大断面巷道锚杆支护设计与围岩稳定性研究
8.5m大断面开切眼支护设计及其稳定性三维数值模拟
3 收稿日期 : 2008203209 基金项目 : 山西高校科技研究开发基金资助项目 ( 20061107) ,太原理工大学科技发展基金资助项目 ( 12901203) 作者简介 : 杨永康( 1981 - ) ,男 ,山西河津人 ,硕士生 ,主要从事采矿工程及其数值计算方法研究 , ( T el) 13203413056
1 地层条件
在酸刺 沟井 田范 围 内 , 6S 煤 层埋 深 145. 3 ～ 363. 4 m ,平均埋深 245 m 。 6 S 煤及顶底板岩层特性 见表 1 所示 。6S 煤的单轴抗压强度为 :上部煤 17. 36 M Pa , 中部煤 20. 4 M Pa ,下部煤 8. 56 M Pa , 平均 15. 4 M Pa ,属于中硬煤 。其顶板为泥质胶结的中砂 岩和砂砾 岩 , 遇水及易软化 ; 底板为泥岩和 16 煤 。 开切眼的底板为 6 S 煤下部 。煤体裂隙尺度分布的 分形维数 D = 1. 65 ; 1 m 煤表面上的贯通裂隙条数
密度
cm - 3 ) 2. 62 2. 61 2. 58 1. 55 2. 60 2. 60 2. 66 2. 58 2. 61 1. 55 2. 53 1. 55 2. 53 1. 55 2. 53 1. 55 2. 61 1. 55 2. 61 1. 55 2. 53 1. 55 2. 53 1. 55 2. 61
3
太
原
理
工
大
学
学
报
JOURNAL OF TAI YUAN UNIVERSIT Y OF TEC HNOLOGY
Vol. 39
Spec. Issue
Ma y 2008
文章编号 :1 00729432 (200 8) S120105204
巷道锚杆支护研究的总结和展望
巷道锚杆支护研究的总结和展望[摘要]：本文主要介绍了我国煤矿巷道锚杆支护理论、支护设计、支护材料以及井下应用情况，并介绍了新型锚杆支护理论的探究方向。
[关键词]：锚杆支护研究方向中图分类号：a715 文献标识码：a 文章编号：1009-914x（2012）32- 0603-01引言：锚杆是一种安设在巷道围岩体内的杆状锚栓体系。
采用锚杆支护的煤矿井下巷道，是在巷道掘进后向围岩中钻锚，使其与道拱部岩体连接在一起，便在一定的范围内形成了一个连续的、具有一定承载能力的拱形压缩带，使巷道围岩由原来作用在支架上的载荷变成了承载结构，以支撑其自身的重量和顶板压力。
锚杆支护的大体程序就是现在围岩处钻制杆眼，在杆眼里放置树脂，然后将锚杆安置在锚杆孔内，对巷道围岩进行加固，以维护巷道的稳定性。
锚杆支护由于能主动的加固围岩，对大限度保持围岩的完整性、稳定性，稳定控制围岩变形、位移和裂隙的发展，充分发挥围岩自身的支撑作用，变被动支护为主动支护，有效的改善矿井的支护的状况，具有施工方便、效率高，有利于加快施工进度，且施工成本低、支护效果好，已经成为当今巷道支护改革的主要趋势。
1、巷道锚杆支护1.1 使用锚杆支护的作用使用锚杆支护，既可以发挥其加固拱的作用和悬吊作用，使复合顶板内的各个岩体与锚杆紧固成一个所谓的“组合梁”，从而提高顶板岩层的抗弯强度，减少各岩层层面滑移、离层、冒落的几率，从而保证巷道的稳定性。
使用锚杆支护成本低廉，不需维修。
与其他支护方法相比较，不但节约成本而且也减轻了操作人员的体力劳动，消除了其他支护方案操作带来的不安全隐患，改善了操作人员的劳动环境，杜绝了超时劳动和超体力劳动。
1.2 巷道锚杆支护现状以前的巷道支护大多采用木支护，采用水泥锚固剂、藤条锚杆、挂铁丝网，但支护效果都不好，而木支护巷道每半年都要重新支护一次，使用的投入增大，必须采用新型的支护方式。
如此锚杆支护应运而生，锚杆支护的结构形式主要有单一锚杆+水泥托板，锚杆+网+水泥托盘，锚杆+网+w型钢板钢带，锚杆+网+钢筋梁形式。
大断面公路隧道施工围岩稳定性数值分析
