锚杆支护的支护理论

关键词： 锚杆 巷道 支护 煤炭

锚杆支护的支护理论（精选十篇）

锚杆支护的支护理论 篇1

锚杆支护技术不仅能够显著提高巷道支护效果, 增加安全程度, 而且可以节约大量的支护和维修费用, 在减轻工人劳动强度的同时, 能够改善井下作业环境, 为矿井高产高效创造条件, 因而成为世界各国矿井巷道的一种主要支护形式, 代表了煤矿巷道支护技术的主要发展方向。

1 锚杆支护的优越性

1.1 改善围岩受力状态, 提高岩体的承载能力。

巷道开挖后, 围岩的受力状态发生改变。当打入锚杆后, 由于锚杆与围岩的相互作用, 使得巷道围岩受力状态又发生改变。主要表现在: (1) 锚杆与岩体黏结在一起, 提高了岩体的整体刚度, 增强了岩体的抗变形能力, 加强了岩体的整体性; (2) 由于锚杆的抗拉作用, 当锚杆穿越破碎岩层深入稳定岩层时, 对不稳定岩层起着悬吊作用; (3) 对于层状岩体, 由于锚杆的作用, 对岩层离层的产生有着一定的阻碍作用, 并增大了岩层间的摩擦力, 与锚杆本身的抗剪作用阻止岩层间产生相对滑动, 从而将各个岩层夹紧形成组合梁, 提高了岩层的承载能力; (4) 由于锚杆的作用, 改变了边界岩体的受力状态, 使其由二维应力状态转化为三维受力状态, 提高了岩体的承载能力。

1.2 增强支护质量、减少巷道修护量。

一般棚式支护基本不具有初阻力, 不可能紧贴围岩或不能全部紧贴围岩, 只有当围岩破碎、离层后, 随着围岩变形的增加, 支架支护阻力随之增加, 才能发挥棚子的支撑作用, 属于“被动”支护。锚杆支护是完全不同的一种的支护方式, 它利用锚固剂、锚杆、托板及各种构件, 给围岩一定的支护强度, 且随围岩变形支护阻力不断增加, 与围岩共同组成支护体系, 承受各种围岩应力和采动应力达到支护目的, 属于“主动”支护。因此, 与棚式支护相比, 锚杆支护能及时加固围岩, 从而减少围岩变形, 防止顶板早期离层和片帮, 更有利于改善巷道的维护状况, 保持巷道围岩的长期稳定, 从而减少了巷道维修量。

1.3 简化工作面超前支护。

综采工作面上、下顺槽采用棚式支护时, 必须提前进行替棚。受工作面采动影响, 撤棚、替棚工作十分复杂, 用工多、速度慢, 严重影响综采工作面推进速度。锚杆支护可以有效减少回采超前压力对巷道的破坏, 不需要替棚工序, 简化了综采工作面上、下顺槽的超前支护, 从而提高综采工作面推进速度, 提高了工作面单产, 有利于高产高效矿井建设。

1.4 提高掘进速度。

锚杆支护巷道施工简单、机械化程度高, 随着锚杆机具、掘进机及其配套设备性能的完善与提高, 配套材料, 如钻头、钎杆性能的提高, 以及一大批锚杆支护材料的应用, 巷道掘进速度和生产效率可大幅度提高。

1.5 降低支护成本、减少工人的劳动强度。

采用锚杆支护可以大幅度节约大量钢材、木材等支护材料, 降低支护成本, 有利于节约自然资源, 改善生态环境。

采用型钢及木棚支护的材料运输量大, 工人劳动强度高, 巷道断面越大, 这一问题越突出。采用锚网支护技术, 不需要运输大量的支护型钢和其他辅助材料, 不仅减小了支护材料的搬运量, 同时也减小了支护劳动量, 从根本上减轻了工人的劳动强度, 解放了生产力, 加快了循环进度, 工效也随之提高。

1.6 减小了辅助运输量。

煤层巷道采用锚网支护技术, 同时也可减小辅助运输工作量。千米巷道减少材料运输量1/8以上, 有利于提高掘进工效和减少上下山辅助运输过程中的不安全因素, 同时减轻了辅助运输的压力, 降低了辅助运输事故率。

2 锚杆支护理论

锚杆支护是通过围岩内部的杆体, 改变围岩本身的力学状态, 提高围岩的强度, 从而在巷道周围岩体内形成一个完整稳定的承载圈, 与围岩共同作用, 达到维护巷道的目的。因此, 锚杆支护起到了主动加固围岩的作用。

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。

2.1 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悬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冒落岩体悬吊在深部未松动岩层上。悬吊理论直观地揭示了锚杆的悬吊作用, 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。

2.2 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越小。但是, 在顶板较破碎、连续性受到破坏时, 组合梁也就不存在了。另外, 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。

2.3 组合拱理论。

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形分布的压应力, 如果沿巷道周边布置锚杆群, 只要锚杆间距足够小, 各个锚杆形成的压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) , 这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向荷载。在承压拱内的岩石径向及切向均受压, 处于三向应力状态, 其围岩强度得到提高, 支撑能力也相应加大。因此, 锚杆支护的关键在于获取较大的承压拱厚度和较高的强度, 其厚度越大, 越有利围岩的稳定和支撑能力的提高。

3 结束语

由于锚杆支护显著的技术经济优越性, 现已发展成为世界各国矿井巷道以及其他地下工程支护的一种主要形式, 目前已经广泛应用在煤矿、金属矿山、水利、隧道以及其他地下工程中, 代表了支护技术的一个主要发展方向。

摘要：锚杆支护能够显著提高巷道支护效果, 增加安全程度, 节约大量的支护和维修费用, 在减轻工人劳动强度的同时, 能够改善井下作业环境。

煤巷锚杆支护的探讨 篇2

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，我们坚持先易后難、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。

锚杆支护的支护理论 篇3

软弱围岩条件下,巷道的开掘破坏了地层原岩应力平衡状态,导致巷道周边岩体应力重新分布。围岩局部区域应力超过煤岩体强度,使得围岩物性状态发生改变,在巷道周围产生一定范围的极限平衡区,同时引起应力向围岩深部转移[1]。巷道支护或加固所要考虑的对象就是巷道周围已处于极限平衡状态下的煤岩体。利用极限平衡理论设计锚杆支护参数,可有效满足巷道支护对锚杆强度的要求,提高巷道围岩整体的稳定性。

1 极限平衡理论修正应用

当巷道受到采动影响时,巷道周边位移将继续快速增加,利用采动影响系数K1来反映随着与距采面的距离的减小而逐渐增大的变形量。通过相关统计资料分析,采动影响系数K1取值范围为1～3,一般取1.5。

