煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計

1、煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計一、巷道布置與工程地質概況某煤礦 2-2203 掘進工作面位于二采區(qū)下部， 采區(qū)三條下山的左翼， 位于二、四配風巷及正在回采的 2-407 工作面的下部， 2-2203 巷全長 1516 米，用于 2-220 回采工作面的回風與排放瓦斯，該掘進工作面地面大部分為黃土覆蓋，低山區(qū)為丘陵地帶。所處位置地表標高為820-917m，2#煤層底板標高為210-285m，埋藏深度 612-650m。2-2203 掘進工作面位置如圖 1 所示。二采區(qū)一聯 巷軌2-2203（1516） 掘進頭道巷

2、下二2-2202（1580山二）采采區(qū)21區(qū)皮220切巷1 1回帶（170）風下下二聯 巷山山2-2201（1502）圖 1 2-2203 掘進工作面布置平面圖2-2203 掘進工作面位于 1#煤層與 2#煤層的合并區(qū)，厚度在 2.84-3.6m，平均厚度 3.10m，含二至三層夾矸， 屬復雜結構煤層； 傾角為 5o至 12o，平均傾角為 8o。老頂為 K8 砂巖，灰白色中砂巖以石英長石為主，鈣質膠結，分選差，堅硬，直接頂為砂質泥巖，以灰色 -深灰色砂質泥巖為主，層理發(fā)育夾雜細煤紋顆粒，平均厚度 2.8m；偽頂為泥巖，灰黑色泥巖，含大量植物葉片化石平均厚度 0.2m。直接底為粉砂巖，深灰色，水

3、平層理，團塊狀含炭質，平均厚度 2.6m；老底為泥質砂巖、砂巖互層，灰色，層理發(fā)育，平均厚度 3.0m。2-2203 掘進工作面煤巖層柱狀圖如圖 2所示。該工作面水文地質條件較為簡單，2#煤層直接充水含水層為2#煤層老頂為 K8砂巖，灰和灰白色；以石英長石為主，分選性差，鈣質膠結，硬度大，抗壓力強，厚 4-6 米，平均厚度 4.6m，屬弱含水層，最大涌水量達 3m3/h，正常涌水量 0.5m3/H ，對掘進期間巷道施工不會產生影響。1煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計巖層單位巖層厚度巖層柱狀（ m）界系統組最小- 最大平均2.5-32.7下1.8-2.22十下合石子2.9-3.5中3.1二

4、組生 炭界疊系統 山0.6-10.7西3.5-3.83.6組1.6-21.82.5-53巖石名巖性描述稱泥巖淺灰色泥巖（ 0.8 ），上部為灰黑色塊狀，層理不發(fā)育中粒中砂巖，灰白色，薄水平層理，堅硬。以石英為砂巖主，鈣質膠結，分選較好，底部具有波狀層理泥巖淺灰色，塊狀，含大量植物化石碎片細粒灰色細砂巖，層理發(fā)育不明顯，頂部及底部含砂巖有0.3 m 的煤線，分選好，堅硬以石英為主泥巖灰黑色，局部淺灰色，上部松軟破碎，下部含粉砂巖，堅硬、塊狀、層理不發(fā)育細粒灰色細砂巖，上部水平層理，下部斜層理，層面富砂巖含炭質中粒K 8砂巖，灰色石英為主，長石次之，鈣質膠結，分砂巖選較好，硬度較大，次圓狀，斜層理

5、泥巖深灰色，塊狀，局部含炭質，強度一般煤及2#煤層1.45 （0.35 ）0.45 （0.45 ）1.1夾矸粉砂巖深灰色，團塊狀局部為泥巖砂質粘土泥巖，灰色，塊狀，具滑感泥巖深灰色，塊狀，性脆，上部為粉砂質泥巖，下部為碎塊狀淺灰色泥巖，夾二層細煤線砂質泥巖，含大量鈣質結核，直徑為 20-40 cm粘土中粒K 7中砂巖，灰白色以石英為主，具斜層理，含黑色砂巖礦物，次圓狀并有煤屑，分選良好，鈣質泥巖膠結圖 2 2-2203 掘進工作面煤巖綜合柱狀圖二、巷道破壞機理分析只有正確地分析巷道破壞的機理，才能給出合理的支護對策與支護參數，以最小的投入，有效地控制和維護巷道，取得最佳的技術經濟效益。下面從煤

6、巷兩幫煤體及頂板的變形破壞機理著手，得出了某煤礦高應力碎脹圍巖煤巷的變形破壞機理。1 、兩幫煤體變形破壞機理分析由于垂直應力集中而在兩幫煤體產生的破裂面主要是兩種類型的剪切滑移面。 其形成與發(fā)展是導致煤幫變形破壞的主要因素之一。2煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計第一種剪切滑移面是在煤體內出現的兩組共軛剪切滑移面，其分布形態(tài)見圖3中所示。假設從煤體中取一單元，分析其受力不難看出，這種剪切滑移面的成因是來自頂底板的垂直載荷對煤體的壓剪破壞。其滑移條件符合摩爾庫侖準則：C0+ ntg式中： 滑移面上的剪應力；C0煤體的沾結力；煤體的內摩擦角；n滑移面上。這種滑移面形成之后，隨著沿滑移面剪切錯動

