顶板和锚杆支护管理办法（共12篇）
1.顶板和锚杆支护管理办法 篇一
支护质量检查、顶板动态监测和分析制度 目的
矿压预测预报和支护质量监测是确保采煤工作面支护质量及巷道工程质量必要的措施，是矿山安全生产的基石，是提高我矿经济效益的一项重要基础工作。为加强矿压预测预报和质量监测，制定科学合理的顶板管理措施提供依据，加强采煤工作面顶板管理，对采煤工作面进行矿压预测预报，掌握采煤工作面矿压显现规律及显现特点，合理组织生产，从而达到高产高效安全生产的目的，特制定本管理规定。2 范围
本标准规定了本矿制定矿压预测预报和支护质量监测管理规定的目的、各部门职责、矿压观测方法、顶板动态预报及考核办法。3 管理职责及要求
3.1各采煤队的跟班副队长或班组长、验收员负责本采煤工作面支护质量与动态监测工作。当班所填的矿压报表要及时送交本单位技术专员，以便队和技术专员掌握工作面工程质量，区队根据工作面变化情况向生产技术科汇报，以便矿上掌握工作面支护状况。
3.2采煤队主管技术员负责本采煤工作面支护质量与动态监测及工作面两道的矿压观测工作，如果采煤工作面两道为锚网巷道还要观测顶板离层。
3.3采煤工作面两道采用锚网（索）支护的巷道，由接管采煤队技术专员负责管理顶板离层仪，并对顶板离层仪进行观测，直至该采煤工作面回采结束。
3.4生产准备科安装工作面期间负责采煤工作面两道及切眼顶板离层仪的观测，直至工作面安装结束。
3.5生产技术科
3.5.1负责区队矿压监测工作的技术指导及监督工作。
3.5.2负责指导与监测工作面监测点的布置和仪器的监督检查工作及矿压监测数据资料的收集分析处理工作，并及时进行矿压预测预报工作。
3.6轻放面（综采面）矿压观测方法
采用轻型放顶煤支架（综采支架）工作面矿压观测安装KJ966和YHY60数字压力计，其中KJ966测压表每10架安装一块（若KJ966监测设备出现故障时需手动记录相应的压力数据），其余支架每架安装一块YHY60数字压力计，工作面所有液压支架初撑力压力表读数不低于24MPa。工作面正常生产时，移架前监测一次，移架后监测一次；两道超前单体支柱、工作面上下出口抬棚采用SY-40增压式检测仪监测，每处测试不少于5棵支柱。填写矿压报表时一定要坚持填写宏观记录，宏观记录包括空顶、悬顶、片帮、切顶范围，初期来压和周期来压范围及显现特征。测试结果支柱初撑力达不到要求时应立即通知跟班安全副队长或班长、工作人员补液，如补液达不到要求的，单体要穿鞋等方法。
3.7分析制度
3.7.1采煤队技术人员负责及时对每班填写的动态监测表上的内容进行审查，发现异常立即报告生产技术科，由生产科会同施工单位分析原因，并提出整改意见，情况较为严重时必须报矿总工程师批准，施工单位必须严格按照整改措施意见执行。
3.7.2生产技术科正常情况下每旬对动态监测表的数据进行一次简单分析，出现异常时适当加大分析频率。
3.8考核办法
3.8.1采煤队填写测压报表时必须按表上要求认真填写，否则按以下规定处理和罚款：
3.8.1.1安全质量验收员填写测压报表不认真，每发现一次罚款50元；
3.8.1.2安全质量验收员不按规定时间测压或不及时将测压报表交本单位领导每发现一次罚款50元；
3.8.1.3填写测压表时不填宏观记录或宏观记录不全不真实罚款50元。
3.8.1.4安全质量验收员下井未携带单体测力计，每发现一次罚款100元。
3.8.1.5区队对矿压监测工作不认真罚款200元；
3.8.1.6区队在自己的责任区对矿压监测仪器管理不善，造成矿压仪器不能正常监测，按仪器原价罚款。
3.8.2安排区队技术员监测的，技术专员必须认真监测，如不按规定监测或弄虚作假的罚款100~1000元。
3.8.3矿上根据需要安排的各种监测工作，区队必须按要求完成，如不及时不按要求完成、甚至拒绝完成而影响监测工作的，将视情节轻重，每次对责任人或单位给予100~200元罚款。
3.8.4人为损坏丢失监测仪器设施的按原价加倍罚款。
3.8.5质量监测中，发现质量不符合要求的除要求整改外，还要分析原因追究单位责任，并对责任单位进行相应的罚款。
2.顶板和锚杆支护管理办法 篇二
关键词：再生胶结顶板,树脂锚杆,水力膨胀锚杆
1 引言。
目前，国内煤巷锚杆支护在中硬以上、围岩稳定程度较高的I、II、III类回采巷道中已基本成熟[1,4,5]，但我国厚煤层储量非常丰富，下分层工作面较多，下分层工作面的上下两巷支护技术已严重制约该类工作面的生产效益，开展该类巷道支护技术研究，对提高矿井技术经济效益具有重要意义。
在再生胶结顶板条件下，煤巷围岩松软、破碎，受采动影响后巷道变形量大。若采用架棚支护，不能主动支护顶板，再生胶结顶板破碎，由承载体完全转变成为载荷体，而锚杆能对巷道通过加固围岩而改善围岩的受力状态[6,7]，将巷道围岩由载荷体部分变为承载体，而且预应力锚杆还对围岩起着主动支护作用，克服了巷道的早期离层现象，这种支护比普通锚杆支护有更强的支护能力和适应范围。根据煤层及再生顶板胶结情况，下分层巷道能够采用预应力锚杆锚索联合支护，对改善下分层巷道支护手段及质量有着十分重要的意义。
2 树脂锚杆对再生胶结顶板的适应条件
厚煤层开采时，在一定的顶板条件下人为注水，采空区垮落的矸石经过压实固结形成再生胶结顶板。再生顶板岩层岩性、结构，地质条件及生产技术条件不同，再生胶结顶板强度、厚度及上覆岩层性质差别很大[2]。根据对树脂锚杆锚固力及树脂锚杆与再生胶结顶板相互作用关系的分析研究，认为适于加长锚固树脂锚杆支护的巷道再生胶结顶板的条件如下：
(1) 再生胶结顶板厚度超过锚杆锚固长度； (2) 再生胶结顶板厚度小于锚杆锚固长度，其上部未胶结成再生顶板，但锚杆锚固在再生胶结顶板上部规则垮落带内； (3) 再生胶结顶板厚度小于锚杆锚固长度，其上部未胶结成再生顶板，但锚杆锚固在再生胶结顶板上部被压实的不规则垮落带内。
当锚杆锚固在再生胶结顶板上部未压实的不规则垮落带，即锚固在由不规则垮落带向规则垮落带过渡区域时，由于岩层层位之间存在空隙，大量树脂被挤进不规则垮落带和规则垮落带岩层的离层间隙内，降低了杆体与孔壁之间树脂的密实程度，不利于锚固剂的密实充填，锚杆锚固力不稳定且较小。
根据对树脂锚杆锚固力及树脂锚杆与再生胶结顶板相互作用关系的分析，通过计算上分层采过后直接顶板和基本顶岩层的位置，可以确定是否使用树脂锚杆：如果锚杆前锚固端接近直接顶板和基本顶岩层分界面，不宜使用树脂锚杆；如果锚杆前锚固端远离直接顶板和基本顶岩层分界面，可以使用树脂锚杆。
3 工程实例
3.1 工程地质条件。
试验巷道下分层煤层厚度为1.8m，煤层倾角12°～19°，平均17°。直接顶为1.2～4.0m厚的胶结层和砂页岩垮落岩块，基本顶为2.8m厚的砂岩，直接底为1.0m厚的砂页岩。上分层工作面已开采完毕11a，采高2.4～2.8m，平均采高2.6m，已压实。下分层巷道布置于临近煤柱的次高应力区[3], 下分层与上分层内错间距为4m,
3.2 锚杆支护参数。
在地质力学及巷道维护状况调查的基础上，依据对再生顶板胶结层厚度、胶结程度、松散矸石层厚度的测定和对现有的巷道支护进行评价及采用数值模拟，设计309工作面材料道支护方案及支护参数 (见图1) 。
