辛置煤矿复合顶板巷道支护方案设计.doc

辛置煤矿复合顶板巷道

支 护 方 案 设 计

一、巷道布置与工程地质概况
辛置煤矿2-617工作面所掘进为正巷、副巷、切巷及联巷。井下西为2-615掘进工作面，东为2-619设计面，南为左翼上部轨道巷，上部皮带巷，北至H=150m的断层及风氧化带。本工作面所掘进巷道均为沿2#煤层顶板掘进的回采巷道。2-617工作面位于450水平，工作面标高360～430m水平，西为2-615工作面（正掘），东为2-619工作面（未掘），南为左翼上部轨道巷（已掘）。临近巷道对本工作面无影响。2-617工作面巷道布置如图1所示。本次复合顶板巷道支护试验在2-617工作面副巷进行。

图1 2-617工作面巷道布置平面图
2-617工作面煤（岩）层赋存特征如表1所示。
表1 煤（岩）层赋存特征
项目
指标
煤层厚度（最小～最大/平均）/m
3.05～3.32/3.18
煤层倾角（最小～最大/平均）/（。）
2～8/4
煤层厚度f
1.5
煤层节理（发育程度）
发育
煤尘爆炸指数/%
35.45
瓦斯相对涌出量/m3/t
3.92
2-617工作面综合柱状图如图2所示。

图2 2-617工作面综合柱状图
二、巷道破坏机理分析
只有正确地分析巷道破坏的机理，才能给出合理的支护对策与支护参数，以最小的投入，有效地控制和维护巷道，取得最佳的技术经济效益。下面从煤巷两帮煤体及顶板的变形破坏机理着手，得出了辛置煤矿复合顶板围岩煤巷的变形破坏机理。
1、两帮煤体变形破坏机理分析
由于垂直应力集中而在两帮煤体产生的破裂面主要是两种类型的剪切滑移面。 其形成与发展是导致煤帮变形破坏的主要因素之一。
第一种剪切滑移面是在煤体内出现的两组共轭剪切滑移面，其分布形态见图3中所示。假设从煤体中取一单元，分析其受力不难看出，这种剪切滑移面的成因是来自顶底板的垂直载荷对煤体的压剪破坏。其滑移条件符合摩尔——库仑准则：
t > C0+sntg j
式中：t——滑移面上的剪应力；
C0——煤体的沾结力；
j——煤体的内摩擦角；
sn——滑移面上。
这种滑移面形成之后，随着沿滑移面剪切错动量的增大，煤体对顶板的支撑作用会逐渐降低，同时，由于剪切扩容效应，煤体会发生侧向膨胀而出现松动，当松动发展到一定程度时，由滑移面与巷道煤壁自由面所分割的煤体便会发生塌落，形成片帮。

图3 两帮煤体中两种类型的剪切滑移面
这种滑移面的形成及其影响有以下特点：
（1）当煤体十分松软时，（意味着煤体的介质属性本身就不具备弹塑性特征），也可能不出现可见的剪切面，而只是持续性地鼓出。
（2）当煤体中的劈理比较发育时，因为劈理面上的C、j值显著低于煤本身，因此，滑移面将追踪天然劈理的产状形成与发展的趋势。劈理是影响煤帮稳定性的另一个主要因素；
（3）第一类滑移面形成以后，两帮煤体中会形成塑性区。塑性区煤体处于极限平衡状态，即处于随时产生滑移的临界状态；
（4）采动影响阶段，由于垂直方向应力增大，沿剪切滑移面的剪切错动值会显著增大，表现为煤体的松动程度将明显加剧；
（5）松动会造成巷道顶板的实际跨度增大，给顶板支护带来负面影响。
第二种剪切滑移面出现在煤层与顶底板岩层的交界面上，如图3所示。其滑移条件同样符合摩尔-库仑准则。这类滑移面的成因是：由于煤体的泊松比大于顶底板岩石，因而具有从顶底板之间向巷道中挤出的趋势，这种趋势使得煤体内以及煤体与顶底板之间的层面处产生剪应力，但由于层面上的的C0、j0值显著低于煤本身的C、j值，因此，煤层与顶底板的层面处总是先于煤体本身达到临界滑移状态，这是第二类滑移面形成的内因；当靠近巷道的表层煤体因第一种滑移面的形成而发生松动后，它对顶板的支撑作用会显著下降，这意味着层面上的正应力减小。与此同时，随着原来由表层煤体承受的垂直载荷向深部转移，深部煤体的侧向变形会相应增大，这又会进一步加剧表层煤体向巷道内挤出的趋势，并会最终满足滑移条件，这是第二类剪切滑移面形成的外因，实际上这是第一类剪切滑移面对第二类剪切滑移面的诱发作用。第二类剪切滑移面形成与发展的结果是造成煤体向巷道内挤出。这种滑移面的形成及其影响有以下特点：
（1）容易发生松动的煤层也就容易发生挤出，未发生松动煤体一般不会发生挤出；
（2）挤出煤层如果得不到控制，还会在一定程度上加剧松动，因为表层煤体的挤出为深部煤体发生松动提供了空间；
（3）实际观测数据表明，煤体的挤出在两帮相对移近量中占有很大的比重；
（4）在回采影响阶段挤出会以比松动更大的幅度增长；
（5）挤出会对顶板岩层形成附加水平应力作。
可以认为，挤出是回采巷道围岩层状特性与回采动压影响的综合体现，它比松动更能体现回采动压巷道两帮的变形破坏特征。
2、顶板变形破坏机理分析
我们结合图4来进一步说明在高水平应力作用下（水平应力足以引起顶板破坏的情况），煤巷顶板岩层的典型破坏路径：
（1）巷道开挖后，原来由煤体传递的水平应力的一部分向顶板中转移，顶板下部层中的水平应力增大；与此同时，巷道顶板的垂直应力减小到零；

