支护管理规范3篇

第1篇 顶板支护安全管理规范

一、发生顶板事故的原因:发生顶板事故的原因从地质条件来看是因为矿井地质构造复杂,除此之外还有许多是管理落后和工程质量低劣的问题,顶板事故无论在发生的次数和伤亡的人数上,均排在五大灾害之首,据统计,发生在采煤工作面的占77.5%,发生在掘进工作面的占14.84%。

二、顶板的分类:煤层上面的岩层叫做顶板,煤层下面的岩层叫做底板, 根据顶板是不是容易垮落和距离煤层的远近分为:伪顶、直接顶和老顶。直接位于煤层下面的岩层叫做直接底,直接底下叫老底。

三、伪顶:伪顶直接贴在煤层之上,厚度在0.5m以下,随着放炮或采煤机采煤容易脱落。通常是由粘土、炭质页岩、泥质页岩等强度较低的岩层所组成。有的煤层上面没有伪顶。同一个煤层或同一个工作面伪顶的厚薄也常常发生变化。

四、直接顶:伪顶的上面是直接顶,有的直接顶直接覆盖在煤层上面。直接顶具有一定稳定性。通常是由泥岩、页岩和粉砂岩等比较容易垮落的岩层组成。一般随支架前移或回柱而自行垮落,有时则需人工放顶。

五、老顶:(也称基本顶)在直接顶之上,一般比较厚,大都有坚硬的砂岩、砾岩或石灰岩组成。采空后悬露到一定面积才垮落。少数煤层上面没有直接顶,老顶直接压着煤层。

六、直接底和老底:直接底直接位于煤层之下,通常是有泥岩、页岩、粘土岩等强度较低的岩层组成。有的遇水后容易发生滑动,膨胀隆起等现象,老底位于直接底之下,通常是由砂岩、石灰岩等比较坚固的岩层组成。

七、顶板压力:由于进行采掘活动而在巷道及回采工作面周围岩体中,以及在支架上所引起的力叫做“矿片压力”,人们习惯称为“顶板压力”,在煤层中掘进巷道,如果不支护,顶板就要冒落,最后形成自然平衡拱;支架能承受的压力,主要是拱内破碎岩石的重量。

八、初次来压和周期来压:一个新工作面从开切眼开始向前推进,老顶第一次大面积垮落叫做初次垮落,初次垮落造成的工作面压力突然增大,就是初次来压,工作面继续向前推进,经过一定时间,达到一定距离时,老顶来压又重复出现,就是工作面的周期来压。周期来压时,顶板压力比平时要大30~40%。

九、顶板处理方法:

垮落法:把靠近采空区的支架撤出,让直接顶自行垮落或强制垮落。也就是常说的回柱放顶。

充填法:将沙子、碎矸石充填到采空区。全部充填法多用于开采厚煤层或“三下采煤”(铁路下、水下、建筑物下)。局部充填法一般是垒砌矸石带,适用于开采顶板坚硬的薄煤层。

煤柱支撑法:指工作面推进一定距离后,在采空区内留下适当宽度的煤柱来支撑顶板。这种方法适用于顶板岩石特别坚硬,人工强制放顶也很难垮落的顶板条件。这种方法很少使用,因为一是煤炭回收率低,二是给下部煤层的工作面顶板处理造成极大困难。

缓慢下现法:指顶板岩层韧性较大,回柱后顶板岩层不垮落,而能弯曲下沉,直到与底板自然合拢。这种方法适用于薄煤层工作面。

十、支护形式:巷道里的支架不但受顶底板的作用,还受两帮岩石的作用。因此掘进巷道时就要根据不同的情况选择合理的支架。

木支架:巷道木支架形式有梯形棚子、矩形棚子、完全棚子、加强棚子。采煤工作面木支架的形式有:顶板坚硬完整时用点柱,为了增加托顶面积有时戴上柱帽,顶板压力较大,或有平行工作面的裂缝时用横板棚子,顶板压力较小,或有垂直于工作面的裂缝时用顺板棚子,在压力特别大的地方,一般用木垛或丛柱;在放顶线为了切顶和挡住垮落的矸石时,用密集支柱。

木支架的优点:可就地取材,便于运输、便于加工。顶压大时会折断并发出霹雳声,可作为信号柱。广泛适用于小型煤矿,在重点煤矿的采煤工作面处理冒顶、维修上下顺槽、顶板来压时打木垛、作信号柱子等特殊情况时仍在使用。

木支架的缺点:木支架是一种刚性支柱,可缩量仅为0.5~1.0%,顶板下沉后往往因为它的可缩性不够而压劈压断,失去了支撑顶板的作用,初支撑力小,容易使顶板早期脱层破坏容易造成冒顶。据统计,使用木支架比可缩性金属支架事故高10倍多。

十一、单体金属支架:包括摩擦式支柱和铰接顶梁。金属支柱有两种,急增阻式支柱,适用于顶板稳定,下沉量较小的薄煤层工作面;微增阻式支柱,可用在顶板下沉量较大的工作面。铰接顶梁对起伏不平顶板和金属网假顶的适应性较差。急增阻式支柱可缩量为50~120㎜,最大工作阻力为250~350千牛顿。微增阻式支柱可缩量最大为400mm,最大工作面阻力为350千牛顿。

十二、金属支架的几种形式:戴帽点柱对支护不平整顶板的适应性强但不能在比较破碎的顶板下使用。摩擦支柱与铰接顶梁配合使用。形成支架适用于顶板比较破碎或有局部小地质构造的工作面。摩擦支柱与铰接顶梁可组成悬臂支架,可以减少顶板初期下沉,对破碎顶板的管理非常有利。

十三、单体液压支柱:利用液体压力产生工作阻力的单根可缩性支柱,具有由液压挖制升降,支、回柱速度快,支柱承载力均匀等特点。

十四、单体液压支柱的适用范围:适用于缓倾斜煤层顶板中等稳定,采高3m以下的普、炮采工作面的顶板支护,工作面两巷的超前支护以及综采工作面的端头支护。

十五、使用单体液压支柱注意事项:严禁碰撞、重击支柱,存放时要保持站立状态,架设支柱要在底板挖好柱窝,支柱顶盖要与顶梁接触严密。严禁在挖顶区域内提前摘柱。若有自动卸载降柱,活柱卸载后不升降失效柱,柱体有明显变形的损坏柱,活柱下缩到底的死柱,必须立即恢复或更换。

十六、液压切顶支柱:适用于缓倾斜煤层,顶板中等稳定,顶底板较平稳,采高2.5m以下的回采工作面。液压切顶支柱是由大工作阻力的液压支柱与推移千斤顶组成。它的工作阻力是单体液压支柱的3倍,它的底座大,对底板的比压小。它推移输送机力量大,工人可以不进入机道清浮煤。

十七、自移式液压支架:把支柱和顶梁练成整体,加上底座,以高压液体为动力来升降和推移,就形成了自移式液压支架。它能完成支撑、放顶、移架、推移输送机等一整套工序。

十八、锚杆支护:向巷道围岩打眼,眼内锚入锚杆。锚杆巷道挂上金属网,喷上混凝土,即是锚喷支护。利用围岩自身的强度加固顶板。

十九、顶板事故的常见原因:

地质构造的原因:松软破碎的顶板常有小的局部冒顶,坚硬难冒的顶板会发生大冒顶。少数矿井还有冲击地压。如果采掘过程中遇到断层、褶曲等地质构造,更容易发生冒顶。

顶板压力的变化影响初次来压和周期来压时,顶板下沉量和下沉速度都急剧增加,支架受力猛增,顶板破碎,还会出现平行煤壁的裂缝,甚至顶板出现各阶状下沉,这时冒顶的可能性最大。

