煤矿巷道锚杆支护技术及其发展

1、煤巷锚杆支护技术的发展现状及安全问题太原理工大学采矿工艺研究所康天合2007-3主要内容1 锚杆支护的技术优越性2 国内外锚杆支护技术的发展3 影响锚杆支护安全性的关键问题4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策1 锚杆支护的技术优越性1）改善了围岩受力状态：锚杆与岩体粘结在一起，提高了岩体的整体性；对不稳定岩层起着悬吊作用；由于预紧力的作用，形成压缩岩梁，阻止了层状岩体的离层作用，增大了岩层间的摩擦力，与锚杆本身的抗剪作用一起，阻止岩层间产生相对滑动，提高了岩层的承载能力（纳鞋底）。由于锚杆的作用，形成了3作用面，改变了巷道表面岩体的受力状态，由二向受力状态转化为三向受力状态，提高了岩体的承载力。2

2、）变“被动支护”为“主动支护”棚式支护等待围岩变形、破碎后支撑，承载。锚杆支护利用锚固剂、杆体、托板及各种构件或喷层，给围岩一定的支护强度，与围岩共同组成支护体系，并且随围岩变形，支护阻力不断增加。3）减少巷道维修量锚杆支护能及时加固围岩，减少围岩变形，防止顶板早期离层和片帮。4）简化工作面超前支护5）提高掘进速度1 锚杆支护的技术优越性6）消除安全隐患棚架与顶板煤层之间出现空隙，易造成煤自燃；大断面开切眼中安装、回撤棚架和工作面上下顺槽回撤支架时，易发生大面积冒落或伤亡事故。7）降低支护成本采用锚杆支护，可以大量地节约钢材、木材等材料，降低支护成本。8）减少工人的劳动强度 9）减少辅助运输量

3、10）有利于生产组织简化工作面端头及超前支护，消除片帮，确保畅通。1 锚杆支护的技术优越性2.1 国外锚杆支护技术的发展19451950年，机械式锚杆研究与应用；19501960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究；19601970年，树脂锚杆推出，并在矿山得到应用；19701980年，发明了管缝式锚杆、胀管式锚杆，并得到应用，同时研究新的锚杆支护设计方法，长锚索产生；19801990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、桁架锚杆、特种锚杆得到应用，树脂锚固材料得到改进。 国内外锚杆支护技术的发展2.1 国外锚杆支护技术的发展美国、澳大利亚等国由于煤赋存条件好、锚杆支护技术不断发展

4、和日益成熟，比重几乎达到了100%。澳大利亚已形成比较完整的支护体系，处于国际领先地位：W钢带、树脂全长锚固；困难条件下，采用锚索+注浆补强加固。美国：锚杆种类较多，有胀壳式锚杆、树脂锚杆、复合锚杆；组合件有钢带和桁架。根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。英国锚杆支护技术发展快，1987年以前，90%以上巷道采用矿工钢拱形刚性支架，到了1994年，锚杆支护巷道占到了80%以上。德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家。1932年发明U型钢支架，支护比重很快达到了90%以上，随着开采深度的增大和巷道断面的扩大，不断增大金属支架的型钢质量，减小棚距，使巷道支护费用增高，施工运输困难，改用锚

5、杆支护，现已成功用到千米的深井中。法国和俄罗斯的锚杆支护比重也已达到了50%。 国内外锚杆支护技术的发展2.2 国外锚杆支护技术的发展特点1）结合巷道围岩地质及生产条件，发展适宜的锚杆类型美国使用了树脂锚固钢筋锚杆、机械式锚杆、摩擦式锚杆（缝管式、水力膨胀管式）、混合式锚杆等。澳大利亚、英国等以全长树脂锚固金属锚杆为主要发展方向，也使用一些缝管锚杆、树脂可切割锚杆。德国除了发展树脂锚固金属锚杆外，还大力发展可伸长锚杆。安装锚杆的目的是为了控制围岩的变形，但又能适应围岩的变形。发展有足够的支护阻力又有一定延伸率的可伸长锚杆是必要的，延伸率最大的锚杆可以达到50%。俄罗斯煤矿也是多种类型的锚杆同时

6、使用。 国内外锚杆支护技术的发展2.2 国外锚杆支护技术的发展特点2）日益向高强度和超高强度方向发展（强力支护）实现强力支护，有两个途径：研制强度高和具有较好延伸率的锚杆材料；加大锚杆直径。锚杆材质可以分为3类：普通锚杆，s340MPa；高强度锚杆s 340600MPa；超高强度锚杆s 600MPa。国外锚杆以高强度和超高强度材质居多：澳大利亚400600MPa之间，近年又研制出800MPa的锚杆材质；英国锚杆为610MPa；美国为520MPa。锚杆直径：多数使用2022mm，也有使用24mm的。锚杆破断载荷一般在200kN以上，后来又发展到300kN以上；近年来，英国和澳大利亚在研究400k

