资源描述
XX岭东翼610m大巷锚网技术方案
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年 月 日
目 录
1. 基本状况 1-4
1.1. 井田范围 1-4
1.2. 区域地质特征 1-5
1.3. 矿区地质特征 1-5
1.3.1. 地层 1-5
1.3.2. 构造 1-7
1.4. 水文地质 1-8
1.5. 煤层状况 1-9
1.5.1. 含煤地层 1-9
1.5.2. 煤质 1-9
1.5.3. 瓦斯煤尘 1-10
1.6. 煤层顶底板 1-11
1.7. 施工方法 1-11
2. 自稳隐形拱锚固理论 2-12
2.1. 自稳隐形拱理论体系 2-12
2.2. 围岩稳定性分析 2-13
2.2.1. 巷道两帮稳定机理 2-13
2.2.2. 巷道顶板稳定机理 2-14
2.2.3. 巷道围岩的不稳定区划 2-16
2.3. 自稳隐形拱方程 2-17
2.4. 自稳隐形拱极限性讨论 2-18
2.5. 自稳隐形拱理论对锚杆的解释 2-19
2.6. 自稳隐形拱的锚固原理 2-20
2.6.1. 帮锚杆改善巷道稳定性的原理 2-20
2.6.2. 顶锚杆改善巷道稳定性的原理 2-20
2.6.3. 巷道断面形状改善巷道稳定性的原理 2-21
2.7. 自稳隐形拱理论要点 2-21
3. 支护方案 3-27
3.1. 井下矿压现状 3-27
3.2. 锚杆支护 3-28
4. 基础设计数据 3-22
4.1. 基础参数 3-22
4.1.1. 煤体基本参数 3-22
4.1.2. 煤层顶板基本参数 3-22
4.2. 垂直地应力 3-22
4.3. 巷道断面形状选择 3-23
4.3.1. 顶板宽度对巷道稳定性分析 3-23
4.3.2. 受力状态分析 3-24
4.3.3. 断面形状确定 3-26
5. 施工参数设计 4-28
5.1. 顶部锚固控制范围确定 4-28
5.1.1. 顶部不稳定围岩范围 4-28
5.1.2. 巷道失稳情况下顶部的不稳定范围 4-29
5.2. 锚杆 4-30
5.2.1. 顶锚杆： 4-30
5.3. 托梁钢带 4-31
5.4. 加固网确定 4-31
5.5. 锚索 4-31
5.6. 锚杆间排距 4-32
5.7. 锚网支护综合布置图 4-32
6. 施工工艺及注意事项 5-35
6.1. 掘支工艺 5-35
6.2. 光面爆破施工工艺 5-35
6.3. 特殊情况处理 5-35
6.4. 安全技术措施 5-35
7. 锚杆施工监测 6-36
7.1. 日常监测 6-37
7.2. 顶板离层监测 6-38
7.3. 巷道表面收敛检测 6-38
8. 附录 7-38
1. 基本状况
XX有限责任公司XX岭煤矿，前身为XX县XX岭煤矿，属XX县煤炭工业局直属煤矿。
该矿始建于1983年7月，1996年12月投产，批准开采15号煤层，现采15号煤层，原矿井设计生产能力15万吨/年，改扩建后矿井设计生产能力45万吨/年，现实际生产能力15万吨/年。
2005年，在XX县人民政府与XX公司所属煤炭公司煤电一体化项目建设中，由XX公司出资收购，并于2005年10月28日正式接管，成为XX有限责任公司下属煤矿。
XX有限责任公司XX岭煤矿，位于XX煤田北部平定XX矿区，行政区划隶属XX县大寨镇管辖。矿区中心点地理坐标为东经113°39′09″，北纬37°30′03″。
矿区向北距XX县城约17公里，207国道从矿区东部通过，阳涉铁路从矿区西部边缘通过，距阳涉铁路XX转运站25公里，交通条件十分较为便利。
1.1. 井田范围
XX岭位于太行XX麓，地处侵蚀剥蚀中山区。总体地势中部高周围低，最高点位于矿区西南部，海拔1,119.1m，最低点位于东南部，海拔为881.7m，相对高差237.4m。
井田面积为6.7481km2
XX岭煤矿采用斜井开拓，主井斜长646m，坡度23°，副井斜长742m，
坡度23°。井口坐标为：
主井 X=4155465.619 Y=19734820.133
副井 X=4154489.241 Y=19734892.427
采煤开采最大深度600 m。
设计服务年限为62.5年。
1.2. 区域地质特征
