扶贫锚杆支护设计.doc

伊东集团扶贫煤矿大巷及首采面回采巷道锚杆支护设计 2005年7月伊东集团扶贫煤矿大巷及首采面回采巷道锚杆支护设计天地科技股份有限公司开采所事业部二零零五年七月地址：北京市朝阳区青年沟路5号电话政编码：100013传真 要 本设计是伊东集团扶贫煤矿大巷及首采面回采巷道锚杆支护设计。采用动态信息支护设计法进行锚杆支护设计。设计步骤包括试验点调查和地质力学评估，初始设计，综合监测和信息反馈，修正设计和日常监测。在详细调查试验地点和评估地质力学参数的基础上，采用国际上流行的有限差分数值计算程序FLAC3D，结合丰富的设计经验，提出初始设计。它包括支护形式和参数，支护材料，井下施工工艺和安全措施，矿压监测等内容。该设计实施于井下后，还应得到矿压监测的验证或修改。关键词：扶贫煤矿 锚杆支护 动态信息设计目 录摘要前言 锚杆支护设计方法介绍 试验点调查和地质力学评估 锚杆支护初始设计 锚杆支护材料 井下施工工艺和安全措施 矿压监测前 言伊东集团扶贫煤矿位于内蒙古鄂尔多斯市准格尔旗境内，是一座正在建设中的大型现代化矿井，设计生产能力150万t/a。为提高矿井的现代化程度，扶贫煤矿设计采用综掘机掘进和放顶煤一次采全高回采方式，掘进、回采、运输设备功率高、体积大，为保证掘进、回采、运输的要求，巷道断面积显著增大。该断面巷道支护，如果使用传统的金属棚支护方式，无法适应巷道支护要求，降低了巷道的安全程度，不仅巷道支护费用很高，而且支护效果也不理想，严重影响矿井高产高效的建设。为解决上述问题，伊东集团委托天地科技股份有限公司开采所事业部进行研究和试验，以确定扶贫煤矿整个井下巷道的合理支护方式及施工工艺。根据开采所采矿研究室的扶贫煤矿6号煤层煤岩样物理力学性质试验报告，以及6号煤层埋藏深度130米和在井下看到的煤层情况，结合理论计算及计算机数值模拟，现提出扶贫煤矿井大巷及首采面回采巷道锚杆支护初始设计。该设计的主要内容包括：地质力学测试，支护形式和参数设计，支护材料选择，井下施工工艺和安全措施，矿压监测设计等内容。该设计实施于井下后，还应进行矿压监测，以验证或修改本设计，保证巷道安全。1 锚杆支护设计方法介绍现有的锚杆支护设计方法很多，如基于以往经验和围岩分类的经验设计法，基于某种假说和解析计算的理论设计法，以现场监测数据为基础的监控设计法。大量实践经验证明，单独采用任何一种方法都不符合巷道围岩复杂性和多变性的特点，因而达不到理想的设计效果。只有采用包括试验点调查和地质力学评估、初始设计、井下监测和信息反馈、修正设计和日常监测的动态信息设计方法,才是符合井下巷道围岩特性的科学的设计方法。其中试验点调查包括围岩强度、围岩结构、地应力及锚固性能测试等内容，在此基础上进行地质力学评估和围岩分类，为初始设计提供可靠的参数。初始设计采用数值计算和经验法相结合的方法进行，根据围岩参数和已有实测数据确定出比较合理的初始设计。然后将初始设计实施于井下，并进行详细的围岩位移和锚杆受力监测，根据监测结果验证或修正初始设计。正常施工后还要进行日常监测，保证巷道安全。本设计包括试验点调查和地质力学评估，锚杆支护初始设计，井下施工所需材料、设备和工艺，矿压监测设计和仪器等内容。2 试验点调查和地质力学评估采区地质柱状图如图1所示。图1 采区综合柱状图2.1 巷道围岩岩性和强度6#煤层平均厚度为13.5m，倾角不大于5。煤层平均单轴抗压强度为7.12 MPa26.08MPa不等；伪顶为黑色炭质页岩，平均厚度0.3m，夹煤线或煤屑，随采随冒。直接顶为风化粘土岩，厚度3.16m，上部为棕色，下部为黑褐色，主要矿物成分为粘土矿物，含大量黑色有机质，岩石松软，平均单轴抗压强度为28.9MPa；煤层直接底为炭质泥岩，厚度为0.85m，黑色，主要矿物成分为粘土矿物，含炭质较高污手阶梯状断口，水平薄层节理发育，平均单轴抗压强度为56.87MPa。2.2 地质构造和围岩结构该矿区无大型地质构造和围岩结构。2.3 地应力由于未进行地应力测量，本设计根据煤层埋藏深度，按照公式*H，得出大致地应力大小。2.4 环境影响该地区水文地质较简单，涌水量不大。2.5 粘结强度测试采用锚杆拉拔计确定树脂锚固剂的粘结强度。该测试工作必须在井下施工之前进行完毕。测试应采用施工中所用的锚杆和树脂药卷，分别在巷道顶板和两帮设计锚固深度上进行三组拉拔试验。粘结强度满足设计要求后方可在井下施工中采用。3 锚杆支护初始设计3.1 巷道支护断面设计考虑到掘进过程中设备尺寸，通风要求和巷道围岩变形预留量，设计巷道断面尺寸如下：回风大巷断面呈矩形，宽3.8m，高3.1m；轨道大巷和运输大巷断面呈矩形，宽4.2m，高3.1m；回风顺槽断面呈矩形，宽3.8m，高3.1m；运输顺槽断面呈矩形，宽4.8m，高3.1m；开切眼断面呈矩形，宽8m，高3.1m。