刘庄煤矿1511采区煤巷锚杆支护设计 精品.doc

国投新集能源股份有限公司刘 庄 煤 矿1511采区煤巷锚杆支护设计刘庄煤矿1511采区煤巷锚杆支护设计一、设计依据安徽理工大学20XX年11月份研究报告安徽国投新集刘庄矿业有限公司煤岩物理力学参数和矿井原岩应力测定、煤巷锚杆支护技术规范MT/T 1104-20XX、国投新集刘庄煤矿煤巷锚杆支护设计规范、安徽理工大学20XX年10月对刘庄煤矿课题研究深井回采巷道顶板离层与支护技术研究。二、适用范围1511采区东翼利用1513采区大巷布置倾斜长壁工作面，采区西翼施工三条采区上山，再布置走向长壁工作面，轨道上山布置在煤层底板岩石中，采区胶带上山、采区回风上山、工作面轨道顺槽、工作面胶带顺槽、工作面切眼沿煤层施工。本设计适用于刘庄煤矿1511采区范围内煤巷锚杆支护。三、1511采区地质概况(一)采区概况刘庄煤矿1511采区位于矿井西部。采区范围为：西起F8断层，东至F25断层，北至11-2煤层露头，采区内以F22断层为界，分为东西两翼。东翼至 11-2煤层-747m水平，西翼南至 11-2煤层-747m水平及F18断层，采区东西平均长为3.71Km，南北平均长为1.33 km，面积为4.95km2。采区邻近关系：采区西以F8、F20断层为界与西三块段相邻，东以F25断层为界与东一块段相邻，南与1711采区和西一大巷保护煤柱线相近。本采区11-2煤层与上部的13-1煤层平均层间距为68.64m，采区东翼上方为151301 、151302工作面采空区和正在回采的151303工作面。采区西翼上方为151305工作面采空区和尚未回采的151306、151307工作面。（二）煤层的主要物理性质1、光泽以弱玻璃光泽为主，下部煤层局部可见金刚光泽，11-2煤以弱玻璃光泽为主，沥青光泽次之。2、颜色以黑色为主，下部煤层局部呈钢灰色。11-2煤以上的煤层可见黑褐色，从上至下煤的颜色由黑褐黑色钢灰色，呈现出随煤层埋藏深度的加深煤化程度增高的趋势。煤的灰分产率高低同样影响煤的颜色。主要煤层光泽和颜色的描述情况见表1。3、断口下部煤的断口一般为平坦状，有时可见贝壳状，上部煤层断口大部分为平坦状，局部可见粗糙状。见表1表1 主要物理性质及煤岩类型表煤 层颜 色 结 构光 泽 煤岩成份煤岩类型其 它11-2黑色块状、粉末状为主、少量条带状、粒状弱玻璃光泽为主，沥青光泽次之。暗亮煤，夹镜煤条带及透镜体。半暗型半亮型断口平坦（三）煤层的煤岩类型1、宏观煤岩类型肉眼鉴定煤岩成分以暗煤、半暗煤、半亮煤为主，亮煤次之，夹少量镜煤条带及透镜体，可见矿化暗淡煤及丝炭透镜体。以粉末状为主，少量块状及鳞片状，自上部煤层至下部煤层，鳞片状逐渐减少。宏观煤岩类型以半暗型半亮型煤为主。2、微观煤岩类型煤的显微有机组分含量较高，一般达80%以上。镜质组含量65.91 82.68%，丝质组13.8230.61%，稳定组3.5116.62%。组分含量与Vr值之间有一定的联系，如13-1煤层，稳定组的含量最大，显示Vr值亦最高。无机组分含量10%。有机组分以凝胶化基质为主，半凝胶化、半丝炭化基质次之，局部混杂丝炭化基质，无机组分以粘土类为主，硫化物、碳酸盐类次之。 （四）煤层顶底板条件1、顶板岩性11-2煤层顶板泥岩，厚度07.82m，平均厚度为2.24m，占74%；其次，粉砂岩厚度为2.0811.95m，平均厚度6.26m，占8%，砂岩厚度为1.6319.00m，平均厚度为 6.79m，占18%。2、底板岩性11-2煤层底板泥岩类为主，厚度0.1011.29m，平均厚度为2.34m，占89%；其次，粉砂岩厚度为1.272.51m，平均厚度1.97m，占4%，砂岩厚度0.507.19m，平均厚度为 2.94m，占7%。附表2 。