7、量的增大，煤體對頂板的支撐作用會逐漸降低，同時，由于剪切擴容效應，煤體會發(fā)生側向膨脹而出現松動，當松動發(fā)展到一定程度時，由滑移面與巷道煤壁自由面所分割的煤體便會發(fā)生塌落，形成片幫。圖 3兩幫煤體中兩種類型的剪切滑移面這種滑移面的形成及其影響有以下特點：（ 1）當煤體十分松軟時，（意味著煤體的介質屬性本身就不具備彈塑性特征） ，也可能不出現可見的剪切面，而只是持續(xù)性地鼓出。（ 2）當煤體中的劈理比較發(fā)育時，因為劈理面上的 C、 值顯著低于煤本身，因此，滑移面將追蹤天然劈理的產狀形成與發(fā)展的趨勢。劈理是影響煤幫穩(wěn)定性的另一個主要因素；（ 3）第一類滑移面形成以后，兩幫煤體中會形成塑性區(qū)。塑性區(qū)煤體

8、處于極限平衡狀態(tài)，即處于隨時產生滑移的臨界狀態(tài)；（ 4）采動影響階段，由于垂直方向應力增大，沿剪切滑移面的剪切錯動值會3煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計顯著增大，表現為煤體的松動程度將明顯加??；（ 5）松動會造成巷道頂板的實際跨度增大，給頂板支護帶來負面影響。第二種剪切滑移面出現在煤層與頂底板巖層的交界面上，如圖 3 所示。其滑移條件同樣符合摩爾 -庫侖準則。這類滑移面的成因是：由于煤體的泊松比大于頂底板巖石，因而具有從頂底板之間向巷道中擠出的趨勢，這種趨勢使得煤體內以及煤體與頂底板之間的層面處產生剪應力，但由于層面上的的 C0、 0 值顯著低于煤本身的 C、 值，因此，煤層與頂底板的層

9、面處總是先于煤體本身達到臨界滑移狀態(tài)，這是第二類滑移面形成的內因；當靠近巷道的表層煤體因第一種滑移面的形成而發(fā)生松動后，它對頂板的支撐作用會顯著下降，這意味著層面上的正應力減小。與此同時，隨著原來由表層煤體承受的垂直載荷向深部轉移，深部煤體的側向變形會相應增大，這又會進一步加劇表層煤體向巷道內擠出的趨勢，并會最終滿足滑移條件，這是第二類剪切滑移面形成的外因，實際上這是第一類剪切滑移面對第二類剪切滑移面的誘發(fā)作用。第二類剪切滑移面形成與發(fā)展的結果是造成煤體向巷道內擠出。這種滑移面的形成及其影響有以下特點：（ 1）容易發(fā)生松動的煤層也就容易發(fā)生擠出，未發(fā)生松動煤體一般不會發(fā)生擠出；（ 2）擠出煤層

10、如果得不到控制，還會在一定程度上加劇松動，因為表層煤體的擠出為深部煤體發(fā)生松動提供了空間；（ 3）實際觀測數據表明，煤體的擠出在兩幫相對移近量中占有很大的比重；（ 4）在回采影響階段擠出會以比松動更大的幅度增長；（ 5）擠出會對頂板巖層形成附加水平應力作?？梢哉J為，擠出是回采巷道圍巖層狀特性與回采動壓影響的綜合體現，它比松動更能體現回采動壓巷道兩幫的變形破壞特征。2 、頂板變形破壞機理分析我們結合圖4 來進一步說明在高水平應力作用下（水平應力足以引起頂板破壞的情況），煤巷頂板巖層的典型破壞路徑：（ 1）巷道開挖后，原來由煤體傳遞的水平應力的一部分向頂板中轉移，頂板下部層中的水平應力增大；與此同

11、時，巷道頂板的垂直應力減小到零；4煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計圖 4 高水平應力作用下煤巷頂板巖層的典型破壞路徑（ 2）由于水平應力（相當于載荷）增大而垂直方向應力（相當于約束圍壓）減小，巷道頂板中部分較弱的巖層首先發(fā)生巖石材料本身或沿層面的破壞，從而形成一定范圍的破壞區(qū)（仍具有一定的殘余強度） ；（ 3）巖石受壓破壞時會破裂成楔形塊體。在巖層逐步喪失其強度的過程中，楔形塊體之間會發(fā)生相對位置變化如圖 5 所示，在受壓方向會逐漸收縮，而在正交方向會逐漸膨脹。這種膨脹正是造成頂板變形（松動膨脹）的動力。圖 5 巖石受壓破壞形成的楔形塊體的側向膨脹（ 4）當巖層膨脹達到一定程度時，其松動