巷道断面近似矩形，宽3000mm，中高2200mm。顶板锚杆为等强度螺纹钢树脂锚杆φ20L2000mm，每排6根，每根锚杆药卷为K2335、Z2350各1卷；两帮为钢筋树脂锚杆，φ16L1800mm，每根锚杆树脂药卷Z2335两卷，柳木托板400×200×50mm，外加铁托板150×150mm。锚杆间排距550×700mm。
锚索采用φ15L6000mm，间距3500mm，五花眼布置方式，锚索托梁长750mm，在托梁下垫150×150mm平托板，使用药卷K2360、Z2360各一卷，锚入基本顶800mm深。
顶、帮铺金属菱形网，巷帮使用φ12mm圆钢梯子梁，顶板采用"["形W钢带加直角加固托板。
4 再生胶结顶板锚杆支护围岩变形规律。
试验巷道矿压显现观测资料表明：下分层再生胶结顶板巷道锚杆支护条件下，掘进影响时间较长，无采掘影响稳定期围岩移近速度较大，但采动影响表现较缓和，在服务期间基本不需维修 (见图2、图3) 。其巷道围岩变形规律为：
(1) 巷道掘进影响时间较长，大约20d左右 (见图4) ，掘巷影响期间巷道围岩顶底板相对移近速度最大11mm/d，平均5mm/d，顶底板相对移近量100mm；两帮相对移近速度最大6mm/d，平均3mm/d，两帮相对移近60mm。
(2) 巷道无采掘影响相对稳定期内，围岩移近速度较大，底板相对移近速度平均达到2.0mm/d，两帮相对移近速度平均达到1.2mm/d (见图4) 。
(3) 回采工作面超前影响距离20m左右，剧烈影响范围10m (见图5) ；受采动影响期间巷道围岩顶底板相对移近速度最大33mm/d，平均17mm/d，顶底板相对移近量小于200mm；两帮相对移近速度最大13mm/d，平均7.5mm/d，两帮相对移近90mm。
结论
(1) 再生胶结顶板巷道采用等强度树脂锚杆支护，经济效益显著，与棚式支护比较，直接经济效益每米巷道可节省1200元。工作面回采期间，工作面端头支护和超前支护密度减小，支护工序简化；改善了工作面材料道的维护状况，促进工作面稳产高产；同时，巷道断面利用率高，安全得到有力的保障，明显减少巷道掘进的辅助运输工作量，加快巷道掘进速度，社会效益显著。
(2) 如果锚杆前锚固端接近直接顶板和基本顶岩层分界面，不宜使用树脂锚杆；如果锚杆前锚固端远离直接顶板和基本顶岩层分界面，可以使用树脂锚杆。因此，树脂锚杆在再生胶结顶板巷道具有较广阔的应用空间。
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]赵和松.顶板再生机理及参数的研究, 煤炭科学技术[J].1992.3.
[3]杨建辉, 蔡美峰, 郭延华.下分层回采巷道微量内错布置技术研究[J].岩石软科学与工程学报, 2002.8.
[4]李德忠, 何重伦.三软回采巷道锚杆支护参数的选择[J].建井技术.2003.24 (1) :30～32, 29.
[5]柏建彪等.巷道顶板锚杆支护机理的极限载荷分析[J].矿山压力与顶板管理, 1999年, (3/4) :164～166.
[6]宋振骐, 蒋金泉.煤矿岩层控制的研究重点与方法, 岩石力学与工程学报[J].1996.6第15卷第二期.
3.锚杆支护质量要求 篇三
（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
4.锚杆支护巷道安全监测技术 篇四
锚杆支护巷道顶板冒落具有突发性和冒落面积大的特点,安全监测非常必要.笔者介绍了国内近年来最新研制的CM-200型测力锚杆、GYS-300型锚杆(索)测力计、LBY-3型顶板离层指示仪、ZW-4型遥测多点位移计等监测仪器;提出锚杆支护巷道动态信息施工方法:监测施工、监测信息反馈、检验和修正设计,循环往复,以达到最佳施工效果.
作 者：鞠文君 周寅生 JU Wen-jun ZHOU Yin-sheng 作者单位：鞠文君,JU Wen-jun(北京交通大学地下工程研究中心;煤炭科学研究总院北京开采研究所)
周寅生,ZHOU Yin-sheng(国家安全生产监督管理局信息中心)
刊 名：中国安全科学学报 ISTIC PKU英文刊名：CHINA SAFETY SCIENCE JOURNAL 年，卷(期)： 14(10) 分类号：X9 关键词：锚杆支护 安全监测 监测仪器 动态信息施工
5.某隧道复杂地段的锚杆支护设计 篇五
针对某隧道施工不能绕避复杂地质的`实际情况,根据工程分布开挖控制对围岩的扰动破坏,以及运用数值模拟对采取的支护方式对比,为相似地段工程施工提供参考.
作 者：王志健 蔡欢喜 WANG Zhi-jian CAI Huan-xi 作者单位：王志健,WANG Zhi-jian(中国人民解放军91458部队,海南,三亚,57)
蔡欢喜,CAI Huan-xi(解放军理工大学工程兵工程学院,江苏,南京,210007)
6.顶板和锚杆支护管理办法 篇六
煤巷沿顶板掘进时常遇到复合顶板。过去刘桥一矿在复合顶板下掘巷时, 常采用工字钢架棚支护, 巷道两帮及顶底板移近量大, 支架损坏严重, 造成前掘后修的现象, 严重影响安全生产。为解决这一难题, 根据现场的复合顶板的状况, 采用不同参数的锚杆支护设计方案。该矿在Ⅱ463外段机巷、Ⅱ467机巷采用锚杆支护参数动态变化试验研究, 并取得了成功。
1 支护设计
巷道初始设计采用工程类比法与理论计算相结合的方法, 在组织施工过程中, 灵活运用支护参数动态设计法, 对初始设计予以修正。
1.1 设计方法
(1) 工程类比法:根据要设计巷道的地质条件, 通过类比相似地质条件的巷道支护设计, 得出支护方案;
(2) 顶板悬吊理论验算:根据顶板复合层的厚度来确定顶板冒落拱的高度, 采用理论公式进行验算;
(3) 支护参数动态设计法:核心是顶板岩层结构探测与支护后顶板变形监测和稳定性预测技术, 采用打锚索孔或地质探测孔的方法探测顶板的岩层结构, 根据探测结果, 优化、调整支护参数, 随着掘进面的推进, 动态监测顶板的岩层变化趋势, 根据探测的结果及时发现隐患, 并修改和调整待掘进区域设计, 消除对围岩条件变化反应滞后的现象, 对每个区域都能根据最新的实时反馈信息, 得到符合实际的锚杆支护参数。
1.2 设计内容
锚杆、锚索间排距的长度;支护材料选择;顶板岩层结构的动态探测;支护效果监测;参数修改, 完善锚杆支护设计。
1.3 优化支护参数
根据矿压信息, 不断修正设计, 以达到参数的最优化。同时对支护后的巷道顶板进行变形监测, 预测顶板危险区域, 采取措施, 消除安全隐患。
1.4 煤壁管理
针对三四煤松软特性, 在巷道施工过程中, 断面的顶板倾角大, 上帮高达4.0 m, 容易片帮, 导致帮部在没有来得及支护之前, 煤就已经塌帮, 采取以下改进措施: (1) 钢筋网全封闭支护; (2) 缩小间排距, 由原来常规间排距800 mm×800 mm改为600 mm×600 mm; (3) 塘材笆片护帮, 防止煤壁片帮; (4) 加用木垫板, 避免帮部来压托盘螺冒崩掉现象。
