煤矿回风大巷及辅运大巷支护初始设计

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1、XX煤矿回风大巷及辅运大巷支护初始设计XX科技股份有限公司开采设计事业部 摘 要 本设计是XX煤矿回风大巷及辅运大巷支护初始设计。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，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：XX煤矿 回风大巷 辅运大巷 支护初始设计 动态信息设计 目 录摘要前言1 锚杆支护设计方法介绍2 试验点调查和地质力学评估3 锚杆

2、支护初始设计4 锚杆支护材料5 井下施工工艺和安全措施6 矿压监测7 喷射混凝土 XX煤矿回风大巷及辅运大巷支护初始设计前言巷道支护技术是煤炭开采工程中的一项关键技术。安全、合理、有效的巷道支护技术是保证矿井高产高效的必要条件。然而众所周知，煤矿巷道的围岩条件是千变万化的，随着开采深度加大，地质条件会更加复杂和恶劣。采用何种支护方式才能确保巷道的安全使用以及后期工作面的安全回采，是困扰广大工程技术人员的一大技术难题。XX井田位于山西省长子县东部，属长子县丹朱镇、宋村乡、南漳镇、大堡头镇管辖。井田属于太行山中段西侧长治盆地的西侧，地势西高东低，海拔高度在912.3-949.8m之间。井田内地层总

3、体走向为近南北向北北东向，倾向西，倾角 112。叠加有轴向为南北向、北北东向两组宽缓褶皱。井田内共含有可采煤层3层，其中3#煤层为主要开采煤层。3#煤层位于山西组下部，煤层厚度4.497.17m，平均5.65m。煤层结构简单。XX矿井是设计能力为300Mt/a。根据开采煤层赋存特点、顶底板岩性，确定大巷大部分沿煤层布置。由于煤层大巷要求的断面很大，宽度达6m，高度近4m，断面积近24 m2。再加上煤层比较破碎，支护难度很大。若采用传统的棚式支架支护，如此大的断面从技术上就是不可行的。因此，煤层大巷支护技术已成为XX矿井亟待解决的重大课题。锚杆支护是唯一能有效解决上述支护难题的技术途径。根据XX

4、煤矿煤层大巷的特点，进行全面、系统、深入的研究和试验，对推动XX煤矿的快速、高效建设和生产，以及本矿区煤巷锚杆支护技术大面积应用和健康发展，提高巷道支护效果，降低支护成本，实现高产高效具有重要意义。XX煤矿作为一个基建矿井，刚刚涉及煤巷锚杆支护技术。由于巷道断面较大，煤层又比较破碎，特点显著，与其它矿井的煤巷条件有较大差别。因此，从大巷开始就进行全面、系统的锚杆支护技术研究是非常必要的，该项目必将使XX煤矿巷道支护技术在高起点上快速发展，为矿井的高效、节约化建设和生产创造良好的条件。以下是XX煤矿回风大巷及辅运大巷的支护初始设计。它包括地质力学调查，支护形式和参数设计，支护材料选择，井下施工工

5、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

6、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XX回风大巷及辅运大巷的布置如图1。图1 回风大巷及辅运大巷布置图根据矿方提供的地质资料，回风大巷现在都是沿顶板掘进，辅运大巷沿底板掘进，从顶板地应力测试孔所取出的岩芯来看（图2）

7、，巷道直接顶是15m左右的砂质泥岩，灰黑色，裂隙发育；砂质泥岩之上为约3m左右的泥岩，灰黑色、无岩芯；泥岩之上为砂质泥岩，厚度约为1m，灰黑色、岩芯成小片状，有自然裂隙；砂质泥岩之上为泥岩，厚度约为2.6m，灰黑色、水平纹理发育，可见植物化石，基本无岩芯；再往上为泥质砂岩，厚度为2.6m，灰色，夹薄层细砂岩。岩 性厚度（m）累计厚度（m）岩层柱状岩 性 描 述泥岩2.621.6灰黑色，岩芯破碎，取芯20%砂质泥岩119灰黑色，岩芯成小段状，取芯40%泥岩318灰黑色，岩芯破碎，取芯30%砂质泥岩1515灰黑色，节理发育，岩芯呈小段状，裂隙发育，有夹层泥，取芯率40%图2 综合柱状图2.1 地质

8、构造根据矿方提供的山西省沁水煤田长治矿区XX井田3号煤层勘探（精查）地质报告评审意见书，井田内沿走向及倾向伴有落差大小不一的断层6条，其中正断层3条，逆断层3条。作为井田北界的二岗山南北正断层全长大于40km，其中井田内3号煤层处延伸0.85km，落差130m。井田内未发现陷落柱和岩浆岩。构造属简单类型。2.2 水文地质情况 根据矿方提供的资料，矿井主要含水层为奥陶系中统灰岩岩溶裂隙含水层、山西组砂岩裂隙含水层及太原组石灰岩溶蚀裂隙含水层，各含水层富水性奥灰岩的含水性较强，其余含水层一般较弱，对矿井充水影响较小；奥灰水水位标高为644.07m，高于3号煤层底板136.86-395.98m，属于