XX矿区位于XX煤田东翼北端，平定、XX两县境内，区内地层大致向西倾斜，倾角一般10度左右。褶曲发育，较大的断层有武家坪正断层，走向北东，倾向南西，最大落差150m；杜庄正断层，走向北北东，倾向北西，最大落差200m，延伸约15km；断层多分布于矿区东部。
区域上出露的地层由东向西依次为奥陶系峰峰组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统XX组、下石盒子组，二叠系上统上石盒子组、石千峰组、三叠系下统刘家沟组，第四系不整合覆盖于各时代的地层之上。
主要含煤地层为石炭系上统太原组，二叠系下统XX组。太原组含煤10层，其中15号为稳定可采煤层，9号为较稳定、大部可采煤层；XX组含煤7层，其中3号为较稳定、大部可采煤层。含煤地层总厚168m，煤层总厚11m，含煤系数6.6%。
1.3. 矿区地质特征
1.3.1. 地层
井田出露的地层主要为二叠系下统下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s），井田内赋存的地层有奥陶系中统峰峰组（O2f），石炭系中
统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t），二叠系下统XX组（P1s）、下石盒子组（P1x），上统上石盒子组（P2s）。奥陶系为本区煤系地层之基底。地层由老至新分述如下：
（1）、奥陶系中统峰峰组(O2f)
（2）、石炭系中统本溪组(C2b)
（3）、石炭系上统太原组(C3t)
据钻孔资料，该组为一套海陆交互相的砂岩、砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、石灰岩及煤的沉积建造，是井田内主要含煤地层。按其沉积特点及岩性组合划分为上、中、下三段。本组厚96.40-119.50m，平均厚107.86m。
①、下段（C3t1）：从K1砂岩底至K2灰岩底为界，厚度30.06m，主要岩性为灰色、灰黑色泥岩，砂质泥岩，炭质泥岩及煤。
K1为煤系地层底界，岩性为灰白色中—细砂岩（晋祠砂岩），为煤系地层的标志层之一。
中下部含15号煤层，全区稳定可采。
②、中段（C3t2）：从K2灰岩底至K4灰岩顶为界，平均厚度29.04m，岩性为深灰色石灰岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色砂岩及13号、13下号、12号、11号4层煤层。各煤层均不可采。
K2：为深灰色致密块状石灰岩，坚硬、裂隙发育，厚度2.80-7.12m,平均厚4.70m，是该段底界的标志层。
K3：为深灰色石灰岩，致密坚硬，具裂隙，含动物化石。厚度1.70-2.60m,平均厚2.19m。
K4：为灰色石灰岩，裂隙发育，含动物化石。厚度0.82-2.96m，平
均厚1.95m。
③、上段（C3t3）：从K4灰岩顶至K7砂岩底为界，岩性主要为深灰、灰色砂质泥岩及粉砂岩，含植物根化石，下部为中—细粒砂岩。含9号、9上号、8号、8上号煤层，其中9号煤为较稳定大部可采煤层，其余均不可采。平均厚度48.76m。
（4）、二叠系下统XX组（P1s）
井田内主要含煤地层之一。由灰色、深灰色的泥岩，砂质泥岩，中、细粒砂岩和煤组成。本组共含1、2、3、4、5、6号六层煤，其中3、6号层为局部可采煤层，其余为不可采煤层。该组平均厚53.69m。
K7为本组底界砂岩，岩性为深灰色细砂岩，往东尖灭，相变为砂质泥岩,厚度0-14.70m，平均厚8.73m。
（5）、二叠系下统下石盒子组（P1x）
（6）、上统上石盒子组（P2s）
（7）、第四系中上更新统(Q2+3)
分布于井田内山梁及山坡上，主要岩性为砂质粘土及粉砂质粘土，底部含钙质结核，厚度为0-25.00m，平均厚15.00m。
（8）、第四系全新统（Q4）
分布于河床中，为砂、砾、泥沙、黄土及残积坡积物。厚度为0-15.00m，平均厚10.00m。
1.3.2. 构造
井田地层总体上为一倾向西南单斜构造，地层倾角为5—10°。井田北部呈现为轴向北东—南西向的宽缓的向斜构造（XX岭向斜）。井田
中东部发育有三条小断层。
褶曲——XX岭向斜
本褶曲为一向斜构造，展布于井田北部，西部走向近东西向，东部走向北东65°左右，两翼倾角3—10°，基本对称。
断层
① F1正断层：位于井田中部，断距5 m，倾角70°，倾向南东，井田内延伸长达160m。
