巷道锚杆支护设计专题报告.docx

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1、巷道锚杆支护摘要煤巷锚杆支护的技术已趋于成熟但是锚杆支护仍然存在较多问题。第一，锚 杆支护工程隐蔽性强，监测技术不能完全满足煤矿的需要，安全可靠根本没有保 证。第二，我国煤炭资源分布范围广，地质条件复杂多变，好多复杂地质条件下 锚杆支护并未达到理想的支护效果。该设计是从锚杆支护的隐蔽性和我国复杂多 变的地质条件等特点出发。围绕这些特点，从杆体材料，加工方法，支护设计理 念、施工质量，检测设备，监测手段等方面入手进行试验研究，提高支护质量， 实现高产高效。关键词：巷道；锚杆支护；高强度锚杆；监测1问题的提出由于锚杆支护能够改变围岩的力学特性，能获得良好的支护效果，带来传统 支护方式无法比拟的技术

2、经济效益，在国内外已受到了普遍的重视并得到了快速 的发展及广泛的应用。因此，探索正确的巷道支护理论、选择安全可靠的支护方 法、确定经济合理的支护参数以及实用高效的施工工艺成了长期以来人们所致力 解决的一个重大理论及技术课题，对于煤矿来说具有重大意义。锚杆支护是巷道 支护的一次重大革命，它可以起到加固、悬吊、合成梁和挤压连接体等作用，在 支护中使用锚杆可以改变岩体的受力状态，不仅增加了岩石本身的稳定程度，而 且使被支护岩体由荷载变为承载体，提高了岩体承载能力。同时，大量工程实践 表明，锚杆支护具有用料节省、巷道断面利用率高、支护及时、劳动强度小、经 济效益高以及对巷道围岩变形的适应性好等诸多优。

3、因而，井下巷道采用锚杆支 护是一种行之有效的支护手段，成为世界主要产煤国家煤矿支护的主要形式，美 国、澳大利亚的煤矿巷道普遍采用锚杆支护，其支护比例己接近100%，英法两 国煤巷的锚杆支护比例也分别达到了 50%和80%以上，而我国煤矿锚杆支护在煤 巷中仅占20%左右，和世界先进水平相比存在较大差距。其主要原因是巷道事故 率很高。巷道变形破坏、片帮冒顶等事故在地下工程中是最常见的。据不完全统 计，煤矿事故中59%以上是巷道事故。究其原因，还是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，巷 道支护方式选择不合理，因而也就无法保证巷道在不同地质条件下

4、稳定和安全使 用。所以本文系统的介绍锚杆支护。2煤矿巷道锚杆支护应用实例分析2.1巷道锚杆支护理论的发展随着巷道锚杆支护技术的快速发展，对锚杆支护理论的研究也取得较大进 展。在大量理论分析、实验室试验、数值模拟及井下试验研究成果的基础上，进 一深化了对锚杆支护作用本质的认识，指导和促进了煤巷锚杆支护技术的推广应 用。基于锚杆对煤岩体的作用，提出多种锚杆支护理论。除传统的悬吊、组合梁 与加固拱外，还有围岩松动圈支护理论、围岩强度强化理论等。归纳起来有3种模式：(1) 被动地悬吊破坏或潜在破坏范围的煤岩体；(2) 在锚固区内形成某种结构(梁、层、拱、壳等)；(3) 改善锚固区围岩力学性能与应力状态

5、，控制围岩变形与破坏。通过不断深入的研究后发现，锚杆支护的本质作用以第3种模式为主。同时，借 鉴国内其他行业岩土锚固理论与实践应用成果以及美国煤矿锚杆支护理论与实 践发现，巷道开挖后立即支护，并施加足够高的安装力，即锚杆、锚索预应力， 提高锚固体的刚度是非常重要的。从巷道支护过程看，传统的深部及复杂困难巷道大多采用二次支护理论。但 目前很多巷道二次或多次支护仍然不能有效控制围岩变形与破坏。怎样才能有效 解决深部及复杂困难巷道支护难题?能否通过有效技术途径，实现次支护，其 技术关键是什么？为了回答这些问题，进行了大量的理论研究、数值模拟及井下试验，提出了高预应力、强力支护理。其核心是强调锚杆、锚

6、索 预应力及其扩散对支护效果的决定性作用，采用高预应力、强力锚杆组合支护， 通过合理的支护设计，实现一次支护。该支护理念的提出主要考虑以下两方面：(1) 首先一次支护是矿井实现高效、安全生产的要求。随着采煤工作面推进速 度与产量的大幅度提高，要求服务于回采工作面的顺槽应在使用期限内保持稳 定，基本不需要维修；对于大巷和硐室等永久工程，更需要保持长期稳定，不能 经常维修。再则，很多巷道与硐室掘出后就要安装设备，给二次支护及后续的维 修施工带来很大困难，而且存在不安全因素。(2) 更重要的是一次支护是锚杆支护本身的作用原理决定的。锚杆支护的基本 原理与设置在巷道开挖表面的支护有本质的区别。由于煤岩