9、承压开采，一般情况下在无构造沟通时3号煤层不会发生底板突水。2.3 地应力2007年在回风大巷及辅运大巷进行了水压致裂地应力测量，测试结果回风大巷附近最大水平主应力为13.71MPa，方向为N22E，最小水平主应力为8.95MPa，垂直主应力为11.37MPa；辅运大巷附近最大水平主应力为12.50MPa，方向为N27E，最小水平主应力为7.20MPa，垂直主应力为11.10MPa。2.4 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

10、可在井下施工中采用。3 锚杆支护初始设计3.1 设计原则3.1.1 支护参数确定的原则(1) 一次支护原则。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形，避免二次或多次支护。一方面，这是矿井实现高效、安全生产的要求，为采矿服务的巷道和硐室等工程，需要保持长期稳定，不能经常维修；另一方面，这是锚杆支护本身的作用原理决定的。巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护效果最佳，而在已发生离层、破坏的围岩中安装锚杆，支护效果会受到显著影响。(2) 高预应力和预应力扩散原则。预应力是锚杆支护中的关键因素，是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的参数，只有高预应力的锚杆支护才是真正的主动支护，才能充分发挥锚杆支护的作用

11、。一方面，要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力；另一方面，通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散，扩大预应力的作用范围，提高锚固体的整体刚度与完整性。(3) “三高一低”原则。即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚杆强度（如加大锚杆直径或提高杆体材料的强度）、刚度（提高锚杆预应力、加长或全长锚固），保证支护系统可靠性的条件下，降低支护密度，减少单位面积上锚杆数量，提高掘进速度。(4) 临界支护强度与刚度原则。锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度，如果支护强度与刚度低于临界值，巷道将长期处于不稳定状态，围岩变形与破坏得不到有效控制。因此，设计锚杆支护系统的强度与刚度应大于临界值。(

12、5) 相互匹配原则。锚杆各构件，包括托板、螺母、钢带等的参数与力学性能应相互匹配，锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配，以最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用。(6) 可操作性原则。提供的锚杆支护设计应具有可操作性，有利于井下施工管理和掘进速度的提高。(7) 在保证巷道支护效果和安全程度，技术上可行、施工上可操作的条件下，做到经济合理，有利于降低巷道支护综合成本。3.1.2 支护参数确定的依据(1) 邻近工作面或类似巷道现有支护状况和矿压观测数据；(2) 回风大巷及辅运大巷详细的地质资料以及地质力学测试数据；(3) 数值模拟分析结果；(4) 现有科技成果和工程实践经验。3.2 巷道支护断面设计

13、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，设计回风大巷及辅运大巷的掘进断面尺寸如下：回风大巷断面呈矩形，净断面宽5.0m，高3.5m，掘进断面分别为宽5.20m，高3.57m，掘进断面18.56m2；辅运大巷掘进断面尺寸为：巷道断面呈矩形，净宽5.0m，高3.57m，掘进断面为宽5.20，高3.75m，掘进断面积18.56m2，出车线附近断面为宽6.20m，高3.57m，掘进断面22.13 m2。3.3 锚杆支护初始设计3.3.1 辅运大巷模拟方案辅运大巷埋深420m左右，地应力较高，煤层强度较低，巷道服务时间长，因此需要采用强力锚杆+锚索支护系统进行支护。为了得到最优支护设计方

14、案，采用了三维离散元软件（3DEC）进行了数值模拟研究。模拟方案如下：（1）无支护条件下的巷道变形和应力分布。（2）采用锚杆支护条件下的巷道变形和应力分布。（3）改变顶板锚杆数目，分别模拟了顶板锚杆为6，7，8根三种。（4）改变锚杆排距，分别模拟了锚杆排距：800mm，1000mm，1200m三种情况。（5）改变锚索，分别模拟了有锚索和无锚索两种情况。3.3.2 辅运大巷数值模拟结果（1）无支护条件下巷道围岩变形和应力分布图3给出了无支护条件下巷道围岩变形分布。从图3可以看出巷道顶板和两帮变形较大：其中顶板中间部分变形最大，达到75-87mm，巷道两帮变形为6075mm。巷道局部最大变形达到8

15、7.8mm。图4给出了无支护条件下巷道垂直应力分布。从垂直应力分布看，巷道顶板和底板垂直应力下降最为明显，应力等值线呈拱形分布，应力下降区进入顶、底板深度很大，随着进入顶底板深度增加，垂直应力恢复为正常水平；而巷道两帮表面垂直应力下降明显，低于正常水平，但进入两帮较深部位，垂直应力迅速升高，高于正常水平，随着进入深度增加，两帮垂直应力恢复正常水平。图5给出了无支护条件下巷道水平应力分布。从水平应力分布看，巷道两帮水平应力下降区进入两帮深度很大，而且两帮表面水平应力下降剧烈，是潜在的拉深伸应力破坏区；巷道顶底板表面水平应力下降幅度较大，但随着进入顶底板深度加深，水平应力逐渐升高，并出现一个水平应

