矿井深部开采巷道支护技术实践

【摘要】介绍了某矿区为适应深部开采的需要，开发或引进了一系列支护新技术、新设备、新工艺。文章分析了等强锚杆支护存在的缺点，提出了采用高强锚杆、高预紧力注浆锚索、厚钢带及与之相配套的其他配构件，同时注意选择合适的巷道断面形状。这一系列措施在支护中起到了良好的效果，对相似生产条件下的巷道支护具有很好的借鉴意义。

【关键词】深部开采；等强锚杆；高强度锚杆；高预紧力注浆锚索；厚钢带；断面形状

引言

某矿区平均开采深度已达到了1 100 m以上，其中部分矿已达1400m左右，是我国开采深度最大的矿区之一。该矿区不仅采深大，而且地质构造复杂、矿井灾害性现象多，使开采支护极为困难。在这种条件下，矿区不断加强支护改革及资金投入，开发应用支护新设备、新材料、新技术，并大力推广锚杆支护。在该矿区，锚杆的种类从木锚杆发展成现在各式各样的金属锚杆；锚杆支护形式由单一的锚杆支护发展到现在的锚网带及锚索等多种方式联合支护，岩巷采用了锚网喷二次支护形式；锚杆支护应用范围从稳定岩层发展到了松软破碎岩层工程，由全岩巷道发展到了采区煤巷，从静压巷道发展到动压巷道。

但随着开采深度的增加，取得的研究成果对现场的指导作用仍存在局限性，特别是对深部支护缺乏指导性，出现前掘后修、巷道维修量增大等问题。从2007年以来，该矿区加强与科研院校合作，不断加强深部巷道支护研究，取得了较好的支护效果。

1 以前深部锚杆支护存在的问题

该矿区以前使用的锚杆绝大部分为20gmsi全螺纹右旋等强锚杆，杆体直径以φ20、φ18mm为主，长度以1800mm、2000 mm、2200mm、2500mm为主。其中φ20mm直径的锚杆破断力在156kN，这种全螺纹等强锚杆对顶板及煤帮的适应性强，特别是围岩破碎，出现局部凸凹不平时，可顺利实现贴帮贴顶。同时在巷修时，将锚杆截断后，仍可上托盘螺母护帮，而且锚杆的加工也比较方便。由于这些优点，使得全螺纹等强锚杆得到大面积推广。但这种锚杆同时也存在严重的缺陷，主要表现在以下几点：

1.1全螺纹等强锚杆的螺距较大，虽然上螺母速度快，但锚杆的预紧力偏小。根据现场实测，扭矩为300 N·m时，预紧力仅为10kN左右，预紧力偏低，极易导致对围岩的加固效果差，特别是强度低的层状复合顶板，致使岩层出现破碎现象，加大了支护难度。

1.2从煤层巷道两帮煤体的变形情况看，除锚杆预紧力不够外，锚杆间煤体鼓出现象普遍存在，说明护帮构件面积不够。

1.3从巷道支护情况看，各矿均出现不同程度的锚杆被拉断或剪断的现象，说明锚杆强度偏低。

1.4等强锚杆螺母为铸造件，由于铸造精度不够，经常造成锚杆出现“退帽”现象；另外在炮掘施工巷道，由于放炮震动，普遍发生锚杆螺帽被震松的现象，严重影响支护效果。

从以上几点可以看出，等强锚杆很难适应高应力、大变形的巷道支护需要，特别是岩层强度较低的复合顶条件下巷道支护的需要，单纯靠加密支护参数也难

煤矿巷道支护技术现状及发展趋势分析

煤矿巷道支护技术现状及发展趋势分析引言：煤矿巷道的安全性关系着整个煤矿开采工程的安全，随着煤矿开采深度的不断加深，也就对煤矿巷道支护技术所起到的安全作用提出了更高的要求。因此，要分析现在应用的煤矿巷道支护技术，解决当前煤矿巷道支护存在的问题，探究煤矿巷道支护技术今后的发展。 1.煤矿巷道支护技术应用分析 1.1煤矿巷道棚式支护技术棚式支护技术曾经得到过很广泛地应用，按其使用的材质主要分为木结构，混凝土和金属材料等几种形式。现在应用的主要是金属材料的支架支护。在支架使用过程中，金属材质的支架的长，宽，高等要符合一定的比例，才能达到理想的支护作用。但是这种棚式支护技术的缺点是岩石表层和支架之间不能很好地进行连接且金属支架的成本比较高，而且在地质环境比较复杂的地方还不能起到很好的支护作用，所以目前这种支护技术并没有得到广泛地应用，已经逐渐被比较先进的支护技术所取代。 1.2煤矿巷道砌碴支护技术在如今的煤矿巷道支护技术中，砌碴技术属于比较早应用到煤矿巷道支护中去的。这种支护技术应用起来方便简单，在一些大巷中加固作用比较好。砌碴支护技术大致可以分为现浇混凝土，混凝土砌块等方式。使用煤矿巷道砌碴支护技术成本比较高，如果要岩层发生改变，砌碴技术能发挥的作用就会比较小，不能起到很好的支护作用。所以在一些岩层比较固定的特殊的煤矿巷道中可以采用这一支护技术，对于其他情况，使用这种支护技术就会用很多限制，不适合大规模广泛地使用。 1.3U型钢支架支护技术 U型支架支护技术的承载能力比较好，一般会在比较深的矿井中使用，能发挥比较好的支护作用。在使用这种支护技术时，要对卡缆进行合理的调质和处理，岩石的支护壁要填充好，这样才能更好地发挥U型钢支架的支护作用。注意如果出现岩土巷道破碎和剥落的现象，最好不要单独使用这种支护作用，可以采取锚喷和U型钢联合支护技术，可以弥补单独使用U型钢支架支护的缺陷。由于承载能力比较好，适用范围比较广，是一种典型的巷道支护技术。 1.4锚杆支护技术锚杆支护技术是利用锚杆的支护增强煤矿巷道的支护强度，可以很好有效地控制煤矿巷道岩层的变形，提高巷道的稳定性。在应用锚杆支护技术时要根据煤矿巷道的实际情况，建立起完善的锚杆支护体系。使得设计出来的锚杆支护体系能够有效地发挥支护作用，提高煤矿巷道的稳定性，针对一些特殊的情况，需要设计出良好的强有力的锚杆支护，防止煤矿巷道的岩层的变形。锚杆支护技术是现在使用最广泛的巷道支护技术。 1.5联合支护技术除上述的对煤矿巷道单独支护的技术外，还可以对煤矿巷道进行联合支护，与单独支护相比，联合支护如果运用得当可以取得更好的效果。经常使用的联合技术是锚杆锚索的联合支护技术。在联合支护技术中，锚杆支护主要是利用锚杆等构件对围岩进行一定程度上的支撑，来提高对围岩应力等的承受能力，即起到了支护作用。而锚索的作用则是将围岩本身主要的承载层与由锚杆支护所衍生出的承载层相连接，借此增大了承受应力的岩体面积，使得支护效果更加明显。此为锚杆锚索联合支护技术的工作原理。该技术主要起到加固和互补的作用。因锚杆锚索和岩体紧密相连，提高了岩体整体的承载力，且由于承载面积的增大导致应力的分布状态也发生改变，岩体抗变形的能力明显加强。当锚杆锚索到达稳定层岩时，锚杆在切向和径向出现约束力，避免了破坏的岩层肆意流动影

