国投新集能源股份有限公司
刘庄煤矿
1511采区煤巷锚杆支护设计
刘庄煤矿设计室
二〇一四年六月
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刘庄煤矿1511采区煤巷锚杆支护设计
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目 录
一、设计依据 ......................................................................................................................... - 1 -
二、适用范围 ......................................................................................................................... - 1 - 三、1511采区地质概况 ........................................................................................................ - 1 -
四、锚杆支护参数初步设计 ................................................................................................. - 3 -
五、锚杆、锚索支护施工 ................................................................................................... - 10 -
六、煤巷锚杆支护监测和信息反馈 ................................................................................... - 12 -
七、煤巷锚杆支护施工质量检测 ....................................................................................... - 13 -
八、煤巷锚杆支护正式设计 ............................................................................................... - 14 -
九、安全保障措施 ............................................................................................................... - 15 -
刘庄煤矿1511采区煤巷锚杆支护设计
- 1 - 刘庄煤矿1511采区煤巷锚杆支护设计
一、设计依据
安徽理工大学2012年11月份研究报告《安徽国投新集刘庄矿业有限公司煤岩物理力学参数和矿井原岩应力测定》、《煤巷锚杆支护技术规范》MT/T 1104-2009、《国投新集刘庄煤矿煤巷锚杆支护设计规范》、安徽理工大学2007年10月对刘庄煤矿课题研究《深井回采巷道顶板离层与支护技术研究》。
二、适用范围
1511采区东翼利用1513采区大巷布置倾斜长壁工作面，采区西翼施工三条采区上山，再布置走向长壁工作面，轨道上山布置在煤层底板岩石中，采区胶带上山、采区回风上山、工作面轨道顺槽、工作面胶带顺槽、工作面切眼沿煤层施工。本设计适用于刘庄煤矿1511采区范围内煤巷锚杆支护。
三、1511采区地质概况
(一)采区概况
刘庄煤矿1511采区位于矿井西部。
采区范围为：西起F8断层，东至F25断层，北至11-2煤层露头，采区内以F22断层为界，分为东西两翼。东翼至 11-2煤层-747m 水平，西翼南至 11-2煤层-747m 水平及F18断层，采区东西平均长为3.71Km ，南北平均长为1.33 km ，面积为4.95km 2。
采区邻近关系：采区西以F8、F20断层为界与西三块段相邻，东以F25断层为界与东一块段相邻，南与1711采区和西一大巷保护煤柱线相近。本采区11-2煤层与上部的13-1煤层平均层间距为68.64m ，采区东翼上方为151301 、151302工作面采空区和正在回采的151303工作面。采区西翼上方为151305工作面采空区和尚未回采的151306、151307工作面。
（二）煤层的主要物理性质
1、光泽
以弱玻璃光泽为主，下部煤层局部可见金刚光泽，11-2煤以弱玻璃光泽为主，沥青光泽次之。
2、颜色
以黑色为主，下部煤层局部呈钢灰色。11-2煤以上的煤层可见黑褐色，从上至下煤的颜色由黑褐～黑色～钢灰色，呈现出随煤层埋藏深度的加深煤化程度增高的趋势。煤的灰分产率高低同样影响煤的颜色。主要煤层光泽和颜色的描述情况见表1。
3、断口
下部煤的断口一般为平坦状，有时可见贝壳状，上部煤层断口大部分为平坦状，局部可见粗糙状。见表1
表1 主要物理性质及煤岩类型表
（三）煤层的煤岩类型 1、宏观煤岩类型
肉眼鉴定煤岩成分以暗煤、半暗煤、半亮煤为主，亮煤次之，夹少量镜煤条带及透镜体，可见矿化暗淡煤及丝炭透镜体。以粉末状为主，少量块状及鳞片状，自上部煤层至下部煤层，鳞片状逐渐减少。宏观煤岩类型以半暗型～半亮型煤为主。
2、微观煤岩类型
煤的显微有机组分含量较高，一般达80%以上。镜质组含量65.91 ～82.68%，丝质组13.82～30.61%，稳定组3.51～16.62%。组分含量与Vr 值之间有一定的联系，如13-1煤层，稳定组的含量最大，显示Vr 值亦最高。无机组分含量<10%。有机组分以凝胶化基质为主，半凝胶化、半丝炭化基质次之，局部混杂丝炭化基质，无机组分以粘土类为主，硫化物、碳酸盐类次之。
（四）煤层顶底板条件 1、顶板岩性
11-2煤层顶板泥岩，厚度0～7.82m ，平均厚度为2.24m ，占74%；其次，粉砂岩厚度为2.08～11.95m ，平均厚度6.26m ，占8%，砂岩厚度为1.63～19.00m ，平均厚度为
煤 层
颜 色
结 构
光 泽
煤岩成份
煤岩类型
其
它
11-2
黑色
块状、粉末状为
主、少量条带状、
粒状
弱玻璃光泽为主，
沥青光泽次之。
暗～亮煤，夹镜
煤条带及透镜
体。 半暗型～
半亮型
断口平
坦
6.79m，占18%。
2、底板岩性
11-2煤层底板泥岩类为主，厚度0.10～11.29m，平均厚度为2.34m，占89%；其次，粉砂岩厚度为1.27～2.51m，平均厚度1.97m，占4%，砂岩厚度0.50～7.19m，平均厚
度为 2.94m，占7%。附表2 。
表2 11-2煤层围岩稳定性分类表
煤层
11-2煤围岩物理性质
岩石名称自然条件下抗压强度范围(MPa) 稳定程度
11-2
泥岩14.297～20.00 不稳定
粉砂岩74.92～168.62 稳定～非常稳定细砂岩98.79～120.02 稳定～非常稳定11-2煤 3.82～6.23 不稳定
四、锚杆支护参数初步设计
（一）断面规格的确定
1、断面尺寸选取的原则
巷道宽度的选取要考虑工作面布置和设备参数尺寸，并满足掘进和回采期间设备和材料的打运、工作面出煤等需要，在顶板破碎或压力较大时，需要打一排托棚加强支护，掘进时在巷道一侧布置一部胶带输送机出煤，另一侧铺设轨道，同时加上必要的安全间隙及预留适当的巷道变形量；巷道高度的选取要保证设备及材料车打运的需要，皮带上方吊挂风筒，并预留适当的变形量。
2、常用的断面规格
（1）断面形状：在满足断面尺寸选取的原则下，煤巷各断面形状基本为破顶500mm左右的直墙半圆拱形，顶板属中等及以上稳定时，断面可变更为沿煤层顶板（平顶）的不规则形。
（2）断面尺寸：采区回风上山净宽取5.0m，净高取4.1 m，净断面为17.81m2；采区胶带上山净宽取5.4m，净高取4.1 m，净断面为19.0m2；胶带顺槽净宽取5.4m，净高取4.2m，净断面为19.55m2；轨道顺槽净宽取5.0m，净高取4.5 m，净断面为19.81m2；切眼净宽取5.0m, 净高取4.3m，净断面为21.5m2；
（二）支护形式的确定
根据地质资料和围岩稳定性分析，11-2煤煤层围岩大部分属于Ⅱ-Ⅲ类顶板，局部为Ⅰ类和Ⅳ，采用锚杆与锚索支护，因此确定巷道沿煤层顶板施工期间主要采用锚网的支护形式。同时，为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于坚硬的稳定岩层中，需要用高强度锚索做铺助支护。在巷道过地质构造带、压力集中区、破碎区时，为了安全起见，需要采用36U型棚支护，或采用“内锚外架”的联合支护形式。
1、锚杆支护参数设计
煤巷锚杆支护设计采用以工程类比法为主的“动态信息法”，即在采用工程类比法的基础上，分以下几个步骤进行：地质力学评估→初始设计→锚杆支护与围岩稳定监测和信息反馈→修改完善设计→再进行锚杆支护与围岩稳定监测和信息反馈→再次修改完善设计。