7、体基本上属于不连续 体，也不能用研究连续体的方法分析锚杆支护的作用。要充分发挥锚杆的支护作 用，必须保证锚杆有足够的锚固力，而且锚杆的工作阻力能够有效地扩散到围岩 中。而围岩离层、滑动、裂隙张开及新裂纹的产生等不连续变形恰恰是影响锚固 力，阻隔锚杆工作阻力扩散的主要因素。大量的井下工程实践表明，巷道围岩一 旦揭露立即进行锚杆支护，并施加足够的预应力，能够控制围岩早期离层，支护 效果最佳；而在已发生离层、破坏的围岩中进行锚杆、锚索支护，虽然有时支护 体受力很大，但支护效果不明显。2.2煤巷锚杆支护成套技术煤巷锚杆支护成套技术是一个庞大的系统，包括巷道围岩地质力学测试、锚 杆支护设计、支护材料、施

8、工机具与工艺、支护工程质量检测、矿压监测、特殊 地质条件支护技术等诸多方面。2.2.1巷道围岩地质力学测试技术巷道围岩地质力学测试主要包括地应力、煤岩体强度与结构测量。在地应力测量方面，煤矿井下主要采用应力解除法与水压致裂法。应力解除 法主要采用国内研制的测量仪器，也有些矿区引进了澳大利亚等国家的仪器与技 术，进行原岩应力与次生应力测量。对于水压致裂法，除从地面钻孔测量外，煤 炭科学研究总院开采设计研究分院开发研制了专门用于煤矿井下的小孔径水压致裂地应力测量仪器，在全国20多个矿区进行了 300余个 测站的测量工作，获得大量宝贵的测量数据。在煤岩体强度测试方面，开发出钻 孔触探法井下煤岩体强度

9、原位测定装置，在井下钻孔中能够快速、准确地测量煤 岩体的抗压强度。在煤岩体结构观测方面，开发出矿用电子钻孔窥视仪，可快速、 清晰地观测煤岩体中的节理、层理、裂隙等结构面及离层。全面、可靠的地质力 学参数为巷道布置和支护设计提供了必要的基础参数。2.2.2锚杆支护设计方法目前，煤矿巷道锚杆支护设计普遍采用动态信息设计法。设计不是一次完成 的，而是一个动态过程；充分利用每个过程中提供的信息，实时进行 信息收集、信息分析与信息反馈。进行锚杆支护设计时，锚杆与锚索支护各构件之间的相互匹配对发挥各构件 及支护系统的整体支护效果具有十分重要的作用。锚杆托板、螺母应与 杆体的强度匹配，锚固剂的力学性能应与杆

10、体匹配，组合构件及金属网的形式与 力学参数应与杆体匹配。锚索与托板、组合构件及金属网之间的相互匹配与锚杆 类似。高预应力、强力锚杆杆体应配套高强度拱形托板、高强度螺母及高效减摩 垫片，组合构件应配套强度与刚度比较高、护表面积比较大的w型钢带，金属网 最好采用强度与刚度高的钢筋网。对于高预应力、强力锚索，应使用高强度、拱 形大托板，实现锚索预应力与工作阻力的有效扩散。否则，任何支护构件的破坏 都会影响支护效果，甚至有可能导致整个支护系统的失效。此外，锚杆与锚索的 形式、参数与力学性能应相互匹配，使锚杆与锚索共同发挥支护作用，避免各个 击破。2.2.3锚杆支护材料锚杆支护材料经历了低强度，高强度，

11、到高预应力、强力支护的发展过程。 普通Q235圆钢黏结式锚杆是我国煤矿曾经广泛使用的锚杆型式。目前，一些地 质条件简单的矿区仍在使用。为了适应复杂困难巷道条件，开发出高强度螺纹钢 锚杆支护系列材料（见表2-1）。表2-l锚杆杆体物理力学性能留杼编号宜径/mm树阪强度/MPa抗技强度MPa伸长率14-202.153802516-22姗22BHRB400400570223HRB5C020-25500670BHRB 的 02075颁7S01S通过杆体结构与形状优化，有利于提高锚固效果；通过开发锚杆专用钢材， 达到高强度和超高强度级别。在预应力锚索支护方面，开发出煤矿专用的大直径、 高吨位锚索。索体直

12、径最大达22 mm，拉断载荷达600kN（28J。2.2.4锚杆支护施工质量检测与矿压监测在锚杆施工质量检测方面，开发出系列锚杆拉拔计，锚杆预紧力检测器具， 及声波锚杆锚固质量检测仪。在巷道矿压监测方面，开发出各种测量表面位移、 顶板离层、深部位移的仪器12弓I，及测量锚杆、锚索受力的系列仪器。近年来， 还研制出先进的巷道矿压综合在线监测系统。井下采集数据，传输至井上，可实 时进行矿压监测与数据分析。2.2.5锚固与注浆联合加固技术在松散破碎的煤岩体中开掘巷道，单独采用锚杆支护，锚固效果差，锚杆性 能不能充分发挥。此外，对于破坏巷道维修或翻修，单独采用锚杆支护也很难取 得较好的支护效果。将锚固