7、N以上的高强度锚杆。 国内外锚杆支护技术的发展2.2 国外锚杆支护技术的发展特点3)完善锚杆施工配套机具掘锚联合机组、单体锚杆钻机、钻头、钻杆，以及快速安装系统。4)建立一套适合自身条件的锚杆支护设计方法在新奥法和收敛约束法的基础上，澳大利亚、英国等在充分考虑水平地应力作用的条件下，采用了“地质力学评估计算机数值模拟初步设计现场施工、监测信息反馈、修改完善设计”的设计方法。法国的设计方法以经验为基础，适合于地质条件变化较大情况。德国煤层埋藏较简单，常用有限元、有限差分进行分析、计算。美国在现场监测和信息反馈的基础上进行锚杆支护设计，把顶板特性和锚杆参数结合起来，形成一个通用的方程式或诺模图，以

8、选择合理的锚杆类型、支护参数及安装方式。 国内外锚杆支护技术的发展2.3 国外锚杆支护技术的发展特点5）完善的锚杆支护监测系统和施工质量保证制度锚杆支护是一项隐蔽性很强的工程，只有完善锚杆支护监测系统，才能确保锚杆支护巷道的安全可靠。在使用常规的矿压仪器的基础上，发展到使用顶板离层指示仪、钻孔探测仪等仪器，以便及时准确地监测顶板岩层的离层破坏情况，并发展到可以遥控自记。不断完善锚杆支护的规范、标准，严格锚杆支护施工质量。 国内外锚杆支护技术的发展2.3 我国煤矿锚杆支护技术的发展1956年在煤矿岩巷中使用锚杆支护1960S锚杆支护进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量大，对支

9、护要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法、锚杆材料、施工机具、监测手段等还不够完善，因而事故频发，发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，取得了一大批水平较高的科研成果，并应用于新汶、铁法、兖州、峰峰、淮南等多个矿区。基本上解决了一般条件下的巷道支护问题。但对于困难条件，如复合顶板、破碎顶板、煤层顶板巷道，以及沿空掘巷等，锚杆支护的可行性和适用性还没有得到深入细致的研究。 国内外锚杆支护技术的发展2.2 我国煤矿锚杆支护技术的发展“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个重点项目之一，展开了更深入、细致的试验研究。经过教学、科研和生产单

10、位的联合攻关，煤巷锚杆支护技术有了很大提高，取得了很多宝贵经验，主要有：单体杆支护，锚梁网组合支护，桁架锚杆支护，软岩巷道锚杆支护，深井巷道锚杆支护，沿空巷道锚杆支护，可伸长锚杆，电动、风动和液压锚杆钻机，锚杆支护检测仪器等。特别是19961997年，我国引进了澳大利亚锚杆支护技术，在邢台矿务局进行了现场演示，并完成了与锚杆支护技术相关的15个项目，使我国的煤巷锚杆支护技术有了较大的提高。同时，困难条件下的锚杆-锚索支护技术得到了应用，并取得了令人满意的支护效果和经济效益。 国内外锚杆支护技术的发展2.4 我国煤矿锚杆支护的主要新成果我国锚杆支护技术经历了低强度锚杆高强度锚杆高预应力和强力锚杆

11、支护的发展阶段。锚杆支护应用初期，由于支护强度与刚度低，缺乏科学的支护理论和设计方法，支护材料、施工机具技术性能和配套性差，监测仪器不完善，因而支护质量不能保证，出现了多起冒顶死亡事故。随着综采放顶煤开采技术的广泛应用和矿井向深部延伸，出现了一系列复杂困难条件，包括全煤巷道、沿空掘巷、极破碎围岩巷道等，而且随着开采强度的增大，要求的巷道断面越来越大。为了解决这些巷道支护难题，在引进、消化吸收国外先进技术的基础上，经过集中攻关，提出了针对我国煤矿条件的高预应力、强力支护理论，开发了强力锚杆、锚索支护系统，提高了巷道支护效果与安全性，并有利于巷道快速掘进，使煤巷锚杆支护技术发展到一个新的水平。概括

12、起来，有以下主要成果1-3。 国内外锚杆支护技术的发展2.4 我国煤矿锚杆支护的主要新成果1）深化了对锚杆支护作用机理的认识传统的锚杆支护理论有悬吊、组合梁、加固拱等理论。通过进一步的实测和计算，有了新的认识：锚杆支护的主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂隙产生等扩容变形与破坏，尽量使围岩处于受压状态，以致围岩弯曲变形、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强度和稳定性。在锚固区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。锚杆支护的刚度十分重要，其中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