依据安徽理工大学2012年11月份研究报告《安徽国投新集刘庄矿业有限公司煤岩物理力学参数和矿井原岩应力测定》，结合刘庄煤矿多年来在11-2煤层已经支护巷道的实践经验，通过类比，确定锚杆支护形式与参数。
1)顶板：11-2煤煤层围岩属于Ⅱ-Ⅲ类顶板，局部为Ⅰ类。锚固方式采用加长锚固，顶板锚杆试验抗拔力不小于锚杆理论极限载荷的50%（一般对左旋螺纹钢锚杆而言，Φ22mm锚杆试验抗拔力不小于100kN）；紧靠巷道两帮的顶锚杆宜向煤帮倾斜，其倾斜角度与锚杆长度应在作业规程或措施中明确规定，其它顶锚杆应尽可能与岩层层面垂直，顶锚杆不得沿岩层层面布置。
2)巷帮支护：Ⅰ～Ⅴ类围岩巷道巷帮必须支护。除工作面切眼和服务年限小于2个月的煤层巷道可以使用玻璃钢锚杆等护帮锚杆外，其余煤层巷道巷帮必须使用左旋螺纹钢等强锚杆。锚杆试验抗拔力玻璃钢锚杆的试验抗拔力不小于40kN；左旋等强锚杆的试验抗拔力不小于50kN。
3)锚杆布置方式：锚杆间排距800mm，顶部永久支护锚杆必须紧跟迎头，且逐排向迎头施工，距离迎头的最大控顶距离不得超过1个循环进尺加200mm的距离。每个循环支护工作完成后，紧靠迎头的一排顶部锚杆，距迎头的最大控顶距离不得大于1/2个锚杆排距，不得小于100mm；若两帮煤体稳定，帮锚杆施工可适当滞后，滞后距离和最大空帮时间应在作业规程措施中明确规定；Ⅲ～Ⅴ类围岩巷道两帮墙基锚杆距底板不大于300mm，该锚杆宜向底板倾斜，其夹角为75°±5°。
4)煤巷锚杆支护巷道原则上破顶500mm左右掘进，围岩稳定时沿煤层顶板，在
满足通风、运输、行人等条件下，巷道设计高度和宽度根据围岩实际稳定情况可做适度调整。
5)巷道断面设计由设计部门提供，支护设计方案应由设计副总和相应工程分管副总工程师牵头制定。
6)锚索应打在两排锚杆之间，不得打在锚杆位置代替锚杆使用。
7)Φ21.8mm的预应力锚索：设计锚固力不小于240kN，锚索预紧力不小于
120kN，在特殊地质条件下施工的锚索预紧力应在作业规程、措施中明确规定。
8)复杂地质条件及特殊地点的巷道：复合顶板、断层等构造带附近、综采开切眼、拆除扩巷、沿空掘巷、大跨度硐室、三四角门、皮带机头机尾巷、车场等扩巷段，破碎、易风化、潮解、遇水膨胀及弱化的围岩等。对于复杂地质条件及特殊地点的锚杆支护巷道，宜优先选择预应力锚索作加强支护，其它加强支护措施有：注浆固化、封闭围岩、架棚、点柱等，其加强支护延伸到正常巷道的距离不得小于5m。
9)Ⅳ～Ⅴ类围岩巷道在基本支护形式的基础上，必须另加锚索支护，其支护形式、支护参数必须在作业规程、措施中明确规定。
10)遇顶板淋水、帮渗水较大的施工巷道，应对该区域初期安装的锚杆进行抗拔力试验，以确定锚固剂对该区域的适应性，并根据试验情况及时采取针对性措施。
11)服务期长或需要封闭等其他要求的巷道可增加喷射混凝或混凝土浇筑。
12)钻孔直径、锚杆直径和树脂锚固剂直径应合理匹配，钻孔直径和锚杆杆体直径之差应为6mm～10mm，钻孔直径与树脂锚固剂直径之差应为4mm～8mm。
13)金属锚杆（锚索）支护参数系列见表3-1。
表3-1 金属锚杆（锚索）支护系列
项目取值范围系列锚杆长度（m） 1.2～2.5 2.5
锚杆杆体直径（mm）20～22 22
锚杆孔孔径（mm）28～32 28 32
锚杆排距（m）0.4～0.8 0.8 （特殊地段和位置缩小排距）
锚杆间距（m）0.5～0.8 0.8（特殊地段和位置缩小间距）
锚索长度（m） 6.2～9.2 6.2 9.2
锚索直径（mm）21.8 21.8
锚索孔孔径（mm）28～32 28 32
锚索排距（m）0.8～1.6 1.2 （特殊地段缩小或放大排距）
锚索间距（m）0.8～1.6 1.2 （特殊地段缩小或放大排距）
2、支护参数
根据以工程类比为基础的“动态信息法”及围岩稳定性分类与金属锚杆（锚索）支护参数系列见表3-1初步确定采用“锚杆+锚索+金属网”的联合支护形式。附表3-2 表3-2 1511采区围岩性质及巷道断面、锚杆支护设计一栏表
表3-2注：
1.煤巷各断面形状原则上是破顶500mm左右的直墙半圆拱形，围岩稳定时为沿煤层顶板的不规则形。
2.各煤层巷道若为沿空掘巷应调整支护断面并加强常规支护设计，具体在工作面设计中体现。
3.各煤层巷道遇到地质构造带、交岔点、安装及回撤通道、大断面硐室、吊装间、过地质构造带、顶板有煤层（线）、淋水带等地段，由设计副总工程师和分管副工程师总根据实际条件制定专项支护方案，具体在施工措施中体现。
3、采用计算法校核支护参数
（1）根据悬吊及组合梁理论，顶部锚杆通过悬吊及组合梁作用，帮部锚杆通过加固帮体形成组合拱作用，达到支护效果，选取1511采区煤巷较大尺寸断面，根据悬吊理论，锚杆杆体长度（校核）应满足：
L＞L
1+L
2
+L
3
式中：L——锚杆总长，m；
L
1
——锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+外露=0.01+0.02+0.04+0.03=0.1m），m；
L
2
——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；
L
3
——锚入岩层内深度（顶锚杆取1.2m，帮锚杆计算得1.0m），m;
普氏免压拱高：
b=［B/2+Htan（45°-ω
帮/2）］/f
顶
式中 B、H——巷道掘进跨度和高度，取B=5.6m，H=4.2m
f
顶——顶板岩石普氏系数，f
顶
取4
采区主要煤层巷道
名称
断面
(宽3高)
(m)
顶底板
岩性
巷道围岩
类别
支护
结构
支护参数
1511采区胶带上山 5.434.1
顶板：细砂岩、泥岩、
砂质泥岩。
底板：泥岩、11-1煤、
泥岩。
大部分属
Ⅱ类和Ⅲ
类，局部
为Ⅰ类和
Ⅳ。
端头
锚固
和加
长锚
固相
结合
锚杆：?22mm，长2.5m，间排距
8003800m。
锚索：?21.8mm，长6.2～9.2m，
间排距0.8～1.6m。
每排锚索数目：巷道净宽3-4.5m
每排3根；巷道净宽4.6-6.0m，每
排5根；巷道净宽6.1-7.5m，每排
7根；巷道净宽7.6-9m，每排9
根。
回风上山 5.034.1
轨道顺槽 5.034.2
胶带顺槽 5.434.2
切眼 5.034.0
胶带顺槽 5.434.2
切眼 5.034.0
ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63°
b=［5600/2+4200tan （45°-63°/2）］/4
=952mm
c= Htan （45°-ω帮/2）
=4200tan （45°-63°/2）
=1008mm
依据以上公式计算得出:顶锚杆长L 顶＞2252mm ；帮锚杆长L 帮＞2108mm 。
所选锚杆长度2.5m 均能满足计算要求。
（2）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距
每根锚杆悬吊的岩体重量G=rL 2a 2，锚杆锚固力Q 应能承担G 的重量。为安全起见，
再考虑安全系数k ，取k=2，即kG ＜Q ，解算得：
a ＜（Q/krL 2）1/2
式中：a ——锚杆间排距，m 。
r ——岩体比重，取26.1KN/m 3。
a ——锚固力，岩层中取10KN ，煤层中取5KN 。
L 2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b ，帮锚杆取煤帮破碎深度c ），m ；
则，顶部锚杆a ＜[Q/(krL 2)]1/2
＜[100/(2326.130.952]1/2
＜1.418m
帮部锚杆a ＜[Q/(krL 2)]1/2
＜[50/(2326.131.008]1/2
＜0.974m
根据计算结果，所选间排距800mm 3800mm 参数均满足要求。
（3）悬吊理论校核锚索间距
①根据地质资料，直接顶为砂质泥岩，为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合拱”，利用“悬吊梁”理论，整体悬吊于坚硬的老顶砂岩中，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的直接顶整体冒落考虑。在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索排距。
L=nF 2/2BHr
式中：L ——锚索排距，m 。
B ——巷道最大冒落宽度，取5.6m 。
H——巷道冒落高度，按最严重的冒高即直接顶高度，取3.2m。
r——岩体比重，取26.1KN/m3。
F
2
——锚索极限承载力，取504KN。
n——锚索数，取5。
通过以上计算得，L=2.693m，所选的锚索排距取1.6m、1.4m、1.2m均小于计算值，故满足设计要求。
②确定锚索长度
L=L
a +L
b
+L
c
+L
d
式中：L——锚索总长度，m.