回采工序的影响,采煤机切割煤壁或工作面放炮时,改柱、回柱和放顶时,对顶板的震动破坏较大,比进行其他工序时容易冒顶。

工作面部位的影响,输送机机头和机尾处,不按规格要求支护的地方,工作面与回风巷和运输巷连接的上、下出口,工作面煤壁线、放顶线与顶板交接处,都是容易冒顶的地方。

人的因素影响,违章指挥、违章作业是造成顶板事故最根本、最直接的原因。

顶板管理方式的影响:托伪顶、留煤顶开采时,厚煤层用竹笆、塑料网、金属网作假顶开采,工序复杂,管理不好就要冒顶。

二十、冒顶的预兆:

响声:岩层下沉断裂,顶板压力急剧加大时,木支架就会发生霹雳声,紧接着出现折梁断柱现象;金属支架的活柱急速下缩,也发出很大响声。有时也能听到采空区内顶板发生断裂的闷雷声。

掉渣:顶板严重破碎时,折梁断柱增加,随着出现顶板掉渣现象。掉渣越多,说明顶板压力越大。在人工顶板下,掉下的碎矸石和煤渣更多,工人叫“煤雨”这就是发生冒顶的危险信号。

片帮:冒顶前煤壁所受的压力增加,煤变的松软,片帮煤比平时增多。大面积片帮说明冒顶的可能性更大。

裂缝:顶梁的裂缝一种是地质构造产生的自然裂隙,一种是由于采空区顶板下沉引起的采动裂隙。如果裂缝加深加宽,说明顶板继续恶化。人们常常在裂缝中插上木楔子,观察它是不是松动或掉下来。判断裂缝扩大了没有,作出预报。

脱层:顶板快要冒落的时候,往往出现脱层现象。检查脱层要用问顶的方法,如果声音清脆,表明顶板完好;顶板发出“空空”的响声,说明上、下岩层之间已经脱离。

漏顶:破碎的伪顶或直接顶,在大面积冒顶以前,有时因为背顶不严或支架不牢出现漏顶现象。漏顶如不及时处理会使棚顶托空,支架松动。顶板岩石继续冒落,就会造成没声响的大冒顶。

二十一、端头支护:工作面上、下端头是指沿工作面方向,上巷下帮向工作面方向10m,下巷上帮向工作面方向10m的范围内。应使用单体液压支柱支护。运输机头机尾部分要使用4对8根11号工字钢长梁支护,保持一梁三柱交替迈步前移。

二十二、防止煤壁片帮:在采高较大,煤质松软、顶板破碎的回采工作面,冒顶事故多由煤壁片帮引起。新暴漏的顶板要及时支护,炮眼距顶板不要太近。采高大于2米,煤质松软,有片帮现象时,要打横撑。加托梁或超前挂金属铰接顶梁,煤壁要刷直,最好使煤壁向工作面前进方向仰斜一点。

二十三、对回柱放顶的要求:对回柱的要求是安全、快速,支架回收干净,使顶板充分垮落,支架回收复用率高。木柱一般用回柱绞车回撤。回收金属支柱时,如顶板比较稳定,支柱受力不大,可以人工回撤。如顶板比较破碎,支柱插入底板或被垮落的岩块埋住应当用绞车回柱。单体液压支柱不允许用机械设备强行回撤。

二十四、回柱放顶前的准备工作:检查顶板压力是否稳定,工作面支柱有无短缺,折断和歪扭,检查回柱绞车是否完好,戗柱是否打牢,回柱绞车钢丝绳的断丝、断股是否超过规定,回柱钩头是否牢固,绞车操作联系信号是否灵敏等,做好准备工作再进行回柱。

二十五、初次放顶:第一次放顶以放两排柱比较合适,即放够开切眼宽度,沿工作面倾斜方向自下而上顺序回柱,也可以分几段同时回柱。初次放顶时,要密切观察顶板活动和冒落情况,必须有初次放顶安全管理小组人员亲自在场指挥。一般从开切眼向前推进10m左右即可初次放顶,放顶前加固工作面支护,适当增加密度,沿工作面每6-10m增加一个木垛,支上向采空区倾斜的戗柱。

二十六、初次来压时的安全措施:初次来压时,单体支护工作面一般采取下列措施:加强支护提高支架的稳定性。

沿放顶线增设1-2排密集支柱。

沿放顶线每隔5-8m增设一个木垛。

设置一梁三柱的戗棚。

可适当加大工作面控顶距;采取小进度多循环作业方式,落煤后及时支架,并增大支护密度;指派专人严密观察顶压变化,同时在工作面和采空区内设信号点柱,如果劈断折断,便是报警信号。

二十七:周期来压时的安全措施:老顶周期垮落同样会给工作面的安全生产带来不利影响,可以采取同初次来压时一样的安全技术措施。不同的是周期来压时要尽量缩小工作面的控顶距,以减轻老顶对工作面的影响。此外,采空区里的支柱一定要回收干净,使直接顶充分垮落,以缓冲老顶垮落时对工作面支架冲击。

二十八、回收单体支柱的方法:运送、安装和拆除液压支架时,必须有安全措施,明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和控制顶板的措施。(收尾时,工作面每推进一排就新打一排木桩,把替换下来的单体支柱和顶梁由下顺槽外运,拆除机电设备外运,用回柱绞车回收木柱)。

二十九、回收单体液压支柱的安全措施:回采到停采线时要留出支护良好的最小挖顶距空间,作为行人和运料用;用大梁套棚和木垛维护好上出口,保证后路畅通;回柱的次序是由采空区向煤壁,由下向上;对拉工作面及有中巷的工作面,如倾角不大可由两头向中间回收。回柱工作必须由熟悉顶板性质责任心强的工人担任,回柱时还必须有专人观察顶板,采空区内的支柱要回收干净,下部顶板垮落赌塞时,如果工作面温度升高,有害气体积聚,回风巷要安设局部通风机加强通风。

三十、金属网假顶的支护:用倾斜分层垮落法开采缓倾斜及倾斜厚煤层,第一分层工作面要铺设人工顶板。用金属网作假顶材料,在开采分层数目较多的厚煤层时最为适宜。(把金属网托至紧贴顶板,铰接顶梁和金属网之间加板皮使支架牢固,出现“网兜”要在煤壁掏梁窝超前挂梁。放顶线要支戗柱)。

三十一、综采工作面防止顶板事故:

架型与围岩条件不适应:在破碎顶梁下没有采用掩护式支架而使用了垛式支架,引起冒顶和漏矸事故。

支架工作阻力确定不合理:有的工作面顶板压力大,而支架阻力造的偏低,结果活柱下缩量过大,引起冒顶,甚至把支架压死,处理非常困难。解决上面的两个问题的关键是要对顶板进行合理的分类,根据顶板压力及岩性特点正确选择液压支架的架型和工作阻力。

液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上方冒顶时,必须制定安全措施。

超高采煤:采煤机割煤高度必须保持在支架最大支撑高度的范围内,如果超过支架最大高度,支架失去了支护的作用,致使顶板大量下沉,引起冒顶。端面距大:支架顶梁前端到煤壁这一段顶板没有支护,是引起冒顶的重要原因。端面距一般应不大于300mm。

