煤矿不稳定巷道锚杆支护参数优化有着重要的作用(牛洋洋)

煤矿不稳定巷道锚杆支护参数优化有着重要的作用

牛洋洋

（淮北朔里矿业有限责任公司；安徽淮北 235052）

摘要:浅析合理选择支护参数的必要性、工程地质条件对支护的影响、支护应遵循的基本原理，以及支护参数选择与确定方法等。

关键词:不稳定巷道；锚杆支护；技术

1 引言

煤矿巷道支护方法对掘进速度、支护材料消耗、支护成本和采面的端头支护等影响较大。如今采准巷道的断面都在不断加大，迫切需要改善和简化巷道与端头的支护工艺。经过大量的实践证明:锚喷支护在岩巷中表征着良好的力学特征，实现了悬吊组合梁和楔固机理，有效地加固了顶板岩层，保持了巷道顶板的完整性，使顶板处于良好的受力状态，并有效地控制了顶板的自由变形。在现实中，由于一些客观因素的影响，很多巷道都不能根据巷道类别的不同而优先选用相应的支护工艺及参数。研究相应的支护参数，对正确指导设计和施工，确保巷道稳定、控制施工成本有着极其重要的作用。

2 工程地质条件对支护的影响

朔里矿业公司北三运输大巷，担负着采区的煤炭、材料、设备等运输任务，在施工过程中，进入下石盒子组泥岩。该层位的泥岩特性为:呈灰黑色，节理发育，层理不清，性脆致密，呈块状，具鲕粒结构，局部含植物化石，稳定性差，吸水易变软和膨胀。巷道围岩岩性较差，且受到淋水的作用，从而岩体局部较软，承载能力较低，对巷道的后期稳定造成了极大影响，属于稳定性较差或不稳定巷道。对这种情况，如果采用刚性金属支架支护，成本显然较高，施工难度大，且承载能力不足以抵抗回采引起动压的互动作用。所以应考虑采用主动支护方式，通过选用合理的锚喷联合支护结构和参数，以充分调动围岩本身作为支护结构的组成部分，共同承受动压作用，以达到预期的设计效果。

3支护应遵循的基本原理

巷道支护参数是否合理，不仅与确定参数的理论依据有关，还与巷道的稳定性有关。工程测试作为“新奥法”的核心内容，是确定巷道支护形式、参数、

时间的一个重要依据。

对于锚杆支护系统来说，其可靠的理论基础，可以参照“围岩松动圈巷道支护理论”。该理论在处理采动巷道支护时有两个设计思想:一是未受采动影响

为依据进行支护设计，支护体在受采动影响维护正常，用液时,以最小松动圈L

为依据，所设计压或摩擦支柱超前维护；二是以采动影响期间的最大松动圈L

的支护体在采动支承压力作用期间也能正常维护。

根据影响岩巷稳定性的主要因素:岩性或岩层层位构造应力，围绕裂隙发育程度和动压等客观因素，对岩石巷道围岩松动深度范围进行实测和支护现状分析。我们可以采用“BA—Ⅱ型围岩松动圈测试仪”进行松动圈测试。通过测试，可知原岩整体性较好，波速较高(均大于3.5×103m/s)。而经受采动压力影响后的围岩，其松动圈内的岩体裂隙发育显著，整体性明显较差，波速较低。松动圈大部分达到1.0m，甚至1.6m以上，并且有因孔深不足而未测出其实际松动范围，以致可能会更大。所以，将这种巷道划分为不稳定巷道。

4支护参数选择与确定方法

锚杆支护系统的设计取决于岩体抗压强度、材料特性、引发应力的大小和分布，以及巷道的允许变形程度和服务年限，巷道尺寸和形状等条件。同时，支护设计要以“新奥法”的施工思想为指导，根据施工地质条件不同，选择不同的支护参数。而锚杆支护系统设计和支护参数的确定，主要是指锚杆类型、间排距、长度、直径、锚固力。我们只有合理地确定锚杆支护参数，才能获得锚杆支护在经济上和技术上的最佳效果。对此类型的工程地质情况，巷道的支护参数设计就可以采用理论公式计算和结合工程类比法来确定之。

1）断面形状确定。采用离散元数值分析法，可对巷道矿压显现特征进行数值模拟分析，从而得出相应的结论:在巷道顶部基本形成一个近似半圆形的卸载松动区，根据锚杆支护能使塑性破坏后松动的煤体形成具有一定承载能力，且在一定范围内适应围岩变形的平衡拱这一原理，所以巷道断面选用直墙半圆拱形断面为最好。根据设备布置要求,确定锚网支护条件下巷道断面为直墙半圆拱形，顶板两角呈圆弧形过渡。

