第25卷 增刊煤 炭 学 报Vol.25 Sup. 2000年 12月JOU RNAL OF CH INA COAL SOCIETY Dec. 2000
文章编号:0253-9993(2000)S0-0097-05
回采巷道围岩结构与裂隙分布特征
及锚杆支护机理研究
薛亚东,康天合
(太原理工大学采矿研究所,山西太原 030024)
摘 要:通过对西山、汾西、霍州等矿区9个煤矿21个煤层的调查统计,将回采巷道顶板按岩性与层次结构特征分为多层薄层顶板、复合顶板、厚层整体顶板和厚煤层顶板4种类型.针对不同围岩结构,通过相似材料模型试验,研究了巷道在无支护和锚杆支护条件下的变形破坏规律,指出了不同围岩结构的巷道支护重点,并对锚杆的支护作用进行了初步的分析.
关键词:回采巷道;围岩结构;锚杆;裂隙分布;相似模拟
中图分类号:T D263 5+3 文献标识码:A
回采巷道在煤矿开采过程中占有很重要的地位,它的维护状况的好坏,直接关系到整个矿井的生产效率和安全.由于回采巷道多为煤巷,且在其服务年限内,多受采动影响,因此它的变形破坏规律和稳定性与一般岩巷有很大区别.从大量现场煤巷围岩的调查结果可以看出,大多煤层岩体具有呈层性显著、强度指标低、变形指标高和裂隙发育等特点,因而回采巷道较难维护.锚固技术作为一种可靠有效的主动支护方式,在岩土工程中广泛应用.在一般煤矿岩石巷道中,锚杆支护也已成为一种主要的支护方式.但在回采巷道中,锚杆支护的应用却不能令人满意.本文拟从现场调查出发,研究回采巷道的围岩结构特征,并在此基础上,通过相似材料模拟试验,研究巷道的变形破坏规律和锚杆的支护作用.
1 围岩结构特征与力学特性
由于回采巷道多布置于较松软的煤层中,其稳定性主要受顶板围岩结构特征与力学特性的控制,因此笔者研究重点集中于巷道顶板岩体.通过对西山、汾西、霍州等矿区9个煤矿21个主采煤层的钻孔及采掘面地层资料的调查统计[1],将回采巷道顶板按岩层结构分为多层薄层顶板、复合顶板、厚层整体顶板和厚煤层顶板4种类型.表1为前3类顶板的岩层岩性与厚度分布的统计结果.各类顶板的主要特征见表2.由统计结果可以看出,泥岩、砂岩、石灰岩和砂质泥岩是组成煤系地层的主要岩石.表3为回采巷道各类顶板岩石的物理力学参数测定结果.可以看出,煤系地层岩石具有强度指标低和变形指标高的特点.
2 围岩裂隙分布特征
2 1 裂隙分布基本特征
通过对西山、汾西、霍州等矿区9个煤矿21个煤层40余条巷道围岩裂隙的组数、方位和密度的调查统计,发现围岩裂隙分布具有以下特征:裂隙组数较多,间距小,密度大;同一矿区不同岩石层位的裂隙发育程度和分布不完全相同;松软岩层的裂隙组数和密度一般大于坚硬岩层;多层薄岩层的裂隙较厚层整体岩层更为发育.
基金项目:煤炭科学基金资助项目(93建08386)
表1 顶板岩层岩性与厚度分布统计结果
Table1 The statistical results of roof property and thickness distribution
顶 板 类 别
岩 层 岩 性
煤泥岩砂质泥岩粉砂岩细砂岩中砂岩石灰岩
多层薄层顶板平均层厚/m0 571 251 451 001 050 951 57构成比例/%31 8039 409 1012 123 033 031 52
复合顶板下位薄岩层
平均层厚/m1 372 001 35 1 56
构成比例/%76 472 9414 71 5 88上位厚岩层
平均层厚/m 2 223 584 966 188 11
构成比例/% 11 7611 7620 5929 4126 47
厚层整体顶板平均层厚/m 4 093 915 246 297 127 54构成比例/% 21 7020 4810 8412 0514 4620 48
表2 顶板岩层结构主要特征
Table2 The main f eatures of roof strata
分类类 型主 要 特 征
多层薄层顶板由两层以上薄岩层组成,结构面间距一般小于0 3m,完整系数小于0 4,节理发育,层间错动,结构面多为泥质物充填,结合力差
复合顶板煤层之上有一层或几层软弱薄岩层(一般单层厚度<1 5m,总厚度<2 0m),薄岩层上部赋存一层坚硬厚岩层
厚层整体顶板煤层上直接赋存一层厚度较大(>3 0m)的整体岩层,结构面间距一般大于1m,完整性系数>0 75,结构面多为4或5级
厚煤层顶板巷道顶板为整体煤层
表3 回采巷道各类顶板岩石力学指标
Table3 The mechanical properties of roof rock for the actual mining roadways 岩 性密度/t m-3抗压强度/M Pa抗拉强度/M Pa弹性模量/M Pa泊松比
砂岩 2 4935 565 1046800 30
石灰岩 2 6157 256 0898860 37
泥岩 2 3029 212 9264760 36
砂质泥岩2 5131 242 9939170 25
表4列出了部分煤层的裂隙组数与1m2范围内裂隙条数的统计结果.平均裂隙组数为3 4,平均1m2范围内裂隙条数为8 6,表明煤系地层岩石裂隙较为发育.
表4 围岩裂隙分布统计结果
Table4 Fracture statistics in surrounding rocks
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2 2 裂隙分布的分维特征
由于岩层中的裂隙分布十分复杂,如果通过裂隙的组数、方位和密度进行裂隙分布特征描述,则不便于定量研究巷道围岩的变形特征和评价围岩的稳定性.大量的室内和现场研究表明,岩石中的裂隙分布具有分形特征[2,3],即裂隙分布满足n (L )=a 0L -D ,其中,n (L )为测量范围内长度大于等于L 的裂隙条数;a 0为回归系数;D 为裂隙分形维数.表5列出了巷道围岩裂隙的分维计算结果.其中,初始测量尺度L 0=500mm;n(1000)为通过式n(L )=a 0L -D 计算得出的1m 2范围内裂隙条数.通过对煤层和其它岩层进行比较可以发现,部分砂岩和砂质泥岩1m 2范围内的裂隙条数多于煤层,但从裂隙的分形维数可以看出,煤层裂隙的分维值普遍高于其它岩层,这说明煤层中的小裂隙较其它岩层更为发育.