表2 11-2煤层围岩稳定性分类表煤层11-2煤围岩物理性质岩石名称自然条件下抗压强度范围(MPa)稳定程度11-2泥岩14.29720.00不稳定粉砂岩74.92168.62稳定非常稳定细砂岩98.79120.02稳定非常稳定11-2煤3.826.23不稳定四、锚杆支护参数初步设计（一）断面规格的确定1、断面尺寸选取的原则巷道宽度的选取要考虑工作面布置和设备参数尺寸，并满足掘进和回采期间设备和材料的打运、工作面出煤等需要，在顶板破碎或压力较大时，需要打一排托棚加强支护，掘进时在巷道一侧布置一部胶带输送机出煤，另一侧铺设轨道，同时加上必要的安全间隙及预留适当的巷道变形量；巷道高度的选取要保证设备及材料车打运的需要，皮带上方吊挂风筒，并预留适当的变形量。2、常用的断面规格（1）断面形状：在满足断面尺寸选取的原则下，煤巷各断面形状基本为破顶500mm左右的直墙半圆拱形，顶板属中等及以上稳定时，断面可变更为沿煤层顶板（平顶）的不规则形。（2）断面尺寸：采区回风上山净宽取5.0m，净高取4.1 m，净断面为17.81m2；采区胶带上山净宽取5.4m，净高取4.1 m，净断面为19.0m2；胶带顺槽净宽取5.4m，净高取4.2m，净断面为19.55m2；轨道顺槽净宽取5.0m，净高取4.5 m，净断面为19.81m2；切眼净宽取5.0m, 净高取4.3m，净断面为21.5m2；（二）支护形式的确定根据地质资料和围岩稳定性分析，11-2煤煤层围岩大部分属于-类顶板，局部为类和，采用锚杆与锚索支护，因此确定巷道沿煤层顶板施工期间主要采用锚网的支护形式。同时，为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于坚硬的稳定岩层中，需要用高强度锚索做铺助支护。在巷道过地质构造带、压力集中区、破碎区时，为了安全起见，需要采用36U型棚支护，或采用“内锚外架”的联合支护形式。1、锚杆支护参数设计煤巷锚杆支护设计采用以工程类比法为主的“动态信息法”，即在采用工程类比法的基础上，分以下几个步骤进行：地质力学评估初始设计锚杆支护与围岩稳定监测和信息反馈修改完善设计再进行锚杆支护与围岩稳定监测和信息反馈再次修改完善设计。依据安徽理工大学20XX年11月份研究报告安徽国投新集刘庄矿业有限公司煤岩物理力学参数和矿井原岩应力测定，结合刘庄煤矿多年来在11-2煤层已经支护巷道的实践经验，通过类比，确定锚杆支护形式与参数。 1) 顶板：11-2煤煤层围岩属于-类顶板，局部为类。锚固方式采用加长锚固，顶板锚杆试验抗拔力不小于锚杆理论极限载荷的50%（一般对左旋螺纹钢锚杆而言，22mm锚杆试验抗拔力不小于100kN）；紧靠巷道两帮的顶锚杆宜向煤帮倾斜，其倾斜角度与锚杆长度应在作业规程或措施中明确规定，其它顶锚杆应尽可能与岩层层面垂直，顶锚杆不得沿岩层层面布置。2) 巷帮支护：类围岩巷道巷帮必须支护。除工作面切眼和服务年限小于2个月的煤层巷道可以使用玻璃钢锚杆等护帮锚杆外，其余煤层巷道巷帮必须使用左旋螺纹钢等强锚杆。锚杆试验抗拔力玻璃钢锚杆的试验抗拔力不小于40kN；左旋等强锚杆的试验抗拔力不小于50kN。3) 锚杆布置方式：锚杆间排距800mm，顶部永久支护锚杆必须紧跟迎头，且逐排向迎头施工，距离迎头的最大控顶距离不得超过1个循环进尺加200mm的距离。每个循环支护工作完成后，紧靠迎头的一排顶部锚杆，距迎头的最大控顶距离不得大于1/2个锚杆排距，不得小于100mm；若两帮煤体稳定，帮锚杆施工可适当滞后，滞后距离和最大空帮时间应在作业规程措施中明确规定；类围岩巷道两帮墙基锚杆距底板不大于300mm，该锚杆宜向底板倾斜，其夹角为755。4) 煤巷锚杆支护巷道原则上破顶500mm左右掘进，围岩稳定时沿煤层顶板，在满足通风、运输、行人等条件下，巷道设计高度和宽度根据围岩实际稳定情况可做适度调整。5) 巷道断面设计由设计部门提供，支护设计方案应由设计副总和相应工程分管副总工程师牵头制定。6) 锚索应打在两排锚杆之间，不得打在锚杆位置代替锚杆使用。7) 21.8mm的预应力锚索：设计锚固力不小于240kN，锚索预紧力不小于120kN，在特殊地质条件下施工的锚索预紧力应在作业规程、措施中明确规定。