图4 高水平应力作用下煤巷顶板岩层的典型破坏路径
（2）由于水平应力（相当于载荷）增大而垂直方向应力（相当于约束围压）减小，巷道顶板中部分较弱的岩层首先发生岩石材料本身或沿层面的破坏，从而形成一定范围的破坏区（仍具有一定的残余强度）；
（3）岩石受压破坏时会破裂成楔形块体。在岩层逐步丧失其强度的过程中，楔形块体之间会发生相对位置变化如图5所示，在受压方向会逐渐收缩，而在正交方向会逐渐膨胀。这种膨胀正是造成顶板变形（松动膨胀）的动力。

图5 岩石受压破坏形成的楔形块体的侧向膨胀
（4）当岩层膨胀达到一定程度时，其松动程度如此之大以至于无法再承受任何额外的载荷，原来由该岩层承受的载荷将转嫁到其上部相邻岩层，由相邻岩层承担。也就是说，由于已出现破坏的岩层传递水平应力的能力明显降低，从而导致水平应力进一步向顶板深部转移，这意味着其上部岩层将要更高的应力；
（5）如果重新分布后的应力高于上部岩层强度，就会在顶板深部形成新的破坏区，如图4所示，并且可能依次进入破坏状态，水平应力会进一步向上转移，使岩层破坏范围进一步向上扩展。破坏区的岩石剪切膨胀对自身以及对下位岩层形成形成向下的载荷（因为无法向上变形膨胀），造成顶板岩层弯曲下沉。 这个过程会继续下去直至遇到强度足够高的岩层，或者被有效的支护系统所阻止。
（6）由于破坏区内岩石传递水平应力的能力很低，相应地，受水平应力的夹持作用就很低，当破坏范围达到一定程度，便可能在自重产生的垂直载荷作用下发生冒落。
以上六个步骤是高水平应力作用下顶板岩层的典型破坏过程。这里需要特别指出的是，如果在遇到强度足够高的岩层，或者被有效的支护系统所阻止之前，已出现破坏的顶板的松动或弯曲下沉达到一定程度，则因其传递水平应力的能力降低，所受水平应力的夹持作用会随之降低到无法平衡其垂直载荷的程度，在这种情况下，已经出现破坏的岩层便会产生与周围岩体分离的趋势，稳定性转为受垂直载荷控制，并且，随着水平应力向上转移，顶板破坏范围有可能会持续扩展，相应地，支护系统要承受的载荷也会越来越大。由于难以预先确定最终的破坏范围，这种情况下无法按自重（给定载荷）确定支护强度，这是高水平应力条件下支护难度大的原因之一。
现在，我们来看一看水平应力引起顶板破坏的机理。概括地说，高水平应力对巷道顶板的直接作用是使顶板岩层或顶煤发生压剪破坏。为了理解岩层在高水平应力作用下的破坏机理，我们可以设想从巷道顶板岩层中水平方向上取出一块岩芯，并且将其加载直至破坏，如图6所示。从图6所示的岩芯破坏情况不难看出，岩芯破坏后发生滑移的剪切破坏面与在井下巷道中观察到的顶板破裂面是相同的。正如前面提到的，岩石受压破坏时会破裂成交错状的楔形块体。在岩层逐步丧失其强度的过程中，楔形块体之间会发生相对位置变化（如图5所示），在受压方向会逐渐收缩，而在正交方向会逐渐膨胀，在岩层强度完全丧失之前，作用在其上的应力会持续造成正交方向上的剪切膨胀，这种膨胀是造成顶板位移（弯曲下沉）、变形（松动膨胀）的主要因素之一。
视水平应力与巷道掘进方向以及岩层条件（包括强度、分层厚度等）的不同，变形过程持续发展的结果也会以不同形式表现出来，这就是顶板的变形破坏模式。在高水平应力的原岩应力场中掘进巷道时，可以观察到巷道顶板出现拉槽式破坏、弯曲下沉、剪切破坏等宏观变形破坏模式。