表5 围岩裂隙分维计算结果
Table 5 Fractal m easurement and calculation of surrounding rock fracture
巷道名称岩 性n (L 0)n(L 0/2)n (L 0/4)n (L )=a 0L -D
n (1000)高阳6106砂岩3 014 541 0n (L )=411748L -1 88803 57高阳6103砂岩1 75 717 3n (L )=57645L
-1 6761
2 16高阳4302砂质泥岩
3 710 34
4 0n (L )=23224L -1 78864 00高阳7204砂岩
5 014 743 0n (L )=77945L -1 5535
6 81官地26402泥岩2 712 040 0n (L )=50720L -1 94612 94曹村10308石灰岩2 06 316 3n (L )=25307L -1 51462 88镇城底2410砂岩5 515 054 5n (L )=155589L -1 65706 65镇城底8107砂质泥岩4 214 343 7n (L )=156671L -1 69115 29辛置2-402泥岩3 511 329 3n (L )=49637L -1 53215 03辛置1-101泥岩2 6
7 422 6n (L )=42224L -1 56223 48忻州窑8920煤2 1
8 930 2n (L )=318003L -1 91042 36西曲2314煤3 412 346 2n (L )=367836L -1 83603 80阳泉8701煤2 310 331 5n (L )=285613L -1 87382 73王庄4309煤3 310 434 8n (L )=115783L -1 68254 15水裕1061煤5 116 660 6n (L )=325021L -1 78235 85新庄7301
煤
3 0
9 3
28 0
n (L )=70748L -1 6137
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3 相似材料模型试验
为研究回采巷道围岩结构特征与变形破坏规律的关系,评价锚杆的支护作用,笔者在现场调查的基础上,进行了室内相似材料模型试验.3 1 试验条件
模型试验采用常规相似材料模型试验方法.根据模型试验架和试验的要求,确定几何相似常数 l =
25,容重相似常数 =1 5,应力相似常数 =37 5.相似材料配比均按相应规范进行配制
[4].模型模拟实际范围为16m 12m,巷道尺寸为3 0m 3 0m.模拟岩层结构为煤系3种典型结构,即厚层硬岩顶板、复合顶板和多层薄层顶板,对应模型结构柱状图见图1.
模型试验分2组,第1组研究3种围岩结构下巷道无支护时的变形破坏规律;第2组研究巷道在锚杆支护作用下的变形破坏规律.试验中,锚杆采用金属丝与混凝土胶结来模拟,锚杆布置均为顶4帮3.3 2 试验结果分析
对硬岩顶板煤巷,无支护时,两帮首先出现裂隙.随着载荷增大,两帮下部沿59 斜角发生剪切破坏[5];载荷继续增大,巷道发生梯形大块冒落而破坏.锚杆支护时,巷道四角附近首先出现破坏裂隙;随着载荷增大,两帮上角处出现煤层压酥破坏,这一方面是由于煤层强度低,另一方面是因为顶板采用锚杆加固后,顶板变形冒落范围扩大,引起两帮集中应力增大;随着载荷继续增大,两帮上角塑性破坏区不
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增刊薛亚东等:回采巷道围岩结构与裂隙分布特征及锚杆支护机理研究
图1 模型结构柱状图
F ig 1 T he pillared g raphs of test mo dels
(a)厚层硬岩顶板模型;(b)复合顶板模型;(c)薄层组合顶板模型
断扩大.由于上帮的塑性破坏,减小了下帮所受的集中载荷,因而下帮稳定性较好.在实际生产中,将巷道断面设计为倒梯形有利于帮的维护.对复合顶板煤巷,无支护时,首先在两帮下部出现裂隙,两帮发生剪切滑移破坏;随着载荷增大,两帮裂隙呈 X 型发展,最终发生拉破坏,直接顶发生离层破坏.锚杆支护时,围岩的变形破坏规律与无支护时相似,只是由于锚杆的作用,围岩的承载能力提高,抗变形能力增强,尤其是顶板锚杆将直接顶与老顶锚固在一起,顶板的完整性提高,防止直接顶发生离层破坏.另外,由于两帮的大量片帮,使帮锚杆几乎丧失作用.因此,应增加帮网,防止片帮发生.
对多层薄层顶板煤巷,无支护时,两帮首先出现拉破坏,底板两侧剪切断裂,顶板下沉;随着载荷增大,两帮严重破坏,最后顶板离层,形成多层抛物拱式破坏.锚杆支护时,首先在两帮出现小裂隙,继而在煤层与顶、底板之间的层面出现错动裂隙,这是因为顶板和两帮加固后,顶板和帮的压缩变形量减小,而层理面的强度较低,所以容易发生层间错动;随着载荷增大,两帮发生片帮破坏,顶板弯曲下沉,并在靠近巷道中部的地方出现拉破坏裂隙,顶板与煤层之间出现严重滑动破坏;最后,两上帮锚杆由于片帮而失去加固作用,顶板发生拉破坏.由试验分析得出,不同类型的围岩结构,巷道发生变形破坏的规律不同,因此支护的重点和方式也应不同.表6总结了不同围岩结构巷道的受力破坏形式.