该段地下水排泄通畅，水文地质条件较好，灰岩地段地下水位埋藏较深 ，玄武岩地段地下水位 埋深稍浅，其中 Ｋ ０ ０ ０ ３ ４＋ ８ 右 ｍ做抽水试验，日涌水量 ２ ． ４ １ ６ ，渗透系数 Ｋ ０ ３２ ／。 ２ ｍ ＝ ． ９ ｄ ０ ｍ 根据 阳宗隧道 的实际情况，施工中主要采用上、下台阶分部开挖法 。为了保证隧道净空达到其 使用功能，需要对 围岩松动圈进行加固，通过经济技术、操作难易程度 的综合比较，阳宗隧道使用 了 ＷＴ Ｄ系统注浆锚杆对围岩进行了加固，效果 良好 。
Ｋ ７ ７０ ４＋ ５ ， ３＋ ３ ￣Ｋ ０ ４５ 全长 ２７５ 最大埋深 １ １ 上行线桩 号： ３ ＋ ２ ～Ｋ ０ ５０ 全 长 ２７０ｍ， ２ ｍ， ４ ｍ； Ｋ ７ ７０ ４卜 １， 卜 ９
最大埋深 １３ ４ ｍ。隧道拟定净宽 １． 有效净高 ５ ３５ ７ ｍ， ｍ的建筑 限界，设计净跨为 １． ４８ ｍ，净高 ８ ０ ．ｍ ９ 的半圆拱曲墙断面 ，在Ⅱ类围岩中，其开挖宽度达到 １． ，开挖高度 １． ６ ２ｍ ７ ３ ０ｍ，矢跨比为 ０ ，开 ３ ． ８
关键词：大断面隧道
中图分类号ｔ５２ Ｕ ４
围岩稳定性
ＷＴ Ｄ系统锚杆
数值模拟
文献标识码 ： Ａ
文章编号：６ ３ １１ （０ ７０— ０ ７０ １７－８ ６２０ ） １００— ５
１ 引言
随着西部大开发战略的逐步实施 ，我 国高速公路和 高等级公路建设又进入 了一个新的大发展 时期。由于公路等级 的提高和交通量 的剧增 ，包括大断面在内的各类公路隧道数量将会进一步增
到降低工程造价、加快施工进度 、保证施工安全的目的，具有很重要的现实意义。故开展大断面公 路隧道设计、施工方法与围岩稳定性 以及动态施工过程仿真模拟等方面的研究，确定不同围岩条件 下隧道开挖后围岩和支护结构体非线性力学行为的地应力场、位移场，找出适合于大断面公路隧道 的合理施工方法具有重大意义 ，以求对相关领域工程设计与施工提供一定的参考依据・ 。
大断面掘进一次成巷的支护技术研究
大断面掘进一次成巷的支护技术研究我国在一个相当长的时间内将以煤炭为主要能源，煤炭工业在国民经济中占据重要地位。
煤炭开采中既要寻求一种经济合理的开采方式，以便获得最大的经济效益，也要使我们生存居住的环境得到有效的保护。
巷道支护技术是煤炭开采中的一项关键技术，为了取得良好的经济效益和环境效果，煤矿巷道更多的布置在煤层中，现在的大型矿井中以上都是煤巷。
煤巷不仅大大提高了巷道掘进速度、减少了一大部分人力物力和资金、实现了矿井的高产高效，更是减少了煤矸石的排出，减轻了煤矿企业对地面的环境污染。
巷道围岩的稳定是围岩与支护体共同作用的结果，围岩本身就是支护结构或支护结构不可分割的重要组成部分。
当围岩有足够的支撑能力，围岩就处于自稳状态，无须支护也属于稳定结构。
只有围岩自稳能力不足时，才需要提供一定的支护，以补偿围岩自稳能力不足的部分，使之成为稳定的结构。
但由于煤巷围岩强度远小于岩巷，所以，煤巷的广泛采用增加了巷道的支护难度。
随着现代化矿井高产高效综合机械化开采技术的发展，煤矿的开采强度与规模大幅度增加，为满足矿井通风、运输及大型设备的安装等要求，巷道断面越来越大。
巷道断面的增大，给巷道维护带来了巨大的困难，严重影响了煤矿安全高效生产。
大断面巷道的支护技术己成为一个亟待解决的问题。
回采工作面设备的大型化、开采强度与产量的大幅度提高、为了保证正常生产的运输、通风及行人安全，这些都要求更大的巷道断面。
目前，一些大型矿井回采巷道宽度己达5m，开切眼跨度达到10m，断面面积达到15m2 以上，有的甚至更大。
面对大断面巷道采用何种支护方式才能有效地控制围岩变形，是人们研究的一个新课题之一。
国内外相关专家在研究巷道支护方面，也取得了丰硕的成果。
奥地利Rabcewicz L.V提出新奥地利隧道施工法理论，NATM法强调应当利用充分围岩的自承能力,讲求适时支护和二次支护,注重形成中空筒状支承环结构,认识到对隧道底板维护的重要性,同时该法主张基于现场监测围岩的受力变形状况的反馈设计思想。
深部巷道围岩稳定性预测与锚杆支护优化
关键词 ： 深部巷道 ； 稳定性 ； 锚杆支护 中图分类号 ： Ｄ３２ ４ Ｔ ２ ． 文献标 识码 ： Ａ
１ 概