煤矿巷道贯通安全技术措施

鑫旺煤矿一1煤运输斜巷贯通措施郑新鑫旺（新密）煤业有限公司二○一四年七月十五日

目录一、安全措施概述 (1) 二、贯通巷道与被贯通巷道概况 (2) 三、通风安全技术措施 (2) 四、爆破安全措施 (3) 五、贯通地点保护皮带及电缆管路措施 (4) 六、其他措施 (5) 七、巷道贯通示意图 (5)

鑫旺煤矿巷道贯通安全技术措施为了预防巷道贯通时，放炮崩坏设备、造成人员伤亡、引起瓦斯煤尘爆炸、顶板冒落和引发其他事故，确保安全，特制定以下安全技术措施。一、安全措施概述 1、我矿巷道贯通主要采用爆破法，当巷道贯通相距离30米贯通巷道时，地质部门必须进行准确的测量并绘出图纸。在图上标明进度和剩余距离。 2、测量人员必须及时标定中腰线，掘进工人要严格按中腰线布置炮眼。 3、当巷道贯通相距离20米前，地测部门必须提前下达贯通通知书。 4、当巷道贯通相距离20米时，地质部门必须有准确的测量图，每班在图上标明进度和剩余距离并将制成通知单下发到施工班组，直到贯通为止。 5、当巷道贯通相距离20米时，通风部门做好调整通风系统设施所需材料的准备工作。 6、工作面必须保持正常通风，经常检查通风设施运行是否良好和风筒的完好状况，以及工作面的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时必须立即采取措施处理。 7、掘进工作面每次装药放炮前，必须派专人和瓦斯检查员

共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，先停止掘进工作面的工作，采取措施处理瓦斯，只有当工作面的瓦斯浓度都在1%以下时，掘进工作面方可装药放炮，每次放炮前，在工作面和被贯通巷道入口必须设置栅栏和有专人警戒。 8、在贯通距离接近10m时，，加强贯通点前后20m范围内和工作面的支护，防止崩倒造成冒顶。 9、贯通掘进巷道与被贯通巷道贯通时，也必须按上述规定执行。在贯通前，应加强贯通地点的支护，并应严格检查停止作业巷道中的煤尘、瓦斯含量、积水、支架和顶板，及时采取必要的措施，否则不准放炮。 10、贯通后，必须停止工作面内的一切工作，立即调整通风系统，构建永久通风设施，待风流稳定、可靠后，方可恢复作业。 11、严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业。二、贯通巷道与被贯通巷道概况 1、巷道相对位置： 2、贯通方式： 3、贯通地点通风及瓦斯状况：（风机安置、型号、是否采用几双，瓦斯的相对和绝对涌出量） 4、贯通地点地质及水文情况： 5、支护方式：三、通风安全技术措施

同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)详解

汾西矿业集团巷道支护理论计算设计方法（初稿）生产技术部 2009年8月

前言煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。

巷道锚杆支护参数设计

巷道锚杆支护参数设计一、锚杆支护理论研究（一）锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年，机械式锚杆研究与应用； 1950~1960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究； 1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用； 1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生； 1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多，有胀壳式、

树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境，在巷道支护方面积极发展锚杆支护，到1987年，英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术，从而扭转了过去的被动局面，煤巷锚杆支护得到迅速发展，经过近10年实验的基础上，又进行了改进和提高，到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家，自1932年发明U型钢支架以来，U型钢支架发展迅速，支护比重很快达到了90%以上，从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来，随着矿井开采深度日益增加，维护日益困难。面临这种困境，德国采用不断增加金属支架的型钢质量，逐步减小棚距的做法，这不仅使巷道支护费用增高，而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此，巷道维护困难的状况仍然难以改观，于是寻求成本低，运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广，现己应用到千米的深井巷道中，取得了许多成功的经验。法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速，到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆，在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，在“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一，