2 应用举例
2.1 试验巷道地质情况
刘桥一矿Ⅱ463外段机巷, 以Ⅱ362钻采集中机巷Jk点向前137 m为中, 按方位N233°跟三煤顶板施工平距157 m后, 跟四煤顶板施工, 与Ⅱ463外段机巷直线贯通。巷道全长630 m, 其中跟三煤顶板施工157 m, 跟四煤顶板施工473 m。
巷道围岩特征:三煤煤厚平均1.03 m, 煤层上部有1～2可见煤线, 顶板为细砂岩, 灰白色, 中厚层状, 致密坚硬, F=6～8, 厚7～20 m, 局部有一层灰质泥岩或泥岩伪顶, 厚0.1～0.2 m, 不稳定易冒落。底板 (四煤顶板) 为深灰色泥岩, 厚2.6～6.6 m。四煤煤厚平均2.2 m, 煤层上部有0.9～6.7 m的复合顶板, 1～3层可见煤线, 厚度为0.03～0.15 m, 顶板 (三煤底板) 为深灰色泥岩, 厚2.6～6.6 m。底板为粉砂质泥岩, 厚4.8 m。
2.2 初始设计
2.2.1 跟三煤顶板施工阶段
2.2.1. 1 类比设计
顶部:采用φ18 mm-M20-1 800 mm型高强左旋无纵筋螺纹锚杆, 锚杆间排距:800 mm×900 mm, 每排5根呈矩形布置, 配加3.6 m长M型钢带、钢笆网联合支护, 每根锚杆使用两卷Z2350型树脂锚固剂进行加长锚固, 巷道支护设计示意图如图1所示。
帮部:采用WGSC20/20Jφ18 mm-L2000 mm型玻璃钢锚杆, 配加π型、钢笆网联合支护, 800 mm×900 mm, 帮部每排使用四根锚杆, 每根锚杆使用两卷Z2350型树脂锚固剂。
金属网:6#钢筋焊接的方格网, 规格为1000m×1 000 mm, 网格:100 mm×100 mm, 网间要压茬连接。
锚索:选用φ15.24 mm的高强度低松弛钢绞线, 锚索长度根据三、四煤层间距及三煤的厚度来确定, 每根锚索使用3支Z2350型树脂锚固剂, 锚索托盘采用12号槽钢加工成, 长600 mm, 中间加焊100×100×10 (mm3) 的钢板, 使用配套锁具。锚索间排距为1 600 mm×1 600 mm。
2.2.1. 2 理论验算
(1) 悬吊理论计算锚杆参数。
(1) 锚杆长度计算:L=KH+L1+L2
式中, L为锚杆长度, m;H为冒落拱高度, m;K为安全系数, 取2;L1为锚杆锚入稳定岩层的深度, 一般取0.4 m;L2为锚杆在巷道中的外露长度, 一般取0.1 m。
式中, B为巷道开掘宽度, 取4.2 m;f为岩石坚固系数, 砂岩取4。经计算H=0.53 m
(2) 锚杆间距、排距计算:令锚杆间距、排距均为:
式中, a为锚杆间排距, m;Q为锚杆设计锚固力, 88.2 kN/根;H为冒落拱高度, 取2 m;γ为被悬吊岩石的重力密度, 取1.7 kg/m3。经计算a=1.3 m。
通过以上计算, 顶板锚杆选用直径18 mm, 长度2 200 mm的左旋高强无纵筋螺纹锚杆, 锚杆间排距800 mm×900 mm。
(2) 按悬吊理论校核锚索排距。
根据地质资料分析, 巷道跟三煤顶板施工, 为防止巷道顶岩层发生大面积整体垮落, 用φ15.24 mm、长度为5.4 m的钢绞线锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中, 在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下, 取垂直方向力的平衡, 可用下式计算锚索间距:
式中, L为锚索排距, m;B为巷道最大冒落宽度, 4.2 m;H为巷道最大冒落高度, 按最严重冒落高度取4.0 m;L1为锚杆排距, 0.8 m;F1为锚杆锚固力, 88.2 kN;F2为锚索极限承载力, 230 kN;θ为角锚杆与巷道顶板夹角, 75°;n为锚索排数, 取1;
根据以上计算锚索排距必须小于2.7 m, 设计锚索间排距为1 600 mm×1 600 mm, 所选锚索参数满足设计需要。
2.2.2 跟四煤顶板施工阶段
此部分内容与上相似, 同理, 顶板锚杆选用φ18 mm, 长2 200 mm的左旋高强无绷筋螺纹锚杆, 间排距800 mm×800 mm;锚索排距必须小于2.3 m, 设计间排距1 600 mm×1 600 mm, 所选锚索参数满足设计要求。
2.3 施工中的锚杆支护参数动态优化
(1) 调整帮锚杆:矿压监测表明, 两帮位移较小, 稳定性较好时, 跟三煤顶板施工时锚杆长度由2 m减少至1.8 m, 间距由800 mm增大到900 mm。
(2) 调整锚索的间排距:初期为了使煤层巷道安全有保证, 锚索设计为矩形布置, 间排距为1 600 mm×1 600 mm, 根据实测顶板位移及实际揭露岩性, 顶板下沉不大时, 锚索排距1 600 mm改为2 400 mm, 或者将锚索同时改成单线型或五花型布置。根据顶板中部锚杆受力明显过大、而两帮部顶板锚杆发挥效能却很低的杆体受力测试结果, 将锚索的间距由2400 mm调整为1 600 mm, 按中线对称布置。
(3) 调整锚索的长度或更改直径:施工过程中, 锚索长度根据三、四煤层间距及三煤的厚度来确定。对于顶板淋水, 造成泥岩膨胀和强度弱化的顶板, 可试图采用φl8 mm锚索加强。
(4) 调整顶部钢带 (锚杆) 排距:在直接顶条件较好时, 将钢带排距增大至900 mm。
(5) 特殊情况:当巷道施工中遇到大的地质条件变化时及时进行调整, 如遇断层时应改为工字钢架棚支护;如遇顶板破碎时应沿巷中打一排走向挑棚, 以确保巷道施工安全;当顶板离层值超过120 mm时, 应及时打走向挑棚或架工字钢棚加固。
2.4 矿压监测
为保证巷道的安全施工, 验证锚杆支护参数是否合理, 必须对巷道的位移稳定性进行观测。
2.4.1 测站布置
顶板离层仪测点布置:由于三、四煤的顶板地质条件不同, 其中跟三煤顶板施工段, 每100 m安装一个顶板离层仪, 共建2个顶板离层测站;跟四煤顶板施工段, 每40 m安装一个顶板离层仪, 共建12个顶板离层测站。
巷道表面位移测点布置:由于三、四煤的顶板地质条件不同, 其中跟三煤顶板施工段, 每100 m建一个巷道位移测站, 共建2个巷道位移测站;跟四煤顶板施工段, 每40 m建一个巷道位移测站, 共建12个巷道位移测站。
2.4.2 监测分析
(1) 顶板离层分析。跟三煤顶板施工段, 离层值最大的是二号离层仪, 总离层值为9 mm, 锚固区外离层值为6 mm, 锚固区内离层值为3 mm, 在离层仪安装后1～19 d顶板离层速度最大, 20 d后趋于稳定。跟四煤顶板施工段, 离层值最大的是13号离层仪, 总离层值为70 mm, 锚固区外离层值为30 mm, 锚固区内离层值为40 mm, 在离层仪安装后2～27 d顶板离层速度最大, 29 d后趋于稳定。从现场巷道顶板情况可看出, 该离层仪前后20 m范围内巷道顶板比较破碎, 是导致巷道顶板离层值较大的主要原因。