况
２． ａ １ ８ＭＰ 。由地应 力实测 结果 可知 ， 测垂直 应力 实 与 上 覆 岩层 自重 应力 （Ｈ ） ７ 一致 ， 最大 主 应 力 为水 平 应力 ， 值 为垂 直 应力 的 １ ３倍 ， 平 构 造应 力 其 ． 水 相 当突 出 ， 最大 水平 应 力 方 向与 东 西 方 向夹 角 为 ２ 。 数 值 为 一 １ ３ Ｈ ６， ．７
生 破坏 。
锚 网喷岩 石巷道 ， 处于未 受采 动影 响时 的原 岩地 都 应力 场 中。 因此 ， 由孙村矿 井底 车场 及东大 巷 的松 动 圈发育 规律 ， 以预测汶 南 矿岩巷 松动 圈大 小 。 可 由孙村 矿不 同岩 性的松 动 圈实测 结果 ， 用非 采
线性 回归分 析方 法 得 到原 岩 地 应力 场 中巷 道 松 动 圈 尺寸 Ｌ 与 埋深 Ｈ 及 围岩单 向抗 压 强 度 的关 系式 （ ） 式 （ ） １与 ２ 。可见 。 回归方 程的相 关性 很强 。
摘
要 ： 对 深 部 巷 道 复杂 的应 力环 境 和 多 变的 围岩 性 质 ， 深部 巷 道 围 岩稳 定性 进行 了分 类预 测 、 动 针 对 松
圈预测和数值计算分析 ， 为深部巷道锚杆 支护提供 了理论依据 ， 并对 锚杆支护参数进行 了优 化设计， 确保 了深
部 巷 道 支护 的 最 优 化 和 长 期 稳 定 。
一
汶 南 煤 矿 一 ６ ０ 水 平 北 石 门所 处 岩 层 为 单 ０ｍ 斜构 造 ， 质条 件复 杂 ， 地 岩性 变化 大 ， 穿过岩 层最 长 的为 粉砂 岩与红层 砂 岩 ， 次为 细砂 岩、 其 灰岩 、 煤层 复合 岩性 地段 ， 其它 为断层 破碎 带 。围岩稳 定性 预
巷道围岩稳定性及控制技术
组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆支护的作用机理，但在分析过程中没有深入考虑围岩－支护的相互作用，只是将各支护结构的最大支护力简单相加，从而得到复合支护结构总的最大支护力，缺乏对被加固岩体本身力学行为的进一步分析探讨，计算也与实际情况存在一定差距，一般不能作为准确的定量设计，但可作为锚杆加固设计和施工的重要参考。
三、巷道支护机理
围岩强度强化理论
中国矿业大学候朝炯教授等在已有研究的基础上，提出巷道锚杆支护围岩强度强化理论。该理论基本内容如下： (1)锚杆支护的实质时锚杆与锚固区域的岩体相互作用组成锚固拱，形成统一的承载结构； (2)锚杆支护可提高锚固体的力学参数，如弹性模量、粘聚力、以及内摩擦角等参数，改善被锚固岩体的力学性能； (3)巷道围岩存在破碎区、塑性区以及弹性区，锚杆锚固区内岩体的峰值强度、峰后强度及残余强度均能得到强化； (4)锚杆支护可以改变围岩应力状态，增加围压，并且提高围岩承载能力，改善巷道支护状况； (5)围岩锚固体强度提高后，可减小巷道周围的破碎区、塑性区范围和巷道表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于巷道围岩的稳定。 围岩强度强化理论强调巷道松散围岩的峰后特性，及锚杆对峰后强度围岩的力学性能的改善作用，它揭示了锚杆支护对提高围岩峰值强度和残余强度的作用。
（四）、巷道支护理论学说
三、巷道支护机理
悬吊理论
该理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软岩层悬吊在上部较稳定的岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性。它所依据的是这样一种认识：井下巷道开挖后，巷道上方的岩层会发生弯曲下沉。如果不及时进行支护，层状直接顶会与老顶发生分离并会发生冒落。在这种情况下，顶板锚杆通过其张力将直接顶“钉”在具有自承能力的老顶上，锚杆需要承受被悬吊岩层的自重。
受二次动压影响大断面巷道强力锚杆支护技术
巷 道 原 支 护 设 计 参 数 ：顶 板 每 排 打 设 ５根 西２ ０×２ ０ ｍ 的锚 杆 ， 杆 排距 为 ９ ０ ０ｍ ４ 锚 ０ 巷 帮 ｍｍ；