8) 复杂地质条件及特殊地点的巷道：复合顶板、断层等构造带附近、综采开切眼、拆除扩巷、沿空掘巷、大跨度硐室、三四角门、皮带机头机尾巷、车场等扩巷段，破碎、易风化、潮解、遇水膨胀及弱化的围岩等。对于复杂地质条件及特殊地点的锚杆支护巷道，宜优先选择预应力锚索作加强支护，其它加强支护措施有：注浆固化、封闭围岩、架棚、点柱等，其加强支护延伸到正常巷道的距离不得小于5m。9) 类围岩巷道在基本支护形式的基础上，必须另加锚索支护，其支护形式、支护参数必须在作业规程、措施中明确规定。10) 遇顶板淋水、帮渗水较大的施工巷道，应对该区域初期安装的锚杆进行抗拔力试验，以确定锚固剂对该区域的适应性，并根据试验情况及时采取针对性措施。11) 服务期长或需要封闭等其他要求的巷道可增加喷射混凝或混凝土浇筑。12) 钻孔直径、锚杆直径和树脂锚固剂直径应合理匹配，钻孔直径和锚杆杆体直径之差应为6mm10mm，钻孔直径与树脂锚固剂直径之差应为4mm8mm。13) 金属锚杆（锚索）支护参数系列见表3-1。表3-1 金属锚杆（锚索）支护系列 项 目取值范围系 列锚 杆 长 度（m）1.22.5 2.5锚杆杆体直径（mm）2022 22锚杆孔孔径（mm）283228 32锚 杆 排 距（m）0.40.80.8 （特殊地段和位置缩小排距）锚 杆 间 距（m）0.50.80.8（特殊地段和位置缩小间距）锚 索 长 度（m）6.29.26.2 9.2锚 索 直径（mm）21.821.8锚索孔孔径（mm）283228 32锚 索 排 距（m）0.81.61.2 （特殊地段缩小或放大排距）锚 索 间 距（m）0.81.61.2 （特殊地段缩小或放大排距）2、支护参数根据以工程类比为基础的“动态信息法”及围岩稳定性分类与金属锚杆（锚索）支护参数系列见表3-1初步确定采用“锚杆+锚索+金属网”的联合支护形式。附表3-2采区主要煤层巷道名 称断面(宽高)(m)顶底板岩性巷道围岩类别支护结构支护参数1511采区胶带上山5.44.1顶板：细砂岩、泥岩、砂质泥岩。底板：泥岩、11-1煤、泥岩。大部分属类和类，局部为类和。端头锚固和加长锚固相结合锚杆：22mm，长2.5m，间排距800800m。锚索： 21.8mm，长6.29.2m，间排距0.81.6m。每排锚索数目：巷道净宽3-4.5m每排3根；巷道净宽4.6-6.0m，每排5根；巷道净宽6.1-7.5m，每排7根；巷道净宽7.6-9m，每排9根。回风上山5.04.1轨道顺槽5.04.2胶带顺槽5.44.2切眼5.04.0胶带顺槽5.44.2切眼5.04.0表3-2 1511采区围岩性质及巷道断面、锚杆支护设计一栏表表3-2注：1. 煤巷各断面形状原则上是破顶500mm左右的直墙半圆拱形，围岩稳定时为沿煤层顶板的不规则形。2. 各煤层巷道若为沿空掘巷应调整支护断面并加强常规支护设计，具体在工作面设计中体现。3. 各煤层巷道遇到地质构造带、交岔点、安装及回撤通道、大断面硐室、吊装间、过地质构造带、顶板有煤层（线）、淋水带等地段，由设计副总工程师和分管副工程师总根据实际条件制定专项支护方案，具体在施工措施中体现。3、采用计算法校核支护参数（1）根据悬吊及组合梁理论，顶部锚杆通过悬吊及组合梁作用，帮部锚杆通过加固帮体形成组合拱作用，达到支护效果，选取1511采区煤巷较大尺寸断面，根据悬吊理论，锚杆杆体长度（校核）应满足： LL1+L2+L3式中：L锚杆总长，m； L1锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+外露=0.01+0.02+0.04+0.03=0.1m），m； L2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m； L3锚入岩层内深度（顶锚杆取1.2m，帮锚杆计算得1.0m），m;普氏免压拱高： b=B/2+Htan（45-帮/2）/f顶式中 B、H巷道掘进跨度和高度，取B=5.6m，H=4.2m f顶顶板岩石普氏系数，f顶取4 帮两帮围岩的内摩擦角，帮取63 b=5600/2+4200tan（45-63/2）/4 =952mm c= Htan（45-帮/2） =4200tan（45-63/2） =1008mm依据以上公式计算得出:顶锚杆长L顶2252mm；帮锚杆长L帮2108mm。