巷道支护设计

巷道支护设计（精选11篇）

巷道支护设计 篇1

0引言

支护设计是在对巷道围岩地质力学进行正确地评估以及对巷道围岩稳定性进行合理地评价的基础上进行的, 其设计的科学性与合理性直接关系到锚杆支护工程的质量优劣、是否安全可靠以及经济是否合理等重要问题。现代支护设计方法以巷道围岩地质力学评估为基础, 在设计中能够很好地应用国内外锚杆支护技术最新的研究成果, 以及我国煤矿多年来的锚杆支护实践经验, 其设计结果具有较高的科学性和可靠性。

1支护形式设计

现代支护形式利用两种方法来分析确定, 一是以巷道围岩稳定性分类为基础的类比分析法; 二是以专家经验为基础的类比分析法。若定义巷道顶板围岩不稳定岩层的范围为:

式中: h—直接顶岩层厚度, m

Ld—顶板围岩松动破碎区的范围, m

针对巷道的围岩强度和应力的特征, 考虑到锚杆支护结构可以提供的最大支护强度以及性能, 并结合井下的长期工程实践, 可以确定巷道合理的支护形式。“锚网梁”结构是目前比较常用的支护结构, 是指锚杆托梁、梁压网、网护表的组合锚杆支护结构, 单根锚杆通过钢筋梯梁扩大了锚杆作用力的传递范围, 把个体锚杆组合成锚杆群共同协调控制不规则面的发展、 危岩的掉落, 增加岩体的强度, 同时利用金属网将锚梁之间裸露的岩体全部封闭起来, 从而大大增强了锚杆群体的作用和护表功能。“锚网梁”结构的支护特点是适应性强、护表效果好、 加固岩体性能稳定。但是支护结构相对复杂, 操作工序多, 对掘进速度有一定的影响。

2支护参数设计

研究表明, 当锚杆支护结构形式确定以后, 影响巷道支护效果的锚杆支护参数主要包括9个方面, 即锚杆杆体材质、锚杆直径、锚杆长度、锚杆配套附件、锚杆间距、锚杆排距、肩窝锚杆布置角度、锚固长度以及锚杆预紧力等。考虑到目前锚杆支护理论的发展水平, 对锚杆支护的主要参数 ( 包括锚杆直径、锚杆长度、锚杆间距等) 可使用数值模拟试验分析进行确定, 对于其他一些参数将考虑依据匹配设计原则, 运用工程类比分析和理论计算分析, 并结合现场工程实践的成功案例以及煤矿锚杆支护技术的发展方向来综合确定。

2. 1正交数值模拟试验分析优化锚杆主要支护参数

正交试验法, 就是在多因素优化试验中, 利用数理统计学与正交性原理, 从大量的试验点中挑选有代表性和典型性的试验点, 应用正交表科学合理地安排试验, 从而用尽量少的试验得到最优的试验结果的一种试验设计方法。正交试验法主要有两个特点, 一是各因素的各个不同水平, 在试验中出现的次数相同; 二是任何两个因素的各种不同水平的搭配, 在试验中都将出现, 并且出现的次数相同。因此, 正交试验法安排的试验方案是有代表性的, 能够比较全面地反映各因素、各水平对指标影响的大致情况。

锚杆支护参数的优化需要在巷道顶板和两帮分别进行, 根据巷道顶板和两帮围岩的变形破坏特征和巷道围岩稳定性的评价结果, 并结合现场工程实践的成功案例以及煤矿锚杆支护技术的发展方向, 考虑对锚杆支护参数进行优化。

2.2 工程类比与理论计算分析确定锚杆其他支护参数

2.2.1锚杆配套托盘及螺母的合理选择

锚杆托盘和螺母在选择使用时应与锚杆杆体相匹配。锚杆托盘的主要作用是把螺母锁紧力矩产生的上推力传递给巷道围岩, 产生初锚力, 同时围岩压力又通过托盘传递给锚杆产生工作阻力; 它的破坏载荷与杆体相等, 故其强度直接影响锚杆的锚固质量。托盘的形状和材质是衡量托盘质量好坏的两个指标。

锚杆螺母主要有两个功能, 即传递扭矩和满足锚杆安装要求, 目的是传递锚固力, 实现锚杆对围岩的密贴。普通螺母, 靠人工坚固, 承载能力低, 仍未摆脱锚杆初锚力低和被动支护的模式; 而新型快扭螺母由于设计时考虑了安装和承载功能, 外形尺寸加大, 一端增加封板和防松垫, 用于安装时能及时搅拌, 质量稳定、快速便捷、省时省力, 受力构件承载时, 能与杆体强度极限相匹配, 且使锚杆支护逐步实现主动支护。因此, 可以选择新型快扭螺母作为锚杆的配套螺母。

2. 2. 2锚杆支护“三径”合理匹配

“三径”是指锚杆直径、钻孔直径和树脂药卷直径, 它们是否合理匹配直接影响到锚杆的锚固效果, 以及锚杆支护的安全可靠性和经济合理性。

锚杆直径在前面的锚杆支护参数优化过程中已经选定, 它在设计时考虑了支护上的可靠性和经济上的合理性因素。对应于已设计好的锚杆直径, 匹配多大的钻孔直径才能使其锚固性能更佳, 这是一个十分重要的问题。已有的实验结果表明, 钻孔直径与锚杆直径之差为6 ~ 10 mm为宜, 且以7 ~ 8 mm为最好。在实际施工中, 钻孔直径选取考虑的是综合因素, 既要考虑锚固力大, 又要考虑锚固成本较低, 钻孔效率较高、便于施工和组织管理等。

树脂药卷直径选择时有两条规则: 一是在一定的钻孔直径条件下, 要保证数值药卷能够顺利安装; 二是在保证树脂药卷能够顺利安装的条件下, 尽量加大其直径。经综合研究和实践, 对于直径28 mm的钻孔, 其合理匹配的树脂药卷直径为23 mm。

2. 2. 3锚固剂参数的合理选择

可以按照如下经验公式计算树脂药卷的长度, 即:

式中:L—树脂药卷的总长度, m;L0—锚杆的锚固长度, m;ф1—钻孔直径, mm;ф2—锚杆直径, mm;ф0—树脂药卷直径, mm。

2. 2. 4锚杆预紧力的合理选择

锚杆预紧力是体现锚杆支护的主动性、及时性的主要指标。合理的预紧力可提高围岩的自支撑能力, 保证整个锚杆支护体系的支护性能得到充分发挥。锚杆预紧力主要是通过拧紧锚杆尾部的螺母, 压紧托盘实现的。锚杆预紧力与螺母预紧力矩之间的关系可以表示为:

其中k是比例系数, 主要取决于螺母与锚杆螺纹段间的摩擦系数、螺母与垫圈间的摩擦系数以及锚杆的直径。

因此, 提高锚杆预紧力的技术措施可以通过以下四条途径来实现: 1尽可能地增加安装锚杆时的预紧扭矩, 根据锚杆杆体材料和锚固剂的力学性能、锚固剂与钻孔的粘结特性, 在条件允许的情况下, 可采用大扭矩扳手、大扭矩锚杆钻机, 或者气动扳手进行锚杆预紧。2合理选择锚杆直径, 由于预紧力与锚杆直径成反比, 因此为了提高预紧力, 在满足支护强度的前提下, 优先使用小直径锚杆。3保证锚杆尾部螺纹与螺母之间的光洁, 减小摩擦当量角, 这可以通过控制锚杆的加工工艺或在尾部螺纹段涂抹润滑油脂等办法实现。4减小锚杆螺母与托盘或球垫片之间的摩擦力, 由于锚杆螺母与托盘或球垫片之间存在的水平摩擦力形成了摩擦扭矩, 消减了施工机具提供的预紧扭矩, 从而造成锚杆预紧力下降, 因此, 可在螺母与托盘或球垫片之间增加一块尼龙垫圈, 以降低摩擦阻力。

3结语

现代支护设计有其自身的优势和特点, 笔者通过介绍支护形式的确定方法, 并利用正交数值模拟试验分析优化锚杆主要支护参数, 利用工程类比与理论计算分析确定锚杆其他支护参数, 对现代支护设计进行了浅析, 为我国支护设计提供了一定的理论依据。

摘要：主要对现代支护设计进行了研究, 其具体思路是:首先根据锚杆支护结构形式以及支护参数的优化结果, 利用正交数值模拟试验分析法确定锚杆直径、锚杆长度、锚杆间距和锚固长度4个主要的支护参数;然后依据匹配设计的原则, 综合运用工程类比和理论计算等方法确定锚杆预紧力矩、护表构件参数、锚索规格与布置方式等其它支护参数。

关键词：巷道,支护,正交,参数

参考文献

[1]康红普.煤矿预应力锚杆支护技术的发展与应用[J].煤矿开采, 2011 (3) :25-30+131.

[2]侯朝炯, 郭宏亮.我国煤巷锚杆支护技术的发展方向[J].煤炭学报, 1996 (2) :113-118.

[3]王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J].煤炭学报, 2007 (2) :113-118.