表6 不同围岩结构巷道的受力破坏形式
Table 6 The loading and deformative forms of roadways
编号巷道模型支护
受力破坏形式
两 帮
顶 板最终破坏形式
支护重点
1厚层硬岩顶板煤巷无剪切楔形剪切大块梯形大块梯形垮落两帮2复合顶板煤巷无张拉鼓形张拉大垮落拱下沉抛物拱两帮3多薄层顶板煤巷无剪切倒楔形张拉多层垮落拱多层抛物拱两帮4厚层硬岩顶板煤巷锚杆剪切倒楔形剪切多层倒梯形多层倒梯形垮落倒梯形断面5复合顶板煤巷锚杆张拉鼓形剪切倒梯形倒梯形垮落拱两帮加网6
多薄层顶板煤巷
锚杆
剪切倒楔形
不规则体
不规则垮落
两帮角
通过对两组试验结果的对比分析,可得出以下结论:
(1)锚杆支护能改变围岩的受力状态,使围岩应力由二维改变为三维状态.根据摩尔强度理论,围岩
的抗剪切破坏强度将由单轴抗压强度 c 提高到 c = c +P/ab tan 2
( /2+45 ),其中,P 为锚杆锚固力;a ,b 分别为锚杆间排距.
(2)锚杆支护可以提高围岩的内摩擦角.从试验结果可以看出,有锚杆支护时巷道围岩内摩擦角平均
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煤 炭 学 报
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比无支护时提高15 ,因而提高了围岩的自身承载能力.
(3)由于回采巷道两帮相对较为松软,因此巷道的变形破坏多由帮的破坏开始.如果两帮发生片帮破坏,将使帮锚杆失去支护作用,所以应注意维护帮的完整性.
(4)不同围岩结构的巷道,顶板和两帮的破坏形式不同.两帮的破坏形式主要有:鼓形、楔形、倒楔形和片帮;顶板的破坏形式主要有:单一大垮落拱、多层垮落拱、倒梯形大块垮落体和不规则体垮落等.针对不同破坏形式,应配合相应的支护方式.
4 结 论
根据岩性和层次结构特征,巷道围岩(特别指顶板)可分为多层薄层顶板、复合顶板、厚层整体顶板和厚煤层顶板4种类型.巷道的受力破坏规律和形式受围岩结构,特别是煤层与顶、底板强度对比关系的影响.一般规律是:煤层相对顶、底板越软,则两帮多发生楔形或倒楔形破坏,顶板易形成大块状垮落体;煤层相对顶、底板越硬,则两帮多发生片状或鼓形破坏,顶板易形成单抛物拱垮落体.锚杆支护改变了围岩的强度对比关系,改善了围岩的受力状态,提高了围岩的抗变形破坏能力.回采巷道的变形破坏多从两帮开始,并最后导致顶板和巷道整体破坏,因此应特别重视两帮的维护,保证两帮的完整性.参考文献:
[1] 康天合,薛亚东,靳钟铭.基于围岩条件与动载作用的回采巷道锚杆支护设计原则[J].岩石力学与工程学报,
1996,15(增刊):571~576.
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作者简介:
薛亚东(1971-),男,山西人,讲师.1996年毕业于山西矿业学院,获硕士学位.发表 基于混合算法人工神经网络锚杆支护参数预测方法 和 回采巷道围岩结构特征与变形破坏规律的试验研究 等论文10余篇.
Study on the strata and fracture features of surrounding -rocks
and the bolting effect in actual mining roadways
XUE Ya -dong ,KANG Tian -he
(T aiyuan Univ ersity of T e ch nology ,Taiyuan 030024,China)
Abstract:Based on the investig ation results of 21seams of the roadway surrounding rocks in 9m ines of Xishan,
Fenxi and Huozhou mine areas,the roof of roadw ays was classified into mult-i thin bedded roof,com pound roof,monolithic -thick roof,and thick coal seam roof four types.Some similar model tests had been done of these ty p-i cal structure of surrounding rocks.Through the similar model tests about variant strata features,the roadw ays deformation under w ithout supporting and w ith bolting conditions had been studied.T he supporting key points of different strata feature roadw ays w ere pointed out.And primary analysis and ex ploration about the bolting ef -fect had also been done.
Key words:mining roadw ay;surrounding -rock structure;bolt;fracture distribution;similar model test
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增刊薛亚东等:回采巷道围岩结构与裂隙分布特征及锚杆支护机理研究
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，
行业资料：________ 锚杆支护及其分类 单位：______________________ 部门：______________________ 日期：______年_____月_____日 第1 页共8 页
