摘要：文章通过对锚杆质地因素、支护设计因素、地质因素、施工质量因素的分析，提出了如何控制锚杆失效的方法。文章还提出，在认识锚杆失效原因的基础上，应该深入研究采取何种有效措施降低失效率，同时各矿区应该加强对锚杆支护质地的检测、加大监督力度及时修正锚杆支护设计的参数、加强施工管理、提高施工人员的业务素质，进而提高锚杆支护巷道的支护质量。
锚杆支护是一种兼有支架和加固围岩(煤壁)作用的控制技术，它技术含量高、施工成本低、支护效果好、操作方便快捷，是当前国内较先进、极具推广潜力的支护形式。
近年来，随着锚杆支护理论及设计方法的不断完善，锚杆支护以其显著的技术、经济优势已逐渐成为煤矿巷道的重要支护形式。实践应用表明，锚杆支护能主动地加固围岩，并与围岩共同承载，最大限度地保持围岩的完整性、稳定性，有效地改善矿井支护状况，具有降低支护成本、加快施工进度、降低劳动强度、提高巷道断面利用率等优点。但锚杆支护通常为隐蔽工程，锚杆材质选择不当、锚杆支护设计参数的不合理、地质条件的不断变化、施工质量不能满足设计要求等直接导致锚杆失效，造成顶板破坏，甚至引发事故。
一、锚杆失效的机理及分析
(一)锚杆质地因素
锚杆质地的好坏直接影响到支护质量的优劣。锚杆包括很多组成部分，其中锚杆杆体、托板、螺母、锚固剂等是比较重要的几项，它们的规格、性能、强度与整个结构的协调匹配至关重要。质地因素造成锚杆失效的情形如下：
1.杆体断裂失锚。锚杆杆体质地较差，不能承受围岩应力而断裂；采用车丝法加工丝扣时，破坏了杆体的结构，导致丝扣段产生应力集中而断裂。
2.托板(托盘)失效失锚。常见的锚杆托板(托盘)的失效有3种情况：托板(托盘)质地较差，碎裂失效；托板(托盘)尺寸、厚度达不到设计要求，强度降低变形失效；托板(托盘)与杆体脱离失锚。
3.螺母失效失锚。锚杆螺母失效主要表现为：螺母扭力太小、扭矩不够，托板不能紧贴岩面(预紧力小)失锚。
4.锚固剂粘结失效失锚。锚固剂粘结失效主要是因为操作时搅拌不充分或工序不当，造成粘结力下降；眼孔深度、直径与锚固剂直径不匹配，杆体凝结面积小；眼孔内岩尘、煤粉、水等杂质未清理干净，使锚固剂粘结性能降低；锚固剂质量差，粘结性能低。
(二)锚杆支护参数因素
锚杆支护参数主要包括：锚杆种类、锚杆几何参数、锚杆力学参数、锚杆密度(锚杆间、排距)、锚杆安装角度、钻孔直径、孔深、锚固方式和锚固长度、锚杆预紧力矩或预紧力、锚杆锚固力拉拔试验结果。支护参数的设计不可能将各种地质变化情况考虑在内，这就存在着很多不确定因素，使支护设计出现局限性和缺陷性。在施工过程中，遇到巷道断面、不同的围岩性质等特殊地质情况后，不能及时对变化后不合理的支护参数进行修正，最终可能导致锚杆失效。
(三)地质因素影响
巷道掘进过程中遇到地质变化，如：松软岩层、无炭柱、冲刷带、顶板淋水增大、应力集中等情况，顶板多数较为破碎，致使锚杆在岩体中的锚固距离内不能形成有效的锚固力。当顶板受压后，煤巷锚杆失效造成顶板离层，导致顶板事故。若岩(煤)性软及压力大，围岩破坏就会迅速，进而造成锚杆锚空失锚。煤层节理、裂隙发育也是造成煤巷锚杆失效的原因之一。
以大雁煤田为例，大雁煤田属低强度，弱胶结，强膨胀，大变形岩体，煤层相对较硬，但层、节理发育，二矿主采煤层在掘进施工中，综掘工作面迎头及两帮爆帮严重，截割头割煤后，工作面迎头爆煤深度局部可达1.0～1.5m，两帮可达0.1～0.3m，炮掘工作面不能实现光爆。在巷道两肩处，不需爆破，在掏槽眼等爆轰波动冲击下自行垮落，巷道成形差，在施工后5～7天内由于帮顶煤体风化脱落，以及炮掘工作面爆轰波对锚杆附近围岩的冲击，局部锚杆出现“塔墩”现象或出现锚杆失效，最终导致锚杆失效。因此层、节理发育不能实现光爆及煤层风化脱落是锚杆失效的原因之一。
(四)施工质量因素的影响
锚杆支护的施工工艺比较繁琐，人为因素很多，如钻孔直径、锚固剂直径、锚杆直径得合理搭配，帮锚杆孔内粉末的处理程度，树脂药卷的搅拌时间，锚杆眼的设计角度，锚杆预应力的大小及初锚力的大小，托盘与煤壁接触的紧密程度等。每一道工艺过程的实施对锚杆支护质量的影响均较大。因此，诸多人为因素是导致锚杆失效的重要因素。
二、控制锚杆失效的基本措施
(一)锚杆质地的正确选择
1.锚杆杆体一般选用成本低、易加工、抗拉性能好的材料作为杆材。丝扣加工采用滚丝法或对尾部进行热处理或整体调质，以提高杆体抗拉强度。