(2) 巷道表面位移观测分析。跟三煤顶板施工段, 位移量较大的是2号位移测站, 巷道顶底位移量为185 mm, 在1～20 d内顶底位移速度较快, 25 d后趋于稳定。巷道两帮位移量为275 mm, 在1～35 d内两帮位移速度较快, 38 d后趋于稳定。巷道位移变化规律:因三煤顶板为细砂岩较坚硬, 底板为泥岩和四煤较软, 故顶底位移量主要以底板底鼓变形为主, 两帮变形量以巷道高帮为主。跟四煤顶板施工段, 在该段巷道内建12个位移观测站, 其中顶底位移量最大的是9号位移测站, 顶底位移量为235 mm, 在1～18 d内顶底位移速度较快, 21 d后趋于稳定。巷道两帮位移量最大的是8号位移测站, 两帮位移量为346 mm, 在1～30 d内两帮位移速度较快, 34 d后趋于稳定。从锚固力观测结果可看出, 巷道顶板锚杆实际锚固力均大于设计值88.26 kN, 巷道两帮锚杆实际锚固力均大于设计值49 kN, 均符合设计要求。
通过以上分析可知, Ⅱ463外段机巷跟三煤顶板施工段、跟四煤顶板施工段的顶板离层量和巷道位移量均未超过允许范围, 能有效地控制巷道的变形, 提高巷道围岩的稳定性, 说明巷道支护设计中所选择的支护参数是合理可行的。
3 结论
(1) 复合顶板下的锚杆支护应因地制宜, 根据巷道内复合顶的厚度不同以及岩性的差异来灵活确定锚杆支护的方式和密度。
(2) 在复合顶板淋水的特殊地段, 巷道易片帮, 顶板易破碎、离层、冒落, 巷道掘进工作面环境较恶劣, 锚杆、锚索孔淋水, 影响了锚杆、锚索支护质量, 使支护难度增大, 影响了巷道掘进速度。
(3) 对于顶板淋水的地段, 顶板因淋水造成泥岩膨胀和强度弱化, 并对锚杆、锚索有腐蚀破坏作用, 为加强锚索锚固强度, 保证巷道支护质量, 在以后的施工过程中建议采用φ18 mm锚索加强。
摘要：复合顶板下巷道施工一直是矿井生产的难点, 采用传统支护的巷道在后期回采过程中存在变形大、维护困难等弊端。介绍刘桥一矿复合顶板下煤巷锚杆综合优化支护技术, 并对其效果进行了观测与分析。以刘桥一矿II463外段机巷的巷道支护为例, 验证了该施工方法的科学性、实效性。
7.X高档小区车库顶板行车支护方案 篇七
一、概述
我公司承建的X高档小区BHF-2-1地块I标段9#、12#、13#、14#、15#、16#、17#、18#、19#楼及周边地下车库项目，目前，除12#、17#楼因桩基未施工完毕而未开工外，其它均已开工，单体工程最高施工至九层结构，地下车库已施工到一定规模，随着地下车库结构施工的面积增加，各单体工程的材料运输、钢材加工制作等均需水平运输道路、使用场地，地下室顶板上行车势在必行，特别是混凝土搅拌车的行驶更是不可避免。经与本工程设计单位充分讨论，采取以下支护方案，对地下室顶梁板进行加固处理，以达到行车的安全要求。
二、加固范围
1、根据施工现场各栋号对施工水平运输线路的具体要求，规划施工运输线路，确保施工材料运输到位，并优化运输线路，确保运输线路的简洁、通畅（具体见线路规划图）；
2、对规划的线路确定后，对车辆运输所经线路的梁板跨内全部进行加固（具体按3.8m层高和4.8m层高跨内及相关开间尺寸进行具体加固，见附件2、3）；
3、对规划的运输线路需跨过温度后浇带的部位，采用钢板铺垫，确保车辆通行顺利（具体见附件4）；
4、地下室顶梁板混凝土强度达到100%以上的线路范围可拆除模板后进行加固，混凝土强度未达到100%，但强度达到80%及以上模板未拆除前可通行车辆，对跨度≥8m的梁板，混凝土强度必须达到100%方能拆模进行加固或不拆模和加固处理后可通行车辆（见附件2、3两个方案）；
5、对必须通过的温度后浇带混凝土强度确保达到100%并进行加固后，方能通行车辆（见附件4）。
三、加固措施
1、行车线路对应的相应板跨，采用钢管支撑，立杆网距700×700mm，按尺寸中分至大梁边间距不大于700mm；
2、钢管上口设置顶托，下口设置螺旋调节杆，旋转螺旋调节杆使之上口的顶托与混凝土梁板密切接触，确保顶撑牢固可靠有效；
3、对3.8m层高的支撑部位设置上下两道纵横水平拉杆，对4.8m层高的支撑部位设置上中下三道纵横水平拉杆，拉杆全部拉通，钢管对接采用对接扣件，确保支撑系统的整体性；
4、剪刀撑设置：对行车方向两侧以45°角连续设置剪刀撑；对行车方向的横向每隔三跨斜向对角设置一组剪刀撑。
四、行车管理
1、对规划好的运输线路在车库顶面用钢管围挡，严禁擅自移动围挡位置，防止车辆驶出线路范围（加固范围）；
2、对运输线路进出口及沿线专人管理看护，确保车辆在规划线路内行驶，防止发生意外及解决临时突发事件；
3、对线路围挡部分，特别是顶板底部支撑部位进行巡查，发现钢管扣件松动及顶撑不牢的及时处理，确保无隐患行车；
4、仔细观察线路下地下车库顶梁板结构因车辆行驶是否对其影响，发现问题及时报告、及时处理解决。
8.顶板和锚杆支护管理办法 篇八
吕国臣 卜照龙 张文秀
[阜新矿业集团公司生产技术处 辽宁 阜新 123000]
摘 要 通过5326回顺巷道采用让压锚杆支护的实践，证明了让压锚杆的使用，因其具有恒阻力支护阶段，与围岩相互作用协调稳定，解决了普通锚杆预紧力差别大、锚杆整体支护效果不佳的难题。使用让压锚杆支护取得了较好的支护效果。关键词深井 煤巷 让压锚杆 支护
---------概 况
5326工作面位于恒大公司156下山区，开采太下层3、4层煤。太下3、4煤层含多层夹石，平均煤厚3.5m，硬度系数f值为1.8。该面上部为已采的5322综放面，下部为规划的5328工作面，工作面左侧为可采边界原生煤体，右侧为156下山区三条下山，地表标高+170.4m，工作面标高为-805.0m，采深975.9m。工作面煤层顶板岩性分别为页岩、砂砾岩，煤层底板岩性为粉砂岩、页岩。煤层及顶底板岩性如图1所示。
图1 煤层及顶、底板柱状图
工作面上部的5322综放面于2007年3月开采，2008年3月结束。5326回风顺槽与5322运输顺槽平距30m，5322运、回顺断面分别为11.76m2、11.2m2，采用锚、网、带+锚索方式联合支护，共施工2870m。巷道前后累计翻修长度超过6000m，最严重的运顺中间段共翻修五次，其中开采后翻修3次，巷道两帮移近量最大2.8m，最小1.0m，平均1.6m，顶底板移近量1.0～1.4m，特别是巷道底臌相当严重，施工期间就拉底两次，个别地方拉底3次，顶板离层，网兜情况随处可见，翻修投入了大量的人力、物力、财力。让压锚杆的使用
由于5322综放面运、回顺支护上的深刻教训，在设计5326工作面施工时，充分考虑了巷道布置、施工断面、支护方式，支护材料、支护参数选择。矿区与山东（济宁）揵马矿山支护设备有限公司合作，设计使用高强度、高预应力让压均压锚杆。
高强度、高预应力让压均压锚杆与普通螺纹钢锚杆相比，除在材料强度上有所增加外，更主要的是在托盘与螺母之间增加一个长40mm的让压环、两个平垫、一个减摩垫圈。