图6 水平应力对顶板岩石的压剪破坏
3、复合顶板煤层巷道变形破坏机理分析
根据对2-617工作面副巷变形破坏及锚杆支护状态的深入调查和分析，认为其破坏原因主要有：
（1）2-617工作面副巷顶底板及两帮较软，为“三软”煤巷，而巷道处于断层、褶皱等构造区域，构造应力较大、水平应力突出，造成顶底板大的岩层错动、挠曲离层，煤帮松软破碎，锚杆受剪容易破坏。
（2）现采用的锚杆支护强度偏低，复合顶板早期的下沉量较大，而复合顶板岩层间弱面、层理发育，各岩层岩性较差、厚度较小，很容易发生离层破坏。
（3）煤层顶板中有K8砂岩，K8砂岩为含水层。巷道开掘后，由于应力的重新分布，在巷道周围形成松动圈，K8顶板裂隙砂岩水，就沿着节理裂隙面渗下来，而煤层直接顶板为泥岩，易风化，遇水易崩解，从而泥岩的强度急剧下降、剥落、破碎，而钢筋梁抗弯刚度较小，护表面积小，从而形成大量的网兜，造成锚杆支护的失效。
（4）碎胀压力大。围岩破坏产生的碎胀压力，进一步加大了支护系统的荷载，易造成支护结构的失稳。
三、辛置煤矿复合顶板煤巷支护原则
（1）保证巷道支护后，能够保持稳定，不需进行返修，特殊情况可考虑局部加固；
（2）从支护方案及支护机理上，要着眼于既允许围岩有一定的变形，又能对围岩变形进行有效的控制，充分利用围岩自身承载能力，实现主动支护，保证支护结构的稳定。
（3）要充分考虑到不稳定煤巷的特点，采用全断面支护，使顶帮锚杆形成有效的支护结构；
（4）加强对水的治理，改善围岩物理力学性能，提高支护结构的承载能力；
（5）支护方案在满足技术要求的前提下，确保安全生产，力争尽量降低成本，加快施工速度，降低劳动强度，提高经济效益。
四、支护方案及方案选择
1、支护方案
（1）复合顶板煤巷支护与围岩相互作用的研究成果证明，支护强度是控制巷道围岩剧烈变形的关键因素。只有支护强度大于0.3MPa时，才能有效地控制巷道的剧烈变形，适应超前和侧向支承压力的作用。实践证明，支护在破坏或塌陷前后能达到的最大支护强度范围相当狭窄，不管采用什么支护形式，最大的支护强度都为同一个数量级。如对于锚杆来说，最大的支护范围为0.05-0.2MPa；对于单独使用的轻型型钢支架可提供0.05-0.1MPa的支护强度，而重型钢支架提供的支护强度可达0.2 MPa。由此可见，对于辛置煤矿2-617副巷这类不稳定的复合顶板围岩巷道而言，仅仅依靠单一的锚杆或支架本身的支护能力，很难控制围岩的剧烈变形，必须充分发挥巷道围岩自身的承载能力。
（2）对于大变形的复合顶板围岩巷道，支护系统必须具有让压性。对于不同的支护系统，围岩的变形程度具有很大差别。巷道围岩变形包括一部分不可控制的变形，支护系统必须具有让压变形功能以让掉不可控制的变形。然而这种让压必须是控制让压，即支护系统在一定的支护强度下缓慢让压，而不是自由让压。
（3）支护系统的安装载荷是支护成功与否的最关键的因素之一，合适的安装载荷和锚杆的让压性是控制让压的核心。支护系统在安装时，必须有一定的安装载荷（预应力）以防止围岩的早期变形破坏，造成不该让压的让压从而产生围岩的大面积破坏失稳。
综上所述，针对辛置煤矿复合顶板围岩巷道，应采用高强高预应力让压锚杆与带肋树脂锚索联合支护的方案。
2、主要支护技术参数
巷道锚杆布置图如图7所示，顶板锚杆的间排距为800×800mm，帮锚杆的间排距为900×800mm，均采用φ20×2200mm高强高预应力让压锚杆。锚索使用带肋锚索，规格为φ15.24×8500mm，间排距为1800×1600mm。
（1）顶板锚杆参数
①锚杆长度：根据所提供的地质资料和调研结果，考虑到松动圈的作用、顶板岩层和实际施工情况，同时合理的锚杆长度应锚固在稳定岩层中，确定顶板锚杆长度选用2.2m。
②锚杆的安装载荷：由于2#煤层的水平层理极发育。这类顶板支护的关键是锚杆的安装应力。长期的支护经验和有限差分计算及有限元分析表明，对这种类型的顶板，锚杆的安装应力不应小于4吨。
③锚杆的强度：锚杆的安装应力不应大于锚杆屈服强度的50％，考虑到锚杆受力不均及性质不可预测的因素，设计中采用1.4的安全系数，锚杆的最小屈服载荷为：
(4+4×50%)×1.4=8.4t
考虑到锚杆支护系统所承受的静载荷和动压的影响，选用Ф20×2200mm，Q500高强高预应力让压锚杆，其屈服荷载为12.3吨。
④托盘与药卷：为了增加围岩表面的护表面积，同时为了配合高强锚杆，决定采用面积较大、强度较高的150×150×8mm Q345托盘。每根锚杆用1支 Z2388树脂药卷。
⑤锚杆布置：锚杆布置如图7所示，顶板采用5根锚杆，中间锚杆垂直于顶板，靠近两帮的锚杆向煤壁倾斜15°。
（2）两帮锚杆参数
根据有限差分计算和有限元分析以及经验判断，在600m以下采深的条件下，煤壁的屈服范围在掘进期间小于1.5m，考虑2-617副巷要受动压影响，同时为了方便井下施工，经分析确定帮锚杆选用Ф20×2200mm高强高预应力让压锚杆，为了加强煤壁的表面控制，采用W钢带和金属网配合锚杆支护，锚杆托盘采用150×150×8mm Q345托盘，每根锚杆用1卷Z2388树脂。
（3）顶板和两帮表面控制
由于顶板水平层理发育，同时巷道还将经受动压影响，因此，顶板和两帮的表面控制对于整个支护系统至关重要，经综合考虑决定采用金属网加钢带的方式
图7 2-617副巷锚杆布置示意图
作为顶板表面控制措施，钢带采用厚2.75mm，宽275mm，长度为3400mm的W钢带，护顶W钢带示意图如图8所示。护帮钢带采用厚2.75mm，宽275mm，长度为3100mm尺寸示意图如图9所示。