13、与注浆加固技术有机结合，是解决破碎围岩巷道支护 的有效途径。根据煤矿巷道的特点，开发出不同形式的注浆锚杆。对于极破碎煤岩体，还引进 和研制出钻锚注加固技术，解决了难成孔的破碎煤岩体加固难题。在小孔径树脂 锚索基础上，研制出树脂与注浆联合锚固锚索。通过控制注浆参数，达到注浆加 固的目的。注浆材料除常用的水泥基材料外，还开发出不同类型的化学加固材料， 如聚氨酯、脲醛树脂等，以适应不同的围岩条件。2.3典型应用实例分析煤巷锚杆支护技术已经广泛应用于煤矿井下各类巷道。从大巷、集中巷，到 回采巷道;从薄及中厚煤层回采巷道，到综采放顶煤工作面煤顶巷道和全煤巷道； 从近水平煤层、缓倾斜煤层巷道，到急倾斜煤层

14、巷道；从顶板比较稳定的巷道， 到复合、破碎项板巷道：从实体煤巷道，到沿空掘巷和沿空留巷；从小断面巷道 到大断面开切眼与交岔点；从浅部巷道，到深部高地应力巷道，涵盖了我国煤矿 的各种巷道类型。2.3.1煤矿巷道类型与特点煤矿巷道有很多类型。按用途划分，有为开采水平服务的大巷、主要石门、 主要上下山，这类巷道是矿井的主要通道，服务年限长；为采区服务的巷道，采 区集中巷、石门、上下山等，这类巷道是采区的主要通道，服务年限比较长；为 回采工作面服务的巷道，包括顺槽、开切眼及回撤通道等，这类巷道服务年限较 短，受回采工作面动压影响显著，而且多数巷道要求采前保持稳定，采后又能及 时垮落。此外还有联络巷、各

15、类硐室及交岔点。按照是否受到采动影响可将巷道划分为：静压巷道与动压巷道；按照巷道层 位划分为：岩石巷道、半煤岩巷道煤层巷道；按照护巷煤柱宽度可划分为：实体 煤巷道、煤柱护巷、沿空掘巷、沿空留巷及采空区内留巷；按照巷道断面形状划 分为：矩形类巷道、梯形类巷道、拱形类巷道及圆形类巷道：按照巷道断面大小 划分为：小断面巷道（8 m2）、中等断面巷道（812 m2）、大断面巷道（1220 m2） 及特大断面巷道（N20 m2）。煤矿沉积岩复合型煤岩体有以下特点：煤岩体强度 低；地质构造复杂，层理节理发育，极易离层垮落；深部矿井地应力高，冲击地 压突出。煤矿巷道的使用特征表现为：采准巷道（占煤矿总巷道进

16、尺的80%以上） 一般沿煤层顶板或底板掘进，断面多是矩形类断面，存在夹角与直角，巷道应力 分布差。主要原因是为了在煤层中掘进，提高掘进速度，避免掘进时出现大量岩 石，更重要的是有利于采煤工作面的快速推进。相反，如果采用拱形断面，虽然 能够改善巷道受力状态，但巷道施工工艺复杂，成巷速度低，有时还需要破坏顶 板，出现砰石。对于回采巷道，拱形断面给回采工作面端头支护造成很大困难， 阻碍采煤工作面的正常推进。此外，采准巷道一般都受到采煤工作面的动压影响： 为了提高煤炭资源回收率，采用小煤柱或无煤柱护巷。回采巷道要求采前保持稳 定，采后又能及时垮落。特殊的地质与生产条件带来一系列复杂困难巷道：松软破碎围

17、岩巷道、深部 高地应力巷道、大断面巷道、受强烈动压影响巷道及沿空巷道等。下面介绍典型 的应用实例。2.3.2千米深井高地应力岩石大巷支护技术新汶矿区是我国煤矿典型的千米深井矿区，为了解决高地应力巷道支护难 题，在锚杆、锚索支护技术方面进行了大量的研究与试验。但是，当巷道埋深超 过千米以后，以往采用的二次支护技术不能有效控制巷道围岩强烈变形。为此， 开展了高预应力、强力支护技术研究。(1) 巷道围岩地质与生产条件华丰矿一 l 100 m水平西运输大巷是矿井永久岩石大巷，服务年限20 a。 巷道埋深为1 220 m。该巷道穿层掘进，揭露岩性为煤79之间的煤岩层，穿 过岩石大部分为粉砂岩、中砂岩。煤

18、岩层走向为300。3 1 0。，煤岩层倾角为 30。33。采用水压致裂法进行了原岩应力测量。最大水平主应力为42. 2MPa， 方向为N3。E；最小水平主应力为22. 8 MPa，垂直主应力为30. 5 MPa。所测 区域地应力很高，而且水平应力占明显优势。巷道断面呈直墙半圆拱形，宽度3.7 m，墙高2. 0 m。掘进断面积为12. 8 m2。(2) 锚喷支护设计经过数值模拟分析，确定运输大巷支护形式为：高预应力、树脂加长锚固强 力锚杆支护，并喷射混凝土。锚杆杆体为犯5 him左旋无纵筋锚杆专用螺纹钢筋长度2. 4 m，极限拉断 力400 kN，屈服力为294 kN，延伸率18%。预紧力设计为