三十二、加固老巷:老巷就是在工作面推进中遇到的过去掘的废旧巷道,有的老巷和工作面在同一煤层内,有的在工作面的上方或下方。老巷里的支架由于时间长和受工作面超前压力的影响,拆梁断柱较多,顶板破碎,容易冒顶。因此,工作面过老巷时需要采取预防措施。(工作面快到老巷位置时,要在老巷内维修加固,在原有支架下打上一梁二柱和一梁三柱。如果老巷支架上有局部冒落,要用木垛接顶,分层开采时,还要预先铺好金属或塑料顶网。)

三十三、回采工作面应斜过老巷:老巷顶板破碎,压力很大时,工作面不能与老巷平行推进,应在接近老巷时逐步调整工作面推进方向,是工作面与老巷斜交。工作面与老巷斜交处要增加支护密度,加打木垛。

三十四、回采工作面在老巷的上、下方时过老巷:如果老巷在工作面上方,要用大于老巷宽度的长木梁托顶。木梁一头伸入煤壁深窝,打上贴帮柱,长木梁上用木料刹紧背严,再沿倾斜方向打上抬棚。移设运输机以后,靠采空区一侧打上木垛。老巷在工作面下方时,工作面过老巷前应先用矸石和煤填实。工作面推进到老巷时,底板要下长底梁,支柱支在底梁上,防止支柱下沉。在老巷处要加打木垛托顶。

三十五、回采工作面过断层:断层破坏了煤层的完整性,造成裂隙和破碎带。回采工作面过断层时,先把工作面与断层走向的交角弄清。断层交角越小,工作面出现的破碎带宽度越大,冒顶的可能性越大。断层落差小于0.8m可以直接采过去,断层落差较大时要在两侧打好木垛戴帽戗柱。

三十六、回采工作面过褶曲:回采工作面过褶曲,可能要留下顶煤和底煤,如果顶煤留不住,要及时挑落,并在支架上用小木垛接顶。留底煤时柱子不要穿鞋。在挑顶、卧底处附近,要架设木垛,加强支护。褶曲变化平缓,工作面可以直接采过去。褶曲变化较大,要根据情况采用挑顶或卧底的方法。

三十七、工作面过自然裂隙:煤层和岩层中的自然裂隙,如层理面和节理面等,会降低岩体的强度,破坏顶板的完整性,是工作面发生冒顶的一个重要原因。(1、落煤后要马上支柱,支柱初撑力要高,以减少离层。2、顶梁之间要加撑子。3、要使工作面对着主节理的倾向推进,这样顶板的状态好。4、如果顺着主节理的倾向推进,顶板容易沿节理面下沉脱落)。

三十八、工作面过采动裂隙:采动裂隙也叫“压力裂隙”,往往超前煤壁5-15m就已形成,常与节理裂隙互相交切,使顶板形成楔形岩块,很容易冒落。要及时敲帮问顶,挑落活矸并及时支护。顶板如果出现张开的裂隙或台阶下沉,有大冒顶的危险。

三十九、单体支护工作面矿压观测:单体支护工作面矿压观测的主要内容有:顶板下沉量、顶板下沉速度、支柱所能承受的压力和活柱压缩量(1、从测杆上看标尺,测顶板下沉量。2、从测杆上看百分表,记录顶板下沉速度,从测力计上记录支柱所受的压力)。

四十、观测矿压掌握顶板活动规律:观测完顶板岩石顶板下沉速度、支柱所受的压力,支柱压缩量以后,要对测量数据进行综合分析,一方面得出工作面顶板压力活动规律,一方面发现顶板管理存在的问题。

第2篇 矿业锚杆支护技术管理规范

第一节 总则

第1条 为使锚杆支护工程的设计符合技术先进、经济合理、安全可靠、确保施工质量,促进锚杆支护技术健康发展,特制订本规范。

第2条 推广应用锚杆支护技术时,必须坚持科学态度,依靠科技进步,高度重视锚杆支护的技术问题,积极推广应用新技术、新工艺、新机具、新材料。

第3条 本规范是在大土河矿业投资有限公司所属矿井煤巷、半煤岩巷应用锚杆支护技术的经验进行总结的基础上,结合国内外先进技术和公司今后煤巷锚杆支护技术的发展方向而制定的。

第4条 岩石巷道的锚杆支护参照本规范执行。

第二节 质力学评估及巷道围岩稳定性分类

第5条 煤巷围岩地质力学评估的内容包括现场地质条件和生产条件调查、煤巷围岩物理力学性质测定、围岩结构观测、地应力测量和锚杆拉拔力试验。煤巷围岩地质力学评估的具体内容见表1。

第6条 矿井开拓部署和采区划分合理安排煤巷围岩地质力学参数的测试。测点应具有代表性,应能最大程度地反映整个井田和采区的实际情况,并根据测试数据绘制矿井地应力分布图。

第7条 地质力学评估首先应确定评估区域,应考虑煤巷服务期间影响支护系统的主要因素,锚杆支护设计应该限定在这个区域内。

第8条 围岩地质力学参数包括围岩物理力学性质、围岩结构和围岩应力。

第9条 原岩应力测量宜优先采用应力解除法或水压致裂法。

第10条 支护设计所需的煤岩体物理力学参数,可通过井下采取岩

第11条 物理力学性质参数包括煤岩体的真密度、视密度、孔隙率、单轴抗拉强度、单轴抗压强度、弹性模量、泊松比、内聚力、内摩擦角和水理性质等。

第12条 围岩结构测量应采用煤巷表面观察、钻孔取芯测量和钻孔窥视等方法进行。结构面力学特性测试应在现场取样后在实验室进行试验。

第13条 煤巷围岩应进行锚杆拉拔力试验,试验方法参见附录a。锚杆拉拔力试验应在需支护的煤巷现场或类似条件的围岩中进行,每次不少于三组。

第14条 在一个地点获取的参数用于同一煤层的其它地点时,应进行充分的现场调研和分析、评估。

第15条 当煤巷围岩物理力学性质、围岩结构和原岩应力条件发生显著变化时,应对地质力学参数进行重新测定。

第16条 应根据地质力学评估结果采用适合本矿区的方法进行巷道围岩稳定性分类。

表1 地质力学评估内容

序号

参 数

内 容

1

煤层厚度

指被煤巷切割的煤层厚度

2

煤层倾角与水平方向的夹角

在井下直接测取,或由工作面地质说明书给出

3

地质构造

煤巷周围地质构造的分布情况,由工作面地质说明书给出

4

水文地质条件

煤巷涌水量,水对围岩物理力学性质的影响,由工作面地质说明书给出

5

煤巷几何形状和尺寸

根据工作面回采需要确定,一般宜选用的几何形状为矩形和梯形

6

2倍左右煤巷宽度范围内顶底板岩层层数和厚度

由地质综合柱状图或钻孔资料确定

7

岩(煤)层物理力学参数

在井下原位测取,或在实验室内利用岩(煤)样测定

8

岩层的分层厚度

指分层厚度的平均值

9

各层节理裂隙间距

指沿结构面法线方向的平均间距,在煤巷内(类似条件)测取

10

煤巷轴线方向

由工作面巷道布置图给出

续表1

序号

参 数

内 容

11

煤巷埋深

地表到煤巷的垂直距离

12

原岩应力的大小和方向

在井下实测

13

煤柱宽度

煤柱的实际宽度

14

采动影响

煤巷受到周围掘进或回采工作面采动影响的情况

15

锚杆在岩(煤)层中的拉拔力

锚杆在岩(煤)层中的拉拔力试验

第17条.有下列情况之一时应重新进行围岩稳定性分类:

1.巷道围岩条件、开采深度、开采范围与原分类差异很大时;