所选锚杆长度2.5m均能满足计算要求。（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的岩体重量G=rL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数k，取k=2，即kGQ，解算得：a（Q/krL2）1/2式中：a锚杆间排距，m。r岩体比重，取26.1KN/m3。a锚固力，岩层中取10KN，煤层中取5KN。 L2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；则，顶部锚杆aQ/(krL2)1/2 100/(226.10.9521/2 1.418m帮部锚杆aQ/(krL2)1/2 50/(226.11.0081/2 0.974m根据计算结果，所选间排距800mm800mm参数均满足要求。（3）悬吊理论校核锚索间距根据地质资料，直接顶为砂质泥岩，为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合拱”，利用“悬吊梁”理论，整体悬吊于坚硬的老顶砂岩中，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的直接顶整体冒落考虑。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，可用下式计算锚索排距。 L=nF2/2BHr式中：L锚索排距，m。 B巷道最大冒落宽度，取5.6m。 H巷道冒落高度，按最严重的冒高即直接顶高度，取3.2m。r岩体比重，取26.1KN/m3。F2锚索极限承载力，取504KN。n锚索数，取5。 通过以上计算得，L=2.693m，所选的锚索排距取1.6m、1.4m、1.2m均小于计算值，故满足设计要求。确定锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m.La锚索深入到较稳定岩层中的锚固长度，m;Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取3.2m；Lc上托盘及锚具的厚度，取0.2m；Ld需要外露涨拉长度，取0.25m。按GBJ-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：LaKd1fa/4fc式中：K安全系数，取K=2；d1锚索钢绞线直径，取21.8mm；fa钢绞线抗拉强度，N/mm2（1770MPa，合1376.11 N/mm2）；fc锚索与锚固的粘合度，取10N/mm2。 通过以上计算得，La221.81376.11/40=1499mm，取La=2.0m，则L=2.0+3.2+0.2+0.25=5.65m，本巷道采用锚索长为9.2m，满足设计要求。锚索倾角：锚索垂直巷道拱的切线安装布置。锚索数目的核定：N=KG/P断式中：N=锚索数目；K安全系数，一般取2；P断锚索的最低破断力，504KN；G被吊岩石的自重，KN；G=BDB巷道掘进宽度，取最大宽度5.6m进行计算； 悬吊岩石厚度，取3.2m；悬吊岩石平均容重，26.1KN/m3；D锚索排距，取较大值1.6m。通过计算得，G=5.63.226.11.6=748.34KN，则N=2748.34/5042.969根，锚索为21.8mm的预应力钢绞线制作，L=9200mm，锚索锚固端应锚固在稳固岩层中，巷道安装锚索时，考虑到锚索为在原锚网支护基础上的加强支护，故5根即可满足设计要求。