2）锚杆长度确定。锚杆安设在顶板中，其被锚固的岩层并不厚，在它上面有老顶时，则锚杆的长度只要使其锚固部分固定在老顶内≥200～300mm即可。这

样我们就可按照单体锚杆悬吊理论来计算锚杆长度。

L = L

2+ m + L

式中：L

2为锚杆顶部进入老顶的长度，mm；m为锚固岩层厚度，mm；L

为锚杆露出

孔外长度，mm。

其中L

长度，可根据杆体设计抗拉强度等于锚固端部的粘结力，具体计算公式如下:

通过πd2σ拉/4=πdL2τ粘，可推导出L2的计算公式:

L 2=dσ

拉

/4τ

粘

式中：d为锚杆直径，mm；σ

拉为杆体材料设计抗拉强度，MPa；σ

粘

为锚杆与

砂桨的粘结强度，当采用螺纹钢时，取5.0MPa。

其中锚固岩层厚度m，可按冒落拱高度的k倍计算。具体计算公式如下:

m = kb

式中：k为安全系数，取1.3～1.5；b为自然冒落拱高，b = B/2F，cm；B为巷道掘进宽度，cm；F为岩石坚固性系数。

其中锚杆露出孔外长度L

计算为：

= 托板厚+ 螺帽厚+ 螺帽外露出长度

值得注意的是：巷道全部在岩体中掘进，支护重点应放在顶部。

3）锚杆间排距计算。在一般情况下，锚杆支护布置呈正方形，即锚杆间距等于锚杆排距。根据锚杆悬吊作用理论，计算公式如下:

a = 0.887d

式中：γ为岩石密度,2.5kg/cm2;k为安全系数,取2;a为锚杆间距,mm;m为锚固层

厚，取1.1m；d为锚杆直径，mm；σ

拉

为杆体材料设计抗拉强度,取38×103kg/ cm2。

对于这类巷道支护，考虑到这类巷道围岩岩体强度低，且要受到动压作用，因此可适当加大组合拱厚度，降低应力集中值，这也可减少锚杆间排距。

4）锚杆直径计算。各种锚杆的锚固力须与杆体本身的抗拉强度相适应,即锚杆的实际锚固力要大于或等于杆体抗拉极限,这样才能充分发挥锚杆材料的作用。因此,锚杆体的直径可按杆体的抗拉力等于锚杆实际的锚固力的原则确定。计算公式如下:

拉

=π/4d2σ

由P

拉=Q

拉

，求得：d=1.13

式中：P

拉为锚杆杆体材料的抗拉力,kN;σ

拉

为锚杆杆体材料的设计抗拉强度;Q

固

为锚杆的锚固力;d 为锚杆的直径。

根据上式，经计算为：d=1.13×=14.2 (mm)

考虑到这类巷道变形量较大，加上很多锚杆锚固力低，易失效，可将其锚固力提高到60kN，则 d =d + 2 =16.2mm，即选取d =16mm方能满足。

5）锚杆类型选择。为了节约材质，又能增强锚杆丝头强度，我们可以采用滚丝方式来加工等强度锚杆，并与之匹配采用Φ16mm的加厚螺母进行外端托盘加固，以便保障支护的安全性。

5 结语

对于不稳定巷道的支护来说，掘进后的巷道应力重新分布，压力稳定和采动影响等不同阶段，必须进行矿压观测，了解稳定性，使各中变形量能在控制范围。

具体操作：①每周进行巷道围岩表面位移观测，先多后少。②增设观测点，对顶板离层进行观测，间隔不超过5d。③每个断面布置四个测点对锚杆受力状况进行观测。④紧跟迎头进行松动圈测试。

通过分析不稳定巷道的破坏机理、确定松动范围和观测变形量为依据，合理设计支护体系。可在锚喷支护的基础上，采用内注浆锚杆进行注浆加固，保证施工后静压下的稳定，不需返修；在动压作用下，也能保证巷道的局部稳定。参考文献

[1]董方庭,等.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报,1994,19 (1):21-32.

