锚杆锚索施工技术要求

锚杆锚索施工技术要求（7篇）

1.锚杆锚索施工技术要求 篇一

预应力锚杆（锚索）框架

钻孔：采用潜孔冲击式钻机。该钻机所配钻杆是统一规格的，按锚索设计长度将钻孔所需钻杆摆放整齐，钻杆用完，孔深也恰好到位。由于钻杆长度有±5mm的误差，要求钻孔深度超出锚索设计长度0.2m左右。

钻孔结束，逐根拔出钻杆和钻具，将冲击器清洗好备用。用一根聚乙烯管复核孔深，并以高压风吹孔，待孔内粉尘吹干净，且孔深不少于锚索设计长度时，拔出聚乙烯管，以织物或水泥袋纸塞好孔口待用。

渗水的处理。在钻孔过程中或钻孔结束后吹孔时，从孔中吹出的都是一些小石粒和灰色或黄色团粒而无粉尘，说明孔内有渗水，岩粉多贴附于孔壁，这时，若孔深已够，则注入清水，以高压风吹净，直至吹出清水；若孔深不够，虽冲击器工作，仍有进尺，也必须立即停钻，拔出钻具，洗孔后再继续钻进，如此循环，直至结束。有时孔内渗水量大，有积水，吹出的是泥浆和碎石，这种情况岩粉不会糊住孔壁，只要冲击器工作，就可继续钻。如果渗水量太大，以至淹没了冲击器，冲击器会自动停止工作，应拔出钻具进行压力注浆。

塌孔、卡钻的处理。当钻孔穿越强风化岩层或岩体破碎带时，往往发生塌孔。塌孔的主要标志是从孔中吹出黄色岩粉，夹杂一些原状的(非钻头击碎的、非新鲜的、无光泽的)石块，这时，不管钻进深度如何，都要立即停止钻进，拔出钻具，进行固壁注浆，注浆压力采用0.4MPa, 浆液为水泥砂浆和水玻璃的混合液，24小时后重新钻孔。雨季，常常顺岩体破碎带向孔内渗流泥浆，固壁注浆前，必须用水和风把泥浆洗出(塌入钻孔的石块不必清除)，否则，不仅固壁注浆效果差 , 还容易造成假象。

锚索制作：锚索可在钻孔的同时于现场进行编制，锚索材料按设计要求选用高强度、低松弛预应力钢铰线，其技术标准为270级，直径Φ=15.24mm，极限强度为1860MPa，锚具采用0VM15型（包括配套的锚垫板、锚板、夹片和螺旋筋）。锚索编束前，要确保每根钢铰线顺直，不扭不叉，排列均匀，除锈、除油污，对有死弯、机械损伤及锈坑处应剔出，锚索长度是从钻孔孔口算起，因此，钢绞线下料长度应为锚索设计长度、锚头高度、千斤顶长度、工具锚和工作锚的厚度以 及张拉操作余量的总和。正常情况下，钢绞线截断余量取5Omm。将截好的钢绞线平顺地放在作业台架上，量出内锚固段和锚索设计长度，分别作出标记；在内锚固段的范围内穿对中隔离支架 , 间距 60～10Ocm, 两对中支架之间扎紧固环一道；张拉段每米也扎一道紧固环，紧固环可用16号铅丝绕制，不少于两圈，自由段每隔2m设臵一道架线环，以保证钢铰线顺直，并用塑料管穿套，内涂黄油；最后，在锚索端头套上导向帽。

锚索安装：向锚索孔装索前，要核对锚索编号是否与孔号一致，确认无误后，再以高压风清孔一次，即可着手安装锚索。

安装上倾和水平锚索时，检查定位止浆环和限浆环的位臵，损坏的，按技术要求更换；检查排气管的位臵和畅通情况；锚索送入孔内，当定位止浆环到达孔口时，停止推送，安装注浆管和单向阀门；锚索到位后，再检查一遍排气管是否畅通，若不畅通，拔出锚索，排除故障后重新送索。注浆：

采用排气注浆。下倾的孔，注浆管插至孔底，砂浆由孔底注入，空气由锚索孔排出；上倾和水平孔，砂浆由孔口注入，空气压向孔底，由孔底进入排气管排出孔外(水平锚索，空气经限浆环进入排气管)。

上倾和水平锚索孔注浆过程中，当排气管不再排气 , 且有稀水泥浆从排气管压出时，说明注浆己满；对于下倾锚索注浆，采用砂浆位臵指示器控制注浆位臵。锚索孔注浆采用注浆机，注浆压力保持在 0.3～0.6MPa。锚墩或锚索框架梁制作：

为了使锚墩或锚索框架梁上表面与锚索轴线垂直，预先将一根外径与钻头直径相同的薄壁钢管和垫板正交焊牢，浇筑锚索地梁或锚索框架梁前将钢管的另一端插入钻孔即可。

锚墩灌注前必须将0VM15型锚具中的螺旋钢筋、锚垫板固定在锚梁钢筋上，方向与锚孔方向一致，摆放平整，再同时进行浇灌、振捣，尤其在锚孔周围，应仔细振捣，保证质量。锚梁上预留锚索孔内要预留排气管和补浆管，锚垫板安装严格要求与锚索垂直。

锚索的张拉：

张拉锚索前需对张拉设备进行标定。标定时，将千斤顶、油管、压力表和高压油泵联好，在压力机上用千斤顶主动出力的方法反复试验三次，取平均值，绘出千斤顶出力(kN〉和压力表指示的压强（MPa）曲线，作为锚索张拉时的依据。压力表损坏或拆装千斤顶后，要重新标定。

若锚索是由少数钢绞线组成，可采用整体分级张拉的程序，每级稳定时间 2～3min；若锚索是由多根钢绞线组成，组装长度不会完全相同，为了提高锚索各钢绞线受力的均匀度，采用先单根张拉，3天后再整体补偿张拉的程序。封孔注浆：

补偿张拉后，立即进行封孔注浆。对于下倾锚索，注浆管从预留孔插入，直至管口进到锚固段顶面约 50cm；对于上倾和水平锚索，通过预留注浆管注浆。孔中的空气经由设在定位止浆环处的排气管排出。外部保护：