锚杆 、拧紧螺母一临时支护改位一钻顶板边锚杆 孔、 清孔～安装锚杆 、 紧螺母一钻顶板边斜（ ） 拧 角 锚杆孔、 Ｌ 清孑一安装锚杆 、 拧紧螺母。 两帮的锚杆支护一般落后于工作面一定距离和
ｋ 以上 。 Ｎ
煤 层 直接 顶 为灰 色 细 砂 岩 ， 较 硬 ， 氏硬 度 质 普 ５ 稳定 性差 ， 复合 顶板 ， ， 属 厚度 ０ ２５ 伪 顶 为黑 － ．ｍ， 色 泥 岩 ， 脆 ， 压 强 度 差 ， 氏 硬 度 ３厚 度 为 性 抗 普 ， ０５ ．ｍ。老顶 为 灰 白色粉 砂 岩 ，硅 质胶 结 ，厚 度 为
格为 Ｋ ８ ５型 ， 支规格 为 Ｚ ８ ０型 。钻孔 直径 为 ２３ 二 ２６
ａ ． 监测内容。１２ 轨道顺槽受相邻工作面和 ２１ １
本工作 面 的采 动影 响 ， 围岩应 力 集 中 ， 形较 严重 。 变 为 了及 时掌 握 并 对 比两 种 支 护 形式 下巷 道 的变 形
情况 ，在顺槽 内 １０ ４ ｍ～９ ０ 之间共 安设 ｌ 组 测 ０ｍ ２
往 后 ， 得 顶板 下 沉量 在 １ ～８ Ｅ之 间 ， 帮位 测 ０ ５ｍ 两
３ ４ｍｍ， 固长度 为 １ ０ ｍｍ； 钢 带 规格 ： 钢 带 锚 ０ ２ Ｗ ｗ
宽度 ２０ ｍ， ５ ｍ 厚度 ５ ｍ， 长度 ３ ｍ； ｍ ． 托板 ： ８ 采用拱 型高强度托盘 ，托板规格为 １０ ｍ× ５ ｍ×１ ５ ｍ １０ ｍ ２
围岩 条 件 ： 槽 布 置 在 ２号煤 层 中 ， 煤 顶 掘 顺 沿
进。该工作面内 ２ 号煤层与 ３ 号煤层合并 ， 平均厚
大倾角断面巷道掘进锚杆支护实践
大倾角断面巷道掘进锚杆支护实践发布时间：2021-06-17T05:55:01.334Z 来源：《防护工程》2021年5期作者：赵景峰[导读] 随着连续开采，近年来矿区地质条件越来越复杂，煤层倾角大，工作面连接非常紧密。
只有不断改进大倾角断面巷道掘进，才能缓解采矿的紧密衔接，保证全矿生产任务的顺利完成。
赵景峰鸡西市新发煤矿黑龙江 158100摘要：随着连续开采，近年来矿区地质条件越来越复杂，煤层倾角大，工作面连接非常紧密。
只有不断改进大倾角断面巷道掘进，才能缓解采矿的紧密衔接，保证全矿生产任务的顺利完成。
关键词：大倾角断面巷道；锚杆支护设计；施工工艺；介绍了如何改进支护设计方法，优化施工工艺，采取针对性措施，有效控制顶板，防止片帮的发生，从而达到巷道支护的预期效果。
1 大倾角巷道上山掘进的支护设计1.1 巷道临时支护。
上山过程中，每次爆破后，挖出荒芜地段后，将前探梁移至首根迎头铺设的钢带上，采用前探梁支撑空顶。
在双前探梁支撑钢带+金属网临时支护下，观察方向线，固定眼位，及时锚杆，做好巷道永久支护工作。
临时支撑材料:两根2m长的槽钢前探梁，需要每根钢带预先加金属网。
1.2 巷道永久支护。
(1)屋面支撑形式:钢筋锚固+金属网+W钢带+锚索钢筋支撑。
顶板螺栓采用22mm× L2400mm等强力右旋螺纹钢螺栓。
每个眼有三个CK2330树脂装药或一个CK2330和一个K2350树脂装药，顶栓拧紧力矩不小于1000mm，搭接采用两片长2.3m的四眼W型钢带，托盘为高强度预应力托盘，顶网为5000mm×1000mm 12#铅丝制成的菱形网。
顶板螺栓板间距为800mm，以防地质变化、高压等。
，可以适当减小板间距。
一般情况下，中间顶栓应与顶板垂直，轴向偏差≤5°，每排两侧顶栓应与巷道侧面倾斜20 ~ 30°。
顶板两侧锚杆距巷帮200毫米以上，要及时补齐单个顶板锚杆。
除锚网支护外，顶板采用锚索加固。
- 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性，平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
- 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
- 3、如文档侵犯您的权益，请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间：9:00-18:30)。