13、力是支护设计的关键。当然，较高的预应力要求锚杆具有较高的强度。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很有限，必须通过托板、钢带（钢筋梯子梁）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。 国内外锚杆支护技术的发展2.4 我国煤矿锚杆支护的主要新成果1）深化了对锚杆支护作用机理的认识在复杂困难巷道中，应采用高预应力、强力锚杆组合支护系统，同时要求支护系统有一定的延伸量。高预应力要求锚杆预应力达到杆体屈服强度的30%50%；强力锚杆要求杆体有较大的破断强度。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

14、岩相连，提高次生承载结构的稳定性；二是锚索施加较大预紧力，挤压和压密岩层中的层理、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。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形与破坏，避免二次支护和巷道维修。 国内外锚杆支护技术的发展2.4 我国煤矿锚杆支护的主要新成果2）动态性、系统性、信息性的锚杆支护设计方法得到普遍认可与应用认为锚杆支护设计不是一次完成的，而是一个动态的、系统的过程，设计应充分利用每个过程中提供的信息，实时进行信息收集、信息分析与信息反馈。有限差分（FLAC）、有限元（ANSYS、ADINA等）、离散元（UDEC）等数值计算软件已广泛应用于锚杆支护设计，

15、提高了设计的科学性、合理性与可靠性。3）开发出了高强度、高刚度树脂锚固锚杆支护材料，实现了煤矿巷道支护材料的跨越式发展。包括左旋无纵筋螺纹钢锚杆，达到高强度和超高强度级别；树脂锚固剂及生产设备；高强度W型、M型钢带；小孔径树脂锚固预应力锚索系列等。4）单体风动和液压锚杆钻机、手持式锚杆钻机的性能指标达到了国外同类产品的水平，并形成了系列产品，基本满足了锚杆支护的要求，结束了锚杆钻机主要靠进口的历史。5）研制出了适合工程技术人员使用的锚杆支护设计软件 如北京开采所、太原理工大学、安徽理工大学等单位科研人员，均研制出了适合现场工程技术人员使用的锚杆支护设计软件，包括数据库系统、咨询系统、绘图系统等

16、，显著提高了支护设计的合理性与速度，大大减轻了工程技术人员的设计工作量。 国内外锚杆支护技术的发展2.4 我国煤矿锚杆支护的主要新成果6）立足我国煤矿现有的掘进装备，形成了一套综掘机配单体锚杆钻机的煤巷快速掘进施工工艺，使煤巷锚杆支护单进水平有了较大提高。7）研制出了锚杆支护施工质量检测与矿压监测成套仪器。顶板离层指示仪、测力锚杆、锚杆（索）测力计等监测仪器得到推广应用，在判断支护设计合理性、围岩稳定性与巷道安全性方面起到了重要作用。8）将锚固与注浆加固技术有机结合在一起，开发出多种形式的注浆锚杆、注浆锚索及钻锚注一体化锚杆，兼有锚固与注浆加固功能，为破碎煤岩体等复杂困难条件提供了有效的加固手

17、段。9）开发出了巷道围岩地质力学快速原位测试系统，包括地应力（水压致裂地应力测试）、围岩强度（根据顶针压破钻孔孔壁的临界压力计算）及围岩结构测定装置（电子钻孔窥视仪），实现了井下巷道围岩地质力学参数的快速、经济、大面积测量。10）有些矿区针对具体条件，制定了本矿区的锚杆支护技术规范，促进了锚杆支护技术的健康发展。 国内外锚杆支护技术的发展2.5 锚杆支护形式和参数选择应考虑的主要原则一次支护原则 锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形，避免二次或多次支护。2）高预应力和预应力扩散原则 预应力是锚杆支护的关键因素，是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的重要参数，只有高预应力的锚杆支护才是真正

18、的主动支护。一方面，要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力；另一方面，通过托板、钢带、金属网等构件实现锚杆预应力的扩散，提高锚固体的整体刚度与完整性。3）“三高一低”原则 即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚杆强度与支护整体刚度，保证支护系统可靠性的条件下，降低支护密度，减少单位面积上的锚杆数量，提高掘进速度。 国内外锚杆支护技术的发展2.5 锚杆支护形式和参数选择应考虑的主要原则4）临界支护刚度与强度原则 锚杆支护系统存在临界支护刚度与强度，如果支护刚度与强度低于临界值，巷道将长期处于不稳定状态，围岩变形与破坏得不到有效控制。5）相互匹配原则 锚杆各构件，包括托板、螺母、钢带等