由于实验室岩块与实际煤岩体的差异,巷道极限平衡区和巷道周边位移计算所涉及到的岩体力学参数需要进行合适的修正。为此,引入煤岩体物理力学参数修正系数K2对黏结力和弹性模量进行修正。通过已有相关统计资料分析,K2的取值范围为1/10～1/3,一般应用取1/5。

2 极限平衡区深入围岩的深度

2.1 巷道理论半径的确定

非圆形巷道周围应力重新分布的理论解析解受限于岩石力学和矿山压力的发展水平,为此采用非圆形巷道的圆形标准化法来确定巷道断面尺寸和形状的影响问题[2]。非圆形巷道圆形标准化分三步进行计算:

a)当量半径

式(1)中:rs为巷道当量半径,m;S为实际巷道的断面积;kx为巷道断面修正系数;

b)外接圆半径

用几何作图法作巷道的外接圆,如图1所示;

c)巷道理论半径

巷道理论半径为当量半径和外接圆半径的较小者:

2.2 极限平衡区深入围岩的深度Δ的确定

巷道周边极限平衡区半径R'如式(3):

式(3)中:γ为上覆岩层体积力;H为巷道埋深;Pi为支护阻力;a为巷道理论半径;C为黏结力;φ为内摩擦角;K2为煤岩体力学参数修正系数,取1/7.5。极限平衡区深入巷道围岩的深度Δ为:

3 锚杆支护参数设计

根据极限平衡理论,对巷道围岩进行锚杆支护时,先按巷道不受采动影响初步设计锚杆参数,然后依据巷道受采动影响的极限平衡区范围最终确定锚杆支护参数[3]。

a)锚杆长度

锚杆长度通常按下式计算:

式(5)中:L1'为锚杆长度,m;L1为锚杆锚固段长度,m;Δ为极限平衡区深入围岩的深度;L3为锚杆外露长度,一般取0.15 m。

实际选用的锚固段长度应为L1'和L1''之中的尺寸较大者,并考虑一定的搅拌不均匀系数Kj(此处取1.2),即[4]

b)锚杆直径D的确定

根据每根锚杆所维护的面积S及荷载集度,可以计算出每根锚杆所承担的载荷,从而可以确定出需要的锚杆直径,计算公式如式(10)所示:

式(7)中:D为锚杆直径,mm;[σ]为杆体材料的许用强度;S为锚杆的维护面积;

c)锚杆间排距的确定

锚杆间排距由每根锚杆悬吊的岩石重量确定,通常锚杆按等距排列,即间距、排距相等,设为a,则有:

式(8)中:Q为锚固力,由拉拔试验确定,设计时取100样kN;K为锚杆安全系数,一般取K=1.5～2;γ为岩石体积力。

4 工程实例

伯方矿二盘区3#煤层平均厚度4.7 m,平均倾角4°,煤层节理中等发育,煤单轴抗压强度平均为5.38MPa。直接顶为灰黑色泥岩,平均厚度1.61 m,老顶为黑色细砂岩,平均厚度4.0 m,下部泥岩含粉质矿质。

4.1 极限平衡区的优化支护参数设计

根据极限平衡区锚杆参数计算公式,可得到二盘区轨道巷理论支护方案参数,见表1:

4.2 模拟分析计算

通过FLAC3D数值模拟计算,比较不同锚杆参数下巷道底板移近量,进而确定出锚杆参数。不同锚杆支护参数围岩变形情况如图2所示。

通过对以上模拟结果进行对比分析,可以得出二盘区轨道巷最终支护方案:

顶板采用BHRB400左旋无纵筋螺纹钢锚杆,杆长2 200 mm,直径20 mm,每排布置6根,排距900 mm,靠近巷帮顶锚杆安设角度与垂直方向成20°。巷道两帮采用普通金属锚杆,杆长1 800 mm,直径18 mm,每排4根,排距900 mm,间距850 mm。树脂加长锚固,锚固长度1 000 mm。顶板锚索呈五花眼布置,每个1 800 mm布置1根或2根,锚索长度6 000 m。

4.3 优化方案与原有方案对比

4.3.1 两种方案塑性区的比较

分别使用两种巷道支护方案,新方案在原有支护方案的基础上,通过优化锚杆参数,巷道围岩应力达到平衡后,加固巷道周围岩体,围岩只有小范围进入塑性状态,使围岩变形处于受控状态,实现较好的支护效果[7]。

4.3.2 两种方案位移的比较

巷道围岩应力达到平衡后,新支护方案使顶板最大下沉量和两帮最大移近量在原支护的基础上减小了20.5%和12.8%。

5 结语

不同的锚杆支护参数下,巷道的位移量有很大的差别。采用极限平衡法设计锚杆支护参数和支护方案,沿煤层底板掘进时,巷道小部分围岩进入塑性状态,顶板最大下沉量及两帮最大移近量比原支护方案下的相应参数分别减小了20.5%和12.8%,巷道围岩变形得到了有效控制,避免了顶板冒落对煤矿安全生产的威胁,可有效地达到巷道支护对锚杆的强度要求,提高巷道围岩整体的稳定性。

参考文献

[1]节茂科,方延强,周晓明.永久损失煤柱穿巷开采巷道临界宽度的计算[J].煤炭科学技术,2001,39(2):6-9.

[2]马立强,张东升.煤矿井下矸石置换煤炭清洁生产技术[J].煤炭学报,2010,35(5):816-819.

[3]赵建国.赵庄煤矿受采动影响巷道支护设计[J].煤炭开采,2011(2):59-61.