16、力升高区，然后又逐渐恢复正常水平。图3 无支护巷道围岩变形图4 无支护巷道垂直应力分布图5 无支护巷道水平应力分布（2）锚杆支护条件下巷道变形锚杆支护可以显著改善围岩的应力分布状态，保持围岩的完整性，提高围岩自身的承载能力，减少巷道的变形和位移。本节采用如下锚杆支护参数对锚杆支护的作用进行了研究：直径排距顶锚杆长度帮锚杆长度锚索顶锚杆数帮锚杆数22mm1000mm2400mm2400mm隔排3根74图6给出了无支护条件下巷道围岩变形分布。从6可以看出巷道顶板中部变形最大，变形范围达到6273mm，两帮变形范围为5063mm。巷道顶板和两帮局部最大变形达到72.4mm。对比有支护和无支护条件下巷

17、道变形图，可以看到锚杆支护可以控制巷道围岩变形，显著减少围岩位移。在本模型中，支护对于减少两帮变形的效果非常显著，锚杆支护后单侧帮位移减少15mm左右。锚杆支护条件下顶板位移显著减少，最大减少幅度达到15mm左右。图7给出了锚杆支护条件下巷道垂直应力分布，与无支护条件下垂直应力分布图4相比，应力分布特征类似，但是巷道顶底板浅部围岩中的低应力区范围有明显的减少。图8给出了锚杆支护条件下巷道水平应力分布，与无支护条件下水平应力分布图5相比，应力分布特征类似，但是巷道两帮浅部围岩中的水平低应力区范围有明显的的减少。通过对锚杆支护和无支护条件下巷道围岩应力分布状态对比可以发现，锚杆支护可以改善顶板和两

18、帮的应力分布状态，保持围岩的完整性，提高围岩自身的承载能力，从而达到改善支护效果的作用。图6 锚杆支护条件下巷道围岩变形图7锚杆支护条件下巷道垂直应力分布图8 锚杆支护条件下巷道水平应力分布（3）顶板锚杆数目对巷道稳定性的影响顶板锚杆数目的多少不仅决定了锚杆支护强度的高低，而且能影响锚杆的支护刚度。因此改变增件锚杆数目能够影响巷道的支护效果。为了研究锚杆数目对巷道稳定性的影响，采用如下三种不同顶板锚杆数目的支护参数进行模拟：直径排距顶锚杆长度帮锚杆长度锚索顶锚杆数帮锚杆数22mm1000mm2400mm2400mm隔排3根6422mm1000mm2400mm2400mm隔排3根7422mm10

19、00mm2400mm2400mm隔排3根84图9、10、11分别给出了三种支护方案的模拟结果。图9顶板6根锚杆巷道变形图图10 顶板7根锚杆巷道变形图图11 顶板8根锚杆巷道变形图图9、10、11分别给出了顶板锚杆为6、7、8时的位移分布图。从3个位移分布图可以看出，位移分布特征基本相同，但位移量有比较明显的变化。6根锚杆巷道变形最大，局部最大位移达73.7 mm，7根锚杆巷道局部最大位移为72.4 mm，8根锚杆巷道变形最小，局部最大位移为71.9 mm。模拟结果表明随着锚杆数目的增加，巷道变形有所减少，随着锚杆数目减少，巷道变形显著增加。当锚杆增加到一定数目后，再增加锚杆对巷道变形减少帮助

20、不大。（4）锚杆排距对巷道稳定性的影响锚杆排距的大小决定了锚杆支护密度，即支护强度的高低，并且能影响锚杆支护的刚度。因此改变锚杆排距能够影响巷道的支护效果。为了研究锚杆排距对巷道稳定性的影响，采用如下三种不同排距的支护参数进行模拟：直径排距顶锚杆长度帮锚杆长度锚索顶锚杆数帮锚杆数22mm800mm2400mm2400mm隔排3根7422mm1000mm2400mm2400mm隔排3根7422mm1200mm2400mm2400mm隔排3根74图12、13、14分别给出了三种支护方案的模拟结果。图12 排距800mm巷道变形图图13 排距1000mm巷道变形图图14 排距1200mm巷道变形图图

21、12、13、14分别给出了排距800mm、1000mm、1200mm的位移分布图。从3个位移分布图可以看出，位移分布特征基本相同，但位移量有比较明显的变化。排距800 mm时巷道变形最小，局部最大位移达71.7 mm，排距1000mm 时巷道局部最大位移为72.4 mm，排距1200mm时巷道变形最大，局部最大位移为73.3 mm。模拟结果表明随着排距的增加，巷道变形明显增大，随着排距的减少，变形有所减少。当排距减少到一定程度后，减少排距对降低巷道变形作用帮助不大。（5）锚索对巷道稳定性的影响锚索是锚杆支护系统的重要补强构件，锚索不仅具有很高的承载能力，能够有效改善支护效果，而且能够降低锚杆支