研究表明，巷道挖掘后，为了防止巷道围岩变形破坏，保持最大可利用空间，可采取的方法是一让、二抗，最理想的状态是实现让压与抗压的有机结合。高强度、高预应力让压均压锚杆既有让压的柔性支护系统，又有抗压的刚性支护能力。在巷道挖掘后锚杆支护的初期，巷道的围岩会发生塑性变形，巨大的塑性变形能量须得到一定得释放，因此要求支护系统能提供能量释放的时间和空间，允许围岩有一定量的变形，巨大变形能量得到一定释放后，支护与围岩取得相对稳定。高强度、高预应力让压均压锚杆的让压功能首先就是让压，通过让压，将围岩巨大的变形能量得到一定的释放，当围岩相对稳定后，锚杆又恢复刚性支护的性能，从而实现了柔与刚的有机结合，有效地控制了围岩破坏变形。应该指出，高强度、高预应力让压均压锚杆在让压阶段克服了锚杆间因预紧力不同而受力不均的问题，从而解决个别锚杆由于受力过大而发生崩坏的现象。支护参数的设计
5326回顺设计长度1238m，巷道断面为斜矩形，净宽4.6m，净高2.8m。巷道支护如图2所示。
图2 巷道支护断面图
巷道顶板使用6根直径22mm、长2400mm的Q500型矿用高强度螺纹钢让压锚杆，配合使用规格为130×130×12（mm）托盘，锚杆间排距为800×1000（mm），每根锚杆使用1卷CK2350型树脂锚固剂卷锚固，锚杆预紧力为60kN（以减摩垫圈被破坏为标记），让压环让压距离为40mm，让压点为170kN。金属网为5000×1200(mm)菱形网，钢带规格为4200×80(mm)。顶板中间安设3根直径17.8mm、长8000mm的锚索加强支护，两肩各安设1根直径17.8mm、长5000mm的短锚索，锚索的间排距为1200×2000（mm），用3卷CK2350型树脂锚固剂卷锚固。锚索托盘为200×200×12（mm）的碟形托盘，锚索安装预紧力为100 N•m，锚固力为150kN。
两帮使用直径20mm、长2000mm的普通左旋螺纹钢锚杆，高帮每排布置5根锚杆，矮帮布置4根锚杆，间排距800×1000（mm），用1卷CK2350型树脂锚固剂卷锚固。锚杆配合规格为3000×80(mm)钢带和规格为5000×1200(mm)菱形金属网进行支护。锚杆托盘规格为130×130×10（mm）。锚杆的预紧力要求150N•m。监测
4.1 测站布置
从巷道设计拉门口开始，每50m设一个观测站，观测顶板离层、两帮移近量，顶板离层浅部基点为2.4m，深部基点6.0m，锚杆锚固力每个测站检测4根，其中：顶锚杆2根、帮锚杆2根，巷道位移用十字观测法。4.2 观测结果分析
从巷道拉门施工开始，连续观测50天，监测结果如图3所示。
图3 巷道位移与时间关系
由图3可以看出，当巷道掘出一段时间后，顶底板开始移近、两帮收敛，10～15天开始有明显变形，25天以后变形趋于稳定。两帮变形量远大于顶底板移近量，且变形时间长，两帮最大变形量为365mm，平均263mm；顶底最大移近量216mm，平均175mm。结 论
① 通过5326回顺采用让压锚杆支护的实践，巷道两帮位移量、顶底板移近量明显低于同等条件下施工的5322综放面。现5326工作面运、回顺已贯通，使用让压锚杆支护段的巷道状态良好，只需做简单的拉底、调道就可以进行设备安装，少翻修巷道3000m，节约资金300万元。提前工期25天，而且有利于工作面回采，减少采面回采期间的翻修量。阜矿集团先后在五龙矿刘家区-536轨道石门、八道壕矿N119运顺、艾友矿6615回顺使用了让压锚杆，都收到了良好的支护效果。
② 让压锚杆的使用，因其具有恒阻力支护阶段，与围岩相互作用协调稳定，解决了普通锚杆预紧力差别大、锚杆整体支护效果不佳的难题。让压锚杆适用于深井大地应力回采动压巷道的支护。
第一作者简介 吕国臣 男，1954年出生，毕业于阜新矿业学院。现任阜新矿业集团公司生产技术处总工程师，采矿高级工程师。
9.顶板和锚杆支护管理办法 篇九
关键词：锚杆支护,软弱夹层,组合梁模型,力学模型
巷道变形破坏、片帮冒顶等事故在地下工程中是最常见的。由于对巷道变形破坏规律认识不清, 支护理论不完善, 从而造成支护设计工程类比居多, 缺乏科学的指导, 无法切实保证巷道在不同地质条件下的稳定和安全使用[1]。巷道支护一直是煤矿工作者重要的研究内容, 近年来, 随着锚杆支护技术的实践应用, 锚杆支护技术理论在不断的产生和完善。目前, 国内外关于锚杆支护理论主要有: 悬吊理论、组合梁理论、最大水平应力理论、巷道围岩松动圈理论、围岩强度强化理论等[2,3,4,5]。
锚杆支护作用的实质就是锚杆与围岩相互作用, 组成锚固体, 形成锚杆—围岩的共同承载结构, 改善锚固体的力学参数, 提高锚固体的强度, 使岩体强度, 特别是峰后强度和残余强度得到加强, 充分发挥围岩的自承能力[6,7]。笔者分析了软弱夹层位于锚杆锚固区内、锚杆锚固区边缘、锚杆锚固区外等3种条件下的锚杆支护情况, 借助岩石力学的本构理论, 推导出巷道预应力围岩强化组合梁的本构模型和本构方程。
1 预应力围岩强化组合梁模型
1952年德国Jacobio等针对层状地层提出了组合梁理论, 认为:在没有稳固岩层提供悬吊支点的薄层状岩层中, 可利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来形成组合梁结构进行支护, 这就是锚杆的“组合梁”作用[8]。
建立含软弱夹层的预应力围岩强化组合梁模型时, 首先考虑锚杆将直接顶或块状结构中不稳定的岩块悬吊在上部稳固的岩层上, 对组合梁施加竖直方向的预应力, 阻止岩层或岩块的垮落, 起到了悬吊的作用。在拱形巷道中, 锚杆在锥形压缩区内产生压应力, 增加节理裂隙面或岩块间的摩擦阻力, 防止岩块的转动和滑移, 从而增大了岩体的黏聚力, 提高破碎岩体的强度并改善了围岩的应力状态, 使岩体强度得到提高;另外, 锚杆通过约束顶底板岩层沿轴向膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动, 进一步约束了围岩的变形, 增加了巷道的稳定性。
2 软弱夹层层位对巷道稳定性的影响
取梁的横截面为宽20 m、高13 m的长方形, 巷道埋深800 m, 软弱夹层为破碎软岩, 厚度30 cm。在目前的技术条件下, 煤矿常用顶板锚杆的长度为2.0～3.0 m, 一般不超过3.5 m[9], 故取软弱夹层在顶板的3个位置进行研究, 分别为锚杆锚固区内、锚杆锚固区边缘、锚杆锚固区外。
2.1 软弱夹层位于锚杆锚固区内
若软弱夹层位于锚杆锚固区的内部, 则在锚杆锚固力作用下, 软弱夹层两侧的岩体承受了应力值的改变, 使软弱夹层两侧的岩体围压增大, 岩体对软弱夹层的压力增大, 使软弱夹层发生破坏。但是由于锚杆预应力的存在, 使软弱夹层与其上下坚硬岩层形成一个整体, 共同承载外部的正常的围岩应力。而且承载结构的强度远大于3种岩体本身的强度, 承载结构破坏的临界应力得到提高, 如图1所示。
这类顶板条件下, 只要支护及时合理, 锚杆的预紧力足够使顶板软弱夹层及上下岩体形成一个整体结构, 可以承载外部正常的围岩应力, 顶板就不会出现离层垮落事故。
2.2 软弱夹层位于锚杆锚固区边缘