锚杆支护及其分类 锚杆支护实质上是把锚杆安装在巷道的围岩中，使层状的、软质的岩体以不同的形态得到加固，形成完整的支护结构，提供一定的支护抗力，共同阻抗其外部围岩的位移和变形。 (1)木锚杆。我国使用的木锚杆有两种，即普通木锚杆和压缩木锚杆。 (2)钢筋或钢丝绳砂浆锚杆。以水泥砂桨作为锚杆与围岩的粘结剂。 (3)倒楔式金属锚杆。这种锚杆曾经是使用最为广泛的锚杆形式之一。由于它加工简单，安装方便，具有一定的锚固力，因此这种锚杆在一定范围内至今还在使用。 (4)管缝式锚杆。是一种全长摩擦锚固式锚杆。这种锚杆具有安装简单、锚固可靠、初锚力大、长时锚固力随围岩移动而增长等特点。 (5)树脂锚杆。用树脂作为锚杆的粘结剂，成本较高。 (6)快硬膨胀水泥锚杆。采用普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸盐水泥加入外加剂而成，具有速凝、早强、减水、膨胀等特点。 (7)双快水泥锚杆。是由成品早强水泥和双快水泥按一定比例混合而成的。具有快硬快凝、早强的特点。 锚杆支护安全技术操作规程 第1条本规程适用于各类煤矿在掘进工作面从事锚杆支护作业的 人员。 第 2 页共 8 页
第2条锚杆支护基本支护形式是指巷道单体锚杆支护、锚网支护、锚网带（梁）支护。其他支护形式参照基本支护形式执行。 上岗条件 第3条锚杆支护工必须经过专门培训、考试合格后，方可上岗。 第4条锚杆支护工必须掌握作业规程中规定的巷道断面、支护形式和支护技术参数和质量标准等；熟练使用作业工具，并能进行检查和保养。 安全规定 第5条在支护前和支护过程中要敲帮问顶，及时摘除危岩悬矸。 1.应由两名有经验的人员担任这项工作，一人敲帮问顶，一人观察顶板和退路。敲帮问顶人员应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。 2.敲帮问顶应从有完好支护的地点开始，由外向里，先顶部后两帮依次进行，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。 3.用长把工具敲帮问顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。 4.顶帮遇到大块断裂煤矸或煤矸离层时。应首先设置临时支护，保证安全后，再顺着裂隙、层理敲帮问顶，不得强挖硬刨。 第6条严禁空顶作业，临时支护要紧跟工作面，其支护形式、规格、数量、使用方法必需在作业规程中规定。放炮前最大空顶距不大于锚杆排距，放炮后最大空顶距不大于锚杆排距+循环进度。 第7条煤巷两帮打锚杆前用手镐刷至硬煤，并保持煤帮平整。 第8条严禁使用不符合规定的支护材料： 1.不符合作业规程规定的锚杆和配套材料及严重锈蚀、变形、弯曲、径缩的锚杆杆体。 第 3 页共 8 页
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
新光集团有限公司新司发[2007]56号文 巷道锚杆支护管理规定 第一章总则 第1条为提高锚杆支护巷道的施工质量，保证支护效果，实现安全施工，特依据《煤矿安全规程》、上级有关规定、矿区近年锚杆支护实践制定本规定。 第2条各单位必须建立完善锚杆支护管理责任制，建立健全锚杆支护巷道质量保证体系。明确从班组、区队到矿井的各级管理责任，并落实到人，实现全方位、全过程的安全管理。 第3条各单位必须加强对锚杆支护的过程控制及各环节的管理。地测、技术、物管、区队等单位要分工负责、协调配合，切实做好地质资料提供、支护设计、施工机具和材料的供应、质量控制、监测监控、后路级护、支护效果分析、缺陷改正等工作。 第4条各单位必须对管理人员、技术人员及操作工人进行锚杆支护的技术培训。 第5条各单位要依靠技术进步，结合生产实际，积极推广应用新技术、新装备、新材料、新工艺，不断提高锚杆支护水平。 第6条各单位必须严格贯彻执行本规定。本规定未涉及的内容，按上级及集团公司有关规定执行。 第二章锚杆支护设计 第7条锚杆支护设计前，首先要做好地质力学评估工作。内容包括：现场地质条件调查，巷道围岩力学性质测定，围岩应力测定及短锚杆拨拉试验等。以判断其可锚性及支护难易程度，为围岩分类提供一份全面的地质力学资料。并对类似地质条件已掘巷道的支护状况进行分析，有关地质资料、图纸齐全。 第8条煤锚支护设计过程应遵循巷道围岩分类→初步设计→监测分析→优化设计的程序。做到围岩分类准确、设计科学合理。 第9条要贯彻“动态设计”的思想，不能生搬硬套已有设计。根据具体地质条件的不同，同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段，可选择不同的支护形式和参数。 第10条锚杆初步设计基本原则： 1、巷道应尽量采用矩形断面，在满足通风、运输、行人的前提下，巷道
东荣三矿复合顶板回采巷道锚杆支护参数确定 发表时间：2009-02-16T13:58:43.030Z 来源：《黑龙江科技信息》2008年9月上供稿作者：唐德龙[导读] 针对东荣三矿煤矿地质条件复杂，煤岩层赋存变化大 摘要：针对东荣三矿煤矿地质条件复杂，煤岩层赋存变化大，各种类型的褶曲、断层构造多，在工作面回采巷道支护中沿用棚子支护，影响了劳动生产率的提高和安全状况。通过对复合顶板巷道锚杆支护技术方案的分析、设计和施工，确定回采巷道锚杆支护的合理参数，保证了安全生产，有利于工作面的快速推进。关键词：复合顶板；顶板离层；锚杆支护；移近量工程地质概况；所谓复合顶板，其本质就是离层型顶板，即上覆于煤层厚度在 0.5～2.0m，与上部岩层胶结性差的一层直接顶。一般经采动影响，复合顶板因岩石强度低分层薄，其挠度比上部岩层大而向下弯曲，且上、下岩层胶结性差，附着力低，因而容易离层，在巷道发生局部冒顶的事故中，复合型的破碎顶板占相当大的比例[1～2]。由于东荣三矿以前采用棚子支护，严重制约了劳动生产率和职工的安全。结合该矿的具体地质条件和生产条件，在理论和现场试验的研究基础上，推广巷道锚杆支护技术，对减轻工人劳动强度，保证安全生产，具有重要的实际意义。 1 锚杆支护巷道机理 复合层状顶板条件，在层状岩层中开拓的巷道与均质的岩层中明显不同，岩层的层面有三种主要性质对开采是很重要的[3]。第一，垂直于岩层层面的抗拉强度低，个别出现明显裂隙的地方甚至为零。第二，是层面的抗剪强度比完整的岩层低。第三，是这类煤层中开掘巷道多不破顶，这三个特性决定了层状岩层对下煤层中开掘巷道产生的特殊力反应。对于层状煤层体中开掘巷道，其支护原则是：第一充发挥围岩的自承能力，即完整性，尤其是顶板；第二，是采取措施提高围岩的强度。而满足这两个要求的理想支护就是锚杆支护，这时通过锚杆提供的锚固力和预紧力，各层岩层被组合形成组合梁，一起发生弯曲变形。层状岩层在产生弯曲变形后，很容易产生顺层滑动，这时借助于锚杆提供的抗剪力、抗拉力以及由于锚杆作用，而使层面摩擦力增加，使岩层间的滑动得以控制。 2 回采巷道锚杆支护设计 2.1 围岩破坏范围的确定 2.1.1 两帮破坏范围 由于顺槽沿顶掘进，顶板赋存为倾斜，即巷道断面可视为直壁梯形，如图1所示。 