22、护密度，提高掘进速度，因此研究锚索对巷道稳定性的影响非常必要。为了研究锚索对巷道稳定性的影响，采用如下两种支护参数进行模拟：直径排距顶锚杆长度帮锚杆长度锚索顶锚杆数帮锚杆数22mm1000mm2400mm2400mm隔排3根7422mm1000mm2400mm2400mm无74图15、16分别给出了两种支护方案的模拟结果。图15 有锚索巷道变形图图16 无锚索巷道变形图图15、16分别给出了有锚索和无锚索巷道位移分布图。从图中可以看出，巷道变形特征基本相同，但无锚索巷道变形明显大于有锚索巷道，有锚索巷道最大变形为72.4 mm，无锚索巷道变形为74.7mm。模拟结果表明，锚索支护对巷道稳定性有

23、明显的影响，采用锚索作为补充支护方式可以明显减少巷道变形。3.3.3 辅运大巷数值模拟研究结论（1）数值模拟研究表明改变锚杆数目、排距等对巷道的稳定性都有明显的影响。（2）数值模拟研究结果表明锚索对巷道的稳定性有重要的影响，能明显减少巷道围岩的变形。（3）3DEC数值模拟软件虽然考虑了岩层中重要的分层结构面，但无法详细研究岩体破坏后新形成的裂隙面对岩层的削弱作用，而这些岩体破坏后新形成的裂隙面会随时间的推移发生滑动和弱化，表现为长期变形现象。目前还没有软件能够详细研究岩体破坏后的行为。因此本研究得到的变形量一般仅考虑了巷道开挖后短时间内的变形行为，没有考虑动态载荷和蠕变的影响。因此不应该用现场

24、实测的变形量等同于模拟的变形量。二者没有可比性。（4）在不同锚杆参数模拟过程中可以发现，各个方案模拟得到的变形量差别一般只有220mm。这种差别只是表明巷道变形初期的差别，这种微小的差别会对巷道的长期稳定性发挥重要的影响。因为如果巷道在支护初期能够减少几个毫米的变形，其裂隙的发展和弱化速度将被大大的减缓，在巷道以后服务期内，几个毫米的差别可能发展为几百个毫米。（5）根据数值模拟结果和现场经验进行优选，最终确定支护参数为锚杆直径（顶和帮）22mm、排距1000mm、锚杆长度（顶、帮）2400mm、顶板7根锚杆、帮4根锚杆、锚索支护参数为隔排3根布置。3.3.4 回风大巷模拟方案回风大巷埋深420

25、m左右，地应力较高，煤层强度较低，巷道服务时间长，因此需要采用强力锚杆+锚索支护系统进行支护。为了得到最优支护设计方案，采用了三维离散元软件（3DEC）进行了数值模拟研究。模拟方案如下：（1）无支护条件下的巷道变形和应力分布。（2）采用锚杆支护条件下的巷道变形和应力分布。（3）改变顶板锚杆数目，分别模拟了顶板锚杆为5，6，7根三种。（4）改变锚杆排距，分别模拟了锚杆排距：800mm，1000mm，1200m三种情况。（5）改变锚索，分别模拟了有锚索和无锚索两种情况。3.3.5 回风大巷数值模拟结果（1）无支护条件下巷道围岩变形和应力分布图17给出了无支护条件下巷道围岩变形分布。从图17可以看出

26、巷道顶板和两帮变形较大：其中顶板中间部分变形最大，达到75-81mm，巷道两帮中部变形较大，变形范围为4575mm。巷道局部最大变形达到81mm。图18给出了无支护条件下巷道垂直应力分布。从垂直应力分布看，巷道顶板和底板垂直应力下降最为明显，应力等值线呈拱形分布，应力下降区进入顶、底板深度很大，随着进入顶底板深度增加，垂直应力恢复为正常水平；而巷道两帮表面垂直应力下降明显，低于正常水平，但进入两帮较深部位，垂直应力迅速升高，高于正常水平，随着进入深度增加，两帮垂直应力恢复正常水平。图19给出了无支护条件下巷道水平应力分布。从水平应力分布看，巷道两帮水平应力下降区进入两帮深度很大，而且两帮表面水