3.2 首采工作面运输顺槽锚杆支护初始设计本次锚杆支护初始设计采用有限差分数值计算程序FLAC3D，进行多方案比较，最后得出合理的锚杆支护初始设计。3.2.1 数值模型模拟范围为X(宽)Y(厚)Z(高)=703060m3，被划成19810网块，形成24720个节点。采用应力边界条件，模型上表面施加均匀的垂直压应力，模型两侧面施加随深度变化的水平压应力，模型下表面垂直位移固定。为了真实反映巷道围岩的变形特征，特别是岩石屈服后的力学行为，而又不致使计算速度过慢，采用两种力学模型模拟岩层。一种是应变软化模型，模拟靠近巷道的煤层。其它范围内的岩层采用摩尔-库仑模型。采用界面单元模拟岩层层面。模型岩层分布如图2所示。3.2.2 模拟方案模拟方案共27个，分别为：模型1：无支护；模型2：锚杆支护，顶板5根锚杆，锚杆排距1.2m，f20mm，2.2m；模型3：锚杆支护，顶板4根锚杆，锚杆排距1.2m，f20mm，2.2m；模型4：锚杆支护，顶板5根锚杆，锚杆排距1.0m，f20mm，2.2m；模型5：锚杆支护，顶板5根锚杆，锚杆排距1.4m，f20mm，2.2m；模型6：锚杆直径18mm，顶板5根锚杆；模型7：锚杆直径22mm，顶板5根锚杆；模型8：锚杆长度：顶锚杆2.0m，帮锚杆1.8m；模型9：锚杆长度：顶锚杆2.4m，帮锚杆1.8m；模型10：锚杆长度：顶锚杆2.2m，帮锚杆2m；模型11：锚杆长度：顶锚杆2.4m，帮锚杆1.6m；图2 模型岩层分布模型12：帮锚杆数量：1根；模型13：帮锚杆数量：2根；模型14：帮锚杆数量：3根；模型15：帮锚杆数量：4根。3.2.3 模拟结果分析无支护状态下(模型1)，巷道围岩位移和破坏状况如图3所示。巷道顶板产生显著变形和离层，顶板下沉量为158mm。顶煤几乎全部发生剪切破坏，破坏深度为4.62m。两帮相对移近量为172mm，煤层剪切破坏深度达2.0m，而且煤帮表面发生大面积拉断破坏。(1) 锚杆个数对支护效果的影响顶板每排5根锚杆时，巷道围岩位移和破坏状况如图4所示。巷道顶板下沉减小了14mm，剪切破坏范围明显减小，顶板变形和离层得到有效控制。两帮煤体移近量减小了150mm。围岩应力分布如图5，在巷道附近，垂直应力和水平应力都比较小。当顶板仅有4根锚杆时，锚杆间岩层仍然出现较大的破坏，剪切破坏范围较大。锚杆数增加到5根，顶板下沉量明显降低，支护状况得到明显改善。当锚杆数增加至6根，顶板下沉量变化很小，支护状况与6根时相差不大。可见，顶板每排5根锚杆比较合理。(2) 锚杆直径对支护效果的影响随着锚杆直径加大，顶板下沉和两帮移近量一直在减小，从f18mm到f22mm，顶板下沉降低12mm。从f20mm到22mm，再增加锚杆直径，支护效果变化不明显。f20mm是比较合理的锚杆直径。(3) 锚杆排距对支护效果的影响锚杆排距1.4米时，巷道变形和破坏状况如图6。从1.2m到1.0m，顶板下沉量变化13mm。从排距1.2m开始曲线出现拐点，再加密锚杆，对提高支护效果作用不明显。因此，1.2m是较合理的排距。(4) 锚杆长度对支护效果的影响锚杆长度为2.0m时，顶板下沉量比2.2m时大38mm。模拟结果显示锚杆长度2.2m和2.4m顶板下沉量变化不明显。考虑到顶板有接近10米厚的煤，锚杆长度不能太小。2.2m是合理安全的锚杆长度。(5) 帮锚杆对支护效果的影响当煤帮安装1根锚杆时，煤帮变形比3根时增加了55mm，变化明显，两帮煤层的破坏范围很大。当煤帮锚杆数增加到3根，煤帮变形得到有效控制，煤帮的稳定性明显提高。若继续增加帮锚杆数至4根，两帮位移量降低很小。因此，每帮3根锚杆是比较合理的。图3 巷道围岩位移分布和破坏状况（无支护）上图-围岩位移；下图-破坏状况图4 巷道围岩位移分布和破坏状况（应用锚杆支护）上图-围岩位移；下图-破坏状况图5 巷道围岩应力分布（应用锚杆支护）上图-垂直应力；下图-水平应力图6 巷道围岩位移分布和破坏状况（锚杆排距1.4米）上图-围岩位移；下图-破坏状况3.2.4 支护方案综上所述，确定巷道支护初始设计如下：巷道采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统。(1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.2m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度4.5m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成30度。网片规格：采用金属网护顶，网片规格为5200mm1400mm。