L
a
——锚索深入到较稳定岩层中的锚固长度，m;
L
b
——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取3.2m；
L
c
——上托盘及锚具的厚度，取0.2m；
L
d
——需要外露涨拉长度，取0.25m。
按GBJ-1985要求，锚索锚固长度L
a
按下式确定：
L a ≥K3d
1
f
a
/4f
c
式中：K——安全系数，取K=2；
d
1
——锚索钢绞线直径，取21.8mm；
fa——钢绞线抗拉强度，N/mm2（1770MPa，合1376.11 N/mm2）；
fc——锚索与锚固的粘合度，取10N/mm2。
通过以上计算得，La≥2321.831376.11/40=1499mm，取La=2.0m，则L=2.0+3.2+0.2+0.25=5.65m，本巷道采用锚索长为9.2m，满足设计要求。
③锚索倾角：锚索垂直巷道拱的切线安装布置。
④锚索数目的核定：
N=K3G/P断
式中：N=锚索数目；
K——安全系数，一般取2；
P断——锚索的最低破断力，504KN；
G——被吊岩石的自重，KN；
G=B3×γ
h3D
B——巷道掘进宽度，取最大宽度5.6m进行计算；
h ——悬吊岩石厚度，取3.2m；
——悬吊岩石平均容重，26.1KN/m3；
γ
D——锚索排距，取较大值1.6m。
通过计算得，G=5.633.2326.131.6=748.34KN，则N=23748.34/504≈2.969根，锚索为Ф21.8mm的预应力钢绞线制作，L=9200mm，锚索锚固端应锚固在稳固岩层中，巷道安装锚索时，考虑到锚索为在原锚网支护基础上的加强支护，故5根即可满足设计要求。附图：1511采区煤巷断面图册.dwg
3、支护材料和施工机具设备
1)锚杆：锚杆为Ф22mm L=2500mm的左旋金属强力锚杆，托板规格均为120mm3120mm310mm和150mm3150mm314 mm金属钢板两种，顶部每根锚杆使用3卷Z2850
型树脂锚固剂，帮部及山墙每根锚杆使用3卷Z2350型树脂锚固剂，顶部正中一根锚杆沿巷中施工。切眼回采侧和支护时间低于2个月的煤巷宜选用玻璃钢锚杆等护帮锚杆。
2)锚固剂：MSK2350型、MSK2850型、MSZ2350型、MSZ2850型。
3)锚网：金属锚网采用Ф6mm 188031000mm或Ф6mm 200031000mm的特制钢筋网，塑料网型号为PP200MS，规格为200031000mm，锚网搭接不小于100mm，用双股12#
铁丝进行连接。
4)钢带：钢带采用普通的H型钢带和M5钢带两种，H型钢带采用D12mm的钢筋焊成，H型钢带分为长1.9m、2.5m、3m三种搭配使用，使用时普通H钢带垂直巷道中线压茬使用；M5钢带为长2700mm、宽160mm、孔间距为1200mm和长1850mm，宽160mm，孔间距为800mm的钢板两种。
5)锚索：锚索均为Ф21.8mm的预应力钢绞线制作，L=9200mm（岩性变化时适度调整），托板为350mm3350mm314mm及150mm3150mm314mm两块，每根锚索使用4卷
Z2850型树脂锚固剂，锚索锚固端应锚固在稳固岩层中。
6)锚杆附件（托板、球形垫圈、减摩垫圈和螺母等）的规格和力学性能要与锚杆相配套。
7)喷浆料：喷射混凝土必须使用纯净的中、粗砂和粒度不大于10mm的瓜子片，按配比为水泥：黄砂、瓜子片混合料=1：4均匀搅拌而成。水泥选用不低于PC32.5，速凝剂型号为J85型，速凝剂掺入量为水泥重量的3 -5%，喷层厚度50～150mm，喷砼强度均为C20。
8)机具设备：风动锚索钻机MQT-130型，气动锚索涨拉仪MQ22-250/63型，风煤
钻ZQS-20型等其它机具。
五、锚杆、锚索支护施工
1.巷道掘进应按设计断面施工。技术人员在编制规程、措施时必须明确支护材料、支护施工顺序，操作要领、工程质量标准。对围岩变形量较大的巷道，可采用两种断面规格检查验收，但巷道变形后的最小断面必须满足掘进期间安全生产的需要，并制定专门措施。移交巷道时应满足采煤工作面安装、回采设计要求。
2.临时支护：严禁空顶作业，迎头必须使用好临时支护，其形式、规格、要求等必须在规程措施中明确规定。
3.作为支护的锚杆安装达到规定的螺母扭矩后，不得因网的压茬等原因卸下螺母重新安装。
4.锚杆支护巷道落煤（岩）后，迎头高度达到顶板锚杆支护的高度时，顶板必须及时进行支护，巷道顶板锚杆支护必须紧跟迎头施工，不得为了网的压茬而使迎头一排锚杆虚设。如两帮稳定、不片帮，帮锚杆施工可适当滞后一段距离，但滞后距离和最大空帮时间必须在作业规程、措施中明确规定。
5.顶锚杆必须逐排由外向迎头顺序施工，每排内锚杆必须由中间向两帮顺序施工。严禁采用一次性将所有钻孔打好，再一次性安装锚杆的方法施工。
6.支护工艺及施工要求
1)安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆将其轻推至眼底，接着安好连接套,插入锚索机，启动锚索机使之旋转，快转慢进到眼底，搅拌时间为20～35s后停钻，锚杆注到位后固定好杆体，待锚固剂凝固3min后方可卸下螺母，10min后，挂网并上紧托板，将螺母用加长扭矩扳手或风动扳手拧紧至规定扭矩。
2)打顶锚杆使用锚索机，钻头使用Φ32mm的PDC钻头，孔深为2450mm；打帮锚杆使用风煤钻，钻头使用Φ28mm的麻花钻头，孔深为2450mm，要求掏尽煤粉。锚杆未端露出螺母10～40mm。
3)顶部使用3卷Z2850mm 型树脂锚固剂，帮部使用3卷Z2350mm 型树脂锚固剂，顶部锚杆使用锚索机、帮锚杆使用风煤钻安装，采用快速安装工艺，搅拌及上紧螺母一次完成，搅拌时间为20～35秒，匀速推进到孔底，到凝固后自动拧紧螺母。
4)按间排距要求找准锚索位置，用锚索机打锚索眼，用清水冲洗孔眼，装入4卷Z2850树脂锚固剂，用锚索线将其顶入孔底，安上专用搅拌器，启动锚索机搅拌30～45
秒，搅拌到位后凝固3分钟后退去锚头，10分钟后安装垫板、锁具，使用涨拉机具将锚索上紧。
5)锚索钻孔使用锚索机，钻头使用Φ32mm的PDC钻头。
7.锚杆孔施工规定：
1)顶板锚杆孔宜采用功率大、性能优越的锚杆钻机或凿岩机钻孔，帮锚杆宜采用功率大、性能优越的帮锚杆机或风煤钻钻孔，当围岩f≥6时，方可采用其它有效钻孔方式，但孔径需与之匹配。
2)钻孔前，应根据设计要求确定孔位，做好标记。
3)锚杆间排距误差不超过±100mm
4)锚杆角度误差不超过±5°
5)锚杆孔深度误差0～30mm
6)施工锚杆孔所用的钻杆长度不得大于所用锚杆的长度。锚杆必须推到孔底，螺母外锚杆丝扣长度应在10～40mm之间。
7)锚杆孔内的煤岩粉必须吹干净，不得有积水。
8)锚固剂使用前应进行检查，不应使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。
9)由于煤帮锚杆孔含水或湿润对树脂锚杆的锚固效果有一定的影响，帮锚杆孔可采用干打外喷方式施工，但必须采取降尘措施。
8.安装锚杆规定：
1)锚杆托板与螺母之间必须使用减摩垫圈。
2)顶板及Ⅲ～Ⅴ类围岩巷道巷帮锚杆支护必须采用快速安装工艺安装锚杆。
3)螺母的拧紧必须采用机械设备进行，且必须对锚杆螺母进行二次紧固，以保证螺母扭矩符合规定要求。螺母扭矩按煤岩别分，煤层中金属锚杆螺母扭矩≥200 N2m，岩石中金属锚杆螺母扭矩≥300 N2m，玻璃钢锚杆螺母扭矩≥40 N2m。
4)托盘应紧贴钢带、网或巷道围岩表面，锚杆托板处的浮煤矸要找掉。
5)网规格、联网方式必须在规程措施中明确规定。
9.预应力锚索施工应遵守的规定：
1)必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。
2)锚索孔深度误差应不大于100mm。
3)锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度误差不超过±10°。
4)锚索间排距误差不超过±100mm。
5)安装锚索时，钢绞线应推到孔底，安装后外露钢绞线长度不宜超过250mm
6)锚索施工后，应及时对锚索进行检查，锚索预紧力的最低值应不小于设计预紧力的90%。发现工作载荷低于预紧力时应及时进行二次张拉锚索施工后，必须适时对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉。
7)安装锚索应优先使用电动或气动张拉机具，不宜使用手动式张拉机具。
8)锚索钻孔中有淋水时，应采用补强措施。
9)锚索滞后迎头的距离，应根据实际揭露的围岩稳定性而定，具体要求须在措施中明确。
10.煤巷锚杆支护巷道局部掉顶、片帮时，宜优先采用锚杆进行支护，并采用“掉到那里，锚到那里”的支护方法。
11.锚杆支护巷道遇断层，宜优先选用锚杆、锚索、锚注等支护形式进行支护，并适当加大支护密度，必要时应采用金属支架、支柱等进行加固，无论采取哪种支护形式，应顺延至断层带范围以外5m以上。
12.锚杆、锚索严禁在井下截用。因特殊需要锚杆、锚索确需在现场截断的，必须制定专门措施并做出明显标记。
13.出现不合格的锚杆、锚索必须及时补打。
14.任何煤巷作业地点，作为永久支护的锚杆、锚索等不应作为起吊设备或悬挂其他重物
15.为防围岩风化、防火需要封闭的巷道，增加喷砼支护时应在措施中明确施工顺序、技术参数、工程质量和安全保障措施。
六、煤巷锚杆支护监测和信息反馈
1.矿必须组织监测人员进行培训，使其掌握测站安设、仪器操作、数据测读和数据处理方法。
2.顶板离层仪安装和巷道表面位移点设置，原则上“谁施工，谁负责”，责任人为施工单位技术员，负责测站（点）的编号、日常监测，并按规定向总工办矿压组报送数据。
3.总工办矿压组负责对顶板离层仪和巷道表面位移监测数据汇总和校核，公共巷道的日常监测，绘制在用巷道每个测站的位置和仪器分布图，制定日常监测方案，分析处理监测数据，并将信息反馈。
4.总工办设计组负责及时修正采区初始设计支护参数，并为准备煤巷及工作面正式设计收集可靠数据。
5.正在使用和即将使用的掘进作业规程应作相应变更，审批通过后实施，并继续进行综合监测。
6.锚杆、锚索支护监测：
1)煤巷锚杆支护监测分为综合监测和日常监测两种。综合监测的目的是验证或修正锚杆支护初始设计，评价和调整支护设计；日常监测的目的是及时发现异常情况，采取必要措施，保证巷道安全。
2)综合监测的主要内容为巷道浅部和深部位移、顶板离层、锚杆（锚索）受力状
况；日常监测主要内容为顶板离层观测。
3)观测要求：距煤巷掘进工作面50m内和回采工作面100m内，观测频度每天不少
于一次。在此范围以外，除离层有明显增长，顶板离层仪的观测频度可为每周一次。
对顶板不稳定、压力较大处的顶板离层仪需每天一观测。
4)顶板离层仪达到规定临界值要及时采取加固措施，加固后连续观测不少于3天，
每天一观测，以后恢复观测周期。
5)当发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时，由矿有关领导或部门
召集有关人员调查分析原因，并采取相应的安全措施。
6)顶板离层指示仪的浅基点应固定在锚杆端部位置，深基点一般应固定在锚杆上
方稳定岩层内300mm～500mm，若无稳定岩层，深基点在顶板中的深度应不小于巷道跨度的1.5倍。