12、程度如此之大以至于無法再承受任何額外的載荷，原來由該巖層承受的載荷將轉嫁到其上部相鄰巖層，由相鄰巖層承擔。也就是說，由于已出現破壞的巖層傳遞水平應力的能力明顯降低，從而導5煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計致水平應力進一步向頂板深部轉移，這意味著其上部巖層將要更高的應力；（ 5）如果重新分布后的應力高于上部巖層強度，就會在頂板深部形成新的破壞區(qū)，如圖 4 所示，并且可能依次進入破壞狀態(tài)，水平應力會進一步向上轉移，使巖層破壞范圍進一步向上擴展。破壞區(qū)的巖石剪切膨脹對自身以及對下位巖層形成形成向下的載荷（因為無法向上變形膨脹） ，造成頂板巖層彎曲下沉。 這個過程會繼續(xù)下去直至遇到強度足夠高的巖

13、層，或者被有效的支護系統所阻止。（ 6）由于破壞區(qū)內巖石傳遞水平應力的能力很低，相應地，受水平應力的夾持作用就很低，當破壞范圍達到一定程度，便可能在自重產生的垂直載荷作用下發(fā)生冒落。以上六個步驟是高水平應力作用下頂板巖層的典型破壞過程。這里需要特別指出的是，如果在遇到強度足夠高的巖層，或者被有效的支護系統所阻止之前，已出現破壞的頂板的松動或彎曲下沉達到一定程度，則因其傳遞水平應力的能力降低，所受水平應力的夾持作用會隨之降低到無法平衡其垂直載荷的程度，在這種情況下，已經出現破壞的巖層便會產生與周圍巖體分離的趨勢，穩(wěn)定性轉為受垂直載荷控制，并且，隨著水平應力向上轉移，頂板破壞范圍有可能會持續(xù)擴展，

14、相應地，支護系統要承受的載荷也會越來越大。由于難以預先確定最終的破壞范圍，這種情況下無法按自重（給定載荷）確定支護強度，這是高水平應力條件下支護難度大的原因之一。現在，我們來看一看水平應力引起頂板破壞的機理。概括地說，高水平應力對巷道頂板的直接作用是使頂板巖層或頂煤發(fā)生壓剪破壞。為了理解巖層在高水平應力作用下的破壞機理，我們可以設想從巷道頂板巖層中水平方向上取出一塊巖芯，并且將其加載直至破壞，如圖 6 所示。從圖 6 所示的巖芯破壞情況不難看出，巖芯破壞后發(fā)生滑移的剪切破壞面與在井下巷道中觀察到的頂板破裂面是相同的。正如前面提到的，巖石受壓破壞時會破裂成交錯狀的楔形塊體。在巖層逐步喪失其強度的

15、過程中，楔形塊體之間會發(fā)生相對位置變化（如圖 5 所示），在受壓方向會逐漸收縮，而在正交方向會逐漸膨脹，在巖層強度完全喪失之前，作用在其上的應力會持續(xù)造成正交方向上的剪切膨脹，這種膨脹是造成頂板位移（彎曲下沉）、變形（松動膨脹）的主要因素之一。視水平應力與巷道掘進方向以及巖層條件（包括強度、分層厚度等）的不同，變形過程持續(xù)發(fā)展的結果也會以不同形式表現出來，這就是頂板的變形破壞模式。在高水平應力的原巖應力場中掘進巷道時，可以觀察到巷道頂板出現拉槽式破壞、6煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計彎曲下沉、剪切破壞等宏觀變形破壞模式。圖 6水平應力對頂板巖石的壓剪破壞3、高應力碎脹圍巖煤層巷道變形破

16、壞機理分析根據對 2-2203 巷變形破壞及錨桿支護狀態(tài)的深入調查和分析，認為其破壞原因主要有：（ 1）上覆巖層壓力大。 2-2203 巷直接埋深 600 多米，上覆巖層壓力大，作用在支護結構上的荷載亦較大，當支護結構承受不了該荷載作用時，必然產生變形，逐漸造成巷道支護結構的破壞。（ 2）2-2203 巷道頂底板及煤幫煤（巖）性較軟，為“三軟”煤巷，而巷道處于斷層、褶皺等構造區(qū)域，構造應力較大、水平應力突出，造成頂底板大的巖層錯動、撓曲離層，煤幫松軟破碎，錨桿受剪容易破壞。（ 3）現采用的錨桿支護強度偏低，圍巖的早期大變形得不到有效控制。（ 4）煤層頂板中有 K8 砂巖， K8 砂巖為含水層。