19、80 kN。树脂加长锚 固。采用W型钢护板与钢筋网护顶、护帮。顶板与两帮锚杆间排距均为800 mm， 每排13根锚杆；底板锚杆每排3根，间距l 000 mm，排距800mmo喷射混凝土：巷道开挖后，立即喷射30 mm厚的混凝土，起到临时支护作用， 同时将巷道局部超挖部分填平。待锚杆施工完成后，滞后掘进工作面 50 m进行底板锚杆施工，并进行二次喷射混凝土施工，喷厚120 mm。(3) 井下监测数据分析井下进行了巷道表面位移、项板离层及锚杆受力观测。在巷道开挖11 d、掘进22 m后，围岩变形达到最大值，之后趋于稳定。在 开挖阶段，顶板下沉量为17山山，平均下沉速度为1. 55 mm/d，最大下

20、沉速度 为5.0 ram / d；两帮移近量为20山山，平均移近速度为1. 82 mm / d，最大移 近速度为8 mm/d。在相对稳定阶段，顶底板平均移近量为351mm，平均移近速度为1. 09 mmYd， 最大移近速度为3. 0 mm/ d；顶板下沉量为55. 6 mm，下沉速度为0.16mm/d， 最大下沉速度为1. 0 mm/ d：两帮平均移近量为112 mm，移近速度为0. 32 mm / d，最大下沉速度为1. 0 mm / d；底臌量为295. 4 mm，底臌速度为0. 91mm /d。顶底移近量中主要以底臌为主。顶板浅部离层量为33 mm，深部离层量为9mm，总离层量为42 m

21、m。浅部离 层占总离层量的78%，巷道围岩主要在浅部(2 m范围内)产生了离层。在掘进期 间，帮锚杆受力为105125 kN,顶板锚杆受力为100 kN左右。巷道在掘进与 稳定期间位移量不大，而且趋于稳定。高预应力、强力锚杆支护有效控制了深部 高应力岩石大巷变形与破坏，满足了巷道支护的要求。为了对不同支护参数的支护效果进行比较，将锚杆直径变为22mlTl，其他 参数不变，在井下进行了试验。监测数据表明：顶板离层增加了 33%，顶底板 与两帮移近量明显增大，而且掘进影响结束后一直不能稳定。由此可见，直径 22 mm的锚杆不能有效控制围岩变形。通过井下监测、数据分析与反馈，不仅了 解了支护参数对支

22、护效果的影响，还验证了本文提供的支护设计的合理性。这个 过程充分显示了动态信息设计法的优越性。在以下的应用实例中，都采用了这种 设计方法。2.3.3软岩巷道支护技术平庄矿区红庙煤矿是我国典型的软岩矿井。煤层及顶底板岩层胶结差，表现 出煤岩体强度低、松散破碎、易风化、易崩解、遇水膨胀等特性，致使矿井采准 巷道支护困难，大部分巷道在服务期内不得不多次翻修，严重影响回采工作的正 常推进，不仅支护费用高，而且带来很大的安全威胁。红庙煤矿为解决软岩巷道 支护难题，进行了许多有益的探索工作，试验了多种支护形式，虽然取得一定效 果，但没有彻底解决这一问题。为此，平庄煤业集团公司、红庙煤矿与煤炭科学 研究总院

23、开采设计研究分院合作在五区528 一片顺槽进行了研究和试验，以解 决松软破碎围岩巷道支护难题。(1) 试验巷道地质与生产条件红庙煤矿五区528 一片工作面开采52 “煤层，该煤层上覆5 一 l “煤层 已回采。两煤层间距很小，本工作面范围内52 “煤层顶板距514煤层底板 最近仅6m，最大也只有9m左右。52“煤层平均厚度为5. 99 m，含数层夹砰。 煤层倾角为15。16。煤层单轴抗压强度仅为4.8 MPa，层理、节理发育。 顶板砂质泥岩强度为15- 25 MPa；直接底也为砂质泥岩，单轴抗压强度为23.5 MPa，具有膨胀性。在180石门采用水压致裂法进行过地应力测量。最大水平主应力为14

24、. 62MPa，方向为N72。E，最小水平主应力为7. 35 MPa，垂直主应力为9. 68 MPa。在五区528 一片工作面运输巷与回风巷都进行了试验，以回风巷为例进行 介绍。回风巷掘进断面呈直墙半圆拱形，宽3. 8 m，墙高1. 2 m，掘进断面积 为 10. 2 m2。巷道埋深 350-一 400 m。(2) 巷道支护设计采用数值模拟进行多方案比较，结合已有的经验确定巷道采用树脂全长预应 力锚固组合支护。锚杆为直径癣6mm左旋无纵筋螺纹钢，长度2. 4 m，树脂全长锚固，端部 采用快速固化锚固剂，后部采用慢速固化锚固剂。采用W型钢护板与钢筋网(顶 板）、菱形金属网（帮）护表。锚杆全部垂直