封孔注浆后，从锚具量起留5Omm钢绞线，其余的部分截去，在其外部包覆厚度不小于50mm的水泥砂浆保护层。

2.锚杆锚索施工技术要求 篇二

马兰矿02号煤层:伪顶为铝质泥岩, 直接顶为粉砂质泥岩, 老顶为K4砂岩;底板多为泥岩、粉砂岩, 大多无夹石, 偶含1~2层夹石, 抗压强度72.8~80.7 MPa, 抗拉强度0.55-1.6MPa。工作面10709皮带巷825 m;轨道巷995 m (Ⅰ段123 m, 刀把子170 m, Ⅱ段702 m) ;主采煤层为02#煤, 煤层厚度1.70~2.20 m, 平均1.90 m, 属稳定可采中厚煤层。其下部间隔8 m左右为2号煤, 工作面整体呈单斜构造, 煤岩层倾角4°~13°, 平均7°。巷道顶板为炭质泥岩和砂质泥岩及砂岩复合顶板, 抗压强度较低, 易离层破碎, 顶板管理难度较大。

2 组合锚杆、锚索支护的关键技术

2.1 增强锚索技术

采用大直径Ф21.6钢绞线和300 mm×300 mm的大铁托盘, 增大对顶板的支护强度和接触面积, 增强了对顶板的主动支护作用, 有效控制了顶板压力显现时对两帮的压力传递。目前所用的普通小铁托盘 (200 mm×200 mm) 与顶板接触面积小, 形成点接触作用, 效果差, 使顶板下沉、两帮挤回、破碎的现象较为常见。

2.2 强化锚杆技术

采用“无纵肋螺纹钢式树脂锚杆+W钢带+金属菱形网”联合支护, 支护强度大, 抗破断性能更高, 对复合顶板围岩的支护效果更好, 体现了加长锚固锚杆的技术应用特征。同时采用MQS-90J2型气扳机可实现锚杆150~190 N·m的高预应力, 有效增加了锚杆对巷道围岩支护的主动支护作用。

2.3 关键部位强化技术

1) 两帮煤质松软时采用点“锚索+锚梁+钢筋网”联合支护, 增加两帮的支护强度, 增强两帮的承载能力, 有效控制了巷道侧应力对帮部围岩的破坏变形。

2) 在巷道中间打设戴帽点柱, 不仅可以使跨度大的巷道增加中间支撑点, 可有效地控制底鼓, 同时也对顶板的离层垮落起到早期预警作用。

3 数字模拟

3.1 参数确定

为了保证巷道在受采动影响变形后能够充分满足通风、运输、行人等需要, 设计时巷道采用了预留断面, 断面尺寸为:净宽×净高=4.5 m×2.8 m。以马兰矿10709回采巷道围岩特征为基础, 围岩力学性能参数见表1。

3.2 模拟方案

根据类似地质条件的多种经验, 确定了如下三种模拟方案。并分别对每一个方案中巷道顶、底板的垂直位移和两帮的水平位移进行了实时监测。

方案Ⅰ:顶 (帮) 锚杆长2 000 mm, 顶板采用5 300 mm长锚索2根。

方案Ⅱ:顶 (帮) 锚杆长2 200 mm, 顶板采用5 300 mm长锚索2根。

方案Ⅲ:顶 (帮) 锚杆长2 400 mm, 顶板采用5 300 mm长锚索3根。

3.3 模拟结果分析

经过现场采集数据, 每个方案巷道顶底板及两帮位移量统计如表2、表3所示。

从表2各方案对比可知, 方案Ⅰ中巷道在掘进期间围岩变形情况比方案Ⅱ和方案Ⅲ要严重得多, 方案Ⅱ中巷道四周围岩变形比方案Ⅰ减小了40%左右;方案Ⅱ和方案Ⅲ的巷道顶底板移近量差别不大, 从表3中可知, 方案Ⅱ在回采期间巷道顶底位移量和两帮位移量仍然很大, 最大位移分别为1 158 mm和2 055 mm, 通过比较, 方案Ⅲ对顶板的控制比方案Ⅱ理想得多。

从上述方案比较可得出以下结论:在方案Ⅲ虽然比较理想, 但是在控制巷道两帮位移及顶板下沉、地板底鼓方面在支护上还是不够的, 因此, 要在方案Ⅲ的基础上对巷道顶、帮再加强支护。将顶锚杆长增加至2 400 mm, 顶锚索采用“3-3”布置, 两帮采用锚梁来加强支护, 以达到预期的支护效果。

4 锚杆支护方案

1) 顶板选用5根2 400 mm长无纵肋螺纹钢式树脂锚杆+W型钢带支护, 锚杆间距1 000 mm, 排距800 mm, 每两排锚杆中间布置三根高预应力锚索, 钢绞线规格为Φ21.6×5 300 mm, 并配合300×300 mm的大铁托盘。

2) 两帮选用3根2 200 mm长无纵肋螺纹钢式树脂锚杆+W型钢带支护, 帮锚杆间距1 000 mm, 排距1 000 mm, 每五排锚杆在巷道顶板中间支设直径不小于180 mm的圆木点柱。

3) 锚杆、锚索均采用快速及超快速树脂药卷加长锚固, 扭矩不低于150~190 N·m, 锚固力不低于105 k N。

4) 支护示意图如图1所示。

5 矿压观测分析

10709工作面已回采完毕, 整体观测效果来看, 两巷在回采过程中受采动影响的情况下, 两巷达到了预期的支护效果, 满足了运输、通风、生产的需要, 极大地减少了维护成本费用。由图2、图3可看出巷道大约20 h左右顶、底板及两帮相对位移量基本趋于稳定。通过长时间地监测锚杆工作阻力的实际数据也充分说明了掘进巷道围岩经过20 h左右趋于稳定。由上图可以看出巷道两帮相对位移量为150 mm, 顶板下沉量为50 mm, 巷道变形主要表现为底鼓, 约206 mm, 占顶底移近量的85.14%。通过理论分析, 主要表现在顶板压力经过顶、帮组合锚杆形成的支护整体结构向底部传递压力, 底板在没有任何支护的情况下, 促使底板变形加大释放压力, 通过理论分析, 认为应选择有效的支护措施来加强控制底鼓。

6 结语

1) 02#煤层复合顶板由于回采期间受采动影响, 巷道围岩压力较大, 复合顶板直接顶层状顶板两层泥岩易离层, 采用常规的全锚支护较为困难。

2) 02煤层复合顶板回采巷道支护的关键在于对顶板及两帮的控制, 巷道顶板采用“高预应力锚索+大托盘+锚杆+金属菱形网”的组合锚杆 (锚索) 来控制, 来达到巷道预期的支护效果, 减少后期维护费用, 实现最大经济效益。

3) 长期的矿压监测说明了10709工作面轨道巷围岩变形主要表现为底鼓, 因此在巷道掘进期间要考虑到怎么样才能有效地控制回采期间巷道底鼓的发生。

4) 通过数值模拟技术可计算出煤矿井下岩石工程结构的应力、应变;分析岩石结构稳定性, 用来指导巷道支护设计, 并为该煤层巷道支护设计提供有力的科学依据。

参考文献

[1]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999:9~20.