17、巷道開掘后，由于應力的重新分布，在巷道周圍形成松動圈， K8 頂板裂隙砂巖水，就沿著節(jié)理裂隙面滲下來，而煤層直接頂板為泥巖，易風化，遇水易崩解，從而泥巖的強度急劇下降、剝落、破碎，而鋼筋梁抗彎剛度較小，護表面積小，從而形成大量的網兜，造成錨桿支護的失效。（ 5）碎脹壓力大。 圍巖破壞產生的碎脹壓力， 進一步加大了支護系統的荷載，易造成支護結構的失穩(wěn)。三、某煤礦高應力碎脹圍巖煤巷支護原則（ 1）保證巷道支護后，能夠保持穩(wěn)定，不需進行返修，特殊情況可考慮局部加固；（ 2）從支護方案及支護機理上，要著眼于既允許圍巖有一定的變形，又能對7煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計圍巖變形進行有效的控制，充

18、分利用圍巖自身承載能力，實現主動支護，保證支護結構的穩(wěn)定。（ 3）要充分考慮到不穩(wěn)定煤巷的特點，采用全斷面支護，使頂幫錨桿形成有效的支護結構；（ 4）加強對水的治理，改善圍巖物理力學性能，提高支護結構的承載能力；（ 5）支護方案在滿足技術要求的前提下， 確保安全生產， 力爭盡量降低成本，加快施工速度，降低勞動強度，提高經濟效益。四、支護方案及方案選擇1 、支護方案（ 1）高應力碎脹煤巷支護與圍巖相互作用的研究成果證明，支護強度是控制巷道圍巖劇烈變形的關鍵因素。只有支護強度大于 0.3MPa時，才能有效地控制巷道的劇烈變形，適應超前和側向支承壓力的作用。實踐證明，支護在破壞或塌陷前后能達到的最大

19、支護強度范圍相當狹窄，不管采用什么支護形式，最大的支護強度都為同一個數量級。如對于錨桿來說，最大的支護范圍為 0.05-0.2MPa ；對于單獨使用的輕型型鋼支架可提供 0.05-0.1MPa 的支護強度，而重型鋼支架提供的支護強度可達 0.2 MPa。由此可見，對于某煤礦 2-2203 煤巷這類不穩(wěn)定的高應力碎脹圍巖巷道而言，僅僅依靠單一的錨桿或支架本身的支護能力，很難控制圍巖的劇烈變形，必須充分發(fā)揮巷道圍巖自身的承載能力。（ 2）對于大變形的高應力碎脹圍巖巷道，支護系統必須具有讓壓性。對于不同的支護系統，圍巖的變形程度具有很大差別。巷道圍巖變形包括一部分不可控制的變形，支護系統必須具有讓壓

20、變形功能以讓掉不可控制的變形。然而這種讓壓必須是控制讓壓，即支護系統在一定的支護強度下緩慢讓壓，而不是自由讓壓。（ 3）支護系統的安裝載荷是支護成功與否的最關鍵的因素之一，合適的安裝載荷和錨桿的讓壓性是控制讓壓的核心。支護系統在安裝時，必須有一定的安裝載荷（預應力）以防止圍巖的早期變形破壞，造成不該讓壓的讓壓從而產生圍巖的大面積破壞失穩(wěn)。綜上所述，針對某煤礦高應力碎脹圍巖巷道，應采用高強高預應力讓壓錨桿與帶肋樹脂錨索聯合支護的方案。8煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計2、主要支護技術參數巷道錨桿（索）布置圖如圖 7 所示，頂板錨桿的間排距為 800× 800mm，幫錨桿的間排距為

21、 900× 800mm，均采用 20× 2200mm 高強高預應力讓壓錨桿。錨索使用帶肋錨索，間排距為 1800× 1600mm，規(guī)格為 15.24×6200mm。（ 1）頂板錨桿參數錨桿長度：根據所提供的地質資料和調研結果，考慮到松動圈的作用、頂板巖層和實際施工情況，同時合理的錨桿長度應錨固在穩(wěn)定巖層中，確定頂板錨桿長度選用 2.2m。錨桿的安裝載荷：由于 2#煤層的水平層理極發(fā)育。這類頂板支護的關鍵是錨桿的安裝應力。長期的支護經驗和有限差分計算及有限元分析表明，對這種類型的頂板，錨桿的安裝應力不應小于 4 噸。錨桿的強度：錨桿的安裝應力不應大于錨桿屈

22、服強度的 50，考慮到錨桿受力不均及性質不可預測的因素， 設計中采用 1.4 的安全系數， 錨桿的最小屈服載荷為：(4+4× 50%)× 1.4=8.4t考慮到錨桿支護系統所承受的靜載荷和動壓的影響，選用20×2200mm，Q500 高強高預應力讓壓錨桿，其屈服荷載為12.3 噸。托盤：為了增加圍巖表面的護表面積，同時為了配合高強錨桿，決定采用面積較大、強度較高的 150×150× 8mm Q345 托盤。錨桿布置：錨桿布置如圖 7 所示，頂板采用 5 根錨桿，中間錨桿垂直于頂板，靠近兩幫的錨桿向煤壁傾斜 15°。（ 2）兩幫錨桿參數