如果软弱夹层位于锚杆锚固区的边缘, 在锚杆作用力下, 锚杆锚固区内部的岩石受三向应力作用, 并且处于平衡状态, 从而形成强度较高的锚固层。但是, 由于软弱夹层在锚杆锚固层的上方, 锚杆无法达到软弱夹层上部的岩体, 即锚杆的预应力无法使软弱夹层及其上部岩体之间产生较高的应力, 因此软弱夹层与其下方岩体间不会发生脱离, 软弱夹层与其上部岩体极易发生离层。当软弱夹层与其上部岩体发生脱离时, 锚固体的强度完全取决于锚固岩体的抗剪强度, 而其值大小是不能抵抗整个锚固体的岩重, 这样必然导致顶板的离层垮落。因此, 无论锚杆的预紧力多大, 都不能阻止离层垮落的发生, 如图2所示。
软弱夹层在锚杆锚固区边缘, 是顶板离层垮落最为危险的发生条件之一。此种条件下, 可以对顶板采取锚索、锚网等方式, 进行补充支护。如果支护体所施加的预紧力足够高, 通过锚索施加应力使得该类顶板条件应力状态向软弱夹层在锚索锚固区内部转化, 可以达到软弱夹层在锚杆锚固区内部的支护效果。但锚索的使用通常达不到上述条件, 因此该类条件下支护处理不当, 容易发生顶板离层垮落事故。
2.3 软弱夹层位于锚杆锚固区外
软弱夹层位于锚杆锚固区外部时, 整个锚杆锚固区可以作为一个整体, 软弱夹层在上下岩体作用力下必然发生破坏, 软弱夹层位置发生明显的离层。但是, 如果锚杆预应力达到合适的程度, 使其应力状态趋于极限平衡状态, 则顶板中的软弱夹层下部岩体会形成整体的支护结构, 只要该支护结构的整体承载性能得到改善, 周围岩体的应力不能达到该结构整体破坏的临界应力, 则锚杆锚固体就可以支撑上部的岩体。在正常的应力条件下, 巷道在软弱夹层位置会出现离层, 但是顶板一般不会垮落, 如图3所示。
此类顶板条件下, 顶板发生大范围的下沉, 软弱夹层位置出现明显的离层, 但只要下位支护体的强化作用有效, 支护结构的整体性就可以得到保持, 巷道不会出现垮落事故。也就是巷道虽然发生了较大的变形, 但仍然会保持稳定和安全, 而不会出现大范围垮落事故。
3 含软弱夹层巷道的本构模型
过去很长一段时间内, 许多学者在试验的基础上, 通过材料宏观的应力—应变曲线关系的途径确定了各种岩石的本构关系。笔者将岩石看作弹性体, 软弱夹层视为黏性体, 锚杆看作刚—塑体, 建立如图4所示软弱夹层在锚杆锚固区内条件下的巷道预应力围岩强化组合梁的本构模型。
软弱夹层本构模型用西原模型描述 (见图5) , 西原模型组成原件丰富, 其结构能更好地反映软弱夹层的关键力学特性——流变特性, 是比较完善的黏弹塑性力学模型。
其本构关系的表达式, 在一维的条件下根据应力状态的水平, 可分为两个阶段:
1) 当σ≤σS时
2) 当σ>σS时
式中 σ——外部载荷;
ε——外部载荷作用下的应变量;
E1——模型的弹性模量;
E2——模型的黏弹性模量;
σS——圣维南体的极限摩擦阻力;
η2——处于黏弹性状态下的黏性系数;
η3——处于弹塑性状态下的黏性系数。
西原模型由黏弹性、黏塑性两部分组成, 组成模型的原件数目、种类越多, 越能贴近模拟研究对象的黏弹塑性力学性能, 解释研究对象在特定条件下所表现出的力学特性, 进一步预测研究对象在受力情况、约束状况等发生变化的情况下所表现的力学行为, 及其对周围结构的影响。
4 结论
分析了软弱岩层位于锚杆锚固区内、边缘、外部3种条件的支护效果, 建立了将巷道的延伸方向视为长度方向横截面宽20 m、高13 m的组合梁模型。软弱夹层在锚杆锚固区内部时, 只要支护及时合理, 锚杆的预紧力足够使顶板软弱夹层及其上下岩体形成整体结构, 顶板不会出现离层垮落事故。软弱夹层在锚杆锚固区边缘时, 可以通过对顶板采取锚索补强的支护方式, 使该类顶板条件应力状态向软弱夹层在锚索锚固区内部转化, 从而达到软弱夹层在锚杆锚固区内部的支护效果。软弱夹层在锚杆锚固区外时, 软弱夹层位置容易出现明显离层, 但是只要支护体的强化作用有效, 支护结构的整体性就能够得到保持, 巷道不会出现大范围垮落事故。最后将岩石看作弹性体, 锚杆看作刚—塑体, 软弱夹层看成黏性体, 建立了巷道预应力围岩强化组合梁的本构模型。
参考文献
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10.基于锚杆支护的回采巷道支护管理 篇十
1回采巷道变形破坏现象
平煤集团朝川矿设计生产能力为120万t/a, 共有3对生产矿井, 一井、二井、三井设计生产能力分别为45万, 60万, 15万t/a。近2 a, 一井、二井进入深部开采以来, 回采巷道支护效果较差, 主要表现为巷道掘进后几个月时间内, 巷道内所架设的11#矿工钢梯形支架出现棚腿受压变形挤出, 棚梁被压弯、压翻, 梁爪挤掉、巷道底鼓和巷道断面缩小等现象。为了保证回采工作面的正常生产, 经常被迫对巷道进行扩帮、卧底反复维修, 消耗大量人力、物力和时间, 造成矿井的采掘接替紧张, 严重影响了矿井的经济效益。如朝川矿二井在2007年准备的戊8-11300采煤工作面, 两巷距上下采面区段煤柱均为10 m, 掘进施工时两巷均架设梁2.8 m、腿2.6 m的11#矿工钢梯形支架, 棚距0.6 m。在掘进过程中, 距掘进工作面100 m以外的巷道严重变形, 巷道断面由7.3 m2收缩到2～3 m2, 掘进工作被迫中止。又如一井2006年开始掘进的己16-17-21100工作面, 回采巷道均采用梁2.8 m、腿2.6 m的11#矿工钢梯形支架, 棚距0.5 m, 设计区段煤柱时考虑己16-17-21080工作面采空区有积水, 回风巷净煤柱为10 m, 两巷施工时, 回风巷压力特别大, 巷道内棚腿普遍受压变形挤出, 两帮移近量为150～200 mm, 棚梁压弯压翻, 梁爪压掉, 底鼓量400～500 mm, 巷道贯通采面形成通风系统后, 回风巷又维修近2个月才达到移交标准。因此, 从朝川矿回采巷道的支护情况看, 回采巷道的支护已成为亟待解决的问题。
2回采巷道变形破坏机理
(1) 回采巷道围岩变形规律的理论研究。
井下巷道开掘后, 如果围岩应力小于围岩的屈服极限, 围岩仍处于弹性状态, 在此状态下, 巷道无需支护就处于稳定状态。若围岩应力超过围岩的屈服极限, 巷道围岩就呈塑性状态, 处于塑性状态的围岩形成塑性区。巷道围岩的位移, 就是破裂带的塑性变形造成的, 巷道的塑性区范围越大巷道变形破坏越严重。朝川矿一井的回采巷道布置在己16-17煤层中, 煤层顶板不稳定, 地质条件差, 断层多, 围岩容易达到塑性状态, 是巷道变形破坏严重的根本所在。
(2) 重叠压力作用机理及对回采巷道变形破坏的影响。
根据矿压理论, 在一侧采空的煤体内布置的回采巷道, 在工作面向前推进中, 将受到相邻已采工作面采空区内残余支承压力和本工作面回采引起的超前支承压力的双重作用 (图1) , 残余支承压力不随工作面的推进而转移。这2种支承力共同作用的结果是, 在煤层向采空区凸出的拐角处, 造成高于原岩应力4～6倍的叠合支承压力。正是这种重叠支承压力导致回采工作面向外50 m内巷道压力大, 易破坏变形。
(3) 巷道支护对回采巷道变形的影响。
煤矿回采巷道一般采用U型钢拱型可缩性支架、工字钢梯形支架以及锚网支护。在支护性能方面, 工字钢梯形支架不如U型钢支架, 但是比较方便。锚杆金属网支护一般用于顶板完好、岩性坚硬的上分层或一分层的回采巷道。因此, 针对朝川矿不同顶板性质的回采巷道, 建议采用不同的支护形式。