[2]侯朝炯,等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

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，

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

锚杆(锚索)支护设计公式

锚杆（锚索）支护设计技术参数一、锚索设计承载力钢绞线直径为φ15.24mm 时230kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时320kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。二、锚索设计破断力钢绞线直径为φ15.24mm 时260kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时355kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时504kN 。三、锚杆（锚索）支护参数校核 1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L ≥L 1+L 2+L 3 式中L ——锚杆总长度，m ； L 1——锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），m ； L 2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ，帮锚杆取帮破碎深度c ），m; L 3——锚入岩（煤）层内深度，m 。其中围岩松动圈冒落高度 b=顶 f H B ??? ? ? -+?245tan 2ω 式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高；顶f ——顶板岩石普氏系数； ω——两帮围岩的似内摩擦角，ω=()顶f arctan 。 ? ?? ? ? -?=245tan ωH c 2、校核顶锚杆间、排距：应满足 γ 2kL G a < 式中a ——锚杆间、排距，m ；

G ——锚杆设计锚固力，kN/根； k ——安全系数，一般取2；（松散系数） L 2——有效长度（顶锚杆取b ）; γ——岩体容重 3、加强锚索长度校核，应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度，m ； a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ； c a a f f d K L 41? ≥ 其中： K ——安全系数； 1d ——锚索直径； a f ——锚索抗拉强度，N/㎜2； c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）？ b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m ； c L ——托板及锚具的厚度，m ； d L ——外露张拉长度，m ； 4、悬吊理论校核锚索排距： L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1] 式中 L---锚索排距，m ； B---巷道最大冒落宽度， m ； H---巷道最大帽落高度， m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，kN/m 3（包括顶煤+直接顶） L 1---锚杆排距, m, F 1---锚杆锚固力, kN;70

煤矿锚杆支护

煤矿锚杆支护设计GJSS - - 批准：审定：审核：编制：

****年11月18日

目录一、工程概况二、场地地质条件三、锚杆支护方案四、锚杆施工工艺五、锚杆基本试验与验收试验六、主要施工机械设备七、施工人员安排八、安全施工措施

九、质量保证措施及检验十、施工进度计划

锚杆支护设计与施工方案一、工程概况由地产开发有限公司投资兴建****的位于东风路和法政路交汇处附近，基坑周长约340m，开挖深度至-15.9m。基坑采用地下连续墙加锚杆支护方案，由****市城市规划勘测设计研究院设计。设计连续墙厚800，预应力锚杆三排，分别布置在-4.5m、-9.2m和-11.9m处，锚杆穿越的土层有淤泥、粘土层、强风化层及中风化层，锚杆预应力400KN。二、场地地质条件根据****市城市规划勘测设计研究院提供的工程地质报告，场地地层自上而下依次为：人工填土层、冲积层、残积层及白垩系页岩。

1、人工填土层（Q ml）：场地均布，杂色，含砖瓦碎石等杂物，层厚1.50～ 3.80m。 2、冲积层（Q al）：按岩性不同可分为淤泥及中砂。（1）淤泥：场地大部分布（除钻孔鉴7、鉴9、技11和鉴12外），灰黑色，软塑～流塑，含少量粉细砂，间夹贝壳及腐木，层厚0.50～ 3.90m。（2）中砂：仅见于钻孔鉴5、技6、技13及技16，灰黑色，松散，饱和，颗粒较均匀。层厚0.6～1.7m。 3、残积层（Q el）：（1）粉质粘土：局部分布，灰黄色，可塑至硬塑，含粉细砂层，为原岩风化产物。（2）粘土：局部分布，红黄、灰白、灰黄、褐色，硬塑，含少量粉细砂，为原岩风化产物。

煤巷锚杆支护技术要求规范

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/T5224－2003 预应力混凝土用钢绞线 GB/T14370－2000 预应力筋用锚具、夹具和连接器 GB50086－2001 锚杆喷射混凝土支护技术规范 MT146.1－2002 树脂锚杆锚固剂 MT146.2－2002 树脂锚杆金属杆体及其附件 MT/T942－2005 矿用锚索 MT5009－1994 煤矿井巷工程质量检验评定标准 3术语和定义下列术语和定义适用于本标准。 3.1 煤巷coal roadway 断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.2 半煤岩巷half-coal and half-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。

锚杆支护bolt supporting 以锚杆为基本支护形式的支护方式。 3.4 锚杆杆体破断力breaking force of bolt bar 锚杆杆体能承受的极限拉力。 3.5 锚杆拉拔力pulling force of bolt 锚杆锚固后，拉拔试验时，锚杆破断或失效时的极限拉力。 3.6 锚固力anchor capacity 锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时，所能承受的极限载荷。〔MT146.1－2002，定义3.8〕 3.7 设计锚固力 design anchor capacity 设计时给定的锚杆应能承受的锚固力。 3.8 树脂锚杆resin anchor bolt 〔MT146.1－2002，定义3.1〕 3.9 树脂锚固剂capsule resin 起粘结锚固作用的材料称锚固剂，树脂锚固剂由树脂胶泥与固化剂两部份分隔包装成卷形。混合后能使杆体与被锚固体煤岩粘接在一起。〔MT146.1－2002，定义3.2〕