锚杆布置：锚杆排距1.2m，每排5根锚杆，间距如图。(2) 巷帮支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1.8m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为K2335。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度2.3m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10度。网片规格：采用菱形金属网护帮，网片规格为2700mm1400mm。锚杆布置：锚杆排距1.2m，每排3根锚杆，间距1.1m。扶贫煤矿首采工作面运输顺槽支护断面如图7所示。3.3 首采工作面切眼锚杆支护初始设计本次锚杆支护初始设计采用有限差分数值计算程序FLAC3D，进行多方案比较，最后得出合理的锚杆支护初始设计。3.3.1 数值模型模拟范围和应用力学模型跟首采工作面运顺模型一样。采用锚杆单元模拟锚杆，典型的锚杆支护断面如图8。3.3.2 模拟方案模拟方案共27个，分别为：模型1：无支护；模型2：锚杆支护，顶板10根锚杆，锚杆排距1.0m，f20mm，2.2m，锚索加固；模型3：锚杆支护，顶板9根锚杆，锚杆排距1.0m，f20mm，2.2m，锚索加固；图7 扶贫煤矿首采工作面运输顺槽锚杆支护布置图模型4：锚杆支护，顶板11根锚杆，锚杆排距1.0m，f20mm，2.2m，锚索加固；模型5：锚杆直径18mm，顶板10根锚杆；模型6：锚杆直径20mm，顶板10根锚杆；模型7：锚杆直径22mm，顶板10根锚杆；模型8：锚杆排距0.8m，顶板10根锚杆；模型9：锚杆排距1.2m，顶板10根锚杆；模型10：锚杆长度1.8m，顶板10根锚杆；模型11：锚杆长度2.0m，顶板10根锚杆；模型12：锚杆长度2.2m，顶板10根锚杆；模型13：锚杆长度2.4m，顶板10根锚杆；模型14：顶板1根锚索加固；模型15：顶板2根锚索加固；模型16：顶板3根锚索加固；模型17：顶板无锚索加固；模型18：每帮1根锚杆；模型19：每帮2根锚杆；图8 锚杆支护断面图模型20：每帮3根锚杆；模型21：每帮4根锚杆。3.3.3 模拟结果分析无支护状态下(模型1)，巷道围岩位移和破坏状况如图9所示。巷道顶板产生显著变形和离层，顶板下沉量为201mm。顶煤几乎全部发生剪切破坏，破坏深度为6.7m。两帮相对移近量为398mm，煤层剪切破坏深度达2.0m，而且煤帮表面发生大面积拉断破坏。(1) 锚杆个数对支护效果的影响顶板每排10根锚杆、2根锚索补强时，巷道围岩位移和破坏状况如图10所示。巷道顶板下沉量13mm，剪切破坏范围明显减小，顶板变形和离层得到有效控制。两帮煤体移近量比无支护减小了375mm。围岩应力分布如图11，在巷道附近，垂直应力和水平应力都比较小。当顶板仅有9根锚杆时，锚杆间岩层仍然出现较大的破坏，剪切破坏范围较大。锚杆数增加到10根，顶板下沉量明显降低，支护状况得到明显改善。当锚杆数增加至11根，顶板下沉量变化很小，支护状况与10根时相差不大。可见，顶板每排10根锚杆比较合理。(2) 锚杆直径对支护效果的影响随着锚杆直径加大，顶板下沉和两帮移近量一直在减小，从f18mm到f22mm，顶板下沉降低18mm。从f20mm到22mm，再增加锚杆直径，支护效果变化不明显。f20mm是比较合理的锚杆直径。(3) 锚杆排距对支护效果的影响锚杆的排距为1.2米时，巷道围岩位移和破坏状况如图12，顶板下沉量为78mm。从1.0m到0.8m，顶板下沉量变化8mm。从排距1m开始顶板下沉量出现明显变化，再加密锚杆，对提高支护效果作用不明显。因此，1.0m是较合理的排距。(4) 锚杆长度对支护效果的影响锚杆长度为1.8m-2.0m时，顶板下沉量比2.2m时大，其中锚杆长度1.8m时下沉量增加了26mm。考虑到切眼断面大，顶板是煤，因此锚杆长度不能太小。2.2m是合理安全的锚杆长度。(5) 锚索的作用当顶板无锚索时，巷道支护状况如图13。无锚索时，巷道顶板下沉量增加了62mm，变化非常明显，而且在锚杆锚固区外煤层与顶板岩层间产生了显著离层，严重威胁着顶板的稳定，所以锚索作用十分明显。当每排布置1根锚索时，由于1根锚索的支护强度低，不足以控制顶板的显著离层，不能有效地保证顶板的稳定性。考虑到锚索悬吊顶煤和破碎岩层，确定每排2根锚索，选取6.3m左右的锚索是比较合理的。