巷道支护设计 篇2

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，巷道的设计高度和宽度还应预留适当的变形量。

2、必须选择性能稳定、技术含量高、符合企业标准的锚杆及其它支护产品。

第11条 支护设计方法可采用工程类比法、理论计算法或借助数值模拟等进行科学设计。采用工程类比法设计时，必须认真分析相似参考巷道的每件差异，并作相应的设计变更。

第12条 锚杆支护设计内容应包括设计说明收和设计图纸： 设计说明书内容：

1、巷道名称、位臵、用途、巷道规格参数；

2、地质条 件说明及围岩分类。巷道所处层位、煤层及顶底板岩性、类别、煤层硬度、周围采掘情况、构造、水文及瓦斯情况等。

3、锚杆几何参数（长度、直径）、力学参数（强度）、锚杆、锚索、桁架布臵参数（间距距、角度）及确定依据。

4、锚杆锚固参数（孔径、锚固长度）及确定依据；

5、锚杆预紧力矩（或预拉力）、设计锚固力；

6、护表构件（钢带、金属网形式）、强度、规格；

7、基于锚杆支护初步设计基础上的补强加固措施；

8、验证初步设计的观测与监测方案；

9、预计巷道受采动影响时可能出现的问题，以及应采取的相应措施； 设计图纸包括：锚杆支护三视图；临时支护三视图。

第13条 对难维护复杂条 件的支护设计，应体现提高支护强度和支护等级的思想。如大跨度、分岔点、软弱破碎不稳定围岩，应采用加长或全长锚固、锚带索、桁架等联合支护方式。

第14条 宽度2.4m及以下的简单条 件锚杆支护巷道，由各矿设计，报矿总工程师批准。

矿井或煤层首次采用煤巷锚杆支护、巷道宽度大于3.6m、中等维护型的沿空巷道、难维护型巷道或其它复杂地质条 件下，由锚杆技术公司或科研院校进行的锚杆支护设计，必须报集团公司备案。

第15条 软岩采用锚注支护时，注浆孔布臵、深度、注浆压力、注浆量、滞后时间等要在设计中规定。

第16条 岩巷锚喷支护，喷射混凝土设计厚度不得小于50mm，设计标号一般不低于150#，主要峒室不低于200#。

煤巷原则上不采用喷射混凝土支护，如确需喷射混凝土的，其喷射厚度、标号应根据具体条 件在设计中确定。

第17条 支护设计的调整和优化。锚杆支护设计人咒要了解掌握施工进程及支护效果，根据初步设计施工后的监测结果，验证、修改、优化支护设计，提高其合理性和可靠程度。

第三章 施工机具

第18条 岩巷推广使用120N〃M以上的锚杆钻机。煤巷推广使用90N〃M以上大功率、高性能钻机。

第19条 建立健全锚杆机具使用、维护、保养责任制度，设备要编号建立台帐，各项责任落实到单位和个人。

第20条 生产技术科要及时了解掌握锚杆钻机的使用状况，维修单位人员要加强对机具的维修检查，确保机具的性能。

第21条 锚杆钻机的维修、检测、报废按锚杆钻机说明书执行。第22条 岩巷必须配备锚杆安装机具，应使用B22（B19）钻杆配合Φ32mm（Φ28mm）钻头；煤巷应使用B22（B19）或小麻花钻杆配合Φ28mm的钻头施工锚杆孔。

第四章 支护材料

第23条 必须选用水基树脂锚固剂、无纵筋左旋螺纹钢高（等）强锚杆。禁止使用普通圆钢锚杆、建筑螺纹钢锚杆、非金属锚杆和水泥锚固剂。

锚杆、锚固剂等产品必须具有“MA”标志，经集团公司质量认证，符合行业标准，锚杆产品还必须符合集团公司企业标准。锚杆、锚固剂及其配套产品必须具有出厂质量验收合格证。

第24条 矿要建立锚杆支护材料的定期抽检制度，由技术、安监、物管部门严格把关，不合格材料严禁入井、使用。

第25条 锚杆的杆体、锚固剂、托盘、螺母等，其性能、强度与结构必须相互匹配；护表构件如金属网、塑料网、钢带、钢筋梁等，应与整个支护系统相适应。钢筋梁一般采用Φ≥12mm的普通圆钢制度。托盘必须与锚杆及钢带相配套，如单体锚杆配圆形或方形托盘；Π型钢带和梯形钢筋梁配Π型托盘；M型钢带配M型托盘；W型钢带配W型托盘。不准使用普通铸铁托盘或其它型钢切割加工制成的托盘。

金属锚杆杆体尾部螺纹必须采用滚丝加工或采取热处理措施，使螺纹部分的强度与杆体相适应。

第26条 锚注支护的注浆材料可采用不泥或高水速凝材料等。第27条 锚索一般选用Φ15.24mm低松驰级钢铰线，破断载荷为240～260KN。

第28条 喷射混凝土用水泥、黄沙、石子、速凝剂等材料必须符合行业标准规定。

第29条 回收复用的锚杆及其它护表构件一般在巷帮使用。

第30条 凡不按规定使用锚杆支护材料的巷道，其工程质量以不合格论处，若发生顶板事故，将严肃追究责任。

第五章 锚杆支护施工

第31条 施工前，必须根据支护设计编制作业规程、措施，施工单位严格按批准后的规程、措施施工。

第32条 锚杆支护巷道必须遵守《煤矿安全规程》第44条 之规定。第33条 前必须备齐符合要求的施工机具和支护材料。第34条 迎送锚杆打眼安装工要经专业培训，专人操作。第35条 锚杆施工要求严格执行“五不准”制度：

1、巷道断面不符合设计，危岩活石不处理，隐患问题未排除，班组长不准划眼位。

2、班组长不划眼位，打眼工不准打眼。

3、不按规定打眼或打眼不合格，不准安装锚杆。

4、锚固剂质量不合格，不准使用。

5、锚杆杆体及其附件不符合规格、质量要求，不准使用。

第36条 采用炮掘法施工时，锚杆支护巷道必须制定严格的控制爆破措施，煤巷要预留足够的手工刷大部分，预留的手工刷大部分应根据煤层硬度等，在作业规程中明确规定，但一般不应小于500mm，以减少炮震破坏，保证巷道成型。

第37条 放炮后要及时施工顶板锚杆。打眼、安装顶板锚杆必须在临时支护的掩护下进行。最前排顶板锚杆至煤（岩）壁的允许空顶距离不准超过设计规定的锚杆排距。

第38条 锚杆布臵。打锚杆眼前必须按支护图表的规定看线、定点、量尺、画眼位。中顶锚杆沿中线，帮锚杆与巷道坡度一致。

第39条 锚杆眼的角度和孔深。锚杆布臵方自由主义尖昼与巷道轮廓线（或岩层主要层理面）垂直，其夹角不小于75°，煤巷顶板靠两帮的锚杆，与铅垂线夹角呈15～25°。锚杆眼深度必须与锚杆长度相匹配，眼深误差0～+30mm并要作业规程中予以规定。

第40条 最下一排帮锚杆距底板不超过50mm，软岩或高地压巷道还应增补底脚锚杆、底板锚杆。煤锚巷道两帮应平直，托盘、钢带、网要紧贴巷壁，网搭接压茬长度不小于100mm，未接触部位必须楔紧垫实。

第41条 锚杆眼孔径应与锚杆直径、树脂药卷直径合理匹配。锚固剂的环形壁厚应控制在4～10mm。孔径允许时，应尽量选用大直径树脂卷。岩巷宜用Φ32mm孔径配Φ28mm树脂卷，煤巷顶板宜采用Φ28mm孔径配Φ25mm树脂卷，两帮宜采用Φ28mm或Φ32mm孔径配Φ25mm或Φ28mm树脂卷。

第42条 安装前所有锚杆眼都要用压风扫孔，清除积水、岩渣。并对使用的锚杆和锚固剂等材料进行检查，不合格的材料或过期变质的锚固剂严禁使用。

第43条 锚杆安装要牢固树立“初锚力第一”的观念。

必须使用锚杆钻机或其它专用锚杆安装机具，使树脂锚固剂充分搅拌混合。并使用快速安装工艺，即搅拌树脂锚固剂、上托盘、拧紧螺母一次完成。严禁用锤击或风锤搅拌的方法安装锚杆。

煤巷顶板锚杆及岩巷锚杆螺母拧紧力矩不小于150N〃M，锚固力不小于80KN。煤巷帮锚杆的螺母拧紧力不小于100N〃M，锚固力不小于60KN。小孔径预应力锚索锚固力不小于200KN。

第44条 喷射混凝土要严格按操作规程规定操作，支护材料配合比符合规定，并采用潮喷工艺。喷射前必须清除松动岩块，将岩面用水冲洗净，喷射后必须按规定洒水养护。

加钢筋网喷射混凝土时，必须先初喷至少30mm厚混凝土再挂钢筋网。第45条 小孔径预应力锚老实巴交支护应采用快速、中速两种树脂锚固剂，先装快速，后装中速。树脂锚固剂用钢铰线送至孔底后边搅拌边推进，搅拌20～30s停转，等待2分钟后再落下钻机。树脂锚固剂凝固1小时后，方可进行张拉预紧上托盘工作，预紧力一般小于100KN。外露过长的钢铰线要及时剪断。

第46条 锚注或注浆加固支护施工，要保证设计孔深、方向、间排距；采用快硬水泥或其它材料，封孔长度不得小于300mm；注浆时要掌握好注浆压力，先注底、帮，最后注顶板，并严格保证注浆量。注浆结束应及时清洗管路及设备，防止浆液凝结而堵塞。

第47条 严禁用支护锚杆（索）或其它护表构件进行起吊、固定保险档等工作。如需使用，必须单独施工。

第六章 监测监控

第48条 锚杆支护巷道均要开展顶板岩性探查和支护效果监测工作，并按规定配齐、设臵各类监测仪器（表）和工具。

顶板岩性探查手段：通过锚杆眼钻进速度和排粉情况判定。探查内容：岩性变化、煤线及含水情况。无锚索支护巷道，每5～10m打一探查孔。

监测内容：初锚扭矩、锚拨力、锚杆受力、顶板离层和围岩变形。监测器具：扭矩扳手、锚杆拉力计、锚杆测力计、顶板离层指示仪、测尺或测杆等。

第49条 建立健全监测制度，认真落实班组自检、区队日检、矿井抽检制度。

第50条 班组自检内容要求：初锚扭矩。班长负责安排业务熟悉人员对当班安装的锚杆逐根检测，并确保符合要求。

第51条 区队日检内容要求：初锚扭矩、锚拔力、锚杆测力计、顶板离层和围岩变形量。区长负责指定业务熟悉人员对当天施工的锚杆进行抽测，初锚扭矩抽测不小于30%，锚拨力抽测一组（顶1根、两帮各1根），技术员负责组织每日对煤锚巷道已有锚杆测力计、顶板离层指示仪及围岩变形量进行观测。

第52条 矿井抽检内容要求：初锚扭矩、锚拨力、锚杆测力计、顶板离层指示仪和围岩变形量。技术科监测组负责对全矿当月施工的所有煤锚巷道的监测工作，每30米抽测初锚扭矩3排、锚拨力1组（顶1根、两帮各1根）。观测煤锚巷道已有锚杆测力计、顶板离层指示仪、围岩变形量情况。

第53条 认真填写监测记录，监测数据（初锚扭矩、锚拨力、锚杆受力、顶板离层、围岩变形）齐全、真实、可靠，严禁弄虚作假。顶板探查情况及监测发现的问题应记录清楚。初锚扭矩、锚拨力合格率100%，不符合要求的要分析原因，采取措施（如补打锚杆、二次紧固、架棚补强支护等）及时处理，达到规定要求。

第54条 区队技术员每天将班组自检、区队日检资料收集整理后，报矿技术科。技术科负责如下工作：所有监测资料的收集、整理、存档，监测数据的分析处理及信息反馈，支护效果评判，修改完善或改变支护设计，制定切实可行的技术安全措施等。

