煤矿各巷道锚网喷支护设计.doc

煤矿各巷道锚网喷支护设计 作者： 日期：2 个人收集整理 勿做商业用途目 录1 顶底板岩石物理力学性质11。1煤层基本情况11。2顶底板岩石物理力学参数22 围岩稳定性分类与锚固参数研究42.1概述42。2 以巷道围岩稳定性分类为基础的工程类比法42。2。1 分类方法52。2。2 分类指标的确定62.2.3 分类指标的取值方法72。2.4 分类的步骤82.3 分类结果143 设计理论依据163。1顶板锚固支护原理及其适用条件163.2两帮锚固支护原理及其适用条件214 支护方案设计234.1 开切眼的锚固参数设计234.1。1开切眼两帮锚固参数确定234。1。2开切眼顶板锚固参数确定254。1.3开切眼锚固方案294。2 胶带运输顺槽和回风顺槽锚固参数设计314.2。1 胶带运输顺槽和回风顺槽两帮锚固参数确定314。2。2 胶带运输顺槽和回风顺槽顶板锚固参数确定334.2。3 胶带运输顺槽和回风顺槽锚固方案364。3 轨道顺槽和进风顺槽锚固参数设计394.4。1 轨道顺槽和进风顺槽两帮锚固参数确定394。3。2 轨道顺槽和进风顺槽顶板锚固参数确定414。3.3 轨道顺槽和进风顺槽锚固方案444.4 一、二号胶带大巷锚固参数设计474。3.1 一、二号胶带大巷两帮锚固参数确定474.3.2 一、二号胶带大巷顶板锚固参数确定494.3.3 一、二号胶带大巷锚固方案524.5 一采区回风大巷锚固参数设计554。5.1 一采区回风大巷两帮锚固参数确定554。5.2 一采区回风大巷顶板锚固参数确定574。5。3 一采区回风大巷锚固方案604.6 一采区辅运大巷和东辅运大巷锚固参数设计634.6.1 一采区辅运大巷和东辅运大巷两帮锚固参数确定634。6.2 一采区辅运大巷和东辅运大巷顶板锚固参数确定654.6.3 一采区辅运大巷和东辅运大巷锚固方案684。7 二采区回风大巷和回风大巷锚固参数设计714。7。1 二采区回风大巷和回风大巷两帮锚固参数确定714。7.2 二采区回风大巷和回风大巷顶板锚固参数确定734.7。3 二采区回风大巷和回风大巷锚固方案764.8 交叉点加强支护方案794.9 临时支护814.9.1 临时支护的形式与材料规格814。9。2 临时支护的操作过程814。10 锚固材料的规格、性能及其选择824。10.1 锚固剂的规格、性能及其选择824.10。2 预应力锚索的规格、性能与选择834。10.3 锚杆的规格、性能与选择844。10.4 锚杆梁(钢带或钢筋梯子梁)的规格、性能与选择854。10.5 锚杆与锚索托板的规格、性能与选择884。10。6网的规格、性能与选择894。11锚杆(索）预紧力的确定914.12喷射混凝土964.12。1喷射混凝土的常用配比974。12.2影响喷射混凝土强度的因素分析974。13 锚杆与锚索的施工工艺1014。13.1锚杆施工工艺1014.13.2 锚索施工工艺1014.14 施工操作安全技术要求1024.14。1 顶板管理及锚杆施工安全技术要求1024。14。2 锚索施工与操作安全技术要求1045 锚固质量检查与围岩动态监测1055。1 锚固质量的日常检查1055。2 围岩动态的专项监测1066总结1111131 顶底板岩石物理力学性质1。1煤层基本情况山西煤炭运销集团阳城羊泉煤业有限公司井田位于阳城县城北西约20km处的芹池镇柴庄村北侧，行政区划隶属阳城县芹池镇管辖。其地理坐标为：东经11213441121530，北纬353609353817.目前开采3#煤层，煤层平均埋深200m左右，井田面积为7。167km2.井田位于沁水煤田南部,沁水复式向斜南端,受一组宽缓褶曲控制，总体向北倾伏,地层倾角约29，现未发现断层、陷落柱构造，未见岩浆岩侵入,地层走向变化不大，根据DZ/TO2152002煤、泥炭地质勘查规范，井田构造总体属简单类型。本矿现开采3号煤层,煤层厚3。306。39m，平均厚3。