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

锚杆支护技术规范(正式版本)

锚杆支护技术规范(正式) 第一章总则 1 为贯彻安全第一的生产方针，严格执行《煤矿安全规程》和煤炭工业技术政策，确保正确地进行锚杆支护设计和施工质量，促进煤巷锚杆支护技术的健康发展，特制定本规范。 2 锚杆支护巷道施工必须进行设计。锚杆支护设计要注重现场调查研究，吸取国内外锚杆支护设计、施工和监测方面的先进经验，积极采用新技术、新工艺、新材料，做到技术先进、经济合理、安全可靠。新采区采用锚杆支护时，要进行基础数据收集并进行锚杆支护试验工作，锚杆支护设计要组织有关单位会审，并报集团公司备案。 3 对在煤巷应用锚杆支护的有关人员（管理人员、工程技术人员及操作人员），都必须进行技术培训。 4 在应用锚杆支护的巷道中，必须有矿压及安全监测设计。在施工中必须按设计设置矿压及安全监测装置，并有专人负责监测。第二章巷道围岩的稳定性分类 5 采用煤巷锚杆支护技术，必须对巷道围岩稳定性进行分类，为指导锚杆支护设计、施工与管理提供依据。 6 巷道分类按原煤炭部颁发的《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》执行。 7 煤层围岩分类指标以缓倾斜、倾斜薄煤层及中厚煤层回采巷道分类指标为基本分

类指标。其它条件下的煤巷（如煤层上山）稳定性分类指标，可根据具体情况对分类指标进行相应替代，详见表1和表2。缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层回采巷道分类指标表1 煤层上、下山分类指标表2

第三章锚杆支护设计 8 锚杆支护设计应贯彻地质力学评估—初始设计—监测与信息反馈—修改设计等四个步骤。锚杆支护设计参考以地应力为基础的煤巷锚杆支护设计方法，结合锚杆支护实践，可根据直接顶稳定情况，按悬吊理论、自然平衡拱理论、组合梁理论或锚杆楔固理论进行设计计算；亦可采用工程类比法进行设计。无论采用哪种设计方法，都必须对支护状况进行监测，包括锚杆受力、巷道围岩表面与深部位移及弱化范围、顶板离层等内容。根据监测信息反馈结果对设计进行验证或修改。第9条为进行科学的锚杆支护设计，必须具备表3所要求的原始资料。巷道施工后，根据实际揭露的围岩及地质构造等情况，对有关数据进行校核，为修改和完善锚杆支护设计提供依据。

巷道锚杆支护计算公式

根据1552工作面围岩柱状资料分析，15#煤层顶板直接顶为粘土岩，厚度1.0-1.5m ，施工时，极易垮落，掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进，采取锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高强度锚索做辅助支护。根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验，确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。二、支护参数设计㈠采用类比法合理选择支护参数：根据15#煤层邻近巷道的支护经验，1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆，间距1000mm,排距900mm ；选用1x7丝φ15.24mm ，锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。㈡采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 L = KH+L 1+L 2 式中：L ——锚杆长度，m H ——冒落拱高度，m K----安全系数，取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m L 2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m 其中： H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m 式中：B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中：a 、b ——锚杆间、排距m Q ——锚杆设计锚固力，50kN/根； H ——冒落拱高度，取0.58m ； K ——安全系数，取2； r ——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m

锚杆支护参数计算

1 地质条件岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部，沿3上煤层顶板掘进，巷道底板标高在-203~-208m ，地表松散层厚度平均36m ；煤层厚度为3~3．83m ，平均3．4m ；煤层直接顶为砂质泥岩，厚度在0．60~．95m 之间，平均0．8m ；老顶为细砂岩，厚度15m 左右；底板为粉砂岩，厚度在1．158~．58m ，平均为4．9m 。煤巷两侧及底板为煤体，粘聚力0．45MPa 、内摩擦角26°、容重1．33kg ／m 3、单向抗压强度6．35MPa ；煤巷顶板为砂质泥岩，粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2．76kg/m 3单向抗压强度20MPa ；原岩应力6．48MPa ；围岩稳定性系数为1．7，巷道围岩为Ⅳ类，属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢，设计强度240MPa ，托盘为铸钢托盘；两侧采用压缩木锚杆，设计强度17．6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3．1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中：1l 为锚杆外露长度，一般为0．1m ；2l 为被锚固围岩的厚度， 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中：p R 巷道围岩塑性区半径；o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1)，其值为 2．18m ；h 为巷道宽度或高度，两者之间取小值，即h =2．6m 。将上述巷道围岩参数代入式(3)得： ①巷道顶板岩层： m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体)： m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2)，得锚杆锚固区围岩厚度：煤巷顶板岩层：m l 23.12=