此时两帮的破坏范围为C下、C上，又当巷道顶板倾角为0°时，即矩形巷道，此时巷道两帮的破坏范围C为：（1）式中：Kc—为采动应力集中系数（未受采动时取Kc=1，受采动时取Kc=2.0～2.5）； ?酌—为岩层平均容重，KN/m3； H—为埋深，m； Bc—为巷道挤压系数，一般取2.0～3.0； σm—为煤体的单向抗压强度，MPa； h—为矩形巷道高度，m； ?准—为煤体内摩擦角，度。 将h=h1=1.8m，?准=40°，σm=15Mpa，H=500m，Kc=1.0，Bc=2.5，?酌=25KN/m3代入到式（１）中有：C=0.9m 经推导下帮C下、上帮C上的估计式为：式中，α为倾角。将a=2.0m，C=1.0m，α=19°，?准=40°代入式（2）、（3）得： C下=0.60m，C上=1.20m。 2.1.2 顶板破坏高度 如图1所示，顶板的破坏高度△h可由下式确定： 式中，f为直接顶的普氏系数。将f=2，a=2m，C下=0.60m，C上=1.20m，代入（4）式，得：△h=1.0m 2.2 锚杆支护设计 2.2.1锚杆长度 根据上述计算，上帮的最大破坏范围1.20m，下帮的最大破坏范围0.60m，顶板最大破坏高度1.0m，因此，选取锚杆长度参数为：顶板：考虑到锚固段必须能够深入到未破坏范围以外300mm以上，建议锚杆总长度1.6m，眼深1.5m。上帮：考虑到锚固段必须能够深入到未破坏范围以外200mm以上，建议锚杆总长度1.7m。下帮：为了施工方便和锚杆锚固段能够深入到未破坏范围以外200mm以上，建议与顶板锚杆长度相同，即取锚杆长度1.6m。
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。
编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 巷道锚杆支护安全技术措 施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-3226-87 巷道锚杆支护安全技术措施(正式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 根据我矿工作安排，决定对C8运输顺槽掘进巷道、C8回风顺槽掘进巷道和采区回风巷道进行锚杆喷浆支护。特制定本安全技术措施。 一、锚杆机操作 1、检修锚杆机时必须退至安全地点。 2、按规定数量、型号、周期注油换油；按规定进行油脂过滤；定期清洗液压系统过滤器；严禁用普通棉纱擦试液压元件。 3、打锚杆时，严禁将手放在钻臂防护板与顶板之间，严禁用钻杆或其他物品硬顶锚杆。 4、液压泵工作期间，两钻臂及工作范围内严禁有人；严禁在钻箱和钻臂上爬站。 5、两站摆动时既不能碰撞两帮，也不能靠的太近，
以免钻架相互碰撞。 6、锚杆机工作过程中遇到紧急情况时，必须立即停机。 7、施工中如遇顶板出现淋水或淋水加大、围岩层（节）理发育、突发性片帮掉碴、巷道不易成形、钻孔速度异常、放煤炮顶底板及两帮移近量增加显著等到情况，应立即停止作业，向有关领导及管理部门汇报，并采取加强支护措施，必要时应立即撤出人员。 二、锚杆安装 1、卸下钻杆，安装带托盘及快速预紧力螺母的锚杆，操纵钻机给进阀杆，将锚杆升起使锚杆端头距钻孔口约一卷树脂固剂的长度。 2、按作业规程规定的规格、数量、顺序将锚固剂首尾相接装入钻孔。 3、操纵钻机给进阀杆推动锚杆，使锚杆端头顶住最后一卷锚固剂尾部，将锚固剂缓慢送入孔底。 4、旋转锚杆将其推到孔底位置，达到规定的搅拌
传统锚杆支护理论 传统的锚杆支护理论有悬吊理论、组合梁理论、组合拱（压缩拱）理论，近期又发展了最大水平应力理论等。 1、悬吊理论 悬吊理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层吊在上部稳定岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性。 对于回采巷道经常遇到的层状岩体，当巷道开挖后，直接顶因弯曲、变形与老顶分离，如果锚杆及时将直接顶挤压并悬吊在老顶上，就能减小和限制直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的。 巷道浅部围岩松软破碎，或者开掘巷道后应力重新分布，顶板出现松动破裂区，这时锚杆的悬吊作用就是将这部分易落岩体悬吊在深部未松动岩层上。这是悬吊理论的进一步发展。 根据悬吊岩层的质量就可以进行锚杆支护设计。 悬吊理论直观地揭示了锚杆的悬吊作用，在分析过程中不考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开，与实际情况有一定差距，计算数据存在误差。 悬吊理论只适用于巷道顶板，不适用于巷道帮、底。如果顶板中没有坚硬稳定岩层或顶板较软弱岩层较厚，围岩破碎区范围较大，无法将锚杆锚固到上面坚硬岩层或者未松动岩层上，悬吊理论就不适用。 2、组合梁理论
组合梁理论认为：在层状岩体中开挖巷道，当顶板在一定范围内不存在坚硬稳定岩层时，锚杆的悬吊作用居次要地位。 如果顶板岩层中存在若干分层，顶板锚杆的作用，一方面是依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象；另一方面，锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度，阻止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。这种组合厚岩层在上覆岩层荷载的作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度也减小，而且组合梁越厚，梁内的最大应力、应变和梁的挠度也就减小。 根据组合梁的强度大小，可以确定锚杆支护参数。 组合梁理论，是对锚杆将顶板岩层锁紧成较厚岩层的解释。在分析中，将锚杆作用与围岩的自稳作用分开，与实际情况有一定的差距，并且随着围岩条件的变化，在顶板较破碎、连续性受到破坏时，组合梁也就不存在了。 组合梁理论只适合于层状顶板锚杆支护的设计，对于巷道的帮、底不适用。 3、组合拱（压缩拱）理论 组合拱理论认为：在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边置锚杆群，只要锚杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即承压拱（也称组合拱或压缩拱），这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向荷载。在承压