88m，煤层结构简单较简单，夹02层矸石，矸石成分多为炭质泥岩或泥岩。其伪顶为灰色泥岩或炭质泥岩，厚约0.1m，随开采过程极易冒落,水平层理十分发育,富含植物化石；直接顶板多为砂质泥岩、粉砂岩、泥岩,部分为细粒砂岩，一般厚约2。50m，钙质胶结，分选一般，含有泥岩包裹体,斜层理明显，裂隙不太发育；老顶为中粒砂岩,厚约3.0m。底板岩性多为泥岩、砂质泥岩,一般厚约3.50m。1.2顶底板岩石物理力学参数据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年5月10日化验资料：3号煤层顶板泥岩抗压强度为13.730.4MPa，平均24.7MPa，属软弱岩石,抗拉强度为0.100。69MPa,平均0.43MPa，抗剪强度为2.553.87MPa,平均3.38MPa。底板泥岩抗压强度为20。447.1MPa，平均31。2MPa，属软弱岩石中等坚硬岩石,抗拉强度为0.311。08MPa，平均0。58MPa,抗剪强度为1.772.87MPa，平均2。49MPa.另据本井田外西北侧的小西煤业钻孔(XX-3、XX6号孔）化验资料:顶板细粒砂岩视密度2629kg/m，含水率1。11%，孔隙率2。63%，抗压强度51。8 MPa，属中等坚硬岩石,抗拉强度3.60 MPa，抗切强度3.43 MPa。顶板砂质泥岩视密度2673kg/m，含水率0.97，孔隙率1.69,抗压强度30。8MPa，属软弱岩石，抗拉强度1。10 MPa,抗切强度2.01MPa.底板砂质泥岩视密度2610kg/m，含水率0.61，孔隙率1。21，抗压强度30。3MPa，属软弱岩石，抗拉强度1。60MPa，抗切强度2。35MPa。底板泥岩视密度2616kg/m，含水率1.10，孔隙率2.06%，抗压强度18.9MPa,属软弱岩石,抗拉强度1.17MPa，抗切强度6。92MPa。据山西阳城羊泉煤业有限公司资源整合矿井地质报告，顶底板岩层详见钻孔柱状图。 2 围岩稳定性分类与锚固参数研究2。1概述锚杆支护设计的基本方法可以归纳为以下几大类:工程类比法；理论计算法；以地质力学为基础的数值试验法。工程类比法在我国巷道锚杆支护设计中应用比较广泛，主要有：以回采巷道围岩稳定性分类为基础的锚杆支护设计方法和以巷道围岩松动圈为基础的支护设计法等。理论计算的方法很多，主要有悬吊理论、组合梁理论、冒落拱理论等.在众多理论中，前苏联库兹巴斯矿区的基于冒落拱理论的设计方法最具有代表性,这种方法是根据特定煤层地质条件，应用冒落拱理论分析围岩的松动状态，认为锚杆支护的作用是防止松动破坏区的围岩垮落，设计所用主要参数的获取靠经验并结合一定的观测手段来实现，设计的主要任务是确定锚杆支护的间排距。英国、澳大利亚等建立了以地质力学条件和数值计算为基础的煤巷锚杆支护系统设计方法，其核心是首先根据地应力测试结果，以岩体力学评估为基础，结合数值模拟分析进行锚杆支护初始设计,然后再根据现场监测结果对原设计进行修正和完善。2。2 以巷道围岩稳定性分类为基础的工程类比法工程类比法是煤矿巷道锚杆支护设计中应用最为广泛的方法之一,它是根据已经成功的类似工程经验,通过类比，直接提出锚杆支护参数，这与设计者的实践经验关系很大。然而,要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的,为了将特定围岩条件下的设计与已有的相应条件下的工程实践经验联系起来进行工程类比，做出比较合理的设计方案，进行围岩稳定性分类是必要的。1988年原煤炭工业部颁发了试用我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案一来，经过多年的应用，已进一步完善，发展成为包括缓倾斜、倾斜、急倾斜和各种煤层厚度的回采巷道,煤层上下山，其他煤巷以及岩石巷道等全部在内的采准巷道围岩稳定性分类方案。根据这一分类方案，巷道围岩的稳定性可划分为非常稳定(类）、稳定（类）、中等稳定（类）、不稳定（类）和极不稳定（类）5个类别.2。