锚杆支护的支护理论 篇4

【关键词】深部矿井；锚杆支护；回风平巷

我国是煤炭资源大国，煤层赋存条件、地质构造复杂，绝大多数矿井采用井工开采。巷道作为服务于地下煤矿开采的生命线，保持其畅通、稳定的状态，对改善矿井的生产作业条件和提高煤炭产能以及防止巷道顶板冒落事故，保证矿井高产高效的安全生产具有重要意义。

锚杆支护作为世界各国矿井巷道的一种主要支护形式，在提高巷道支护效果和维护矿井安全上具有显著效果，同时还可以节约大量的支护和维修费用。锚杆支护在矿井建设效能上减轻了矿工的劳动强度，在改善井下开采环境同时提高了产能，为建设高产高效矿井创造了条件。

1.深部矿井回风平巷围岩的变形规律

随着能源需求和开采强度的不断加大，浅部煤炭资源越来越少，一大批矿区不得不转入深部开采[1，2]。深部复杂的地质条件和力学环境， 致使煤层出现了高地压、大变形、难支护现象，如何控制巷道圍岩稳定性已成为困扰煤矿安全生产建设的重要难题。我国大部分深部矿井的巷道围岩中，煤体微裂隙发育良好、连通性好、裂缝宽，并存在大量孔隙裂隙，这些孔隙裂隙在深部高应力条件和水的作用下会很容易扩展、连通，致使巷道发生较大范围的变形、甚至破坏。而未受采动的围岩体，在回风平巷开掘前通常处于弹性变形状态，岩体的原始铅直应力等于上覆岩层重量，当回风平巷在煤层中掘进，巷道开挖的初期阶段，由于原岩应力重新分布，掘巷产生的应力集中将引起巷道两帮变形，在巷道顶部冒漏顶现象严重，破碎区段巷道变形更为严重。

深部矿井回风平巷围岩变形量主要由掘进，回采引起的变形以及采掘影响趋于稳定后的围岩流变组成。当巷道处于掘进中，必然发生的围岩变形量大小取决于围岩的原始应力，岩性，巷道支护形式，支护强度和巷道尺寸。当巷道掘进趋于稳定时，围岩因流变性也将发生较小变形。回采工作面后因超前移动支承压力，巷道围岩应力再次重新分布，塑性变形区扩大同时围岩变形量也急剧增大，直至趋于稳定中巷道围岩变形速度将逐渐衰减。

2.锚杆支护理论

锚杆支护是利用锚固在岩体内维护围岩稳定的杆体，改变围岩自身力学环境，把破碎的岩石限制在深部岩体上，提高围岩强度，从而形成稳固的锚杆支护系统，达到控制围岩整体失稳的目的。锚杆支护不但可以改善围岩受力状态，提高岩体的承载能力，而且节约了大量的坑木和钢材,降低支护成本,减小掘进断面, 减少劳动强度，提高掘进速度，是一种施工工艺简单且高质量高效能的一次成巷支护技术。

2.1锚杆悬吊理论

利用锚杆将巷道顶板松软破碎的岩体锚固悬吊在围岩内部较坚硬，稳定的岩层中，以增强岩层的稳定性。悬吊理论对于回采巷道的直接顶下沉和离层有着较好的支护效果，但其只适用于顶板，当用于锚固巷道帮、底以及无法悬吊的坚硬稳定岩层或较厚顶板时，悬吊理论就不适用。

2.2锚杆组合梁理论

锚杆组合梁理论只适用于巷道顶板为较厚的层状岩层，对于巷道的帮、底不适用。当巷道顶板出现下沉和离层时，利用锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力，增加岩层间的抗剪刚度，该摩擦力与抗剪力共同阻止岩层间产生相对滑动，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）。

2.3锚杆组合拱理论

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，如果沿巷道周边布置锚杆群，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(亦称组合拱或压缩拱)，这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向载荷。在承压拱内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，在围岩中形成一个均匀压缩的连续承压区，其围岩强度得到提高，支撑能力也相应加大。因此，锚杆支护的关键在于获取较大的承压拱厚度和较高的强度，其厚度越大，越有利于围岩的稳定和支撑能力的提高。

三种锚杆支护作用机理的选择使用要依据不同地质条件下巷道顶板变形和围岩支护强度，无论单一的还是相互补充综合使用都要深入考虑围岩支护的作用。

3.深部矿井回风平巷锚杆支护方案设计

深部矿井回风平巷因复杂的地质条件，岩层压力大，巷道围岩变形量大，支架损坏严重，巷道维修困难。为了处理这些潜在的巷道片冒失稳等隐患，我们多采取锚杆支护的方式处理。回风平巷的支护方式不能是单一化的，也不是一次支护完成的，必须采用联合支护的方式解决巷道支护难的问题。

（1）若回风平巷服务期限长，岩层不稳定，破碎及风化非常严重，节理发育明显，伴有裂隙水，建议采取锚杆、金属网、可伸缩性支架、锚索四者联合的支护方式。

（2）若回风平巷服务期限较长，岩层稳定性较差，破碎及风化较严重，节理发育较明显，伴有裂隙水，建议采取锚杆、钢筋梯梁、金属网（或锚索）三者联合的支护方式。

（3）若回风平巷服务期限较长，岩层稳定性较差，破碎及风化较严重，节理发育较明显，伴有裂隙水，建议采取锚杆、钢筋梯梁、金属网（或锚索）三者联合的支护方式。

（4）若回风平巷服务期限短，岩层稳定性处于较好，无明显破碎，风化较弱，有小断层，建议采取锚杆、钢筋梯梁二者联合的支护方式，视岩层情况可增加金属网（或锚索）。

（5）若回风平巷刚刚服务不久，岩层稳定性好且坚硬完整，无破碎和风化现象，建议采取单体锚杆的支护方式，视岩层情况可增加金属网。

4.结论

深部矿井回风平巷围岩的支护要充分考虑井下地质条件及生产条件，设计不同的锚杆支护方案。服务期限较长的巷道要及时封闭围岩，多采用锚网喷支护，对于以松碎为主的巷道多选用锚网索支护。通过采用以上完整的、符合要求的锚杆支护系统，深部矿井回风平巷顶板将稳定可靠,产生裂隙少,安全性高,应力集中少, 为建设高产高效矿井提供安全保障同时也为资源开采回收利用提供了战略保障。

【参考文献】

［１］谢和平.深部高应力下的资源开采—现状、基础科学问题与展望[C]．科学前沿与未来（第六集）,北京:中国环境科学出版社，2002:179-191.

［２］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，2005，24(16):2803-2813.