附图： 3、支护材料和施工机具设备1) 锚杆：锚杆为22mm L=2500mm的左旋金属强力锚杆，托板规格均为120mm120mm10mm和150mm150mm14 mm金属钢板两种，顶部每根锚杆使用3卷Z2850型树脂锚固剂，帮部及山墙每根锚杆使用3卷Z2350型树脂锚固剂，顶部正中一根锚杆沿巷中施工。切眼回采侧和支护时间低于2个月的煤巷宜选用玻璃钢锚杆等护帮锚杆。2) 锚固剂：MSK2350型、MSK2850型、MSZ2350型、MSZ2850型。3) 锚网：金属锚网采用6mm 18801000mm或6mm 20001000mm的特制钢筋网，塑料网型号为PP200MS，规格为20001000mm，锚网搭接不小于100mm，用双股12#铁丝进行连接。4) 钢带：钢带采用普通的H型钢带和M5钢带两种，H型钢带采用D12mm的钢筋焊成，H型钢带分为长1.9m、2.5m、3m三种搭配使用，使用时普通H钢带垂直巷道中线压茬使用；M5钢带为长2700mm、宽160mm、孔间距为1200mm和长1850mm，宽160mm，孔间距为800mm的钢板两种。5) 锚索：锚索均为21.8mm的预应力钢绞线制作，L=9200mm（岩性变化时适度调整），托板为350mm350mm14mm及150mm150mm14mm两块，每根锚索使用4卷Z2850型树脂锚固剂，锚索锚固端应锚固在稳固岩层中。6) 锚杆附件（托板、球形垫圈、减摩垫圈和螺母等）的规格和力学性能要与锚杆相配套。7) 喷浆料：喷射混凝土必须使用纯净的中、粗砂和粒度不大于10mm的瓜子片，按配比为水泥：黄砂、瓜子片混合料=1：4均匀搅拌而成。水泥选用不低于PC32.5，速凝剂型号为J85型，速凝剂掺入量为水泥重量的3 -5%，喷层厚度50150mm，喷砼强度均为C20。8) 机具设备：风动锚索钻机MQT-130型，气动锚索涨拉仪MQ22-250/63型，风煤钻ZQS-20型等其它机具。五、锚杆、锚索支护施工1. 巷道掘进应按设计断面施工。技术人员在编制规程、措施时必须明确支护材料、支护施工顺序，操作要领、工程质量标准。对围岩变形量较大的巷道，可采用两种断面规格检查验收，但巷道变形后的最小断面必须满足掘进期间安全生产的需要，并制定专门措施。移交巷道时应满足采煤工作面安装、回采设计要求。2. 临时支护：严禁空顶作业，迎头必须使用好临时支护，其形式、规格、要求等必须在规程措施中明确规定。3. 作为支护的锚杆安装达到规定的螺母扭矩后，不得因网的压茬等原因卸下螺母重新安装。4. 锚杆支护巷道落煤（岩）后，迎头高度达到顶板锚杆支护的高度时，顶板必须及时进行支护，巷道顶板锚杆支护必须紧跟迎头施工，不得为了网的压茬而使迎头一排锚杆虚设。如两帮稳定、不片帮，帮锚杆施工可适当滞后一段距离，但滞后距离和最大空帮时间必须在作业规程、措施中明确规定。5. 顶锚杆必须逐排由外向迎头顺序施工，每排内锚杆必须由中间向两帮顺序施工。严禁采用一次性将所有钻孔打好，再一次性安装锚杆的方法施工。6. 支护工艺及施工要求1) 安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆将其轻推至眼底，接着安好连接套,插入锚索机，启动锚索机使之旋转，快转慢进到眼底，搅拌时间为2035s后停钻，锚杆注到位后固定好杆体，待锚固剂凝固3min后方可卸下螺母，10min后，挂网并上紧托板，将螺母用加长扭矩扳手或风动扳手拧紧至规定扭矩。2) 打顶锚杆使用锚索机，钻头使用32mm的PDC钻头，孔深为2450mm；打帮锚杆使用风煤钻，钻头使用28mm的麻花钻头，孔深为2450mm，要求掏尽煤粉。锚杆未端露出螺母1040mm。3) 顶部使用3卷Z2850mm 型树脂锚固剂，帮部使用3卷Z2350mm 型树脂锚固剂，顶部锚杆使用锚索机、帮锚杆使用风煤钻安装，采用快速安装工艺，搅拌及上紧螺母一次完成，搅拌时间为2035秒，匀速推进到孔底，到凝固后自动拧紧螺母。4) 按间排距要求找准锚索位置，用锚索机打锚索眼，用清水冲洗孔眼，装入4卷Z2850树脂锚固剂，用锚索线将其顶入孔底，安上专用搅拌器，启动锚索机搅拌3045秒，搅拌到位后凝固3分钟后退去锚头，10分钟后安装垫板、锁具，使用涨拉机具将锚索上紧。