2。1 分类方法模糊聚类分析自问世以来，发展十分迅速，它将模糊数学的理论、方法引入到聚类分析中,从而形成了模糊聚类分析，并且成功地应用到选矿、气象、地震、林业、农业、环境科学等多方面。巷道围岩稳定性是一个复杂的问题，它受到多种因素的影响，例如围岩性质、围岩结构、构造和破坏的情况、围岩应力、地下水、巷道位置、巷道断面的形状及大小、巷道支护方式等，对于回采巷道和某些巷道还要受到采动影响（包括固定支承压力、移动支承压力和压力降低等）。对于如此错综复杂的问题,必然要采用多指标分类，多指标分类的突出问题是各指标分类档次的不一致性，对各指标分类档次综合分析后选用的类别不一定符合客观实际等。对此，人们把聚类分析引入到巷道围岩分类中来。对于巷道围岩稳定性分类，在影响因素取舍的界限、分类指标数值的确定以及样本之间亲疏界限等方面部具有很强的模糊性。因此，对于模糊性强、多因素、多指标的回采巷道围岩稳定性分类，采用模糊聚类分析是适宜的。2.2.2 分类指标的确定回采巷道围岩稳定性分类是直接为生产服务的，因此，选取分类指标应遵循的原则是：分类指标是影响回来巷道围岩稳定性的主要因素，能定量表示；在煤矿现场容易测取，便于现场使用和分类方案的推广。也就是说，所选择的指标应具有科学校和实用性.上节研究表明,回采巷道围岩稳定性受多种因素的影响，它不仅取决于地质因素，同时也取决于生产技术因素.巷道围岩变形是其稳定性的综合反映,是多种因素综合影响的结果.如果以K表示围岩移近率，则选择K作为各分类指标的函数：K=f(顶，煤，底，H，L，N,X）式中:顶直接顶单向抗压强度;煤煤的单向抗压强度；底直接底的单向抗压强度;H巷道埋藏深度;L直接顶初次垮落步距;N直接顶厚度与采高的比值;X护巷煤柱宽度。上述分类指标在煤矿中较易测取,且是影响巷道围岩稳定性的主要因素，因此是较为科学和实用的。由于采用了围岩移近率，即顶、底板(或两帮)移近量与巷道高度（或宽度）的比值，所以巷道断面积在分类指标中未作为单独的分类指标。这里还需指出,地下水对相当数量的岩石有软化和泥化作用.尤其对软岩,地下水容易使其崩解或膨胀.对有些“硬岩地下水对其也有软化作用。地下水是影响巷道围岩稳定性的一个因素，在某些情况下，其影响程度可能很大。由于地下水对巷道影响的复杂性，现在还未能定量地取得有关的数据，在本分类中这个因素未作为指标列入。2.2。3 分类指标的取值方法（1）三个围岩强度指标围岩强度是指围岩的单向抗压强度，单位为MPa.顶板强度取二倍巷道高度范围内的各岩层强度的加权平均值，底板强度取一倍巷道高度范围内各岩层强度的加权平均值。分层开采时的底板强度，实际上就是煤层强度。（2)埋藏深度巷道埋藏深度是指巷道所在位置距地表的深度，单位为m。（3）直接顶初次垮落步距。直接顶初次垮落步距的单位为m.测取初次垮落步距的要求是冒高大于1.01.5m，冒落长度大于工作面全长的12，从开切眼的煤拄侧到工作面切顶排柱之间的距离.如果工作面长度不足80m时，可取等效步距，即Lab（a+b），式中a，b分别为实际工作面长度和直接顶初次垮落步距。(4)直接顶厚度与采高比值可以从地质柱状图中直接量取直接顶厚度,但应注意根据具体条件分析直接顶的范围。直接顶是直接位于煤层(或仍顶)之上，强度小于6080MPa，一般随回柱随冒落的岩层。当N4时,取N=4。(5）护巷煤柱宽度护巷煤柱宽度是指区段平巷一侧的实际煤拄宽度单位为m。当巷道两侧为实体煤时，取100m；当无煤拄护巷时，取0。2。2。4 分类的步骤在回采巷道稳定性分类中，应用模糊聚类分析方法，大体上分五个步骤。（1)分类指标原始数据的预处理.为了简化巷道围岩稳定性与其影响因素的关系，并尽可能将这种关系转换成线性关系，在进行分类或预测巷道类别时不直接应用分类指标的原始数据，而对其进行预处理。（2)数据标准化。数据标准化的目的主要是消除分类指标量纲及绝对值大小之间差别的影响.