[2]陈炎光, 陆士良, 徐永圻.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994:18~27.

[3]张农, 高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报, 2004 (9) :524~527.

3.锚杆锚索施工技术要求 篇三

关键词：凉水井煤矿 支护 锚杆 锚索 应用

0 引言

3-1煤层除火烧区和风化带以外，煤层及顶底板属于较稳定煤岩层，根据地质钻孔资料预计，掘进一队将施工的31101回风巷煤层顶板稳定岩层厚度大于6m。

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图1 3-1煤综合柱状图

根据煤矿煤层的赋存条件及顶板岩石变化特点，结合巷道围岩变形实际情况，巷道锚杆锚索支护的设计主要包括：首先对巷道围岩进行综合分析。选择锚杆、锚索组合支护形式，以形成群锚效应维护巷道围岩的稳定。适当用网片和钢梁加强强度及韧性，以形成高强锚固体系，并适应巷道围岩的较大变形。确定合理的巷道断面形状，进行支护选型。综合上述支护参数的设计结果、结合钻孔窥视仪等设备所观察到的围岩结构情况和目前巷道支护效果进行分析，最终确定出合理的支护参数。

1 支护材料以及支护参数确定

1.1 锚杆支护参数的确定

1.1.1 采用计算法校核支护参数

①顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中L——锚杆总长度，mm；

L1——锚杆外露长度（钢筋网厚度+托板厚度+螺母厚度+<20～30>mm，此处顶、帮锚杆均取100mm），mm；

L2——锚杆有效长度，mm；

L3——锚杆锚固长度（这里顶锚杆取800mm），mm。

锚杆有效长度L2的确定方法：一是采用声波法测出巷道围岩松动圈范围；二是采用岩层探测分析仪进行测量；三是采用解释法中普式自然平衡拱理论确定L2。

巷道顶锚杆L2的确定：

f≥3时，L2=B/2f

f≤2时，L2=■[■+Hcot（45°+■）]

巷道帮锚杆L2的确定：L2=■+■

式中B、H——巷道掘进跨度和高度，取B=5.2m，H=3.2m；

f——顶板岩石普氏系数，顶板为粉砂岩，取4.0；

φ——两帮围岩的似内摩擦角，φ=1/2arctan（f顶）=38°。

由于我矿4-2煤顶板为粉砂岩，岩石硬度系数取4，大于3，因此巷道顶锚杆L2=B/2 f=5.2/（2×4）=0.65m

依据上述公式计算得出：顶锚杆长L顶≥1550mm。

所选顶锚杆长度L=2100mm，远远满足验算要求。

②按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间、排距：每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，在考虑安全系数k，取k=2。

kG

式中 a——锚杆间、排距，m；

L2——有效长度，2.1m顶锚杆实际有效长度为1.2m；

γ——岩体的容重，取26.7kN/m3。

a<（Q/kγL2）1/2所选顶锚杆的锚固力Q≥85KN，计算得a<1.15m

通过以上计算，间、排距取800mm×800mm选择合理，能满足计算要求。

③锚杆直径的确定。锚杆直径d可根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即：

d=35.52■

式中 d——锚杆直径，mm；

Q——锚固力，85KN；

σt——杆体材料抗拉强度，400MPa。

则d=16.37mm，故取锚杆直径18mm符合要求。

通过以上计算，锚杆选取Φ18×2100mm二级螺纹钢筋锚杆选择合理，能满足计算要求。

1.1.2 采用工程类比法合理选择支护参数。根据凉水井煤矿311盘区矿压观测资料和我矿以往同煤层采掘巷道的支护经验，31101回风巷顶板采用Φ18×2100mmⅡ级螺纹钢筋锚杆支护，锚杆排列方式每排七根，矩形布置，间、排距为800mm×800mm，每根锚杆使用一支MSCK2335和一支MSZK2360型树脂药卷；托盘采用规格为120mm×120mm×8mm的Q235钢板；钢筋网片采用Φ6mm钢筋经调直后焊接而成，网片尺寸为2600mm×1000mm，网格规格100mm×100mm，相邻两片网搭接100mm，沿搭接长度每间隔300mm用14#铁丝连接绑扎；钢梁采用Φ14mm圆钢加工而成，钢梁长度5000mm，钢梁排拒800mm；锚索长度6500mm，采用Φ15.24mm的钢绞线加工而成，锚索托盘采用15mm的钢板加工，规格为300mm×300m×15mm，每根锚索安装两支MSCK2335和一支MSZK2360型树脂药卷，锚索一、二菱形布置，间排距为2400mm×1600mm，详见图2。

1.2 锚索支护参数的确定

①锚索长度的确定

X=X1+X2+X3

=250+5200+1030

=6480mm

式中 X——锚索总长度，mm；

X1——锚索外露长度，取250mm；

X2——潜在不稳定岩层高度，按最严重冒落高度即巷道跨度B，取5200mm；

X3—锚索锚固长度，经计算取1030mm。

所选锚索长度X=6500mm，满足要求。

②锚索排距确定

S=3σ/4B2γk

=3×260/（4×5.2×2×26.7×0.5）

=1.4m

式中S——锚索排拒，m；

σ——锚索最低破断载荷，260kN；

B——巷道宽度，5.2m；

γ——岩体的容重，取26.7kN/m3；

k——安全系数，取0.5。

由于巷道宽度为5.2m，因此，布置3排锚索，排距为1.2m，沿巷道中间菱形布置，具体见图3。

③锚索间距确定

m=0.85B/n=0.85×5.2/3=1.5m

式中 m——锚索间拒，m；

B——巷道宽度，5.2m；

n——排数，取3。

结合我矿井下实际生产经验以及3-1煤顶板岩性情况，31101回风巷顶板采用φ15.24mm×6500mm的

钢绞线锚索，布置3排，交叉菱形布置，间距1.6m，排距1.2m。

参考文献：

[1]晁建军，郭朋星.浅谈煤巷锚杆、锚索支护参数设计[J].山东煤业科技，2010（04）：112-146.