23、根據有限差分計算和有限元分析以及經驗判斷，在 600m 以下采深的條件下，煤壁的屈服范圍在掘進期間小于 1.5m，考慮 2-2203 巷要受動壓影響，同時為了方便井下施工，經分析確定幫錨桿選用 20×2200mm 高強高預應力讓壓錨桿， 為了加強煤壁的表面控制，采用 W 鋼帶和金屬網配合錨桿支護，錨桿托盤采用 150× 150×8mm Q345 托盤。（ 3）頂板和兩幫表面控制由于頂板水平層理發(fā)育，同時巷道還將經受動壓影響，因此，頂板和兩幫的表面控制對于整個支護系統至關重要，經綜合考慮決定采用金屬網加鋼帶的方式9煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計帶肋錨索高強高

24、預應力讓壓錨桿800800800800高強高預應力讓壓錨桿90030009009003500150×150×8mm高強托盤250×250×20mm高強托盤金屬菱形網鋼帶圖 7 2-2203 巷道斷面及頂板錨桿布置示意圖作為頂板表面控制措施，鋼帶采用厚 2.75mm，寬 275mm，長度為 3500mm 的 W鋼帶， 護頂 W 鋼帶示意圖如圖8 所示。護幫鋼帶采用厚2.75mm，寬 275mm，長度為 3000mm 尺寸示意圖如圖9 所示。10煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計圖 8 護頂 W 鋼帶示意圖圖 9 護幫 W 鋼帶示意圖（ 4）錨索支護由于

25、 2-2203 巷會受水、風化及動壓影響，頂板易離層撓曲甚至破碎，為把高應力碎脹頂板巖層懸吊在穩(wěn)定巖層上，錨索補強支護是必須的。根據有限差分及有限元分析計算及現場經驗可知，錨索類型宜選用帶肋錨索。帶肋錨索具有下述優(yōu)越性：破斷力 26t，延伸率 3.5%，與普通 15.24mm 的錨索相比錨固力提高30%。（ 5）錨索參數的確定錨索長度： 錨索錨固在穩(wěn)定巖層中的長度至少為 1.0m，而考慮到頂板巖層組合情況及動壓影響等因素，錨索長度初選用 6.3m。錨索直徑：選用 15.24mm，最大抗拉載荷為 26t 以上。樹脂：為了達到所需要的錨桿的安裝載荷，達到錨桿的最大抗拉強度，選用 Z2388 和 C

26、K2340 樹脂藥卷，每根錨桿用 1 卷 Z2388 樹脂，每根錨索用 2 卷 Z2388樹脂和 1 卷 CK2340。帶肋錨索的布置方式及參數如圖7 所示。錨索垂直頂板施工， 安裝應力為 810 噸。 25MP（ 6）頂板錨桿系統強度校核靜載荷計算：所選定的頂板支護系統至少應該滿足頂板垂直靜載荷的需要。經計算最小靜載荷為4.2 噸，考慮 1.5 的安全系數， 錨桿的最小承載能力為6.3 噸，所選錨桿強度滿足靜載荷強度要求。（ 7）臨時支護11煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計考慮到頂板要鋪設金屬網和鋼帶，為了施工方便，確定在掘進迎頭采用前探梁作為臨時支護。要嚴格執(zhí)行敲幫問頂制度，保證施工

27、安全，金屬網搭結長度不小于 100mm，連接要密實。（ 8）永久支護為了使頂板及兩幫能夠形成完整的承載結構，頂板及兩幫均采用高強高預應力讓壓錨桿， 錨桿直徑為 20mm，頂板錨桿長度為 2.2m。頂板錨桿的間排距為 800 ×900mm，兩幫錨桿的間排距為 900× 900mm，如支護圖 7 所示。錨桿托盤采用與高強錨桿相配套的 150×150×8mm 的高強方形托盤， 頂板及兩幫錨桿均采用 1 卷 Z2388 樹脂藥卷。錨索采用 15.24×6000mm 的帶肋錨索，托盤采用 250×250× 20mm 的高強方形托盤，藥

28、卷采用 2 卷 Z2388 樹脂藥卷及 1 卷 K2340 樹脂藥卷。（ 9）支護材料及輔助工具設備統計表2-2203 巷改進后的支護材料及輔助工具、設備見表2 和表 3。表 2 支護材料一覽表序號項目型號1頂板錨桿（含托盤）高強高預應力讓壓錨桿（Q500） 20-2200mm2兩幫錨桿（含托盤）高強高預應力讓壓錨桿（Q500） 20-2200mm3W鋼帶JDW275-2.754樹脂Z2388 及 K2340 樹脂錨固劑5金屬網菱形網6帶肋錨索（含錨具、高強錨索托盤）帶肋錨索 15.24 ×6000mm表 3 安裝設備及工具一覽表序號項目型號數量1錨桿攪拌器JM226 個2錨索攪拌器