由于所研究的各个变量的量纲和量级可能不同，直接用分类指标的原始数据进行计算就会突出那些绝对值大的变量而压低了那些绝对值小的变量的作用;此外，为满足模糊聚类运算，需要将指标致值压缩到0，1闭区间。因此,在进行模糊聚类分析前要解决数据标准化问题。(3）分类指标加权处理。标准化后的数据并没有改变各指标对分类结果贡献相等的地位.事实上，我们选择的各个分类指标对巷道围岩稳定性的影响程度是不同的,有主、次之分。如果把这些影响程度不同的指标平等对待，无疑要影响分类结果的准确性。因此，在进行模糊聚类分析时，为区分开这些指标对围岩稳定性的不同影响程度，需要对每一个指标进行加权处理。加权的具体实施方案就是在各指标经标准化处理后的数据上乘以相应的权值。确定权值的途径很多，我们采用了多元回归分析法确定本分类中七个指标的权值，并用层次分析法作了检验。（4）标定。标定就是计算出衡量被分类对象间相似程度的统计量，从而确定讨论域上的模糊关系矩阵,进而确定具有自反性和对称性的巷道加权模糊相似矩阵。（5)聚类.所谓聚类，就是在已建立的模糊相似矩阵的基础上，以不同的阀值进行截取，从而得到不同的分类。模糊聚类实施的作法很多,我们采用了基于模糊等价关系的聚类法。具体作法是,将加权模糊相似矩阵进行改造，使之具有传送性，转化为加权模糊等价关系矩阵，给出不同的阀值进行聚类.阀值的取值视分类需要，由大到小或由小到大进行取值试验，并经抽样检验，最终达到合理分类的要求。各指标聚类中心见下表。表21 巷道围岩分类指标聚类中心巷道类别顶煤底NH(m）WD（m）0。1026（95MPa)0.201(25MPa）0.1291（60MPa)0.03260024。30.1414（50MPa)0。2357(18MPa)0.169(35MPa)2。353000。10514.90.1826（30MPa）0。2887(12MPa)0。2887（12MPa）3。103800.36510。30.1491(45MPa)0。251(16MPa）0.1826(30MPa)2。653400。57611。90.201(25MPa）0。3015（11MPa)0.3015(11MPa）3.194100。7659。7我国煤炭系统的专家、学者和工程技术人员在煤巷锚杆支护研究、设计与施工方面做了大量的工作，积累了丰富的经验，原煤炭工业部锚杆支护专家组将他们的经验集中起来，在采准巷道围岩稳定性分类的基础上，制定了煤巷锚杆支护技术规范。该规范的要点为:1)顶板必须采用金属杆体锚杆。全长锚固或加长锚固锚杆应选用螺纹钢体杆.采用端部锚固锚杆时，设计锚固力不应低于64KN，采用全长锚固锚杆时，杆体破断力不应小于130KN.2）一般情况下，巷帮应支护.巷帮锚杆的设计锚固力不应低于40KN。根据巷道断面、煤层厚度与强度、节理裂隙发育程度、埋藏深度、护巷煤柱宽度、锚杆是否经受截割等因素确定巷帮锚杆的形式与参数。3）锚杆孔径与锚杆杆体锚固段直径之差宜保持在610mm范围之内。4）顶板靠巷道两帮的锚杆，一般应向两帮倾斜1530（与铅垂线夹角)。5)推荐的金属杆体锚杆支护参数系列见表2-2所示。6）推荐的巷道锚杆基本支护形式与主要参数见表23所示。表22 金属杆体锚杆系列参数项目系列锚杆长度/m1。4，1。6，1.8,2.0，2.2,2.4，2.6锚杆杆体直径/mm16，18，20，22，24锚杆孔径/mm26，28,31，33锚杆排距/m0.6，0。7，0。8，0.9，1。0，1.1，1.2，1。4锚杆间距/m0。6，0.7，0.8，0。9，1.0，1.1，1。2，1.4注：帮锚杆杆体直径可选用14mm,锚杆孔径优先选用28mm。表23 巷道顶板锚杆基本支护形式与主要参数选择巷道类别巷道围岩稳定状况基本支护形式主要支护参数非常稳定整体砂岩、石灰岩：不支护不支护其它岩层：单体锚杆端锚：杆体直径：16mm杆体长度：1.61。8m间排距：0。81。2m设计锚固力：6480KN稳定顶板较完整：单体锚杆顶板较破碎：锚杆+网端锚：杆体直径:1618mm杆体长度：1.62。