[2]编委会.矿井支护施工建设新技术新方案与产品选型设计及工程质量监测、应用实例分析实用手册[M].北方工业出版社，2008.3.

[3]程谟柏.煤巷锚杆支护原理分析[J].china Science &Techn-;

ology Overview，2010.

[4]刘守君.锚杆支护原理及应用[J].有色金属，2009（03）.

4.锚杆支护质量要求 篇四

（一）打锚杆眼

1、打锚杆眼前，必须进行敲帮问顶，找掉危矸、活矸，打眼人员必须站在支护完好的安全地点进行打眼作业。

2、根据设计要求，采用画线打眼，标记出锚杆眼位。

3、打眼方向应垂直于巷道的轮廓线，与煤（岩）层层面夹角不小于750。

4、先将顶部锚杆用钻机打好并上紧托盘，然后用电钻打帮部锚杆并上紧托盘。

5、锚杆眼的深度、间排距及布置形式要符合设计规定：眼位误差不得超过100mm。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼；打锚杆眼，孔径28mm，深2150（1750）mm。允许误差0～＋50（mm）。

6、锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在超前临时支护的掩护下操作；冲洗孔径，送药。将组装好的锚杆慢慢顶推2节Z2350型中速树脂药卷向孔底推入。

7、打眼的顺序，应按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。

8、开钻机时，应先开风后给水，停机时先停水后停风。

9、采用钻机打眼时，风压应控制在0.4～0.65MPa，水压应控制在0.6～1.2 MPa，钻杆、钻头要完好不堵塞。

10、钻机钻进时，附近严禁有人；钻机操作者应将操作臂置于身前右侧，且操作者距钻机机身的距离大于臂长；以防钻机突然停止手柄摆动而伤人。

11、钻机钻进时，严禁用手摸钻机的钻杆。

12、钻机钻进时，不能用大力推进，以防卡钎，手不能扶在气腿上，以防钻机收缩时挤伤手；

13、当钻机长时间不用时，必须用压风吹干残留在机体内的水，以防锈蚀机器；

（二）、安装锚杆

1、安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，对锚杆眼，锚杆的质量必须进行检查，发现不符合设计规定的要进行处理。

2、顶板锚杆：按规定数量（2卷）放入树脂锚固剂，用锚杆把树脂锚固剂送入眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，锚杆钻机端头套上专用搅拌器；然后升起钻机，推进锚杆，至顶板岩面300～500（mm）时，开始搅拌缓慢开启钻机，并保持搅拌30s后停机。

3、帮部锚杆：先将锚固剂装送入眼底,再用风钻卡住专用搅拌器旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌时间为30s，紧固锚杆，50s后，再次启动钻机，边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下剪断定位销，托盘快速压紧煤壁。

4、锚杆外露长度露出螺帽15～50mm。盖板要与围岩表面接触密实，禁止在托盘里垫木头、石块或多加托盘；

5、网间搭接不小于100mm，且每间隔300mm用10号铁丝捆扎，π型钢带搭接长度不小于100mm，网应紧贴煤帮，π型钢带应压紧网；

（三）、注意事项：

1、锚杆孔要保证顺直。

2、钻杆与锚杆必须等长，孔深比锚杆短60～80（mm）。

3、钻孔完成后应反复冲刷，直至孔内出清水，不流煤、岩粉。

4、搅拌及时匀速，必须搅拌至孔底，并保证搅拌时间达到30s。

5、等待凝固时间要充分，确保50s后树脂凝固后，再一次上紧螺母。

（四）、锚杆质量标准

1、锚杆与岩层面的夹角大于75°,扭距：帮部≥60KN，顶部≥120KN。锚固力：帮部≥5T，顶部≥9T。

2、机检查螺母扭紧程度时，以锚杆钻机，不能继续转动时为准。这时塑料减摩垫圈严重变形或挤出。

3、必须安排专人对锚杆进行二次手动加扭，使顶部锚杆预紧力120N.m，帮部锚杆预紧力达到60N.m以上。

二、新型锚杆施工措施

1、锚杆支护作业场所距工作面200m以内，必须备有5—10架备用棚及相应的支护材料，以备改变支护和抢险之需。

2、当煤帮一侧，片帮小于300mm时，应扭紧螺母使金属网(钢筋网)贴煤壁，禁止在金属网(钢筋网)内装填物料，背紧背实。

3、每一小班都必须对上一班及本班锚杆螺母扭距及安装质量进行逐一检查。

4、顶板离层指示仪及液压枕在巷道开窝时立即安装一套，实体煤巷每向前掘进100 m时安设一套，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。

5、技术人员负责对巷道内的顶板离指示仪及液压枕进行测读和记录，每3—5天测读和记录一次。并把当天汇总的监测数据交到技术科。

附录

一、施工工艺

1、两帮要预留断面辅以风镐或手镐人工成形，保证巷道成形质量。

2、锚杆扭矩要求：锚杆安装扭距:顶板大于120N.M，煤巷帮部大于60N.M。

3、锚杆安装步骤及工艺：(1)采用直径28mm的钻头与锚杆等长的钻杆打眼，每排顶板锚杆打装顺序为先中间后两边；（2）用组装好的锚杆慢慢将两卷Z2550树脂药推入孔底；(3)用搅拌连接器将钻机与锚杆螺母连接起来，缓慢升起钻机并保持搅拌20—30S把锚杆顶推到位后停机；(4)待50S后再次开启钻机，紧固螺母直至钻机不能转动为止；(5)每天对安装质量进行检测,安排专人逐个进行二次加扭。

4、锚杆安装合格的几个标志：

(1)丝口外露螺帽长度不大于30mm确保锚杆上紧时仍留有丝扣；(2)塑料减震垫圈严重变形或挤出；

(3)采用锚杆钻机检查螺母时，单体锚杆钻机不能继续转动；(4)锚杆安装角度应垂直煤、岩面。

三、锚杆钻机操作规程

第一条 锚杆钻机使用条件

(1)工作气压应保持0.4—0.6Mpa压缩空气要干燥和干净，如含过多水份，应在压风管路上安装气水分离器，并在每次钻孔作业前排放积水。

(2)冲洗水要洁净，水压应保持0.6—1.2Mpa，禁止无水作业。(3)注油器内应注30号机油，禁止无油作业。第二条 锚杆机使用前的检查：

(1)接装进气进水管前，钻机所有开关必须处于关闭位置。(2)每次接装进气进水接头时，都应先排出里面的异物。

(3)按顶板高度选用合适的初始钻杆。钻杆过长，会使顶板孔不直。过短，会增加换钎次数，降低作业效率。

(4)钻孔前，先空运转，检查马达、气腿升降、水路启闭，全部正常后方可作业。

(5)检查油杯内是否有油。第3条 钻锚杆孔作业：

(1)无水无油时严禁钻孔作业。

(2)开始定眼位时，转速不可太快，气腿推力要调小一些，当钻进30mm左右时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。(3)在钻孔作业时，应根据岩石性质、硬度的不同操作钻机，调整气腿推力和钻机转速，在硬岩条件下，锚杆钻机需要较小的转速缓慢增加气缸推力，以获得最佳钻进速度，在泥质软岩中钻孔时需要较高的转速较小的推力。尤其要注意水压，若水压偏小，则应停转马达，冲洗一会儿后再进行钻孔作业。