25、巷道表面打设。锚杆排距900 mm，顶 板每排7根，间距850 mm；每排每帮2根锚杆，问距600 mm。锚杆预紧力矩为 400N. m。6 22 mm锚索，1x19的钢绞线，长度为4. 3 m,树脂端部锚固。每1. 8m 打3根锚索，锚索间距为1. 28 m。锚索预紧力为200-250 kN。（3）井下监测数据分析在掘进期间，软岩回采巷道表面位移曲线如图2-1所 示。表面位移在距掘进工作面53 m以后趋于稳定。两帮移近量为79 mm，其中 上帮移近量为46mm，下帮移近量为33 mm。顶底移近量为281 mm，其中顶板下 沉量为43 mm，底臌量238 mm，底臌量占巷道顶底移近量的84.

26、7%。底臌量大 的原因主要是底板没有进行支护。项板浅部离层为14 mm，深部离层为23 mm， 总离层值为37 mm。300日卫融岂旧榔0306090120 ISO ISC距掘进作而距勘由图2-1软岩回采巷道表面位移曲线锚杆在安装并施加预应力后的一段时间内，受力均有变小的趋势。随着巷道 掘进工作面推进，在距工作面19 m以后，锚杆受力逐渐增大，在距工作面119m 后受力逐步稳定。在锚杆安装直至受力稳定的过程中，全长预应力锚固锚杆受力 变化幅度较小，部分锚杆受力变化幅度在89 kN，多数锚杆受力变化幅度在5 kN 以内。锚索安装并张拉后，受力变化也不大。在距掘进工作面21 m以后，锚索受 力基本

27、保持稳定。整个掘进期间巷道变形量小，围岩保持了较好的完整性，锚杆与锚索受力变 化不大。软岩回采巷道井下支护状况如图2-2所示。图2-2软岩回采巷道井下支护状况在采煤工作面回采期间，对巷道表面位移测站进行了重新设定，对锚索受力 进行了详细观测。巷道在距采煤工作面4050 m范围内开始受到明显的采动影 响，位移量明显增加，特别是30 m以后影响强烈。在距采煤工作面3 m的位置， 两帮移近量达到256 ram；顶板下沉量达到1 10 mm。锚索在距回采工作面100 m 处开始缓慢增长，在距工作面56 m增长速度明显增加，并逐步达到最大值。到 与采煤工作面平行位置，锚索受力均达到200 kN以 上。总

28、体来看，巷道围岩完整、稳定，总变形量不大，完全能够满足安全生产的 需要。2.3.4强烈动压影响巷道支护技术潞安漳村矿由于生产需要，出现一种掘进与采煤工作面对穿的强烈动压影响 巷道。目前一般的巷道支护方式无法满足这种对穿巷道支护的要求。为此，开展 了对穿巷道全断面高预应力强力锚索支护试验。(1) 试验巷道地质与生产条件试验巷道为2203工作面瓦排巷，与正在回采的2202工作面之间的距离为 23 m，而且中间还要掘进条回风巷。瓦排巷埋深325396 m。煤层单轴抗压 强度为8 MPa，直接顶为厚度3. 62 m的泥岩。邻近的2202工作面正在回采， 2203工作面的瓦排巷大部分要在2202工作面未

29、回采前掘进，而且先掘进瓦排巷， 后掘进回风巷，瓦排巷要经受回风巷掘进、2202及2203工作面回采影响。(2) 巷道支护设计根据理论分析与数值模拟研究成果，确定瓦排巷采用高预应力、全长预应力 锚固、短强力锚索，并全断面垂直岩面布置的支护方式。锚索支护参数为：索体为1x19的必2 mm钢绞线，长度4. 3 m。树脂端部锚固后施加预应力，然后其余部分采用水泥浆全长锚固。锚索托板为300mmx300 mmx 16 mm高强度可调心托板，采用钢筋网护帮、护顶。锚索排距1 200mm，顶 板每排5根锚索，间距900 mm，每帮每排3根锚索，间距l 200 mm，全部垂直 岩面安设。设计锚索预紧力200-

30、250 kN。全断面锚索支护布置如图2-3所示图2-3全断面锚索支护布置图(3)井下监测数据分析在巷道掘进及经历强烈动压影响前后，进行了矿压监测。全断面锚索支护巷 道表面位移曲线如图2-4所示。测站距2202工作面距商血图2-4全断面锚索支护巷道表面位移曲线两帮最大移近量为280 mm；顶底板移近量最大为210 mm。顶板离层仪显示， 顶板基本无离层现象。巷道掘进初期变形不大，掘进影响阶段约10 d时间。巷 道在2202工作面后方矿压显现强烈，两帮移近量增幅较大。全断面锚索支护状 况如图2-5所示。图2-5全断面锚索支护状况总的来说，巷道位移较小，两帮移近量与原支护相比降低90%，而且主要 是