2.新采区各煤层巷道首次采用锚杆支护时。

第18条 巷道围岩稳定性进行分类,其目的是为巷道锚杆支护设计、施工与管理提供依据。

第19条巷道围岩稳定性按糊聚类分析进行巷道围岩稳定性分类,巷道围岩稳定性分为ⅰ非常稳定、ⅱ稳定、ⅲ中等稳定、ⅳ不稳定、ⅴ极不稳定五类。巷道围岩稳定性分类指标,见 表 2-2、2-3、2-4、2-5。

围岩岩体完整性指数 d 表2—2

节理、层理 分级

ⅰ

ⅱ

ⅲ

ⅳ

ⅴ

节理、层理 发育程度

很不发育

不发育

中等发育

发育

很发育

节理间距 d(m)

>3

1-3

0.4-1

0.1-0.4

<0.1

分层厚度 d(m)

>2

1-2

0.3-1

0.1-0.3

<0.1

岩块干饱和吸水率w 表2—3

岩体膨胀性

非膨胀性

微膨胀性

弱膨胀性

强膨胀性

剧膨胀性

岩块干饱和吸水率/%

〈10

10-20

20-50

50-100

〉100

开拓、准备巷道围岩稳定性分类指标 表2—4

围岩单向抗压强度 б

取巷道宽度 2 倍范围内的顶板岩层、巷道宽度 1 倍范围内底 板岩层及两帮岩层岩石单向抗压强度的加权平均值

围岩应力

不受采动影响时, 巷道的围岩应力等于巷道所在位置的原岩 应力;受采动影响时,巷道围岩应力指标用巷道埋深 h 乘采动影 响指数 k 代替。其中,当巷道不受采动影响或保护煤柱选择合理 时,k=0.8-1;当巷道受采动影响或保护煤柱选择不合理时, k=3-5

围岩岩体完整性指数 d

围岩岩体完整性指数 d 见表 2

岩块干饱和吸水率 w

岩块干饱和吸水率 w是指每 100g 绝对干燥的或在案 105 摄 氏度时烘干后的岩块,在蒸馏水中所吸附的非重力水的重量。具 体指标见岩块干饱和吸水率 w 表 3。

回采巷道围岩稳定性表 表2—5

分类指标

说明

顶板强度σγ(指单向抗压强度,mpa, 下同)

取巷道宽度 2 倍范围内的顶板强度 的加权平均值

煤层强度σ

取巷帮煤岩层强度的加权平均值

底板强度σ

取巷道宽度范围内的底板强度的加权平 均值

巷道埋深 h(m)

巷道所在位置至地表的垂直距离

护巷煤柱宽度 _

一侧煤柱的实际宽度。其中,沿空掘巷时(无煤柱) _=0;, 两侧均为实体煤时, _=100

采动影响系数 n

指因工作面回采引起的超前支承压力的 影响,直接顶厚度/采高(当 n>4 时, 取n=4)

围岩岩体完整性指数 d

指围岩节理裂隙、 层理的影响程度,以直 接顶初次垮落步距代替

第三节锚杆支护设计

第20条 锚杆支护的设计与施工,必须详细地收集有关地质资料,按照地质力学评估——初始设计——稳定性分析——按初选方案施工——现场监测——信息反馈与修改、完善设计六个步骤进行,因地制宜,正确有效地加固围岩,充分发挥围岩的自承能力。

第21条 根据地质力学评估结果表明待施工巷道能采用锚杆支护时,进行锚杆支护初步设计。各生产矿必须对巷道方位进行优化论证,避免巷道轴线垂直于较大应力或与主应力成较大夹角,提高支护效果。锚杆、锚索 支护设计必须进行方案论证,并将论证结论编入井巷作业规程。

第22条 各矿煤巷锚杆支护设计方案由分管副总工程师或技术科长负责,由技术科负责具体设计,报矿总工程师组织审批。

第23条 为减少水平应力对巷道支护的影响,在采区设计时,应尽可能使回采工作面推进方向与最大水平应力方向平行。 交叉点及硐室设计要充分考虑临近巷道的平面空间位置关系,简 化巷道布置系统,最大限度的减少由于巷道布置及施工而造成围岩应力变化对巷道产生的破坏。

第24条 巷道应采用矩形断面,在特殊条件可采用拱形或微拱形断面。在满足通风、运输、行人、管线架设、设备安装 等要求的前提下,各矿应按照煤层具体赋存情况及围岩稳定状况 确定巷道断面变形予留量,并在设计中明确规定。

第25条 为便于现场施工,技术和质量管理及支护材料加工,锚杆

杆体直径与钻孔直径的孔径差应控制在 6—10mm、 间排距应根据支护强度及工程类比确定。

锚杆参数按下表选取

序号

参 数 名 称

单位

参 数 值

1

锚杆长度

m

1.6~3.0

2

锚杆公称直径

mm

16.0~25.0

3

锚杆排距

m

0.7~1.5

4

锚杆间距

m

0.7~1.5

5

锚索有效长度

m

4.0~12.0

6

锚索公称直径

mm

15.2~22.0

第26条 煤巷锚杆支护初始设计须遵循以下原则

(一)支护形式选择原则

1.所有开拓、掘进巷道取消单体锚杆支护。

2.围岩稳定、层须为端锚或加长锚固,必要时打锚索加固。

4.厚煤层沿巷道底板留顶煤掘进的巷道;巷道断面大的工作面两巷;构造复杂的巷道,必须采用锚梁网、锚索联合支护。锚固方式必须为端锚或加长锚固。

(二)锚杆支护参数选取原则

1.必须在相关理论指导下进行,安全系数不小于 2。

2.锚杆设计锚固力不小于杆体屈服载荷;锚索设计锚固力不小于钢绞线极限载荷的 90%。

3.安装应力不小于杆体屈服载荷的 40%。

4.必须提高巷道护表构件的刚度和强度,使安装应力向周围煤、岩体扩散。

5.锚杆、锚索支护强度必须匹配,保证支护整体性能。

6.煤巷锚杆支护巷道顶板两肩角锚杆,必须倾斜安装,与铅垂线夹角为 20-30°。

(三)锚杆、锚索支护材料选择原则

1.锚杆、锚索支护材料,属于“煤安标志”目录的产品,如锚杆、锚固剂、钢绞线锁具、预应力锚索等必须具有“煤矿产品安全标志证书”和出厂检验合格证;不属于“煤安标志”目录的 产品,如 w、m 型钢带、钢筋梯子梁、金属网等必须具有型式检验合格证和出厂检验合格证,否则不准在井下使用。

2.锚杆螺母必须采用扭矩螺母,实现快速安装。

(五)设计锚固力的取值

1.煤层顶板巷道端锚设计锚固力不小于 70kn。

2.加长锚固锚杆,设计锚固力不小于 150kn。

第27条 初始设计可按以下方法进行

1.计算机数值模拟方法,其基本步骤为:

①利用地质力学评估结论的资料建立地质力学模型。

②利用地质力学模型分析巷道围岩的变形失稳类型。

③利用地质力学模型对各种可行的支护方案进行支护效果 分析比较,优选出最佳方案作为初始设计。

2.理论分析和工程类比法支护理论主要为悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论和围岩强度强化理论。根据巷道围岩地质力学评估,分析锚杆支护 应适用何种支护理论,根据支护理论明确支护应注重的要求。理论分析作为锚杆支护作用的定性分析,其简化理论计算公式作为锚杆支护参数确定参考依据。支护参数应根据围岩稳定性分类及在本规范明确的锚杆支护形式和支护参数范围内选择支护方案。同时和本采区同类型巷道的地质构造异同情况和支护参数进行对 比,并详述已施工巷道支护状况及预测拟施工巷道支护效果。