大断面巷道锚杆支护设计与围岩稳定性研究
【摘要】针对利民煤矿Ⅱ011603工作面5.6m×4.0m大断面运输顺槽的实际生产地质条件，基于围岩力学性质、断面尺寸和采动影响等因素，提出四种可选方案，应用FLAC3D数值模拟计算四种方案，根据模拟效果初步确定支护方案，最后通过现场实测判断围岩的稳定性，验证设计方案的合理性和可靠性。
【关键词】大断面巷道锚杆支护围岩稳定性
随着高产高效综采工作面机械化程度的提高，工作面的开采强度与产量大幅度增加，为满足通风、运输、大型设备的安装等要求，必须开掘大断面巷道。
随之而来的是巷道支护难度的加大和对支护技术的挑战。
大量的研究和实践表明，煤矿巷道在开挖以后，会在巷道围岩形成应力集中，当巷道跨度增加以后，应力集中程度会急剧增加，从而使控制巷道稳定的难度增加，尤其是复杂地质条件巷道更易于发生跨冒事故，从而影响煤矿的安全生产[1-6]。
本文结合利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽的实际生产地质条件，基于地质力学条件和数值模拟初步提出锚杆支护方案，通过现在实测顶底板、两帮移近量和顶板离层量验证支护方案的合理性。
1 生产地质条件
试验巷道是神华乌海能源公司利民煤矿Ⅱ011603工作面大断面运输顺槽，布置在16#煤层中，沿顶板掘进。
16#煤层厚度3.34-8.67m，平均7.2m，煤层倾角3-12°，平均6°。
16#煤层结构复杂，含夹矸1～8层，一般3～4层，夹矸岩性为灰黑色泥岩、炭质泥岩。
顶板岩性灰黑色泥岩、砂质泥岩为主，局部为粉砂岩、细粒砂岩；底板岩性以细粒砂岩为主，局部为砂质泥岩。
16#煤层破坏载荷24KN，抗压强度12.5MPa，直接顶岩性砂质泥岩，破坏载荷38KN，抗压强度20MPa，、老顶岩性为细粒砂岩（破坏载荷92KN，抗压强度50MPa）和砂质泥岩（破坏载荷26KN，抗压强度14MPa）。
煤层顶底板岩石的力学强度中等，以半坚硬岩石为主，稳固性中等。
试验巷道断面为矩形，宽5.6m，高4.0m，断面面积为22.4m2。
2 基于地质力学条件和三维数值计算的锚杆支护设计
2.1 基于地质力学条件确定锚杆支护方案
根据16#煤层生产地质条件和Ⅱ011603工作面运输顺槽围岩力学性质、断面尺寸和采动影响等因素，初步确定四个支护方案见表1。
2.2 基于三维数值模拟计算确定支护方案
三维计算模型的长、宽、高分别设置为120米、100米和100米。
模型共划分89960个六面体单元，生成网格节点95530个。
数值计算模型的网格划分情况见图1。
对表1中四个方案从巷道开挖并达到稳定期后，围岩变形规律进行模拟对比，其结果如下：
方案一：巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量能达到70mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量18mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为26mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部5m处水平位移只有5.5mm。
方案二：巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量能达到55mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量13mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为20mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部3.5m处水平位移只有4mm。