② F2正断层：位于井田中南部，断距5 m，倾角75°，倾向南东，井田内延伸长达330m。
③ F3正断层：位于井田南部，断距5 m，倾角80°，倾向南东，井田内延伸长达300m。
本井田以单斜构造为主，北部其上叠加有宽缓褶曲（向斜）构造，未发现大断层及岩浆岩活动，构造属简单为一类。
1.4. 水文地质
井田内主要可采煤层为15号煤层，其直接充水含水层为K2石灰岩岩溶裂隙含水层。按照煤矿床水文地质类型划分原则，15号煤层为以裂隙充水和岩溶充水为主的水文地质条件简单的矿床。
充水因素分析
矿井前期充水，主要是井巷工程揭露了含水层时，含水层所含的裂隙水就会涌入矿井。当煤层被开采时，受采动影响含水层原始状态的水文地质结构发生变化，采空区上方的岩层产生塌陷，形成裂隙，含水层的完整性被破坏，使含水层与采空区之间发生水力联系，形成矿井的涌
水或水量增大，形成采空区积水。开采后对含水层（带）的水文地质结构从下至上被改变，从而导致地表水、含水层水、上覆采空区积水的渗漏量大大增加，是形成矿井的充水的重要因素。
1.5. 煤层状况
1.5.1. 含煤地层
井田内含煤地层为太原组和XX组，不同的聚煤环境，形成了不同的岩性组合、岩相特征，含煤性也存在较大差异。
井田内含煤地层平均总厚度161.55m，其中含煤层、煤线15层，煤层总厚度9.88m，含煤系数6%。
15号煤层位于太原组的下部，上距9号煤层55-78.2m，平均厚66.90m，煤层厚度4.50—7.05m，平均厚5.14m，含1-2层夹矸，厚度稳定，全井田可采。煤层顶板有0.3m的灰色粘土岩伪顶，随采随落，不易管理，直接顶为16.25m厚的黑灰色泥岩，老顶为5.6m厚的K2石灰岩，一般不易垮落；直接底板为5.61m的黄灰色泥岩。
1.5.2. 煤质
物理性质和煤岩特征
本区可采煤层均为无烟煤，深灰色，金刚光泽或强玻璃光泽，具内生裂隙，裂隙中均有矿物质充填，常呈贝壳状断口或眼球状断口，一般硬度较大，具条带状结构，块状构造，宏观煤岩类型以光亮型、半亮型煤为主，少数为半暗型煤。
由于本区煤的变质程度较高，有机显微组分以镜质组为主，含量达87.6-97.3%，属亮煤。无机组分以粘土为主，为10.2-20.3%，镜质组
最大反射率(R°max)，15号煤为2.865-3.423%，平均3.108%。
化学性质和工艺性能
原煤：水分(Mad)为0.75-1.56%，平均1.14%，灰分(Ad)为7.90-36.24%，平均17.25%，挥发份(Vdaf)8.48-16.44%，平均9.16%，全硫(St.d)为0.56-4.09%，平均1.49%，发热量29.96-35.91MJ/kg平均32.78%，磷(P.d)0.005-0.094%，平均0.042%。
精煤：水分(Mad)为0.47-1.82%，平均1.11%，灰分(Ad)为3.73-10.44%，平均7.04%，挥发份(Vdaf)5.95-8.55%，平均7.16%，全硫(St.d)为0.52-1.01%，平均0.71%。
原煤灰份成分：SiO2 35-45%、Al2O3 30-40%、Fe2O3 4-5%、CaO 5%±、MgO <1%、SO3<1%。
灰熔点：>1500℃。
元素分析C 90-92%、H 2-4%、O 1.5-2.0%、N 1.0-1.5%。
综上所述：15号煤为低中灰、低中硫、特高热值为主的之无烟煤。
1.5.3. 瓦斯煤尘
根据XX省煤炭工业局“关于XX市2005年395对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（XX发[2005]986）”，XX县XX岭煤矿本年度瓦斯绝对涌出量17.01m3/min，相对涌出量47.20m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.57m3/min，相对涌出量1.58m3/t，为高瓦斯矿井。
煤尘爆炸性及自燃倾向性
根据XX省煤炭工业局综合测试中心检验报告（报告编号2005-4215 –1），该矿15号煤层煤尘火焰长度0mm，加岩粉用量0%，煤尘无爆炸
性危险。
根据XX省煤炭工业局综合测试中心检验报告（报告编号2005-4215 –1），15号煤层煤的吸氧量1.2978cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅰ级，容易自燃。