矿井巷道片帮忙、冒顶预防安全技术措施

矿井巷道片帮忙、冒顶预防安全技术措施会审意见编制：安康部：生产技术部：生产副总经理：机电副总经理：技术副总经理：安全副总经理：总经理：矿井巷道片帮忙、冒顶预防安全技术措施一、我矿煤层顶、底板岩性特殊性：我矿开采的二3煤层顶底板岩性的特征是：顶板岩性主要为粉砂岩，底板主要砂岩、砾岩。顶底板的主要岩石为页岩、泥岩、砂岩、砾岩形成的岩石类型。开采区内的岩石抗压强度相对较高，岩石稳定性好，属Ⅱ类顶底板，但应注意有隐伏的小断层，局部可能较破碎，但仍有造成矿井巷道片帮、冒顶事故的可能性。所以我们在开采施工过程中要制定出严密的预防片帮冒顶的专项措施。二、造成片帮、冒顶事故的原因： 1、对矿井开采区特别是隐伏的小断层，局部可能较破碎，若支护不及时，支护强度不足，极易发生冒顶片帮事故。

2、煤层松软，工作面煤壁侧站柱不及时或煤壁不垂直顶底板，“伞檐”超过规定易引发片帮冒顶事故。 3、回采工作面上下端头空顶面积大，支护强度不足，选择采煤工艺不合理，支护措施跟不上，易引发冒顶等事故。 4、采煤工作面爆破作业时未根据煤层松软情况及时调整炮眼布置方式和炮眼装药量，炮眼装药量大易发生冒顶事故。 5、回采工作面放炮前仟未及时处理失效柱，倾倒支柱造成冒顶事故;掘进工作面爆破前未对距迎头10m范围内支架进行加固，易造成冒顶事故。 6、爆破落煤后，回采工作面煤壁侧未及时站柱，掘进工作面未采取临时支护措施易引发片帮冒顶事故。 7、回采工作面顶梁不抓帮，梁头冒顶超限，不采取可靠措施及时进行处理，易发生冒顶事故。 8、对采掘工作面漏帮、漏顶不及时进行处理，易发生冒顶事故。 9、采掘工作面工程质量差，支护(支架)迎山不照、出现大棚距、支柱初撑力小、失效的支柱、弯曲、变形;断裂的钢梁得不到及时更换，工作面支护强度低;易发生冒顶事故。 10、回采工作面上下巷超前支护长度不符合规定;易发生冒顶事故。、 11、回采工作面移溜时，中排巷支护摘柱距离超过规定;易发生冒顶事故。 12、采掘工作面施工未编制作业规程施工导致采掘工作面顶板管

煤矿巷道锚杆支护技术规范

煤矿巷道锚杆支护技术规范 1 范围本标准规定了煤矿巷道锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、锚杆支护施工质量检测及锚杆支护监测。本标准适用于煤矿岩巷、煤巷及半煤岩巷的锚杆支护。 2 规范性引用文件下列文件对于本文件的应用是必不可少的。凡是注日期的引用文件，仅所注日期的版本适用于本文件。凡是不注日期的引用文件，其最新版本（包括所有的修改单）适用于本文件。 GB 175-2007 硅酸盐水泥、普通硅酸盐水泥 GB/T 228.1-2010 金属材料拉伸试验第1部分：室温试验方法 GB/T 23561.1-2009 煤和岩石物理力学性质测定方法第1部分：采样一般规定 GB 50086 岩土锚固与喷射混凝土支护工程技术规范 GB/T 50266-2013 工程岩体试验方法标准 MT 146.1－2011 树脂锚杆第1部分：锚固剂 MT 146.2－2011 树脂锚杆第2部分：金属杆体及其附件 MT 285 缝管锚杆 MT/T 861 W型钢带 MT/T 1061-2008 树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体及其附件 3 术语和定义 GB/T 228.1-2010、MT 146.1-2011、MT 285界定的以及下列术语和定义适用于本文件。 3.1 巷道 roadway 为煤矿提升、运输、通风、排水、行人、动力供应等而掘进的通道。 3.2 煤巷 coal roadway 断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.3 岩巷 rock roadway 断面中岩石面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.4

半煤岩巷 coal-rock roadway 断面中岩石面积（含夹石层）大于1/5到小于4/5的巷道。 3.5 锚杆 rock bolt 安装在围岩中，对围岩实施锚固的杆件系统。一般由杆体、托盘、螺母、垫圈、锚固剂或锚固构件组成。 3.6 预应力锚杆 pretensioned rock bolt 在安装过程中施加一定预拉力的锚杆。 3.7 无预应力锚杆 non-pretensioned rock bolt 在安装过程中不施加预拉力的锚杆。 3.8 树脂锚杆 resin anchored bolt 采用树脂锚固剂锚固的锚杆。注：改写MT 146.1-2011，定义3.1。 3.9 注浆锚杆 grouting bolt 杆体为中空式，兼做注浆管，对围岩进行注浆加固的锚杆。 3.10 钻锚注锚杆 self-drilling bolt 杆体为中空式，自带钻头，集钻孔、锚固、注浆于一体的锚杆。 3.11 玻璃纤维增强塑料锚杆 glass fibre reinforced plastic bolt 杆体主体部分由玻璃纤维和树脂复合而成的锚杆。 3.12 缝管锚杆 s plit set bolt 经特殊加工成纵向开缝的钢管及其附件。 [MT 285—1992，术语 3.1] 3.13 锚索 cable bolt 安装在围岩中，对围岩实施锚固的索体系统。一般由钢绞线、托盘、锚具及锚固剂组成。 3.14 锚杆支护 rock bolting

巷道支护技术

2.1 巷道围岩控制理论 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出普氏冒落拱理论[1-2]，该理论认为：巷道开掘后，已采空间上部岩层将逐步垮落，其上方会形成一个抛物线形的自然平衡拱，下方冒落拱的高度与岩层强度和巷道宽度有关。该理论适用于确定巷道围岩强度不高、开采深度不是很大的巷道支护反力。20世纪50年代以来，人们开始用弹塑性力学解决巷道支护问题，其中最著名的是Fenner [3]公式和Kastner 公式[4]。 Fenner 公式为： ()[]10cot sin 1cot -??? ??+-+-=???σ?N i R r C C P （1）式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0σ—原岩应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径；?N —塑性系数，κ??sin 1sin 1-+= N 。 Kastner 公式为： ()()?????sin 1sin 20sin 1cot cot -??? ??-?++-=R r C P C P i （2）式中，i P —支护反力；C —围岩内聚力；?—内摩擦角；0P —初始应力；r —巷道半径；R —塑性圈半径。国内外巷道顶板控制理论发展很快[3-4]，我国在1956年开始使用锚杆支护，迄今为止，已有50多年的历史。锚杆支护机理研究随着锚杆支护实践的不断发展，国内外已经取得大量研究成果[5-10]。（1）悬吊理论 1952年路易斯阿帕内科L(ouis.Apnake)等提出了悬吊理论，悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上，在预加张紧力的作用下，每根锚杆承担其周围一定范围内岩体的重量，锚杆的锚固力应大于其所悬吊的岩体的重力。（2）组合梁理论