图8 护顶W钢带示意图

图9 护帮W钢带示意图
（4）锚索支护
由于2-617工作面副巷会受动压影响，顶板易分层，为把复合顶板悬吊在稳定岩层上，锚索补强支护是必须的。锚索类型选用带肋锚索，带肋锚索具有下述优越性：破断力≥26t，延伸率≥3.5%，与普通Φ15.24mm的锚索相比锚固力提高30%。
（5）锚索参数的确定
①锚索长度：锚索锚固在稳定岩层中的长度至少为1.0m，而考虑到顶板岩层组合情况及动压影响等因素，锚索长度初选用8.5m。
②锚索直径：选用Φ15.24mm，最大抗拉载荷为26t以上。
③树脂：为了达到所需要的锚杆的安装载荷，达到锚杆的最大抗拉强度，选用Z2388和K2340树脂药卷，每根锚索用2卷Z2388树脂和1卷K2340。
带肋锚索的布置方式及参数如图7所示。锚索垂直顶板施工，安装应力为8-10吨。
（6）顶板锚杆系统强度校核
静载荷计算：所选定的顶板支护系统至少应该满足顶板垂直静载荷的需要。经计算最小静载荷为4.2吨，考虑1.5的安全系数，锚杆的最小承载能力为6.3吨，所选锚杆强度满足静载荷强度要求。
（7）临时支护
考虑到顶板要铺设金属网和钢带，为了施工方便，确定在掘进迎头采用前探梁作为临时支护。要严格执行敲帮问顶制度，保证施工安全，金属网搭结长度不小于100mm，连接要密实。
（8）永久支护
为了使顶板及两帮能够形成完整的承载结构，顶板及两帮均采用高强高预应力让压锚杆，锚杆直径为20mm，长度为2.2m。顶板锚杆的间排距为800×800mm，两帮锚杆的间排距为900×800mm。锚杆托盘采用与高强锚杆相配套的150×150×8mm的方形托盘，采用Z2388树脂药卷一卷。锚索采用Φ15.24×8500mm的带肋锚索，托盘采用250×250×20mm的方形托盘，药卷采用2卷Z2388树脂药卷及1卷K2340树脂药卷。
（9）支护材料及辅助工具设备统计表
2-617工作面副巷的支护材料及辅助工具、设备见表2和表3。
表2 支护材料一览表
序号
项目
型号
1
顶板锚杆（含托盘）
高强高预应力让压锚杆（Q500）
Φ20-2200mm
2
两帮锚杆（含托盘）
高强高预应力让压锚杆（Q500）
Φ20-2200mm
3
W钢带
JDW275-2.75
4
树脂药卷
Z2388及K2340树脂锚固剂
5
金属网
菱形网
6
带肋锚索（含锚具、高强锚索托盘）
带肋锚索Φ15.24×8500mm
表3 安装设备及工具一览表
序号
项目
型号
数量
1
锚杆搅拌器
JM22
6个
2
锚索搅拌器
JKM15
6个
3
扭矩放大器
JM22-3.5
6个
4
风动扭矩放大器
JM22-50/3.5
2个
五、锚杆（索）安装工艺
1、钻孔
①钻孔直径：ф28mm
②钻孔深度：钻孔深度需大于锚杆有效长度30mm，即顶锚杆钻孔深度应为2150mm，帮锚杆钻孔深度为2150mm。
③钻孔角度：钻孔角度以图为准。
④钎杆标记：为了全部准确的钻孔深度，需在钎杆上做钻孔深度标记，确保钻孔深度。
⑤钻孔施工：用锚杆钻机按钻孔深度和角度要求严格施工。
⑥钻孔冲洗：钻孔施工至孔底后，上下移动钻杆，对钻孔进行冲洗。
2、高强高预应力让压锚杆安装
①锚杆组装：将锚杆减阻垫圈、让压管和锚杆托盘按先后顺序穿入锚杆。
②装树脂：将树脂用锚杆推入钻孔，推入树脂时要用力均匀，尽可能不要把树脂穿破。
③钻机推树脂：将锚杆接入钻机，用钻机将锚固剂推至钻孔深处，直到顶不动为止。
④搅拌锚固剂：启动钻机（旋转）搅拌锚固剂，同时钻机推力也要调至最大，搅拌时间15～20秒。
⑤托盘与顶板间隙：锚固剂搅拌结束时，要确保锚杆托盘与顶板之间有10～15mm的间隙。
⑥打开阻尼：搅拌锚固剂后，需停顿100～120秒，启动锚杆钻机（钻机只旋转不推进）打开螺母阻尼，并用锚机将螺母拧紧。
⑦提高安装应力：钻机拧紧螺母后卸下钻机，再用扭矩放大器或T型扳手，给锚杆施加200Nm的扭矩，确保锚杆安装应力达到4吨。