采区巷道支护及锚杆支护新技术 篇5

由于我国东部煤炭的开采，浅部资源已逐渐走向枯竭，煤炭开采逐步向深部延伸，国内许多矿井的开采或开拓延伸的深度均已经超过了700m，有的甚至超过1000m。随着开采深度的增加，地质条件恶化、地应力增大、破碎岩体增多、地温升高、水头压力和涌水量加大，致使围岩应力超过其强度，发生破坏失稳。

鲁西南煤田地质复杂，以杨营矿井为例予以阐述。杨营煤矿8煤采区轨道上山依次穿过顶板砂岩、泥岩、煤层，顶板岩石裂隙发育，小的构造较多，顶板及帮部易掉易冒，是一种标准的低强度破碎软岩。8101与8102试采煤面标高均为-600m以下，所对应的轨道顺槽和胶带顺槽地应力大、破碎岩体多，并受风化基岩及以下砂岩含水层、太原组三灰含水层、八灰及其底板砂岩含水层、九灰及其底板砂岩含水层、十灰+岩浆岩含水层的影响，巷道地质情况复杂，使其支护难度增大。

1 巷道支护对策

1）优化巷道位置。在设计阶段应根据煤系地层的岩性，合理选择巷道位置，尽可能避开软弱岩层；在地质勘探过程中，应掌握岩石物理力学性质、岩石物理化学性质以及岩石水理性质，应掌握主应力的大小及方向，合理选层、选位，尽可能躲让高应力区。

2）选择合理的支护断面。由于8100采区回采时间较短，巷道服务年限为至采区报废为止，综合各方面因素8100采区轨道上山施工断面选择为矩形，掘进断面10.44m2，巷道掘进荒宽3600mm，净宽3400mm，掘进荒高2900mm，轨道以上净高2600mm，设计方位跟8煤顶板掘进。预留巷道空间对提高支护体结构强度，减少巷道维修, 保证巷道正常使用是非常必要的。

3）提高围岩强度。锚杆和注浆是两种有效的加固围岩方式, 这些方式能促使形成围岩加固的承载圈, 充分发挥围岩的自承能力, 阻止围岩的塑性流动。应针对不同围岩选择合适的加固方式。

4）提高锚杆支护的预紧力, 实现主动支护。锚杆支护是巷道最有效的支护形式，锚杆支护系统的刚度十分重要，特别是锚杆预应力起着决定性作用。较高的预应力要求锚杆具有较高的强度。单根锚杆预应力的作用范围是很有限的，必须通过托板、钢带和金属网等构件将锚杆预应力扩散到锚杆周围更大范围的围岩中，形成支护结构。

5）及时封闭围岩。巷道支护现场总结的经验是：治帮先治底，治底先治水。因此，对水的处理是保证软弱围岩稳定的基础工作，尤其对于含有黏土类矿物的膨胀型软岩，隔水为第一要务。软岩巷道开挖后要及时喷射混凝土进行封闭，防止其受水和空气的影响而崩解和软化。

2 巷道支护形式及参数选择

8100采区轨道上山为半煤岩巷，作为8100采区工作面的运输设备、材料等物品的主要巷道，同时也是构成区段通风系统的主要巷道，服务年限到采区报废。根据8100采区轨道上山实际情况支护分为临时支护和永久支护两部分：

临时支护：采用金属前探梁作为临时支护，前探梁为3根不少于4米长的4寸钢管或者用不少于15kg/m的钢轨，随着掘进，如果顶板地质条件发生变化较为破碎时，要短掘短支。

永久支护：采用锚、网、梯索喷联合支护。永久支护到迎头，支护前顶板岩性好时，最大空顶距不大于1600mm，岩性较差时最大空顶距不大于800mm，支护后迎头最大空顶距不大于300mm。

在永久支护过程中锚杆的选用是支护的关键因素，近几年来随着支护技术的不断发展加强，预拉力锚杆得到了广泛使用，并且支护效果也是非常理想。高强杆体材料屈服强度大于500MP。杆体直径：20-22m；锚杆破断荷载：200-300kN以上。

另外在8100采区轨道上山所采用的联合支护中，锚索的使用可以有效的限制围岩松动变形，使其保障巷道的整体稳定性良好。小孔径高强预应力锚索是近年来比较常用的一种锚索。它的作用原理是起悬吊作用、预应力主动限制围岩松动变形；应用条件有稳定岩层作为锚索悬吊生根点。

国内外首创28mm小孔径锚索技术，单根钢铰线，15.24mm, 28mm孔径；锚杆钻机钻装，最大长度12m；最大锚固力260kN，预紧力100kN。直径17.8mm，破断力350kN；直径f18.96mm，破断力400kN。最近开发直径22mm，破断力达到500kN，同时进一步提高索体的延伸率。

采用锚杆锚索联合支护提高锚杆支护的整体支护效果，防止巷道顶板的漏冒和两帮煤体的片帮。通过托板将其所承担的载荷有效地传递到锚杆上，并能协调锚杆的受力，发挥锚杆的整体支护作用，有效的提高锚杆锚固范围内围岩的连续性，有利于提高锚杆支护体系的整体支护强度。

同时8煤各巷道在使用联合支护中，8100采区轨道上山及其胶带上山由于服务年限要到采区报废为止，所以为其避免岩石风化破碎需要挂钢筋网喷浆来及时封闭围岩，同时做好巷道成型稳固工作。

根据8100采区轨道上山的围岩地质情况，锚杆采用Φ20×2400mm高强锚杆，间排距900×900mm。锚索采用Φ17.8×6300mm，间排距1800×2700mm。钢筋网Φ6mm钢筋焊接，经纬格100×100mm，网幅1000×1400mm和900×1700mm两种规格。在岩性较差时巷道顶部和帮部采用W型钢带加强支护。

在制定方案过程中可通过地质力学评估、初始设计方法（通过计算机模拟分析、实验室模型模拟、经验类比、理论计算等方法初步确定巷道支护型式和支护参数）、现场施工与监测、优化设计，最后得出最终方案。

3 结论

在煤矿的建设中应根据矿井巷道的实际地质状况来确定巷道及硐室的支护形式。锚杆等支护形式的布置随围岩条件发生变化时, 其支护参数也应做相应改变, 特别在地质构造地带, 可考虑增加锚杆、锚索数量或辅以其它支护方式, 甚至更改支护方式。

煤巷锚杆支护的探讨 篇6

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60~80k N, 锚索预应力不超过100~120k N, 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100k N, 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。

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。

浅谈锚杆支护 篇7

目前, 有多种锚杆支护形式, 按锚杆有元组合构件可分为单体锚杆和组合锚杆两大类。单体锚杆无任何组合构件, 彼此之间无任何力学联系。如果某一根单体锚杆承受的力较大且遭到破坏后, 顶板载荷就会转移到其他锚杆上, 造成各个被击破的局面。组合锚杆是通过组合构件把很多根锚杆有机联系在一起, 形成一个载荷整体。组合构件能够协调锚杆受力, 受力大的锚杆可以通过构件把力传递到其他锚杆上。

2 锚杆施工工艺

多数矿区巷道施工采用的都是连续采煤机掘进的方式, 全断面一次成巷, 顶锚杆钻眼和安装使用的是双臂锚杆钻机。连续采煤机和锚杆钻机作业是按交替换位的方式进行。在连续采煤机完成掘进后, 将采煤机退后到一定位置, 锚杆机立即进入工作面钻锚杆眼和安装锚杆, 对暴露的顶板及时支护, 保证施工的安全。锚杆钻机作业的顺序是定位、钻眼、推入树脂药卷和杆体、搅动、拧紧螺母, 待全部锚杆安装完毕后, 采煤机继续下一个循环作业。