5) 锚索钻孔使用锚索机，钻头使用32mm的PDC钻头。7. 锚杆孔施工规定：1) 顶板锚杆孔宜采用功率大、性能优越的锚杆钻机或凿岩机钻孔，帮锚杆宜采用功率大、性能优越的帮锚杆机或风煤钻钻孔，当围岩f6时，方可采用其它有效钻孔方式，但孔径需与之匹配。2) 钻孔前，应根据设计要求确定孔位，做好标记。3) 锚杆间排距误差不超过100mm4) 锚杆角度误差不超过55) 锚杆孔深度误差030mm6) 施工锚杆孔所用的钻杆长度不得大于所用锚杆的长度。锚杆必须推到孔底，螺母外锚杆丝扣长度应在1040mm之间。7) 锚杆孔内的煤岩粉必须吹干净，不得有积水。8) 锚固剂使用前应进行检查，不应使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。9) 由于煤帮锚杆孔含水或湿润对树脂锚杆的锚固效果有一定的影响，帮锚杆孔可采用干打外喷方式施工，但必须采取降尘措施。8. 安装锚杆规定：1) 锚杆托板与螺母之间必须使用减摩垫圈。2) 顶板及类围岩巷道巷帮锚杆支护必须采用快速安装工艺安装锚杆。3) 螺母的拧紧必须采用机械设备进行，且必须对锚杆螺母进行二次紧固，以保证螺母扭矩符合规定要求。螺母扭矩按煤岩别分，煤层中金属锚杆螺母扭矩200 Nm，岩石中金属锚杆螺母扭矩300 Nm，玻璃钢锚杆螺母扭矩40 Nm。4) 托盘应紧贴钢带、网或巷道围岩表面，锚杆托板处的浮煤矸要找掉。5) 网规格、联网方式必须在规程措施中明确规定。9. 预应力锚索施工应遵守的规定：1) 必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。2) 锚索孔深度误差应不大于100mm。3) 锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度误差不超过10。4) 锚索间排距误差不超过100mm。5) 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250mm6) 锚索施工后，应及时对锚索进行检查，锚索预紧力的最低值应不小于设计预紧力的90%。发现工作载荷低于预紧力时应及时进行二次张拉锚索施工后，必须适时对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉。7) 安装锚索应优先使用电动或气动张拉机具，不宜使用手动式张拉机具。8) 锚索钻孔中有淋水时，应采用补强措施。9) 锚索滞后迎头的距离，应根据实际揭露的围岩稳定性而定，具体要求须在措施中明确。10. 煤巷锚杆支护巷道局部掉顶、片帮时，宜优先采用锚杆进行支护，并采用“掉到那里，锚到那里”的支护方法。11. 锚杆支护巷道遇断层，宜优先选用锚杆、锚索、锚注等支护形式进行支护，并适当加大支护密度，必要时应采用金属支架、支柱等进行加固，无论采取哪种支护形式，应顺延至断层带范围以外5m以上。12. 锚杆、锚索严禁在井下截用。因特殊需要锚杆、锚索确需在现场截断的，必须制定专门措施并做出明显标记。13. 出现不合格的锚杆、锚索必须及时补打。14. 任何煤巷作业地点，作为永久支护的锚杆、锚索等不应作为起吊设备或悬挂其他重物15. 为防围岩风化、防火需要封闭的巷道，增加喷砼支护时应在措施中明确施工顺序、技术参数、工程质量和安全保障措施。六、煤巷锚杆支护监测和信息反馈1. 矿必须组织监测人员进行培训，使其掌握测站安设、仪器操作、数据测读和数据处理方法。2. 顶板离层仪安装和巷道表面位移点设置，原则上“谁施工，谁负责”，责任人为施工单位技术员，负责测站（点）的编号、日常监测，并按规定向总工办矿压组报送数据。3. 总工办矿压组负责对顶板离层仪和巷道表面位移监测数据汇总和校核，公共巷道的日常监测，绘制在用巷道每个测站的位置和仪器分布图，制定日常监测方案，分析处理监测数据，并将信息反馈。