0m间排距：0.81。0m设计锚固力：6480KN中等稳定顶板较完整：锚杆+钢筋梁，或桁架顶板较破碎：锚杆+W钢带(或钢筋梁）+网，或增加锚索.桁架+网，或增加锚索端锚：杆体直径:1618mm杆体长度：1。62.2m间排距：0。61.0m设计锚固力:6480KN全长锚固:杆体直径:1822mm杆体长度：1。82.4m间排距：0.61。0m不稳定锚杆+W钢带+网，或增加锚索桁架+网，或增加锚索全长锚固：杆体直径：1822mm杆体长度:1。82.4m间排距：0.61.0m极不稳定1、顶板较完整：锚杆+金属可缩支架，或增加锚索2、顶板较破碎：锚杆+网+金属可缩支架，或增加锚索3、底鼓严重锚杆+环型可缩支架全长锚固:杆体直径:1824mm杆体长度：2.02.6m间排距:0。61.0m注:1、巷帮锚杆支护形式与主要参数视地应力大小、巷帮煤（岩)强度、节理状况、护巷煤柱尺寸、巷道断面与是否切割等,参照顶锚杆确定；2、对于复合顶板，破碎围岩，易风化、潮解、遇水膨胀围岩，可考虑在基本支护形式基础上增加锚索加固或注浆加固、封闭围岩等措施;3、锚杆各构件强度应与相应锚固力匹配；4、“顶板较完整”指节理、层理分级为、级，“顶板较破碎”指、级，见表2-4.表24 节理、层理发育程度分级节理、层理分级节理、层理发育程度极不发育不发育中等发育发育很发育节理间距D1/m3130。410.10。42120。310。10.30.12.3 分类结果根据地质报告,该矿井地质条件属简单类型，岩层倾角小，未见陷落柱。本设计依据本章第二节所述的分类方法对矿井的一号胶带大巷、二号胶带大巷、一采区回风大巷、一采区辅运大巷、东辅运大巷、二采区回风大巷、回风大巷、开切眼、胶带运输顺槽、回风顺槽、轨道顺槽、和进风顺槽围岩进行了分类，分类结果为级，属中等稳定围岩。根据表23 巷道顶板锚杆基本支护形式与主要参数选择，一号胶带大巷、二号胶带大巷、一采区回风大巷、一采区辅运大巷、东辅运大巷、二采区回风大巷、回风大巷采用锚杆+网+喷射混凝土进行支护，喷射混凝土厚度为100mm，并采用锚索进行补强支护。对开切眼、胶带运输顺槽、回风顺槽、轨道顺槽、和进风顺槽采用锚杆+网进行支护，并采用锚索进行补强支护。选用的支护参数为：端锚：杆体直径：1618mm杆体长度：1。62。2m间排距：0。61.0m设计锚固力:6480KN以上这组支护参数值将作为本设计的基本依据,并通过理论计算的方法对这些参数进行进一步的修正和优化,以达到最佳支护效果。3 设计理论依据 巷道锚固支护参数设计应根据具体的地质力学特征、巷道断面形状、大小以及巷道的用途和服务年限等因素的不同，以不同的围岩控制理论为依据分别进行.以下通过对锚杆、锚索支护理论研究，探讨适宜于羊泉煤业有限公司3#煤层赋存条件的巷道锚固定支护理论依据、设计原理及方法。3。1顶板锚固支护原理及其适用条件 目前，较成熟的锚固支护理论主要可归纳为三大类：一是基于锚杆的悬吊作用而提出的悬吊理论、减跨理论等;二是基于锚杆的挤压、加固作用提出的组合梁理论、组合拱理论以及楔固理论等;三是综合锚杆的各种作用而提出的松动圈支护理论、锚固体强度强化理论、锚注理论、整体锚固结构理论等. 悬吊理论认为,巷道开挖以后，由于应力状态的改变,围岩中一定区域内将可能发生岩石的松动和破裂现象、或由于被裂隙切割的岩块因失去足够约束而成为关键块体即出现危岩，此时锚杆的作用就是利用其抗拉能力将松软岩层或危岩悬吊于稳定岩层之上.该理论适用于锚杆长度范围内赋存有稳定岩层或稳定岩层结构的条件. 减跨理论应包括两方面的内容：一是基于松散介质的自然冒落拱理论提出的锚杆作用原理,其依据是冒落拱高度与跨度成正比关系，认为利用锚杆的悬吊作用可增加顶板岩层的支点，从而减小支点间的跨距,进而达到降低冒落拱高度、减少所需支护强度的目的;二是基于梁或板的理论提出的锚杆作用原理，即当巷道顶板而层状岩层时，其变形特性近似于梁或板的特性，此时锚杆的作用是缩短梁或板得跨距，以减少其中因横力而产生的弯矩及因弯矩产生的弯曲应力,尤其是弯曲拉应力，从而提高顶板的稳定性。