第55条 锚拨力测试要有安全操作措施。锚拨力测试一般不用破坏性试验，当拉拨加载至设计锚拨力的90%时即为合格。拉拨过的锚杆要有明显标记，不得重复拉拨。

第56条 锚杆测力计、顶板离层指示仪、围岩变形量观测点的设臵应根据巷道围岩条 件、巷道断面、矿压大小等因素确定。一般30～50m设一组测点，软岩巷道、顶板破碎地带、高地应力等地段必须加密测点，掘进初期和回采影响期间应加强监测。较稳定以上顶板不需安设的，需经矿总工程师批准。

第57条 巷道围岩允许变形量、顶板允许下沉速度要在支护设计和作业规程中作业规定。

第58条 锚喷支护巷道喷层强度监测按《煤矿安全规程》有关规定执行。

第七章 补强支护与后路维护

第59条 巷道变形量超过规定、顶板离层超过警戒值及巷道处理于破碎带、软岩段时，或大断面峒室、交岔点等处，要采取补锚杆（索）、补喷、锚注、套棚、增补托棚等符合现场的补强支护措施。采取补强措施后的巷道尺寸必须满足安全使用要求。

锚杆（索）孔集中淋水段，要进行架棚加固，防止锚杆（索）孔壁泥化，锚杆（索）失效。

第60条 当巷道岩性、施工条 件发生变化时要及时汇报并采取补强措施处理，区队和矿技术部门及时安排人员到现场鉴定，并根据现场情况及时改变支护参数或支护形式，补充安全技术措施，经审批后执行。

第60条 当巷道岩性、施工条 件发生变化时要及时汇报并采取补强措施处理，区队和矿技术部门及时安排人员到现场鉴定，并根据现场情况及时改变支护参数或支护形式，补充安全技术措施，经审批后执行。

第61条 锚杆支护巷道因条 件变化需改为架棚支护时，必须至少退后5m架棚。退后架棚复合支护距离根据巷道实际条 件，由矿技术部门确定。

第62条 建立后路巡查制度。矿井、区队、班组划清责任范围，负责检查承包后路和重点地段的支护状况。掘进工作面每班对掘进后路进行巡察，发现支架折损、巷道变形超过规定、喷层脱落及锚杆失效等危及安全的现象，必须及时采取措施进行维护。第63条 掘进后路维护，要有安全技术措施。

第64条 锚杆支护巷道，必须备有不少于可供一个原班使用的架棚备用料及5～8根木柱或单体支柱。

第65条 建立特殊地段煤锚支护报告制度。煤锚支护遇特殊地段，矿在改变支护形式的同时，要向生产技术部门报告，由生产技术部门建立台帐，必要时进行现场指导，合理选择支护参数，强化施工现场管理，保证工程质量。

浅谈巷道动压对巷道支护的影响 篇3

【关键词】巷道；动压；支护

1.概述

1.1矿井基本概况

晓南矿于1980年9月28日建成投产，原设计年产量90万吨，1990年9月25日，矿 井改扩建为150万吨现代化大型矿井，2004年正式核定生产能力214万吨，目前年产量在210万吨。现已延深到二水平。由于多年回采、采空区叠加的动压影响，直接造成巷道支护和维护十分困难，因此，解决动压巷道的支护问题成为该矿势在必行的任务之一。

1.2矿井压力显现特点

巷道在掘进过程中，多数处于原始应力场中的静压状态，当采面形成并进行回采后，破坏了原来的应力平衡状态，改变了原岩应力场中的静压状态，应力值突然增大，引起岩体内应力的重新分布，巷道原有静压状态下稳定平衡被打破，围岩发生显著变形位移和压力增大，需要经过应力重新分布达到新的平衡，巷道围岩才能重拳稳定下来。因此，如果巷道的支护不能适应采动影响带来的应力变化的情况，或者不能及时采取相应的加固补救措施，则巷道会到不同程度的破坏、或断面变形、或围岩松动并失去平衡和稳定作用，影响巷道的正常使用。

2.矿山压力的显现规律

2.1矿山压力的主要影响因素

首先是地质因素：一般来说，软岩的强度低，受力后容易产生变形和破坏，岩层的层理、节理发育，对其强度影响极大，开掘时容易发生冒顶；其次是开采深度：上覆岩层重量大，形成的支承压力就越大，在开采过程中，矿山压力显现明显；三是煤层倾角：生产实践证明，煤层倾角越小，矿山压力显现大，反之，矿山压力显现稍小；四是生产因素：生产因素是人为的，主要表现在巷道位置、支护形式、开采顺序、工作面推进速度和控顶方法等。

2.2回采工作面集中区压力分布特点

在煤层中开掘切眼后，位于切眼上方岩石的支撑点发生移动，上部岩层的重量将向巷道两侧转移，使两侧负荷增加，形成集中压力，在集中压力的作用下，煤帮破坏变形，承载能力降低，高峰压力即向煤帮深部转移，其抗压强度也逐渐增加，支承压力也随之形成，在采空区上覆岩体的重量转嫁于采区四周，形成了各种状态的集中压力带。

（1）随着回采工作面的推进，煤炭大量的采出，在采空区上方形成垮落、断裂、弯曲下沉而不断移动超前集中应力，在工作面两侧岩梁的跨度愈演愈烈，老顶就逐渐下沉，这时工作面顶板下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增大，接着发生顶板台阶式下沉，这是工作面回采以来老顶第一次大规模来压，也叫老顶初次来压，这时工作面的推进距离在20～35米之间。对我矿多个工作面观测分析，超前集中压力在回采工作面前后方的分布大体可分为：不受采动影响的岩石应力区B，可达工作面前方140～200米；受一般动压影响的动压区A，约在工作面前方的25～55米，动压集中区A+B，属应力集中程度最高的强烈影响区，一般位于工作面煤壁前方的30～55米，以最高应力峰值KyH为界，应力集中系数K值一般在1.4～3.9左右。

（2）回采工作面初次来压后，老顶岩梁由双支承状态变为悬壁状态，随差工作面的继续推进，老顶悬梁周期性折断下沉，，工作面周期性的出现顶板下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增加，顶板为台阶式下沉，这时就出现了回采工作面的周期来压现象。

总之，矿山压力的显现过程是：急剧升高——相对稳定——又急剧升高——又相对稳定，呈波浪状态。

2.3动压巷道围岩压力的显现特点

在煤（岩）体内掘进巷道后，巷道围岩产生变形、位移、破坏甚至垮落，这时就产生了巷道的地压现象，它主要表现在巷道的顶压、侧压、底压和巷道斜压上。

在煤（岩）体中开掘巷道后，巷道上方的煤（岩）体失去了支撑，产生拉应力，在拉应力的作用下，煤（岩）体产生裂缝相互交错，使煤（岩）体成为碎块，这时如果没有支护，这些碎块就会掉下，产生冒顶；当裂缝继续延伸和扩大，达到一定高度并稳定形成自然平衡拱后，其自然平衡拱内的煤（岩石）重量就全部作用在巷道的支护形式上；与此同时产生的巷道底压和巷道侧压也同样作用于巷道的支护形式上。

3.动压巷道的支护

由于支动压巷道要经历由动压的应力状态的多次变化，围岩的压力、变形、位移也随着动压的变化而发生多次相应变化，从平衡到不平衡，最后又趋于平衡，而且变化剧烈，时间短暂，即体现在“急剧升高——相对稳定——又急剧升高——又相对稳定”的压力显现规律，从而导至巷道围岩压力显现很大，巷道变形严重，维护困难；因此要使围岩能经受住反复的压力变化而不松动破裂，就要求支护具有较高的抗变形能力、有较大的刚性和足够的柔性和可缩性，锚索网喷支护就是具有这种特点。

3.1锚杆支护

动压巷道采用锚杆支护时，锚杆密度应相应加大，减少锚杆间围岩的跨度，使锚杆支护的抗力分布更均匀，减少锚杆间岩石的应力和变形，防止其开裂和剥落，这样，既可以使围岩更加稳固，适应动压的变形位移作用，又可以防止锚空现象，发挥锚杆的作用。在压力集中、围岩强度高的情况下，最好采用锚索支护，以适应围岩变形、位移情况，增大锚杆支护的可缩性，有效地调整和控制矿山压力和位移。

锚杆必须有适当的、一定强度的托板和附件相匹配，以便使锚杆固力更能均匀地分布在围岩中，更好的控制锚杆间岩体的稳定。另外，在煤层中掘进的巷道，锚杆托板应稍做大些，使锚杆托板更能起到护帮的作用，防止煤壁剥落使托板空悬而影响锚杆的作用。

3.2锚网支护

锚网支护是采用锚杆、钢筋网或铁丝网联合支护的一种支护方法，它适用于服务年限较长的岩石動压巷道，为了减少巷道的维修量，通常把这种支护方法也用于服务年限较短的煤层动压巷道中，如回采工作面的上下巷等。

实践结果表明，锚网支护结构具有较好的适应动压剧烈变化的能力，适用于围岩（或煤层）强度低，整体性差，裂隙、节理发育，易剥落、片帮、冒顶而自稳能力较差的巷道，适用于动压集中，矿山压力大、变形位移量大，而且动压变化剧烈的岩巷、半煤岩巷和煤巷，是动压巷道的一种主要支护形式。

3.3联合支护

当巷道过老巷、采空区及地质构造带时，围岩变形位移严重，动压集中压力会明显增大，这时，单靠锚杆支护或锚网支护仍不能满足围岩稳定、巷道安全使用的要求时，就可以采用联合支护，进一步提高支护的抗压能力，充分发挥其单独的和共同的优势，保证巷道安全正常使用。

4.结束语

锚杆支护在巷道处于静压状态时尚能正常安全使用，而在动力作用的影响下，单靠锚杆支护难以维持巷道稳定时，则需及时补充传统支架，形成联合支护，以弥补锚杆支护抗力不足的一面，达到巷道的正确维护要求，保证巷道正常安全使用。

【参考文献】

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[2]孙宝铮编.矿井开采设计（上、下册），中国矿业大学出版社，2003.6.

[3]《煤矿矿井开采设计手册（上、下册）》，煤炭工业出版社，1999.8.

[4]何国光等编.矿井正规循环作业，煤炭工业出版社，1988.11.

[5]中国矿业大学编.井巷工程，煤炭工业出版社，2006.7.

[6]疏开生编.矿井设计参考资料，淮南矿业学院，1981.3.