煤矿巷道支护的发展前景

浅谈煤矿巷道支护的发展摘要：推行巷道支护改革，对于降低原煤生产成本，提高经济效益，有着巨大的促进作用，本文就煤矿巷道支护问题进行了探讨。近几年来，随着我国煤矿开采深度的不断增加，煤矿井巷支护经历了由单一型支护技术到联合支护型技术的发展历程。煤矿早期开采阶段几乎全部是以木材作为巷道及采煤工作面的支护材料，随着新型材料的出现，开始采用混凝土或钢筋混凝土砌碹等支护形式，这些被动式支护耗费大量材料且受深度和岩性影响。随着井巷支护技术的发展演变，可将其归纳为被动式支护方式、主动式支护方式。 1.被动式支护方式被动式支护技术是源于古典压力理论和坍落理论，认为巷道开挖后围压主要由围岩局部坍塌导致而成，而巷道的稳定主要靠围岩坍塌致使硐室形状改变后自行获得。被动式支护把围岩坍塌岩与支护分开来考虑，把围岩视作荷载，支护看作承载结构，二者之间形成“荷载—结构”体系，认为支护是为了承受由围岩所产生的荷载，无法控制围岩变形破坏的发生，只能起被动抵抗的作用。 1.1木支护方式木支护技术主要是采用木材作为支护材料，典型的支护方式有“亲口”棚、鸭嘴棚、戴帽点柱、木垛等。木支护耗费大量木材而且受采深和岩性影响严重，因此只适用于浅部围岩，而且支护断面

形状必须与围岩曲线一致，以充分发挥围岩和支护结构抗压强度大的优势，从而硬性抵抗岩体的变形压力。 1.2石材支护方式石材支护分片石、料石两种支护方式，优点是具有抗压性好、一次成巷好、安全系数大、抗灾能力强、支架变形小和质量易保证等特点，不足之处在于初期投资高，只适用于矿井服务年限长的巷道。 1.3金属支架支护方式金属支架支护技术主要分刚性支架支护与可缩性支架支护，其中刚性支架允许压缩变形量小，工作阻力随变形量增大而减小，直至破坏而失去工作阻力；可缩性支架允许压缩变形量大，在结构设计压缩范围内，工作阻力随压缩量大而增大，或者恒阻。金属支架支护视支架为支护体，围岩为荷载，其破坏是由于支架上弯曲力矩达到屈服极限的破坏应力所致，同时，由于支架承受侧压力和荷载的不均匀常使支架失去稳定性或可缩性而减弱或失去竖向承载能力。特别是u型钢支架支护由多段弧形构件相互叠置搭接而成，大多支护面呈拱形或环形，主要使用于松软围岩、地压大、底臌严重和两帮位移量大的开拓和采区巷道 1.4装配式钢筋混凝土支架支护方式装配式钢筋混凝土支架支护施工技术，可以在地面工厂化预制，质量有保证且利于批量化生产和井下机械化安装，不足之处在于不能有效抵抗上覆岩层整体移动而产生的底板沉降及巷帮测压，受扭

煤矿矿井巷道冒顶处理方案和安全技术措施

煤矿矿井巷道冒顶处理方案和安全技术措施巷道施工至xxxm时，因岩石性质松软，支护不及时，发生跨落性冒顶，大量的煤岩冒落，冒顶后一直清理，冒顶范围不断扩大。为保证处理冒顶的安全，现制定安全技术措施如下，经批示后认真执行：一、发生冒顶时间、原因及过程二、冒顶处理方案的顺序和方式 1、停止工作面跨落煤岩的清理，避免冒顶区继续扩大，增大处理冒顶的难度和风险。 2、准备处理冒顶所需的材料，安排好有技术水平和有经验的管理人员和队伍。 3、采用3m的钎子，从后部完好的拱架打钎杆穿到冒顶区，控制钎杆上部的煤岩不再跨落。钎杆数量以不让煤岩跨落为准，但钎子要分散布置，使拱顶受力均匀。 4、钎子打好后，向冒落的两帮清理，将两边的基础清理出来，用24kg的弧形工字钢支护（半圆拱，半径1.6m）。 5、工字钢支护好后，采用3m直径25mm螺纹钢向冒顶区打穿杆，一方面控制冒顶区，另一方面加固拱架。 6、按控制冒顶区"清理两帮"架弧形工字钢"清理"打穿杆的顺序一直处理见到岩层。 7、冒顶区采用弧形工字钢处理结束，采用砌碹支护的形式将冒顶区范围内加固，砌碹质量按作业规程相关规定严

