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工作面回采巷道支护参数确定及分析摘要：本文介绍了工作面回采巷道支护参数的确定及分析方法。
首先，研究了影响回采巷道支护参数的关键因素，包括巷道断面尺寸、地质条件、开采方式及支护备选方案等；然后，依据支护质量和支护成本的要求，采用经济效益最大化的方法，采用循环步骤操作，确定回采巷道支护参数；最后，结合已采巷道成熟经验，并结合支护效果模型，对确定的支护参数进行分析，评估其支护效果。
关键词：回采巷道，支护参数，参数确定，支护效果正文：一、工作面回采巷道支护参数确定1.1、影响回采巷道支护参数的关键因素回采巷道支护参数的确定要考虑的关键因素有：（1）巷道断面尺寸。
不同巷道断面尺寸使得巷道支护的方式有所不同；（2）地质条件，包括岩体的坚硬度、岩体的裂隙度、岩体的特性；（3）开采方式。
不同的开采方式可能对支护结构有不同的要求；（4）支护备选方案，在一定的地质条件下可以采用多种形式的支护方案，需要在安全、效率、费用等方面进行权衡来确定最优方案。
1.2、支护方案的确定确定安全可行的支护方案，主要采用经济效益最大化的方法，即在不超出支护质量和支护成本的条件下，获得最大的安全保护效果和经济效益，实现支护效果的最大化。
具体的，采用循环步骤操作，从地质、地貌、掌子面分布条件确定支护类型，推导最大可能安全系数，确定支护参数，实现安全、经济效益的双重最优。
二、工作面回采巷道支护参数分析2.1、采用经验式确定支护参数经验式可以有效地缩短支护参数的确定时间和测量费用，但其确定的参数可能不够准确。
因此，需要结合已采巷道的现场经验，针对特定的地质情况，积极地改进和完善经验式，以提高经验式的准确性。
2.2、支护效果模型评估经验式确定的参数，只能作为巷道支护的参考参数，最终是否合理，应根据支护效果模型评估，对支护参数和支护结构进行最终分析，以实现支护效果的最大化。
三、安全性研究3.1、支护失稳型式采用上述方法确定巷道支护参数后，还需要对支护失稳型式进行研究。
东荣三矿东二采区18＃层煤皮带上山掘进巷道支护参数设计1 概况东荣三矿东二采区18#层煤皮带上山掘进巷道位于东二采区深部，设计拉门位置在东二采区18#层联络巷内B6号点处，巷道施工方位为111°57′00″（N），坡度为沿煤层顶板上500mm页岩掘进，预计施工700m。
西北部有水采203乙组施工16#层轨道上山，东南部有203组施工东二采区轨道上山，掘进巷道周边无采掘活动。
巷道原设计为半煤岩掘进，支护采用锚喷钢带联合支护，锚杆为1.8m长预应力锚杆，喷厚为50mm，三排管理，钢带为 2.4m预应力钢带，间排距为1000×800mm。
巷道断面为矩形，宽2.7，高2.63m，每施工40m增加一躲避硐室，躲避硐室长3m，宽2m，高2.4m，实际施工过程中巷道由于受到围岩应力影响，两帮及顶板破碎严重，部分顶板出现跨落及露顶现象，不能满足安全生产的要求。
为了保证巷道的正常掘进及良好支护效果，确保巷道质量及减少巷道翻修工程量，决定采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护方式对巷道进行支护。
2支护参数设计2.1锚索支护参数设计由于巷道围岩性质变化较明显，设计每排3根锚索，具体布置见图1。
这样可有效减小潜在冒落拱的宽度和高度。
又根据相邻东荣二矿井下同煤层实测数据参考，在锚杆锚索联合支护作用下，顶板离层高度为h=3.5m，经计算皮带巷走向每米潜在冒落拱内岩体重量为：(1)其中Q：冒落拱内岩体重量，经计算取136.5kNL：巷道长度，单位长度则取1mD：巷道宽度H：冒落高度a：冒落拱面积系数，取a=0.6r：岩石容重，r=2.5t/m39.8（10）为重力系数，可以取9.8也可以取10同锚索排距:Lb(2)其中K1：安全系数，取1.44T：锚索额定破断载荷kN，取220Q：沿巷道走向每m潜在冒落拱内岩体重量经计算Lb应取3.35m，考虑实际工程需要取排距3.2m。
锚索锚固段长度Lc根据钢绞线许用拉力与锚固力同强度原则计算锚索锚固段长度Lc：(3)其中K2：锚固安全系数,考虑采动影响，取2P1：树脂与锚索粘结强度，N/mm2，取10故=919.5mm，取：LC=1000mm；则需：K2455或Z2455型药卷数量A为：A=(Φ孔2-Φ索2)×Lc/(Φ卷2×L 卷)=1.25卷。