煤矿巷道支护结构与设计 篇4

1 锚杆支护

锚喷支护是使用较为广泛的支护结构形式。锚喷支护是以锚杆和混凝土喷层为主要支护结构的支护方式的总称。锚杆是锚喷支护中的支护主体。在锚杆的作用下, 围岩是支护载荷来源, 也是特殊的支护结构, 对发挥围岩自承能力, 减少支护结构材料等意义和作用重大。

2 喷射混凝土支护

喷射混凝土支护以压缩空气为动力, 用喷射机把细骨料混凝土以喷射的方法覆盖到应该维护的岩面上, 凝结硬化后形成混凝土结构的支护方式。喷射混凝土能单独使用, 在岩石、土层面或结构面上形成护壁结构。喷射混凝土也能和锚杆、预应力锚杆 (锚索) 等联合使用, 形成以锚杆等为主的支护结构, 即锚喷支护。

2.1 喷射混凝土的作用

它使加固与防止风化, 改善围岩应力状态, 起柔性支护结构的作用, 与围岩构成共同承载的整体结构。

2.2 喷射混凝土材料

喷射混凝土要求凝结硬化快、早期强度高, 因此, 要优先选用硅酸盐水泥和普通硅酸盐水泥, 水泥的强度等级要大于32.5MPa。为确保混凝土的强度和凝结速度, 不可使用受潮或过期结块的水泥。为确保混凝土强度, 避免混凝土硬化后的收缩和减少粉尘, 喷射混凝土中的细骨料要采用坚硬干净的中砂或粗砂。为减少回弹和避免管路堵塞, 喷射混凝土的粗骨料粒径要小于15mm。

喷射混凝土的强度通常应大于15MPa, 水灰比以0.4~0.5为适宜。水灰比在此范围内, 喷射的混凝土强度高而回弹少。

2.3 喷射混凝土主要性能指标

2.3.1 喷射混凝土抗压强度

喷射混凝土的设计抗压强度通常要达到15~20MPa。喷射混凝土也和普通混凝土一样, 其强度随时间的延长而增加, 强度能实现设计强度的120%~130%。

2.3.2 黏结强度

喷射混凝土的拌和料以高速冲击面层, 不但能提高浆料密实度, 还能形成5mm~10mm的浆液层充满面层, 接受后续的骨料。所以, 喷层面是砖、混凝土或石料, 喷射混凝土与之都要凝为较高的黏结强度。

2.3.3 喷射混凝土厚度

在单独使用时, 喷射混凝土厚度为50~150mm;多次喷射时, 喷层厚度能达到250mm;与锚杆联合使用时, 按工程性质, 采用的厚度为50~120mm。通常还要注意避免围岩风化等情况, 喷层厚度要大于80mm。

在岩体变形较大时, 混凝土喷层不能有效进行支护。在喷层厚度超过150mm时, 支护能力不能提高, 支护成本明显增大, 所以, 要选用锚喷联合支护。支护以锚杆为主, 喷射混凝土只对锚杆间表面岩石进行局部支护。

3 石材整体支护

石材整体支护是用料石、混凝土或钢筋混凝土砌筑成的整体支护。其主要形式是直墙拱顶式, 它由拱、墙和基础构成。拱的作用是承受顶压, 把它传给侧墙和两帮。做成拱形是为使拱的各截面中主要产生压应力及部分弯曲应力。拱主要承受压应力, 能充分发挥料石、混凝土抗压强度高而抗拉强度低的特性。至于截面中的弯矩, 要采用合理拱形, 使其尽可能缩小。

墙的作用是支撑拱并抵抗侧压。通常用直墙, 在侧压大时, 也可采用弯曲的墙。基础的作用是将墙传来的荷载及自重均匀传给底板。在底板岩石坚硬时, 基础是直墙的延深部分;在底板岩石松软时, 基础要加宽;发生底鼓时, 还能砌底拱。一些煤矿采用此支护形式的较多, 而随着锚喷支护的推广, 它的应用已经减少。

4 联合支护在采煤生产实践中的应用

单一的锚杆支护或喷射混凝土支护技术不能满足巷道稳定及安全的需要, 所以, 在锚杆支护和喷射混凝土支护的基础上产生了一系列的支护方式, 如在岩巷支护中以锚杆、金属网、喷射混凝土、钢带等组成的联合支护形式, 即锚喷支护, 以及在煤巷支护中以锚杆、金属网、钢带等构成的联合支护方式, 即锚网支护。随着采矿技术的发展, 还产生了预应力锚索支护技术和锚杆桁架支护技术等。这些技术在不同巷道的支护中应用取得了明显的技术经济效果。

4.1 锚网支护

锚网支护是以锚杆为主要构件并辅以其他支护构件而组成的锚杆支护系统, 它是近几年来发展起来的一种新的锚杆支护形式, 一般用在煤巷支护, 主要类型有锚网支护、锚梁 (带) 网支护等。锚网支护是把铁丝网或钢筋网、塑料网等用托盘固定在锚杆上组成的复合支护形式。各种网用以维护锚杆间的围岩, 避免小块松散岩石掉落, 也能用作喷射混凝土的配筋;被锚杆拉紧的网还可以起联系各锚杆组成支护整体的作用。各种网负担的松散岩石的荷载一般取决于锚杆间距的大小。

4.2 锚杆桁架支护

它是在巷道肩窝处顶板上, 沿50°方向安装钢丝绳、钢筋或钢绞线锚杆, 并用拉紧装置把锚杆的外露部分连接起来, 再背上木楔而组成。锚杆桁架结构除有锚杆的支护作用, 还有支撑顶板的作用, 一般用在处理使用顶板锚杆或其他方法无效的恶劣顶板条件。采用此支护, 巷道两帮需用锚杆加固, 其长度要不可小于顶板锚杆的水平投影。通常环境下锚杆桁架由锚杆、拉杆、拉紧器、木楔等组成。通常在顶板锚杆悬吊作用失效或顶板锚杆之间有岩石掉落处使用锚杆桁架。

4.3 小孔径预应力锚索支护

采用锚杆钻机打中30mm左右的小钻孔、树脂药卷加长锚固、单根钢绞线的小孔径预应力锚索加强支护技术, 这方便了施工工艺及施工设备, 可缩短锚固体养护和施工, 达到锚索快速承载, 提高施工效率。

4.4 锚注支护

注浆锚杆技术利用锚杆注浆技术, 改变围岩松散破碎结构, 提高其黏结力、内摩擦角和围岩的整体性。

围岩注浆后, 一方面将松散破碎岩块胶结成整体, 提高了岩体的内聚力和内摩擦角, 使岩体本身成为支护结构;另一方面, 使普通端锚式锚杆变成全长锚固锚杆, 锚杆与围岩形成整体, 充分发挥锚杆锚固作用, 组成可靠有效的组合拱。浆液充填围岩裂隙, 与锚喷网支护相结合, 形成多层组合拱 (喷网组合拱、锚杆压缩区组合拱、浆液扩散加固拱、喷层与压缩区间的浆液加固拱) , 扩大了支护结构的有效承载范围, 提高了支护结构的整体性和承载能力。

摘要：本文主要阐述了煤矿巷道锚杆支护、喷射混凝土支护、石材整体支护、联合支护在采煤生产实践中的应用等问题。

“三软”煤层巷道支护的工程实践 篇5

关键词：三软 巷道 支护方式 锚梁网支护

三软煤巷支护是煤矿巷道支护向深部延伸和回采时经常遇到的问题，由于大部分软岩使煤层围岩的重要组成部分，软岩的种类性质根据软弱程度的不同，也存在着很大的不同，这些使得巷道所处的地应力和构造应力出现不同的差别。目前在软岩的研究分类方面，没有一个统一的定论。在软岩巷道支护中，主要根据具体的要求，对支护的方式以及方法来进行确定，这种方式在很大程度上不利于软岩巷道锚杆支护的应用以及推广。

山西华晋明珠煤业有限责任公司明珠矿位于山西省吉县东部，巷道布置在位于山西组下部的2号煤层中，巷道顶板多为泥岩、细粒砂岩，局部为粉砂岩、含碳泥岩，顶板随采随落，较好管理。底板多为粉砂岩、泥岩，局部为砂质泥岩、含碳泥岩。强度低，有一定的水胀性，遇水可产生底鼓现象。煤层结构为粉状、块状，局部有火成岩侵蚀成天然焦。属于典型的“三软”煤层，即煤软、顶软、底软。给巷道维护带来诸多问题，巷道掘后不久便发生严重变形破坏，有时巷道侧压比顶压大，需要经常拉底扩邦维修，工作量大，不利于矿井开展正常的工作。

1 三软巷道的不同支护方式相似模拟试验

为了对巷道的支护方式进行明确合理的确定，从采区煤层巷道的实际情况出发，并结合下山机巷的围岩地质条件展开模拟，进行工字钢、锚网和锚梁网支护实验室试验研究，模拟煤巷顶底板岩层共7层，总厚度18m，其中2号煤厚为3.2m。为了更好的分析采集的数据，通常以压力系数和应变作为参考。应变力反映了应力的大小，得到三种不同支护方式下围岩应变—压力系数曲线。在相同的加载条件下，对比顶板下沉量，得到的顶板下沉量—压力系数曲线。不论哪一种支护方式，如果加载的条件确定，其应变：顶板>上帮>下帮。表明巷道围岩的活动规律是一定的，不受支护方式改变的影响，同时也说明模拟的三软巷道顶板变形显著。在载荷比较低的情况下，工字钢支护能较好地抑制巷道围岩的松动膨胀变形，也反映了工字钢支护相对锚网和锚梁网支护的“刚性”阻抗作用。应变与荷载成正比，随着荷载增大，压力系数也会不断的上升。首先是工字钢巷道应变达到最大，锚网支护巷道次之，然后再是锚梁网支护巷道。这种情况充分说明了工字钢支护的巷道如果压力不足，很容易发生塌落现象，因此，在三软煤巷中，不建议使用单一的工字钢支护。

在模拟的三软煤巷支护中，三种支护的顶板下沉量的变化趋势明显不同。工字钢支护巷道，其围岩变形速率比锚网、锚梁网支护大得多，表现为曲线的斜率增大更快，随着外界加载的不断增加，工字钢支护巷道顶板下沉量很快就成倍地增加，很快超过锚网和锚梁网支护的顶板下沉量，且最大下沉量分别是锚网支护的1.6倍、锚梁网支护的2.1倍。当载荷还不大时，工字钢支护的巷道顶板下沉量就达到最大值，此时工字钢支架变形加剧，使支架的力学性能受到破坏，反过来会加剧巷道的变形，这些都表明应力已接近并超过支架的极限载荷，支架变形严重。在巷道垮落的瞬间，受力顶板围岩突然向巷道内释放因变形积蓄的能量，因而产生一个缓冲，使得应力突然减小，然后随着垮落后的压实，应变量也渐渐地趋于一定值，在图上近似一条直线。可见，单一工字钢支护较难适应三软煤巷围岩的大变形。