3回采巷道压力大的预防措施
(1) 选择合理的回采巷道支护形式。
朝川矿二井正在回采的戊1和戊4采区, 回采巷道两帮移近量在350～400 mm, 局部达500 mm。根据以上情况, 应选择锚杆支护作为回采巷道的主要支护形式, 移近量较大地段应同时架设梯形工字钢加强支护。
锚杆支护是提高围岩自身承载能力的理想支护形式。锚杆沿巷道周边按一定的间、排距打入煤或岩体后, 可在巷道周边形成连续的均匀压缩带即压缩拱, 该拱的加固强度取决于锚杆的长度与间距之比及锚杆预拉应力。在回采巷道支护中, 锚杆支护可用于加固巷道的顶板和两帮。加固顶板时, 可与钢筋梁或钢带梁联用即锚梁支护;加固两帮时, 为防止两帮松动的煤片帮, 锚杆与金属网联用即锚网支护。当巷道采用锚网梁支护后, 若局部移近量较大, 为抑制底鼓问题, 可采用底板打锚杆、开卸压槽予以解决。2007年底, 朝川矿二井在主井维修时采用锚网支护, 支护效果较好。
施工回采巷道, 若有条件使用锚杆支护 (锚固力要达到要求) , 应采用锚杆支护。支护后若巷道变形量较大, 威胁安全生产时可采用架棚支护作为二次支护。采用锚杆支护, 若锚杆锚固力达不到要求, 可采用25П型钢半圆拱可缩性支架支护。
(2) 合理布置回采巷道。
要使回采巷道压力小, 易于维护, 应将回采巷道布置在压力降低区内, 即采用沿空掘巷。为了施工需要, 也可采用留小煤柱 (1～3 m煤柱) 的沿空掘巷。这样可隔离采空区, 防止掘进时采空区向巷道内窜矸和采空区积水流入巷道。
4结语
11.顶板和锚杆支护管理办法 篇十一
一、施工前的准备工作：
1、施工队按计划准备锚杆、树脂药卷、托板、螺帽、金属网（金属网采用12#元丝加工而成）、临时支护材料等。
二、施工顺序：
（1）敲帮问顶→临时支护→打锚眼→锚固。（2）随掘进头掘进方向由北向南进行。
四、锚杆支护技术措施：
1、锚杆支护
①、锚杆及构件：锚杆用￠18螺纹钢制成，锚杆尾螺纹段长0.05m；金属弧形方托板规格：长×宽×厚=120㎜×120㎜×8㎜；每根锚杆上1颗M16㎜的螺帽。②、锚杆支护参数：
锚杆长度：2m/根。树脂药卷规格：长350㎜，直径￠23㎜。锚固形式：端头锚固，每根锚杆用3卷树脂锚固剂。锚固力：60KN。
锚杆布置：方形布置。锚杆垂直于巷道轮廓线，锚杆不得布置在岩缝中。锚杆间、排距：0.7m，局部较破碎段缩小间、排距为0.6m。
每张金属网规格：长×宽=2.0m×1.0m，金属网网孔规格：100㎜×100㎜。
2、锚杆支护参数验算 ①、锚杆长度
L≥a+b+h=0.4+0.1+1.5=1.4(m)式中 L——锚杆长度；
a——锚杆锚入坚固稳定的悬吊岩层深度（一般0.25～0.4m，取0.4m）；
b——锚杆外露长度。有托板的≯0.1m；
h——被悬吊岩层厚度（分层厚度为1.2m，破层段取1.5m）。选择锚杆有效长度为2.0m符合要求。②、锚杆直径
式中 d——锚杆直径，mm； Q——设计锚固力，60KN； Rt——螺纹钢屈服强度，335KN。选择d=18mm的螺纹钢制作锚杆。
③、锚杆间距：每根锚杆承担岩石的重量小于或等于锚杆锚固力，锚固力小于杆体拉断力。查资料可知，直径￠18mm的螺纹钢屈服强度为335mpa，杆体承载力即为85KN。
式中 Q——设计锚固力，60KN； K——安全系数（取2）； H——锚固厚度（h=1.0m）； r——容重（r=24.5KN/m⊃;）。
设计最大间距0.7m小于理论值0.845m，符合要求。
以上锚杆间距设计也符合按经验公式D≤0.5L=0.5×2.0=1.0m（D——锚杆间距，m；L——锚杆长度，m）确定的锚杆参数。
五、锚杆支护施工方法及技术要求：
①、采用MQT-120锚杆机，采用￠28的钻头，打眼困难时采用长、短钎套打。②、锚眼布置范围：锚眼布置在岩层破碎带内及破碎带边缘外围0.5m的稳定的岩层上。③、采用锚杆搅拌机安装锚杆（也可以用风煤钻代替）。锚杆必须直抵眼底，锚杆外露长度≤100mm，金属网必须紧压在托板与岩面之间，螺帽拧紧，不得有松动。
④、每班进班前，根据交班情况和本班工作安排领取质量合格、数量足够的锚杆、药卷和金属网，锚杆、药卷和金属网必须在工作地点妥善保管存放，当班未用完的药卷、锚杆及其它配件应统一放在指定地点留给下一班继续使用。
⑤、对已锚支段巷道，施工队要经常检查，发现失效锚杆必须及时补锚。
⑥、质量标准化办公室负责组织顶板锚固力测试，在锚支段巷道间隔一定距离测试一组（全段面），当达到设计锚固力时即不再加载，以检测锚固效果。
⑦、锚支初期，施工队严格把好现场关，加强现场监督指导，以确保锚杆支护操作质量和施工安全。
六、锚杆支护安全措施：
1、施工前、施工过程中，必须严格执行敲帮问顶工作，由当班负责人或指定的专人负责找清作业范围内的悬矸活石。找悬矸时必须2人一组，1人负责找悬矸，另1人负责看护安全。在打锚杆眼和锚固、挂网时，都必须明确专人看安全。敲帮问顶注意事项：
①人员必须站在安全可靠处，当岩块掉落时有躲避的空间。同时找矸人要戴上手套，预防矸石掉落时擦伤手指。
②先在作业点外的安全处，靠顶、帮较稳定的一侧由外向内用尖钎敲帮问顶。③找矸人不得用尖钎垂直棚顶找矸，防止岩块掉落砸伤找矸人员。
2、施工前，必须用相应长度的摩擦支柱，对离层矸石进行临时支护、稳固，施工点准备好摩擦支柱2～3根，支柱间距0.8m，打锚杆与锚固工作不得同时作业，每打完一个锚眼必须紧接着锚固此锚眼，此锚眼未锚以前，严禁打其它锚眼，确保施工人员在已锚固顶板下作业，以确保安全，一个点施工完后，再向下一个点移动。
3、对面积较大有空响的顶、帮，打锚眼前必需用相应长度的摩擦支柱对顶、帮进行临时支护，施工过程中必须随时注意观察顶、帮围岩变化情况，发现隐患及时处理。
4、作业高度比较高时，必须根据现场的实际情况搭设好操作平台或脚手架，只有在操作平台或脚手架搭设稳固后才能操作。
5、打锚杆眼时，施工队必须派人在施工点前、后各10m的范围内设警戒牌，当人员需要通过施工点时，必须经看安全人员或施工负责人同意后，才能通过施工地点。
6.正确处理好打锚眼与锚固的关系，打锚眼自下向上进行，打锚杆与锚固不得同时作业，锚眼打好一排后，必须立即锚固后才能施工前排锚眼，对局部顶板破碎点，采用打一个锚眼，必须立即锚固好后才能再打下一个锚眼，确保施工人员在已锚固顶板下作业。
7、加强在锚杆锚固时的操作管理，防止因误操作或操作不恰当而造成的人员受伤。
8、施工队每班施工完毕，必须清理好工具、材料，分类堆放整齐，清理干净铁道上的矸石、杂物等。
9、锚杆施工完毕，搞好现场质量标准化，做到人走场地净。
七、锚杆支护操作措施：
1、准备工作：检查锚杆型号、规格、结构，不合要求的禁止使用。检查锚固剂型号、有效期，如有过期、硬结、破裂、拆断等情况禁止使用；检查锚孔直径、深度、角度、间排距是否符合设计要求，不合要求的重新打眼。
2、吹孔：用压风吹净眼内的岩粉和余水。吹孔时人员不得正对所吹眼孔。