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。
锚杆支护巷道管理制度示 范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月
锚杆支护巷道管理制度示范文本 使用指引：此管理制度资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进，同时考虑各个环节之间的关系，每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划，并将危害降低到最小，文档经过下载可进行自定义修改，请根据实际需求进行调整与使用。 开拓巷道普遍推广和应用了锚杆支护工艺,取得了良好 的支护效果,为了从技术上保证锚杆支护的可靠性和安全性, 加强巷道维护,使巷道支护达到标准化标准,特制定锚杆支护 巷道管理制度 1．锚杆巷道的测试结果，技术人员必须填写测试台 帐，及时汇报测试结果。 2．锚杆的锚固力及扭矩，施工队每天测试一次（20 根一组），每组测试不少于3根（顶部2根，帮1根）由 施工员监督，做好测试记录，每天将测试记录汇报生产技 术科一次。 3．锚杆测试标准为顶锚杆固力不少于70kN，帮锚杆 固力不少于50KN，岩石锚杆扭矩不小于（9#煤
10kg/m,，15#煤12kg/m）锚杆的外露长度自托板到螺母外不超过50mm。 4．现场锚杆实行标签管理。每排顶锚杆对锚固力和扭矩测试选1根贴标签，每排帮锚杆对锚固力和扭矩测试后选1根贴标签。贴标签工作由每班的带班长负责。 5．锚杆的测试结果由部门负责人每周汇总后报生产技术科一份，并由生产技术科和安全科每月对锚杆的锚固力，扭矩进行抽查，锚杆的锚固力，扭矩不得小于设计值的90%，否则该锚杆为不合格，合格率达不到100%时，各施工队组必须全部重新锚固。 请在此位置输入品牌名/标语/slogan Please Enter The Brand Name / Slogan / Slogan In This Position, Such As Foonsion
2.1 巷道围岩控制理论 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出普氏冒落拱理论[1-2]，该理论认为：巷道开掘后，已采空间上部岩层将逐步垮落，其上方会形成一个抛物线形的自然平衡拱，下方冒落拱的高度与岩层强度和巷道宽度有关。该理论适用于确定巷道围岩强度不高、开采深度不是很大的巷道支护反力。20世纪50年代以来，人们开始用弹塑性力学解决巷道支护问题，其中最著名的是Fenner [3]公式和Kastner 公式[4]。 Fenner 公式为： ()[]10cot sin 1cot -??? ??+-+-=???σ?N i R r C C P （1） 式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0σ—原岩应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径；?N —塑性系数，κ??sin 1sin 1-+= N 。 Kastner 公式为： ()()?????sin 1sin 20sin 1cot cot -??? ??-?++-=R r C P C P i （2） 式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0P —初始应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径。 国内外巷道顶板控制理论发展很快[3-4]，我国在1956年开始使用锚杆支护，迄今为止，已有50多年的历史。锚杆支护机理研究随着锚杆支护实践的不断发展，国内外已经取得大量研究成果[5-10]。 （1）悬吊理论 1952年路易斯阿帕内科L(ouis.Apnake)等提出了悬吊理论，悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上，在预加张紧力的作用下，每根锚杆承担其周围一定范围内岩体的重量，锚杆的锚固力应大于其所悬吊的岩体的重力。 （2）组合梁理论
锚杆支护技术在三软煤层中的应用 【摘要】三软煤层指煤矿开采中遇到的软的顶板岩层、主采煤层和煤层底板岩层，煤层裂隙发育构造复杂，给掘进巷道及安全生产管理带来很大难度。本文通过工程实例介绍了三软煤层支护特点，并探讨了三软煤层巷道锚杆技术的有效应用。 【关键词】锚杆支护施工技术三软煤层 1 工程概况 蔚州矿业公司郑沟湾矿郑沟湾井位于河北省蔚县矿区，井田面积2.6平方公里，煤层厚度为1.6—2.6米，平均厚度2.1米。矿井开拓方式为混合式单水平开拓，采用混合式通风，采煤方法为走向长壁式全部跨落法。现矿井掘进支护推广使用锚杆支护。 2 三软煤层巷支护的特点 在“三软”煤层巷道的锚杆支护中，充分利用锚杆支护对锚固区内岩石的夹持和加筋作用有效的改善围岩体的力学性能，提高岩体的内聚力、内摩擦力和岩石的残余强度，同时利用支护过程中顶板、两帮、地板的变形相互联系、相互影响的作用机理，通过锚杆支护把一定范围的帮、顶岩石连接形成一种承载和抗变形结构，以达到控制巷道底臌，减少巷道围岩变形的目的。 3 锚杆支护选择 根据煤层回采工作面的巷道矿压观测结果，受采动影响时，工作面超前支撑压力影响范围为40米，压力值10.33MPa，支撑压力峰值在工作面前方15米左右，压力值14.99MPa，侧向支撑压力值距煤帮3～5米，两帮煤体挤压破坏值0.6～0.9米。 4 锚固方式的选择 顶板完整，压力不大时，采用端锚支护，设计锚固力≥60KN，杆体选用圆钢或螺纹钢。如果顶板较完整，压力较大，采用全长锚固支护。当顶板完整，稳定性好，巷道压力不大时，采用单体锚杆支护；如果顶板较完整，巷道压力较大时，采用桁架钢带锚杆联合支护。巷道帮锚杆采用树脂锚杆支护。 5 锚杆支护参数的选择 本掘进工作面掘宽2.8米，掘高2.5米；煤层伪顶为0.3～1.3米厚灰色页岩，直接顶为3.0～5.0米灰色细砂岩与粉砂岩互层，故顶锚杆支护主要起悬吊作用，计算侧压采用自然平衡拱法作为锚杆支护参数设计的理论模型。