锚杆施工的顺序为由外向里，先顶板后两帮依次进行。
3、带肋锚索安装与施工
（1）锚索钻孔直径28mm,钻孔深度需要大于锚索有效长度50mm（锚索有效长度是指锚索索具前端至锚索前端头的距离），钻孔深度误差±30mm。
（2）锚索安装应力（预应力）为8-10吨，锚索锚固力大于钢绞线破断力（大于26t）。
4、施工工具
（1）风动或液压锚索钻机（配备钻杆和钻头）；
（2）Φ15.24mm锚索搅拌器4个；
（3）锚索拉拔试验仪1台；
（4）Φ15.24mm锚索张拉器2台；
（5）液压剪1台。
5、带肋锚索的组成
（1）带肋钢绞线及其附件；
（2）高强锚索索具和配套球形垫圈；
（3）高强锚索托盘250×250×20mm；
（4）锚索树脂3只（两卷Z2388树脂药卷及一卷K2340树脂药卷）。
6、锚索安装说明
（1）钻孔深度大于锚索长度（从托盘到锚索前端的距离）30~50mm。
（2）钻孔打好后，轻轻将选定的锚固剂推入钻孔，要确保不使锚固剂外壳破裂。
（3）用安装好垫圈和托盘的锚索将锚固剂缓缓推入钻孔，直至推不动为止。
（4）将预先安装在钻机上锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌锚固剂，搅拌锚固剂的同时钻机推力要最大。锚固剂搅拌时间为20~25秒，搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。
（5）锚固剂搅拌完毕后20~25分钟后，用锚索张拉器拉紧锚索，锚索预应力不小于8吨。
六、安全措施
1、顶板管理
（1）每个掘进工作面都必须严格执行开工前和工作中的敲帮问顶制度。此项工作必须有一名有经验的老工人带领，两人进行，一人观察，一人敲帮问顶，并且由外向里逐段进行，确认无危险时，才准许进入工作面。
（2）遇有地质变化时，必须加强支护，缩小锚杆间排距。
（3）当掘进工作面遇到下列情况之一时，必须立即停止作业，撤出所有受威协的人员，并及时汇报矿调度室及有关单位。包括：①顶板来压、支护变形速度聚增时；②瓦斯等有害气体超限、温度聚增聚减时；③迎头遇有煤岩外移、涌水量增大等有突水预兆时；④巷道顶板离层严重，大量锚杆失效时。
（4）掘进工作面后方所有巷道必须畅通无阻，支护完好，清洁卫生。
（5）必须认真执行各种岗位责任制，严格现场交班制度，按章作业，严格按中腰线施工，用好管好腰线，搞好工程质量，严禁任何职工违章作业、空顶作业及冒险作业。
（6）锚杆排距0.8米时，迎头最大控顶距不得超过1.0米，最小控顶距0.4米。
（7）采用锚网支护的工作面，严格执行《煤矿安全规程》第39条第2-10款的规定。
（8）施工单位每天要对每班所打锚杆进行非破坏性拉力试验，每班所打锚杆中抽出三条，顶部抽两条，帮部抽一条，并做好记号和记录，做拉力试验时顶板锚固力达8吨，帮锚杆达6吨即可停止，对达不到要求的要继续抽查该邻近锚杆，同时要分析原因，并补打锚杆。矿要组织有关人员对锚杆做破坏性拉拔试验，做拉拔试验时，千斤顶下严禁站人。
（9）在施工过程中，矿压组必须加强矿压观测，观测数据要及时总结，并通知施工单位，矿压观测仪器的安装及定位有矿压组负责。
（10）施工单位每天须对顶板离层仪进行观测，并做好记录。
（11）在巷道掘进过程中，地质部门应提前提供巷道地质异常变化区位置资料，在进入预计的地质异常变化区之前，必须制定专门措施或对支护参数适当调整。
（12）迎头以外100米内备用10块尺寸不小于4000×200×100mm的大板及20棵单体支柱。
（13）每班施工前，必须认真检查后部锚杆支护情况，发现锚杆失效时应补打锚杆，发现顶板下沉严重，两帮位移加大，要及时撤出迎头全体人员进行处理，并采取在巷中补打锚杆、支设贴帮柱或中柱等挽救措施。并坚持由外向里逐段修复，修复合格后，方可进入迎头作业。
（14）当班发现的不安全隐患，当班必须处理完，如有特殊情况未能处理完时，必须由跟班工长在现场与下班工长交清情况，由下班工长组织处理。