格执行。 8、向前掘进时，必须继续打穿杆超前控制巷道上方岩体，不得采取放炮施工方式，只能风镐掘进，完全进入稳定岩层后，根据岩石的稳定性布置施工，严防巷道二次发生跨落。三、处理冒顶的安全技术措施 1、施工队必须安排有经验和技术水平好的施工人员和管理队伍，队管理人员必须每班带班进行作业，保证施工的安全、质量。 2、清修时，严格执行“由外往里、逐棚逐架”的原则进行，人员不得进入空顶区以里，清理维修时要保证退路畅通。 3、清理及支架过程当中，作业人员要对所在地点的退路、巷道的稳定性、穿杆的压力详细、认真的进行检查，保证在清理过程采取的措施恰当，再有意外情况发生时，人员能迅速、安全的撤离到安全地点。 4、在架棚前，必须对工作场所的顶板进行检查，进行敲帮问顶，清除活石、危石；对一时无法排除或松动的煤岩要采取有效措施，切实控制好顶板。架棚时所有人员要相互协调动作，齐心协力，防止碰、砸伤人。支架每次施工要连续，架好后必须封帮接顶，确保安全。 5、架设的棚子棚距0.3米，帮顶要背严背实，不得空

巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计(孙巧龙)

巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计孙巧龙（淮北朔里矿业有限责任公司，安徽淮北235052）【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。【关键词】锚杆支护；合理设计；选择；巷道 1引言在煤矿巷道的锚杆支护中，由于其对破碎岩体的加固效果好，又优于U型钢被动支护，加上劳动强度低、经济效益显著的特点，因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛，75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响，所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大，严重的冒落无法再利用。因此，煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性，以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面巷道锚杆支护过程中，对于深部高应力的地点，在进行断面选择时，必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道，应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道，可采用梯形断面；复合顶板或破碎顶板的巷道，应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。就斜切圆拱形断面来说，斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4，上肩窝部高度达到煤层顶板，下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明，其断面承压效果要比梯形断面好。但是，岩石掘进工作量大是其缺点，并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能在锚杆的种类选择上，主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择，其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出

主要巷道支护技术研究措施

神华宁煤集团清水营煤矿主要巷道支护技术研究方案神华宁煤集团山东科技大学二○○九年六月

1 工程的必要性1 1.1 现状分析1 1.2 国内外同类技术发展状况4 1.3 研究目的及意义5 2 研究开发内容6 3 主要经济技术指标、工程最终目标7 4 关键技术及创新点7 5 研究或研制开发的技术路线，实施的方式、方法、步骤7 5.1 课题的总体研究思路7 5.2 研究方法8 5.3 技术路线8 5.4 实施方式<具体方案）9 5.5 矿压观测18 6 技术、经济可行性及可靠性分析、论证19 7 现有基础、技术条件，保证体系20 7.1 实用矿山压力理论已经取得了系统的突破性成果20 7.2 岩石破坏与失稳理论20 7.3 深部巷道支护取得一些创新性研究成果21 7.4 实践基础22 8 经济、社会效益分析24 9 工程实施进度计划24 10 经费计划25

QSYK-1 神华宁煤集团清水营煤矿主要巷道支护技术研究方案 1工程的必要性 1.1现状分析 1.1.1矿井地质情况矿区钻孔揭露地层自下而上有三叠系、侏罗系、白垩系、古近系、第四系，含煤地层为侏罗系中统延安组，钻孔揭露厚度245.01~304.86m,平均276.50m，岩性由灰、灰白色长石石英砂岩、深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩、煤和少量含铝质泥岩组成。主要可采煤层顶板均为易冒落、不稳定—中等冒落、中等稳定岩层，底板为不稳定岩层。矿井地层中含水层属弱～中等富水性，分别为第四系孔隙潜水含水层<Ⅰ）、白垩系砾岩裂隙孔隙层间承压含水层<Ⅱ）、侏罗系上统安定组～中统直罗组裂隙孔隙含水层<Ⅲ）、二～八煤间砂岩裂隙孔隙承压含水层<Ⅳ）、八～十八煤间砂岩裂隙孔隙承压含水层<Ⅴ）、十八煤以下至底部分界线砂岩含水层组<Ⅵ），隔水层以低阻、高密度的粉砂岩、泥岩为主，主要有四层，分别为安定～直罗组裂隙孔隙含水层顶板隔水层、二～八煤含水层顶板隔水层、八煤及其顶底板泥岩隔水层、十八煤及其顶底板泥岩隔水层。 1.1.2主要巷道设计布置层位 <1）主斜井、副斜井由六煤-五煤露头对应地面位置开口，由四上- 三煤间进入煤系地层，穿过三煤后进入二煤底板。主斜井坡度为22°～24°～25°，副斜井坡度为22°～25°，所处层位为四上- 二煤之间的砂岩层。该层位由灰、灰白、深灰色不同粒级的砂岩组成，属二煤- 八煤间砂岩含水层

煤矿井下掘进巷道贯通安全技术措施

编号：SM-ZD-45074 煤矿井下掘进巷道贯通安全技术措施 Through the process agreement to achieve a unified action policy for different people, so as to coordinate action, reduce blindness, and make the work orderly. 编制：____________________ 审核：____________________ 批准：____________________ 本文档下载后可任意修改

煤矿井下掘进巷道贯通安全技术措施简介：该方案资料适用于公司或组织通过合理化地制定计划，达成上下级或不同的人员之间形成统一的行动方针，明确执行目标，工作内容，执行方式，执行进度，从而使整体计划目标统一，行动协调，过程有条不紊。文档可直接下载或修改，使用时请详细阅读内容。一、概况：煤矿井下************回风顺槽即将贯通，为保证巷道的顺利准确贯通和施工安全，特制定以下安全技术措施，贯通施工中必须严格执行本措施。二、贯通前的准备工作： 1、本次巷道贯通为双向上下山机掘贯通，本巷贯通前80米时，由地测科进行一次贯通测量检查，对中线及时调整，并与巷道设计相对照，为保证巷道的顺利施工和精准贯通，在巷贯通前50米时，再对巷道进行一次贯通测量，对测量结果及时分析和存档。 2、巷道掘进剩余50米贯通时，停止下部回风巷工作面的掘进工作，加强工作面支护后所有人员必须全部离开工作面，严禁任何人在工作面逗留，巷道内必须保证正常通风，