从以上两种情况可以看出，减跨理论中锚杆的作用机理以及适用条件等同于悬吊理论,即需要以稳定岩层或稳定岩层结构为依托。 组合梁理论适用于顶板由多层小厚度连续性岩层组成的巷道，其原理是通过锚杆的轴向作用力将顶板各分层夹紧,以增强各分层间的摩擦作用,并借助锚杆自身的横向承载能力提高顶板各分层间的抗剪切强度以及层间黏结程度，使各分层在弯矩作用下发生整体弯曲变形，呈现出组合梁的弯曲变形特征，从而提高顶板的抗弯刚度及强度。 未锚固的顶板岩层发生弯曲变形时,由于各分层间黏结力及摩擦系数往往较小，因此，在下沉变形过程中多表现为叠合梁特性，即各分层发生相对独立的弯曲变形，此时，顶板岩层中的最大拉应力为（max）=（6/nh2）Mmax 锚固后的顶板岩层发生弯曲变形时，由于各分层间抗滑动能力的提高，顶板在下沉变形过程中呈组合梁特性，即发生整体弯曲变形，此时其中所产生的最大拉应力为（max）组=6/(nh）2Mmax两式相比可得（max）叠/(max）组=n以上各式中：（max）叠以叠合梁方式弯曲时岩层中的最大拉应力（max）组以组合梁方式弯曲时岩层中最大拉应力 Mmax顶板岩层所受的最大弯矩 n顶板岩层的分层数 h顶板岩层的分层厚度可见,在相同横力弯曲载荷条件下形成组合梁后的最大拉应力仅为叠合梁状态下 的1/n,从而使其抗弯能力得到明显提高。挤压加固理论适用性较强（几乎适用于所有围岩条件）。对于拱顶巷道，其原理是通过锚杆的轴向作用力在围岩中形成拱形压缩带，即通过锚杆的轴向作用力将围岩中一定范围岩体的应力状态由单向（或双向）受压转变为三向受压，从而提高其环向抗压强度指标，使该压缩带既可承受其自身重量，又可承受一定外部载荷.若轴杆的有效长度为L、间距为S、单根锚杆所形成的压力锥体顶角之半为，则承压拱的厚度B为B=LStg对于平顶巷道的层状连续性顶板而言，挤压加固理论等同于组合梁理论，此时，锚杆的挤压加固作用既可使层状顶板形成组合梁结构，提高其抗弯强度，又可改善岩层的应力状态，即提高围压,使岩层平行于层理方向的抗压强度得到提高。楔固理论主要是针对巷道围岩沿弱面滑移失稳现象而提出的围岩加固机理。当围岩中的部分岩体被弱面切割为块体时，其稳定性状况一定程度上将取决于对关键块体的维护情况,因为这种条件下围岩的失稳大多起因于关键块体的失稳。此时可将锚杆相交于弱面布置，通过锚杆的抗拉、抗剪以及抗弯作用防止危岩发生滑动甚至脱离岩层而冒落,从而保持巷道围岩的整体稳定性。最大水平应力理论认为，巷道围岩的水平应力有时会大于垂直应力，此时,巷道顶、底板的稳定性主要受水平应力的影响；水平应力具有明显的方向性，巷道轴向与最大水平应力之间的夹角不同，水平应力对顶、底板稳定性的影响程度也会有所差异：与最大水平应力方向平行的巷道受其影响最小，顶底板稳定性最好，与最大水平应力方向成锐角的巷道其顶底板变形破坏偏向巷道的某一帮，与最大水平应力垂直的巷道其影响最大，顶底板稳定性最差.基于该理论,英国学者研究发现，在深部开采的高应力环境下，最大水平应力的作用使顶底板岩层发生剪切破坏而出现错动和松动膨胀，造成围岩变形，随着变相的发展，顶板对支护的载荷迅速增长,并使按承受顶板岩层重量设计的支护系统发生破坏。在这种情况下，锚杆的作用应当是在顶板变形的早期阶段提高其稳定性,以控制顶板后期变形的严重程度。即锚杆的加固应在顶板岩层发生松动膨胀变形之前进行，而不是等顶板已经松动破坏、几乎丧失自承能力后才被动承受围岩压力.同时,应充分重视垂直应力对两帮的影响：顶板锚固后，两帮垂直应力集中区更靠近巷帮，控制两帮破坏,防止顶板有效跨度超过顶板锚杆的有效支护范围,对围岩稳定极为重要。文档为个人收集整理，来源于网络文档为个人收集整理，来源于网络锚杆桁架支护结构出现于20世纪60年代,人们通过对其护甲机理的研究认为桁架锚杆的作用原理属于挤压加固一类，锚杆桁架对巷道围岩的加固作用主要表现在以下三个方面：改变顶板的应力状态是锚杆桁架的基本支护机理之一。