31、整体位移，顶板几乎无离层。巷道围岩完整、稳定，没有出现明显的破 坏，支护效果良好。全断面锚索支护巷道锚索受力曲线如图2-6所示。锚索施加较高的预应力 后，锚索受力受掘进及临近2202 T作面回采后的影响不大（只有1根锚索初期受 力增加明显），锚索受力变化不大，基本趋于稳定。这说明高预应力、强力锚索 有效控制了锚固区内围岩离层、滑动、裂隙张开及新裂纹的产生等扩容变形，保 证了锚固区的强度和完整性。锚固区围岩的位移差很小，产生的只是少量的整体 位移。反过来，锚固区围岩几乎不发生离层、完整性好及整体位移又保证了锚索 锚固力不降低，锚索受力变化不大。否则，如果锚索预应力低、强度小，不能有 效控制围岩初

32、期的离层、滑动等扩容变形，将会使锚索安装后受力急剧增加，但 增加的支护阻力由于受离层、滑动等不连续面的阻隔，不能有效扩散到围岩中， 对围岩的继续离层、破坏控制作用不大，导致锚索成为受力的主体，到一定程度， 锚索就会破坏，失去支护能力。因此，锚索预应力有一临界值，支护系统存在临 界刚度，达到临界值后，围岩才能保持长期稳定。本次试验中，锚索预应力设计 为200250 kN是比较合理的。一30 -15 015 3C 4560 75 9U 105 120 135距2202 L作面距崩洲图2-6全断面锚索支护巷道锚索受力曲线2.3.5大断面矩形巷道支护技术矩形巷道在煤矿中应用非常普遍。根据采煤的需要，回

33、采巷道一般为矩形断 面。此外，煤层集中巷、大巷，为了降低掘进费用，不破坏顶板岩层，很多采用 矩形断面。其中，采煤工作面开切眼，用于安装采煤设备。随着采煤设备的大型 化，要求开切眼的断面越来越大，是煤矿典型的大断面矩形巷道。(1) 巷道地质与生产条件晋城赵庄矿采用厚煤层一次采全高的方法进行开采。煤层平均厚度为4.85 m，松软破碎，有些区域抗压强度仅为8 MPa左右。直接顶以泥岩和砂质泥岩为 主，平均厚度为5. 85 m，抗压强度为26. 435. 2 MPa，节理裂隙发育，并含 有软弱夹层。地应力测量结果为：最大水平主应力为13. 98MPa，方向为N29. 3。w；最 小水平主应力为7. 5

34、1MPa：垂直主应力为12. 38 MPa。所测区域水平应力占优 势。由于工作面产量大，采煤设备功率大、尺寸大，要求的开切眼断面大。正常 开切眼断面呈矩形，掘进宽度为8. 5 m，高度为4. 5 m，掘进断面积为38. 25 m2。工作面两端的超宽部分，宽度达到10 m，掘进断面积达45 m2，属于松软煤 层、超高煤帮、特大断面巷道。一方面，如此大的巷道宽度显著增加了巷道支护 难度；另一方面，如此大的巷道高度，无法采用单体支柱等加强支护，要求锚杆 支护必须能有效控制顶板变形与破坏，确保顶板的稳定，而不能依赖其他任何柱 式或棚式支护17J。(2) 锚杆支护设计通过理论分析与数值模拟计算，确定开切

35、眼采用高预应力、强力锚杆与锚索 组合支护系统。顶板支护：锚杆为BHRB600型、毖2 mm的左旋无纵筋螺纹钢强力锚杆，长 度2. 8 m,杆体拉断力不小于300 kN，树脂加长锚固。采用W型钢带与金 属网护项。钢带厚度4 mm，宽度280 mm。锚杆排距1 000 mm，每排9根锚杆， 间距1 000 mm,锚索为犯2 mm,lxl9的钢绞线，长度9. 3 rn，树脂加长锚固; 锚索托板为300 mmx300 ramX 16 mm高强度可调心托板。每排布置4根锚索，排 距2 m。顶板锚杆预紧力矩500N - m，锚索预紧力300kN。巷帮支护分采空区侧 帮与内侧帮。采空区侧帮：锚杆为但2 mm

36、的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度2. 4 m，树脂 加长锚固。采用钢筋托梁与金属网护帮。钢筋托梁采用014 film的钢筋焊接而 成，宽度80 mm。锚杆排距1 000 m每排5根，间距950 mm。锚索直径017. 8 mm，长度5. 3 m，加长锚固。锚索每帮每排2根，排距为2m。内侧帮：开切眼掘进采用二次成巷，一次掘进位置靠近尾巷，掘进宽度为4. 5 m。由于采用二次成巷，在一次掘进和二次掘进的内侧帮，需采用可切割玻璃钢 锚杆。锚杆为020 mm的玻璃钢锚杆，长度2. 4 m，树脂加长锚固。采用塑料网 护表。锚杆排距1 000mm，每排布置6根锚杆，间距750mm。特大断面开切眼锚杆支护布置

