、破断 岩块长度、破断位置以及采空区充填状况等因素进行，同时要考虑到巷道围 岩变形状态的非对称特征。 图2-13. 破断位置处于煤壁表面 a b 图2-14. 破断位置处于煤壁内1米 a b 图2-15. 破断位置处于煤壁内2米 b a a b 图2-16. 破断位置处于煤壁内4米 图2-19. 破断位置对顶板错动的影响 图2-18. 煤柱力学性质与煤柱压缩量 图2-17. 破断位置对顶板下沉的影响 图2-20. 煤柱尺寸对顶板下沉的影响 剪切面 托锚力 轴向力 斜向作用力 图3-1. 锚杆的作用力 有限元分析模型 锚杆 有限元离散图 图3-2.全锚拉拔锚

17、杆受力 max 234 )9714. 02455. 00261. 00013. 052(xxxxe max 234 )4896. 02585. 00731. 00109. 048(2xxxxe （3-1） （3-2） 图3.3 端锚拉拔锚杆作用分析 图3-4.无托盘锚杆轴向应力 图3-5. 有托盘全长锚杆轴向应力 弱面 （a） 图3-6. 横向作用力分布 tgccnscc rbr )( （3-7） tgccns ccc rb r )( （3-8） nsfnsff br )1 ( （3-9） nsff fff rb r )( （3-10） sin1 cos2 max c （3-11） sin1

18、sin 2 sin1 cos )(2 sin1 cos )(2 sin1 cos2 sin1 cos2 maxmax rb r r c ccns cc cc r （3-12） t t r r114 max （3-13） 114 max t t r r （3-14） 为奇数时）（， 为偶数时） r r r r r n n hn qb n hn qb i sq ) 1 1 ( 2 3 (, 2 3 2 maxmax max （3-15） tgnscb （3-16） br b b r r nsee ee 11 r r e e 1 r r 1 （3-18） （3-17） （3-19） 3.3 3.3

19、锚固方式的优化选择锚固方式的优化选择 更合理的锚固方式应是能够克服上述两种锚固方式的缺点，并兼备 两者优点的锚固方式，如端部锚固、全长充填（消除无粘结部分锚杆与 岩体之间的空隙）的锚固方式。端部锚固可使较大范围的岩体所处的应 力状态得到改善，全长充填可使无粘结部分的锚杆和岩体间保持挤紧状 态，使相互间的作用力得以传递，从而使锚杆的横向作用在锚杆的有效 长度范围内均可得到较好的发挥。 3.4 3.4 小小 结结 1 1）锚杆作用的产生机理）锚杆作用的产生机理 2 2）锚杆的作用本质）锚杆的作用本质 图4.1.整体锚固结构 顶板锚固体 帮锚固体 底板 u01 u02 ub1 ur1 1 ub2 u

20、r2 2 图4.2 锚固结构的变形机理 锚杆 图4.3 围岩位移分布特征 a.整体锚固结构 b. 普通锚固结构 图5-1.锚固结构数值分析模型 锚固体 巷道 锚固体 巷道 层理 图5-2. 水平应力拉、压区分布特征 a.整体锚固结构 b.普通锚固结构 b. 普通锚固结构 图5-3. 铅垂应力拉、压区分布特征 a.整体锚固结构 图5-4. 水平应力等值线图 a.整体锚固结构 b. 普通锚固结构 图5-5. 铅垂应力等值线图 a.整体锚固结构 b. 普通锚固结构 a. 顶板 b. 两帮 图5-6. 围岩应力随深度的变化规律 c. 角部 图5-7. 顶板表面应力变化规律 图5-8. 两帮表面应力变化

21、规律 图5-9. 锚固结构上边界应力分布 图5-10. 锚固结构侧边界应力分布 图5-11. 变形随围岩深度的变化规律 a. 顶板 b. 两帮 a. 顶板 b. 两帮 图5-12. 围岩表面变形规律 图5-13. 围岩位移随深度的变化规律 图5-14. 巷道顶板表面位移 图5-15. 巷道两帮表面位移 r r e u hu 0 1 2 )tan( 2 sin pp rch gr u sin2 sin1 tan )sin1 (tan 0 c ch rrp 图6-1. 局部漏冒失稳 局部漏冒 图6-2. 局部离层失稳 离层 2 45 （6-1） ) 2 45( tgma （6-2） 图6-3. 压

22、剪、滑落式煤壁片帮 m ctgma （6-3） 图6-4. 劈裂式煤壁片帮 m f m a 2 （6-4） 图6-5. 横拱形片帮 m nhnh a 叠合梁b 组合梁 图6-6 组合梁与叠合梁弯曲特征 max 2 max 6 m nh 叠 max 2 max 6 m nh 组 （6-5） （6-6） n 组 叠 max max （6-7） 11 lel ii ii e （6-8） （6-9） 图6-8 锚杆、锚索拉伸段范围离层临界值 2 el （6-10） ）（ b 2 1 （6-11） （6-12） 1200 1200 1200 11001100 图6.9 锚固支护示意图 锚索： 15.247300mm 202400mm 高强螺纹钢 202000mm 钢锚杆 mm lel ii 8 .76 240003. 01016. 03 1 （6-13） mm mmmm 8 .376 3008 .76 （6-14） mm lel ii 80 240003. 01016. 05 1 （6-16） （6-15） mm mmmm 380 30080 基 点 s 1 基 点 s 3 基 点 s 2 图7-1顶板离层基点布置 10 -20 8070605040 30 2