图9 巷道围岩位移分布和破坏状况（无支护）上图-围岩位移；下图-破坏状况图10 巷道围岩位移分布和破坏状况（应用锚杆支护）上图-围岩位移；下图-破坏状况图11 巷道围岩应力分布（应用锚杆支护）上图-垂直应力；下图-水平应力图12 巷道围岩位移分布和破坏状况（锚杆排距1.2米）上图-围岩位移；下图-破坏状况图13 巷道围岩位移分布和破坏状况（锚杆支护无锚索）上图-围岩位移；下图-破坏状况3.3.4 支护方案综上所述，确定巷道支护初始设计如下：巷道采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统，锚索补强。（一）切眼先掘部分（4米宽）(1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.2m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3.7m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成30度。网片规格：采用金属网护顶，网片规格为4400mm1200mm。锚杆布置：锚杆排距1m，每排5根锚杆，间距0.9m。锚索：单根钢绞线，f15.24mm，长度6.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335，两支规格为Z2360。锚索每排1根，排距为2m。锚索位置如图。(2) 巷帮支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1.8m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为K2335。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度2.3m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10度。网片规格：采用菱形金属网护帮，网片规格为2700mm1200mm。锚杆布置：锚杆排距1.0m，每排3根锚杆，间距1.1m。（二）切眼后掘部分（4米宽）(1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.2m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3.7m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成30度。网片规格：采用金属网护顶，网片规格为4400mm1200mm。锚杆布置：锚杆排距1m，每排5根锚杆，间距0.9m。锚索：单根钢绞线，f15.24mm，长度6.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335，两支规格为Z2360。锚索每排1根，排距为2m。锚索位置如图。(2)巷帮支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1.8m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为K2335。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度2.3m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10度。网片规格：采用菱形金属网护帮，网片规格为2700mm1200mm。锚杆布置：锚杆排距1.0m，每排3根锚杆，间距1.1m。扶贫煤矿首采工作面切眼支护断面如图14所示。回风顺槽、回风大巷、轨道大巷和运输大巷的初始设计，都没有进行模拟，根据运输顺槽的模拟结果，作出以上各巷道的初始设计。由于大巷的服务年限长，所以锚杆的排距进行了缩小。3.4 回风大巷锚杆支护初始设计巷道采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统。(1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.2m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3.4m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成30度。网片规格：采用金属网护顶，网片规格为4200mm1200mm。锚杆布置：锚杆排距1 m，每排5根锚杆，间距1.1m。(2) 巷帮支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1.8m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为K2335。