37、如图2-7所示。图2-7特大断面开切眼锚杆支护布置图(3)支护效果分析开切眼在掘导桐时，由于各种原因，没有施加较大的预紧力。经检测，预紧 力矩仅为160Nm左右，施工长度约60 m。导桐掘进期间顶板下沉量就超过60mm,明显看出W型钢带弯曲。在靠工作面侧帮上每排打有5根玻璃钢锚杆，共 60根，统计有39根断裂，帮部变形大。按照设计的锚杆预紧力施工后，开切眼支护状况发生了本质的改变。项板基 本没有发生离层与变形，W型钢带绷得笔直，顶板完整、稳定，基本没有出现破 坏现象。同时，两帮变形量很小，玻璃钢锚杆也没发生断裂现象。开切眼的支护实践表明：在低预应力状态下，即使采用强度再高的锚杆，其 控制顶板变

38、形的作用都比较差，锚杆支护能力不能充分发挥；高预应力、强力锚 杆支护不仅能有效控制顶板变形与离层，而且能使顶板受力向更深、更远的围岩 中传递，降低煤帮的压力，非常有利于煤帮的维护。2.3.6小煤柱沿空掘巷支护技术沿空掘巷是沿采空区边缘掘进的巷道。根据是否留煤柱分为：不留煤柱的完 全沿空掘巷和留小煤柱的沿空掘巷。目前，小煤柱沿空掘巷得到广泛应用，不仅 显著减小了煤柱宽度，提高了煤炭资源回收率，而且小煤柱起到挡砰、防漏风的 作用，解决了完全沿空掘巷需要设置巷旁支护的问题。沿空掘巷小煤柱变形的基本特点是：煤柱垂直变形较小，主要表现为水平变 形强烈。如果巷道支护不合理，会导致回采期间两帮移近过大，无法

39、满足安全生 产的要求。淮南矿区煤层赋存条件复杂多样，多数是由多层松散岩层和煤线组成的复合 顶板。这类顶板结构复杂，软弱夹层和层理、节理发育，区域构造应力作用明显。 掘进后顶板自稳时间短、破坏范围大，极易发生离层冒落。煤层松散破碎，容易 发生片帮，两帮移近量大，巷道底臌严重。为了解决小煤柱沿空掘巷支护难题， 开展了高预应力、强力锚杆与锚索支护技术研究与试验。(1) 巷道地质与生产条件潘三煤矿1271(3)T作面开采13 l煤层，巷道埋深为760 m。煤层平均厚 度为3. 6山，平均倾角为5。，单轴抗压强度为15 MPa。煤层之上是1. 7 m厚 的泥质砂岩，单轴抗压强度为32.5MPa；泥质砂岩

40、之上是泥岩，厚度为2.4m， 单轴抗压强度为29.1MPa；泥岩之上是砂岩，厚度为3. 5 m，单轴抗压强度为 52. 8MPa。原岩应力测量结果为：最大水平主应力为16. 24MPa，方向为N84. 7E，最 小水平主应力为8. 52M-Pa，垂直主应力为18. 38 MPa。试验巷道为小煤柱沿空掘巷。巷道一侧为采空区，煤柱宽度为5 m。设计断 面为倒梯形，中高3. 2 m，宽5. 0 m，沿131煤层项板掘进。(2) 锚杆支护设计根据现场条件和数值模拟，确定出支护初始设计。小煤柱沿空掘巷锚杆支护 布置如图2-8所示。5000图2-8小煤柱沿空掘巷锚杆支护布置图顶板支护：W型钢带组合锚杆支护

41、，配合锚索补强。锚杆为BHRB500左旋无 纵筋螺纹钢，直径犯2 mm，长度2. 4 m,全长预应力锚固。W型钢带宽280 mm, 厚4 mm,长度为4. 8 m,钢筋网护顶。锚杆排距1 000 mm间距900 mm。锚索 直径犯2mm,长度7. 0 m,树脂加长锚固，三花布置，排距1000 mm。两帮支护：支护形式同顶板，区别在于小煤柱侧锚杆间距为800 mm,另一 侧锚杆间距900 mm。(3) 支护效果锚杆支护实施于井下后，进行了矿压监测。小煤柱沿空掘巷表面位移曲线如 图2-9所示。顶板下沉量为70 mm，两帮移近量为225 mm，其中小煤柱侧位移量 达到130 mm,底臌量达到3 10

42、 mm。而原支护巷道两帮移近量达到500 mm以上， 底臌量达到1 100 mm。比原支护底臌量减少72%，两帮移近量减少55%。高预 应力、强力锚杆与锚索支护有效控制了巷道的强烈变形，满足了生产要求。04812162024 28 3236时间用图2-9小煤柱沿空掘巷表面位移曲线2.3.7深部沿空留巷支护技术沿空留巷有很多优点：实现无煤柱开采，提高煤炭资源回收率；留巷不仅可 作为专用回风巷，而且还可作为下一个采煤工作面及邻近煤层的瓦斯抽放巷道， 显著减少掘进工程量；更重要的是留巷可使回采工作面实现Y型通风，解决高瓦 斯矿井通风与瓦斯问题。但是，沿空留巷支护难度很大，不仅要经受采煤工作面 超前支