1.6. 煤层顶底板
15号煤层直接顶板为泥岩，厚度16m左右，据阳煤集团五矿资料，其泥岩抗压强度223—910Kg/cm2，平均456Kg/cm2。老顶为K2灰岩，厚度2.80—7.05m，属Ⅰ类较稳定顶板。
底板多为砂质泥岩或泥岩，其砂质泥岩抗压强度608—837Kg/cm2，平均722Kg/cm2。
1.7. 施工方法
先期钻眼爆破法，后期使用掘进机破煤。
顶板使用单体锚杆钻施工锚杆。
帮部使用风动帮锚杆钻机
2. 锚固理论
准确的分析计算必须建立在准确的岩体参数的基础上，目前情况下在现场要准确确定参数比较困难。自稳隐形拱理论的出发点是立足现场，力求用简化的理论方法设计锚杆支护系统参数去适用于现场任何复杂的现场地层情况。解决现场实际问题。
2.1. 自稳隐形拱理论体系
自稳隐形拱理论准确的诠释以下几点：
揭露采矿工程中巷道围岩的稳定机理
圈定地下巷道围岩不稳定范围
提出提高巷道稳定性方案
揭露锚杆支护实质机理
提出现场实用的锚杆设计方法
自稳隐形拱理论内涵：
l 围岩稳定本质——指出巷道围岩的稳定性与支护方式无关。巷道是否稳定是由围岩的特性及巷道自身所处的采掘关系确定的；
l 围岩不稳定区的有限性——对围岩不稳定区进行了界定
l 锚杆的作用实质——锚杆之所以能对巷道围岩起到支护作用，是因为围岩自身具有自我承载能力并能自我稳定。指出了锚杆作用的局限性。
l 锚杆的锚固作用只是限制一定范围岩体使其保持协调变形。
l 锚杆的力学原理是提高围岩体局部塑性破坏后的承载能力。
l 围岩支护原理——指出支护范围的有限性。有限性表现在防止围岩局部突变上，而不需要支护整个围岩体破坏区域。
l 有效的锚固范围——过大范围的支护可能引起应力集中，并不利于围岩稳定
自稳隐形拱首先是基于围岩具有自我稳定能力这一基本点上，并认为不论围岩如何松软，只要是似连续介质，其即使出现片帮冒顶现象，这样的冒落在一般情况下不会是无限的，最终必然达到相对稳定平衡。
即使是松散介质，当这种介质的结构体互相咬合也能达到相对稳定平衡，这称之为巷道的自稳现象。对巷道的支护就是对巷道在达到相对稳定平衡过程中自稳隐形拱内出现的片帮冒顶的维护，保证在这一过程中只出现变形而不出现片帮冒落。因此，锚杆支护工作只是保护围岩一定范围围岩的这种相互咬合。
在巷道的维护中，顶部的维护十分重要。尽管人们提出护顶先护帮是支护的基本。然而，顶部使用锚杆的“似刚性”支护也能有效的将顶部压力转向两帮深部，当帮部得到有效支护时最终还是以顶的维护为重中之重。研究顶部的应力状况及岩体稳定状态是支护顶部的前提。
自稳隐形拱理论描述巷道顶部的自稳机理，提出自稳隐形拱‘承载’垂直地应力的假说。并且提出锚杆降低自稳隐形拱的原理，以此为基础来设计锚杆支护参数。这是非常重要的设计观点。
2.2. 围岩稳定性分析
我们已经知道了巷道围岩使用锚杆支护的本质是围岩自身具有稳定性，那么，对围岩稳定性的研究将是具有十分重要的意义。
巷道围岩稳定问题的研究是一个十分复杂的问题，随着力学方法的不断进展，人们现在能够比较准确的解决地下工程的计算分析。但是，准确的分析计算必须建立在准确的岩体参数的基础上，目前情况现场要准确确定参数比较困难。为了解决实际问题，我们抛开岩体力学的精确数据，遵从锚杆支护的基本观点，主要分析围岩体的失稳范围。
2.2.1. 巷道两帮稳定机理
侧帮破裂趋势线
图2-1。巷道侧帮跨落角
Fig.2-2.caving angle of side of a level
在岩体受压试件破坏的试验中，对于受压面阻力不同产生的破坏结果不同。我们注意到，对于受压面具有较大摩擦阻力的试验中在试件破坏时的破裂面总是沿着与受压方向约成45°的方向裂开。
巷道两帮的受力是在经受大到岩体抗剪强度级的摩擦力情况下的单自由面的抗压状态，巷道两帮的破裂面必然是在与巷道壁面成45°夹角之内，因此，其破裂趋势面如图2-1所示。
由此我们可以推断，当巷道顶板得到有效维护时，巷道两帮的可见破裂形状为一三角形区域，其最大可见深度为巷道高度的一半。
2.2.2. 巷道顶板稳定机理
在原岩中开挖巷道后，顶板应力在重新分布时，顶板中的应力必然有两个方向的变化。这两个方向为垂直和水平应力。其变化趋势为:
垂直应力从→0；从表面向巷道深部，应力分布由0逐渐变到地应力。
水平应力从压应力→拉应力。
从岩石力学理论角度出发，围岩体中的应力单元的变形达到塑性就被视为破坏岩体。
l 碹胎稳定原理
结构顶部只要是弧拱形就能保持稳定。图2-2。
图2-2。不同拱形的碹胎结构。
Fig. 2-2 the arch structure of different shape
图2-3。拱形的碹胎结构中只要一块掉落整个结构就失稳
Fig.2-3. the arch would crash itself when lose one block
不管碹胎的拱部形状如何，这种拱形的结构能够承受一定的顶部载荷。但是，当这种拱部结构个别遭到破坏或是其中一块碹块掉落后，整个结构就会失去稳定。图2-3。
l 自稳隐形拱原理
岩土工程理论不论以什么力学判据判断围岩破坏，其原理都是以围岩体进入塑性不可逆状态为条件的。然而，在长期的地下工程实践中，我们发现地下工程中围岩体产生塑性破坏后，还可以保持巷道的长期稳定。尤其是回采巷道和切眼，使用期较短，这类地下工程的围岩稳定更要重视围岩塑性区的稳定性。
图2-4。巷道顶板的岩体划分
Fig.2-4.division for roadway back
自稳隐形拱理论认为对于围岩体产生塑性破坏甚至产生断裂破坏，如果其处于挤压状态下仍具有一定的承载能力。这种承载能力往往能满足围岩稳定的要求。因此，在分析巷道支护重点时，没有把注意力放在巷道应力最为集中的两顶角或塑性变形区，而是将注意力放在顶地板的拉应力区。因此，其观点中心含义为：
l 巷道顶部潜在的危险是那些单元体中曾经存在拉应力的岩体，破坏岩体在挤压状态下有时可以不考虑其危害性。
根据这样的观点，巷道顶板中单元体中拉应力大于零的单元体所组成岩体为潜在危害岩体。如图2-4所示。这种顶板内拉应力为零的应力单元的连线在巷道的平面应变问题中为一椭圆形曲线。这一椭圆形曲线称之为自稳隐形拱。
自稳隐形拱的基本原理引用了拱形稳定机理，但自稳隐形拱理论加入了受力状态的拱形概念，而不是自身拱的稳定问题。图2-5 巷道围岩的不稳定区划
Fig.2-5.unstable surroundings of a drift
2.2.3. 巷道围岩的不稳定区划
自稳隐形拱理论的基本观点中第一次将岩体的承载能力的界限划进了破坏岩体，该理论认为岩体的承载能力并不在
于其是否达到塑性，并认为达到塑性破坏后既是松散的围岩都具有支承能力，而那些受拉应力的岩体没有进到塑性破坏却被列入护防对象.
根据对巷道顶板及侧帮稳定性的分析可知，在完全没有支护情况下巷道冒落片帮的极限为侧帮片入深度最大为。当发生到这种程度时，自稳隐形拱也将会变到最大，这时的自稳隐形拱称为极限自稳隐形拱。
根据自稳隐形拱理论划分的不稳定危害岩体区划如图2-5所示:
2.3. 自稳隐形拱方程
当巷道开挖后不能及时支护而使巷道顶板产生变形后，顶板表面处的拉应力交界点就会随之变动而最终使交点扩展到巷道顶板两角处。这时的隐形拱曲线称之为自稳隐形拱。
自稳隐形拱是巷道顶部应力单元中水平方向的拉应力为零的单元的联线所形成的曲面，这一曲面在巷道截面上所示的近似曲线方程为：
或写为：
式中：
其他符号同前。
根据对巷道顶板及侧帮稳定性的分析可知，在完全没有支护情况巷道冒落片帮的极限为侧帮片入深度最大为。当发生到这种程度时，自稳隐形拱也将会变到最大，这时的自稳隐形拱称为极限自稳隐形拱。
极限自稳隐形拱方程如下：
如果令: ，
有:
极限自稳隐形拱离顶板的最大高度
自稳隐形拱极限性讨论
如果令：
则有：
式2-2说明：当围岩松软到极限时。围岩的不稳定范围只与巷道的宽度有关，其外不稳定界面是一个椭圆。长短轴由地下空间的宽度决定。
因此，按照自稳隐形拱理论的巷道帮部破坏极限概念：
完全破碎围岩体巷道帮部完全失稳时极限状态的水平最大破坏宽度为：
完全破碎围岩体巷道帮部完全失稳时极限状态的垂直最大破坏范围为：
2.4. 自稳隐形拱理论对锚杆的解释
锚杆支护作用的悬吊机理，岩梁机理，挤压加固机理，挤压拱作用，松动圈观点，关键圈机理等都是从不同的侧重点揭露了锚杆支护的作用机理的某一方面 。
锚杆之所以能对巷道围岩起到支护作用，是因为围岩自身具有自我承载能力并能自我稳定。
锚杆的锚固作用只是限制一定范围岩体使其保持协调变形。
锚杆的力学原理是提高围岩体局部力学参数，尤其能大大提高塑性破坏后的承载能力。