7)不能进行有效测读的顶板离层指示仪应及时更换，如果不能安装在同一钻孔中，
应靠近原位置钻一新孔进行安设。原指示仪更换后，要记录其读值，并标明已被更换。
新指示仪的基点安设层位与高度应与原测点一致。
7.巷道表面位移监测：巷道表面位移监测内容包括顶底板相对移近量、顶板下沉
量、底鼓量、两帮相对移近量和巷帮位移量。
8.发现异常情况，监测人员应立即向矿总工办矿压组汇报，并分析出现异常的原
因及其危害，提出处理办法并及时组织落实。
9.总工办矿压组应保存监测数据，并存档。
七、煤巷锚杆支护施工质量检测
1.锚杆、锚索施工质量由矿质标办和总工办矿压组负责检测，检测人员须经相关专业培训方可上岗。
2.施工质量由质标办负责，检查内容主要包括锚杆、锚索间排距、位置是否符合
要求，锚杆、锚索的安装角度是否正确，托板是否紧贴岩面，钢带、金属网是否搭接、联网，巷道规格尺寸是否过大等，支护材料是否符合规程措施要求。
3.锚杆锚固力、锚索预紧力试验由总工办矿压组负责进行，按相关规定要求，锚杆抗拔力检测抽样率为3%，每300根顶、帮锚杆各抽样一组（共9根），同时锚索抽样一组（共9根）进行检查，不足300根时，按300根执行。锚杆预紧力或力矩检测抽样率不低于5%，每300根顶、帮锚杆抽样各一组（共15根）进行检测，不足300根时，按300根进行。
4.根据周边矿井对顶板离层临界值规定，并结合本矿井对顶板观测分析总结，确定离层临界值为50mm。
5.锚杆、锚索拉力测试应在施工现场进行非破坏性测试，金属锚杆、锚索拉力标准如下：锚杆预紧力煤层中对螺母扭矩≥200 N2m ，拉拨力≥50KN；岩层中对螺母扭矩≥300 N2m，拉拨力≥100KN 。锚索：预紧力≥120KN；玻璃钢锚杆对螺母扭矩≥40 N2m，试验抗拔力不小于40KN。
6.煤巷锚杆支护质量达不到合格标准要求时,应及时采取补强措施,补强后的巷道应对其工程质量重新进行质量评定和验收。
7.煤巷锚杆支护质量应符合国投新集煤矿安全质量标准化基本要求。
八、煤巷锚杆支护正式设计
1.煤巷锚杆支护正式设计由总工办设计组和现场技术管理组负责。
2.煤巷锚杆支护正式设计主要包括：准备煤层巷道设计变更和工作面设计。
3.准备煤层巷道设计变更是在采区初始设计的基础上，根据已掘煤巷锚杆支护监测和反馈信息、揭露的围岩地质条件和预报资料、瓦斯实际最大涌出量、掘进机械设备等其它具体因素，由总工办设计组进行相应变更设计，施工单位及时按变更设计变更规程措施。或由相关职能单位联系，施工单位提请变更，由分管副总工程师组织会审并实施。
4.工作面设计是在采区初始设计和准备煤层巷道正式设计的基础上，对工作面轨道顺槽、胶带顺槽、切眼、硐室等煤层巷道做出的具体设计，其设计程序是：
1)由总工办设计组向地测科、机电办、通办防送达经设计主管、设计副总工程师和总工程师签秕的委托书。
2)地测科接到委托书后要按期提供该工作面地质报告说明书、最新修正的煤层
底板等高线图、巷道平、剖面图、柱状图（电子版和签批的书面版）。
3)机电办接到委托书后按期提供该工作面设备布置图、设备型号（外型尺寸）、供电、供液、绞车等其它硐室所需尺寸（长3宽3高）及相应系统图（电子版和签批的书面版）。
4)通防办接到委托书后按期提供满足通风和瓦斯治理需要的最小和最大断面、所需要的相关硐室位置、尺寸及相关系统图（电子版和签批的书面版）。
5)总工办设计组须根据地测科、机电办、通防办提供的资料在施工前规定时间内完成。
5.规程措施要严格按照工作面设计说明书和图纸编制执行。
6.回采煤层巷道在施工过程中遇到地质构造或围岩变化等其它异常条件，由总工办现场技术管理组组织相关职能部门现场鉴定，分管副总工程师和设计副总工程师根据实际条件，制定专项支护方案，具体在施工措施中体现。
7.工作面各煤层巷道或煤层硐室，根据已掘煤巷锚杆支护监测和反馈信息、揭露的围岩地质条件和预报资料等其它具体因素，由总工办设计组进行相应变更设计或由相关职能单位联系，施工单位提请变更，由分管副总工程师组织会审并实施。
8.锚巷锚杆支护设计坚持：初始设计→锚杆支护与围岩稳定监测、信息反馈→修改完善设计→再进行锚杆支护与围岩稳定监测、信息反馈→再次修改完善设计的循序渐进原则。
九、安全保障措施
1、以上锚杆（锚索）参数设计主要是通过工程类比法及经验公式校核计算而来，但由于现场实际条件不断变化，不一定与理论计算时设想的工程条件一致，因此必须加强矿压观测工作，及时将观测结果反馈至设计部门，以便针对观测结果及时调整支护参数。
2、施工队技术员及班组长应随时撑握迎头顶板岩性变化情况，如存在构造破碎带、压力集中区、断层或裂隙发育区，应及时反应至总工办，经现场鉴定，如不能再继续施工锚网支护，应及时采用架棚或“内锚外架”等其它支护方式。
3、施工队要通过打锚杆、锚索或按规定探查顶板岩性，随时掌握清楚顶板岩性情况并形成记录，特别是掌握有无煤线、弱软岩层、滑面及其层厚、层位变化情况等，如果锚杆、锚索末端位于煤线或弱软岩层内，应及时增加锚杆、锚索长度，锚固长度或更
改支护形式。
4、顶板离层达到临界值的处理：
1)发现顶板离层达到临界值时，应立即向总工办矿压组或现场技术管理组汇报，由掘进副总召集有关人员分析顶板离层的原因，并采取相应的安全技术措施。
2)属于锚固范围以内离层，要分析锚杆锚固力和支护密度等方面的原因，及时修正支护参数，加大支护密度或加大支护强度。
3)属于锚固范围以外的离层，应补打锚索或增加长度，加固两帮；也可用金属支架加强支护。
5、在顶板不完整、存在滑面、节理发育、淋水的地带，根据严重程度，轻微时可继续采用锚网支护，但必须加打一排托棚加固，严重时必须更改支护形式。
刘庄煤矿1511采区煤巷锚杆支护设计
- 17 - 附
名词解释
1. 煤巷：断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。
2. 半煤岩巷 ：断面中岩石面积（含夹石层）大于1/5到小于4/5的巷道。
3. 锚杆支护 ：以锚杆为基本支护形式的支护方式。
4. 锚杆杆体破断力 ：锚杆杆体能承受的极限拉力。
5. 锚杆拉拔力：锚杆锚固后，拉拔试验时，锚杆破断或失效时的极限拉力。
6. 锚固力：锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时，所能承受的极限载荷。
7. 设计锚固力：设计时给定的锚杆应能承受的锚固力。
8. 树脂锚杆：以树脂锚固剂配以各种材质杆体及托盘（托 板）、螺母与减磨垫圈等构件组成的锚杆。
9. 树脂锚固剂：起黏结锚固作用的材料称锚固剂，树脂锚固剂由树脂胶泥与固化剂两部分分隔包装成卷形。混合后能使杆体与被锚固体煤岩黏接在一起。
10.锚固长度：锚杆的锚固剂或锚固装置与钻孔孔壁的有效结合长度。
11.端头锚固：锚杆的锚固长度不大于钻孔长度的1/3。
12.全长锚固：锚杆的锚固长度不小于钻孔长度的90％。
13.加长锚固：锚杆的锚固长度介于端头锚固与全长锚固之间。
14.拉拔试验：测试锚杆拉拔力的试验。
15.搅拌时间：安装树脂锚杆时，从开始搅拌树脂锚固剂到停止搅拌所用的时间。
16.等待时间：安装锚杆时，搅拌停止后到可以上紧螺母托板的时间。
17.预紧力：安装锚杆（锚索）时，通过拧紧螺母或采用张拉方法施加在锚杆（锚索）上的拉力。
18.预紧力矩：拧紧螺母使锚杆达到设计预紧力时，施加到螺母上的力矩。
19.锚杆快速安装：使用锚杆钻机连续完成搅拌树脂锚固剂、拧紧螺母的全过程。
20.初始设计：根据已有资料提出的巷道支护形式与参数。
21.信息反馈：对支护监测信息进行解释，并据此对支护设计进行验证和修改的过程。
22.正式设计：根据监测信息，对初始设计进行验证或修改，在技术性、经济性以及安全性等方面均能满足生产要求的支护设计。
23.巷道顶板离层临界值：支护设计或工程实践分析确定的巷道顶板允许的最大离层值。
24.复杂地段：断层及围岩破碎带、应力集中区、顶板淋水区、裂隙发育区、巷道穿层地段、瓦斯异常区、大断面、大跨度巷道等地段。
25.异常情况：巷道位移、离层、锚杆受力等发生突变的情况。
26.顶底板移近量：顶板下沉量与底板鼓起量的总和。
27.顶板下沉量：在底鼓量很小，可以忽略的情况下顶底板的移近量。
巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 （一）锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年，机械式锚杆研究与应用； 1950~1960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； 1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用； 1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生； 1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多，有胀壳式、
树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境，在巷道支护方面积极发展锚杆支护，到1987年，英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术，从而扭转了过去的被动局面，煤巷锚杆支护得到迅速发展，经过近10年实验的基础上，又进行了改进和提高，到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家，自1932年发明U型钢支架以来，U型钢支架发展迅速，支护比重很快达到了90%以上，从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来，随着矿井开采深度日益增加，维护日益困难。面临这种困境，德国采用不断增加金属支架的型钢质量，逐步减小棚距的做法，这不仅使巷道支护费用增高，而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此，巷道维护困难的状况仍然难以改观，于是寻求成本低，运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广，现己应用到千米的深井巷道中，取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速，到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆，在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“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，在“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项目之一，