某煤矿井底车场巷道砌碹支护专项安全技术措施

某煤矿井底车场巷道砌碹支护专项安全技术措施一、前言：根据设计要求，井底车场部分巷道施工过2#煤层，岩体比较破碎，围岩整体性差，顶板压力大，为确保施工质量及施工安全，经矿方研究并经设计院同意决定：在施工过程中，凡揭露岩石为煤层、炭质泥岩及泥质页岩的巷道，在原设计巷道断面基础上另增加450mm壁厚进行双层钢筋砼砌碹支护。现井底车场需要砌碹支护巷道已全部掘进并进行临时支护完毕，下一步准备进行永久砌碹支护，为保证施工安全、优质的完成施工，特制定专项安全技术措施以作指导。二、编写依据： 1、井底车场平、断面图S1130-109-01 2、井底车场线路及水沟坡度图S1431-121-2 3、二号交岔点平、断面图S1431-123/121-4 4、《煤矿安全规程》2010版 5、《煤矿井巷工程质量验收规范》（GB50213-2010） 6、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5010-1995） 7、施工图纸《工程设计变更单》三、概述： 1、支护范围：井底车场15~21工程段、二号交岔点及与其连接所有巷道10m范围。详见：井底车场巷道砌碹支护部位示意图 2、支护形式：在原设计锚网索喷基础上增加双层钢筋砼复合支护，厚度为450mm，砼强度等级为C35。 3、质量标准：合格，合格率100%。四、巷道施工方案： 1、绑扎钢筋作业按照施工要求进行绑扎钢筋作业，首先检查钢筋的品种、质量、规格、性能是否符合设计要求和规范规定，当满足要求后，进行绑扎钢筋作业。受力筋采用Ф20mm螺纹钢筋，间排距为

300×300mm，钢筋搭接长度为700mm，联系筋采用φ10盘圆加工制作，间距为600mm。钢筋采用扎丝搭接绑扎，在绑扎钢筋时，钢筋间排距必须控制在设计范围内，钢筋保护层也要符合设计和规范要求，钢筋内外缘保护层厚度均为70mm。附：井底车场1-1及2-2断面配筋图2、稳立模板作业根据施工图纸设计要求及测量人员给出的巷道中、腰线，放出巷道拱基线及巷道两边边线，依据拱基线及边线由内向外同时稳立巷道墙部模板，首先将墙部模板连成一体置于边线外侧、拱基线下方，再将墙立柱立在墙板接缝处并利用鈀钉固定连成一体，然后在每道墙立柱固定木楔上架设上、下两道木撑杆并固定牢靠，最后在墙板与巷帮之间，对每根墙立柱打设上、中、下三层斜木撑以加固牢固墙板，对上、下两道木撑杆之间打设顶柱。将溜灰管拉入巷道浇注模板内，利用压风式混凝土输送罐浇筑巷道墙部，并对称振捣密实。待巷道墙部混凝土浇筑完毕，砼经初凝后，在两侧墙立柱上各固定一根150×150mm的抬梁。根据巷道中、腰线及施工图纸设计要求，由内向外逐步稳立拱部碹胎及模板，使用鈀钉将每架碹胎固定牢固在抬梁上，利用三道沙木杆将三架碹胎连成一体并一端抵触掌子面，在每架碹胎和岩帮之间至少打设5根斜撑，在靠近掌子面一侧的碹胎与掌子面之间至少均匀地打设4根斜撑，并将胎板覆在碹胎上。在稳立碹胎和模板时，必须保证各部件的形状、尺寸和相互之间的位置关系，装拆方便，接缝严密，不易漏浆。碹胎尺寸必须符合设计要求，各个部位要支撑牢固，使其在振捣和浇筑过程中不发生位移。确保模板规格尺寸符合设计要求，各部件连接牢固可靠后，将巷道拱部浇筑并封严密实。

煤矿锚杆支护技术规范标准设计

煤矿锚杆支护技术规范（新） ICS 73.100.10 D 97 备案号：26921—2010 MT 2009-12-11发布 2010-07-01实施中华人民共和国煤炭行业标准 MT/T 1104—2009 煤巷锚杆支护技术规范 Technical specifications for bolt supporting in coal roadway 国家安全生产监督管理总局发布前言本标准的附录A为资料性附录。本标准由中国煤炭工业协会科技发展部提出。本标准由煤炭行业煤矿专用设备标准化技术委员会归口。本标准由中国煤炭工业协会煤矿支护专业委员会负责起草。煤炭科学研究总院南京研究所、煤炭科学研究总院开采设计研究分院、煤炭科学研究总院建井研究分院、中国矿业大学、兖州矿业集团公司、徐州矿务集团公司、鹤岗矿业集团公司、新汶矿业集团公司、山西焦煤西山煤电集团公司、江阴市矿山器材厂、石家庄中煤装备制造有限公司、深圳海川工程科技有限公司参加起草。本标准主要起草人：袁和生、康红普、陈桂娥、权景伟、张农、王方荣、王富奇、何清江、周明、秦斌青、晨春翔、黄汉财、赵盘胜、何唯平。煤巷锚杆支护技术规范 1 范围本标准规定了煤巷锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、煤巷锚杆支护监测及煤巷锚杆支护施工质量检测。本标准适用于煤矿煤巷锚杆支护，也适用于半煤岩巷锚杆支护。 2 规范性引用文件下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件，其随后所有的修改单（不包括勘误的内容）或修订版均不适用于本标准，然而，鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件，其最新版本适用于本标准。 GB/T 5224－2003 预应力混凝土用钢绞线 GB/T 14370－2000 预应力筋用锚具、夹具和连接器 GB 50086－2001 锚杆喷射混凝土支护技术规范 MT 146.1－2002 树脂锚杆锚固剂 MT 146.2－2002 树脂锚杆金属杆体及其附件 MT/T 942－2005 矿用锚索 MT 5009－1994 煤矿井巷工程质量检验评定标准