29、JKM156 個3扭矩放大器JM22-3.53 個4風動扭矩放大器JM22-50/3.52 個五、錨桿（索）安裝工藝12煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計1 、鉆孔鉆孔直徑： 28mm鉆孔深度：鉆孔深度需大于錨桿有效長度30mm，即頂錨桿鉆孔深度應為2150mm，幫錨桿鉆孔深度為2150mm。鉆孔角度：鉆孔角度以圖為準。釬桿標記：為了全部準確的鉆孔深度，需在釬桿上做鉆孔深度標記，確保鉆孔深度。鉆孔施工：用錨桿鉆機按鉆孔深度和角度要求嚴格施工。鉆孔沖洗：鉆孔施工至孔底后，上下移動鉆桿，對鉆孔進行沖洗。2、高強高預應力讓壓錨桿安裝錨桿組裝：將錨桿減阻墊圈、讓壓管和錨桿托盤按先后順序穿入錨桿。裝

30、樹脂：將樹脂用錨桿推入鉆孔，推入樹脂時要用力均勻，盡可能不要把樹脂穿破。鉆機推樹脂：將錨桿接入鉆機，用鉆機將錨固劑推至鉆孔深處，直到頂不動為止。攪拌錨固劑：啟動鉆機（旋轉）攪拌錨固劑，同時鉆機推力也要調至最大，攪拌時間 1520 秒。托盤與頂板間隙：錨固劑攪拌結束時，要確保錨桿托盤與頂板之間有1015mm的間隙。打開阻尼：攪拌錨固劑后，需停頓100120 秒，啟動錨桿鉆機（鉆機只旋轉不推進）打開螺母阻尼，并用錨機將螺母擰緊。提高安裝應力：鉆機擰緊螺母后卸下鉆機，再用扭矩放大器或T 型扳手，給錨桿施加 200N.m的扭矩，確保錨桿安裝應力達到4 噸。錨桿施工的順序為由外向里，先頂板后兩幫依次進行

31、。3 、帶肋錨索安裝與施工（ 1）錨索鉆孔直徑 28mm,鉆孔深度需要大于錨索有效長度 50mm（錨索有效長度是指錨索索具前端至錨索前端頭的距離），鉆孔深度誤差± 30mm。13煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計（ 2）錨索安裝應力 （預應力）為 810 噸，錨索錨固力大于鋼絞線破斷力 （大于 26t ）。4 、施工工具（1）風動或液壓錨索鉆機（配備鉆桿和鉆頭）；（2）15.24mm錨索攪拌器 4 個；（3）錨索拉拔試驗儀1 臺；（4）15.24mm錨索漲拉器 2 臺；（5）液壓剪 1 臺。5 、帶肋錨索的組成（1）帶肋鋼絞線及其附件；（2）高強錨索索具和配套球形墊圈；（3）高強

32、錨索托盤250×250× 20mm；（4）錨索樹脂 3 只（ 2 卷 Z2388 樹脂藥卷及 1 卷 K2340 樹脂藥卷）。6 、錨索安裝說明（1）鉆孔深度大于錨索長度（從托盤到錨索前端的距離） 3050mm 。（2）鉆孔打好后，輕輕將選定的錨固劑推入鉆孔，要確保不使錨固劑外殼破裂。（3）用安裝好墊圈和托盤的錨索將錨固劑緩緩推入鉆孔，直至推不動為止。（4）將預先安裝在鉆機上錨索攪拌器跟錨索的尾部連接，快速攪拌錨固劑，攪拌錨固劑的同時鉆機推力要最大。錨固劑攪拌時間為2025 秒，攪拌錨固劑停止時要確保錨索托盤靠近巖面。（5）錨固劑攪拌完畢后2025 分鐘后，用錨索漲拉器拉緊

33、錨索，錨索預應力不小于 8 噸。六、安全措施1 、頂板管理（ 1）每個掘進工作面都必須嚴格執(zhí)行開工前和工作中的敲幫問頂制度。此項工作必須有一名有經驗的老工人帶領，兩人進行，一人觀察，一人敲幫問頂，并14煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計且由外向里逐段進行，確認無危險時，才準許進入工作面。（ 2）遇有地質變化時，必須加強支護，縮小錨桿間排距。（ 3）當掘進工作面遇到下列情況之一時，必須立即停止作業(yè)，撤出所有受威協的人員，并及時匯報礦調度室及有關單位。包括： （ a）頂板來壓、支護變形速度聚增時；（b）瓦斯等有害氣體超限、溫度聚增聚減時； （c）迎頭遇有煤巖外移、涌水量增大等有突水預兆時； （

34、d）巷道頂板離層嚴重，大量錨桿失效時。（ 4）掘進工作面后方所有巷道必須暢通無阻，支護完好，清潔衛(wèi)生。（ 5）必須認真執(zhí)行各種崗位責任制，嚴格現場交班制度，按章作業(yè)，嚴格按中腰線施工，用好管好腰線，搞好工程質量，嚴禁任何職工違章作業(yè)、空頂作業(yè)及冒險作業(yè)。（ 6）錨桿排距 0.8 米時，迎頭最大控頂距不得超過 1.0 米，最小控頂距 0.4米。（ 7）采用錨網支護的工作面，嚴格執(zhí)行煤礦安全規(guī)程第39 條第 2-10 款的規(guī)定。（ 8）施工單位每天要對每班所打錨桿進行非破壞性拉力試驗，每班所打錨桿中抽出三條，頂部抽兩條，幫部抽一條，并做好記號和記錄，做拉力試驗時頂板錨固力達 8 噸，幫錨桿達 6