2.1 施工工艺过程

锚杆的施工过程是: (1) 打眼前, 利用激光指向线将锚杆钻机调整到巷道的中间位置, 根据设计锚杆的间、排距, 预先标出锚杆的位置, 并在钻杆上标出钻进深度, 然后开动锚杆钻机, 用其临时支护支撑住顶板。 (2) 在钻箱上安装好钻杆操作钻具装置, 使钻头顶到预先标出的位置, 并在顶板上顶出小窝, 接着操作快带进给装置进行钻眼。当钻眼达到规定深度后, 边旋转边退出钻杆。 (3) 安装锚杆时, 用锚杆体顶住药卷送至孔底, 开始边搅拌边匀速推进到孔底, 搅拌时间为 (20±5) s。同时, 要求药卷的搅拌过程要一气呵成, 中途不得间断, 严禁利用锚杆钻机将锚杆插入眼底后再对药卷进行搅拌。在凝固后取下钻机, 3 min后上托板, 拧紧螺母, 锚杆必须用力矩扳逐根检查拧紧力矩, 拧紧力矩不小于120 N·m。

2.2 安全技术措施

打锚杆前, 必须先将工作面前后10 m范围的片帮、伞檐处理掉, 确定安全无误后方可进行作业。严格执行“敲帮问顶”制度, 并贯穿施工全过程, 发现有零皮、聋煤、马棚、伞檐等不安全隐患时, 必须用长度不小于2 m的专用长柄工具撬掉, 仔细检查顶帮围岩情况, 处理净活矸、危岩, 确认安全后方可开工。打眼时, 工作人员服装要穿戴整齐, 严禁戴手套扶钎杆。使用树脂锚杆时, 必须戴防护手套, 避免其与皮肤直接接触。破损的药包必须及时处理, 严禁树脂药包接触电缆。如果巷道高, 工作人员够不着的地方要打眼搭工作台, 工作台必须安全、可靠, 所有工作人员要相互照应, 做到自保和互保。打眼工作要在运输机、转载机停止的情况下进行, 且运输机、转载机开关打到零位, 并挂“有人工作, 禁止送电”的牌子。施工时, 与打眼工作无关的人员要远离施工点。打锚杆时, 必须在安全、有掩护的情况下进行, 打一个眼上一套锚杆, 打够一排再往前打。

使用气动锚杆钻机钻孔打眼的操作步骤是: (1) 检查顶板情况, 将零皮撬掉。 (2) 检查供水、供气系统, 并使其开关处于关闭状态。 (3) 将六方钻杆插入钻套的六方孔中。 (4) 将马达控制扳手压下1个小角度, 让钻杆缓慢旋转, 同时, 将支腿控制旋钮旋开1个小角度, 慢慢升起钻机, 但支腿不可供气太猛。 (5) 钻杆钻头抵达顶板后, 打开控制旋钮, 调节水阀、马达和气阀控制钮, 使转速和推进速度逐渐增大。 (6) 钻孔深度达到要求后, 先关闭支腿气源, 然后关闭水阀, 同时使支腿回落。 (7) 严禁在钻机下垫木料托板等, 严禁用手触摸旋转的钻杆。操作者应远离钻孔中心线, 其他人员站在中心线5 m以外的地方。 (8) 每次打锚杆前, 必须先检查风水管接头的连接情况, 将隐患处理后再开工, 避免高压风水管崩脱伤人, 并在距锚索机5~8 m的风管处安装1个阀门。

3 施工质量管理

为了保证锚杆支护巷道的施工质量, 确保锚杆支护巷道的安全性, 应严格检查和验收涉及工程量的各个环节, 要认真处理不符合要求的部分。及时、主动支护是锚杆形成锚固承载层的关键。在安装锚杆的同时, 应施加足够的预紧力, 这样不仅可以消除锚杆构件的初始滑移量, 而且也会给围岩带来一定的预压力, 防止顶板早期离层。因此, 锚杆支护施工时, 一定要在预板刚暴露后就及时安装锚杆, 并且注意锚杆的施工质量, 保证有足够的预紧力存在, 这是锚杆支护成功的保证。

4 锚杆支护监控

由于锚杆支护设计是一个动态的过程, 所以, 不同阶段的监测侧重点也是不同的。锚杆支护监测分为综合监测和日常监测。综合监测是初始设计用于井下施工后, 对支护巷道井下进行的系统性观测, 并为其进行修改提供依据。日常监测是经过综合监测证实初始设计可行, 或根据综合监测结果进行修改后的正式设计应用之后, 为了保证巷道的安全而采用的一种简便、易行、实用的监测方法。

锚杆支护施工和锚杆质量检验 篇8

下面以某矿掘进机掘进, 采用锚网梁支护方式, 树脂加长锚固支护的工作面巷道为例, 其锚杆施工工艺流程如下:

(1) 掘进机割出煤。

(2) 顶板支护实际操作工艺流程如下:一是后撤掘进机至永久支护下, 使截割头落地并闭锁;二是进行敲帮问顶;三是把钢筋梯、网片置于前探梁上;四是调整排距、中线要符合设计要求, 升起截割头进行超前临时支护;五是联网、钻顶板锚杆孔、清孔;六是装树脂药卷插入锚杆、搅拌药卷、装托板、紧螺母, 完成顶板临时支护;七是降下截割头, 并后退至后方永久支护下截割头落地, 停电闭锁, 安装其他永久支护锚杆。

(3) 巷帮支护:实际操作工艺流程如下:一是钻上帮煤壁锚杆孔、清孔;二是装树脂药卷、插入锚杆、搅拌药卷;三是挂网、联网、安钢筋梯, 装托板紧螺母;四是钻下帮煤壁锚杆孔、清孔;五是装树脂药卷、插入锚杆、搅拌药卷, 装托板、紧螺母完成巷帮永久支护。

2 施工作业主要技术要求

(1) 要及时支护

顶锚杆要紧跟掘进头进行及时支护, 最大控顶距要小于1800mm, 最小控顶距要大于200mm (锚杆排距为800mm) ;

(2) 不能超挖、欠挖

掘进机割煤时沿S形从下到上掘进, 要认真按质量标准化标准控制巷道宽度、高度, 不可超挖、欠挖, 并确保顶板及巷帮煤壁平整。

(3) 上托钢筋托梁或W钢带。

W钢带的上托要借助安设在掘进机机头上的托梁器进行。先把W钢带平放在托梁器上, 机头处于较低位置, 再上移机头, 托起钢带, 使钢带的中线对准巷道中线, 并确保钢带间的排距误差小于±100mm;再利用掘进机头通过钢带及金属网托住顶板, 并撑紧。