安全管理编号：YTO-FS-PD879 煤巷冒顶事故的原因分析和防范对策 通用版 In The Production, The Safety And Health Of Workers, The Production And Labor Process And The Various Measures T aken And All Activities Engaged In The Management, So That The Normal Production Activities. 标准/ 权威/ 规范/ 实用 Authoritative And Practical Standards
煤巷冒顶事故的原因分析和防范对 策通用版 使用提示：本安全管理文件可用于在生产中，对保障劳动者的安全健康和生产、劳动过程的正常进行而采取的各种措施和从事的一切活动实施管理，包含对生产、财物、环境的保护，最终使生产活动正常进行。文件下载后可定制修改，请根据实际需要进行调整和使用。 1 概况 付村煤业公司井田位于滕南煤田南部，设计生产能力为120万t/a，主采3上和3下煤层，以综采为主。三层煤直接顶板和底板为砂质泥岩，F＝4~6；老顶为细砂岩，F＝8~10。三层煤平均埋藏深度500m左右，煤体硬度F ＝1.0~2.0。 自1998年矿井试生产以来，在回采巷道中广泛采用了煤巷锚网支护技术，巷道一般设计为矩形，轨顺和运顺一般宽为4.2m，高为3.2m；切眼宽为7.2m，高为2.6m。其主要支护参数为：顶支护为挂菱形金属网，铺钢梯，安装大螺纹树脂锚杆，钢梯排距800~1000mm；锚杆间距760mm，排距800~1000mm，顶锚杆规格Φ20× 2200mm。帮支护为挂菱形金属网，安装普通钢筋锚杆，锚杆间距800mm，排距800~1000mm，锚杆规格Φ14×1600mm。 自采用锚网支护技术以来，曾发生过两次较大型冒顶
煤巷锚杆支护技术规范 1 范围 本标准规定了煤巷锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、煤巷锚杆支护监测及煤巷锚杆支护施工质量检测。 本标准适用于煤矿煤巷锚杆支护，也适用于半煤岩巷锚杆支护。 2规范性引用文件 下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件，其随后所有的修改单（不包括勘误的内容）或修订版均不适用于本标准，然而，鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件，其最新版本适用于本标准。 GB/T5224－2003 预应力混凝土用钢绞线 GB/T14370－2000 预应力筋用锚具、夹具和连接器 GB50086－2001 锚杆喷射混凝土支护技术规范 MT146.1－2002 树脂锚杆锚固剂 MT146.2－2002 树脂锚杆金属杆体及其附件 MT/T942－2005 矿用锚索 MT5009－1994 煤矿井巷工程质量检验评定标准 3术语和定义 下列术语和定义适用于本标准。 3.1 煤巷coal roadway 断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.2 半煤岩巷half-coal and half-rock roadway 断面中岩石面积（含夹石层）大于1/5到小于4/5的巷道。
锚杆支护bolt supporting 以锚杆为基本支护形式的支护方式。 3.4 锚杆杆体破断力breaking force of bolt bar 锚杆杆体能承受的极限拉力。 3.5 锚杆拉拔力pulling force of bolt 锚杆锚固后，拉拔试验时，锚杆破断或失效时的极限拉力。 3.6 锚固力anchor capacity 锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时，所能承受的极限载荷。 〔MT146.1－2002，定义3.8〕 3.7 设计锚固力 design anchor capacity 设计时给定的锚杆应能承受的锚固力。 3.8 树脂锚杆resin anchor bolt 〔MT146.1－2002，定义3.1〕 3.9 树脂锚固剂capsule resin 起粘结锚固作用的材料称锚固剂，树脂锚固剂由树脂胶泥与固化剂两部份分隔包装成卷形。混合后能使杆体与被锚固体煤岩粘接在一起。 〔MT146.1－2002，定义3.2〕
锚杆（锚索）支护设计技术参数 一、锚索设计承载力 钢绞线直径为φ15.24mm 时230kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时320kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。 二、锚索设计破断力 钢绞线直径为φ15.24mm 时260kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时355kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时504kN 。 三、锚杆（锚索）支护参数校核 1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L ≥L 1+L 2+L 3 式中L ——锚杆总长度，m ； L 1——锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），m ； L 2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ，帮锚杆取帮破碎深度c ），m; L 3——锚入岩（煤）层内深度，m 。 其中围岩松动圈冒落高度 b=顶 f H B ??? ? ? -+?245tan 2ω 式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高； 顶f ——顶板岩石普氏系数； ω——两帮围岩的似内摩擦角，ω=()顶f arctan 。 ? ?? ? ? -?=245tan ωH c 2、校核顶锚杆间、排距：应满足 γ 2kL G a < 式中a ——锚杆间、排距，m ；
G ——锚杆设计锚固力，kN/根； k ——安全系数，一般取2；（松散系数） L 2——有效长度（顶锚杆取b ）; γ——岩体容重 3、加强锚索长度校核，应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度，m ； a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ； c a a f f d K L 41? ≥ 其中： K ——安全系数； 1d ——锚索直径； a f ——锚索抗拉强度，N/㎜2； c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）？ b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m ； c L ——托板及锚具的厚度，m ； d L ——外露张拉长度，m ； 4、悬吊理论校核锚索排距： L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1] 式中 L---锚索排距，m ； B---巷道最大冒落宽度， m ； H---巷道最大帽落高度， m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，kN/m 3（包括顶煤+直接顶） L 1---锚杆排距, m, F 1---锚杆锚固力, kN;70
峰峰集团 煤巷树脂锚杆支护技术规 第一章总则 第一条煤巷锚杆支护技术是煤炭部“九五”主要科技推广项目之一，是我国煤矿回采巷道支护改革的方向，是实现煤矿高产高效的有效途经。为推动我公司巷道支护改革，确保安全第一的生产方针和煤炭工业有关法规、政策在该技术推广工作中的落实，正确进行锚杆支护设计，保证巷道施工质量，促进煤巷锚杆支护技术健康发展，特制定本规。 第二条针对煤巷锚杆支护技术的发展水平，结合峰峰矿区的地质条件，我公司煤巷锚杆支护技术原则上在大煤顶层工～Ⅲ类围岩条件下推广应用。全煤(留顶煤)及IV、V类围岩条件下的锚杆支护技术，目前正处于研究、试验阶段，还没有系统的支护理论和方法，其设计可参照本“规”执行，但必须把锚索作为辅助支护手段，并要作专项设计报集团公司审批。第三条新区采用锚杆支护时，必须先进行基础数据的搜集，测试工作，并依此进行锚杆支护设计。设计结果报集团公司审批、备案。 第四条煤巷锚杆支护是一个技术含量较高的新型支护形式，因此，现场施工管理工作必须到位，各级管理人员都要加强对现场支护工作的监督检查，严格按设计要求进行施工，及时解决、处理现场存在的问题，以保证煤巷锚杆支护技术健康、稳定地发展。 第五条煤巷锚杆支护设计要贯彻地质力学评估→初步设计→施工检测→信息反馈→修改设计的原则，使结果更趋合理。 第二章设计前的准备工作 (一)组织机构 第六条煤巷锚杆支护技术使用单位都要成立领导小组，组长由开掘副矿长、副总担任，组员由技术、调度、工资、区队负责人组成，负责统一安排和协调工作。 第七条矿技术部门要有专职工程技术人员负责煤巷锚杆支护的技术工作。区队主管技术人员负责锚杆支护的技术工作，主管区长负责煤巷锚杆支护的施工管理工作。 第八条施工煤巷锚杆的区队要相应成立区队长挂帅，主管技术员、各班班长、验收员参加的以质量验收为主的检查小组，负责做好小班施工质量的验收工作。 (二)地质调查 第九条煤巷锚杆支护设计前，必须对施工地区的地质情况进行一次全面、详细的调查，锚杆支护设计人员必须亲自搜集第一手资料，做好原始记录，掌握区域围揭露的地质构造以及邻近采面地质构造分布情况、顶板岩层塌冒高度和离层情况，调查施工地区巷道顶板及围岩的节理、裂隙发育情况，为锚杆支护设计提供可靠的基础资料。 第十条地质调查必须坚持深入井下现场观察记录、整理分类数据要可靠，正确地反映现场地质情况，以便科学地做好地质评估工作。 第十一条煤巷锚杆支护地质调查工作不仅仅是初始设计前的一次调查。在巷道开挖后，也要立即进行地质调查，设点观测，校核数据，进一步验证、修改初始设计，使锚杆支护参数更趋合理。 (三)打钻取芯(松动圈测定) 第十二条打钻获取岩芯必须选取能够代表施工巷道特性的岩层，打钻深度要超过1．5倍巷宽。 第十三条打钻前需先掘好钻窝，钻窝的布置应由锚杆支护设计人员确定，钻窝的规格应满足施工要求。 酽第十四条打钻时要有专门技术人员负责，首先要保证打钻角度与岩石层面夹角不小
巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计 孙巧龙 （淮北朔里矿业有限责任公司，安徽淮北235052） 【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。 【关键词】锚杆支护；合理设计；选择；巷道 1引言 在煤矿巷道的锚杆支护中，由于其对破碎岩体的加固效果好，又优于U型钢被动支护，加上劳动强度低、经济效益显著的特点，因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛，75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响，所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大，严重的冒落无法再利用。因此，煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性，以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面 巷道锚杆支护过程中，对于深部高应力的地点，在进行断面选择时，必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道，应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道，可采用梯形断面；复合顶板或破碎顶板的巷道，应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。 就斜切圆拱形断面来说，斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4，上肩窝部高度达到煤层顶板，下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明，其断面承压效果要比梯形断面好。但是，岩石掘进工作量大是其缺点，并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能 在锚杆的种类选择上，主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择，其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出
锚杆支护技术规范(正式) 第一章总则 1 为贯彻安全第一的生产方针，严格执行《煤矿安全规程》和煤炭工业技术政策， 确保正确地进行锚杆支护设计和施工质量，促进煤巷锚杆支护技术的健康发 展，特制定本规范。 2 锚杆支护巷道施工必须进行设计。锚杆支护设计要注重现场调查研究，吸取国内 外锚杆支护设计、施工和监测方面的先进经验，积极采用新技术、新工艺、 新材料，做到技术先进、经济合理、安全可靠。 新采区采用锚杆支护时，要进行基础数据收集并进行锚杆支护试验工作，锚 杆支护设计要组织有关单位会审，并报集团公司备案。 3 对在煤巷应用锚杆支护的有关人员（管理人员、工程技术人员及操作人员），都必 须进行技术培训。 4 在应用锚杆支护的巷道中，必须有矿压及安全监测设计。在施工中必须按设计设置 矿压及安全监测装置，并有专人负责监测。 第二章巷道围岩的稳定性分类 5 采用煤巷锚杆支护技术，必须对巷道围岩稳定性进行分类，为指导锚杆支护设计、 施工与管理提供依据。 6 巷道分类按原煤炭部颁发的《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》执 行。 7 煤层围岩分类指标以缓倾斜、倾斜薄煤层及中厚煤层回采巷道分类指标为基本分
类指标。其它条件下的煤巷（如煤层上山）稳定性分类指标，可根据具体情况对分类指标进行相应替代，详见表1和表2。 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层回采巷道分类指标 表1 煤层上、下山分类指标 表2
第三章锚杆支护设计 8 锚杆支护设计应贯彻地质力学评估—初始设计—监测与信息反馈—修改设计等四 个步骤。 锚杆支护设计参考以地应力为基础的煤巷锚杆支护设计方法，结合锚杆支 护实践，可根据直接顶稳定情况，按悬吊理论、自然平衡拱理论、组合梁理 论或锚杆楔固理论进行设计计算；亦可采用工程类比法进行设计。无论采用 哪种设计方法，都必须对支护状况进行监测，包括锚杆受力、巷道围岩表面 与深部位移及弱化范围、顶板离层等内容。根据监测信息反馈结果对设计进 行验证或修改。 第9条为进行科学的锚杆支护设计，必须具备表3所要求的原始资料。巷道施工后，根据实际揭露的围岩及地质构造等情况，对有关数据进行校核，为修改和完 善锚杆支护设计提供依据。
煤巷锚杆支护技术规范 ——现场施工、支护施工、质量监测 一、锚杆、锚索支护施工 一）、一般规定煤巷锚杆支护施工应按掘进工作面作业规程的有关规定进行。 掘进作业规程应规定锚杆支护的内容 1、锚杆的材质、规格、间排距、安装（包括药卷的种类、数量及使用要求）、锚固力等要求； 2、锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求； 3、锚网的铺设与其他锚固装置连接牢固等要求； 4、支护用的作业机具型号和有关技术要求（包括喷浆机具、锚杆钻眼机具、树脂药卷搅拌机具、张拉机具等）； 5、支护工艺（包括临时支护和永久支护工序安排说明）； 6、支护质量监测技术要求（锚杆扭矩、锚杆和锚索的抗拔力检查、顶板离层监测、保护层强度检测等试验器具及各类破坏性检查的控制要求）。 二）、临时支护锚杆支护巷道掘进工作面应采用临时支护，不应空顶作业，其临时支护形式、规格、要求等应在作业规程、措施中明确规定。煤巷掘进过程中的临时支护，是保证安全生产，提高掘进效率的一个重要因素。临时支护方法要求其操作简单方便，安全性能可靠，才能在生产过程中才能被有效地使用。目前在生产现场经常使用的临时支护通常有以下几种： 1、点柱式安全点柱点柱式安全点柱分为木点柱式和可伸缩式。木点柱取材简单，直接选用圆木作为点柱，成本较低。但是移动不方便，不能随着巷高变化而变化。影响锚杆支护作业，使得作业的空间减小，不方便锚网支护施工。所以木点柱是锚杆支护工艺淘汰的临时支护方式。可伸缩式的安全点柱有以下几种形式：金属摩擦支柱、内注式单体支柱、千斤顶式点柱。此类支护方式优于木点柱，能在一定程度上适应巷高变化。但是必须在将巷道工作面煤矸排出后才能使用，此类 临时支护也不能较好地满足快速施工的需要。 2、吊环前探梁支护吊环前探梁支护，是利用吊环安装在锚杆外露丝扣部位，前探梁贯穿在吊环中移动，从而使锚网施工操作人员在前探梁掩护下作业，操作空间宽阔。吊环前探梁支护克服了支柱笨重移动不方便的缺点，能适应巷道高度变化，同时也使锚网施工操作空间达到最大化。但存在以下不足：前探梁不能接顶，不能对顶板起直接支撑作用，仅能对跨落矸石起缓冲作用，对前探梁下工作人员不能起到本质的保护作用；上下山施工中，前探梁下蹿易造成伤人事故，故在上下山施工中也不能很好的应用。 3、掘进机机载式临时支护利用综掘机的泵站供高压液压油，经溢流阀到操作阀，再经分流集流阀分流，控制截割臂上架体的折叠、伸缩等油缸，托住暴露的顶板，起到临时支护的作用。该临时支护存在以下问题：局部影响综掘机司机的视线；支护面积较小，不能覆盖一个循环进尺范围内顶板；使用临时支护时，截割头离迎头距离太近，造成了迎头操作空间狭窄。 三）、顶板支护锚杆支护巷道落煤（岩）后，应及时进行顶板支护。若两帮煤体稳定，帮锚杆施工可适当滞后，滞后距离和最大空帮时间应在作业规程、措施中明确规定。爆破或综掘机落煤后，快速将掘进工作面煤矸耙运到后方，使其达到方便锚杆安装的适当高度，创造出煤与锚索施工安装平行作业的条件，提高劳动效率。规范对煤巷锚杆支护要求及时支护，说明了煤巷锚杆及时支护的重要性。及时支护是锚杆支护工艺技术的关键环节，通常讲的是露头就锚。及时支护体现以下要求： 1、安全性。在循环进度范围内暴露的顶板都必须先支护好，方可再进行下一道工序的施工，以保护作业区内的人身安全； 2、保障质量。
根据1552工作面围岩柱状资料分析，15#煤层顶板直接顶为粘土岩，厚度1.0-1.5m ，施工时，极易垮落，掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进，采取锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高强度锚索做辅助支护。根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验，确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。 二、支护参数设计 ㈠采用类比法合理选择支护参数：根据15#煤层邻近巷道的支护经验，1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆，间距1000mm,排距900mm ；选用1x7丝φ15.24mm ，锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。 ㈡采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 L = KH+L 1+L 2 式中：L ——锚杆长度，m H ——冒落拱高度，m K----安全系数，取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m L 2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m 其中： H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m 式中：B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中：a 、b ——锚杆间、排距m Q ——锚杆设计锚固力，50kN/根； H ——冒落拱高度，取0.58m ； K ——安全系数，取2； r ——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m