2 明珠矿的工程实践

经过多次反复探实验，明珠矿在工程实践中采用以下支护方式：在永久性大巷及过构造地质破碎带采用锚杆+梯子梁槽钢+网+锚索＋U29圆弧拱钢棚，然后进行喷浆的联合支护。喷混凝土保护层，以防止煤层风化和氧化。在其他巷道采用锚杆+梯子梁（槽钢）+网+锚索联合支护。

具体的支护形式为：

①顶板采用锚杆、槽钢（12﹟）、金属网、锚索联合支护（顶板破碎时，12﹟槽钢改为钢筋梯子梁），顶锚杆间排距为1700×700mm，皮带机头硐室顶锚杆间排距为1500×700mm。②两帮采用锚杆、钢筋梯子梁、金属网联合支护，帮锚杆间排距为800×700mm。③顶锚索间排距为1700×700mm。皮带机头硐室顶锚索间排距为1500×700mm。④、锚杆预紧扭矩：顶锚杆不小于150N·m、帮锚杆不小于120N·m。锚杆锚固力：顶锚杆不小于90KN、帮锚杆不小于50KN。⑤中间顶锚杆垂直顶板打设，角锚杆角度为75°，遇裂隙时，锚杆垂直于裂隙面，帮锚杆垂直巷帮布置。锚索尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，如遇顶板节理发育、破碎、压力大地段增加U29圆弧拱钢棚然后进行喷浆的联合支护（棚间距800mm）。梯子梁（槽钢）与巷道中心线垂直，帮梯子梁垂直于巷道顶底板。⑥锚杆外露长度从托板算起≤50mm，锚杆露出螺母不少于两扣。锚索外露长度不小于150mm，不超过300mm。⑦顶锚杆孔深为2370mm、帮锚杆孔深为1970mm，锚索眼深6000mm。⑧每根顶锚杆采用一节MSCK2360快速树脂药卷（在上）和一节MSZ2360药卷（在下）锚固，每根帮锚杆采用一节MSCK2360（中）树脂药卷锚固，每根锚索采用一节MSCK2360快速树脂药卷（在上）和俩节MSZ2360药卷（在下）锚固。⑨皮带机头硐室采用金属菱形网+钢筋梯子梁+锚杆、索+喷浆联合支护，巷道宽4.7m，高3.5m，长20m，喷浆厚度不小于100mm。要求U29圆弧拱型钢棚棚腿必须垂直巷道底板，并支在实底、顶、邦与钢棚接实，棚之间要搭接好。这样的方式在工程实际中取得了较好的效果。

参考文献：

[1]崔广心.相似理论与模型试验[M].徐州:中国矿业大学出版社，1990.

[2]朱维申，李术才，陈卫忠.节理岩体破坏机理和锚固效应及工程应用[M].北京:科学出版社，2002.

[3]高明中.煤巷锚杆支护模型试验研究[J].煤炭科学技术，1999，

27(10).

对煤矿巷道支护设计的分析 篇6

一、煤炭巷道支护发展概况

我国的煤炭巷道支护技术经历了几种不同的变革, 从木支护技术、砌碹支护, 型钢支护到锚杆支护, 取得了很大的进步。锚杆支护方式是在1996年左右从澳大利亚引进的巷道支护技术, 经过多年的研究, 锚杆技术如今在支护材料, 支护方式设计以及质量检测等方面都取得了很大的进步, 由于我国地域广阔, 地形相对比较复杂, 锚杆支护技术的使用在很大程度上克服了地形地质带来的巷道安全问题, 有效地促进了我国煤炭开采技术的发展, 锚杆支护技术也成为我国首要的煤炭巷道支护方式。

锚杆支护技术在我国从低强度发展到了高预应力强力支护, 最初的锚杆支护技术的支护强度比较低, 属于被动支护, 不能有效的应对高地应力或者强烈采动等一些较为复杂的煤炭巷道支护问题, 在一定程度上阻碍了我国煤炭产业的发展。为了解决这些煤炭开采过程中的安全威胁。我们在锚杆支护低强度的基础上开发出了高预应力的锚杆支护技术, 利用强力的锚杆和锚索实现了锚杆支护技术的主动支护形式, 有效地改善了煤炭巷道支护的安全问题。

二、锚杆巷道支护

简单来说是, 锚杆支护技术就是在一些地表工程或者隧道、采场等地下硐室施工中, 将金属件, 聚合材料等制成的支杆打入地表岩体或硐室周围事先钻好的孔洞中, 利用支杆的特殊构造或黏结作用将围体和稳定的岩体固定起来, 产生悬吊、组合梁以及组合拱效果达到巷道支护的目的。锚杆支护技术的成本相对较低, 而且易操作, 支护效果也很好, 得到了广泛的应用。

(一) 悬吊效果简述

悬吊就是将巷道上部比较薄弱的岩层和上部稳定的岩层悬吊在一起以达到固定的目的。根据对巷道支护的研究发现, 巷道上部的直接顶板或多或少都有一些弯曲变形的问题, 使用锚杆将变形的顶板悬吊在上部稳定的岩层上可以避免顶板的脱落。锚杆悬吊的效果主要取决于悬吊的岩层的厚度, 岩层层数和岩层弯曲时相对的弹性。悬吊虽然能够起到一定的巷道支护效果, 但是仍然有一定的局限性, 工程实践证明, 即使没有稳定的岩层达到悬挂效果, 锚杆支护仍然可以起到支护作用。

(二) 组合梁效果简述

组合梁是将巷道顶板中的层状顶板作为巷道支点的梁, 它可以承受上部岩层的压力, 再通过锚杆将每层的顶板固定成一个整体的组合梁, 使岩层层面和层理之间的摩擦力增大, 增强围岩的整体性可以防止岩层的脱落, 保证巷道岩层的完整。利用锚杆组合的组合梁相比一般的叠加梁来说能够承受更大的岩层弯曲力, 岩层之间的摩擦力越大组合梁的承压力就越大, 稳定效果也就越好。但是组合梁在解决岩层纵向裂缝时存在局限。

(三) 组合拱效果简述

组合拱是为了解决共性巷道围岩的破裂问题, 通过安装预应力锚杆在杆体两端形成圆锥形的压应力, 锚杆的压应力交错分布可以在巷道周围的岩层形成一个具有连续性的组合拱, 防止岩层之间出现分离的现象。组合拱可以承受上层岩石的载荷力, 对煤炭巷道的锚杆支护技术有一定的帮助作用。

(四) 组合锚杆支护

锚杆预紧力和锚杆工作阻力能够增加煤炭巷道顶板的承载能力, 利用钢带或其他有效的物体将锚杆结合起来可以改变煤炭巷道上部顶板的变形程度, 起到局部固定和整体维护的作用, 以避免巷道支护体系的破坏失衡。将锚杆和钢带等连接成一个整体可以限制巷道顶板的变性作用, 提高岩体的整体性防止顶板岩层的破裂分离。

在组合锚杆巷道支护技术中, 也常利用金属网进行整体防护, 使用金属网可以使巷道顶板的承压力更加均匀, 即使是岩层出现脱落分离, 有金属网的防护也能起到一定的阻碍作用来固定岩层, 保证巷道岩层的整体性减少甚至避免巷道坍塌。

钢带能够将金属网, 锚杆和岩层连接形成一个整体, 使锚杆的稳固性能更加突出, 是组合锚杆中一个主要的支护部件。如果只利用锚杆是无法达到预想中的巷道支护作用的, 利用钢带将锚杆和岩层连接在一起从而使巷道周围的岩层受力更加的均匀, 提高锚杆对巷道的支护作用。

锚杆支护技术需要钢带, 金属网, 锚杆等支护部件, 在进行支护部件选择时要严格考虑其参数, 为了保证煤炭巷道支护效果, 一定要进行科学合理的设计研究才能进行施工建设。

如今, 锚杆支护技术已经在我国的煤炭地下开采中得到了广泛的使用, 在一些危险性较高的巷道如岩巷道、高地应力巷道以及强烈动压巷道等取得了明显的效果。

2009年, “煤巷锚杆支护技术规范”的发布标志着我国煤炭巷道支护技术发展成熟。锚杆支护技术在我国地下矿区开采的普及率已经达到了很高的水平, 并形成了具有我国特色的煤炭巷道锚杆支护技术体系。成为我国地下煤炭开采的首选巷道支护技术, 有效地保证了我国煤炭行业开采的安全性, 促进了我国煤炭行业的发展。通过大量的实践检测, 锚杆支护技术显著地提高了地下煤炭巷道支护的效果, 在保证采煤工作安全快速推进、促进煤炭产量的大幅度增长方面起到了很大的作用。

三、结语

本文简要地介绍了我国煤炭开采的类型以及地下煤炭开采面临的一些地质问题, 着重介绍了煤炭巷道支护技术的几种支护方式, 介绍了巷道锚杆技术的应用效果。在一定程度上有利于促进我国煤炭巷道锚杆支护技术的普及, 同时对促进煤炭生产安全和国家煤炭能源经济发展有一定的帮助作用。

参考文献

[1]王文才, 等.煤炭产量预测与对比分析研究[J].现代矿业, 2012, 03.

[2]李俊朝, 等.专家系统在冶金中的应用[J].山西冶金, 2012, 01.

[3]池明阳, 韩纯杰.Ⅳ~Ⅴ类围岩开挖大直径隧洞支护设计[J].贵州水力发电, 2011, 06.