(4)若钻孔阻力较大，将要卡钻时，可左右晃动操纵臂，避免卡钻的发生。

(5)钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻杆转速，使机子靠重力平稳地带着钻杆回落。

(6)套钎杆时，长钻杆的直径宜小于短钻杆所用的钻头直径。(7)更换钻头时，应按照先新后旧顺序排序使用。每节钻杆钻孔到位后，应回落钻机再缓慢升起套钻冲孔一次。

(8)卡钻后，用钻机回落带不出钻杆时，可用锚杆拉力计拉出钻杆。

第4条 搅拌和安装锚杆作业：(1)禁止使用弯曲不直的钻杆。

(2)当人工用锚杆将药卷向眼孔内推入，并顶到位，装上套筒，开始用锚杆钻机搅拌和安装锚杆时，机子的转速先以中速为佳。气腿推进时间应与锚固工艺规定的搅拌时间相符合。

(3)搅拌时要注意，切勿将气腿一下子顶到位，然后开足马达旋转搅拌。因为这样一来，锚固剂会顺着锚杆的螺纹挤出锚固区域，影响锚固效果。

(4)树脂锚固剂在运送过程中要注意爱护，否则易变形药卷送不到眼底，影响锚固效果。

第5条 作业之后：先关水，并用水冲洗机子外表，然后空转一下，达到去水防锈的目的：检查机子有否损伤，螺栓有否松动，并及时处理好，将机子竖直放在安全场所，免受炮崩，机轧，车辗等意外损伤。

第6条安全注意事项：

(1)钻孔前，必须确保顶板与煤帮的稳定。

(2)禁止将机子平置于地面。因为这样一通气，并误操作，气腿突然伸出，会造成伤害事故。

(3)钻孔时，不准用带手套的手去试握钻杆。

(4)定眼位时，应扶稳钻机，钻进时不要一味加大气腿推力，以免降低钻孔速度，造成卡钻，断钎，崩裂刃等事故。

(5)机子回落时，手不要扶在气腿上，以防伤手。

(6)机子加载和卸载时会出现反扭矩，操作者应注意站位，合理把持操纵手把。

四、锚杆拉拔试验安全技术措施

1、锚杆拉力计必须合格，可靠运转。

2、拉拔锚杆时，拉力计前方和下方严禁站人。

3、锚杆端一旦出现颈缩时应及时卸载。

4、锚杆抗拔力不符合要求时，可用加密锚杆(或加长锚杆)进行补强支护，必要时打锚索加强支护。

5、锚杆抗拔力试验取样数量，巷道每300根抽样一组，每组锚杆不少于3根(顶一根，帮两根)。

6、检测锚杆前，首先检查被检测点的顶板状况、两帮的支护状况，及被检测点前后5 m的巷道支护情况，保证巷道畅通无阻，发现问题及时处理好后，方可作业。

7、在被检测点的下方巷道底板上安设好牢固的锚杆拉力计。

8、固定好ML一200型锚杆拉力计后，开始操作，具体操作方法如下：

①用高压软管两端的快速接头，将千斤顶和手压泵连接起来。②检查手压泵油量，当液压油路系统连接好后，为使油路系统正常工作，必须排掉油管、油筒中混入的空气。⑧把锚杆拉力计的锚杆接头接到锚杆末端，再套上支承套及千斤顶，使活塞伸出端朝外，上紧螺母。

④将手压泵卸荷阀拧紧，缓慢均匀地上下摇动手压泵，压杆不能用力过猛，当压力表上的读数达到要求值时，停止加压，记录下压力表读数。

⑤检测完毕后，松开卸荷阀，使压力表指针回到零位，千斤顶活塞全部落回，把各部件从锚杆末端卸下。

9、拆除并运走锚杆拉力计，升井后要定期检修锚杆拉力计，损坏的各部件要及时更换。

锚杆、锚索、锚梁、钢带的长度可根据实际情况选择合适的长度。刘桥一矿的巷道锚杆支护率要求达到90%以上。

支护材料规格

1、Φ18mm L=1800mm，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（顶锚杆）Φ20mm L=1800mm；右旋全螺纹锚杆（帮锚杆）

2、锚梁：L=2200mm。

3、M型钢带：L=2600mm

4、Φ15.24mm，L=5400mm高强度、低松驰锚索

5.锚杆锚索施工技术要求 篇五

关键词：锚杆-锚索,联合支护, 轨道顺槽,矿压观测

1 10513工作面地质条件

该工作面对应地表位于石神山以南, 大井沟北东侧, 麻家口进、回风立井以西, M62号钻孔位于工作面中部。盖山厚度367m~436m, 平均厚度403m。工作面设计可采走向长1240m, 采长195/150m, 掘进煤层为二叠系山西组02号煤, 属稳定可采中厚煤层, 结构复杂, 平均厚度2.21m, 煤层平均倾角3°, 可采储量40.1万吨, 所采煤层属低灰份、中挥发份、低硫焦煤。煤层顶底板结构如表1所示。

2 轨道顺槽支护方案设计

10513工作面顶底板情况表

根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况, 设计巷道采用矩形断面, 为满足巷道通风、行人等要求, 巷道断面采用净宽4.0m、净高2.5m布置。

2.1 锚杆支护参数确定

1) 轨道顺槽顶板锚杆支护参数选取

10513工作面轨道顺槽根据悬吊理论设计支护参数[1~2]。经理论计算顶板破坏高度在0.2m~1.6m之间, 所以按下列方法确定支护参数:

(1) 锚杆长度Lbr

式中:△-锚杆外露长度与锚固段长度之和, 取1.15m。

根据施工情况, 顶锚杆选用长度为2.2m, 可以满足顶板破坏要求。

(2) 锚杆杆体直径d

根据杆体承载力与锚固力等强原则确定。

式中:d-锚杆杆体直径, mm;Q-锚固力, 由拉拔试验确定125k N;σt-杆体材料抗拉强度, 340MPa。

将数据代入上式得:d=21.54mm。因此, 顶锚杆直径选取22mm。

(3) 锚杆排距Dr

式中:Dr-锚杆排距, m;Pr-锚杆拉拔力, Φ22mm螺纹钢锚杆125k N;K-安全系数, 取3。

(4) 每排锚杆根数N

, 顶锚杆每排锚杆数取5根。

式中:N-锚杆个数, 根;K-安全系数, 取4;Qr-顶板载荷集度, 104.734k N/m;Dr-锚杆排距, 1.0m;Pr-锚杆拉拔力, Φ22mm螺纹钢锚杆125KN;

根据以上计算, 顶板采用5根22×2200螺绞钢锚杆支护, 间排距900×1000mm, 并采用2卷Z2455型树脂药卷加成锚固, 支护形式确定为锚杆、钢带、金属网联合支护。

2) 轨道顺槽帮部锚杆支护参数选取

由于巷帮破坏深度范围0.3

(1) 锚杆长度

式中:△-锚杆外露长度与锚固段长度之和, 取0.55m。 (2) 锚杆杆体直径d

式中:d-锚杆杆体直径, mm;Q-锚固力, 由拉拔试验确定105k N;σt-杆体材料抗拉强度, 340MPa。

(3) 每排锚杆根数

, 考虑巷道高度及采动影响等因素, 帮锚杆每排选取2根。

式中:N-锚杆个数, 个;K-安全系数, 取5;QS-两帮载荷集度, QS=26.598k N/m;Dr-锚杆排距, Dr=1.0m;Pr-锚杆拉拔力, Φ20mm螺纹钢锚杆105KN;

根据以上计算, 两帮采用两排20×2000螺纹钢锚杆支护, 帮锚杆间排距1000×1000mm, 并采用2卷Z2455型树脂药卷加成锚固, 支护形式确定为锚杆、钢带、金属网联合支护。矩型布置, 最上排锚杆距顶板400mm。

2.2 锚索补强支护

由于巷道跨度较大, 为加强顶、帮支护, 防止巷道受采动影响后顶、帮破坏深度延伸而造成支护失效[3~6], 设计轨道巷顶板每隔3m没打两根单体锚索;这样可有效减小潜在冒落拱的宽度和高度;10513工作面两巷及专用回风巷直接顶为厚4.0m的粉砂质泥岩, 故潜在冒落高度为假设锚杆失效的情况下冒落岩体高度2.2m, 岩石容重2.5t/m3, 冒落面积系数取0.8, 则潜在冒落拱内岩体重量为:2.2×4×25×0.8/3=58.7k N, 据此计算锚索支护参数。

1) 锚索排距

, 为确保支护效果, 锚索排距选取3 m。

式中:1K-安全系数, 取3;T-锚索额定破断载荷, 取370k N;Q-沿巷道走向每米潜在冒落拱内岩体重量, 58.7k N。度, 取0.3 m;

2) 锚索长度L

式中:b-顶板潜在离层厚度, 取2.2 m;Ld-锚索外露长

每根锚索采用3个药卷加成锚固, 考虑施工因素取Z2455型2卷、K2455型1卷, 先装快速药卷, 单体锚索间距1.0m。

轨道顺槽锚杆-锚索支护参数示意图如图1所示。

3 支护效果分析

为验证锚杆-锚索支护参数的科学和理性, 对10513工作面轨道顺槽两帮移近量和顶板下沉量进行了长期观测, 观测结果如图2所示。

由图2可知, 轨道顺槽最大顶板下沉量为120mm, 两帮最大收敛变形为170mm;顺槽开挖支护后的前10内变形较为剧烈、速度较大, 10天后, 两帮相对收敛和顶板下沉量开始变化, 60天后, 顺槽围岩趋于稳定, 两帮相对收敛和顶板下沉量几乎为零, 矿压监测结果验证了支护参数的科学合理性, 为工作面后期安全高效回采提供了基础。

4 结论

本文针对马兰矿10513工作面轨道顺槽地质条件, 通过理论计算提出了锚杆-锚索联合支护支护参数, 并通过矿压观测验证了支护参数的合理性, 实现了轨道顺槽围岩的长期稳定, 为确保工作面安全回采提供了良好的前提条件, 为同类地质条件矿井工作面开展锚杆索支护提供借鉴和参考。

参考文献

[1]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.

[2]陈炎光, 陆士良, 徐永圻.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

[3]张农, 高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报, 2004 (9) :524-527.

[4]张农, 侯朝炯, 等.深井三软煤巷锚杆支护技术研究[J].岩石力学与工程学报, 1999 (18) :51-55.

[5]康洪普, 王金华, 等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007, 11.

6.锚杆锚索施工技术要求 篇六

煤矿巷道掘进安全一直是煤矿企业最关注的问题, 煤矿巷道掘进过程中对岩石层的支护安全则是保证整个巷道掘进安全的前提。目前, 随着煤矿巷道掘进技术发展, 越来越多的煤矿企业采用锚杆与锚索联合技术方式掘进, 这种技术方式不仅可以加快巷道掘进速度, 还可以保证巷道支护的绝对安全性[1]。

1 巷道支护的定义

巷道掘进是利用各种挖掘机械在煤矿开采前所挖掘出的一条可供大型采煤设备及施工人员自由出入的通道。一般来讲, 煤炭资源是蕴藏在煤矿山丘内, 要顺利开采出煤炭资源, 就必须先在煤矿外挖掘出一条可供开采的通道, 保证煤炭资源顺利运出。

巷道掘进支护是指在掘进过程中对巷道两侧岩石层进行支撑保护的一种措施。通常来说, 煤矿内部岩石层结构都是相互连结且错综复杂的, 企业施工人员在巷道掘进时会因某一区域的施工而使其它区域岩石层松动, 导致岩石层下滑或塌陷状况。巷道支护的主要作用就在于可以通过钢管、钢网等设施加固巷道区域内的岩石层, 使岩石层结构重新趋于稳定状态, 以此来保证巷道掘进安全和进度。