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度2.5m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10度。网片规格：采用菱形金属网护帮，网片规格为2700mm1200mm。锚杆布置：锚杆排距1m，每排3根锚杆，间距1.2m。图14 扶贫煤矿首采工作面切眼锚杆支护布置图（3）喷射混凝土喷层厚度：用水泥、砂和石子按水泥：砂：石子 = 1：2：2喷射，厚度为100mm；水灰比：水灰比为0.4-0.5，速凝剂为水泥重量的2.5%-4.0%。扶贫煤矿回风大巷锚杆支护断面如图15所示。3.5 轨道、运输大巷锚杆支护初始设计巷道采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统。(1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.2m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3.7m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成30度。网片规格：采用金属网护顶，网片规格为4600mm1200mm。锚杆布置：锚杆排距1m，每排5根锚杆，间距1.2m。(2) 巷帮支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1.8m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为K2335。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度2.5m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10度。网片规格：采用菱形金属网护帮，网片规格为2700mm1200mm。锚杆布置：锚杆排距1m，每排3根锚杆，间距1.2m。（3）喷射混凝土 喷层厚度：用水泥、砂和石子按水泥：砂：石子 = 1：2：2喷射，厚度为100mm；水灰比：水灰比为0.4-0.5，速凝剂为水泥重量的2.5%-4.0%。扶贫煤矿轨道、运输大巷锚杆支护断面如图16所示。3.6 首采工作面回风顺槽锚杆支护初始设计巷道采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统。(1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.2m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360。图15 扶贫煤矿回风大巷锚杆支护布置图图16 扶贫煤矿轨道、运输大巷锚杆支护布置图钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3.4m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成30度。网片规格：采用金属网护顶，网片规格为4200mm1400mm。锚杆布置：锚杆排距1.2m，每排5根锚杆，间距1.1m。(2) 巷帮支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1.8m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为K2335。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度2.3m。托板：采用拱型高强度托盘，托板规格为13013010mm。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10度。网片规格：采用菱形金属网护帮，网片规格为2700mm1400mm。锚杆布置：锚杆排距1.2m，每排3根锚杆，间距1.1。扶贫煤矿首采工作面回风顺槽支护断面如图17所示。4 锚杆支护材料本次试验各条巷道所需锚杆支护材料如表1、2、3、4、5所列。4.1 顶板锚杆杆体锚杆杆体为左旋无纵筋螺纹钢筋，专用锚杆钢材。杆体公称直径20mm，长度2.2m。极限拉断力190kN，屈服力为126kN，延伸率17%。杆尾螺纹规格M22，采用滚压加工工艺成型。4.2 树脂药卷树脂锚固剂型号分别为：Z2360, 即直径23mm，长度600mm，固化时间为中速；K2335，即直径23mm，长度350mm，固化时间为快速。