（15）锚杆托盘必须紧贴岩面，局部片帮跨落处必须严格控制眼深，确保上托盘后托盘紧贴煤岩面，严禁超过设计规定多上锚杆盘。
（16）凡顶板冒落300mm以上，采用钢带上补打锚杆，并将钢带上冒高范围内用规格合适的木墩、小杆、道木等将钢带与顶板接实；凡冒落在30mm以下，尽量用钢带接顶，由于钻推力不够，难以用钢带接顶时，采用钢带上冒高范围内垫上厚度适宜的木墩，通过木墩将钢带与顶板接实，木墩可用直径为150mm以上的优质圆木锯成100mm厚的木块。
（17）当发现顶板破碎或局部冒落时，应及时打超前锚杆，超前锚杆与顶板夹角不得小于15°，每排不少于3根。
2、锚杆、锚索安装的注意事项
（1）钻眼前应按设计要求，定好眼位，做出标记，锚杆眼角度尽量符合设计要求，锚杆眼深必须符合设计要求。
（2）钻眼后应用压风或压水将眼中的岩粉清除干净，在煤层或软岩中打眼，煤电钻不许来回拉钻杆，以免扩大眼径。
（3）安装前应检查锚杆眼的方向、位置、深度及平直度是否符合设计要求，锚固剂、杆体是否合格，如有一项不符合要求，不得进行安装。
（4）树脂锚杆搅拌工具，可采用锚杆钻机或煤电钻并配合连接套使用。
（5）安装时，先将带螺母联接头拧紧在杆尾螺纹上，然后用杆体量准眼深，划好记号，再用杆体将锚固剂送到眼底，并保证锚固剂要搅拌充分。
（6）锚杆尾部螺母必须拧紧，使托盘与岩面紧贴，严防松动，杆体尾部丝扣部分外露长度不能小于15mm。
（7）在首次使用树脂锚杆前，必须进行试安装，并对一组锚杆（3组）进行破坏性拉拔试验，试装合格后，方可使用。
（8）为防止锚固剂破损，在装运过程中要轻拿轻放，箱子要立放，堆码要整齐，每垛高度不宜超过三箱。
（9）树脂锚固剂应有专人负责，集中保管，每班应根据需要，随用随领，不准乱放。
（10）超过有效期的锚固剂不准使用。
（11）安装后巷道必须及时进行锚固力检测，并做好检测记录，进行锚固力拉拔试验时，必须采取安全防护措施注意顶板变化，千斤顶周围严禁站人，正常检测不准连续起点。
（12）树脂锚固剂具有易燃性、腐蚀性、不得接触明火，严禁破坏其包装，严防直接接触眼睛。
（13）破损的药卷应及时装运上井，不得在井下存放。
七、支护监控
对巷道进行系统性的观测，目地是为了掌握锚杆承载工况、围岩变形特征以及巷道支护状况，同时为支护设计进行修改、调整提供依据。
1、主要观测参数
巷道支护监测的主要参数包括：围岩的表面位移、锚杆拉拔力、锚杆的锚固力、锚杆受力状态、顶板离层以及围岩深部变形与位移等。
（1）锚杆锚固力
国标GBJ-85将锚杆锚固力定义为锚杆对于围岩的约束力。实际应用中，大都以抗拔力为锚固力，这给检验锚杆安设质量提供了简便的拉拔试验方法。检测锚杆锚固力可以了解锚杆锚固质量，是否达到了设计锚固力，以及是否出现了预应力松弛。
（2）锚杆受力
锚杆工作载荷可以反映锚杆在各个不同时期的轴向力大小及与围岩的匹配情况，用于评价锚杆的实际工作特性及与围岩变形的关系，以判断锚杆是否对顶板起到应有作用、有多大的强度储备等。对于端锚锚杆，锚杆受力主要是指锚杆的轴向拉力。
（3）顶板锚固区内及锚固区外位移
锚杆锚固区层位和锚固区以上层位岩层的移动情况，可对巷道稳定状况提供直观显示，一旦巷道状况出现异常，便可以及时采取应急措施和补强加固措施。
（4）围岩表面位移
围岩表面位移包括巷道顶、底板移近量和两帮移近量等。根据巷道围岩表面位移值可以判断锚杆支护的效果和围岩的稳定状况。
（5）围岩深部位移
2、观测仪器
（1）锚杆拉力计
锚杆拉拔力检验是测定锚杆锚固性能的一种方法。通常是将锚杆与一拉力变换器连接，用100～300kN的千斤顶加载，直到锚杆失去承载能力，所得最大载荷即使锚杆的拉拔力。国产锚杆拉力计主要有ML-10型、ML-20型、ML-30型，其最大拉力分别为100 kN、200 kN、300 kN。本次试验采用ML-20型锚杆拉力计，如图10所示。