即随着桁架预紧力的增加，顶板中部的拉应力将减小,甚至出现压应力,使顶板处于无拉应力状态，从而弥补掩体抗拉强度较小的弱点；促进顶板裂隙体梁的形成。当巷道开挖在层状岩体中且顶板极软和破碎时，顶板的破坏和变形可以用“岩梁理论来分析，它的稳定性取决于裂隙体梁的成拱作用.桁架的预紧力可以增强裂隙体间的挤压作用，从而增强其间的摩擦作用，并可约束曾言的下沉变形，甚至是顶板产生向上的位移,有利益裂隙体梁达到压力拱式的平衡状态;提高顶板裂隙体梁拱座处得抗滑动性能.根据静力平衡原理,当岩梁拱座处抗剪切能力过低时，顶板将发生整体剪切滑动.桁架的预紧力引起的主动作用将与拱座处得水平推力叠加，增大了该危险部位岩石或不连续面得摩擦阻力，从而提高顶板裂隙体梁在拱座处的抗剪切强度。针对软岩巷道围岩控制提出的外锚内注式的支护方法。认为软岩巷道围岩的破裂范围及变形量都很大，传统的刚性支护难以适应,而单纯的锚固定支护或破裂范围及变形量都很大，传统的刚性支护难以适应,而单纯的锚固支护或组合锚固支护欲使破裂岩体处于挤紧状态从而形成平衡拱也难以实现.对于节理裂隙发育的软岩，采用注浆的方法可以改变其松散结构，提高黏结力和内摩擦角，提高围岩的整体性和强度系数,从而形成一个注浆加固圈，为锚杆提供可靠的着力基础，使其能够充分发挥悬吊、组合等基本功能,对注浆加固圈以下的松碎岩石起到支护作用。整体锚固理论认为,使顶、帮锚固体形成锚固结构，能克服普通锚固结构存在角部弱环节的缺陷，一定程度上可防止两帮沿顶、底发生错动而向巷道挤入，从而减少巷道变形,更大限度地改善锚固区围岩的受力状态，从而提高锚固结构的径向刚度,增强锚固结构对深部围岩的径向约束，使巷道围岩的稳定性得到改善.可见,不同的顶板锚固理论具有不同的适用条件，应用时根据具体顶板岩层条件进行合理选择。3.2两帮锚固支护原理及其适用条件适用于巷道两帮控制的锚固支护理论主要由挤压加固理论、楔固理论以及大厚度锚固墙理论。两帮中的挤压加固理论与顶板中的挤压加固理论相同，适用于所有围岩条件。楔固理论主要是针对巷道围岩沿弱面滑移失稳现象而提出的围岩加固机理。当围岩中的部分岩体被弱面切割为块体时，其稳定性状况一定程度上将取决于对关键块体的维护情况，因为这种条件下围岩的失稳大多起因于关键块体的失稳。此时可将锚杆相交于弱面布置,通过锚杆的抗拉、抗剪以及抗弯作用防止危岩发生滑动甚至脱离岩层而冒落,从而保持巷道围岩的整体稳定性。大厚度锚固墙理论运用了以下原理：固体力学中根据厚、宽比值大小的不同将具有等厚度的物体分为三种类型:薄膜、薄板和厚板（或体)，即：当厚、宽之比小于1%时为薄膜,厚、宽比介于1%1/5之间时为薄板，厚、宽比大于1/5时称为厚板或体。当物体具有薄膜或薄板的形状特征时,其内部所产生的拉应力将成为是否发生破坏的决定性因素；当物体具有厚板或体得形状特征时，是否发生破坏的决定性因素将变为压应力和剪应力。对于两帮破碎岩体而言，由于内聚力很小或几近丧失，固在其中形成的锚固体只能承受一定的挤压和剪切作用，而不能承受明显的拉伸作用.因此,两帮锚固体应具有“厚板”或“体”的形状特征，即锚固体的厚度与高度之比应该大于薄板的厚度与宽度之比的上限，即(t为两帮锚固体厚度，M为两帮锚固体高度）。4 支护方案设计4.1 开切眼的锚固参数设计4。1。1开切眼两帮锚固参数确定开切眼掘进断面29。4m2，掘进高度4.2m，宽度7m。根据羊泉煤矿地质报告资料：顶板岩层平均容重取26KN/m3，顶板岩体的普氏系数取2。47；两帮岩体内摩擦角取27,单根帮锚杆最小锚固力取50KN，树脂药卷粘结强度取1。5MPa.则两帮锚固参数确定如下：两帮所需要的锚固强度为：其中：q为两帮可承载锚固体所受载荷集度：b为巷道等效跨度:两帮可承载锚固体厚度：,取1m。锚杆布置密度：帮锚杆布置间、排距： 根据开切眼断面参数，取帮锚杆排距为0。7m，间距为0.9m，每排5根锚杆,上、下帮锚杆距离顶底板0。3m，并且分别向顶、底板倾斜约20。