第28条 简化理论公式验算按下式进行

1、按悬吊理论

(1)锚杆长度 l,l=l1+l2+l3

式中:l1——锚杆外露长度

l2——软弱岩层厚度,可根据柱状图确定 mm

l3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于 300mm

(2)锚固力 n:可按锚杆杆体的屈服载荷计算 n=π/4(d σ屈)

式中:σ屈——杆体材料的屈服极限 mpa

d——杆体直径

(3)锚杆间排距 锚杆间距 d≤1/2l 锚杆排距 l0=nn/2kra l2

式中:n——每排锚杆根数

n——设计锚固力,kn/根

k——安全系数,取 2-3

r ——上覆岩层平均容重,取 24kn/ m a——1/2 巷道掘进宽度 m

2、按自然平�拱理论计算

ⅰ、两帮煤体受挤压深度 c

c=((krhb/1000fckc)cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2) 式中:

k——自然平衡拱角应力集中系数,与巷道断面形状有关;矩形断面,取 2.8

r ——上覆岩层平均容重,取 24kn/ m h——巷道埋深 m

b——固定支撑力压力系数,按实体煤取 1

fc——煤层普氏系数,

kc——煤体完整性系数,0.9-1.0

a——煤层倾角

h——巷道掘进高度 m

ψ——煤体内摩擦角,可按 fc 反算

ⅱ、潜在冒落高度 b

b=(a+c)cosa/kyfr

式中:a——顶板有效跨度之半 m

ky——直接顶煤岩类型性系数。当岩石 f=3-4 时, 取 0.45 ;f=4-6 时,取 0.6; f=6-9 时,取 0.75。

fr——直接顶普氏系数

ⅲ、两煤帮侧压值 qs

qs=kncr 煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2) 式中:

n——采动影响系数,取 2-5

r ——煤体容重,kn/m

(1)顶锚杆长度 l l=l1+b+l2

式中:l1——锚杆外露长度 m

l2——锚固端长度 m

b——潜在冒落拱高度 m 锚杆间距 d≤1/2l

锚杆排距 lo=nn/2k·rab

式中:n——顶板每排锚杆根数

n——每根锚杆锚固力,kn

k——安全系数,取 2-3

r ——上覆岩层平均容重,取 24kn/ m

a——1/2 巷道掘进跨度,m

(2)煤帮锚杆 锚杆长度:l=l1+c+l2

锚杆间距:d=nh/l0kqs

式中:n——设计锚杆锚固力,mpa k——安全系数,取 2-3

l0——煤帮锚杆排距,同顶板排距 qs——两帮侧压值,kn

3、按组合梁原理计算

(1) 锚杆长度 l l=l1+l2+l3

式中:l1——锚杆外露长度 m

l3——锚固端长度 m

l2——组合梁自撑厚度 l2=0.612b[k1p/ψσ1σ_]/2

k1——与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进 2-3;爆破法掘进 3-5;巷道受动压影响 5-6

p——组合梁自重均布载荷 mpa

ψ——与组合梁层数有关的系数 组合层数:1 ψ 值:1.0 2 0.75 3 0.7 ≥4 0.65

b——巷道跨度 m

σ1——最上一层岩层抗拉计算强度, 可取试验强度的 0.3-0.4 倍 mpa

σ_——原岩水平应力,σ_=λrz mpa,λ—侧压力 系数,一般为 0.25-0.4,

z—巷道埋深

(2)锚杆间距 15 m 以上所选锚杆长度,还需验算组合梁各层间不发生相对滑动, 并保证最下面一层岩层的稳定性 d≥1.63m1(σ1/kp)/2

式中:m1——最下面一层岩层的厚度

k——安全系数,取 8-10 p——本层自重均布荷载 p=r1m1 ,mpa 面一层岩层的容重,kn/m 3 m ;r1——最下

第29条 初始设计中必须包括以下内容:

1.巷道名称、位置、用途以及巷道设计断面。

2.巷道锚杆支护布置图。

3.锚杆几何参数(长度、直径)、力学参数(强度)及确定依 据。

4.锚杆布置参数(间排距、角度)及确定依据。

5.锚杆锚固参数(孔径、锚固长度)及确定依据。

6.锚杆预紧力矩、设计锚固力。

7.钢带(或钢筋梯)形式、强度、规格。

8.金属网形式、强度、规格。

9.施工工艺方法。

10.施工工艺要求及质量管理指标。

11.相关安全技术措施:临时支护,空顶距。

12.验证初始设计的观测与监测方案。

13.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。

14支护材料及预计支护成本。

第30条 初始设计要对掘进工程中可能遇到的围岩地质条件变化提出相应的对策。

第31条 锚杆支护初始设计作为掘进工作面作业规程的组成部分和工程质量管理的依据,编入掘进工作面作业规程并经矿总工程师主持审查,完成审批程序后生效。

第32条 按初始支护设计施工后应立即进行监测,并根据监测结果验证或修改初始设计。并将修改后的支护设计补充编入掘进工作面作业规程,并完成相应的审批程序。

第33条 初始支护设计经过验证后可作为正式设计在本巷道或相同条件下的其他巷道中采用,也可作为初始设计在类似条件巷道采用。

第34条 当地质条件发生较大变化时,须依据工程监测结果和现场实际,以评估继续采用原设计的有效性或采取加强支 护措施和修改设计。

第35条 锚杆支护设计中采用的锚杆支护材料。如锚固剂、杆体、托盘、螺母及钢带等构件的性能、强度与结构必须与设计锚固力相匹配。

第36条 钻孔直径、锚杆直径和树脂药卷直径要合理匹配。钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为 6—10mm。 钻孔直径与树脂药卷直径之差应为 4—8mm。锚杆的锚固长度按下式计算: l0=lr1 /(r -r2 ) 式中:l—树脂卷长度 l0—锚固长度 r —钻孔半径 r1—树脂卷半径 r2—锚杆半径

第37条 任何断面的锚杆支护巷道,顶板两肩部的斜向锚杆水平投影深入两帮长度不小于 200mm,同时应采用偏中心孔托盘。

第38条 采区上、下山煤巷锚网支护,应作喷浆、防腐处理。

第39条 回采巷道靠工作面一侧巷帮4#、10#煤层应优先采用锚固力不低于 50kn 可切割锚杆或易于拆卸的可回收锚杆,5#、6#煤层半煤岩巷两帮视煤柱尺寸可选用竹锚杆。

第四节锚杆支护材料

第40条 锚杆支护材料中的杆体及附件、树脂锚固剂必须取得煤安标志方可生产和使用;出厂产品必须有合格证和产品标志。

第41条 锚杆支护材料各构件的强度必须匹配,且不小于设计锚固力,其它材料,如梁、网、钢带等应与整个支护系统的强度相适应。

第42条 巷道围岩属于ⅲ―ⅴ类时,材料性能指标必须满足:б屈——335-700mpa,延伸率δ≥17%。

第43条 顶板锚杆长度应优先选用 1.8 、2.0、2.2、2.4米。

第44条 沿煤布置的开拓、准备巷道及有淋水现象的岩巷锚喷工程,其锚杆支护材料必须经过防腐处理。

第45条 树脂锚固剂必须符合 mt146.1—2002 的规定。产品说明书中必须对锚固剂的性能、特征、规格尺寸、搅拌时间、初凝时间及正确的使用方法等进行详细叙述。

第46条 各矿不得购买或使用末经检验和检验不合格的支护材料以及超过质量保证期的支护材料。

第47条 公司使用锚杆支护材料的各矿应建立原材料及成品仓库,不得露天存放。树脂锚固剂必须存放在干燥、无阳光直射的库房内,并且要远离热源,一般要求库内温度为 4—25 度。