深埋准备巷道支护参数设计 篇7

关键词：深埋,准备巷道,支护设计

1 支护难点分析

根据1015轨道大巷地质条件和前阶段支护效果, 该巷道支护主要存在以下技术难题:

(1) 巷道埋深大

浅部岩体多数处于弹性应力状态, 但进入深部以后多数巷道受"三高"和"一扰动"的作用, 使深部巷道围岩的力学性质发生了明显变化, 从而表现出其特有的力学特征现象浅部表现为普通坚硬的岩石在深部可能表现出大变形、难支护的软岩特征, 即多数深部岩体处于塑性、粘塑性、流变的潜在破坏状态下。在深部下巷道一旦被开挖, 岩体原有的三向平衡应力状态被打破, 很快产生碎胀变形破坏, 造成巷道周边破碎岩体增多、巷道支护困难等一系列问题, 导致灾害事故增多, 如大面积来压、冒顶、大变形且长期处于流变状态、冲击地压等, 明显不同于浅部岩体表现出来的力学特性, 导致深部巷道维护十分困难。

(2) 该上山为矿井主要巷道, 服务年限相对较长, 对变形控制要求高;

(3) 巷道高度大, 施工控顶难度大, 打眼、安装锚杆、锚索等工序操作相对困难, 部分地段存在淋水现象, 对施工队伍的操作水平、施工质量和现场的管理水平等要求相应较高。

2 支护的原则

2.1 提高围岩残余强度的原则

由于深井巷道在低围压、高应力差作用下, 围岩普遍处于岩石峰后残余强度阶段, 提高围岩残余强度主要有三个技术途径:

(1) 提高支护阻力

由于支护阻力是支架对围岩提供的一个围压, 使巷道周边围岩从二向应力状态转化为三向应力状态, 从而提高围岩的残余强度。

(2) 锚杆加固围岩

实验证明, 锚杆能利用其锚固力将破碎围岩锚固起来, 在锚固剂作用下, 将锚杆杆体周围的破碎岩块组合成串, 使破碎岩块胶结成钢筋岩柱 (见上图1) , 并且在托锚力的作用下对围岩提供一定的围压, 使破裂岩体由原来的二向应力状态转化为三向应力状态, 从而恢复和提高了破裂围岩的残余强度, 形成具有较高承载能力和可塑性的锚固层。锚杆锚固力大、密度高、这种加固作用就越明显。

(3) 注浆加固。破碎严重的岩体, 单纯依靠锚杆加固不能满足要求时, 采用注浆加固能提高松动破碎围岩强度。注浆方式可采用单独注浆或采用外锚内注的"锚注式"锚杆。

2.2 充分发挥围岩承载能力的原则

充分发挥围岩的承载能力, 主要体现在以下几个方面:

(1) 二次支护

理论和实践证明, 深井巷道采用一次强阻力刚性支架来维护围岩是不适应深井巷道初期变形量大、变形速度快的特点, 应采用二次支护原则。一次支护主要是加固围岩, 提高其残余强度, 在不产生过度膨胀、剪胀变形的条件下, 利用二次支护使围岩应力以变形的形式得到释放。

(2) 调动巷道深部围岩

巷道开挖虽然扰动围岩, 但其范围是有限的, 巷道深部围岩强度比浅部围岩强度明显要高。因此巷道深部围岩对于深井巷道围岩的控制是一种丰富的可利用资源, 有关学者提出了调动深部围岩强度控制深井巷道地压的思想。通过研究发现, 将一定长度的锚索在适当的部位锚入深部围岩, 调动深部岩体强度后, 能很好地改善围岩的应力状况和围岩的自身性能。通过锚索使深部岩体有效地承担了浅部围岩的荷载, 控制围岩的大变形。

(3) 喷射砼

封闭暴露面的主要方法是采用喷层支护, 即在巷道围岩暴露后立即向巷道周壁喷射能快速硬化的砂浆或混凝土, 以便在巷道周壁上形成保护层, 其作用不仅可以减少环境对围岩表面的破坏, 防止围岩新暴露面风化吸潮, 还可防止个别离层和松动岩块突然冒落, 此外, 一定厚度的喷层对围岩也起支撑和加固作用, 有利于使围岩保持稳定状态。

2.3 巷道围岩弱结构控制的原则

巷道开挖后, 两帮及顶底板变形破坏并不是均匀的, 而是首先从巷道某一个或者某几个部位开始变形破坏, 从而导致整个巷道的支护体失稳, 巷道围岩首先从弱结构开始破坏, 这些首先破坏的部位称为支护的"关键部位"。一旦巷道支护体的强度、刚度及可缩量不适应巷道弱结构部位的变形时, 就会发生破坏, 然后导致其它部位破坏, 最终使巷道围岩破坏失稳。长期以来, 巷道支护一直习惯于巷道全断面均匀支护, 实践证明这是不合理的, 应该针对巷道的弱结构部位进行加强支护, 使巷道围岩应力分布趋于均匀, 而达到良好的控制效果。

31015轨道大巷支护方案

根据现场测试结果、围岩状况和上述要求, 较为理想的支护方案应为"一次锚网喷 (让压变形) +二次锚索和锚注 (围岩结构强化) "分步加强联合支护方式。其中在巷道破碎带采用"架棚 (让压变形) +二次锚索和锚注 (围岩结构强化) "分步加强联合支护方式。设计支护示意图如下:

(1) 一次支护:

(3) 巷道注浆

注浆顺序:从底角眼孔开始注浆, 尽可能低压注浆, 依次向上注浆充填满。

结语

针对1015轨道大巷深埋压力大、服务年限长、巷道高度大等支护难点, 结合提高围岩残余强度、充分发挥围岩自承载能力及巷道围岩弱结构控制原则, 提出1015轨道大巷掘进时分步加强联合支护方案, 为类似条件下巷道支护设计提供参考。

参考文献

[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2006, 24 (16) :2803-2813.

深井软岩巷道优化支护设计 篇8

32-35#层联络巷所处围岩属工程类软岩,工程软岩是指在压力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。工程软岩支护不仅重视围岩强度特性,而且强调软岩所承受的工程力荷载的大小,把握软岩的相对性实质,即工程软岩需要满足的条件是:

δ≥[δ],u≥[u],

式中,δ—工程荷载,MPa;

[δ]—岩体强度,MPa;

U—巷道变形量,mm;

[u]—巷道允许变形量,mm。

联络巷石门整条巷道均表现出以塑性变形为主体的压力作用,变形量超过了工程设计允许值,并影响了工程的正常使用。这与同等强度围岩、同等支护条件下的浅部巷道相比,变形破坏与深度有关的特性十分明显。造成巷道变形破坏的原因是高应力,主要来自深度大的自重应力及回采应力集中。而局部采取的料石砌墙架“工”字钢梁支护,被动承载,这种刚性支护不能适应大变形、高应力的要求,最终导致巷道严重失修。

巷道修复设计时采取锚梁网联合支护,并喷射混凝土,以锚索加强支护,比较符合软岩对支护特性的要求。锚杆支护间距为0.8m×0.8m,每排13根,锚索间距为1.2m×1.6m,长度7.2m,锚固长度为3个树脂药卷,总长度1.05m。

1锚杆支护密度由下式确定

Sb=(δb/P)1/2

式中:Sb—瞄杆间排距;

δb—单排锚杆的极限破断力;

P—支护载荷,KN/m2。

2锚杆长度的确定

L=L1+L2+L3,

L2=0.5a(KP/δ)1/2

L—锚杆长度,m;

L1—锚杆外露长度,0.05 m;

L2—锚杆有效长度,m;

L3—锚固长度,0.7m;

a—巷道宽度,3.2m;

K—抗拉强度系数,取3;

P—支护载荷,KN/m2;

δ—岩层抗拉强度,KN/m2。

支护设计是针对巷道具有深井软岩特性的客观实际,并结合现场调查,从围岩开始产生变形的埋藏深度确定了巷道位于软化临界深度以下。岩石软化临界深度的地应力水平大致相当于软化临界荷载,软化临界荷载为δ,δ=KRc,Rc—岩石单轴抗压强度,K一经验系数(视围岩为高应力软岩,K=0.5～0.7。如按常规设计则会造成支护失败,即使多次返修也不会稳定。由于严格按照软岩工程力学理论和支护对策进行设计,支护效果比较好。

确定了软岩工程后,就必须使支护与之相适应。软岩支护原则是力求控制产生一个合理厚度的塑性圈,以释放围岩的变形能,这是岩石力学特性决定的。塑性圈具有以下两个力学效应:

a.减少应力集中;

b.改善围岩承载状态,使应力集中区向深部。

而内部围岩处于三向受力状态,承载力强,这样就可以使岩石在支护作用下,达到基本稳定的状态。合理的支护必须对变形进行有效控制,使之产生均匀的塑性圈,同步承载。通过现场观测,巷道变形破坏首先从局部开始,导致整体失去稳定性,破坏部位的产生是支护与围岩不协调所致。深井巷道地压大,如采用石材等刚性支护,只有大于围岩应力时才能有效支护,而棚式刚性支护支护强度上远达不到要求。

实践与理论证明,锚网、索组合支护是深井软岩维护的有效手段,锚杆可具有10%以上的延伸率,并能满足支护强度要求。为了达到锚杆与锚索同步承载,实现支护强度的匹配,锚杆的初锚力选择50～60KN。

近距离煤层工作面巷道支护设计 篇9

近距离煤层作为中国煤炭资源赋存中比例较大的一种形式, 在全国各大矿区均广泛存在着近距离煤层群开采的问题。一般而言, 随着煤层间距减小, 上下煤层间的开采扰动影响会逐渐增大, 特别是煤层间距很近时, 下部煤层开采前其顶板的完整程度已受到上部煤层开采影响而造成破坏, 顶板岩层稳定性较差。加之上部煤层保护煤柱的留存引起的应力集中导致下部煤层开采时回采巷道的矿压显现规律极为复杂, 围岩变形量大, 支护困难[1]。

1 工程概况

张沟矿东西宽1.6 km, 南北长4.0 km, 井田面积6.4km2, 回采深度450 m~500 m。矿井现主采6#煤层群, 整体存在分层数目多、层间距离近或极近、层间泥岩或泥质砂岩强度不高, 且煤岩体整体完整性较差, 内部节理裂隙发育等特点。受此影响, 回采巷道支护后变形大、返修率高, 维护工作量大且效果较差, 严重影响矿井正常的安全生产工作。对此, 针对西二采区工作面巷道原本的1#工字钢架棚支护提出全新的棚架支护方案并结合工程实践分析其支护效果[2]。

2 金属棚架支护机理分析

2.1 梯形金属支架的受力模型

由于近距离煤层顶板破碎, 当顶板厚度较薄、强度较低时, 顶板岩层深部不存在可供锚杆锚固悬吊的稳定层, 锚杆支护效果较差, 此时采用被动支护来维持围岩稳定, 根据六家矿的现场支护情况主要采用梯形金属支架。

梯形金属支架由棚梁和棚柱组成。在实际支护中, 由于棚柱底端受到底板约束, 使棚柱的内移变形受到限制, 因此可以视棚柱底端所受的约束为连杆约束或弹性约束。由于支架的变形受围岩的约束, 因此可视支架结构为静定结构。其受力分析计算简图如下图1所示。

2.2 梁柱的受力分析

针对棚梁、棚柱形成的静定结构, 其每一构件均为受轴力和分布荷载作用的简支梁。

棚梁中最大应力为:

棚柱中最大应力为:

式 (1) ~ (2) 中, a为棚梁长度, mm;h为巷道高度, mm;qh为水平压力, MPa;qv为围岩垂直压力, MPa;A为型钢截面面积, mm2;Wx为x方向截面惯性矩, N·m;α为棚柱倾角, °;σmax为最大应力, MPa;q为顶板压力, MPa;Wz截面惯性矩, N·m。