2 巷道破坏原因分析

煤矿巷道之所以会在掘进中受到破坏, 其主要原因是由于原岩应力作用而产生的。一般来讲, 在巷道掘进中的应力作用达到一定压力时, 岩石层会发生变形。同时, 随着岩石层变形区域增大, 使该区域范围内岩石层也受其影响产生较容易塌陷的点, 使巷道产生弹性区和塑性区。一般情况下, 巷道的施工均在距地面1 000 m左右的地下进行, 会不可避免地受到应力作用, 这些应力主要是由地壳长期变化而形成的。同时, 煤矿在地壳长期变化中势必会出现各种断层、褶曲等形状, 这些形状在巷道施工中因所受应力作用不同, 因此产生的破坏程度也不同[2]。

3 锚杆和锚索支护技术

锚杆支护主要是指在边坡、岩土基坑、煤矿巷道中采用加固手段稳固结构的一种方式, 它主要是用木件、金属、聚合物及其它材料制成, 利用锚杆头部深插岩石层内稳定岩石层的一种技术手段。锚杆技术有成本较低、支护效果较好、操作方便等优点, 被广泛应用在煤矿巷道掘进工程中。

锚索支护主要是指通过锚杆的轴向应力作用, 将岩石层区域范围内的岩石体结构的应力状态由单向或双向受力转变为三向受力, 提高和稳固岩石层周围区域的结构稳定性及抗外界压力的能力和强度。另外, 锚索支护的主要目的在于使巷道掘进施工中的压缩带既能够承受自身所带重力, 也可以承受来自外界的荷载压力, 从而稳固巷道岩石层区域, 防止岩石层因变形造成的巷道掘进安全问题。

4 锚杆锚索联合支护在煤矿巷道掘进中的应用

随着煤矿行业发展, 越来越多的煤矿作业选择在较远地区或山丘上, 同时由于地势地形因素影响, 为确保巷道支护的绝对安全性, 就必须采用一种全新的支护技术方式。通过煤矿企业施工人员不断分析研究, 总结出将锚杆支护技术与锚索支护技术相结合的支护方式, 以加固稳定煤矿巷道岩石层结构。

4.1 实例分析

荥阳北山煤矿开采企业对荥阳煤矿北二采区西翼28层一区段、东翼27层二区段、西翼27层二区段进行巷道掘进工程施工, 该区域的地理形势如下:该巷道掘进工程主要位于东翼27层二区段内, 区域内煤层最大厚度6.91 m, 最小厚度3.69 m, 本区域煤层27层顶泥岩厚度为1.5 m, 结构性较好、土质较硬, 遇水后会发生松软, 直接顶为9.36 m厚的细沙, 胶结性较差, 较松散。直接底为2.04 m, 固结性较差, 遇水后会松软。另外, 该煤层西部倾斜度较小, 最小为6°, 东度倾斜度较大, 最大可为24°。该掘进区域内遇到的新层较多, 且断层附近区域内岩石层较细碎, 节理性发育含水份, 给掘进施工带来诸多困难, 见表1。

4.2 锚杆锚索联合支护的性能分析

根据该煤矿巷道掘进施工工程特点, 该企业采用巷道顶板用锚杆锚索联合支护方式施工, 两侧区域内采用锚杆支护。由于在锚杆锚索联合支护的预应力作用下, 煤矿巷道顶板基本顶和直接顶之间及基本顶和各岩石层之间的横向预应力大大增加。同时随着巷道顶板变形度增加, 该顶板层基本顶呈逐渐升高趋势, 使岩石层得不到纵向膨胀。另外, 施工人员分析, 该煤矿岩石层由近乎二向应力向三向应力转化, 在这过程中, 岩石层极限强度得到快速提升, 岩石体自身的抗弯曲能力也得到提高。经分析研究表明, 采用锚杆锚索联合支护方式可以大大改善巷道内被加固岩石层的力学结构, 见图1。

4.3 锚索预应力设计

锚索预应力在岩石层不同区域内所受到的压力是不同的。一般来讲, 由于巷道顶板所受的破坏范围较小, 锚索支护主要作用于岩石层顶板下部, 以防止岩石体错动和失稳。另外, 当岩石层下部锚索支护后, 岩石层会产生一定程度变形, 即流变效应。该效应随时间推移, 作用于岩石层的强度会不断降低, 因此当锚索作用于岩石结构中的稳定层时, 锚索的悬挂作用此时处于整个支护的主要地位。施工人员发现, 当使用锚索支护后, 在保证锚索支护设计合理且不受破坏的前提下, 岩石层稳定性可以控制在预定范围内。但如果稳定层上移, 则可使锚索完全处于被破坏层内, 此时岩石层与锚索间相互作用则会产生一定承载力。除此之外, 该企业施工人员经研究确定, 在巷道掘进支护中, 锚索的间距为1.6 m左右, 且排距也为1.6 m左右。同时按照该巷道区域内岩石层情况设定每排安放两根锚索, 且要布置于巷道中间的位置。根据需要, 选用锚孔孔径为28 mm的锚索, 索长4 m, 首次锚索深入的深度要大于3.7 m, 每根锚索配4卷树脂药卷, 且要求预应力不小于20 t[3]。

4.4 锚索施工

a) 锚索钻孔工序, 要求开孔沿横截面偏差要控制在100 mm内, 纵向偏差要控制在50 mm内, 钻孔时的角度差控制在2°上下。开孔直径为30 mm, 且孔深要大于所设定的深度, 以保证锚索顺利安装;b) 锚索杆要采用三根15.2#型钢绞线拉扯, 且要保证钢绞线外观不存有弯曲、裂痕等情况, 以保证锚索安全性;c) 当锚索达到一定强度后, 可以进行预应力拉张动作。由于巷道内工作范围十分狭小, 施工困难, 因此应采用较小型的设备进行拉张。同时, 等待30 s树脂锚固剂被完全养护好后, 需进行托梁和托盘的安装, 安装中要使其紧贴于巷道顶板位置, 同时挂好拉张千斤顶, 开泵进行拉张作业。在拉张作业时, 要随时观察压力表的参数, 如果发现千斤顶行程不足, 应该立刻回程继续拉张, 直到千斤顶达到行程为止。需注意的是, 在拉张时, 锚具要在钢绞线外保留25 cm的裸露距离, 并将多余部分用专业切割设备去除, 再拆除千斤顶, 完成锚索安装。

5 结语

锚杆锚索联合支护在煤矿巷道掘进支护中具有重要作用, 它可以最大限度保证巷道支护安全性, 为施工人员的生命安全及施工工期提供必要保证。

摘要：随着中国社会主义现代化建设步伐加快, 对煤炭资源的需求量越来越大。煤矿行业作为中国经济建设发展的基础, 对中国实现全球一体化经济发展目标具有重要意义。在煤矿巷道掘进中, 安全是首要任务, 针对煤矿锚杆锚索联合支护在巷道掘进中的应用进行简单分析与探讨。

关键词：煤矿,巷道掘进,支护

参考文献

[1]张新立.锚杆锚索联合支护在煤矿巷道掘进中的应用[J].煤, 2014 (12) :89-90.