19、的参数与力学性能应相互匹配，锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配，以最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用。6）均衡支护原则 根据巷道各部位的受力情况，应做到顶板和两帮各部位均衡支护，防止巷道先从某个部位破坏，影响巷道支护整体稳定性。7）可操作性原则 提供的锚杆支护设计应具有可操作性，有利于井下施工管理和掘进速度的提高。8）降低巷道支护综合成本原则 在保证巷道支护效果和安全程度，技术上可行，施工上可操作的条件下，做到经济合理，有利于降低巷道支护综合成本。 国内外锚杆支护技术的发展3.1 “三径”匹配“三径”指锚杆（索）孔直径、锚杆（索）直径和树脂药卷直径。我国锚杆支护使用的钻头直径一般为27、3

20、2、42，形成的钻孔直径一般为28、33 、43。如果钻孔直径过大，不能保证树脂药卷的均匀混合，导致锚固力较低，同时因钻孔过大，需要的树脂药卷量大，造成成本高，且钻孔时间长、效率低。图1示出不同锚孔条件下不同直径的螺纹钢锚杆在粉砂岩中的锚固力（锚固长度100mm）。锚杆的直径也是影响锚固效果的一个主要因素。锚固剂粘结力、锚杆材质和锚孔直径相同时，锚杆直径越大，锚杆的工作阻力越高，但锚杆直径加大后，锚杆的材料成本亦随之加大，但树脂药卷用量及成本则相应减少。3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.1 “三径”匹配实验结果表明，使用无纵筋左旋螺纹钢锚杆时，锚固剂的环形厚度在410mm之间，而以56mm时

21、为最好。锚杆全长锚固，且锚孔直径一定时，锚杆直径由14mm增加到22mm时，锚杆的锚固力可提高147%，而锚固成本仅增加13% 。因此，适当增加锚杆直径，在技术上、经济上是十分有利的。树脂药卷本身具有一定的柔度，尤其是全长锚固或加长锚固时其柔度更大。为保证树脂药卷完全填满锚孔空间，孔内需要一定量的树脂药卷。若采用小直径的树脂药卷，则其长度较大，因而树脂药卷送入锚孔相对困难，此外，药卷的直径小时，难以保证树脂胶泥和固化剂在锚孔内完全混合并固化，因此药卷的直径应尽量大些。为保证药卷顺利送入孔中，并具有好的锚固效果，研究结果表明：直径28mm的锚孔，可使用直径为23mm或25mm的树脂药卷；直径为3

22、3mm的的锚孔，可使用直径为28mm的树脂卷。过大的锚杆孔或过细的锚杆，往往会出现串糖葫芦现象，在锚杆孔半路锚固。3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.2 锚杆（索）预应力（预紧力）锚杆的主动支护包含四层意思：一是支护必须有时间性，即及时支护；二是要求支护有足够预紧力，即主动支护，从而提高围岩的刚度；三是必须保证支护的有效性；四是在锚固剂完全固化后，锚固范围内的岩层与锚杆形成共同承载体，此时锚固剂粘结段内的岩层与杆体同时变形，锚杆起到了相对主动的支护作用。合理的预紧力可以有效地改变围岩的应力状态和应力应变特性，增加围压，改善被锚固岩体的力学性能，增大锚固岩体的强度，从而提高围岩的承载能力，减小巷

23、道围岩破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。 地下岩体抗拉强度很小，又往往被层理、节理、裂隙等弱面所切割，弱面的抗拉强度几乎为零，岩体的抗剪强度 主要取决于作用在该面上的正应力。 当正压力不大时，弱面的抗剪能力 也很弱。施加足够的预紧力，可以 提高锚固体的抗拉强度、抗剪强度 和抗变形能力。3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.2 锚杆（索）预应力（预紧力）锚杆预紧力的现状：实测和调查发现大多矿区锚杆支护预紧力低，形同被动支护。预紧力多在10kN以下，大于5kN的锚杆数量只占1/4。多数情况下，锚杆安装后，预紧力很快下降，实际上成为被动支

24、护。在松软破碎的全煤巷道和断层破碎带，预紧力小或安装后很快下降，使得巷道表面刚度更小，松动圈在无阻力约束下自由发展，影响锚杆最终锚固力，形同无支护。导致锚杆预紧力降低的主要因素：锚杆杆体松弛。据检测，由于钢材的松弛造成的岩石锚杆的预应力损失量在7d内可达3%。 软弱的岩体，如：煤、泥岩、页岩、粉砂岩和破碎岩体等强度低、孔隙度大、胶结程度差，受结构面切割及风化显著的岩体在长期外力的作用下会发生显著的蠕变变形。 在爆破动载荷作用下，围岩抗剪强度降低必然会引起锚杆锚固段周围岩体蠕变量的增加，从而导致锚杆预应力损失量增加。现场监测发现，不论应用锚杆钻机或气扳机对锚杆螺母实施的扭矩多大，不论锚索张拉力多