锚网巷道支护设计说明书 一、地质条件 根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析，该巷道沿5#煤层掘进，煤厚为3.0-4.0m，煤层顶板多为k4细粒砂岩，局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩；煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩，局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示，在该段巷道可能遇见断层发育。 二、巷道断面 巷道采用锚网索支护、断面为矩形，设计规格：3.4m*3m（宽*高）巷道支护设计图（见附图1） 三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护 锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱，点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护 采用锚网索支护作为永久支护，支护材料为： 顶部：锚杆18mm*2200mm，Q500高强度螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度8mm 帮部：锚杆16mm*1800mm，Q335矿用螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度6mm 金属网：采用直径6mm钢筋焊接，网孔规格为70mm*70mm。
菱形铁丝网：采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网：采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数： （1）、锚杆设计长度计算： L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m， L2—锚杆有效长度1.50（顶部锚杆取免压拱高b） L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度，即锚杆有效长度L2，则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中：B—巷道开掘宽度，取3.4m ；σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。 （2）、锚杆间、排距计算: 式中：式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;
巷道锚杆支护 摘要 煤巷锚杆支护的技术已趋于成熟但是锚杆支护仍然存在较多问题。第一，锚杆支护工程隐蔽性强，监测技术不能完全满足煤矿的需要，安全可靠根本没有保证。第二，我国煤炭资源分布范围广，地质条件复杂多变，好多复杂地质条件下锚杆支护并未达到理想的支护效果。该设计是从锚杆支护的隐蔽性和我国复杂多变的地质条件等特点出发。围绕这些特点，从杆体材料，加工方法，支护设计理念、施工质量，检测设备，监测手段等方面入手进行试验研究，提高支护质量，实现高产高效。 关键词：巷道；锚杆支护；高强度锚杆；监测 1问题的提出 由于锚杆支护能够改变围岩的力学特性，能获得良好的支护效果，带来传统支护方式无法比拟的技术经济效益，在国内外已受到了普遍的重视并得到了快速的发展及广泛的应用。因此，探索正确的巷道支护理论、选择安全可靠的支护方法、确定经济合理的支护参数以及实用高效的施工工艺成了长期以来人们所致力解决的一个重大理论及技术课题，对于煤矿来说具有重大意义。锚杆支护是巷道支护的一次重大革命，它可以起到加固、悬吊、合成梁和挤压连接体等作用，在支护中使用锚杆可以改变岩体的受力状态，不仅增加了岩石本身的稳定程度，而且使被支护岩体由荷载变为承载体，提高了岩体承载能力。同时，大量工程实践表明，锚杆支护具有用料节省、巷道断面利用率高、支护及时、劳动强度小、经济效益高以及对巷道围岩变形的适应性好等诸多优。因而，井下巷道采用锚杆支护是一种行之有效的支护手段，成为世界主要产煤国家煤矿支护的主要形式，美国、澳大利亚的煤矿巷道普遍采用锚杆支护，其支护比例己接近100%，英法两国煤巷的锚杆支护比例也分别达到了50%和80%以上，而我国煤矿锚杆支护在煤巷中仅占20%左右，和世界先进水平相比存在较大差距。其主要原因是巷道事故率很高。巷道变形破坏、片帮冒顶等事故在地下工程中是最常见的。据不完全统计，煤矿事故中59%以上是巷道事故。究其原因，还是对巷道变形破坏规律认识不清、支护理论不完善，从而造成支护设计工程类比居多，缺乏科学的指导，巷道支护方式选择不合理，因而也就无法保证巷道在不同地质条件下稳定和安全使用。所以本文系统的介绍锚杆支护。
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
组煤 层 号 煤层厚度（m）层间距（m）稳 定 性 煤层 倾角 (平均) 可采 情况 夹矸 层数 煤层 结构 顶板 岩性 底板 岩性最大－最小 平均 最大－最小 平均 太原组 11 1.40-3.87 2.8110.05-31.50 17.01 稳 定 4 全区 可采 0-3 简单至 复杂 砂质 泥岩 泥岩 13 2.45-12.90 11.01 稳 定 4 全区 可采 0-10 简单至 极复杂 砂质 泥岩 泥岩 岩石力学性质试验成果表表6-1 名称岩性 抗压强度 （MPa） 抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa 11号顶板泥岩 12.0-15.4 13.8 0.31-0.59 0.43 1.02-1.73 1.34 11号底板砂岩 7.9-10.8 9.5 0.34-0.52 0.40 0.62-1.19 0.84 13号顶板细砂岩30.7 1.7 13号底板泥岩35.3 1.6 煤质分析： 1. 煤尘爆炸指数=V挥/100-A-W=38.37/100-4.19-9.35=38.37/86.46=44.37% 2. 煤尘爆炸指数=V挥/V挥+C=38.37/38.37+46.67=38.37/85.04=45.11%
1102回风巷支护设计 一、巷道概况 本矿南回风大巷巷道设计长度411m，巷道沿煤层底板掘进，掘进净宽度4740mm，掘进净高度3420mm。本巷道在钻孔ZK1区域（相距80m）。煤层顶底板情况及煤层特征情况分别见表3、表4。 表3 煤层顶底板情况表 名称岩石名称厚度(m) 特征 老顶砂岩，8.9 灰色，中细稳定，石英长石，紧密 直接顶泥岩 4.6 层理较发育、块状、性脆、易冒落 直接底粗纱岩8.3 灰白色、石英、胶结疏散、含砾 表4 煤层特征情况表 项目单位指标备注 煤层平均厚度m 2.75 煤层倾角°3～5 煤层硬度 f 2～3 较稳定 自燃发火期月3--6 绝对瓦斯涌出量 m3/min 1.41 煤尘爆炸指标% 45.11 二、巷道支护设计 1、支护方式及支护理论的选择 该巷道沿煤层底板掘进，直接顶为泥岩，层理较发育，易冒落，平均总厚度4.6m，老顶为坚硬的中细砂岩、泥砂岩，较稳定。采用锚杆、锚索联合支护方式，选用悬吊理论进行设计。 锚杆的作用，是将巷道易冒落的煤、岩直接悬吊在上面稳定的直接顶上，使岩层锚固紧密，防止松散。锚索锚固在深部围岩的老顶里，调动深部围岩的强度，对锚杆锚固