图10 ML-20型锚杆拉力计
（2）液压枕
液压枕是用来监测端锚锚杆工作时轴向力大小的仪器，应用时，首先把压力盒套在锚杆托盘和外锚头的螺母之间，然后紧固螺母，对锚杆施加预应力，记录下压力表指示的初始值，此后定时测量锚杆压力与时间的变化。本次试验采用MYJ-10、MYJ-20型锚杆液压枕如图11所示，这种类型的锚杆液压枕压力值可以由压力表直接读出。MYJ-10型锚杆液压枕最大量程为100kN，MYJ-20型锚杆液压枕最大量程为200kN。

图11 锚杆液压枕

（3）顶板离层仪
顶板离层仪实际上是两点巷道围岩位移计。顶板离层仪主要监测锚杆锚固范围以内和锚固范围以外顶板离层状况，即双高度顶板离层监测仪，本次试验采用双高度横式顶板离层仪，如图12所示。

图12 横式顶板离层指示仪
（4）多点位移计
多点位移是用来监测巷道在掘进和受采动影响的整个服务期间内深部围岩变形随时间变化的一种仪器。国内外围岩深部多点位移计的种类很多，具有不同的结构参数、组成和适用条件，如中国矿业大学研制的DWJ-2型多点位移计，煤炭科学总院研制的DW机械式多点位移计，美国研制的声波探头多点位移计等。本次试验采用的是DWJ-2型多点位移计，如图13所示。
DWJ-2型多点位移计最大测量深度9米，每个钻孔布置6个测点，分别为9m、7.5m、6m、4.5m、3m、1.5m。