25、大，经过一段时间后，锚杆螺母扭矩和锚索托板的锚托力都会有一个急速下降期、快速承载期和缓慢承载期的过程，甚至有的锚杆的锚托力、螺母扭矩会下降到零。为了防止锚杆、锚 索的锚托力在急速下降期带来的被动承载，必须进行锚杆螺母的二次紧固、锚索的二次张拉。图4中的S1、 S1是没有采取补强措施的锚杆、锚索锚托力 变化曲线，S2、S2是采取补强措施的锚杆、 锚索锚托力变化曲线。 3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.3 锚固材料（1）锚固剂失效。树脂锚杆锚固剂有一定的有效期限，若保管不善或超过有效期，锚固剂将会结块发硬，这时继续使用将会大大影响锚杆的锚固力。作业人员在使用锚固剂前应该认真检查，若有上述现象应严

26、禁使用。（2）锚固剂反应速度不符合设计要求。锚固剂反应速度随环境温度的变化而变化，若作业环境的温度发生了变化或因其他原因引起了锚固剂的反应速度发生了变化，也会影响锚杆的锚固效果，比如反应速度加快，将会导致锚固剂没来得及允分搅拌就已凝固，结果使锚固力下降。遇到这种情况应及时调整锚固剂的反应速度（3）锚杆杆体不符合要求。一是杆体及螺母的材质达不到标准要求或是尾部丝扣及螺母丝扣的精度和强度达不到标准要求，当巷道压力较人时，将从最薄弱的环节处破坏。为了提高杆体强度，除材质达标外，尾部丝扣采用滚压工艺比车扣强度高。二是焊接杆体的焊口及左旋麻花锚杆的挡圈焊口处破坏了杆体原来的韧性，杆体受拉时最易被损坏。应

27、尽量不用焊接杆体，焊挡圈时不得烧坏杆体。（4）锚固构件强度低，与锚杆杆体强度和锚固力的设计不相适应。如托板、钢带（托梁）和网等。3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.4 施工（1）锚孔深度超过要求。导致装入孔内的锚固剂有一段得不到搅拌，白白浪费在孔底，相当于锚固长度减小，锚固力也相应减小，影响到锚固效果。实际操作中，应在钻杆上做一标记，严格控制钻孔深度。（2）截短锚杆（索）。有时由于顶板上位岩石坚硬或含金属结核，出现钻孔困难，将锚杆（索）截短。（3）孔内有粉尘和积水。在安装搅拌中相当于在锚固剂配料中加入了粉尘和水，也会削弱锚固剂的强度。安装锚杆前应先清净孔内的粉尘和积水，以保证锚固剂的强度。（4

28、）放错锚固剂顺序。有时锚杆采用加长锚固，分别采用不同反应速度的锚固剂，速度快的放在孔底，若安装时锚固剂放入的顺序不正确，将会导致锚杆安装不到底或没有充分搅拌而锚固剂已凝固，影响到锚固长度和锚固力。作业人员安装锚固剂时应认真负责，看清锚固剂的型号和速度标记。3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.4 施工（5）锚固剂充填不密实。树脂锚杆一般采用左旋麻花圆钢锚杆或左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，在装入锚孔内搅拌时应按顺时针方向搅拌，这样在搅拌过程中锚固剂越搅越密实，锚固段充填越实在。若因搅拌工具的限制或其他原因使搅拌方向错误将会导致锚固剂充填不实，锚固效果将大大降低。（6）多次或间断搅拌。树脂锚固剂充分搅

29、拌均匀后，开始进行化学反应并逐渐固化，体积有微量收缩，伴随着放热现象。当开始固化的舜间，锚固剂不能受外力搅伴，否则会彻底破坏了锚固剂的力学性能，形成碎砾状固化颗粒，没有粘结力，造成锚固失效。在搅拌锚固剂的过程中应持续均速按规定的时间搅拌到底，这样锚固剂才能被允分搅拌。若在搅拌时由于工具或操作等原因搅拌中有间断，延误了最合适的搅拌时机，会导致将部分已初步凝固但强度尚未提高的锚固剂粉碎，最终使锚固力大大降低。施工中应严格控制搅拌时间，严禁多次搅拌。（7）锚杆安设角度。安装角度通过计算使围岩受力最合理而设计出来的，若施工中太随意，不严格按要求角度打设锚杆，将使锚杆的整体支护效果降低，造成巷道严重变形