43、承压力影响，而且在留巷期间，巷道一帮不复存在，顶板将会产生剧烈的 沉降。为使留巷成功，必须保证顶板在下沉的过程中保持完整与稳定。为了解决 这个支护难题，在淮南谢一煤矿进行了高预应力、高韧性、强力支护技术研究与 试验。(1) 巷道地质与生产条件谢一煤矿5121810工作面位于5l采区，开采10号层煤。煤层倾角22。，平 均厚度1. 4 m，单轴抗压强度8. 2 MPa。煤层之上依次为泥质砂岩，厚度0. 8 m，抗压强度37. 3 MPa；细砂岩，厚度0. 8 m，抗压强度97. 1 MPa；泥质砂 岩，厚度2. 0 m，抗压强度51. 1 MPa。采用水压致裂法在该工作面附近进行原岩应力测量：最

44、大水平主应力16. 9 MPa，方向N46. 2。W，最小水平主应力8. 93 MPa，垂直主应力20. 08 MPa。回风巷需要沿空留巷，巷道埋深为700 m左右，断面为倒梯形，宽度5. 0 m， 中高2。8 m。由于埋深较大，采用传统的支护方式巷道掘出后变形量就较大。 如果进行沿空留巷，围岩变形会更加严重，甚至出现大面积冒落。(2) 巷道支护设计采用理论分析、数值模拟方法，结合已有的经验，确定回风巷采用树脂加长 锚固强力锚杆、锚索组合支护，沿空留巷锚杆支护布置如图2-10所示。 草位；rnm5岫J图2-10沿空留巷锚杆支护布置图顶板锚杆杆体为直径22 mm的左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为BHR

45、B500。锚杆 长度2. 4 m，树脂加长锚固。采用W型钢带与金属网护顶。锚杆排距l 000 mm, 每排6根锚杆，间距900 ITtm。锚杆预伽枷姗姗如瑚8如抛8如m啪8如如8 如。万方数据道锚杆支护应用实例分析659 紧力矩为500 Nm。锚索材料 为犯2 mm、lxl9结构预应力钢绞线，长度6. 3 m。每2. 0 m安装2根锚索。 锚索预紧力为300 kN。巷帮锚杆规格与顶板锚杆相同。采用W型钢带与金属网护帮。锚杆间、排距 均为l 000 mm，上帮4根锚杆，下帮2根锚杆。（3）支护效果分析在巷道掘进与留巷期间都进行了矿压监测。从巷道掘进到稳定期间，两帮移 近量为149 nlm，其中上

46、帮移近量85 ram，下帮移近量64 mm；顶底板移近量为 41 mm，其中顶板下沉量11 mm，底臌量30mm。巷道在距掘进工作面020 m范 围内位移明显，3050 m后基本达到稳定。顶板离层值为（距工作面l121m）： 浅部离层5 mm，深部离层3mm，总离层8 mm。巷道总变形量不大，顶板离层很 小，支护状况良好（见图2-11）。图2-11沿空留巷支护状况锚杆受力在距工作面0-35 m范围内变化较大，50 m以后，受力逐步稳 定。预应力较高的锚杆受力变化不大，而且很快就稳定。预应力小的锚杆受力增 长幅度较大，而且趋于稳定的时间较长。锚索从安装到掘进稳定期间，受力变化 较小。在距工作面5

47、0 m后达到稳定，受力基本不再变化。该实例再次说明，高 预应力锚杆、锚索不仅能有效控制围岩离层，而且本身的受力变化不大。在采煤工作面开采与留巷期间，在回风巷距采煤工作面不同位置进行了表面 位移观测。1号测站设在采煤工作面前方10 m处，监测距采煤工作面前方10 m到后方 49 m期间巷道表面位移，监测结果如图14所示。测站距采煤工作面前方10 m 到2 m期间，两帮移近量为29 ITlm：距采煤工作面后方3 m到49 m期间，两 帮移近量为25 mm（采煤工作面后方一侧煤帮己不存在，充填体上的测点重新设 置），上帮移近量为16 mm，下帮（充填体）移近9 mm。在整个观测过程中，巷道 顶底移近

48、量为140 mm，其中顶板下沉量为51 ranl，底臌量为89 mm。说明在采 煤工作面附近及巷旁充填体构筑期间，围岩与充填体变形较大。2号测站设置在采煤工作面后方40 m处。距采煤工作面位置由40 m到87 m 过程中，两帮移近量为18 mm，上帮移近量为19 mm，下帮（充填体）向采空区移 动1 mm：顶底移近量为23 IILrfl，项板下沉量为12 mm。3号测站设置在采煤工作面后方140 m处。在距采煤工作面位置由140-187 m过程中，两帮移近量为7 mm，上帮位移量为9 mm，下帮（充填体）向采空区移 动2 mm；顶底移近量6 mm，顶板下沉量为3 mm，说明巷道围岩变形已经基本稳 定。总之，在掘进与留巷期间，巷道围岩变形不大，围岩与充填体稳定，高预应 力、强力锚杆与锚索支护配合合理的巷旁充填满足了安全生产的要求。3煤巷锚杆支护设计方法与软件设计是锚杆支护成套技术中的一项核心内容，