强度校核:

式 (3) ~ (4) 中, [σ]为型钢的许用应力, MPa;σs为型钢的屈服极限;n为安全系数。

张沟矿梯形巷道采用的11#工字钢架棚支护, 棚梁长2 800 mm, 巷高2 600 mm, 棚柱倾角为80°, 水平压力qh取500 N/cm, 围岩垂直压力qv取350 N/cm, 截面积A为33.2 cm2, x方向截面惯性矩Wx为113.4 cm3, 根据上式可以求出棚梁中最大应力σmax为341.61 MPa, 棚柱中最大应力σmax为149.67 MPa, 牌号为20Mn K的11#工字钢的屈服极限为355 MPa, 当巷道局部应力较大时, 11#工字钢所受应力会超过其屈服极限, 发生较大变形。

2.3 梯形金属支架的稳定性

梯形金属支架主要由直杆构成, 而且棚柱与棚梁一般采用铰接连接, 因此棚梁与棚柱属于压杆, 一般采用压杆稳定进行验算即可[3]。

利用欧拉公式压杆的临界压力为:

式 (5) 中, Per为临界压力, MPa;EI为物件抗弯刚度, N/m;l为压杆的相当长度, mm;μ为长度系数:两端铰支μ=1, 一端固定一端铰支μ=0.7, 两端固支μ=0.5。

3 巷道支护方案设计

3.1 方案选择

综合考虑西二采区工作面巷道受上部煤层采空区影响, 应力状态较为复杂, 巷道顶部围岩破碎, 结合现场观测数据和实验模拟结果, 提出以下两种支护方案:

a) 方案一。在原有矿用工字钢对棚支护的基础上进行改进, 采用矿用11#工字钢对棚加强支护。在组成对棚的两个工字钢之间打锚杆或锚索, 以提高11#工字钢的抗扭强度和架棚的稳定性;

b) 方案二。采用热轧22b工字钢架棚支护。相邻架棚之间通过拉杆联接, 相邻架棚之间打锚杆或锚索。以后该矿若遇到煤层顶板较薄, 采用锚杆锚索等方式进行支护时效果不理想时, 可以选择此方案进行支护试验。

两方案优缺点比较:巷道掘进过程中, 对棚支护施工时为保证掘进和支护同步进行, 出于工序安排, 往往先支设一组架棚, 临时控制顶板围岩, 待掘巷完成后, 再支设另一组, 形成对棚支护。此过程两组支架的受力和变形量均不相同, 对棚支护的效果难以充分发挥。故方案一在现场应用上存在施工工序复杂、支护强度低、支护效果差等缺点。而方案二可保证掘进和支护工作平行作业, 同时有较强的支护强度和支护效果[4]。

3.2 支护方案参数

a) 采用22b热轧工字钢架棚支护, 架棚棚距800mm, 支护时做好架间充填;

b) 相邻架棚的棚梁及棚腿分别采用两组拉杆连接起来, 拉杆为钢板 (长×宽×厚=1 030 mm×60 mm×16 mm) , 拉杆两端各有两个直径为22 mm的圆孔 (见图2) ;

c) 每组拉杆由四个螺栓联接, 螺栓直径为20 mm, 螺栓长度为300 mm, 螺纹段长度为65 mm;

d) 相邻棚梁之间打锚杆, 具体位置如图2和图3所示, 其中孔径30 mm, 锚杆规格Φ20 mm×2 000 mm, 采用锚杆托盘, 用MSCK+Z2575和MSZ2560各一支药卷锚固;

e) 相邻棚腿之间打锚索, 具体位置如图2和图4所示, 其中孔径28 mm, 锚索规格Φ15.24 mm×4 200mm, 采用锚索托盘, 用MSCK+Z2575和MSZ2560各一支药卷锚固。

4 支护效果分析

4.1 观测方案

在巷道顶板围岩不同深度中布置深基点进行离层破坏区域位移监测;在巷道两帮围岩不同深度中布置深基点进行两帮围岩松动圈位移监测, 分析松动圈的形成过程和形态特征, 综合评价巷道支护效果, 并为锚杆支护参数优化和围岩应力分析获得现场实测数据。测点布置如表1所示。

西二采区掘进工作面巷道测点布在煤柱帮腰线处, 孔径为32 mm, 钻孔深度4 m, 两孔间隔50 m, 5个测点。根据煤帮变形破坏剧烈程度预计, 设计煤柱帮腰线采用1.0 m、2.5 m、4.0 m三基点式, 分为0 m~1m、1 m~2.5 m和2.5 m~4 m三个监测范围。

4.2 数据分析

根据现场所监测的数据, 整理得出下表2, 作为矿山压力显现研究的基础数据, 为巷道支护优化方案提供重要理论设计依据和资料。

通过对上表数据分析可得出以下结论:

a) 观测周期内各测点总位移量最大为58.1 mm, 最小为28.5 mm, 深部位移量主要发生在浅部, 位移量从浅部到深部依次减小;

b) 0 m~1m浅部位移量占总位移量的45%~63%, 1m~2.5 m中浅部位移量占总位移量的25%~39%, 2.5m~4 m的深部占位移总量的8%~12%, 锚杆锚固范围内变形约占84%~92%, 变形速率最大值接近31 mm/d;

c) 对于1.5 m、3.0 m两基点式, 0 m~1 m浅部位移量占总位移量的58%~73%, 1 m~2.5 m的中浅部占位移总量的18~29%, 2.5 m~4 m的深部占位移总量的8%~15%, 锚杆锚固范围内变形约占85%~92%, 变形速率最大值接近7.5 mm/d。

5 结语

结合张沟矿西二采区工作面巷道支护, 设计了适用于近距离煤层回采巷道的棚架支护方案, 并通过现场的深基点位移监测对其支护效果进行了分析, 结果表明通过架棚锚杆支护巷道的围岩变形量较小、变形速率不大, 该支护方案对围岩变形的控制具有良好效果[5]。

摘要：针对近距离煤层工作面巷道支护难度大的问题, 结合张沟矿具体工程实践, 在分析棚架支护机理的基础上, 提出全新的棚架支护方法, 并通过现场数据观测对方案效果进行分析, 为其它矿井的近距离煤层巷道支护方案设计提供借鉴与参考。

关键词：近距离煤层,巷道支护,棚架支护,支护分析

参考文献

[1]史晓瑞, 崔千里, 王永平, 等.浅埋深近距离煤层回采巷道支护技术研究[J].中州煤炭, 2014 (11) :8-10.

[2]张忠温, 吴吉南, 范明建, 等.近距离煤层采空区下巷道支护技术研究与应用[J].煤炭工程, 2015 (2) :37-40.

[3]王硕.近距离煤层巷道支护的数值模拟[J].煤炭技术, 2015 (6) :81-83.

[4]吴爱民.钱家营近距离煤层煤岩体破坏与巷道优化支护研究[D].北京:中国矿业大学, 2010.

浅析软岩矿井巷道掘进顶板支护 篇10

【关键词】软岩矿井顶板支护措施

引言

由于煤矿开采深度的不断增大，安全问题也会增多。作为煤矿安全生产当中最为重要的一项顶板管理，其质量的好坏对矿井安全起到了直接的影响，其对材料消耗、支护安全、施工质量等的影响会造成整个矿井经济效益的下降。本文将三软岩层的实际情况结合到一起，对顶板管理进行规律性的分析和总结，力求探索出能够进行提前预测和监控的事故预防措施，使其能够知道矿井的生产和施工，给顶板管理提供基础性的条件。

一、顶板事故的分类

（一）采煤工作面顶板事故的分类

1、按造成冒顶的力源及施力方向分为由老顶或老顶和直接顶引起的压垮型冒顶以及漏顶型冒顶。2、按冒顶的范围分为局部冒顶和大冒顶。

（二）巷道顶板事故的分类

1.镶嵌型围岩坠矸事故。2.离层型围岩片邦冒顶事故。冒落时，岩块呈片状、块状、板状等。3.松散破碎围岩塌漏抽冒事故。4.块状围岩断裂冒顶事故。主要发生在围岩为块状砌体结构受地质构造破坏较大，碎煤岩填充体进入溶洞等情况下。5.软岩膨胀变形毁巷事故。

二、软岩矿井巷道掘进顶板支护产生的问题

1、受到爆破震动而出现结构上的微破坏，导致岩体出现变化，在滑移在结构面上的移动距离超出最大值的时候，必然会导致岩体结构的解体，而这样的解体一般情况下是不明显的。断层基本上在所有的构造中都会出现，并且类型是比较多的，其活动会通过地层、每层等构件反映出来。所以在矿井的施工过程当中，会遇到性质多样的断层结构，这些断层破碎的程度不同，破坏力也有所不同；再加上断层两端力的作用下，煤层就会出现压薄或者是突增的现象，在突增处就会极容易的出现煤层垮落等情况。2、煤矿岩体的抗拉强度小，所以在掘进的时候，岩体的抗拉强度实际上事来源于有顶板内的岩体，在岩体暴露面积达到一定程度之后，暴露的時间也达到一定程度之后，顶板承受的拉力和岩体的抗拉强度之间不协调，也就是说前者超过了后者，这时候就会出现顶板上的岩石冒落。3、施工当中，如果采空面积不断的进行扩大，但是回柱放顶却没有紧跟其后，必然会导致应力出现集中的情况，脆弱的部位就会出现顶板垮落，也有可能出现瓦斯涌出，这些都会对工作面的安全施工产生影响。4、煤岩结构本身就具有复杂性，再加上其中有着一定量的夹矸层，所以在施工的时候夹矸层很容易出现脱落的情况。

三、软岩矿井巷道掘进顶板支护呈现的特点

1、初始速度快，危害性大

一旦岩层处于构造应力的作用之下，地壳就会出现水平方向的位移，这也是引起地质构造出现变化的原因之一。单一性的岩层在应力之下会出现裂痕、断层等构件变化。尤其是在褶皱的部分产生裂缝的机会就更大了，煤层一旦暴漏之后就会导致吸水性的脱落，再加上轴部的急剧变化，所以在回采的过程当中采取支护的方式是不适用的，很容易就会造成冒顶的事故出现。

2、过大的膨胀压力，使底鼓受损严重

煤层伪顶完整性差，强度低，采面推进时极易产生顶板事故。回坡底煤矿在三软岩层当中是比较典型的，分别为顶板软、煤层软以及底板软，故在掘进的进程当中，临时支护的提前也是十分必要的，将围岩可能引起的变形尽量的降到最低。