(4) 锚杆孔的成孔。

顶板孔要利用锚杆钻机或气动凿岩机完成, 锚杆孔较长时, 应更换锚杆。钻孔时, 钻机升起, 使钻头插入相应的W钢带孔位中, 旋转钻机进行钻孔。钻孔深度误差要小于±30mm, 顶板顶锚杆孔轴线与顶板间的夹角为90°±5°。两帮顶角锚杆孔的轴线与垂线间的夹角要求30°±5°;两帮靠近顶板侧的角锚杆孔的轴线与垂线间的夹角要求10°±5°, 钻头钻到预定孔深位置后下缩钻机, 运用压力水清孔, 以清除岩粉及泥浆。

(5) 锚杆的安装。

锚杆的安装主要包括装锚固剂、插入锚杆、搅拌药卷和紧螺母。

3 锚杆质量检验

锚杆质量检验的主要内容包括:锚杆的材质, 锚杆安装的方向、深度、排距、螺帽的拧紧程度及锚固力。

锚杆的材质检验在实验室进行, 用螺帽拧紧锚杆时, 其锁紧力达到锚固力的40%~80%。锚杆预紧力检验采用力矩扳手进行抽样, 预紧力最低值要大于设计值的90%。

锚杆锚固力用ML-20型锚杆拉力计进行拉拔试验测定 (图1) , ML-20型锚杆拉力计的主要部件是一个空心千斤顶和一台SYB-1型高压手摇泵, 其最大拉力为200k N, 总重12kg。试验时将空心千斤顶套入锚杆尾部, 随后将高压胶管与手摇泵连在一起, 远距离操作, 既方便, 又安全。拉拔试验时, 采用拉拔计在井下进行, 安排专人按不小于10%的比例和不小于2d的时间间隔对锚杆锚固力的抽检, 抽检时只做非破坏性拉拔, 达到设计值时可停止拉拔。如山西沁和能源集团某矿检测为顶锚杆达到100k N停止拉拔, 帮锚杆达到50k N停止拉拔即为合格。除检查锚固力外, 在规定的锚固力范围内, 要检查锚杆拉出的滑移量要小于10mm。同时, 要检查锚杆支护的托板或托梁是否与顶板紧贴;螺帽与托板之间是否留有空隙。

1-空心千斤顶;2-高压油管 (胶管) ;3-胶管接头;4-压力表;5-手摇油泵;6-标尺

4 离层仪的安装及应注意的问题

4.1 离层仪的安装

顶板离层指示仪是监测顶板岩层分离时产生位移量的专用仪器, 用在监视监测顶板位移量, 防止顶板 (围岩) 塌方冒顶。

(1) 钻孔:采用B19接长钻杆, 直径27mm钻头, 用锚杆钻机在巷道中线处打一深度7m的垂直钻孔。

(2) 深部基点:用安装杆将深部基点锚固器推入孔中直至孔底, 抽出安装杆后, 用手拉下钢绳, 确认锚固器己固定住

(3) 浅部基点:用安装杆将浅部基点锚固器推入至2m~3m处, 抽出安装杆后, 用手拉一下钢绳, 确认锚固器己固定住

(4) 孔口套管:安装好孔口套管, 使其紧贴岩面。

(5) 对准刻度。

(6) 初读数:记录下最初读数, 并标在牌板上。

4.2 安装应注意的问题

(1) 离层仪安装位置距迎头要小于1.5m, 不然就不能捕捉顶板离层全过程。

(2) 钢绳要事先盘好, 推入锚固器过程逐圈展开, 以避免死缠打结。推入锚固器时, 安装杆不可回拉, 不然锚固器可能从安装杆上端的槽中脱出, 而造成锚固器安装不到位。

(3) 浅部基点锚固器要准确定位, 必须可提前在安装杆上做好标记, 安装后, 两刻度坠都要处在自由悬垂状态, 不能有卡阻等现象。

(4) 观测频度, 距掘进工作面50m内, 每班要观测一次, 其他情况每周一至两次。

参考文献

[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009, 7.[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009, 7.

[2]阎海鹏, 黄江宁, 刘毅.采煤工艺[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009, 5.[2]阎海鹏, 黄江宁, 刘毅.采煤工艺[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009, 5.

巷道锚杆支护施工技术 篇9

【关键字】锚杆支护；施工；技术

锚杆支护施工的主要工序，有钻凿锚杆孔和安装紧固锚杆。前者的主要设备是锚杆钻机，后者则主要使用搅拌和紧固锚杆使用的工具。

1、锚杆钻机选型

它是锚杆支护的主设备，其种类较多，按其使用的动力可分为液压、气动和电动；按其工作原理分为冲击式、旋转式和复合式。

按钻机的整体结构可分为单体式、钻车式和综合式。因其各矿巷道断面大小、推进方法、机械化水平等各不相同，在选择锚杆钻机时要从实际出发，遵循以下原则要求：（1）锚杆钻机所使用的动力要和巷道掘进机械使用的动力一致，动力应单一。（2）机型尽可能小、重量要轻、搬运方便。（3）钻机质量要优良，操作方便、灵活，工作安全可靠，效率较高。（4）尽量要一机多用，可以钻工作面的炮眼，又可以钻锚杆孔。（5）锚杆钻机应与掘进施工机械配套。（6）针对煤巷锚杆支护，单体型锚杆钻机机型应小、重量要轻、搬运方便，并可与耙斗机配套使用，要作为优先选择的系列。对机械程度要求不高的煤矿，也可以利用掘进所用的电动或风动钻机钻凿锚杆孔。

2、QYM30A型液压锚杆钻机

这种钻机是煤、半煤岩巷道钻凿顶板锚杆孔的专用设备。

2.1适用范围

围岩抗压强度小于或等于80MPa，f小于或等于8；巷道断面形状：矩形、斜顶矩形、梯形，巷道高度：1.8m～3.2m。

2.2主要技术特征

（1）钻机。

额定压力：10MPa；

额定转矩：40N·m；

额定转速：430r/min；

最大推力：6000N；

一次推进行程：1000mm；

最小外形尺寸：1050（1500）mm×200mm×360mm；

质量：47—48kg。

（2）液压泵站。

额定压力：13MPa；

额定流量：15L/min；

电机：YB112M 4型，4kW（380/660V）；

外形尺寸：840mm×490mm×540mm；

油箱容积：45L；

工作介质：N68普通液压油、N68机械油；

质量：175kg（含油）。

2.3主要結构及工作原理

QYM30A型液压锚杆机采用全液压传动，由钻机和专用配套动力源液压泵站组成。泵站输出的压力油经两根进、回油软管送至钻机，软管用快速接头连接。压力油通过组合阀分配到液压马达和推进液压缸，实现钻孔所需的各种动作程序。湿式钻孔用水由工作面的水管引至钻机，同时通过组合阀控制水路的开关。