煤巷锚杆支护的探讨 发表时间：2009-11-23T15:32:56.107Z 来源：《中小企业管理与科技》2009年6月上旬刊供稿作者：杨永金[导读] 巷道几乎在开挖的同时及出现围岩的开裂、离层、或松动，普通锚杆未施加预应力，不能阻止这些初起的破坏杨永金 (徐州矿务集团有限公司庞庄煤矿) 摘要：该文从支护与围岩结构的钢度匹配问题；施工机械化水平较低锚杆机具功率小单进低；锚杆支护设计都采用类比选择的方法,多凭经验，缺乏科学；思想制约生搬硬套对锚杆支护的认识受局限四个方面阐释了煤巷锚杆支护，具有一定借鉴意义。关键词：煤巷锚杆支护认识局限探讨 0 引言 庞庄煤矿张小楼井年产煤12Mt，自80年代初开始使用锚杆支护技术以来，7、9煤层为主采煤层，煤层赋存稳定，结构简单，煤厚平均为2.5m，倾角00～280，平均150，煤层普氏系数f=3左右。已先后在岩巷、煤巷中使用，支护材料从快硬水泥锚杆逐步过渡到树脂锚杆，使用范围从浅部的-50m到深部的-1025m水平；煤巷锚杆支护的巷道占100%，支护技术得到全面的发展和推广应用，从实体、沿空、大断面巷道，孤岛工作面条件的巷道及特殊地段的岩巷。从推广锚杆支护的条件来看，我们坚持先易后难、由点到面的原则。先在实体煤巷进行试验，然后在大断面切眼、皮带机道、回风道孤岛条件进行锚杆支护，最后发展到把锚杆、锚索联合支护技术应用在煤仓下口悬吊梁锁口上，副暗斜井绞车房大断面岩巷铜室支护上，我们进行高强锚杆、锚索支护，来提高岩巷的支护等级，总回风巷、岩巷交叉点支护上，也进行高强锚杆、锚索支护，增加护顶强度，并取得成功。并在综采大断面切眼、综采面拆除及在无煤柱开采的沿空掘巷中使用该项技术。为了适应深井地质条件变化下安全开采，对深部复合顶板煤巷锚杆支护参数进行了理论计算，并在实践中进行应用，取得了一些成功经验。在设计、施工工艺、巷道监测管理等方面也都有长足的进步和发展。但如何进一步提高锚杆支护质量，确保支护的安全性和可靠性，提高锚杆支护设计的科学性和实用性，进一步降低支护成本，是当前煤巷锚杆支护工作的重要内容，也是每一位工程技术人员的重要职责。 1 支护与围岩结构的钢度匹配问题 巷道几乎在开挖的同时及出现围岩的开裂、离层、或松动，普通锚杆未施加预应力，不能阻止这些初起的破坏。只有当围岩的开裂位移达到相当的程度以后，锚杆才起作用，这是围岩以几乎丧失抗拉和抗剪的能力，加固体的抗拉和抗剪主要依靠锚杆来实现。也就是说，锚杆和围岩不同步承载，先使围岩受力破坏，达到一定程度后锚杆开始承载。这就产生，支护结构与围岩的钢度匹配问题。而组合支护中，容易造成锚索初张力较大，围岩初期变形主要集中在锚索上，锚杆、锚索不能有机组合，二者起不到相互加强的作用。通常条件不明显，支护的成功容易掩盖问题的实质，但在高地压、高地应力区域，问题较突出，锚索往往在支护初期发生断裂，导致二者“各个击破”锚索钢绞线延伸率仅为3.5％，抗变形能力差，与锚杆承载不同步。按目前的技术水平，高性能预应力锚杆预应力不超过60～80kN，锚索预应力不超过100～120kN，才能达到同步承载。另外、高强锚杆材质至关重要，严把质量关，不合格锚杆坚决不能使用。 2 施工机械化水平较低锚杆机具功率小单进低 目前，我矿煤巷掘进全部采用炮掘，爆破参数选择和炮眼布置不合理，经常造成巷道超挖，顶板破坏严重，直接影响锚杆施工质量，尤其帮锚杆质量难以保证。另一方面，锚杆施工机具扭矩较小，不能预加锚杆足够的初锚力。因此，煤巷锚杆掘进应大力推广机掘、光面爆破和大功率机具，减少煤、岩破坏，保证巷道成型，提高锚杆质量，加快掘进速度。 3 锚杆支护设计都采用类比选择的方法，多凭经验，缺乏科学 锚杆支护设计多凭经验，缺乏科学依据。一方面支护参数过于保守，支护成本偏高，另一方面支护强度不够，容易造成安全隐患，甚至个别矿出现冒顶事故。因此，巫待进一步完善锚杆支护设计理论，提高锚杆支护设计的科学性和实用性。 4 思想制约生搬硬套对锚杆支护的认识受局限 在贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范》上，个别单位思想不解放，生搬硬套，对锚杆支护理论认识受局限，不能进行科学合理的选择支护材料和支护强度。如在集团公司下发的《煤巷锚杆支护设计规范》中规定，中等稳定巷道帮、顶锚杆的锚固力不小于100kN，250N·m≤扭矩≤300N·m，在施工中，他们监测检查就仅仅以锚固力、，扭矩、来选材衡量锚杆的支护强度，其实我个人认为，这种规定仅仅是一个最基本的要求，不能作为选材和衡量锚杆的支护强度的标准。尽管煤锚支护目前存在以上问题，但是我们在施工中采取了一定的对策，仍取得了成功的经验。 4.1 认真贯彻集团公司下发的《煤巷锚杆支护技术规范》，设计过程应严格遵循巷道围岩分类一初步设计一施工监测一信息反馈一优化设计的程序，充分考虑巷道围岩的可锚性，加强对围岩的分析，强调锚固力和初锚力的重要意义。 4.2 煤巷锚杆支护设计要贯彻“动态设计”的思想，不能生搬硬套已有设计。同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段，要根据具体地质条件的不同，选择不同的支形式和参数。 4.3 加强对围岩的分析，强调锚固力和初锚力的重要意义。每个巷道设计前，地质部们必须提供工作面详细的地质资料，包括伪顶、直接顶、老顶、直接底板的岩性。施工中，加强对围岩柱状、锚固力和初锚力以及围岩变形量的监测检查，建立健全监测检查制度，技术员负责收集整理巷道监测资料，每天一次，单位负责填写小班班检、区队日检、矿抽检制度表并当天报送技术科矿压组，矿压组对当天围岩柱状、锚固力和初锚力的报表数据进行及时分析、处理和反馈，存在的问题责令施工单位限期整改，重大问题必须停头整改，并追究责任人责任。区队技术员每天负责收集整理巷道监测资料，对支护条件改变的同时进行科学合理的完善变更设计。 4.4 煤巷锚杆支护施工应严格执行“三径匹配”的原则，坚持使用高强预应力锚杆。顶板预应力结构能否形成是判断支护形式合理性的标准，预应力结构的厚度和承载力是控制巷道变形的关键，没有预应力的锚杆形不成对围岩的主动支护结构。 4.5 尽可能保证围岩、锚杆、钢带、锚索同步承载，共同形成承载体，减少单个受力，以防各个击破。
矿区锚杆支护技术规范 .1 本规范是专门针对潞安矿区现有生产矿井所开采的3#煤层的地质与生产条件而编制的，旨在促进潞安矿区煤巷锚杆支护技术健康发展，为矿井实现安全高效创造良好条件。 1.2 根据《潞安矿区巷道围岩地质力学测试与分类研究报告》和《潞安矿区煤巷锚杆支护成套技术研究》的结论，在潞安矿区的煤巷中可以并应积极推广应用锚杆支护技术。 指导思想是：解放思想，实事求是，因地制宜，积极推广应用。 工作原则是：以科学的理论依据为指导，以严谨的态度抓好设计、施工和管理。 1.3 本规范适用于潞安矿区以锚杆支护作为主要手段的煤巷，包括： (1) 回采巷道（运输巷，回风巷，开切眼，瓦排巷等）； (2) 采区集中巷； (3) 煤层大巷； (4) 各类煤巷交岔点和峒室。 1.4 在进行煤巷锚杆支护设计前，必须有全面、准确、可靠的巷道围岩地质力学参数，包括地应力的大小和方向、围岩强度、围岩结构等。否则，不能进行锚杆支护设计。 1.5 煤巷锚杆支护设计采用动态信息设计法。设计是一个动态过程，充分利用每个过程提供的信息。设计应严格按五个步骤进行，即巷道调查和地质力学评估、初始设计、井下施工与监测、信息反馈分析和修正设计、日常监测。 1.6 煤巷锚杆支护材料的尺寸规格、力学性能与产品质量必须满足锚杆支护设计的要求，并符合煤矿安全有关规定。否则，不能下井使用。 1.7 煤巷锚杆支护施工应严格按照设计和作业规程要求进行，确保施工质量。 1.8 与煤巷锚杆支护技术有关的各级管理和技术人员，以及操作工人，都应进行锚杆支护技术培训。 1.9 本规范未涉及的煤巷锚杆支护技术问题，应按煤炭行业有关规定执行。 第二章巷道围岩地质力学评估与现场调查 2.1 巷道围岩地质力学评估与现场调查是煤巷锚杆支护设计的基础依据和先决条件，必须在进行支护设计之前完成。 2.2 地质力学评估与现场调查首先应确定评估与调查的区域，考虑巷道服务期间影响支护系统的所有因素，随后的锚杆支护设计应该限定在这个区域内。 2.3 地质力学评估与现场调查主要包括以下内容 (1) 巷道围岩岩性与强度 煤层厚度、倾角和强度；顶、底板各岩层的岩性、厚度、倾角和强度。 (2) 围岩结构与地质构造 巷道围岩内节理、裂隙等不连续面的分布，对围岩完整性的影响；巷道附近较大断层、褶曲等地质构造与巷道的位置关系，以及对巷道围岩稳定性的影响程度。 (3) 地应力
煤巷锚杆支护技术规范 1总则 1.1煤巷锚杆支护技术是一种先进的巷道支护技术。潞安集团公司所属各矿应积极推广应用煤巷锚杆支护技术。 1.2煤巷锚杆支护的合理性和可靠性是由先进的技术、合格的施工和严格的管理来保证的。推广应用煤巷锚杆支护技术时，要高度重视技术问题，同时强化管理。 1.3煤巷锚杆支护技术是不断发展的。各矿应根据自己的条件积极引进和推广应用新技术、新材料、新机具、新工艺。 1.4制定本规范的宗旨是促进潞安矿区煤巷锚杆支护技术的推广应用和健康发展，保证支护技术安全、可靠、经济，为采煤工作面的快速推进，矿井实现高产高效创造良好条件。 1.5本规范在潞安集团公司所属各矿研究、试验和应用煤巷锚杆支护技术的基础上，进行总结和分析，并结合国内外先进技术制定而成。 1.6本规范包括煤巷锚杆支护技术的7 个关键内容：测试、设计、材料、施工、检测、监测及管理。 1.7本规范适用于潞安集团公司所属各矿以锚杆支护为主要手段的煤巷和半煤岩巷。这些巷道包括： (l）回采巷道（运输巷、回风巷、开切眼等）; (2）采区集中巷； (3）煤层大巷； (4）各类煤巷交岔点和硐室。
1.8本规范未涉及的煤巷锚杆支护技术问题，应按国家、煤炭行业和潞安集团公司有关标准、规范和规定执行。 1.9 名词解释 (l）煤巷：煤层巷道，在煤层中掘进的巷道。 (2）煤层顶板煤巷：沿煤层底板掘进，顶板为煤层的煤巷。 (3）全煤巷道：在煤层中掘进，顶板、底板和两帮全部为煤层的煤巷。(4）大断面巷道：巷道宽度不小于5m 的煤巷。 (5）树脂锚杆：对巷道围岩起锚固作用的一套构件，包括杆体、树脂锚固剂、托板、螺母与减摩垫圈等。 (6）锚杆支护：以锚杆为基本支护形式的支护方式。 (7）杆体屈服载荷：锚杆杆体屈服时承受的拉力（kN）。 (8）杆体拉断载荷：锚杆杆体所能承受的极限拉力（kN）。 (9）锚固剂：将锚杆杆体锚固于钻孔中的无机或有机化学豁结材料。(10）锚固长度：锚杆杆体、锚固剂和钻孔孔壁的有效结合长度。（11）端部锚固：锚杆锚固长度不超过500 mm 或不超过钻孔长度的1/3 。 (12）全长锚固：锚杆锚固长度不小于钻孔长度的90 ％。 (13）加长锚固：锚杆锚固长度介于端部锚固和全长锚固之间。(14）锚杆拉拔力：锚杆拉拔试验时，锚杆破断或失效时的极限拉力（kN）。 (15) 锚杆锚固力：锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时，所能承受的极限载荷（kN）。
1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部，沿3上煤层顶板掘进，巷道底板标高在-203~-208m ，地表松散层厚度平均36m ；煤层厚度为3~3．83m ，平均3．4m ；煤层直接顶为砂质泥岩，厚度在0．60~．95m 之间，平均0．8m ；老顶为细砂岩，厚度15m 左右；底板为粉砂岩，厚度在1．158~．58m ，平均为4．9m 。 煤巷两侧及底板为煤体，粘聚力0．45MPa 、内摩擦角26°、容重1．33kg ／m 3、单向抗压强度6．35MPa ；煤巷顶板为砂质泥岩，粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2．76kg/m 3单向抗压强度20MPa ；原岩应力6．48MPa ；围岩稳定性系数为1．7，巷道围岩为Ⅳ类，属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢，设计强度240MPa ，托盘为铸钢托盘；两侧采用压缩木锚杆，设计强度17．6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3．1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中：1l 为锚杆外露长度，一般为0．1m ；2l 为被锚固围岩的厚度， 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中：p R 巷道围岩塑性区半径；o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1)，其值为 2．18m ；h 为巷道宽度或高度，两者之间取小值，即h =2．6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得： ①巷道顶板岩层： m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体)： m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2)，得锚杆锚固区围岩厚度： 煤巷顶板岩层：m l 23.12=