四、影响软层支护的因素

影响软层支护的因素包括岩性、煤顶等，并且这些因素都是造成顶板事故的重要点。一般的情况之下容易引起的隐患分别为：①在煤岩节理发育的部位是很容易出现岩层的脱落的。②煤层伪顶完整性差，强度低导致顶板事故的易发。③在空采面积不断扩大的过程当中，如果回柱放顶未能跟上，就会出现某些部位应力过于集中，导致脆弱性的顶板垮落，瓦斯涌出，最后对工作面的安全性能产生影响。

五、软岩矿井巷道掘进顶板支护的措施

1、加强施工管理，施工责任划分明确；①对工作面的地质条件进行勘测，保证变化的地质条件能够及时的被发现，规避可能出现的顶板事故。②严把工程的设计关，预留出足够数量的煤柱，同时还要保证采掘面和巷道的设置方面管理，最大限度的防治巷道被破坏。③将安全生产落实到位，干部要保证跟班，施工人员要严格的遵守岗位要求和职责，对于因为失误所造成的顶板事故。④采取终身制的质量保证工程，确保质量能够按照标准进行，所选取的支护材料必须要合格的，做到对施工质量的严控。⑤要对该施工单位所管辖的巷道环境和细节要做到随时的了解，一旦出现变化必须及时的向上级报告，并根据情况制定出相应的措施，尽量保证巷道的完整。

2、具体的改进措施

（1）当施工巷道通过破碎带或者是断层位置的时候，需要将顶板处理放在打眼放炮之前，比如可以将锚杆安装在顶板的斜上方，也可以增大顶板岩石的固结度来达到提高岩体的摩擦力、强度等的目的，最终使得岩体承载力得到有效的增大，将顶板的稳定性能增大，实现控制顶板的作用和目的。（2）当循环进尺的量比较大的时候对于顶板控制是非常不利的，所以在施工的时候要尽量的减少进尺的长度，争取采用短掘快进的方式，将原本的一次成巷改成二次，达到对顶板控制的有效要求。（3）控制好工程的施工质量，规避因为质量问题而导致的返工当中出现的顶板问题，同时还需要保证巷道的质量达到施工标准。（4）煤矿企业要推行推行和落实质量管理制度，将井下的工程记录保存好，采用不定期的质量抽查，不断的拍出安全和质量隐患。（5）采取辅助的手段对含有断层、破碎带的岩层进行处理确保工程的质量，具体的实施方式有：①为了确保围岩的稳定性能以及支护的强度可以在巷道进行了砌体之后充填进厚度相当的混凝土。②为了保证提高岩体的承载力，可以进行人为的岩体注浆，最终有效的控制顶板。③利用钢棚反拱喷浆巷道区扩大钢棚的扎角，解决巷道内部压力过大的问题，满足支护的需要。

3、靠近煤壁处的局部冒顶

冒顶的原因：顶板裸露空顶不及时支护；地质构造的影响；爆破引起；老顶来压引起。虽然局部冒顶范围较小，但它占冒顶死亡事故的比例却很大，人们常称为是零打碎敲，容易被忽视。因此，必须注意局部冒顶前的预兆，及时采取措施，预防局部冒顶事故的发生，或控制在最小范围不让其扩大。如果发现顶板岩石有裂口或产生新的裂口，同时裂隙增多，顶板矸石稍有震动就会掉落下来，敲帮问顶时发出不正常的声音。或者顶板裂隙内卡有活矸石，并有掉喳、掉矸现象，顶梁在支柱上滚偏，顶梁有响声，煤壁的伞檐突然脱落等，这些都是局部冒顶的前兆，应积极采取措施，杜绝冒顶危害。

结论

本文所研究的支护工作是非常复杂的、系统性的工程，所以对于煤矿企业来说其管理机制要不断的进行完善，工艺要合理，做到事前预防，保证顶板的安全。

参考文献

[1]何满朝等.《中国煤矿锚杆支护理论与实际》.科学出版社，2004

[2]张向东等.《锚杆支护配套技术设计与施工》.中国设计出版社，2003

作者简介

深埋沿空巷道支护参数设计研究 篇11

某矿某工作面南起工广煤柱线及F13-4-1断层, 北至F12-11断层, 上界Ⅳ-Ⅴ线以北为C15-660等高线, Ⅳ-Ⅴ线以南C15-710m等高线, 下界为C15-780m等高线;Ⅳ线以南-705m以上C15煤层已回采;Ⅳ线以北-720m以上下伏C13煤层已回采, Ⅳ线以南-720m以上下伏C13煤层正在掘进, 其他C13煤层均未回采。

直接顶为泥岩, 厚度 (2.0~3.0m) , 平均厚度2.3m, 灰~灰黑色, 少量粉砂质, 性脆、破碎。基本顶为粉~细砂岩, 厚度 (2.0~3.0m) , 平均厚度2.5m, 灰色~灰白色, 裂隙发育, 硬度大。直接底为页岩、厚度 (1.0~3.0m) 平均厚度1.5m, 灰~浅灰, 含较多植物化石碎片, 其下为C14煤层。C15煤层总厚0.39~1.31m, 平均1.0 m, 煤层倾角19°~22°, 平均20°。C15煤层赋存不稳定, 根据钻孔勘探资料揭露掘进范围内C15煤层发育有两处薄煤区。工作面内煤系地层总体为一单斜构造, 走向为NW方向, 倾向NE方向, 平均倾角20°, 工作面内地质构造相对简单, 主要以断层为主, 预计揭露断层有7个, 落差0.4~4.0m不等。影响掘进施工的水文地质因素主要是:C15煤层顶板裂隙水、上阶段老塘水沿裂隙或断层带下渗。工作面地面标高为+19.0~+25.5, 根据本块段煤层赋存情况, 512 (5) 工作面设计走向长1340m, 面长150~195m;上风巷标高-706m, 机巷标高-780m, 切眼布置在-780m中央石门以南约20m位置, 收作线在V-VI线以南约125m位置, C15上风巷设计工程量1430m。工作面巷道布置示意图如图1所示。

2 支护断面优选的数值模拟研究

通过FLAC数值模拟得出结果, 见表1。从机巷的三种断面形状的模拟结果看, 巷道围岩稳定主要是由于围岩中拉应力的影响, 巷道围岩的垂直应力和水平应力中的拉应力拱形断面均为最小。从受力方面和围岩屈服破坏深度考虑, 机巷宜采用拱形断面。

3 巷道支护参数设计

(1) 支护方式

直墙半圆拱断面支护形式原则上顶帮部采用"锚杆+锚索+钢带+金属网"支护形式。除特殊地段 (如断层、破碎带等锚、索、网难以支护外) 考虑实行补套U型棚进行复合支护外, 其支护方式如下:

(1) 顶帮部:锚杆+钢带+金属网+锚索。

(2) 底板:不支护。

(2) 支护参数

巷道断面净宽为5000mm;巷道中高为4000mm (自轨道平面算起) 。机巷采用破顶施工, 靠工作面侧C15煤底板距巷道底板高度为1.2m (自轨道平面算起) 。依据计算结果及支护设计系统推理结果, 得到机巷直墙半圆拱断面的锚杆支护方案及具体支护参数为:

(1) 锚杆

(1) 锚杆采用Φ22×2500mm的20Mn Si左旋无纵筋螺纹钢等强预拉力锚杆, 配合钢带和10#铁丝网联合支护, 顶帮共布置15根锚杆, 弧段的锚杆间排距为800×800mm, 直墙部锚杆有两排锚杆间排距为730×800㎜。直墙与半圆拱相搭接处间排距为600×800mm。除两底角锚杆采用俯斜30°布置外, 所有锚杆均垂直于巷道表面布置。

(2) 锚杆均采用加长锚固, 所有锚杆安装的树脂药卷为1支K2360和1支Z2380;安装预紧力矩≮150N·m, 预紧力≮50KN, 锚固力≮120KN。

(2) 锚索

(1) 锚索:锚索规格为Φ17.8×6800mm (深入岩体长度为6500mm) , 每隔2排锚杆布置2根锚索;锚索安装位置在距巷道中心线1/8圆弧处 (即距中心线弧长1960mm处, 即锚索与水平面的仰倾角为45°, 如图所示) , 排距为1600mm;与锚索配套的槽钢长度为300mm, 钢绞线通过16#槽钢孔锚入围岩, 钢绞线外端与锁具直接连接。。

(2) 打完锚杆后, 够打一排锚索时, 及时打锚索进行支护, 安装预紧力≮100KN, 锚固力≮250KN;钻孔均要求采用Φ28的双翼钻头打孔。

(3) 锚索每孔安装的树脂药卷为1支K2360和3支Z2380;锚索的锚固长度为3000mm (按保守计算) 。

(4) 顶板锚索的长度不宜太长, 也不宜过短, 力求将顶板的基本顶和基本顶以上的一层粉砂岩锚固在一起, 还要防止锚固在粉砂岩上的煤线及泥岩中, 因此在掘进期间每隔一定距离补打地质钻, 探明岩性, 以利于调整锚索长度, 达到最好的锚固效果和良好的经济效益。

(3) 钢带

顶帮全部采KT-M5型, 其中两根4100mm长的各用于1/4圆弧断面用, 直墙部分采用的KT-M3型钢带长为1600mm, 在钢带的对接部分多冲一个孔, 以利于钢带对接。

(4) 异常地段支护

在断层破碎带附近及遇到顶板淋水等地质构造情况, 采用锚网索+U型棚复合支护, 根据地质条件, 确定U型棚间距。如果顶板淋水, 需采用防水性树脂药卷, 同时采取喷浆、注浆等措施, 以防止围岩风化和加固煤岩体强度。如遇地质条件稍差, 即在两排锚索的中间档内补打锚索, 与原锚索系统呈"三花"布置, 补打的锚索滞后迎头距离不大于10m为宜。

(5) 支护方案示意图

支护方案及巷道层位示意图如图2所示。

结语

本文在深埋沿空巷道赋存特点基础上采用数值模拟研究了巷道断面, 最终提出了适宜的支护方案图, 研究过程和结果为类似条件下巷道开掘及支护提供了有效的参考。

摘要：本文在分析某矿某面深埋沿空的地质特征基础上, 开展沿空巷道支护参数设计, 采用数值模拟分析了支护断面, 优化了断面形状, 最终设计了深埋沿空巷道的支护参数, 为类似条件下巷道支护设计提供了有效参考。

关键词：沿空巷道,支护参数,深埋

参考文献

[1]钟林.煤柱宽度对沿空巷道围岩影响分析2012.