锚杆长度为：其中：黏锚力积聚段长度：锚固端锚杆影响区未重叠区厚度为：锚杆外露长度为l4，根据锚杆施工工艺，一般取0.1m。锚杆总长度，取为2。0m。锚固长度为：锚固剂的选取根据设计锚固长度按下式计算帮锚杆锚固需要的药卷长度:式中：树脂药卷总长度；锚杆半径；树脂药卷半径.-锚固剂损耗系数,取；钻孔半径；根据计算结果，应该选取1卷型号为Z2360的树脂药卷。依上述分析，若选用的锚杆设计锚固力为50KN，则开切眼两帮锚固参数可确定为：锚固强度：58.5KPa；锚杆长度：2。0m；锚杆间距:0。9m；锚杆排距：0。7m；锚固长度：0。379m；设计锚固力:50KN；预紧力：20KN。4.1.2开切眼顶板锚固参数确定1）顶板支护载荷集度2）顶板锚杆布置密度式中：-载荷集度 安全系数 变形载荷系数 锚杆设计锚固力顶锚杆布置间、排距： 根据开切眼断面参数,取顶锚杆排距为0.7m,间距为0。7m，每排10根锚杆,靠近两帮的锚杆距离巷帮0。35m，并且分别向巷帮倾斜约20.3）锚杆长度的确定顶板锚杆长度为：，取为2。2m。式中，锚杆外露长度，m，取为0.1m-黏锚力积聚段长度，m可承载锚固结构厚度，m锚固段锚固力未重叠区高度，m围岩外表面锚固力未重叠区高度，m黏锚力积聚段长度:可承载锚固体厚度：,取为1。0m锚固端锚杆影响区未重叠区厚度为：围岩外表面锚固力未重叠区高度：4）锚固长度的确定根据顶板岩层锚固条件，锚固长度最小为：5）锚杆锚固剂的选取根据设计锚固长度按下式计算锚杆锚固需要的药卷长度:式中：树脂药卷总长度;锚杆半径；树脂药卷半径.锚固剂损耗系数，取；钻孔半径;根据计算结果，应该选取型号为K2335和型号为Z2335的树脂药卷各1卷.依上述分析,若选用的锚杆设计锚固力为100KN,则开切眼顶板锚固参数可确定为：锚固强度:77KPa；锚杆长度:2。2m；锚杆间距：0.7m；锚杆排距：0。7m;锚固长度:0。76m；设计锚固力：100KN;预紧力：30KN。6）锚索参数的确定选用17。8mm高强度锚索，设计锚固力300KN/根,则开切眼顶板每延米锚索数量为：锚索排距为:若取锚索排距为1。4m，则每排布置3根锚索，锚索距离巷帮1。2m，锚索间距为2。3m。锚索最小锚固长度：根据设计锚固长度按下式计算帮锚杆锚固需要的药卷长度:式中：树脂药卷总长度；锚杆半径；树脂药卷半径。锚固剂损耗系数，取；钻孔半径；根据计算结果，应该选取1卷型号为K2360和2卷型号为Z2360的树脂药卷。锚索最小长度：，取为7m。载荷体高度4.1.3开切眼锚固方案根据以上分析，结合巷道断面尺寸,确定开切眼锚固支护方案如表41和图41所示。表41 开切眼锚固支护材料规格及参数表锚杆材料型号间距/mm排距/mm设计锚固力/KN最小锚固长度/mm每排根数锚固剂型号及数量顶板锚杆左旋螺纹钢（HRB335）20220070070010076010K2335Z2335各1支两帮锚杆左旋螺纹钢锚杆和金属可回收锚杆（HRB335）1820009007005037925Z23601支顶板锚索钢绞线17.870002300140030017003K23601支 Z23602支备注靠近两帮的顶板锚杆向两帮倾斜20；靠近顶板和底板的帮锚杆向顶板和底板倾斜20；开切眼开采帮一侧采用金属可回收锚杆，另一侧采用左旋螺纹钢锚杆；锚杆托盘选用150mm150mm8mm高强度托盘;锚索托盘选用300mm300mm15mm高强度托盘；预紧力要求：顶板锚杆30KN，帮锚杆20KN，顶板锚索100KN；钢筋托梁规格：16mm钢筋焊接，宽度80mm,沿顶板布置；锚固条件变差的区域，适当增加锚固长度；巷道交叉口处，适当加打锚杆或者锚索。图41开切眼锚固支护方案4.2 胶带运输顺槽和回风顺槽锚固参数设计4。2.1 胶带运输顺槽和回风顺槽两帮锚固参数确定巷道掘进断面15.75m2,掘进高度3。5m，宽度4.5m。根据羊泉煤矿地质报告：顶板岩层平均容重取26KN/m3，顶板