2.托板选用碳素钢或铸铁加工，预防杆体脱离可在螺母与托板间加设垫圈或改变螺母、托板尺寸。
3.按规定螺母扭矩不应小于140N·m，操作时应使用扭力板手随时检查。
4.针对锚固剂粘结失效现象，眼孔深度应大于杆体长度20~30mm；眼孔直径R与锚固剂直径r关系为：R=r+2~4(mm)；16×1800(mm)端锚锚杆设计承载能力为50kN时用药1卷，药卷规格28×400(mm)，设计承载能力为70kN(用药3～4卷，药卷规格35×370(mm)；眼孔内杂质清理干净，保证凝结效果；加大检查力度，确保使用锚固剂保质保量。
(二)锚杆支护参数的合理设计
运用松动圈理论及锚杆悬吊作用理论计算，根据不同巷道断面、不同的围岩性质，确定不同的锚杆支护参数。在锚杆支护参数设计中，力求充分考虑地质变化情况，保证在施工过程中，根据地质情况的变化，相应修改支护参数，减少锚杆失效发生的几率。
1.根据需要支护的巷道的地质条件布置选择相应的锚杆。采用锚杆支护的煤巷顶板必须采用树脂锚固锚杆，煤帮锚杆可以根据围岩特性进行选择。对于遇顶板破碎带、陷落柱、冲刷带、褶曲等地质条件，且岩性较软，层理、节理发育，应尽量选择高强度螺纹钢锚杆组合支护，并进行加长或全长锚固。
2.锚杆几何参数包括直径、长度等，倾斜锚杆长度应保证锚杆锚固长度伸入煤体上方，中部、顶部锚杆长度尽量使倾斜和垂直锚杆长度一致，并考虑巷道帮与稳定岩层的距离选择合适的锚杆长度；锚杆直径要根据围岩特点进行合理的设计。此外，在施工过程中锚杆的几何参数也需进行适当的修正以适应不断变化的围岩特性。
3.锚杆设计要明确锚杆力学参数(屈服载荷、拉断载荷、延伸率)，减小其离散性带来的影响。
4.选择合适的锚杆间、排距，对于充分发挥锚杆支护尤为重要。间距、排距的确定必须依据锚杆支护设计，锚杆密度不宜太大或太小。此外，还应根据地质的变化情况，及时修正锚杆间、排距，保证支护强度，减少顶板事故。
5.锚杆安装角度的设计。顶板内部锚杆安装角度应大于75°，巷道肩部的角锚杆必须倾斜布置，且与组合构件连接，与垂向夹角约为30°±5°。
6.设计中必须确定科学的钻孔直径、锚杆直径、锚固剂直径，以保证这三个数值匹配。钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为4～10mm，钻孔直径与固剂直径之差应为3～5mm，孔深度不超过锚杆长度50mm。
7.锚杆预紧力和锚固力对于支护效果起着十分重要的作用。根据生产实践，在锚杆支护设计中，预紧力矩或预紧力、锚杆锚固力设计合理值为：顶锚杆锚固力大于100kN，预紧力矩大于120N·m；帮锚杆锚固力：金属杆体70kN以上，玻璃钢杆体50kN以上，预紧力矩大于80N·m。
(三)地质变化时及时采取相应措施
加强地质监测，适时修正锚杆支护设计参数。采用锚杆支护方式的同时，如遇到受爆破、风化作用脱落，使锚杆体之间岩块破碎垮落，降低围岩承载能力的情况，可采取在锚杆体之间增加锚带、锚索，或全断面增加金属网、混凝土喷层的办法，来提高围岩的整体承载能力。如果遇到煤体较软或其他地质构造，掘后巷道成型困难，可采用注浆锚杆，固化煤体，然后加大锚杆、锚索密度，加长锚杆、锚索的锚固距离，采用金属网补强支护等，防止锚杆失效。
(四)锚杆支护用品的严格检测
质检部门要负责对每批次锚杆支护用品的材质、物理化学性能、机械性能等行业标准、支护设计要求的有关指标进行检测试验，对于检测不合格的产品定期向有关部门、各生产使用单位进行通报，严禁下井使用。
(五)施工不当的有效控制
强化职工培训，使其了解施工工艺、技术要求、机具的操作方法，提高职工业务水平；井下作业现场配齐各种检测工具，如锚杆拉力计、力矩搬手等，确保小班的施工质量验收；锚杆支护各项施工工艺必须严格按照掘进工作面作业规程的有关规定进行；建立完善的锚杆支护的矿压监测制度，加强日常监测，及时修正锚杆设计参数。提高掘进机械化程度，减少爆破掘进，从而降低爆破对锚固质量的影响。
三、结论
在认识到锚杆失效原因的基础上，我们应该深入研究采取何种有效措施降低失效率。同时各矿区应该加强对锚杆支护质地的检测、加大监督力度及时修正锚杆支护设计的参数、加强施工管理、提高施工人员的业务素质，进而提高锚杆支护巷道的支护质量。
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