4.3 托板拱型高强度托盘，力学性能与锚杆杆体配套。4.4 钢筋托梁钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm。在安装锚杆的位置处焊上两段纵筋，以便安装锚杆。4.5 顶板金属网巷道顶板铺设菱形金属网，材料为10铁丝，网孔5050mm。图17 扶贫煤矿首采工作面回风顺槽锚杆支护布置图4.6 锚索锚索索体材料为高强度低松弛钢绞线，公称直径15.24mm，极限拉断力270kN，延伸率3%。锚索长度6.3m，头部设有树脂锚固剂搅拌头，锚索尾部配有高强度锚具。锚索托板为300mm300mm10mm的钢板，中心孔直径18mm。4.7 帮锚杆锚杆杆体为左旋无纵筋螺纹钢筋，专用锚杆钢材。杆体公称直径20mm，长度1.8m。极限拉断力190kN，屈服力为126kN，延伸率17%。杆尾螺纹规格M22，采用滚压加工工艺成型。表1 首采工作面运输顺槽锚杆支护材料清单序号名称型号每排数每米数100m巷道数10%富余1螺纹钢锚杆20#-M22-220054.174174582螺纹钢锚杆20#-M22-180065.005005503树脂药卷Z236054.174174584树脂药卷K2335119.1791710085钢筋托梁14-4400-80-510.8383926钢筋托梁14-2300-80-321.671671837金属网5050mm，5.21.4m10.8383928金属网5050mm，2.71.4m21.67167183表2 首采工作面切眼锚杆支护材料清单序号名称型号每排数每米数100m巷道数10%富余1螺纹钢锚杆20#-M22-22001010100011002螺纹钢锚杆20#-M22-1800999009903树脂药卷Z23601212120013204树脂药卷K23352020200022005钢筋托梁14-3700-80-5222002206钢筋托梁14-2300-80-3333003307金属网5050mm，4.41.2m222002208金属网5050mm，2.71.2m333003308锚索15.24-6300-1111001109锚具单孔1110011010锚索托板300300101811100110表3 回风大巷锚杆支护材料清单序号名称型号每排数每米数100m巷道数10%富余1螺纹钢锚杆20#-M22-2200444004402螺纹钢锚杆20#-M22-1800666006603树脂药卷Z2360444004404树脂药卷K23351010100011005钢筋托梁14-3400-80-4111001106钢筋托梁14-2500-80-3222002207金属网5050mm，4.21.2m111001108金属网5050mm，2.71.2m22200220表4 轨道、运输大巷锚杆支护材料清单序号名称型号每排数每米数100m巷道数10%富余1螺纹钢锚杆20#-M22-2200444004402螺纹钢锚杆20#-M22-1800666006603树脂药卷Z2360444004404树脂药卷K23351010100011005钢筋托梁14-3700-80-4111001106钢筋托梁14-2500-80-3222002207金属网5050mm，4.61.2m111001108金属网5050mm，2.71.2m22200220表5 首采工作面回风顺槽锚杆支护材料清单序号名称型号每排数每米数100m巷道数10%富余1螺纹钢锚杆20#-M22-2200444004402螺纹钢锚杆20#-M22-1800666006603树脂药卷Z2360444004404树脂药卷K23351010100011005钢筋托梁14-3400-80-4111001106钢筋托梁14-2300-80-3222002207金属网5050mm，4.21.2m111001108金属网5050mm，2.71.2m222002205 井下施工工艺和安全措施井下施工是该项目的关键部分，所以必须按照设计要求，保证施工质量。5.1 施工机具本次施工所需施工机具设备如表6所列。采用MQT-85J2型单体风动锚杆钻机钻装顶板锚杆，配套钻杆为B19型中空钻杆，钻头为f27mm双翼岩石钻头。采用ZMS12T型煤电钻钻装巷帮锚杆，配套钻杆为f26mm麻花钻杆，钻头为f27mm双翼煤电钻钻头。采用MQT-85J2型单体风动锚索钻机钻装锚索，配套钻杆为B19型接长钻杆，钻头为f27mm双翼岩石钻头。采用YCD-180型锚索张拉设备配套手动泵张拉锚索。5.2 施工前的准备工作(1) 准备好试验所需的一切材料、机具和矿压观测仪器，并保证质量。(2) 对施工队伍进行技术培训，使其了解试验目的，施工工艺和要求，掌握有关机具的操作，以便在井下施工中保证质量。