煤巷锚杆支护参数设计方法 煤巷的突出特点就是承受采动支承压力，围岩破碎，变形量大。巷道锚杆支护设计，首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估，对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如，是按采动影响时的支护难度设计支护，还是按照采动影响前的使用要求设计，不同的设计思想，结果大不相同。 目前，我国煤巷支护设计方法大致分为三类，即工程类比法、理论计算法及实例法。 1）工程类比法 工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验，通过工程类比，直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而，要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比，做出比较合理的设计方案，正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后，就可根据不同类别的岩层，确定不同的支护形式和参数。 （1）巷道围岩分类方法 围岩分类方法的研究工作历史悠久，早在18世纪，在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入，国内外围岩分类研究得到了迅速发展，据不完全统计，有影响的围岩分类有五六十种之多。 a. 普氏岩石分级法 该法用岩石坚固性系数f（普氏系数）来对围岩分类，f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现，它最重要的性质在于不论是何种抗力，以及这种抗力是如何引起的，而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践，并且有抽象概括的程序可取，所提出的岩石坚固性系数值简单明确，到目前仍有一定的使用价值。 b. 煤矿锚喷支护围岩分类 为了适应巷道锚杆支护的需要，原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类，见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素，是一种典型的多指标分类方法。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标，它是建立在对巷道围岩实测的基础上，几乎不作任何假设，用现场实测和模拟试验，研究围岩状态，找出围岩松动圈这一综合指标，用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握，受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后，依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈，中松动圈、大松动圈三大类六小类，如表2所示。
煤巷锚杆支护监测 1 煤巷锚杆支护监测 1.1 煤巷锚杆支护监测方法 煤巷锚杆支护监测分为综合监测和日常监测两种。综合监测的目的是验证或修正锚杆支护初始设计，评价和调整支护设计；日常监测的目的是及时发现异常情况，采取必要措施，保证巷道安全。 1.2 监测内容 综合监测的主要内容为巷道表面和深部位移、顶板离层、锚杆（锚索）受力状况；日常监测主要内容为顶板离层观测。 1.3 测站安设 每条锚杆支护煤巷应安设综合监测测站；每间隔一定距离安设一个顶板离层指示仪进行日常监测。当围岩地质和生产条件发生显著变化时，应增减测站和顶板离层指示仪的数目；复杂地段必须安设顶板离层指示仪。顶板离层指示仪安设时应紧跟掘进工作面。 1.4 绘制测站位置和仪器分布图 应绘制每个测站的位置和仪器分布图，测站的监测仪器应专门编号，以便测读时识别。 1.5 观测频度
距掘进工作面50m内和回采工作面100m内观测频度每天应不少于一次。在此范围以外，除非离层有明显增长，顶板离层仪的观测频度为每周一次。 1.6 综合监测 1.6.1 巷道表面位移监测 1.6.1.1 巷道表面位移监测内容包括顶底板相对移近量、顶板下沉量、底鼓量、两帮相对移近量和巷帮位移量。 1.6.1.2 一般采用十字布点法安设测站，每个测站应安设两个监测断面，基点应安设牢固。 1.6.1.3 巷道深部位移观测范围不小于巷道跨度的1.5倍，孔内测点数不少于4个。 1.6.2 巷道顶板离层监测 1.6. 2.1 顶板离层指示仪的浅基点应固定在锚杆端部位置，深基点一般应固定在锚杆上方稳定岩层内300mm～500mm，若无稳定岩层，深基点在顶板中的深度应不小于巷道跨度的1.5倍。 1.6. 2.2 顶板离层值超过设计顶板离层临界值时，应及时采取补强加固措施。 1.6. 2.3 不能进行有效测读的顶板离层指示仪应立即更换，如果不能安装在同一钻孔中，应靠近原位置钻一新孔进行安设，原指示仪更换后，要记录其读值，并标明已被更换。新指示仪的基点安设层位与高度应与原测点一致。 1.6.3 锚杆、锚索受力监测
锚杆支护管理制度 1、锚杆支护作业必须严格按掘进工作面作业规程的有关规定进行施工。作业规程中必须明确规定锚杆（锚索）的安装质量、锚固力、预紧扭矩、间排距、外露长度、孔深及材料的规格等。支护材料的选择必须有明确的计算依据并符合产品的检验及使用要求。 2、施工断面超宽、超高大于500mm时，须变更支护设计，采用补打锚杆（锚索）或支撑式支护进行加固，对因为巷道片帮造成巷道任一帮超宽0.3米以上时，必须采取增补支护措施。并由分管安全的副矿长组织实施。 3、由于施工不当而造成巷道断面及支护变更时，应对施工单位给予处罚。 4、特殊地点采用特殊支护及加强支护措施时，其支护范围延伸至巷道正常段起点5米以上。 5、锚杆安装前，应检查树脂锚固剂性状。严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。 6、顶部锚杆推广使用扭矩螺帽快速安装工艺，安装时必须边搅拌边将锚杆推进至孔底，严禁先推进后搅拌，帮锚杆也应优先采用快速安装工艺，保证锚杆安装质量。 7、为了保证锚杆角度，掘进工作面推广使用液压、风动锚杆锚索钻机。 8、采用锚杆、锚索支护巷道，施工严格按作业规程和质量标准操作，端锚锚杆预紧力必须达到5吨及以上，加长锚固锚杆预紧力必须达行7
吨及以上，锚索预紧力必须大于7吨以上。锚杆、锚索的安装优先选用风动或电动涨拉机具。锚杆必须使用力矩手紧固；安装后1-2小时，必须对锚杆进行二次紧固。 9、采用锚杆（锚索）支护巷道，必须每50米预留一根锚杆、锚索进行一次锚杆（锚索）破坏式可锚性试验，具体试验办法由田占年、刘先裕安排制定。 10、安装树脂时，必须严格按设计要求的顺序和数量在锚杆孔中放置锚固剂。当少放或错放树脂锚固剂，以致不能过到设计的锚固长度时，按事故追查处理。 11、搅拌树脂锚固剂时，必须严格按标准掌握搅拌时间和胶凝等待时间。 12、井下运输、存放树脂锚固剂应注意避免受压、受折、受热，已破损或废弃的树脂锚固剂要带出地面挖坑掩埋或采用其他方式妥善处理，严禁混入煤流系统中。 13、对于断层破碎带、煤层松软区、地质构造变化带、地应力异常区、动压影响区等围岩支护条件复杂区域，必须及时调整支护措施，选择加密锚杆、全长锚固、锚索锚固等强化支护措施。 14、在锚杆支护作业时，如遇顶底板及两帮移近量显著增加，底板出现较大底鼓，顶板出现淋水或淋水加大，围岩层（节）理发育，突发性片帮掉渣，巷道不易成型，钻眼速度异常等情况，应立即停止作业，采取加强支护措施后方可继续作业。作业场所有任何人员，在认为情
锚杆支护参数的确定 一、锚杆长度 L≥L1+L2+L3------------------------- ① =0.1+1.5+0.3=1.9m 式中： L——锚杆总长度，m； L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度)，取0.1m； L2 ——锚杆有效长度或软弱岩层厚度，m； L3——锚入岩（煤）层内深度（锚固长度），按经验L3≥300mm。 (一)锚杆外露长度L1 L1=(0.1～0.15)m，[钢带+托板+螺母厚度+（0.02～0.03）] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L3 1.经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定： 第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.3.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;
四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200～250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度 宜为300～400毫米; 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150×150毫米; 六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿; 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm ～400mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85“第三节 锚杆支护设计”中规定： 第3.3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式(3.3.11-1)、(3.3.11-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3.3.11-1) cr st a f d f d k l 2214≥ (3.3.11-2) 式中la ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度（cm ）； d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径（cm ）； d2——锚杆孔直径（cm ）；