（1）钻机：由液压马达、推进液压缸、组合阀、操纵架等部件组成。钻机的回转机构液压马达为径向柱塞式低速大扭矩液压马达。为适应各种高度巷道的使用要求，推进液压缸有单级和双级伸缩型式结构。组合阀的功能主要有控制液压马达的开启、系统卸载、液压缸升降和调节推进力的大小。组合阀由两个滑阀和一个减压阀组成。操纵架是钻机开眼前的扶持机构和钻孔中对组合阀的操纵机构。

（2）液压泵站：由隔爆电动机、齿轮泵、溢流阀、压力表、油箱、机架等部分组成。

（3）电器设备：泵站的隔爆电动机需要与隔爆型磁力启动器配套使用。

2.4钻机的使用和施工应注意的问题

（1）施工程序。一是把钻机搬运至工作地点，泵站置于后面巷道的任意一帮，将引自泵站的出油管和回油管通过快速接头与钻机对接好，再把工作面的水管与钻机接通。二是检查油箱的油位，要高于最低油面线，接通电源，启动电动机，检查其转向，满足规定后，关闭电源。三是调整泵站最高输出油压力，其调整程序为：暂时断开泵站出油管与钻机对接的快速接头，启动电动机，调节溢流阀，使压力表所示的压力值在13MPa以上。关闭电源，重新将出油管上的快速接头对接好。四是竖起钻机，插上短钻杆，一人握持操纵架，一人辅助扶稳钻机后，左手向内转动旋转套，启动液压马达，右手向外转动旋转套，打开水路，液压缸升起开始推进钻杆进行钻孔。钻杆至行程终点时，左手向内转动旋转套，液压缸系统卸载，马达停转，换上长钻杆，重复以上动作完成一个锚杆孔的钻进。拔出长钻杆，插上搅拌连接头，升起液压缸，启动液压马达，进行锚固剂搅拌，完成黏结型锚杆的安装。左手向内转动旋转套，液压缸系统卸载。把钻机挪位，进行下一个钻孔循环。五是一次钻孔工作结束，关闭电源，拆掉钻机上的主油管和水管，把钻机冲洗干净后撤出工作面，放在安全地点。

（2）维护与保养。一是钻机、泵站、油管在运输和停放时都要进行保护，不得碰、撞、砸。炮掘工作面爆破时要用钢板把钻机和泵站覆盖，避免炮崩损坏。二是不可随意拆卸紧固件，快速接头拆开后一定要用防护套罩封好，避免脏物对液压系统产生污染。三是油箱加油，要通过空气滤清器的滤网。

3、打锚杆眼与安装锚杆

3.1打锚杆眼

在打眼之前，要严格按中、腰线检查巷道断面规格，不能满足设计要求的要先进行处理。在打眼前先根据从外到里、先顶后帮的顺序要求检查顶、帮，找掉活矸、岩，在确认安全后才能进行作业。锚杆眼位置应准确，眼位误差不可超过100mm，眼向误差要小于15°。锚杆眼深度要与锚杆长度匹配，打眼时要在钻杆上做好标志，按锚杆长度打锚杆眼。打眼要按从外向里、先顶后帮的顺序进行。

3.2树脂锚杆安装

安装前要把眼孔内的积水、岩粉用压风吹净。吹扫时，操作人员应站在孔口背风一侧，眼孔方向不得有人，之后将树脂锚固剂送入眼底。再把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套紧螺母，用专用套筒的锚杆安装机卡住螺母。开动锚杆安装机，使锚杆安装机带动杆体旋转把锚杆旋入树脂锚固剂内，直至锚杆达到设计深度，便可撤去锚杆安装机。搅拌旋转时间不可小于35s，然后卸下螺帽，上好托盘，拧上螺母。

3.3锚固力检测操作

高边坡锚杆支护的运用 篇10

1 工程概况

1.1 工程简介

本工程场地位于县城开元大道东侧, 与县委党校和县武装部毗邻, 交通非常便利。本工程总用地面积约49 506m2, 由14栋宿舍楼和5栋商铺、相应的辅助设施和地下室等组成, 其中1#~9#楼为7F, 11#~12#楼为18F, 10#、13#、14#楼为16F+2, 15#~19#楼为2F。本次边坡在第二中学边, 边坡高约9.5-12m, 拟采用框架结构, 基础形式考虑浅基础。

工程重要性等级为二级, 场地复杂程度为二级, 地基复杂程度为二级, 基坑侧壁安全等级为一级。

本工程基坑涉及土层主要为素填土 (Qml) 、粉质粘土 (Q4al) 、粉质粘土 (Q3al) 、全风化泥质粉砂岩 (K) , 就喷锚支护而言土质较好, 但必须做好降水及排水工作, 以保证基坑安全。设计采用喷锚支护体系。

1.2 场地工程地质与水文地质条件

地下水主要为上覆地层的孔、裂隙水, 及下伏地层的弱承压裂隙水。第一层孔隙水赋存于黏性土孔隙、部分全风化泥质粉砂岩、部分强风化泥质粉砂岩裂隙中, 地下水的补给来源为大气降水的垂直渗透补给, 含水层的透水性、富水性差, 水量、水位受季节影响明显, 属上层滞水, 水量极为有限。基岩裂隙水, 赋存于部分 (4) 层和 (5) 层、 (6) 层泥质粉砂岩, 该岩层富水条件差, 水力性质为弱承压水, 水量贫乏, 补给源为上覆孔隙水及区域侧向补给。

场地周边无大型化工厂和其它污染源, 根据周边建筑经验及区域工程水文地质资料, 按岩土工程勘察规范 (GB50021-2001) (2009版) 进行腐蚀性判断, 该场地地下水对砼和钢筋综合评定为微腐蚀性, 对钢结构具弱腐蚀性。