27、平应力下降剧烈，是潜在的拉深伸应力破坏区；巷道顶底板表面水平应力下降幅度较大，但随着进入顶底板深度加深，水平应力逐渐升高，并出现一个水平应力升高区，然后又逐渐恢复正常水平。图17 无支护巷道围岩变形图18 无支护巷道垂直应力分布图19 无支护巷道水平应力分布（2）锚杆支护条件下巷道变形锚杆支护可以显著改善围岩的应力分布状态，保持围岩的完整性，提高围岩自身的承载能力，减少巷道的变形和位移。本节采用如下锚杆支护参数对锚杆支护的作用进行了研究。直径排距顶锚杆长度帮锚杆长度锚索顶锚杆数帮锚杆数22mm1000mm2400mm2400mm隔排2根64图20给出了锚杆支护条件下巷道围岩变形分布。从图20可

28、以看出巷道顶板中部变形最大，变形范围达到6267mm，两帮变形范围为5063mm。巷道顶板和两帮局部最大变形达到67.9mm。对比有支护和无支护条件下巷道变形图，可以看到锚杆支护可以控制巷道围岩变形，显著减少围岩位移。在本模型中，锚杆支护条件下顶板位移显著减少，最大减少幅度达到14mm左右；锚杆支护显著减少了巷道两帮变形量，锚杆支护后单侧帮位移减少14mm左右。图21给出了锚杆支护条件下巷道垂直应力分布，与无支护条件下垂直应力分布图18相比，应力分布特征类似，但是巷道顶底板浅部围岩中的垂直低应力区范围有一定的减少。图22给出了锚杆支护条件下巷道水平应力分布，与无支护条件下水平应力分布图19相比

29、，应力分布特征类似，但是巷道两帮浅部围岩中的水平低应力区范围有一定的的减少。通过对锚杆支护和无支护条件下巷道围岩应力分布状态对比可以发现，锚杆支护可以改善顶板和两帮的应力分布状态，保持围岩的完整性，提高围岩自身的承载能力，从而达到改善支护效果的作用。图20 锚杆支护条件下巷道围岩变形图21锚杆支护条件下巷道垂直应力分布图22锚杆支护条件下巷道水平应力分布（3）顶板锚杆数目对巷道稳定性的影响顶板锚杆数目的多少不仅决定了锚杆支护强度的高低，而且能影响锚杆的支护刚度。因此改变增件锚杆数目能够影响巷道的支护效果。为了研究锚杆数目对巷道稳定性的影响，采用如下三种不同顶板锚杆数目的支护参数进行模拟：直径排

30、距顶锚杆长度帮锚杆长度锚索顶锚杆数帮锚杆数22mm1000mm2400mm2400mm隔排2根5422mm1000mm2400mm2400mm隔排2根6422mm1000mm2400mm2400mm隔排2根74图23、24、25分别给出了三种支护方案的模拟结果。图23 顶板5根锚杆巷道变形图图24 顶板6根锚杆巷道变形图图25 顶板7根锚杆巷道变形图图23、24、25分别给出了顶板锚杆为5、6、7时的位移分布图。从3个位移分布图可以看出，位移分布特征基本相同，但位移量有比较明显的变化。5根锚杆巷道变形最大，局部最大位移达69.7 mm，6根锚杆巷道局部最大位移为67.9 mm，7根锚杆巷道变形

31、最小，局部最大位移为67.3 mm。模拟结果表明随着锚杆数目的增加，巷道变形有所减少，随着锚杆数目减少，巷道变形显著增加。当锚杆增加到一定数目后，再增加锚杆对减少巷道变形帮助不大。（4）锚杆排距对巷道稳定性的影响锚杆排距的大小决定了锚杆支护密度，即支护强度的高低，并且能影响锚杆支护的刚度。因此改变锚杆排距能够影响巷道的支护效果。为了研究锚杆排距对巷道稳定性的影响，采用如下三种不同排距的支护参数进行模拟：直径排距顶锚杆长度帮锚杆长度锚索顶锚杆数帮锚杆数22mm800mm2400mm2400mm隔排2根6422mm1000mm2400mm2400mm隔排2根6422mm1200mm2400mm24

32、00mm隔排2根64图26、27、28分别给出了三种支护方案的模拟结果。图26 排距800mm巷道变形图图27 排距1000mm巷道变形图图28 排距1200mm巷道变形图图26、27、28分别给出了排距800mm、1000mm、1200mm的位移分布图。从3个位移分布图可以看出，位移分布特征基本相同，但位移量有比较明显的变化。排距800 mm时巷道变形最小，局部最大位移达66.9 mm，排距1000mm 时巷道局部最大位移为67.9 mm，排距1200mm时巷道变形最大，局部最大位移为69.9 mm。模拟结果表明随着排距的增加，巷道变形明显增大，随着排距的减少，变形有所减少。当排距减少到一定

33、程度后，减少排距对降低巷道变形帮助不大。（5）锚索对巷道稳定性的影响锚索是锚杆支护系统的重要补强构件，锚索不仅具有很高的承载能力，能够有效改善支护效果，而且能够降低锚杆支护密度，提高掘进速度，因此研究锚索对巷道稳定性的影响非常必要。为了研究锚索对巷道稳定性的影响，采用如下两种支护参数进行模拟：直径排距顶锚杆长度帮锚杆长度锚索顶锚杆数帮锚杆数22mm1000mm2400mm2400mm隔排2根6422mm1000mm2400mm2400mm无64图29、30分别给出了两种支护方案的模拟结果。图29 有锚索巷道变形图图30 无锚索巷道变形图图29、30分别给出了有锚索和无锚索巷道位移分布图。从图中