35、噸即可停止，對達不到要求的要繼續(xù)抽查該鄰近錨桿，同時要分析原因，并補打錨桿。礦要組織有關人員對錨桿做破壞性拉拔試驗，做拉拔試驗時，千斤頂下嚴禁站人。（ 9）在施工過程中，礦壓組必須加強礦壓觀測，觀測數據要及時總結，并通知施工單位，礦壓觀測儀器的安裝及定位有礦壓組負責。（ 10）施工單位每天須對頂板離層儀進行觀測，并做好記錄。（ 11）在巷道掘進過程中，地質部門應提前提供巷道地質異常變化區(qū)位置資料，在進入預計的地質異常變化區(qū)之前，必須制定專門措施或對支護參數適當調整。（ 12）迎頭以外 100 米內備用 10 塊尺寸不小于 4000×200×100mm的大板及20 棵單體支柱

36、。（ 13）每班施工前，必須認真檢查后部錨桿支護情況，發(fā)現錨桿失效時應補打錨桿，發(fā)現頂板下沉嚴重，兩幫位移加大，要及時撤出迎頭全體人員進行處理，并采取在巷中補打錨桿、支設貼幫柱或中柱等挽救措施。并堅持由外向里逐段修復，修復合格后，方可進入迎頭作業(yè)。15煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計（ 14）當班發(fā)現的不安全隱患，當班必須處理完，如有特殊情況未能處理完時，必須由跟班工長在現場與下班工長交清情況，由下班工長組織處理。（ 15）錨桿托盤必須緊貼巖面，局部片幫跨落處必須嚴格控制眼深，確保上托盤后托盤緊貼煤巖面，嚴禁超過設計規(guī)定多上錨桿盤。（ 16）凡頂板冒落 300mm以上，采用鋼帶上補打錨桿

37、，并將鋼帶上冒高范圍內用規(guī)格合適的木墩、小桿、道木等將鋼帶與頂板接實；凡冒落在30mm以下，盡量用鋼帶接頂，由于鉆推力不夠，難以用鋼帶接頂時，采用鋼帶上冒高范圍內墊上厚度適宜的木墩，通過木墩將鋼帶與頂板接實，木墩可用直徑為150mm以上的優(yōu)質圓木鋸成 100mm厚的木塊。（ 17）當發(fā)現頂板破碎或局部冒落時，應及時打超前錨桿，超前錨桿與頂板夾角不得小于 15°，每排不少于3 根。2 、錨桿、錨索安裝的注意事項（ 1）鉆眼前應按設計要求，定好眼位，做出標記，錨桿眼角度盡量符合設計要求，錨桿眼深必須符合設計要求。（ 2）鉆眼后應用壓風或壓水將眼中的巖粉清除干凈，在煤層或軟巖中打眼，煤電鉆

38、不許來回拉鉆桿，以免擴大眼徑。（ 3）安裝前應檢查錨桿眼的方向、位置、深度及平直度是否符合設計要求，錨固劑、桿體是否合格，如有一項不符合要求，不得進行安裝。（ 4）樹脂錨桿攪拌工具，可采用錨桿鉆機或煤電鉆并配合連接套使用。（ 5）安裝時，先將帶螺母聯接頭擰緊在桿尾螺紋上，然后用桿體量準眼深，劃好記號，再用桿體將錨固劑送到眼底，并保證錨固劑要攪拌充分。（ 6）錨桿尾部螺母必須擰緊，使托盤與巖面緊貼，嚴防松動，桿體尾部絲扣部分外露長度不能小于 15mm。（ 7）在首次使用樹脂錨桿前，必須進行試安裝，并對一組錨桿（ 3 組）進行破壞性拉拔試驗，試裝合格后，方可使用。（ 8）為防止錨固劑破損，在裝運過

39、程中要輕拿輕放，箱子要立放，堆碼要整齊，每垛高度不宜超過三箱。（ 9）樹脂錨固劑應有專人負責，集中保管，每班應根據需要，隨用隨領，不準亂放。（ 10）超過有效期的錨固劑不準使用。（ 11）安裝后巷道必須及時進行錨固力檢測，并做好檢測記錄，進行錨固力16煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計拉拔試驗時，必須采取安全防護措施注意頂板變化，千斤頂周圍嚴禁站人，正常檢測不準連續(xù)起點。（ 12）樹脂錨固劑具有易燃性、腐蝕性、不得接觸明火，嚴禁破壞其包裝，嚴防直接接觸眼睛。（ 13）破損的藥卷應及時裝運上井，不得在井下存放。七、支護監(jiān)控對巷道進行系統性的觀測，目地是為了掌握錨桿承載工況、圍巖變形特征以及巷