煤层复合顶板巷道锚杆锚索支护的经验摘要：对复合顶板下的煤巷锚网支护的技术参数进行了分析确定，对支护效果进行了监测评估。
对类似条件下煤巷锚网支护具有借鉴意义。
关键词：锚杆支护技术参数支护效果Abstract: The compound roof under the roadway bolting with wire mesh technical parameters were analyzed to determine the effect of supporting monitoring and evaluation. Under similar conditions on the roadway bolting with wire mesh has a reference.Keywords: bolting technology supporting effect parameters前言南桥煤矿12采区、11采区、14采区和18采区均为上分层开采。
回采巷道全部使用刚性金属支架支护，变形严重。
据统计回收支架损坏变形率高达18.7%，支架报废率3.5%，支架实际丢失率1.67%。
为了改善支护状况、提高经济效益，选择沿煤层底板开掘回采巷道，使用锚网支护复合顶板，取得了显著效果。
一、锚杆支护结构锚杆目前主要有两种方式，顶锚杆为Φ20×2500mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆，帮锚杆为Φ20×2500mm无纵筋右旋等强锚杆，球形专用螺母，锚固剂采用2+Z2380姊妹树脂药卷。
通过锚固剂使锚杆端头与围岩固结在一起，巷道受压时，锚杆托板与锚固端间的岩层变形受到阻力，从而控制了松动岩层的冒落。
锚杆的支护效果与锚杆体的长度、抗拉强度、锚固剂及其用量、锚固段的围岩强度等因素有关。
二、主要技术参数试验巷道均为回采工作面进回风巷，巷道内的主要运输设备为SPJ—800皮带运输机。
原巷道设计为拱形断面，掘进断面8.6m2.在试验锚杆支护时，改为断面7.0m2的拱形断面，巷道宽3156mm，高2600m。
煤矿锚杆支护技术参数
一、锚杆材料参数
1.锚杆材质：锚杆一般采用高强度合金钢材作为材料，具有良好的抗拉强度和耐腐蚀性能。
2. 锚杆直径：根据不同巷道的条件和需要，锚杆直径一般为20mm到32mm之间。
3.锚杆长度：锚杆长度根据巷道的高度进行设计，一般为2m到5m之间。
二、锚杆布置参数
1.锚杆布置密度：锚杆的布置密度根据巷道围岩的稳定性要求进行设计，通常为每平方米布置6到8根锚杆。
2.锚杆锚固长度：锚杆的锚固长度一般为1.5m到2m之间，确保能够有效地抵抗巷道围岩的变形和压力。
3.锚杆锚固间距：锚杆的锚固间距根据不同巷道的岩层条件和压力进行设计，一般为1m到1.5m之间。
三、锚杆支护参数
1.锚杆预应力：锚杆的预应力根据巷道围岩的变形和压力进行调整，一般为6kN到10kN之间。
2.锚杆支护力：锚杆支护力在施工过程中要经过相关计算确定，一般为10kN到20kN之间。
3.锚杆锚固力：锚杆的锚固力需要根据巷道围岩的变形和压力进行计算，确保能够有效地支撑巷道围岩。
四、锚杆支护施工参数
1.锚杆支护施工速度：锚杆支护施工速度一般为每班次30根到50根
之间，具体根据巷道的长度和条件进行安排。
2.锚杆灌浆压力：锚杆灌浆压力应根据巷道围岩的密实程度进行调整，一般为10MPa到20MPa之间。
3.锚杆支护施工质量：锚杆支护施工质量应符合相关技术标准，确保
锚杆支护效果和巷道的安全性。
以上就是煤矿锚杆支护技术参数的一些基本介绍，通过合理的参数设
计和施工操作，可以有效地提高煤矿巷道的稳定性和安全性。
当然，实际
应用中还需要根据具体的矿井条件和需求进行调整和优化。
掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证一、锚杆、锚索支护参数计算(按断面宽3.4m*高2.8m 计算)按巷道断面为3.4 x 2.6进行验算，采用巾16 x 2200锚杆配合砼托板，锚索采用巾15.24 x 4800进行支护。
1、按悬吊作用理论锚杆支护参数的计算(1) 锚杆长度L 的确定：L=l i +l 2+l 3式中：I.锚杆外露长度，采用托板、垫片支护，11取160哑，12一锚杆有效长度。
12= 2fB 一巷道跨度。