34、可以看出，巷道变形特征基本相同，但无锚索巷道变形明显大于有锚索巷道，有锚索巷道最大变形为67.9 mm，无锚索巷道变形为69.6mm。模拟结果表明，锚索支护对巷道稳定性有明显的影响，采用锚索作为补充支护方式可以明显减少巷道变形。3.3.5 回风大巷数值模拟研究结论（1）数值模拟研究表明改变锚杆数目、排距等对巷道的稳定性都有明显的影响。（2）数值模拟研究结果表明锚索对巷道的稳定性有重要的影响，能明显减少巷道围岩的变形。（3）3DEC数值模拟软件虽然考虑了岩层中重要的分层结构面，但无法详细研究岩体破坏后新形成的裂隙面对岩层的削弱作用，而这些岩体破坏后新形成的裂隙面会随时间的推移发生滑动和弱化，表现

35、为长期变形现象。目前还没有软件能够详细研究岩体破坏后的行为。因此本研究得到的变形量一般仅考虑了巷道开挖后短时间内的变形行为，没有考虑动态载荷和蠕变的影响。因此不应该用现场实测的变形量等同于模拟的变形量。二者没有可比性。（4）在不同锚杆参数模拟过程中可以发现，各个方案模拟得到的变形量差别一般只有220mm。这种差别只是表明巷道变形初期的差别，这种微小的差别会对巷道的长期稳定性发挥重要的影响。因为如果巷道在支护初期能够减少几个毫米的变形，其裂隙的发展和弱化速度将被大大的减缓，在巷道以后服务期内，几个毫米的差别可能发展为几百个毫米。（5）根据数值模拟结果和现场经验进行优选，最终确定支护参数为锚杆直径

36、（顶和帮）22mm、排距1000mm、锚杆长度（顶、帮）2400mm、顶板6根锚杆、帮4根锚杆、锚索支护参数为隔排2根布置。3.4 支护方案经过数值模拟分析，确定XX煤矿回风大巷及辅运大巷均采用树脂加长锚固强力锚杆锚索组合支护系统。3.4.1 回风大巷支护方案(1) 顶板支护 锚杆形式和规格：杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M24。 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30mm，锚固长度为1200mm。 钢筋托梁规格：采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度4700m。 托板：采用拱型高强度托盘配合球形

37、垫和减阻尼龙垫圈。锚杆角度：锚杆全部垂直岩面打设。网片规格：采用钢筋网护顶，网孔规格8080mm，网片规格52001100mm。锚杆布置：锚杆排距1000mm，每排6根锚杆，间距900mm。 锚杆预紧扭矩要达到300N.m。锚索：锚索形式和规格：锚索材料为f20mm，17股高强度低松弛预应力钢绞线，长度7300mm，钻孔直径30mm，采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固；锚索托盘：采用300mm300mm16mm高强度可调心托板及配套锁具。 锚索布置：每2000mm打2根锚索，安设位置在距离两帮1700mm，两根锚索间距1800mm，垂直顶板岩层。锚索张拉要达到20t。(2) 巷帮支

38、护锚杆形式和规格：杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M24。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360。钻孔直径为30mm。 钢筋托梁规格：采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3200m。托板：采用拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈。网片规格：采用钢筋网护帮，网孔规格8080mm，网片规格32001100mm。锚杆布置：锚杆排距1000mm，每排每帮4根锚杆，间距1000mm。锚杆角度：锚杆全部垂直岩面打设。锚杆预紧扭矩要达到300N.m。巷道支护布置如图31。3.4.2 辅运大巷支护方案(1) 顶板支护 锚杆形式和规格：杆体为22#左旋无纵

39、筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M24。 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30mm，锚固长度为1200mm。 钢筋托梁规格：采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度4700m。 托板：采用拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈。锚杆角度：锚杆全部垂直岩面打设。网片规格：采用钢筋网护顶，网孔规格8080mm，网片规格52001000mm。锚杆布置：锚杆排距900mm，每排6根锚杆，间距900mm。 锚杆预紧扭矩要达到300N.m。锚索：锚索形式和规格：锚索材料为f20mm，17股高强度低松弛预应力钢绞线，长度7300mm

40、，钻孔直径30mm，采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固；锚索托盘：采用300mm300mm16mm高强度可调心托板及配套锁具。 锚索布置：每1800mm打2根锚索，安设位置在距离两帮1700mm，两根锚索间距1800mm，垂直顶板岩层。锚索张拉要达到20t。(2) 巷帮支护锚杆形式和规格：杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M24。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360。钻孔直径为30mm。 钢筋托梁规格：采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3200m。托板：采用拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈。网片规格：采用钢筋网护帮，网孔