30、，甚至出现冒顶。一般锚杆（索）垂直岩面，两角锚杆（索）应倾斜20。3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.5 水对锚固性能的影响锚固岩层含水，从两个方面影响锚固性能：（1）影响锚固剂的固化性能；（2）弱化钻孔周围岩石，乃至锚固层的力学性能。水对锚固剂的固化性能的影响涉及4个方而：树脂锚固剂中所采用的固化剂一般是过执化物，当钻孔内有水存在时，在锚固剂进行搅拌的过程中，水会溶解掉部分固化剂，并且随着水的游离、流动离开固化反应面，使得固化反应中引发剂的量减少，从而降低了自由基活性，使聚酯的固化不完全；树脂的固化过程是一个放热过程，反应放出的热量同样可以提高自由基的活性。聚合热是反应活性的量度。当钻孔内有

31、水存在时，水成为传递热量的良好导体，将聚酯固化反应的热量部分或大部分吸收，这样又减少了由于热分解产生的自由基，使得固化反应速度减缓，聚酯的固化不完全；当钻孔内水量大时，流水能在树脂搅拌的过程中将树脂锚固剂中的聚酯、交联剂以及固化剂等吸收并带出钻孔，这样就减少了锚固剂成分的含量，必然影响树脂的固化；3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.5 水对锚固性能的影响在现场进行锚杆锚固时，由于树脂锚固剂本身是不亲水、不溶于水的，当钻孔内有水存在时，在树脂锚固剂搅拌的过程中，通过摩擦、挤压作用，堵住了某些裂隙出水点，并把孔壁一些水滴分散到树脂胶泥中，这对树脂固化后的强度是不利的。如果钻孔中淋水较大，甚至于有压

32、力的喷水，在树脂搅拌的过程中分散到树脂胶泥中的水滴更多，树脂固化后的强度将会更低。图1示出现场实测的锚杆钻孔涌水量与锚杆的拉拔力值的关系曲线（勾攀峰，2004），可以看出:在一定范围内，顶板淋水对锚杆的锚固力影响不大，即当钻孔的涌水量小于128mL/min时，树脂锚杆的锚固力均能达到120kN，但随着锚杆支护顶板淋水量的逐步增加，顶板锚杆锚固力逐渐下降，当钻孔的涌水量大于583 mL/min时，树脂锚杆的锚固力比钻孔无淋水时的锚固力下降35%以上。 3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.5 水对锚固性能的影响图3示出实验室试验得出的树脂锚固力与钢管内流动水量的关系曲线（勾，2004），可以看出，

33、受水量影响树脂锚杆的锚固力存在一转折点，即当流水量在360mL/min以下时，锚固力受到较小的影响，锚杆的锚固力能保持在75%以上，这是由于钢管内流动水量不大，水压也不是很大，树脂能完全封闭钢管，并将水堵在钢管的小孔之外；当水量大于360mL/min而小于600mL/min时，锚固后胶泥不能完全封闭钢管，仍有水从钢管与树脂胶泥的缝隙中流出，锚杆的锚固力受到很大影响；当流量大于600mL/min小于1 800mL/min时，水会在树脂初凝前，即进行搅拌的过程中，将3 影响锚杆支护安全性的关键问题 树脂胶泥部分冲出，锚杆的锚固力下降 80%以上，树脂锚杆的锚固力很小；当 钢管的流量大于1800mL

34、/min时，由于水流 量大或水压很大，水会将树脂胶泥全部冲出，锚固试验不能进行。水对岩石，特别是泥质胶结岩石的软化作用是众所周知的。3.6 改善顶板淋水区域锚固效果的措施（1）集中排放，降低或者消除钻孔附近的涌水量。在巷道施工中要特别注意加强防、排水工作。对于涌水量不大的巷道，沿巷道轴向布置卸水孔，采用集中排放，在集中排放孔内不安装锚杆。对于井下涌水量很大，突水严重的巷道，采用打深孔注浆堵水技术，切断裂隙及断层带水的外泄通路。（2）选取合理的锚杆支护方式及锚固参数。由于顶板淋水降低了锚杆的锚固力，为保证巷道支护安全，严禁采用单体锚杆，应采用组合锚杆支护，除此之外，应根据顶板淋水量的大小，缩小锚