5.3 施工工艺和技术要求表6 施工所需机具名 称型 号数量厂 家锚杆（锚索）钻机MQT-85J26台锚杆钻机用钻杆B19，1m40套锚杆钻机用钻杆B19，2.2m40套锚索钻机用钻杆B19，1.010m10套岩石钻头f27，双翼200个煤电钻ZMS12T6台煤电钻用麻花钻杆f26，1.8m30根煤电钻钻头f27，双翼200个锚索张拉设备YCD-180，SDB2套激光指向仪JZB-6002组5.3.1 施工工艺过程施工工序包括掘进和支护两大部分。巷道顶板支护的施工工艺流程为：掘进出煤敲帮问顶找掉危岩接金属网托上钢筋托梁临时支护用锚杆钻机钻进顶板中部锚杆钻孔清孔往钻孔内放入树脂药卷用锚杆头部顶住树脂药卷并送入孔底升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆尾部转动锚杆钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）停止搅拌并等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾部转动锚杆钻机拧紧螺母安装其它顶板锚杆。锚索施工工艺：定锚索孔位用锚索钻机钻进锚索钻孔清孔往钻孔内放入树脂药卷用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底升起锚索钻机并用搅拌器联接锚索钻机和锚索尾部转动锚索钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）停止搅拌等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）后收缩锚杆机卸下搅拌器等待15分钟套上托板安装锚具用张拉设备张拉锚索直到预紧力为100kN。两帮锚杆施工工艺：（两帮比较破碎时接金属网）用煤电钻钻进两帮锚杆钻孔清孔往钻孔内放入树脂药卷用锚杆头部顶住树脂药卷并送入孔底用搅拌器联接煤电钻和锚杆尾部转动煤电钻搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）停止搅拌并等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）用扳手拧紧螺母安装其它两帮锚杆。5.3.2 技术要求(1) 掘进采用掘进机掘进。切眼由于巷道断面较大，因此采用分断面两次掘进的方法。先掘进宽度4m，然后再掘进4m。其余巷道一次成巷。要求按设计尺寸施工，保证成形质量。不得超挖或欠挖。巷道掘进尺寸与设计尺寸相差不得超过200mm。(2) 临时支护在巷道顶板中部施工一根顶锚杆作为临时支护，并作为永久支护的一部分。(3) 安装顶板锚杆 锚杆应紧跟掘进头及时支护，最大空顶距不得超过3m。当顶板比较破碎时，应适当缩小空顶范围。 锚杆钻孔采用单体锚杆钻机完成。先用1.0m的短钻杆，后换2.2m的长钻杆，采用f27mm岩石钻头。钻孔时锚杆机升起,使钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为2090-2120mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆钻机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。 放入树脂药卷。先放入K2335快速树脂药卷，然后放入Z2360中速树脂药卷。锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。 利用锚杆钻机搅拌树脂药卷。树脂药卷搅拌是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）。同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）。 利用锚杆钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。拧紧力矩应达到100Nm。 锚杆排距误差不得超过设计值50mm。(4) 安装两帮锚杆锚杆钻孔采用煤电钻完成，孔深要求1710-1740mm，并保证钻孔角度。采用煤电钻搅拌。拧紧力矩应达到80Nm。其它技术要求同顶板锚杆。(5) 锚索安装 切眼锚索应紧跟掘进工作面安装。 采用单体风动锚索钻机，配B19中空六方接长钻杆和f27mm双翼岩石钻头钻孔。孔深控制在6050-6100mm内。 安装树脂药卷，先放入1个K2335快速树脂药卷，然后放入2个Z2360中速树脂药卷。插入锚索将树脂药卷推至孔底。 