41、规格8080mm，网片规格32001000mm。锚杆布置：锚杆排距900mm，每排每帮4根锚杆，间距1000mm。锚杆角度：锚杆全部垂直岩面打设。锚杆预紧扭矩要达到300N.m。巷道支护布置如图32。3.4.3 辅运大巷出车线段支护方案(1) 顶板支护 锚杆形式和规格：杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M24。 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30mm，锚固长度为1200mm。 钢筋托梁规格：采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度5600m。 托板：采用拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈，承载能

42、力不低于23t。锚杆角度：锚杆全部垂直岩面打设。网片规格：采用钢筋网护顶，网孔规格8080mm，网片规格62001000mm。锚杆布置：锚杆排距900mm，每排7根锚杆，间距900mm。 锚杆预紧扭矩要达到300N.m。锚索：锚索形式和规格：锚索材料为f20mm，17股高强度低松弛预应力钢绞线，长度7300mm，钻孔直径30mm，采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固；锚索托盘：采用300mm300mm16mm高强度可调心托板及配套锁具。 锚索布置：每1800mm打3根锚索，安设位置在距离两帮1300mm，中间一个锚索在巷道正中部，锚索全部垂直顶板岩层。锚索张拉要达到20t。(2) 巷

43、帮支护锚杆形式和规格：杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M24。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360。钻孔直径为30mm。 钢筋托梁规格：采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3200m。托板：采用拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈，承载能力不低于23t。网片规格：采用钢筋网护帮，网孔规格8080mm，网片规格32001000mm。锚杆布置：锚杆排距900mm，每排每帮4根锚杆，间距1000mm。锚杆角度：锚杆全部垂直岩面打设。锚杆预紧扭矩要达到300N.m。巷道支护布置如图33。掘进中如果发现情况异常应及时向有关领导和科室汇报，及时修改

44、支护方案，加强支护。图31回风大巷支护参数图图32辅运大巷支护参数图图33辅运大巷出车线段支护参数图4 锚杆支护材料 本次试验所需锚杆支护材料如表1、2和3所列。4.1 锚杆杆体锚杆杆体为左旋无纵筋螺纹钢筋，专用锚杆钢材，钢材型号为400号。杆体公称直径22mm，长度2.4m。极限拉断力228kN，屈服力为156kN，延伸率17%。杆尾螺纹规格M24，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，强度必须大

45、于23吨。配合高强度球形垫和减阻尼龙垫圈。4.4 钢筋托梁组合构件是锚杆支护中的重要部件。它可将单根锚杆联结起来组成一个整体承载结构，显著提高锚杆支护的整体效果。目前锚杆组合构件主要有三种形式，W钢带、平钢带和钢筋托梁。针对XX煤矿，钢筋托梁规格如下：采用f16mm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。顶钢筋托梁长4.7m和5.6m，帮钢筋托梁长3.2m，其加工分别如下图34、图35和图36。图34 回风大巷及辅运大巷顶部钢筋托梁加工图图35 辅运大巷出车线段顶部钢筋托梁加工图图36 帮部钢筋托梁加工图表1回风大巷支护材料清单序号名称型号单位每排数每米数1

46、00m巷道数1螺纹钢锚杆22#-M24-2400根141414002树脂药卷Z2360个161616003树脂药卷K2335个777004钢筋托梁f16-6-80-4800根111005钢筋托梁f16-4-80-3200根222006钢筋网8080mm，5.21.1m片111007钢筋网8080mm，3.31.1m片222008锚索f19.96-7300根211009 锚索托盘30030016个21100表2辅运大巷支护材料清单序号名称型号单位每排数每米数100m巷道数1螺纹钢锚杆22#-M24-2400根1415.5615562树脂药卷Z2360个1617.7817783树脂药卷K2335个

47、77.787784钢筋托梁f16-6-80-4800根11.111115钢筋托梁f16-4-80-3200根22.222226钢筋网8080mm，5.21.1m片1.111111.117钢筋网8080mm，3.31.1m片2.222222.228锚索f19.96-7300根2.221111.119 锚索托盘30030016个2.221111.11表3辅运大巷出车线段支护材料清单序号名称型号单位每排数每米数100m巷道数1螺纹钢锚杆22#-M24-2400根1516.6716672树脂药卷Z2360支1921.1121113树脂药卷K2335支8.59.449444钢筋托梁f16-7-80-57

48、00条11.111115钢筋托梁f16-4-80-3200条22.222226钢筋网8080mm，6.21.1m片11.111117钢筋网8080mm，3.31.1m片22.222228锚索f19.96-7300根31.671679 锚索托盘30030016个31.671674.5 钢筋网回风大巷及辅运大巷均铺设钢筋网，其中回风大巷顶网规格为5.21.1m，帮网规格为3.31.1m；辅运大巷顶网规格为5.21.0m和6.21.0m，帮网规格为3.31.0m，网孔8080mm，用16#铅丝逐孔连接。4.6 强力锚索锚索材料为f20mm，17股高强度低松弛预应力钢绞线，长度7300mm，极限破断拉