35、杆间排距，加大锚杆支护密度，并采用全长锚固或加长锚固方式。（3）研究能抗水的亲水性树脂药卷，保持锚杆(索)的锚固力不衰减。 3 影响锚杆支护安全性的关键问题3.7 支护方式与锚固参数应随巷道围岩地质力学条件的变化而改变当锚固岩层的结构或岩性改变时，要及时调整支护方式或锚固参数。当顶板下位软弱岩层变厚、遇地质构造影响、顶板裂隙水的影响，或采动应力影响等，要及时调整支护方式和锚固参数，以确保巷道施工期和服务期间的安全。3 影响锚杆支护安全性的关键问题4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策据统计，我国国有重点煤矿每年煤巷掘进进尺约7000 km，锚杆支护比重约23%，锚杆支护巷道的冒顶量约占锚杆支护进尺量

36、的万分之五，每年发生的锚杆支护巷道冒顶事故数百起，其安全可靠性大大低于美、英、澳大利亚等先进国家。这一现状，给锚杆支护技术的推广以及安全生产造成一定的影响和压力。因此如何保证煤巷锚杆支护的安全可靠性应该成为认真研究的课题，应引起生产单位足够的重视。4.1 冒顶成因分类贾明魁博士（2005）先后对18个大型矿区进行了调研，共收集1996年以来锚杆支护煤巷冒顶事故实例162起。通过分析，按发生原因将冒顶事故分为4大类、12个亚类。 4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策4.2 冒顶原因分析(1)非稳定岩层变厚超过锚杆(索)长度。非稳定岩层是指对顶板岩层变形破坏起控制作用的软岩(煤)及中硬岩层。由此导致的

37、事故共发生48起，占总事故数的29.63%。其中直接顶板泥岩层厚度变大，超过锚杆(索)长度的发生冒顶46起，占总事故数的20.04%；煤层顶板层厚变大超过锚杆(索)长度的发生2起。4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策常见的非稳定岩层有泥岩、砂质泥岩、泥质胶结的粉砂岩和煤层。当支护不当时，极易导致顶板垮落。例如：某矿12208运输巷于2003-02-04发生一起长7.8m、宽3.6m、高4.55.0m的大规模冒顶事故。垮落带直接顶板泥岩厚度由设计时的4.4 m变为6.3m。锚杆、锚索均未锚入稳定岩层中，原支护参数、顶板岩层结构及冒顶特征如图(a)。4.2 冒顶原因分析(2) 稳定岩层变薄。稳定岩层是

38、指对顶板岩层稳定起控制作用的硬岩层。因稳定岩层变薄未及时发现而导致的事故共发生19起，占总事故数的11.7%。例如：某矿戊9-22140切眼于2002-11-27发生一起长60m、宽6m、高4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策6.5m的大规模冒顶事故，从垮落现场来看，9、10号煤层间粉砂岩厚度由设计时的79m变为垮落时的4.06 m，稳定岩层变薄，使锚索锚固段位于10号煤层中，大大降低了锚索的锚固承载作用。事故巷道原支护参数、顶板岩层结构及冒顶特征如图(b)所示。4.2 冒顶原因分析（3）顶板一定范围内出现软弱夹层。软弱夹层层厚一般在几毫米至几十毫米，而普通锚杆无法将其纳入锚固范围之内，此类顶板条

39、件易诱发顶板垮落。因顶板一定范围内出现软弱夹层而导致的事故共发生32起，占总事故数的19.75%。如2002-04-23某矿E2-704回风巷在掘进4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策过程中，掘进工作面直接顶板泥岩与基本顶砂岩间存在厚50mm的一层煤线，掘后7d (距掘进工作面29m），发生长9.4 m、宽4.2m、高2.35m的大规模冒顶。事故巷道的支护参数、顶板岩层结构及冒顶特征如图(c)所示。4.2 冒顶原因分析 (4)空气中的水分对顶板的软化。煤矿空气中水分对顶板的影响主要使泥质岩类顶板岩石逐步软化或潮解，逐渐崩解，最后形成碎块状或软泥状非固结的状态。此类事故多发生在夏季，具有“季节效应”

40、，调查收集到此类大规模冒顶事故发生2起，占总事故数的1.2%。(5)地下水的影响。水可使岩石或裂隙间的摩擦系数和变形模量下降。地下水压力还有水楔作用，使裂隙内产生张力作用对岩体稳定性极为不利，此类事故共发生6起，占总事故数的3.7%。 4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策4.2 冒顶原因分析上述5种“岩层组合发生劣化”是导致锚杆支护煤巷冒顶的主要原因，占统计煤巷冒顶事故的66%，并且这种“劣化”过程隐蔽性极强，施工过程中往往无法发现并得到正确支护，是导致冒顶的最大隐患。因此，有效防治“岩层组合劣化型”冒顶是保证锚杆支护煤巷安全的首要任务.4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策4.2 冒顶原因分析4.2.