取3400哑f 一普氏岩石坚固性系数，由于直接顶为复合性顶板，取最小值，4.512= B =377.8 哑13—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力(n dT c 1「等于杆体屈服或拉断承载力(d 2b 2)而得的公式估算：式中：d 一锚杆直径，16哑; %一杆体材料的设计抗拉强度，巾16螺纹钢锚杆设计抗拉强度为490Mpa 。
J 一锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0Mpa 。
锚杆长度：L=11+12+13=160+377.8+392=929.8 哑所以锚杆采用长度2200mm 能够满足使用要求。
(2) 按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d锚杆锚固力Q 等于锚杆杆体承载力P , P= — d 2b ，由P=Q 得： 4 2d = 1.13 ：Qt式中：Q 一按我矿现场抗拉拔力试验数据取7t 相当于68600N;。
t-锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa 。
1 d b 1 = - 2 3 4T16 x 490 4 x 5 =392 哑d = 1.13，— = 1.13 ；68600 = 0.0144m = 14.4mm同\-420 x 106 ■ t所以锚杆直径选择为16哑大于14.4哑可满足支护需要。
（3）锚杆排间距根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距（a）与排距（b）（通常a=b），及锚杆悬吊岩石载荷（G=a2l2Y ）等于锚杆的锚固力（Q）。
一、锚杆支护参数的计算1）锚杆长度的确定：顶锚杆根据悬吊理论计算：本矿的煤层顶板属中等稳定形，锚杆须锚入稳定岩石0.35米，锚杆外露0.05米，，则锚杆的长度L=l 1+l 2+l 3=1.3+0.35+0.05=1.7 (m)其中L 1------顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析得1.3米L 2------锚杆须锚入稳定岩石长度，取0.35mL 3------锚杆外露长度，0.05m结合锚杆支护技术规范要求及我矿生产实际选定锚杆长度1.8m2）锚杆间排距的确定： L= h K Q=1.02米，考虑巷道宽度间距取0.8米，排距取1.0米。
锚杆的抗拉力为 5.0吨，经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力实验，锚杆的抗拉力均在5.0吨以上。
其中 Q----抗拉力，取5.0k-----安全系数，取1.5 γ---岩石容重，取2.5T/m 3h----顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析得1.3米 考虑巷道宽度，间距取0.8米，排间取1.0米，符合理论计算要求。
二、锚索间排距的确定：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，3.1m；H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.6米；γ—岩体容重，取25KN/m3；L1—锚杆排距，1.0米；F1—锚杆锚固力，取50KN；F2—单根锚索的极限破断力，取210KN；θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，85ｏ；n—锚索排数，取2；L =2×210/［3.1×3.6×23-（2×50×sin85ｏ）/1］=2.5m 考虑巷道宽度，间距取1.6米，排距取2.0米，符合理论计算要求。
煤层集中皮带机道锚杆锚索支护参数设计及计算方法煤层平均厚度 3.5m，煤层结构简单，夹石层数1~2层，夹石岩性为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩，厚度一般为 0.20~0.40m，煤层顶板岩性为砂砾岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩；煤层底板岩性有炭质泥岩、粉砂岩、砂砾岩。