3、装锚固剂：用锚杆杆体将所需数量的锚固剂送入眼孔内，再锚杆尾装上锚杆连接器，套上锚杆搅拌机，将锚固剂送入眼底后即开动搅拌机。
4、搅拌锚固剂：开动锚杆搅拌机顺时钟旋转30±5秒，将锚杆匀速推至眼底。
5、固定、紧固锚杆：首先卸下搅拌机，并及时用木楔或石子在孔口将锚杆杆体锲紧，以防锚杆脱落，同时严禁摇动、抽动杆体。在等3～5分钟后挂网上金属方托板用搬手拧紧螺帽。锚杆戴双螺帽，至此安装完毕。
八、锚固力测试的安全措施
（1）、锚固力测试前必须进行敲帮问顶。
（2）、做锚固力测试时至少2人配合，1人专门负责观察测试范围内的顶板变化情况，1人负责测定，在锚固力测试工程中，若发现顶板有异常、出现裂隙、掉渣等，必须立即停止作业，撤至安全地点进行观察，同时要防止其他人员进行隐患区域。
（3）、在进行锚固力测试时，工作人员不能在测试点下方停留，在测试点前，后方各5米处设岗，或设置“严禁通过”警示标志。
（4）、锚固力测试完毕后，必须做好收尾工作，做到人走地净。
12.顶板和锚杆支护管理办法 篇十二
综采工作面端头作为工作面的支护重点, 也常常出现顶板事故, 进而严重威胁施工人员的生命安全。长期以来, 对于如何做好综采工作面端头支护技术的应用和做好顶板管理始终是煤矿开采行业领域研究的热点之一。因此本文对顶板管理中综采工作面端头支护技术要领进行研究分析, 有一定的经济价值和现实意义[1]。
1 综采工作面端头的特点
综采工作面端头作为平巷和切眼的一种连接区域, 其力学作用机理相对复杂, 顶板暴露面积较大, 在工作面不断推进的过程中, 顶板逐渐处于一种反复支撑状态, 顶板完整性容易受到不同程度的破坏, 进而引发顶板事故。对于综采工作面端头而言, 其切眼同样也是平巷的连接处, 是顶板支护的关键部分。综采工作面端头受力特点主要有以下几方面:a) 支护面积较大。回采工作面和平巷的汇聚点是端头, 是综采工作面人与货物进出的必然通道。为了保证工作面运料方便, 其端头空间设置相对较大。且综采工作面在生产过程中, 一些机头和机尾基本放置于端头处, 往往需要相对较大的空间。端头面积基本上为35 m2[2];b) 端头支护强度较低。综采工作面端头由于运输平巷和刮板机在实际输送连接中需要较大空间, 没有单体支柱支护的情况下, 将会降低下端头总体的支护密度和强度, 进而使得顶板逐渐处于下沉阶段, 支护强度难以从根本上保证下端头处矿压平缓, 进而使得顶板处于一种离层状态, 可引发冒顶事故;c) 端头处承受的支承压力较大。
2 顶板管理中综采工作面端头支护技术
综采工作面端头支护过程中, 要做好顶板的基础管理, 在上下端头没有受到采动直接性影响时, 对端头支护形式进行科学化选择。
顶板综采工作面存在超前支承压力, 就要加强对前方 (20 m) 巷道的支护, 并对液压单体支护加以维护。超前支护直径不低于180 mm的坑木, 替棚超前煤壁5 m~10 m, 工作面推进过程中, 使用2.8 m的单体柱, 让单体柱配合π型钢梁交替迈步前移。该范围内要求巷高不低于1.8 m, 有0.7 m宽的人行道, 若巷道压力大, 巷道变形严重, 必须制定专项措施超前进行扩巷并按规定打设超前支护抬棚。这种支护的优点是形式灵活, 架设、移除迅速, 适应性强[3]。但这种端头支护方式存在以下几处缺点:单体柱垂直顶板支设, 不能有效抵抗侧向压力, 支护效果差, 不能有效承受端头支承压力;如遇到较为松软的底板, 单支柱无法保证足够的初撑力, 可能会发生钻底现象;工作面推进过程中, 需人工实现钢梁迈步前移, 费时费力, 工人劳动强度大, 使用人员多, 支护控制顶板能力差。
当前的端头支护技术装备水平相对成熟, 浙江煤矿7584工作面端头支护如图1所示, 上端头和下端头主要对过渡支架加以采用, 并在其工作面下端头, 借助于一梁三柱的交错迈步方式进行前移, 其中保证HDJA-1200型铰接顶梁实现铰接支护, 端头不存在卸载的支柱。
端头支护中, 其液压支架形式主要是对2架1组的形式加以采用, 同时后顶梁带侧护板, 其端头液压支架支护平行图如图2所示。
运输顺槽内转载机主要在两架中间进行布置, 在支架控制系统设计中, 工作面端头液压支架衔接示意图如图3所示。
3 顶板管理中综采工作面端头支护技术的可行性
随着综采技术的发展和工作面推进速度的加快, 端头支架普及也会越来越广, 端头支架的作用也越来越大。新型端头液压支架能实现自移架并和推移转载机等设备配套, 且能有效地将端头工作面与采空区隔离开, 防止矸石涌入, 不仅解决了机械化采煤端头区顶板管理和采煤机工作面的矛盾, 也加快了采煤工作面向前推进的速度, 并改善和提高了采煤与运输等设备的效能, 促进了矿井的安全、可持续发展。
通过对端头受力特点进行综合性分析, 并浙江煤矿7584工作面端头支护示意图进行综合性分析, 总结得出, 顶板管理中综采工作面端头支护技术采取有效的端头支护方式, 可以加强对顶板的管理, 并避免冒顶现象发生。
一旦最大弯矩的最大应力远远大于顶板承受极限时, 在主应力线上将会出现新的极限弯矩, 进而逐渐形成新的极限弯矩迹线, 并产生一定的影响。对于两架或三架一组的中置式放顶煤端头液压支架, 整架均放置在巷道内, 架体应有适应巷道尺寸变化的能力, 才能充分发挥端头支架的作用。由于端头支架纵向长度较长, 在拉架过程中很容易造成歪斜, 使移架困难, 为此, 顶梁应设备数组调架装置, 包括连接头、调架千斤顶等, 必要时, 底座上应设备调架千斤顶。在现场实测中, 也将老顶下沉量进行合理控制。
4 结语
顶板管理中综采工作面端头支护技术不仅有着较大的支护面积和较低强度的端头支护强度, 同时其端头承受支承压力相对较大。顶板管理中综采工作面端头支护技术的应用, 从根本上将采煤工作面推进的速度加快, 对于采煤运输设备效能也有着一定的提高作用, 实现了现代化矿井的安全可持续性发展。总的来说, 顶板管理中综采工作面端头支护技术有着一定的可行性, 对于现代化矿井生产有着一定的意义, 同时对于中国国民经济发展也有着一定的积极影响作用。
摘要：伴随中国煤矿开采行业发展步伐的逐渐加大, 煤矿综采工作面端头支护装备由于其空顶面积较大、支护区域较小、对巷道宽度适应性相对较差, 对于工作面的安全高效生产有着严重制约作用。主要结合一定的工作背景, 分析了综采工作面端头的特点, 最后总结了技术的可行性。
关键词：综采工作面,端头支护,顶板管理,技术,安全可靠
参考文献
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【顶板和锚杆支护管理办法】推荐阅读：
支护质量检查、顶板动态监测和分析制度08-06
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煤矿顶板管理详解09-02
顶板管理分析会议制度07-06
煤矿顶板管理制度07-08
矿井顶板管理规定08-22
煤矿顶板安全管理10-20
煤矿顶板管理工作总结11-03
二、掘进工作面顶板管理11-04
煤矿综采工作面顶板管理措施06-15