*锚杆的悬吊作用机理是锚杆制约围岩纵向变形的能力;
*锚杆的组合梁作用机理是锚杆制约围岩横向变形的能力;
*锚杆的挤压加固作用机理是锚杆制约围岩纵向和横向变形的能力
2.5. 自稳隐形拱的锚固原理
对巷道围岩的维护可以改变巷道围岩稳定区域的大小和形状，不同的支护方式对围岩稳定区域大小形状的改变有所不同，因此也就有不同的支护效果。
自稳隐形拱
二次隐形拱
图2-7.顶锚杆改变自稳隐形拱
Fig. 2-7changed self-stabilized arch with certain bolting
图2 6帮锚杆使极限自稳隐形拱缩小
Fig. 2 6 side bolt reducing self- stabilized arch
改变成不同的巷道形状也能改变巷道围岩稳定区域的大小和形状，因此，合适的断面形状能够节约支护费用。
2.5.1. 帮锚杆改善巷道稳定性的原理
1. 1-矩形断面极限自稳隐形拱
2. 2-拱形巷道极限自稳隐形拱
3. 3-矩形巷道自稳隐形拱曲线
4. 4-拱形巷道自稳隐形拱曲线
图 2 8.巷道断面形状对围岩稳定性的影响
fig. 2 8 affection of an entry section
2
1
3
4
5. 矩形巷道断面
6. 拱形巷道断面
巷道围岩的稳定界面如图 2 5所示。在图中我们能清楚地看到，帮部如果不能有效支护时，巷道的稳定界面为极限自稳隐形拱。如果在帮部采取预应力锚杆支护使巷道帮部变为似刚性结构，这时候极限自稳隐形拱就会消失。没有极限自稳隐形拱，巷道围岩的不稳定区域就大大减小。图2 6。
2.5.2. 顶锚杆改善巷道稳定性的原理
巷道顶板锚杆的加固作用能够改变自稳隐形拱的大小。在图中我们能清楚地看到，如果顶部采取预应力锚杆支护使巷道顶部的自稳隐形拱变化。不断变小的自稳隐形拱使巷道顶板的稳定性增加。巷道围岩的不稳定区域就大大减小。图2-7。
2.5.3. 巷道断面形状改善巷道稳定性的原理
对于特定条件的巷道来说，围岩及其状态一定，自稳隐形拱的位置与巷道的断面形状有着十分密切的关系。拱形巷道的自稳隐形拱比矩形巷道的自稳隐形拱低的多，这就证明了其稳定性要好得多。
从图 2 8中4号曲线可以看出，采用拱形断面的巷道，巷道的稳定情况会得到很大的改善。
2.6. 自稳隐形拱理论要点
l ①、自稳隐形拱理论揭示地下工程巷道围岩稳定状况和锚杆作用实质并以此原理为基础设计锚固支护参数解决工程实际问题。
l ②、巷道围岩的稳定性与支护方式无关，巷道是否稳定是由围岩的特性及巷道自身所处的采掘关系确定的；没有支护的巷道出现片帮冒顶一般不会无限的发展下去。
l ③、巷道围岩体达到塑性破坏后仍然可能是主要承载体，而那些围岩变形过程中存在拉应力的单元体虽然没有达到破坏却应被视为有害岩体加以预防支护。
l ④、巷道顶板应力单元体中水平应力为零的单元联线，称为自稳隐形拱。自稳隐形拱是地下巷道顶部稳定的界面，并以此界面将顶部垂直应力转向巷道两帮。
l ⑤、平面应变问题中巷道顶板中的自稳隐形拱形状近似为一椭圆曲线。
l ⑥、巷道围岩塑性带在一定条件下也能形成承载隐形拱而自稳。松软破碎顶板巷道会形成次生隐形拱，次生隐形拱类似砌碹体，主要承载自稳隐形拱包络线内的围岩自重。
l ⑦、锚杆支护工作只是保护围岩一定范围围岩的相互咬合。防止自稳隐形拱内围岩局部突变，保护围岩的外界视觉。
l ⑧、帮锚杆的有效作用可以消除极限自稳隐形拱，缩小围岩的不稳定范围。
l ⑨、顶锚杆的有效作用可以缩小自稳隐形拱，增加顶板的稳定性。
l ⑩、锚杆支护设计中至少要有两根锚杆深入到自稳隐形拱内５００mm 以上病事假预应力。锚杆在安装后2小时内要施加预应力达到１5０Ｎ·Ｍ。
l 、改变巷道断面形状或在顶板适当位置加装预应力锚杆可以降低自稳隐形拱的高度，取得较好的支护效果。
3. 基础设计数据
基础参数
根据所取煤岩样采用做快速测试法。所测试数据如下：
3.1.1. 煤体基本参数
抗压强度：17
普氏系数：f=1.7
抗拉强度：１.１
抗剪强度: 4.8
3.1.2. 煤层顶板基本参数
抗压强度：43
普氏系数：f=4.3
抗拉强度：2.86
抗剪强度: 9.52
垂直地应力
垂直埋深 570米。
巷道断面形状选择
3.1.3. 顶板宽度对巷道稳定性分析