49、力为45t，延伸率4%，配合高强度锁具和可调心托板。5 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 施工机具本次试验所需施工机具如表4所列。采用江阴生产的MQT120型单体风动锚杆机钻装锚杆。配套钻杆为B19型中空钎杆，钻头为f29mm双翼钻头。用煤电钻（或帮锚杆机）钻装煤帮锚杆。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。表4 每条巷道施工所需机具名称型号数量产地 锚杆钻机 MQT120

50、3台江苏省江阴市矿山器材厂 钻杆 B19，1.2m30套同上 钻杆 B19，2.4m30套同上 接长钻杆 B19，18m10套同上 钻头 f29mm,双翼200个同上 帮锚杆机 3台同上 帮锚杆机钻杆 1.2m30套同上帮锚杆机钻杆2.4m30套同上 煤钻头 f29mm200个同上锚杆预紧扳手2000Nm3台 锚索张拉设备202台北京巧力神公司5.3 施工工艺和技术要求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：掘进打掉危岩出煤铺金属网上钢带临时支护钻顶板中部锚杆孔清孔安装树脂药卷和锚杆用锚杆机搅拌树脂药卷至规定时间停止搅拌并等待1分钟左右拧紧螺母从中

51、向外依次安装其它顶板锚杆。帮锚杆施工工艺：挂网上钢带钻孔、清孔安装树脂药卷和锚杆搅拌树脂药卷等待1分钟左右拧紧螺母安装其它帮锚杆。5.3.2 技术要求(1) 掘进回风大巷及辅运大巷均采用综掘机掘进。要求按设计尺寸施工，保证成形质量。不得超挖或欠挖。巷道超挖掘进尺寸与设计尺寸相差不得超过200mm。(2) 临时支护采用前探梁支设W钢带进行临时支护。(3) 安装顶锚杆 锚杆应紧跟掘进头及时支护，最大空顶距不得超过1.5m。当顶板比较破碎时，应适当缩小空顶范围。 锚杆孔采用单体风动锚杆机完成。先用1.2m的短钎杆，后换2.4m的长钎杆，采用f29mm钻头。钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的钢带孔中，

52、然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为230030mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。 放入树脂药卷。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。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1分钟左右。 利用气扳机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。拧紧力矩应达到300N.m。 锚杆排距误差不得超过设计值50mm。 (4) 锚索安装 锚索应紧跟掘进工作面安装。 采用MQT120

53、单体风动锚杆钻机，配B19中空六方接长钻杆和f29mm双翼钻头钻孔。孔深控制在700030mm内。 安装树脂药卷，放入一支K2335药卷和两支Z2360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杆机相连，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1015S。停止搅拌后等待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200300mm。 张拉锚索。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（200kN），之后卸下千斤顶。 锚索切割。用液压切割器截下锚索的外露部分。 锚索间距误差不得超过设计值50mm。（5）安装帮锚杆 帮锚杆安装

54、过程同顶锚杆。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，拉拔试验时锚固力不得低于杆体的屈服载荷（156kN），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（10%的比例），抽检指标为锚杆锚固力不得低于156kN。发现不合格锚杆，应在其周围补打锚杆。(3) 掘进时形成的巷帮超宽或片帮超宽时，应及时处理，可采用补打单体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，如采用锚索加固或缩小排距等。(5) 试验过程中，每隔30m在顶

55、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16#铁丝逐孔连接牢固。(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10#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) 液压切割器使用时必须两人协作，将钢绞线穿入切断器后，其中一人一手托住切断器，一手握住手把；另一人拿专用套管将钢绞线套好，以防钢丝散开打伤人员。操作时人员要躲开面部，切断器前方5m范围内不得站人，以防被钢屑溅伤或定

56、刀破裂伤人。切断后的钢丝束不得乱扔，以防扎伤人员。(9) 张拉时，发现不合格锚索，必须在其附近补打合格锚索。锚索安装两天后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。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

57、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5。测站布置如图37。在回风大巷及辅运大巷中，分别设两个测站。巷道掘进100m后设置第一个测站，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。巷道掘进至500m后设置第二测站。(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38）。在顶底板中部垂直方向和两

58、帮水平方向钻f30mm、深400mm的孔，将f32mm、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，每天观测一次，其它时间每周1-2次。表5 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。测站 1 2支护巷道（距离，m） 100m 600m巷道表面位移顶板离层锚杆锚索受力图 37 综合监测测站布置图38 巷道表面位移监测断面布置（2）顶板离层采用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、F29mm钻头用锚杆机在巷道中线处打垂直钻孔，深度7m；深部基点：用安