方案三：巷道开挖并达到掘进稳定期后，巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量为20mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量10mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为15mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部3m处水平位移只有2.5mm。
方案四：巷道开挖并达到掘进稳定期后，巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量为14mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量8mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为12mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部2m处水平位移只有2mm。
对比以上的模拟结果可以看出：方案一和方案二巷道垂直和水平位移量较大，不能满足巷道支护的要求，故不予采纳。
虽然方案四巷道垂直和水平位移量比方案三小，但二者相差不大，综合考虑巷道掘进速度和经济因素，决定选择方案三。
图2为试验巷道锚杆支护断面示意图。
3 围岩稳定性的实测研究
为了观测巷道在掘巷期间围岩活动规律，考察锚杆支护巷道围岩变形的控制效果，研究支护参数的合理性，在正在掘进的试验巷道中设置相应的测站，对顶底板和两帮移近量和顶板离量进行观测。
3.1 顶底板和两帮移近量监测结果
巷道施工期间，在770-800m范围内布置测点，对顶底板和两帮累计移近量进行了观测。
巷道掘进期间顶底板最大移近量为 5.4mm，两帮移近量的最大为5.6mm。
由此可知，支护参数选择合理，支护效果良好，采用该支护方案能很好控制围岩变形，为巷道掘进提供了安全保障。
表2为顶底板移近量，表3为两帮移近量。
3.2 顶板离层量的监测结果
利用顶板离层仪对Ⅱ011603工作面运输巷道顶板离层动情况进行了动态监测。
每个测孔布置两个测点。
其中深基点略高于锚索锚固端点，浅基点略高于锚杆锚固点。
由监测结果可知，锚杆锚固范围内没有发生离层现象，表明设计参数和支护质量满足要求。
表4为顶板离层量部分监测数据。
4 结语
（1）基于地质力学条件和数值模拟对利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽进行锚杆支护设计，最终确定其支护方案为：顶板锚杆间排距为1000mm×1000mm，使用Φ20mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆；顶板锚索间排距为2400mm×4000mm，使用Φ17.8mm×5200mm的钢绞线；帮锚杆间排距为1000mm×1000mm，使用Φ20mm×2000mm玻璃钢锚杆。
（2）通过现场对顶底板和两帮移近量，以及顶板离层量监测表明，利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽围岩是稳定的，所设计的锚杆支护方案是合理可靠的。
参考文献：
[1]侯朝炯，郭励生，勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999.
[2]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].北京：中国矿业大学出版社，2003.
[3]武华太.高预应力强力锚杆支护技术在大断面巷道中的应用[J].煤矿开采，2004，15（4）：68-70.
[4]许帮贵.大断面巷道综掘一次成巷锚杆支护试验研究[J].采矿与安全工程学报，2006，23（3）：370-373.
[5]李焕斌.大断面巷道一次成巷技术的应用[J].煤炭工程，2009.（5）：33-34.
[6]朱焕然等.大断面巷道快速掘进与锚杆支护技术[J].煤矿支护，2007.（3）：21-22.。