41、2 顶板岩层出现构造(1)因对己揭露出的小断层(显现) 支护不当导致的冒顶事故共发生15起.，占总事故数的9.26%。(2)因巷道附近一定范围内的隐含小断层直接导致的冒顶事故共发生10起，占总事故数的6.17%。(3)由于地质构造运动的作用，岩层节理发育，多组节理互相切割，破坏了岩体的完整性。在支护不当时，极易导致大规模的楔形垮落。因节理导致的冒顶事故共7起，占总事故数的4.3%。(4)围岩出现镶嵌型结构。镶嵌型围岩结构多为锅底型、人字型、鱼背型、升斗型、长条型及草帽型等不规则形状。锅底矸引起的冒顶事故2起，古槽引起的冒顶事故1起，因陷落柱引起的冒顶事故1起，占调查事故总数的2.5%。总之，地

42、质构造使顶板岩层完整性遭到破坏，因断层、节理、镶嵌型地质结构造成的冒顶事故，占事故总数的19.1%，尤其是隐含的小断层、滑动面和镶嵌型地质结构隐蔽性强，目前还没有可靠的探测手段可以提前预报其准确位置、产状，生产过程中应加强地质工作。4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策4.2 冒顶原因分析4.2.3 应力突变或压力过载（l）高应力导致的冒顶事故4起，占总事故数的2.5%。（2）次生应力引起的冒顶几乎总会与上部或下部邻近面(层)的二次采动有关，或与未充分垮落的采动产生的挤或压力过载有关。由多煤层开采引起的次生应力或压力过载会造成底臌、煤柱压入底板和顶板及切割顶板等各种形式的配合作用，支护不当时易导致冒

43、顶。由此原因导致的冒顶事故共6起，占总事故数的3.7%。4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策4.2 冒顶原因分析4.2.4 与施工有关(1)未及时支护。在巷道施工遇到构造带或巷道两帮片帮严重，未及时采取加强支护，从而导致冒顶事故。此类大规模冒顶事故共发生5起，占总事故数的3.1%。(2)“三径”匹配不合理。 “三径”匹配不合理指锚索或锚杆直径、孔径、锚固剂直径“三径”匹配不合理，尤其是孔径远大于锚索直径时，锚固剂未送至孔底、多半在孔深的一半处锚固，锚索张拉时初锚力也可达到设计要求，但锚索的深锚悬吊作用己大打折扣，由此导致的冒顶事故具有很大的隐蔽性，只有冒顶后才被发现。此类大规模冒顶事故共发生2起，

44、占总事故数的1.2%。(3)施工中“偷工减料”。如少装树脂药卷，将设计的3支树脂药卷改为1支，造成锚固力不足；或截短锚杆，将2. 2 m锚杆截短为1. 6 m，正好该处有一弱面，引起冒顶。此类大规模冒顶事故共发生2起，占总事故数的1.25%。(4)因锚固剂质量造成不凝固或因安装过程中搅拌时间不足或过长造成锚固能力降低，从而导致锚杆支护失效。此类原因造成的冒顶事故收集到1起。4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策4.2 冒顶原因分析4.2.5 其他原因（1）锚固构件强度和刚度不够。因此，要求： 1）托板的承载能力要与锚杆的承载能力相匹配；托板的结构形式合理，要有良好的受力状态；托板的大小要适中。在材质

45、上应选择金属托板，在结构形式上要选择穹形托板。 2）网体整体强度高，刚度大，在巷道围岩变形初始阶段就能对围岩提供护表能力。在确保施工质量的情况下，金属网对围岩的最大作用力可达0.01MPa。例： 2001年6月鹤壁五矿3208综放工作面顶板排放瓦斯巷发生的一起严重冒顶事故就是托板和网失效引起的。巷道冒顶长度达80m，冒4 锚杆支护巷道冒顶成因及其对策落高度0.62.0 m，但两帮完好无损。冒顶初期出现顶网坠兜，厚约1.5 m的直接顶出现弯曲、张裂、拉断，致使顶网在托板处撕裂，而发生冒顶。约70%以上巷道冒落高度没有超过锚杆的有效锚固长度，绝大多数锚杆仍悬吊在上覆砂质页岩直接顶上，锚杆下端托板却出现明显外翻，残留在锚杆顶端，状态如图所示。4.2 冒顶原因分析4.2.5 其他原因（2）片帮引起顶板离层、冒落。两帮煤体强度低，开巷后顶板压力传递给两帮，在两帮形成剪切应力，或由于高水平