根据场地周边及区域性水文地质资料, 地下水位以上的土对砼具微腐蚀性。

2 锚杆的具体应用范围和其工作原理

锚杆支护在近几年作为一种新型的挡土技术被广泛应用和推广, 其优点主要是快速、节能、安全、稳定, 在深基坑、山体、道路的支护等项目中比较适用。锚杆支护技术不仅能够临时支护土体, 保证土体开挖安全, 也能形成长期的挡土结构。由于土体的抗拉强度接近于零, 抗剪强度也非常低, 所以自然的土坡能够直立的高度很小。如果土坡的临界值低于其直立的高度、坡顶面积超过其承载能力或者是其它因素改变, 比如土体的含水量发生变化, 都有可能导致土坡失稳。所以将支挡体系运用在边坡上, 能够承载侧压力并能够控制其发展, 防止其变形, 这种支挡体系被称作被动制约体系。锚杆是在土体中安放一个固定密度和长度的锚固段, 能够使土体的抗剪抗拉强度增加, 同时增加土坡本身的稳定性, 被称作主动制约结构。

3 高边坡锚杆支护工艺流程

工艺流程喷锚网支护施工可与基坑开挖同时进行, 其施工工艺流程如下:土钉制作→开挖基坑→修整边坡→施工土钉→编制网→制作锚头→喷射砼面→注浆。

根据现场的实际情况, 施工程序可做适当调整。

3.1 设计参数

根据设计文件, 本工程土钉采用1Φ20钢筋锚杆, 孔径Φ110, 每2m焊接三面支撑架, 成孔后放置锚杆, 再进行注浆, 便于注水泥浆, 加固土体。土钉倾角15°向下。设计土钉按梅花形布置, 排距约1.5m, 水平间距1.50m。

3.2 剖面土钉参数表

3.3 注浆

本工程地层土质条件尚可, 为了进一步加强土体的力学性能, 增大土钉的抗拨力, 注浆材料采用纯水泥浆, 土钉采用中压注浆, 注浆材料采用纯水泥浆, 注浆压力不小于0.3Mpa, 水灰比约为0.5。注浆需慢速进行, 确保注浆饱满。

3.4 挂网及锚头安装

钢筋网片宜插入土中的钢筋固定, 网筋采用φ8钢筋网片, 构造尺寸为φ8@200mm, 钢筋网上下网片搭接长度应大于30cm, 网筋加强筋采用Φ16Ⅱ级螺纹钢, 沿锚杆方向水平布设, 并且与锚杆焊接牢固, 锁定筋Φ16Ⅱ级螺纹钢上下二根焊接长度为10cm。

3.5 喷射砼

使用干法喷射砼, 加速凝剂后可在数分钟内固结, 设计强度为C20, 喷射厚度100mm。土钉墙钢筋保护层厚度不小于30mm。水泥为32.5Mpa的普通硅酸盐水泥, 黄砂宜为中砂, 碎石为0.5卵石。配合比为水泥:砂:碎石=1:2.0:2.5 (重量比) , 雨季施工加2~5%速凝剂。喷射砼终凝2小时后, 喷水养护5~7天。

3.6 坡顶加固及散水

坡面网筋反铺至坡顶地面长度为100cm。为防止雨水及施工用水流入基坑内部, 坑顶应铺设散水坡面。散水坡采用C20砼浇筑, 宽度100cm, 坡度宜为5%左右。

3.7 坡顶面排水系统

坡顶面排水系统采用人工挖深约30cm, 宽30cm, 喷射C20砼, 厚度100mm。

4 注意事顶

4.1 基坑监测

当基坑支护体系变形, 土体水平位移连续3天每天的位移增量超过2mm, 或累计位移达30mm, 或当天位移增量超过3mm时应及时向有关各方报警, 并立即停止挖土, 并采取相应应急处理措施。如水泥浆灌缝, 坑外卸载, 坑內砂包反压, 在位移过大处加密加长土钉, 设置超前锚杆, 情况紧急时应立即回填土方, 并及时与围护方案设计方取得联系, 在设计方做出处理方案之后再按处理方案施工。

(1) 如施工中发现局部位移较大时应立即停止开挖, 采用加密锚杆 (管) 加固, 并对边坡喷射砼, 待稳定后再继续开挖。 (2) 如施工中发现水量较大, 可增加井点或管井数量, 调整井点布置。 (3) 如发现基坑周边建筑物或地下管线位移或沉降超预警值, 应急时采用超前锚杆 (管) 或注浆等方法处理。 (4) 保证基坑稳定, 必要时可分块抢浇垫层。

4.2 基坑周边控制

(1) 坑边不准堆放废土, 不堆放钢筋, 外部荷载不得大于15Kpa。 (2) 坑边不准存放水泥罐。 (3) 坑边不准停放挖土机。 (4) 坑边不得有长流水, 以防水渗入坑中浸泡土体, 降低土体强度。 (5) 施工现场必须配备双路供电或柴油发电机, 确保井点管井降水的连续性。

4.3 基坑土方开挖协调

(1) 为了便于施工及利于边坡稳定, 土方开挖应分层分段分区对称开挖。每层开挖深度不超过当层锚杆下0.8m, 开挖宽度不小于锚杆长度, 分段长度不超过30m。下层土在上层土喷锚网支护施工的4天后 (至少48小时) 才可继续开挖。一定要严格按照喷锚网支护的要求深度和长度进行开挖, 绝对不能有超挖现象。 (2) 按照方案实施的要求, 选取具合适的下倾角、平面方位、孔径、孔裸的钻具以及钻机。 (3) 在钻孔完成预定的深度后, 当遇到部分松散土或者障碍物不能继续成孔时, 用锚管锚杆取代钢筋锚杆。 (4) 经检查合格的的孔可以放置锚杆, 要确保其位置准确, 外露的锚杆长度要符合方案, 这是为了更好地将框架梁与锚杆连接为一体。 (5) 在高的边坡施工时, 锚杆的长度超过10m, 工作台拥挤并不符合施工工艺要求时, 首先考虑钢筋直螺纹相接技术。 (6) 当锚杆入孔后, 应该马上注浆。 (7) 混凝土框架梁施工, 最好运用就地立模浇筑的方法, 能够保证横梁和竖肋的紧密性, 还能够保证框架梁和土体的整体性。

5 结语

为了保证锚杆施工安全、可靠、符合设计规范和标准, 在施工开始之前必须进行抗拔力试验, 施工过程中进行锚杆抗拔力检测, 从而使边坡具有完整性, 使坡体具有稳定性。

摘要：高边坡分阶开挖支护己被应用到锚杆支护结构之中, 锚杆支护结构技术方法具有成本低廉, 施工进度快, 对场地工作面的要求较低, 安全等级系数高等优点, 所以锚杆支护己经逐渐取代了传统施工方法, 成为边坡支护的实用新技术, 并且极具推广和发展价值。