采场顶板支护方法和顶板控制 摘要：在实际生产过程中，工作面常有下述一系列矿山压力现象，并且习惯上用这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标。随着我国各种支护设备的使用，我国煤矿回采开采已进入现代化水平，工作面的推进速度，以及当工作面甩掉这些已发生错动的老顶时，时常发生顶板的周期来压，裂隙带岩层形成的结构将始终经历“稳定—失稳—再稳定”的变化。这种变化将呈现周而复始的过程。回采工作面应用的液压支架主要是由梁与柱组合而成的，不仅能实现支设与回撤的自动化，而且对顶板的管理和维护起到很关键的作用，使工作面推进一系列工序也同时实现了机械化，充分减轻了繁重的体力劳动。 关键词矿山压力回采开采周期来压液压支架顶板管理 一．巷道围岩控制理论与实践的发展 （1）巷道布置改革及无煤柱护巷技术 我国在采准巷道矿压理论指导下，形成了完善的巷道合理布置系统。在分析开采引起的围岩应力重新分部规律的基础上，研究沿空巷道一侧煤柱边缘带的应力重新分部和支架与围岩关系，掌握无煤柱护巷机理，推进无煤柱护巷技术。同时，发展整体浇注式巷旁充填技术，为沿空留巷的扩大应用开辟了广阔前景。 （2）研究巷道支架与围岩关系采用先进支护技术 研究巷道支架的合理性能和结构形式，既能有效地抑制围岩变形，又能与围岩变形相互协调，减少支架损坏和改善巷道维护。为此，
研制了适用于不同条件的U型钢、工字钢结构可缩性支架，完善了辅助配套设施，发展了支架壁后充填。 （3）软岩巷道围岩控制理论与实践的发展 自70年代以来，有计划地开展软岩巷道支护技术科技攻关。对软岩巷道围岩控制的基础理论、软岩的岩性分析及工程地质条件、围岩变形力学机制、巷道支护设计、施工工艺及监测进行全面系统研究。针对软岩的类别和变形力学机制，发展了锚喷网支护技术、U型钢支护壁后充填技术、防治底臌封闭支护技术、围岩爆破卸压和注浆加固技术。 （4）巷道围岩控制设计决策及支护质量与顶板动态监测 依据巷道围岩稳定性分类及巷道支护形式与合理支护参数选择 专家系数，预测巷道围岩稳定性类别、预计围岩移近量、选择支护型式、确定支护参数。实行巷道支护质量与顶板动态全过程监测，通过施工过程中的现场监测、信息反馈、不断修正支护设计和调整支护参数。使巷道围岩控制逐步由经验判断和定性评估向定量分析和科学管理转化。 二．采场上覆岩层活动规律的假说 自从采用长壁工作面开采以来，上覆岩层中是否存在着大结构，以及此结构是什么形式，一直是采矿科学研究的重要课题。 1.压力拱假说
锚杆支护技术的应用现状及发展趋势 摘要 基于国内外大量而广泛的锚杆支护技术的应用与研究，锚杆支护的优越性越来越得到认可，本文阐述了锚杆支护技术及其分类，总结了锚杆支护技术的作用原理，并对国内外锚杆支护的现状做了初步分析。运用支护设计中常用理论及方法，对锚杆支护的优缺点进行了分析和评价，高效机械化掘进与支护技术是保证矿井实现高产高效的必要条件，也是巷道掘进技术的发展方向。同时对实际支护工程中的某些不足进行了具体讨论，并对未来的发展趋势进行了初步分析。 关键词：锚杆支护；支护原理；应用现状；发展趋势
摘要 ··································································································· I 一、概述 (1) 二、锚杆支护技术的概念及其分类 (1) （一）锚杆支护技术 (1) （二）锚杆的分类 (2) （三）锚杆支护适用条件及优缺点 (6) （四）锚杆支护的设计与施工 (6) 三、锚杆的支护原理 (7) （一）目前，已经被广为接受的锚杆支护理论主要有如下几种： (7) （二）近年来，又提出了新的支护理论，主要有以下几种: (9) 四、国内外锚杆支护技术的应用现状 (10) （一）国外锚杆支护技术的现状 (10) （二）国内锚杆支护的现状 (12) （三）国内外锚杆支护技术的对比 (12) 五、锚杆支护技术发展趋势 (13) （一）锚杆支护技术的改进 (13) （二）锚杆支护技术的发展趋势 (15) 参考文献 (16)
一、概述 锚杆支护作为岩土工程加固的一种重要形式，由于其具有安全、高效、低成本等优点，在国际岩土工程领域得到了越来越多的应用。1872年，英国北威尔士的煤矿加固工程中首次采用钢筋加固页岩之后，1905年美国矿山中也出现了类似的加固工程。到了20世纪40年代，锚杆支护在地下工程中的应用在国外得到了迅猛发展。 目前，在澳大利亚和美国等国的地下工程支护中，锚杆支护已经占到了接近100％。我国于20世纪50年代开始试用锚杆支护技术，至70年代前期还处于探索阶段，直到1978年才开始重点推广，80年代开始向英国学习锚杆支护技术后推广到煤巷支护，90年代又向澳大利亚学习引进成套先进的锚杆支护技术，目前已得到较广泛的推广和应用。在一些矿区的锚杆支护巷道比例达到90%以上，有些矿井甚至达到了100%，取得了较好的技术与经济效益。国内现有楔缝、涨壳、倒楔锚杆、钢丝绳或钢筋砂浆锚杆、木锚杆、竹锚杆、内涨锚杆、管缝锚杆、树脂锚杆、水泥锚杆、爆扩锚杆、预应力注浆大锚索等十几个系列。 由于各种锚杆的构造不同，锚杆作用机理差异甚大，国内外大量工程实践证明，各种不同种类锚杆，在不同的地质条件下，有不同的“支护”效果。国内外锚杆支护成功的经验表明，合理的锚杆支护设计及详细的监测分析，不仅可保证回采巷道的安全可靠，而且可取得显著的技术经济效益和社会效益。 二、锚杆支护技术的概念及其分类 （一）锚杆支护技术 锚杆支护技术就是在土层或岩层中钻孔，埋入锚杆后灌注水泥(或水泥砂浆、锚固剂)，依靠锚固体与岩层之间的摩擦力、拉杆与锚固体的握裹力以及拉杆强度共同作用，来承受作用于支护结构上的荷载。通过锚杆的轴向作用力，将杆体周围围岩中一定范围岩体的应力状态由单向(或双向)受压转变为三向受压，从而提高其环向抗压强度，使压缩带既可承受其自身重量，又可承受一定的外部载荷，使其有效地控制围岩变形。 锚杆支护是在边坡、岩土深基坑等地表工程及隧道、采场等地下施工中均广