第48条 负责锚杆支护材料的仓库管理人员必须对每一批到货的产品名称、规格、产品编号、数量、生产日期、到货时间、生产厂家、检验报告、产品合格证、发放情况等建立台帐,进行登记,以便鉴别生产厂家和进行质量跟踪。

第49条 对试验研究新型锚杆支护材料,由研制单位提供技术参数、技术可行性论证材料,报公司采掘处备案后,可在规定的地点进行工业性试验,经业务主管部门及技术监督部门鉴定后方可扩大到试验地点以外的现场使用。经鉴定后的定型产品方可纳入公司锚杆支护材料管理范围。

第50条 杆体尾部螺纹应采用滚丝工艺加工,必要时采取强化热处理措施,尾部螺纹破断力不得低于杆体破断力。非等强锚杆必须用杆体承载力最低处作为设计依据。

第51条 锚杆托盘应优先选用碟形托盘,其中心孔壁应加工成球面形以利与球面螺母相配套。任何形式的托盘,其三点支承抗压强度不低于锚杆设计锚固力。托盘与螺母间必须有球形垫及减摩垫片。

第52条 配套螺母必须选用可实现快速安装的剪切销式、阻尼式、压片式等扭矩螺母,扭矩螺母质量应符合 q/pm014-2004 扭矩螺母的质量标准。

第53条 钢带或梁应根据现场具体情况可选用 w 型钢带、t 型钢带、m 型钢带,钢筋梁其材质必须是φ12mm以上圆钢制作,规格为宽度80—90mm,沿长度方向每800mm焊结一处。钢带或梁与托盘的组合强度应与锚杆设计锚固力相匹配。

第54条 网应选用菱形金属网和经纬网,也可选用符合相应技术标准的其它形式和材料的网。编织金属网的钢(铁)丝直径应不小于 4mm。

第五节施工技术管理

第55条 煤巷锚杆支护作业必须严格按照掘进工作面作业规程的有关规定进行施工。

第56条 掘进工作面作业区域内,必须根据掘进工作面质量标准化的要求悬挂施工牌版,以便于施工和监督检查,牌版悬挂地点应有良好的照明和通风条件。

第57条 掘进时应注意巷道宽度的控制,实行预留保护层爆破,爆破图表必须依据煤层的硬度系数,围岩稳定性等因素科学编制,施工过程中,应跟据爆破效果及时修改爆破参数,遇地质构造时,应立即更改爆破图表。

第58条 巷道断面超宽大于 300mm,必须采用补打锚杆 (锚索)或支撑式支架进行加固。

第59条 临时支护措施应安全可靠、便于操作,同时,临时支护必须使用具有初撑力的支护装置且紧跟迎头,严禁空顶作业。

第60条 顶板破碎及沿底留顶煤巷道,采用锚杆支护时,应采用预裂爆破技术并打超前锚杆,控制空帮漏顶。

第61条 顶部锚杆必须采用快速安装工艺,即搅拌树脂、上托盘、拧螺母一次完成,拧紧螺母的扭矩 m16不小于80n.m ;m18 不小于 100n.m ; m20 及以上的不小于 120n.m。

第62条 4#、10#煤层煤帮应优先选用树脂锚杆,并应采用快速安装工艺施工,帮锚杆螺母预紧力矩不得低于 50n.m;5#、6#煤层可选用竹锚杆。

第63条 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。

第64条 加长锚固时,必须至少使用一卷不小于 350mm 长的超快或快型锚固剂。搅拌锚固剂时必须按以下标 准掌握搅拌时间和等待时间。

(1)超快速(ck),搅拌时间:10—15s,等待时间:10—30s。

(2)快速(k),搅拌时间:15—20s,等待时间:90—180s。

(3)中速(z),搅拌时间:20—30s,等待时间:480s

第65条 安装树脂锚杆时,必须严格安照设计要求的顺序和数量在锚杆孔中放置锚固剂。安装顶板树脂锚杆时,严禁使用煤电钻或风煤钻搅拌树脂药卷。

第66条 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挖坑掩埋或采用其它方式妥善处理,严禁混入掘进出煤系统中。

第67条 树脂锚固剂中的固化剂有腐蚀性,在操作过程中如不慎接触到皮肤或眼睛,要立即用清水冲洗。

第68条 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地区,必须采用加密、加长锚杆、加长锚固、锚索锚固、点柱及架棚等强化支护措施。

第69条 在锚杆支护作业时,如遇放煤炮,顶底板及两帮移近量显著增加,底板出现较大底鼓,顶板出现较大淋水或淋水加大,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。

第70条 铺网搭接长度不得小于 100mm,严禁对接, 搭接处应用扎丝扭接联网,铺网必须拉紧并紧贴岩面;与 w 型钢带配合使用的托盘,规格尺寸不能大于钢带棱间宽 b(bhw—280—2.75 —4.00 型钢带 b=150mm) ,但不能小于 130×130mm(ф130mm),必要时可增加与钢带匹配的金属垫板增大接触面积及支护强度。

第71条 铺网时,原则上禁止卸掉第一排锚杆托盘重新压网,避免二次支护现象。

第72条 煤巷锚杆支护巷道两帮原则上不允许使用木垫板,如确需使用木垫板及竹锚杆锚护,其规格尺寸及材质必须满足:400×200 ×50mm(长×宽×厚)的柳木或硬杂木。

第73条 锚索紧跟开掘工作面施工时,涨拉力应为锚杆设计载荷的 0.8—1.0 倍;锚索在掘进机后施工时,涨拉力应为锚杆设计载荷的 1.0—1.3 倍。

第74条 锚杆支护巷道临时支护,必须采用“临时支护 用单体液压支柱配木梁”。

第75条 对已施工的巷道应每班查看,发现顶板、两帮有失效的锚杆应及时补打,对松动的螺母应及时紧固。

第76条 任何煤巷作业地点,不得使用作为永久支护的锚杆、锚索、钢带、金属网起吊设备或其它重物。

第77条 锚杆支护作业场所,必须有 10 米巷道的备用棚及相应的支护材料,以备改变支护方式和抢险之用。

第78条 物料场内的锚杆、锚索支护材料必须摆放整齐,并挂牌管理。严禁使用被油渍、淤泥污染及变质、变形的锚杆、锚索支护材料。

第79条 锚杆孔实际钻孔角度相对设计角度的偏差应不大于5㎜

第80条 锚杆孔的间排距误差应不超过100㎜。

第81条 锚杆孔深度误差应在0㎜~30㎜范围内。

第82条 锚索孔深度误差应不大于100mm。

第83条 锚索宜垂直于顶板或巷道轮廓线布置,实际钻孔角度与设计角度的误差不大于10°。

第84条 锚索间排距误差不大于100mm。

第85条安装锚索时,钢绞线应推到孔底,安装后外露钢绞线长度不宜超过300mm。

第六节预应力锚索的设计与施工管理

第86条 在大跨度工程中,当围岩整体稳定性差、压力较大、服务年限长时,可采用预应力锚索与锚杆相结合的形式进行支护。当围岩遇有可能失稳的较大块体时,可采用预应力锚索进行加固。

第87条 锚索设计锚固力不小于 200kn,预紧力执行第 77 条相关规定。锚索设计长度应保证锚固到稳定岩层中的长度不小于 1.0m,锚索长度不宜小于 4.5m,不宜超过 10m。

第88条 锚索支护参数的确定:

1.锚固长度 la≥fst/πfcs d1

式中:d1—锚索钢绞线之径,mm

fst—钢绞线抗拉强度,mpa

fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度,按 10mpa 计算

2.锚索间排距 l/s≥2 式中:l—锚索孔深度 s—锚索间距

3.锚索锚固力 p p1≥p≥p1/k 或 p2/k

式中:p—设计锚索锚固力 kn

p1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力 kn

p2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力 kn

k—安全系数,取 2

第 89 条 锚索梁至少托住两排锚杆。锚索托盘应与顶板保持面接触,严禁锚索托盘切割顶板。

第90条 锚索孔出现导水迹象时,必须采用支撑式支护。

第七节 锚杆支护安全、质量检测及反馈

第91条 所有采用锚杆支护的巷道都应进行监测。监测方案由业务管理部门负责制定,由开拓、掘进施工单位负责按技术 要求实施。业务管理部门应就日常监测的仪器安装步骤、技术要 求、测读方法等组织对施工单位有关人员进行必要的培训。锚杆支护巷道必须制定监测方案并由业务主管科室组织落实。

第92条 监测方案与实施办法必须编入巷道作业规程。

第93条 煤巷锚杆支护监测其目的主要是:及时发现异常,确保安全施工。为评估支护效果提供依据;监测内容的选择必须充分考虑到如下几个方面

1、巷道围岩的运动状况,从监测数据直接判断围岩是否稳定;

2、锚杆的工作状态,判断锚杆支护参数是否合理;

3、便于观测,易于现场测取。

第94条 监测主要监测顶板变形、顶板离层情况,应采用简便、易读并具备直观视觉显示功能的顶板离层仪,以便井下所有人员都能随时了解顶板活动的情况。锚杆承载工况要采用测力锚杆进行观测。

第95条 监测方案的观测频度是: 一般距掘进工作面 50m以内,每天观测一次,其它情况不少于每旬观测一次。

第96条 监测仪器安设必须紧跟工作面,除非方案中另有规定,仪器应安设在巷宽的中部和巷帮的中部。

第97条 顶板离层指示仪应按规定间隔及时紧跟掘进工作面安装,以便监测顶板活动的全过程。

第98条 作为指导性原则,顶板离层指示仪的最大安装间隔为:

1、实体煤巷:ⅲ类及ⅲ类以上巷道 50m、ⅵ类巷道 40m;

2、巷宽大于 5m 的大断面巷道:综放(采)切眼 20m;

3、断层及围岩破碎带、顶板淋水、应力集中区、交岔点及硐室等特殊条件下的巷道必须安设顶板离层指示仪。

第99条 除非设计或观测方案中另有专门规定,所有顶板离层指示仪均应安装在巷宽的中部或最大扰度处,交岔点处的离层指示仪则应安装在交岔点中心位置,并挂牌管理。

第100条 除非设计或观测大纲中另有专门规定,顶板离层指示仪下部测点应与顶锚杆上端处在同一高度,上部测点应处在锚杆上方稳定岩层内 300~500mm,无稳定岩层时,上部测点在顶板中的深度一般不低于巷道跨度的 1.5 倍。

第101条 掘进工队要指定专人每班对距掘进工作面 50m 以内的顶板离层指示仪进行测读和记录。距掘进工作面 50m 以外的顶板离层指示仪按每周不少于 1 次进行测读和记录。

第102条 各矿根据本矿地质条件、围岩性质、观测分析,确定出各自的离层临界值。在支护设计或观测方案中要明确说明具体巷道具体条件下的顶板离层临界值

第103条 如果顶板离层超过临界值,可采取的措施有:

1.锚杆长度范围以内离层:首先采取加大锚杆直径或提高锚杆杆 体强度的措施,其次可减小锚杆间排距,提高支护密度;

2.锚杆长度范围以外离层:加大锚杆长度,采取锚索补强加 固,与棚式支架联合支护。

第104条锚杆支护的锚固质量应按规定进行检测。具体要求如下:

1.检测锚固力应做拉拔试验,巷道每进 30-50 米或每 300 根(含 300 根以下)抽查一组(顶帮各 3 根) ,拉拔加载至设计锚固力的 90%。

2.拉拔加载至设计锚固力的 90%时,每组发现有一根不合格,再抽查一组,如仍不合格,由矿(处)主管副总组织分析查 找原因,及时采取处理措施。

3.做锚固力拉拔试验时,应遵守如下规定:拉拔装置应固定牢靠;拉拔装置下方严禁人员行走或站立;杆体处现颈缩时,应停止拉拔、立即卸载;拉拔试验后,应及时拧紧螺母。

第105条 如出现锚杆失效应及时补打锚杆。

第106条 对锚杆螺母扭矩检查时,一组(顶帮各 3 根) 中有一根不合格要将所有螺母重新拧紧一遍。

第107条 掘进区、队技术负责人对当天汇总的监测数据要及时处理分析,发现异常时,需将异常现象以及原因、危害和对策建议向矿技术管理部门、调度室及分管副总工程师或生产技术科长汇报,由分管副总工程师主持或生产技术科长汇报分析,根据分析结果提出措施和对策并组织落实。

第108条 巷道位移观测可采用十字测点法进行,内容包括顶板下沉量、下沉速度、底鼓量及两帮位移量等。

第109条 监测反馈指标:五个指标分别用 a、b、c、d、e 表示。 a……锚固区域内顶板离层设计值,mm; b……锚固区域外顶板离层设计值,mm; c……两帮相对移近量的设计值,mm; d……全长锚固测力锚杆杆体测点屈服数与杆体测点总数的比值,暂定为 1/3; e……端锚锚杆的设计锚固力,kn。 d、e 数据在设计锚杆杆体强度和锚杆粘结力时就已经确定。

第110条 常规修改意见:

1.顶锚杆锚固区内存在问题时:

① 减小顶板锚杆间排距;

② 加大顶板锚杆的强度,采用更优的材质;

③ 增加顶板锚杆粘结段 长度,提高锚杆粘结力。

2.顶锚杆锚固外内存在问题时:

① 加大顶板锚杆长度;

② 加强两帮锚杆支护,两帮增打锚杆,或在两帮和底角注浆;

③ 顶板 补打锚索。

3.两帮存在问题时:

①加大两帮锚杆的长度;

②减小两帮锚 杆间排距;

③加大两帮锚杆的强度,采用更优的材质;

④增加两帮粘结段长度,提高锚杆粘结力;

第111条 初始设计修改后,按修改后的设计进行施工。在施工中,继续进行现场监测,并根据监测反馈信息重新确定修改后的设计是否满足支护要求,如达不到要求,应继续进行修改设计,使之不断趋于完善。

附锚杆拉拔力试验记录表 巷道名称:

锚杆序号

时间

岩性

锚杆长度mm

锚杆直径mm

孔径

mm

锚固长度mm

锚固剂直径mm

拉拔力

kn

备注

试验人:

记录人:

第3篇 锚杆支护技术管理规范

第一节  总则

第1条 为使锚杆支护工程的设计符合技术先进、经济合理、安全可靠、确保施工质量，促进锚杆支护技术健康发展，特制订本规范。

第2条 推广应用锚杆支护技术时，必须坚持科学态度，依靠科技进步，高度重视锚杆支护的技术问题，积极推广应用新技术、新工艺、新机具、新材料。

第3条 本规范是在大土河矿业投资有限公司所属矿井煤巷、半煤岩巷应用锚杆支护技术的经验进行总结的基础上，结合国内外先进技术和公司今后煤巷锚杆支护技术的发展方向而制定的。