主要巷道支护技术研究措施

QSYK-1 神华宁煤集团清水营煤矿主要巷道支护技术研究方案神华宁煤集团山东科技大学二○○九年六月

目录 1工程的必要性1 1.1现状分析1 1.2国内外同类技术发展状况4 1.3研究目的及意义5 2研究开发内容6 3主要经济技术指标、工程最终目标7 4关键技术及创新点7 5研究或研制开发的技术路线，实施的方式、方法、步骤7 5.1课题的总体研究思路7 5.2研究方法8 5.3技术路线8 5.4实施方式＜具体方案）9 5.5矿压观测18 6技术、经济可行性及可靠性分析、论证19 7现有基础、技术条件，保证体系20 7.1实用矿山压力理论已经取得了系统的突破性成果20 7.2岩石破坏与失稳理论20 7.3深部巷道支护取得一些创新性研究成果21 7.4实践基础22 8经济、社会效益分析24 9工程实施进度计划24 10经费计划25

QSYK-1 神华宁煤集团清水营煤矿主要巷道支护技术研究方案 1工程的必要性 1.1现状分析 1.1.1矿井地质情况矿区钻孔揭露地层自下而上有三叠系、侏罗系、白垩系、古近系、第四系，含煤地层为侏罗系中统延安组，钻孔揭露厚度245.01~304.86m,平均 276.50m，岩性由灰、灰白色长石石英砂岩、深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩、煤和少量含铝质泥岩组成。主要可采煤层顶板均为易冒落、不稳定—中等冒落、中等稳定岩层，底板为不稳定岩层。矿井地层中含水层属弱～中等富水性，分别为第四系孔隙潜水含水层<Ⅰ）、白垩系砾岩裂隙孔隙层间承压含水层< Ⅱ）、侏罗系上统安定组～中统直罗组裂隙孔隙含水层 <Ⅲ）、二～八煤间砂岩裂隙孔隙承压含水层<Ⅳ）、八～十八煤间砂岩裂隙孔隙承压含水层<Ⅴ）、十八煤以下至底部分界线砂岩含水层组<Ⅵ），隔水层以低阻、高密度的粉砂岩、泥岩为主，主要有四层，分别为安定～直罗组裂隙孔隙含水层顶板隔水层、二～八煤含水层顶板隔水层、八煤及其顶底板泥岩隔水层、十八煤及其顶底板泥岩隔水层。 1.1.2主要巷道设计布置层位 <1）主斜井、副斜井由六煤-五煤露头对应地面位置开口，由四上- 三煤间进入煤系地层，穿过三煤后进入二煤底板。主斜井坡度为22°～24°～25°，副斜井坡度为22°～25°，所处层位为四上- 二煤之间的砂岩层。该层位由灰、灰白、深灰色不同粒级的砂岩组成，属二煤- 八煤间砂岩含水层

煤矿巷道加强支护措施

11-2#层311盘区511-4回加强支护安全技术措施 11-2#层311盘区511-4回风巷现工作面遇到落差3到5米的断层，受断层影响，工作面顶板破碎且存在层间滑动，之前在压力大的范围内已补强支护，但为了保证人员和设备的安全，局部仍需要补强支护，特制定本安全技术措施。一、对511-4回巷已完成支护区段的补充加强支护要求： 1、对巷道内不合格锚杆，锚索，锚网及时处理，重新补打。 2、132与133钢带中间补打一架三眼的11#矿用工字钢梁。 3、147与157钢带中在锚索间距中补打钢梁，并压金属菱形顶网，顶网与帮网联接并补打角锚杆使其充分接顶。 4、208与212钢带间沿南北方向离人行帮800mm处补打一架钢梁梁，并在不接顶的地方背好撑木 5、232与246钢带间在原有锚索的中间按1m的排距补打钢梁，并挂金属顶网，顶板断口处有不接顶的地方背好撑木使其充分接顶。二、支护作业安全技术措施： 1、掘进过程中，注意观察周围环境的变化，一旦发生异常时，立即停止掘进，撤出人员，并与有关科室联系并同时报告有关领导，以便采取相应措施。 2、作业人员严格执行“敲帮问顶”制度。“敲帮问顶”时，作业人员要站位合理，将作业区段的马棚、片帮、活石、聋煤岩等全部

处理掉，并将影响范围内的设备全部切断电源并闭锁，经当班干部检查安全无误后方可开工。 3、巷道遇顶板破碎段时，应采取短掘短支，缩小空顶距，锚索、锚杆及时紧跟工作面巷道如遇顶板破碎或地质构造，缩小锚杆排间距，使用金属菱形顶网加矿用工字钢梁联合支护，随时检查机后顶板状况，发现问题及时撤出人员，待制定专项措施后方可开工。 4、对锚杆(锚索)支护的排间距、锚杆(锚索)角度、锚固力、预紧力、联网质量要经常进行检查，发现问题及时整改，严禁擅自破坏支护材料。 5、巷道地质条件发生变化时，待相关部门鉴定后，制定支护方案并应根据变化程度，调整支护参数或采取应急措施及时处理。 6、铺设的锚网要合理搭接，确保联接处环环相扣，孔孔相连，结实可靠达到支护要求。 7、架设钢梁时，要多人配合一起作业，相互照应，防止钢梁倾倒伤人，在断层带顶板如有不接顶处用道木或者40 50木板木楔子刹顶后使其充分接顶并涨紧。 8、在后期的支护效果复查中如发现不合格锚杆，要重新补打锚杆。张拉时，发现不合格锚索，必须在其附近300mm的范围内补打锚索。 9、在帮煤支护中，如不能充分的与钢带接触密实，必须用撑木或木楔将支护背紧，使其与帮煤充分接触。