40、道支護狀況，同時為支護設計進行修改、調整提供依據。1 、主要觀測參數巷道支護監(jiān)測的主要參數包括： 圍巖的表面位移、 錨桿拉拔力、錨桿的錨固力、錨桿受力狀態(tài)、頂板離層以及圍巖深部變形與位移等。（ 1）錨桿錨固力國標 GBJ-85 將錨桿錨固力定義為錨桿對于圍巖的約束力。實際應用中，大都以抗拔力為錨固力，這給檢驗錨桿安設質量提供了簡便的拉拔試驗方法。檢測錨桿錨固力可以了解錨桿錨固質量，是否達到了設計錨固力，以及是否出現了預應力松弛。（ 2）錨桿受力錨桿工作載荷可以反映錨桿在各個不同時期的軸向力大小及與圍巖的匹配情況，用于評價錨桿的實際工作特性及與圍巖變形的關系，以判斷錨桿是否對頂板起到應有作用、有

41、多大的強度儲備等。對于端錨錨桿，錨桿受力主要是指錨桿的軸向拉力。（ 3）頂板錨固區(qū)內及錨固區(qū)外位移錨桿錨固區(qū)層位和錨固區(qū)以上層位巖層的移動情況，可對巷道穩(wěn)定狀況提供直觀顯示，一旦巷道狀況出現異常，便可以及時采取應急措施和補強加固措施。（ 4）圍巖表面位移圍巖表面位移包括巷道頂、底板移近量和兩幫移近量等。根據巷道圍巖表面位移值可以判斷錨桿支護的效果和圍巖的穩(wěn)定狀況。（ 5）圍巖深部位移17煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計2 、觀測儀器（1）錨桿拉力計錨桿拉拔力檢驗是測定錨桿錨固性能的一種方法。通常是將錨桿與一拉力變換器連接，用 100300kN 的千斤頂加載，直到錨桿失去承載能力，所得最大

42、載荷即使錨桿的拉拔力。國產錨桿拉力計主要有ML-10 型、 ML-20 型、 ML-30 型，其最大拉力分別為100 kN、200 kN、 300 kN。本次試驗采用ML-20 型錨桿拉力計，如圖 10 所示。圖 10ML-20 型錨桿拉力計（ 2）液壓枕液壓枕是用來監(jiān)測端錨錨桿工作時軸向力大小的儀器，應用時，首先把壓力盒套在錨桿托盤和外錨頭的螺母之間，然后緊固螺母，對錨桿施加預應力，記錄下壓力表指示的初始值，此后定時測量錨桿壓力與時間的變化。本次試驗采用MYJ-10 、MYJ-20 型錨桿液壓枕如圖11 所示，這種類型的錨桿液壓枕壓力值可以由壓力表直接讀出。 MYJ-10 型錨桿液壓枕最大量

43、程為100kN，MYJ-20 型錨桿液壓枕最大量程為200kN。18煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計圖 11錨桿液壓枕（ 3）頂板離層儀頂板離層儀實際上是兩點巷道圍巖位移計。頂板離層儀主要監(jiān)測錨桿錨固范圍以內和錨固范圍以外頂板離層狀況，即雙高度頂板離層監(jiān)測儀，本次試驗采用雙高度橫式頂板離層儀，如圖 12 所示。圖 12橫式頂板離層指示儀（ 4）多點位移計多點位移是用來監(jiān)測巷道在掘進和受采動影響的整個服務期間內深部圍巖變形隨時間變化的一種儀器。國內外圍巖深部多點位移計的種類很多，具有不同的結構參數、組成和適用條件，如中國礦業(yè)大學研制的DWJ-2 型多點位移計，煤炭科學總院研制的DW 機械式

44、多點位移計，美國研制的聲波探頭多點位移計等。本次試驗采用的是DWJ-2 型多點位移計，如圖13 所示。DWJ-2 型多點位移計最大測量深度 6 米，每個鉆孔布置 6 個測點，分別為 6m、5m、 4m、 3m、 2m、 1m。19煤礦高應力碎脹圍巖煤層巷道支護方案設計圖 13 DWJ-2 型多點位移計（5）斷面收斂計巷道表面相對位移的測量儀器種類很多，選用時應根據巷道尺寸及待測位移量要求的精度等決定。對于小跨度巷道，除了采用鋼卷尺、游標卡尺式測桿外，還可以用收斂計、測槍等。本次試驗主要采用鋼卷尺測量。3 、觀測方案設計為了監(jiān)測錨桿支護效果， 在 2-2203 巷試驗段布設了2 個頂板離層觀測斷面， 2個表面位移觀測斷面， 2 個錨桿受力觀測斷面，綜合觀測斷面布置如圖14 所示。觀測斷面12試驗025m75m100m段巷道表面位移巷道深部位移頂板離層錨桿液壓枕錨索液壓枕圖 14 2-2203 巷試驗段綜合觀測斷面布置（ 1）錨桿拉拔力檢測20煤礦高應力碎