第4条 岩石巷道的锚杆支护参照本规范执行。

第二节 质力学评估及巷道围岩稳定性分类

第5条 煤巷围岩地质力学评估的内容包括现场地质条件和生产条件调查、煤巷围岩物理力学性质测定、围岩结构观测、地应力测量和锚杆拉拔力试验。煤巷围岩地质力学评估的具体内容见表1。

第6条 矿井开拓部署和采区划分合理安排煤巷围岩地质力学参数的测试。测点应具有代表性，应能最大程度地反映整个井田和采区的实际情况，并根据测试数据绘制矿井地应力分布图。

第7条 地质力学评估首先应确定评估区域，应考虑煤巷服务期间影响支护系统的主要因素，锚杆支护设计应该限定在这个区域内。

第8条 围岩地质力学参数包括围岩物理力学性质、围岩结构和围岩应力。

第9条  原岩应力测量宜优先采用应力解除法或水压致裂法。

第10条 支护设计所需的煤岩体物理力学参数，可通过井下采取岩

第11条 物理力学性质参数包括煤岩体的真密度、视密度、孔隙率、单轴抗拉强度、单轴抗压强度、弹性模量、泊松比、内聚力、内摩擦角和水理性质等。

第12条 围岩结构测量应采用煤巷表面观察、钻孔取芯测量和钻孔窥视等方法进行。结构面力学特性测试应在现场取样后在实验室进行试验。

第13条 煤巷围岩应进行锚杆拉拔力试验，试验方法参见附录a。锚杆拉拔力试验应在需支护的煤巷现场或类似条件的围岩中进行，每次不少于三组。

第14条 在一个地点获取的参数用于同一煤层的其它地点时，应进行充分的现场调研和分析、评估。

第15条 当煤巷围岩物理力学性质、围岩结构和原岩应力条件发生显著变化时，应对地质力学参数进行重新测定。

第16条 应根据地质力学评估结果采用适合本矿区的方法进行巷道围岩稳定性分类。

表1 地质力学评估内容

续表1

第17条.有下列情况之一时应重新进行围岩稳定性分类：

1.巷道围岩条件、开采深度、开采范围与原分类差异很大时；

2.新采区各煤层巷道首次采用锚杆支护时。

第18条 巷道围岩稳定性进行分类，其目的是为巷道锚杆支护设计、施工与管理提供依据。

第19条巷道围岩稳定性按糊聚类分析进行巷道围岩稳定性分类，巷道围岩稳定性分为ⅰ非常稳定、ⅱ稳定、ⅲ中等稳定、ⅳ不稳定、ⅴ极不稳定五类。巷道围岩稳定性分类指标，见 表 2-2、2-3、2-4、2-5。

围岩岩体完整性指数 d           表2—2

岩块干饱和吸水率w    表2—3

开拓、准备巷道围岩稳定性分类指标        表2—4

回采巷道围岩稳定性表                 表2—5

第三节锚杆支护设计

第20条 锚杆支护的设计与施工，必须详细地收集有关地质资料，按照地质力学评估——初始设计——稳定性分析——按初选方案施工——现场监测——信息反馈与修改、完善设计六个步骤进行，因地制宜，正确有效地加固围岩，充分发挥围岩的自承能力。

第21条 根据地质力学评估结果表明待施工巷道能采用锚杆支护时，进行锚杆支护初步设计。各生产矿必须对巷道方位进行优化论证，避免巷道轴线垂直于较大应力或与主应力成较大夹角，提高支护效果。锚杆、锚索 支护设计必须进行方案论证，并将论证结论编入井巷作业规程。

第22条 各矿煤巷锚杆支护设计方案由分管副总工程师或技术科长负责，由技术科负责具体设计，报矿总工程师组织审批。

第23条 为减少水平应力对巷道支护的影响，在采区设计时，应尽可能使回采工作面推进方向与最大水平应力方向平行。 交叉点及硐室设计要充分考虑临近巷道的平面空间位置关系，简 化巷道布置系统，最大限度的减少由于巷道布置及施工而造成围岩应力变化对巷道产生的破坏。

第24条 巷道应采用矩形断面，在特殊条件可采用拱形或微拱形断面。在满足通风、运输、行人、管线架设、设备安装 等要求的前提下，各矿应按照煤层具体赋存情况及围岩稳定状况 确定巷道断面变形予留量，并在设计中明确规定。

第25条 为便于现场施工，技术和质量管理及支护材料加工，锚杆

杆体直径与钻孔直径的孔径差应控制在 6—10mm、 间排距应根据支护强度及工程类比确定。

锚杆参数按下表选取

第26条 煤巷锚杆支护初始设计须遵循以下原则

（一）支护形式选择原则

1.所有开拓、掘进巷道取消单体锚杆支护。

2.围岩稳定、层须为端锚或加长锚固，必要时打锚索加固。

4.厚煤层沿巷道底板留顶煤掘进的巷道；巷道断面大的工作面两巷；构造复杂的巷道，必须采用锚梁网、锚索联合支护。锚固方式必须为端锚或加长锚固。

（二）锚杆支护参数选取原则

1.必须在相关理论指导下进行，安全系数不小于 2。

2.锚杆设计锚固力不小于杆体屈服载荷；锚索设计锚固力不小于钢绞线极限载荷的 90%。

3.安装应力不小于杆体屈服载荷的 40%。

4.必须提高巷道护表构件的刚度和强度，使安装应力向周围煤、岩体扩散。

5.锚杆、锚索支护强度必须匹配，保证支护整体性能。

6.煤巷锚杆支护巷道顶板两肩角锚杆，必须倾斜安装，与铅垂线夹角为 20-30°。

（三）锚杆、锚索支护材料选择原则

1.锚杆、锚索支护材料，属于“煤安标志”目录的产品，如锚杆、锚固剂、钢绞线锁具、预应力锚索等必须具有“煤矿产品安全标志证书”和出厂检验合格证；不属于“煤安标志”目录的 产品，如 w、m 型钢带、钢筋梯子梁、金属网等必须具有型式检验合格证和出厂检验合格证，否则不准在井下使用。

2.锚杆螺母必须采用扭矩螺母，实现快速安装。

（五）设计锚固力的取值

1.煤层顶板巷道端锚设计锚固力不小于 70kn。

2.加长锚固锚杆，设计锚固力不小于 150kn。

第27条 初始设计可按以下方法进行

1.计算机数值模拟方法，其基本步骤为：

①利用地质力学评估结论的资料建立地质力学模型。

②利用地质力学模型分析巷道围岩的变形失稳类型。

③利用地质力学模型对各种可行的支护方案进行支护效果 分析比较，优选出最佳方案作为初始设计。

2.理论分析和工程类比法支护理论主要为悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论和围岩强度强化理论。根据巷道围岩地质力学评估，分析锚杆支护 应适用何种支护理论，根据支护理论明确支护应注重的要求。理论分析作为锚杆支护作用的定性分析，其简化理论计算公式作为锚杆支护参数确定参考依据。支护参数应根据围岩稳定性分类及在本规范明确的锚杆支护形式和支护参数范围内选择支护方案。同时和本采区同类型巷道的地质构造异同情况和支护参数进行对 比，并详述已施工巷道支护状况及预测拟施工巷道支护效果。

第28条 简化理论公式验算按下式进行

1、按悬吊理论

(1)锚杆长度 l，l=l1+l2+l3

式中：l1——锚杆外露长度

l2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm

l3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于 300mm

(2)锚固力 n：可按锚杆杆体的屈服载荷计算 n=π/4(d σ屈)

式中：σ屈——杆体材料的屈服极限 mpa