锚索下端用专用搅拌器与锚索钻机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）。停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟），收缩锚杆机，卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长度应控制在300mm以内。 张拉锚索。等待15分钟后装上托板、锚具，用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力（80kN），之后卸下千斤顶。 锚索间距误差不得超过设计值50mm。5.4 安全技术措施 !(1) 须定期进行井下锚杆锚固力拉拔试验，每次数量不少于3根。如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大，必须对锚固参数进行调整和修改。(2) 为了保证施工质量，须对锚杆锚固力进行抽检（不小于10%的比例），抽检指标为顶板锚杆锚固力不得低于70kN，两帮锚杆锚固力不得低于50kN。发现不合格锚杆，应在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。(3) 掘进时形成的巷帮超宽或片帮超宽时，应及时处理，可采用加长钢筋托梁和补打锚杆的方法进行补强。(4) 巷道地质条件发生变化时，应根据变化程度，调整支护参数或采取应急措施及时处理，如采用锚索加固、锚注或缩小排距等。(5) 试验过程中，每隔30m在顶板安装一个离层指示仪，观测围岩移动情况。一旦发生异常现象，观测人员应立即报告有关领导，以便采取相应措施。(6) 顶板铺网时，要求拉直拉紧，网间搭接长度不小于100mm。用双股18#铁丝按不大于300mm的间隔连接牢固。(7) 张拉锚索时，每次使用要两人协作，张拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上，加压后，工具锚卡住钢绞线方能松手，并用8#铁丝将千斤顶绑在顶网上。操作人员要避开张拉缸轴线方向，以保证安全。(8) 张拉时，发现不合格锚索，必须在其附近300mm的范围内补打合格锚索。6 矿压监测矿压监测是动态信息设计方法的核心内容之一。通过测试锚杆受力和巷道围岩位移分布，就可比较全面地了解锚杆支护的工作状态，进而验证或修改锚杆支护初始设计，并保证巷道的安全状态。6.1 矿压监测前的准备工作井下实施矿压监测之前，需做好以下工作：(1) 组建矿压监测队伍矿压监测队伍成员由矿方安排，要求对监测工作认真负责，并具有一定巷道支护经验。(2) 准备监测仪器和测点安设物品按照设计要求的规格和数量购置所需监测仪器，准备测点安设所需物品。(3) 准备监测记录表格矿压监测所需记录表格应提前准备好，以供井下测试时使用。(4) 技术培训在井下测试之前，由试验小组对测工进行技术培训。6.2 矿压监测内容和方法本次矿压监测分为综合监测和日常监测。前者的主要作用是验证或修改初始设计，后者主要是为了保证巷道安全。6.2.1 综合监测综合监测内容如表7。在轨道大巷、运输顺槽、回风顺槽中，共设5个测站。一个测站包括两个巷道表面位移监测断面，一个顶板离层监测断面，一个锚杆受力监测断面。表7 巷道综合监测内容序号项目内容1巷道表面位移巷道顶底板、两帮相对移近量，顶板下沉量。2顶板离层锚固区内外顶板岩层位移。3锚杆受力顶板锚杆受力分布，两帮锚杆受力。4巷道破坏状况统计记录巷道围岩破坏位置和程度。 (1) 巷道表面位移采用十字布点法安设表面位移监测断面（图18）。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻f28mm、深400mm的孔，将f29mm、长400mm的木桩打入孔中。顶板和上帮木桩端部安设弯形测钉，底板和下帮木桩端部安设平头测钉。两监测断面沿巷道轴向间隔0.6-1.0m。观测方 400mm A 400mm C D O B图18 巷道表面位移监测断面布置法为：在C、D之间拉紧测绳，A、B之间拉紧钢卷尺，测读AO、AB值；在A、B之间拉紧测绳，C、D之间拉紧钢卷尺，测读CO、CD值；测量精度要求达到1mm，并估计出0.5mm；采用皮卷尺测量监测断面距掘进工作面的距离。测量频度为：距掘进工作面和采煤工作面50m之内，每天观测1次，其它时间每3天观测1次。(2) 顶板离层采用LBY-3型顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外位移值。离层仪的安装方法和步骤：钻孔：采用B19中空六方接长式钻杆、F27mm钻头用锚杆机在巷道中线处打垂直钻孔，深度7m；