自稳隐形拱理论指出，巷道顶部形状宽度对巷道稳定性影响很大。通过以下数值分析可以更清楚。
以下选择了同样宽度的矩形巷道和梯形巷道作比较更能说明问题。
l Y方向的位移云图
l Y方向的应力的比较
从应力云图分析可知，满足同样条件的巷道，采用梯形断面其顶部应力等值线要远离很多。因此，我们下一步所选断面要尽量考虑缩小顶宽。
l 610水平大巷断面力学状态模拟
矩形断面与拱形断面垂直应力比较
矩形断面与拱形断面主应力比较
3.1.4. 受力状态分析
运用flac模拟计算得到了施工过程中各步的围岩塑性区、应力场、位移场、周边位移、周边应力及位移与应力的等值线图等。
由图可见，圆角平顶巷道可以很好地改善围岩的应力分布状态，降
低应力集中程度，而且由于在角部的圆弧形状，使得锚杆施工更加容易，是工程适用的断面形式。因此在较松软煤层巷道的大跨度平顶巷道设计中，两角采用弧形来代替直角矩形可以使应力集中现象和顶中出现的拉应力现象得到很好的改善，更加有利于巷道的稳定。
当围岩压力大，围岩不能自稳时，就需借助支护和围岩加固手段以控制围岩，维护采矿工程的稳定，实现安全施工，并满足在服务年限内的安全运行和使用要求。地下工程稳定所涉及的因数比较多，尤其在一些复杂的地质条件下，更是一个困难的问题。在采矿工程，受矿体赋存条件的制约，巷道等地下工程的位置、围岩性质及地质环境条件无法随意选择，决定了其维护工程的困难性。但是，即使如此，工程中总还有一些可以控制或可调节的因素。因此在采矿工程中的设计与施工中，就要根据其稳定性的基本原则，充分利用有利的条件，采取合理措施，保证在经济的原则下，实现工程的稳定。
从前面的分析中可知，充分发挥围岩的自承能力，是实现岩石采矿工程稳定的最经济最可靠的方法。所以岩石内的应力及其强度是决定围岩稳定的首要因素，当岩体应力超过强度而设置支护时，支护应力与支护强度变成为岩石工程稳定的决定因素。因此，维护岩石采矿工程稳定的出发点和基本原则，就是合理解决这两对矛盾。
地下的地质条件相当复杂，即使在同一煤层中，岩性的好坏也会相差很大，其强度甚至可以相差十余倍，岩石性质的好坏，是影响稳定最根本、最重要的因素。
选择合理的巷道断面形状和尺寸十分重要。岩石怕拉耐压，岩石的应力状态也影响岩石的强度大小。因此，确定巷道的断面形状应尽量使
围岩均匀受压。如果不易实现，也应尽量不使围岩出现拉应力，使巷道的高径何地应力场匹配，这就是前面讨论等轴压比和零应力轴比的意义。当然，也应注意避免围岩出现过高的应力集中，造成超高强度的破坏。
选择合理的位置和方向。岩石工程的位置应选择在避免受构造应力影响的地方；如果无法避免，则应尽量弄清楚构造应力的大小、方向等情况。国外特别强调使巷道轴线方向和最大主应力一致，尤其要避免与之正交。实践还表明，顺层巷道的围岩稳定性往往较穿层巷道差。支护应特别注意这种地压的不均匀性。
3.1.5. 断面形状确定
从应力分析可知，圆角形巷道的受力性能明显好于带尖角形的巷道。另外， 按照自稳隐形拱在巷道顶板中起着抵抗垂直地应力的作用，降低自稳隐形拱的高度非常有利于巷道顶板的维护。人为地缩小顶板宽度是减小自稳隐形拱高度的唯一途径。而降低自稳隐形拱的高度有利于锚杆深入到自稳隐形拱中。
缩小顶板有效宽度可采用两条途径实现：
※ 将直角矩形巷道顶角改为弧形或多角形缩小顶宽。
※ 在巷道两角一定距离处加预应力锚杆，使预应力锚杆深入到原宽巷道顶板极限自稳隐形拱内，这样可以起到缩小顶部的有效宽度。
l 运输巷道断面
考虑到运输设备尺寸、通风要求和巷道围岩变形预留量。并根据概况实际情况，将巷道断面形式选为圆角矩形。掘进断面选择如下参数：
巷道断面：圆角矩形
净宽4800mm,
净高3500mm
l 回风巷道
2500
4800
图3-1.运输巷道断面图
fig.3-1. cross-section of the level
自然弧形
3500
5000
图3-2. 回风巷道断面图
fig.3-2. cross-section of the level for air
4300
1800
回风巷道原初步设计为矩形断面。宽度4800mm，高度4000mm。考虑到受力特性对稳定性的影响和通风要求，决定将巷道断面选为圆拱形。断面几何尺寸如图3-2所示。
3.2. 支护方案
3.2.1. 井下矿压现状
经过现场观察实际地质状况分析，从井下的矿压显现情况看，地压的大小并不与垂直地压成正比。