[2]曹以旭.锚杆锚索联合支护在巷道支护中的作用[J].中国高新技术企业, 2014 (17) :24-25.

7.锚杆锚索施工技术要求 篇七

3326B工作面位于三水平轴东二采区12-1煤层, 设计走向长度625m, 工作面标高-4 9 0 m~-5 1 5 m, 该工作面西北部为3324B正在回采, 东部至3320轨道正眼。在巷道布置上, 3092采空区位于其正上方, 距离12-1煤地板底板法距60m。煤层平均煤厚2.17m, 平均倾角5°。直接顶为粉砂岩, 厚度5.34m, 灰色, 黏土胶结, 松散, 遇水变软。老顶为细砂岩, 厚度6.75m, 浅灰色, 胶结致密, 节理发育, 斜层理和水平层理。

2 巷道支护作用机理

(1) 采用锚杆支护, 可以减少围岩浅部的扩容变形能力。在高应力或采场动压的作用下, 扩容变形是不可能完全阻止的, 通过锚杆、锚索联合支护可以有效地加固锚固范围的围岩体, 可以大大减少其扩容变形量。 (2) 采用锚索支护, 主要是将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的坚固承载层相连, 阻止因次生承载层失稳而引起的顶板垮落。同时由于锚索锚固深度大、承载能力强、可施加较大的预紧力, 增加不连续面之间的摩擦力从而提高围岩的整体强度。 (3) 采用钢带、金属网提高了岩面得抗拉变形能力, 控制围岩的变形量, 同时通过钢带, 形成一个有机的支护体, 而不是锚杆索的独立作用, 从而提高了整体支护能力。

3 支护技术参数

巷道断面:梯形, 尺寸为净宽×中高=4000×2200 (mm) 。

3.1 巷道顶板支护

采用5根规格为Φ22×2200mm右旋等强螺纹钢锚杆加3900mm长BHW-250-2.75钢带, 菱形金属网联合支护, 间排距900×8 0 0 m m, 加长锚固, 每根锚杆采用1卷K2333树脂锚固剂和2卷Z2333树脂锚固剂。顶部用两趟Φ15.24×6000mm锚索进行加强支护, 每4排锚杆安装两套, 每根采用2卷K2333树脂锚固剂和4卷Z2333树脂锚固剂, 托盘使用长500mm的25U钢。

3.2 巷道上帮支护

采用4根规格为Φ22×1600mm右旋等强螺纹钢锚杆加2000mm长用Φ10mm钢筋焊接的梯子梁框, 菱形金属网联合支护, 间排距650×800mm, 加长锚固, 每根锚杆采用1卷K2333树脂锚固剂和1卷Z2333树脂锚固剂。巷道下帮支护:采用3根规格为Φ16×1600mmA3钢锚杆加1700mm长用Φ10mm钢筋焊接的梯子梁框, 菱形金属网联合支护, 间排距800×800mm, 加长锚固, 每根锚杆采用1卷K2333树脂锚固剂和1卷Z2333树脂锚固剂。

4 施工要求

(1) 采用单排锚杆循环施工方式, 及时支护顶板。 (2) 菱形金属网从顶板中部向两边铺设, 顶网过肩锚杆后在巷道帮部加网到底角, 顶网与顶网、顶网与帮网要铺平、拉紧、紧贴岩面, 并要联好网, 联网距≤200mm。 (3) 顶锚杆角度 (与顶板夹角) :两肩75°, 其余90°, 锚杆轴向偏差不大于5°。锚杆尾端 (螺母以外) 外露长度30mm~50mm。 (4) 锚杆螺母预紧力不小于100N·m, 每班抽样一组 (3个) 检验, 扭矩不合格及时拧紧。 (5) 顶锚杆按由中间向两侧顺序施工, 帮锚杆按由上向下, 先上帮后下帮顺序施工。

5 矿压观测及效果分析

5.1 矿压观测方案

(1) 巷道表面位移观测。在巷道的两帮及顶底板每隔80m布置一个固定的测点, 测定巷道的两帮内挤量、顶板下沉量、底臌量、顶底板移近量等参数。 (2) 巷道顶板离层观测。在巷道顶板岩层中每隔80m安设一个顶板离层仪, 观测巷道顶板表面与顶板岩层中不同位置的相对位移量。

5.2 观测结果

经过现场观测, 得到巷道最终稳定的一组观测数据, 如表1、表2。

由表1、表2可知表面位移顶底板的移近量大于两帮位移量, 这是由于本巷道的水平应力为最大应力, 加上顶板岩石强度大于两帮煤强度, 且顶板支护强度较大, 顶板的下沉量较小, 且根据现场情况, 巷道底鼓表现明显, 顶底板的移近量主要是因为巷道底鼓造成。

5.3 效果分析

(1) 因该工作面掘进时除了要受到初次开挖地应力影响之外, 还受到3324B综采工作面回采动压的影响。为防止两种应力迭加造成顶板离层, 采用了顶板使用双趟锚索进行加固, 其锚深大于松动圈范围, 并使用25U钢做托梁使之形成一组合体取得了较好的支护效果。 (2) 锚索梁能充分发挥岩体的自身承载能力, 锚索在安装时能以较大的预应力对岩体施加压力, 并传递主体结构的支护应力至深部稳定围岩。 (3) 减少巷道维修量。以前类似条件下采用架棚或普通锚网支护的巷道, 从开挖到交付使用, 并经采场动压作用后, 都要有一到两次的维修。采用锚杆、锚索联合支护后, 掘进过程中基本没有维修, 经过采场动压作用后, 也只是巷道断面略有减少, 能够满足生产需要。

6 结语

通过在3326B工作面掘进巷道应用锚杆、锚索联合支护技术, 有效控制了围岩变形, 降低了巷道失修率, 保证了巷道安全稳定, 为我矿类似条件下巷道围岩的有效控制奠定了基础。

参考文献

[1]岑传鸿.采场顶板控制及监测技术[M].中国矿业大学出版社, 1998.