煤层集中皮带巷断面设计为矩形，巷道宽度 4.0m，高度 3.2m，采用锚网梁索联合支护方式支护顶板，锚网支护方式支护巷帮。
一、巷道锚杆支护参数设计（一）顶板锚杆支护参数确定1、锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。
1）锚杆长度的确定L=L1+L2+L3式中 L——锚杆长度，m；L1——锚杆外露长度，m；L2——锚杆有效长度，m；L3——锚杆锚固长度，m。
（ 1）锚杆外露长度L1的确定L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）m，一般 L1=0.05m（ 2）锚杆有效长度 L2的确定巷道顶锚杆有效长度 L2的确定：采用解释法中普式自然平衡拱理论确定 L2。
f ≥3时，L=1.8B/f式中 f ——普氏系数，取4.5；B——巷道跨度，取4m；L2= 1.8B/f =1.6m，取1.65m（ 3）锚杆锚固长度L3的确定L3= 0.3~0.4m，取0.3m。
因此， L=L1+L2+L3= 0.05+1.6+0.3=1.95m，结合矿井实际，取L=2.0m。
2）锚杆间排距的确定对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排距D按下式计算：D≤0.5 L=0.5*2= 1m3）锚杆直径的确定锚杆直径 d可按下式计算：d=L/110=2000/110=18.2mm，锚杆直径取 20mm＞18.2mm4）锚杆锚固力计算锚杆锚固力可按下式计算：Q KL 2 D 2 r式中 Q——锚杆锚固力，t；K——锚杆安全系数，取2~3；L2——锚杆有效长度，m；r ——视密度， t/m 3。
QKL 2 D 2 r=3*1.60*1*1.45=69.6KN ，采用直径 20mm 的等强螺纹钢锚杆通过树脂药卷锚固后， 锚固力约 70KN ≥Q=69.6 KN ，符合要求。
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。
2.2.2 锚杆间排距
a.顶板
按照顶板锚杆能够承担巷道断面内破坏区的全部作用力，考虑取破坏区以最大破坏高度所围成的矩形面积来计算（偏于安全），则沿巷道走向每米所需的锚固力为：
（5）
式中?酌z为直接顶的平均容重，取?酌z=25kN/m3；K为安全系数(K=1.5～2.0)，取K=2.0，代入（5）式，有：
PT=2×2×25×1.17×1=117KN
若按顶板锚杆锚固力RT=60kN，则沿巷道断面方向锚杆数n为：
=1.83根≈2根（6）
故取顶板锚杆间距1.0m，排距1.0m。
b.帮锚杆
为了便于管理和施工，取帮锚杆的间排距与顶板锚杆的间排距相同，即间距1.0m，排距1.0m。
2.3 锚固材料及锚杆布置
锚杆杆体为Ф20mm螺纹钢，钻孔采用Ф27mm钻头进行钻孔；树脂药卷直径为Ф23mm，其中顶板采用1个长度为500mm的药卷，锚固力达到70KN以上；两帮每根锚杆用1个长度为350mm的药卷，锚固力应达到50KN以上。
顶板采用150mm×150mm的碟形托盘，用Ф20mm的平光螺母固定；两帮考虑到爆破成巷将造成帮的参差不齐，碟形托盘与围岩接触效果差，不利于锚固力的有效保障，建议在帮上增加
300mm×200mm×40mm的含筋水泥垫板（如图3所示），在此之上，与碟形托盘和Ф20mm平光垫螺母固定。
2.4 巷道锚杆布置
如图3、图4所示，顶板锚杆成排布置，两帮锚杆呈三花状布置，以便使帮锚杆护帮均匀。
3 结论
采用巷道锚杆支护技术可有效的控制巷道围岩变形，锚杆不仅能够有效阻止顶板离层的扩展，增加顶板岩层的弹性模量、强度、内聚力和
内摩擦角等，而且能够增加顶板韧性和抗疲劳强度，改善顶板岩层的物理力学性质。
减少辅助运输量，运输环节及材料消耗，减轻了工人劳动强度。
支护作业采用机械化快速施工，简化了端头支护和超前支护，明显改善了端头区域维护状况，保证了安全生产，有利于工作面的快速推进。
同时在顶板管理、通风防火、辅助运输等方面减少或消除了安全隐患，极大地改善了安全生产环境。
参考文献
[1] 石玉波，刘云峰．复合顶板条件下巷道冒顶事故技术分析及预防[J].煤炭技术，2003.
[2] 李波．煤矿回采巷道复合顶板的稳定性分析及其控制[J]．煤炭技术，2006.
[3] 陈勇，于新锋．复合顶板巷道锚杆锚索支护技术探讨[J].能源技术与管理，2005.。