目前井下所采用的锚网参数有些不尽合理，例如稳定岩层中使用锚索，煤体使用钢筋网和菱形网公用，锚杆无预应力等问题。
下一步，+610m水平运输大巷和回风大巷的层位，掘进断面，支护
形式需要研究确定。只要经过现场观测，井下巷道合理的确定掘进支护参数才能够带来安全生产，更可能带来良好的经济效益。
3.2.2. 锚杆支护
近年来采矿工程支护实践和理论都已证明，锚固技术对于解决采矿工程中的难题具有非常明显的优点。合理的采用锚固技术，设计优化的参数对本项目尤为重要。
井下现在开始使用的锚网参数是采用经验结合其他地区的参数设计的。从实际情况看，虽然支护强度很大，但顶板的控制范围不足，帮部钢筋梯子托梁选型也较大，但由于帮部松软的煤层使得这种梯子梁的应用不能发挥最好的作用。因此，顶锚杆和帮部托梁参数都需要另行研究确定。
根据XX岭井下实际情况，将回风巷道定为锚网喷支护，运输巷道定为锚梁网喷支护形式。
4. 施工参数设计
4.1. 顶部锚固控制范围确定
4.1.1. 顶部不稳定围岩范围
自稳隐性拱方程为：
式中：
在煤层中的方程常数
运输大巷
自稳隐形拱离顶板的距离
回风大巷：
自稳隐形拱离顶板的距离
在岩石中的方程常数：
运输大巷
自稳隐形拱离顶板的距离
回风大巷：
自稳隐形拱离顶板的距离
以上计算分析可知：
l 运输巷道顶部不稳定高度小于２米
l 回风大巷顶部不稳定高度小于1.8米
4.1.2. 巷道失稳情况下顶部的不稳定范围
运输大巷
回风大巷
极限自稳隐形拱离顶板的最大深度为
运输巷：
回风巷：
以上计算分析可知：
运输巷道顶部极限不稳定高度为４米
回风大巷顶部极限不稳定高度为３.７米
根据计算，如果在掘进中发现顶板破碎，需增加４.３米长的锚索。每隔３米布置一根。
4.2. 锚杆参数
4.2.1. 顶锚杆：
长度：顶部超过自稳隐形拱且巷道肩部超出极限自稳隐形拱以外500mm。 顶部锚杆长度确定为：2000mm
直径：根据地应力变化及其他情况，确定为：ф20
杆体材料：左旋螺纹钢
托盘：运输巷道使用T型强力托梁
螺母：球形快装螺母
锚固剂：树脂药卷1个Z2350
锚杆预紧力：150N.M
顶锚杆型号：左旋ф20/M22×2000
4.2.2. 帮锚杆：
长度：帮部锚杆超出极限破坏区200mm
帮部锚杆长度确定为：1800mm
直径：根据地应力变化及其他情况，确定为：ф18
杆体材料：左旋螺纹钢
托盘：铁质120mm×120mm×8mm
螺母：球形快装螺母
锚固剂：树脂药卷1个Z2350
锚杆预紧力：150N.M
顶锚杆型号：左旋ф18/M20×2000
4.3. 托梁钢带
顶部：T型强力托梁
长度2400mm
规格：T130×2400/4+1
4.4. 加固网确定
为了保持围岩的完整性，利用网子可以被动的形成防护煤体自然坍塌或是围岩体快的吊落。选择10#铁丝编制的70×70菱形网。
4.5. 锚索
顶部破碎时必须用矿用锚索加固，规格φ15.24，锚索长度4300mm。
锚固长度1500mm。每孔1个K2335+2个Z2370树脂锚固剂。
4.6. 锚杆间排距
间距 800mm
排距 800mm。
4.7. 喷射混凝土
喷厚100mm
初喷时间在锚杆支护后48小时进行，复喷在初喷喉10天进行。
4.8. 锚网支护综合布置图
锚杆布置综合见图4-1，4-2。
使用该初步设计的支护图进行施工中进行监测，将监测数据收集并经过优化整理后修该初步设计，确定合理参数。
图4-1.运输巷道断面图
fig.4-1. cross-section of the level
1. 巷道断面：圆角矩形。掘进宽度4800mm，顶宽2500mm；巷道高度3500mm；起弧点在墙高1800mm， 形成自然弧形
2. 锚网支护：排距800mm，锚杆间距800mm
3. 孔径配合：钻头直径φ28，药卷直径φ23，锚杆直径φ20
4. 顶部锚杆：无纵筋左旋螺纹钢锚杆。规格φ20/M22×2000，滚制丝扣，球形快速安装螺母
5. 帮部锚杆：无纵筋左旋螺纹钢锚杆。规格φ18/M20×1800，滚制丝扣，球形快速安装螺母，球面铁托板120×120×8
6. 锚固方式：加长锚固。使用树脂锚固剂，每个锚杆1个CK2335+1个Z2360
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