巷道支护安全技术措施

巷道支护安全技术措施巷道支护采用锚、网、索、喷联合支护，一截割一初喷，一锚网，初喷厚度30—50mm，锚索紧跟综掘机，转载机后复喷成巷。 1、临时支护采用金属前探梁作为临时支护，前探梁为3根不少与4米长的4寸钢管或者用不少于15kg/m的钢轨，每根前探梁用不少于2个吊环固定在锚杆上，然后用方木把顶板接实，方木规格1200×150×50mm。当地质条件变化顶板破碎时，综掘机截割后，立即将迎头顶板进行喷浆封闭，初喷厚度30—50mm，然后用带冒木点柱或单体液压支柱做临时支护，每排不少于2根，点柱打在实底上，用木楔打紧，木点柱的规格为直径不低于180mm 的优质圆木，柱冒规格为500Ｘ200Ｘ50mm优质方木。 2、永久支护永久支护到迎头，支护前顶板岩性较好时，最大控顶距不大于2100mm，岩性较差时最大控顶距不大于1200mm，支护后迎头最大空顶距不大于300mm。永久支护的质量要求： 1）高强锚杆?20×2400mm，杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。 2）锚索钢绞线?17.8×6300mm，材质、规格、结构、强度必须符合设计要求。 3）锚固剂：树脂药卷锚杆用K2550,锚索用K2350。 4）安装质量：密贴壁面楔紧。

5）抗拔力：40KN。 6）锚杆间排距：锚杆间距860±100mm。锚杆排距900±100mm。 7）锚索间排距：1800×2700mm±100mm。 8）孔深：锚杆2350mm(0～+50mm)，锚索6000mm(0～+200mm)。 9）角度：锚杆方向与井巷轮廓线角度≤15°。锚索方向与井巷轮廓线角度≤5° 并且根据岩层倾角及时调整角度。 10）外露长度：锚杆露出托盘30--50mm，锚索露出托盘200--300mm。 11）锚杆的扭矩不低于260N.m，预紧力3—4T，锚索的预紧力8—10T。 12）巷道宽度：中线至任何一帮的偏差:0—200mm。 13）高度：起拱线至顶、底板距离:0—200mm。 14）喷浆前并用水将顶帮冲刷干净，喷后无裂缝、麻面蜂窝、孔洞、露筋，喷厚不小于设计，混凝土强度C20。

巷道支护方案

支护方案一、概述二、处理方案现场勘查后，根据现场各部位情况制定施工方案。下盘运输巷采用喷锚网支护，距已施工完成工作面3米；采矿进路开口5m采用喷锚网，矿体部分采用素喷混凝土；交叉点右侧墙体先施工喷锚网支护，再外部砌护；材料库房钢筋混凝土支护。具体施工方案如下： 1、喷锚网支护喷锚网支护混凝土强度等级均为C25；喷锚网钢筋网采用∮8 mm钢筋，钢筋网间距100mmx100mm；锚杆采用∮20 mm螺纹钢筋，1m ×1m间距交错布置，锚杆长度2.2m，施工中可根据具体情况调整钢筋网和锚杆的设置参数。喷射混凝土支护、喷锚支护和喷锚网支护断面应按照相应施工规范进行施工。 1）喷射混凝土喷射混凝土要求凝结硬化快、早期强度高，优先选用硅酸盐水泥和普通硅酸盐水泥。为了保证混凝土强度，防止混凝土硬化后的收缩和减少粉尘，喷射混凝土中的细骨料采用坚硬干净、细度模数宜大于2.5的中砂或粗砂。为了减少回弹和防止管路堵塞，喷射混凝土的粗骨料粒径应不大于15mm。根据采用的速凝剂性能，通过试验确定其掺量，使喷射混凝土初凝不应大于5min，终凝不应大于10min。一次喷射厚度。若一次喷射厚度过大，由于重力作用会使混凝土颗粒间的凝着力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度太小，石子无法嵌入灰浆层，将会使回弹增大。一次喷射合理厚度，墙50mm，拱

30mm。分层喷射的间歇时间。当一次喷射厚度达不到设计厚度，需进行分次喷射时，后一层的喷射应在前一层混凝土终凝后进行。在常温15℃～20℃下喷射掺有速凝剂的混凝土时，分层喷射的间歇时间为15～20min。混和料的存放时间。由于砂、石含有一定水分，与水泥混合后，存放时间应尽量缩短。不掺速凝剂时，存放时间不应超过2h；掺速凝剂时，存放时间不应超过20min，最好随拌随用。喷射顺序是先墙后拱，自下而上进行。喷射前应埋设控制喷厚的标志，调节好给料速度。在喷射中，喷头应保持不断移动，以便减少回弹，保持喷层厚度均匀。如使喷头按圆形和椭圆形轨迹做螺旋式连续喷射，环形圈应为长轴400～600mm，短轴150～200mm。随时检测喷层厚度，确保达到设计厚度，岩面有较大凹陷处，应予以喷射找平。 2）锚杆施工锚杆孔的施工应遵守下列规定：钻锚杆孔前，应根据设计要求和围岩情况，定出孔位，做出标记；锚杆孔距的允许偏差为150mm；钻孔的孔深、孔径均应符合设计要求。钻孔深度不宜比规定值大200ｍｍ以上，钻头直径不应比规定的钻孔直径小3.0ｍｍ以上；钻孔与锚杆预定方位的偏差为1°～3°。锚杆安装前检查锚杆原材料型号、规格、品种。检查孔内积水和岩粉是否吹洗干净，不合格的锚杆孔要重钻。采用药卷锚固剂进行锚固，锚杆安装采用先灌后锚法，把锚杆体插入孔眼直到底部，杆体安装后，不得随意敲击。锚杆锚入围岩的长度不低于2米。要定期对安装好锚杆进行抗拔力测试，锚杆抗拔力可通过拉拔器作拉拔试验测出数值，不合格的锚杆可用加密锚杆的方法予以补强，并分析总结原因。孔口承压垫座应符合下列要求：钻孔孔口必须设有平整、牢固的承压垫座；承压垫座的几何尺寸、结构强度必须满足设计要求，承压面与锚杆垂直。