图13 DWJ-2型多点位移计

（5）断面收敛计
巷道表面相对位移的测量仪器种类很多，选用时应根据巷道尺寸及待测位移量要求的精度等决定。对于小跨度巷道，除了采用钢卷尺、游标卡尺式测杆外，还可以用收敛计、测枪等。本次试验主要采用钢卷尺测量。
3、观测方案设计
为了监测锚杆支护效果，在2-617工作面副巷试验段布设了2个顶板离层观测断面，2个表面位移观测断面，2个锚杆受力观测断面，综合观测断面布置如图14所示。
观测断面
2
1

试
验
段
100m
75m
25m
0

巷道表面位移

巷道深部位移

顶板离层

锚杆液压枕

锚索液压枕

图14 2-617工作面副巷试验段综合观测断面布置
（1）锚杆拉拔力检测
采用ML-20型锚杆拉力计共抽取了6根高强高预应力让压锚杆进行了拉拔试验，检测结果填入表4。
（2）锚杆、锚索受力观测测点布置
2-617工作面副巷试验段布设了2个锚杆、锚索受力观测断面，测点布置如图15所示。观测结果填入表5。

图15 锚杆受力测点布置
（3）顶板离层测点布置
2-617工作面副巷试验段布设了2个顶板离层观测断面，顶板离层指示仪布置如图16所示。顶板离层指示仪的安装位置距迎头不得超过1.0m，安装前先在顶板中间位置垂直顶板打一个6m深的钻孔；深部测点安装到孔底，浅部基点推入孔中至锚杆端头位置处。顶板离层指示仪自安装完毕后一周内每天测读一次，除非顶板离层值比较大或具有明显增长的趋势，一般每周测读一次，巷道稳定后，加大观测间隔。观测结果填入表6。

图16 顶板离层指示仪布置
（4） 围岩深部位移测点布置
DWJ-2型多点位移计布置如图17所示。多点位移计安装位置应尽量紧靠迎头，最远距迎头不得超过1.0m。安装前先在顶板钻出φ30mm左右的安装钻孔，将带有6m连接钢丝绳的孔内固定装置，由安装圆管将其推至所要求的深度；抽出安装圆管，再依次将其余的孔内固定装置送到预定的位置；将孔口测读装置，用木条固定在孔口；拉紧每个测点的钢丝绳，将孔口测读装置上的测环推至100mm位置后，由螺丝将钢丝绳与测环固定在一起。安装后先读出每个测点的初读数，以后每次读得的数值与初读数之差，即为测点的位移值。要求施工后第一周内每天测读，以后每周测读1次。将观测结果填入表7。

图17 DWJ-2型多点位移计测点布置

（5）巷道表面位移测点布置
2-617工作面副巷试验段布设了2个表面位移观测断面，巷道表面位移监测是在巷道的顶底板和两帮设置监测点，即采用中腰线十字布点法，如图18所示。在巷道掘进期间，测点必须在巷道开挖12小时内埋设。要求施工后一周内每天观测一次，以后每周测读一次，巷道稳定后，加大观测间隔。测点用6mm钢筋制成，结构如图19所示，用快硬水泥药卷或水泥固定，采用钢卷尺或测枪测试，要求精确到1mm。
围岩表面位移测试结果，按要求填入表8。

图18 表面位移测点布置图 图19 测点结构图

表4 锚杆拉拔试验表
序号
试验巷道
锚固力/kN
备注
1

2

3

4

5

6

表5 锚杆、锚索受力观测表
观测时间： 观测人：
观测
断面
锚杆
编号
初始值（kN）
观测值
（kN）
备注
1#观测断面
1#锚杆

2#锚杆

3#锚杆

1#锚索

2#锚索

2#观测断面
1#锚杆

2#锚杆

3#锚杆

1#锚索

2#锚索

表6 顶板离层观测表
观测时间： 观测人：
观测断面
观测结果（mm）
备注
1#观测断面

2#观测断面

表7 围岩深部位移观测表
观测时间： 观测人：
观测断面
深部测点
1#多点位
移计(mm)
2#多点位
移计(mm)
1#观测断面
1.5米处

3.0米处

4.5米处

6.0米处

7.5米处

9.0米处

2#观测断面
1.5米处

3.0米处

4.5米处

6.0米处

7.5米处

9.0米处

表8 围岩表面位移测试数据表
打设
日期
(年月日)
测试
日期
(年月日)
累计
天数
左帮位移量(1~5)
右帮位移量(2~5)
顶板下沉量(3~5)
底臌量(4~5)
原值(mm)
测试值(mm)
位移量(mm)
原值(mm)
测试值(mm)
位移量(mm)
原值(mm)
测试值(mm)
位移量(mm)
原值(mm)
测试值(mm)
位移量(mm)

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