4. 总工办设计组负责及时修正采区初始设计支护参数，并为准备煤巷及工作面正式设计收集可靠数据。5. 正在使用和即将使用的掘进作业规程应作相应变更，审批通过后实施，并继续进行综合监测。6. 锚杆、锚索支护监测：1) 煤巷锚杆支护监测分为综合监测和日常监测两种。综合监测的目的是验证或修正锚杆支护初始设计，评价和调整支护设计；日常监测的目的是及时发现异常情况，采取必要措施，保证巷道安全。2) 综合监测的主要内容为巷道浅部和深部位移、顶板离层、锚杆（锚索）受力状况；日常监测主要内容为顶板离层观测。3) 观测要求：距煤巷掘进工作面50m内和回采工作面100m内，观测频度每天不少于一次。在此范围以外，除离层有明显增长，顶板离层仪的观测频度可为每周一次。对顶板不稳定、压力较大处的顶板离层仪需每天一观测。4) 顶板离层仪达到规定临界值要及时采取加固措施，加固后连续观测不少于3天，每天一观测，以后恢复观测周期。5) 当发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时，由矿有关领导或部门召集有关人员调查分析原因，并采取相应的安全措施。6) 顶板离层指示仪的浅基点应固定在锚杆端部位置，深基点一般应固定在锚杆上方稳定岩层内300mm500mm，若无稳定岩层，深基点在顶板中的深度应不小于巷道跨度的1.5倍。7) 不能进行有效测读的顶板离层指示仪应及时更换，如果不能安装在同一钻孔中，应靠近原位置钻一新孔进行安设。原指示仪更换后，要记录其读值，并标明已被更换。新指示仪的基点安设层位与高度应与原测点一致。7. 巷道表面位移监测：巷道表面位移监测内容包括顶底板相对移近量、顶板下沉量、底鼓量、两帮相对移近量和巷帮位移量。8. 发现异常情况，监测人员应立即向矿总工办矿压组汇报，并分析出现异常的原因及其危害，提出处理办法并及时组织落实。9. 总工办矿压组应保存监测数据，并存档。七、煤巷锚杆支护施工质量检测1. 锚杆、锚索施工质量由矿质标办和总工办矿压组负责检测，检测人员须经相关专业培训方可上岗。2. 施工质量由质标办负责，检查内容主要包括锚杆、锚索间排距、位置是否符合要求，锚杆、锚索的安装角度是否正确，托板是否紧贴岩面，钢带、金属网是否搭接、联网，巷道规格尺寸是否过大等，支护材料是否符合规程措施要求。3. 锚杆锚固力、锚索预紧力试验由总工办矿压组负责进行，按相关规定要求，锚杆抗拔力检测抽样率为3%，每300根顶、帮锚杆各抽样一组（共9根），同时锚索抽样一组（共9根）进行检查，不足300根时，按300根执行。锚杆预紧力或力矩检测抽样率不低于5%，每300根顶、帮锚杆抽样各一组（共15根）进行检测，不足300根时，按300根进行。4. 根据周边矿井对顶板离层临界值规定，并结合本矿井对顶板观测分析总结，确定离层临界值为50mm。5. 锚杆、锚索拉力测试应在施工现场进行非破坏性测试，金属锚杆、锚索拉力标准如下：锚杆预紧力煤层中对螺母扭矩200 Nm ，拉拨力50KN；岩层中对螺母扭矩300 Nm，拉拨力100KN 。锚索：预紧力120KN；玻璃钢锚杆对螺母扭矩40 Nm，试验抗拔力不小于40KN。6. 煤巷锚杆支护质量达不到合格标准要求时,应及时采取补强措施,补强后的巷道应对其工程质量重新进行质量评定和验收。7. 煤巷锚杆支护质量应符合国投新集煤矿安全质量标准化基本要求。八、煤巷锚杆支护正式设计1. 煤巷锚杆支护正式设计由总工办设计组和现场技术管理组负责。2. 煤巷锚杆支护正式设计主要包括：准备煤层巷道设计变更和工作面设计。3. 准备煤层巷道设计变更是在采区初始设计的基础上，根据已掘煤巷锚杆支护监测和反馈信息、揭露的围岩地质条件和预报资料、瓦斯实际最大涌出量、掘进机械设备等其它具体因素，由总工办设计组进行相应变更设计，施工单位及时按变更设计变更规程措施。或由相关职能单位联系，施工单位提请变更，由分管副总工程师组织会审并实施。4. 工作面设计是在采区初始设计和准备煤层巷道正式设计的基础上，对工作