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

锚杆支护参数设计

煤巷锚杆支护参数设计方法煤巷的突出特点就是承受采动支承压力，围岩破碎，变形量大。巷道锚杆支护设计，首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估，对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如，是按采动影响时的支护难度设计支护，还是按照采动影响前的使用要求设计，不同的设计思想，结果大不相同。目前，我国煤巷支护设计方法大致分为三类，即工程类比法、理论计算法及实例法。 1）工程类比法工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验，通过工程类比，直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而，要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比，做出比较合理的设计方案，正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后，就可根据不同类别的岩层，确定不同的支护形式和参数。（1）巷道围岩分类方法围岩分类方法的研究工作历史悠久，早在18世纪，在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入，国内外围岩分类研究得到了迅速发展，据不完全统计，有影响的围岩分类有五六十种之多。 a. 普氏岩石分级法该法用岩石坚固性系数f（普氏系数）来对围岩分类，f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现，它最重要的性质在于不论是何种抗力，以及这种抗力是如何引起的，而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践，并且有抽象概括的程序可取，所提出的岩石坚固性系数值简单明确，到目前仍有一定的使用价值。 b. 煤矿锚喷支护围岩分类为了适应巷道锚杆支护的需要，原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类，见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素，是一种典型的多指标分类方法。 c. 围岩松动圈分类围岩松动圈是一个定量的综合指标，它是建立在对巷道围岩实测的基础上，几乎不作任何假设，用现场实测和模拟试验，研究围岩状态，找出围岩松动圈这一综合指标，用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握，受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后，依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈，中松动圈、大松动圈三大类六小类，如表2所示。

锚网巷道支护设计说明书

锚网巷道支护设计说明书一、地质条件根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析，该巷道沿5#煤层掘进，煤厚为3.0-4.0m，煤层顶板多为k4细粒砂岩，局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩；煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩，局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示，在该段巷道可能遇见断层发育。二、巷道断面巷道采用锚网索支护、断面为矩形，设计规格：3.4m*3m（宽*高）巷道支护设计图（见附图1）三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱，点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护采用锚网索支护作为永久支护，支护材料为：顶部：锚杆18mm*2200mm，Q500高强度螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度8mm 帮部：锚杆16mm*1800mm，Q335矿用螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度6mm 金属网：采用直径6mm钢筋焊接，网孔规格为70mm*70mm。

菱形铁丝网：采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网：采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数：（1）、锚杆设计长度计算： L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m， L2—锚杆有效长度1.50（顶部锚杆取免压拱高b） L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度，即锚杆有效长度L2，则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中：B—巷道开掘宽度，取3.4m ；σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。（2）、锚杆间、排距计算: 式中：式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;

锚杆支护理论计算方法

锚杆支护参数的确定一、锚杆长度 L≥L1+L2+L3------------------------- ① =0.1+1.5+0.3=1.9m 式中： L——锚杆总长度，m； L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度)，取0.1m； L2 ——锚杆有效长度或软弱岩层厚度，m； L3——锚入岩（煤）层内深度（锚固长度），按经验L3≥300mm。 (一)锚杆外露长度L1 L1=(0.1～0.15)m，[钢带+托板+螺母厚度+（0.02～0.03）] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L3 1.经验取值法《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定：第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.3.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;

四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200～250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度宜为300～400毫米; 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150×150毫米; 六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿; 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。一般取300mm ～400mm 2. 理论估算法《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85“第三节锚杆支护设计”中规定：第3.3.11条局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式(3.3.11-1)、(3.3.11-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3.3.11-1) cr st a f d f d k l 2214≥ (3.3.11-2) 式中la ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度（cm ）； d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径（cm ）； d2——锚杆孔直径（cm ）；

巷道锚杆支护设计专题报告

巷道锚杆支护摘要煤巷锚杆支护的技术已趋于成熟但是锚杆支护仍然存在较多问题。第一，锚杆支护工程隐蔽性强，监测技术不能完全满足煤矿的需要，安全可靠根本没有保证。第二，我国煤炭资源分布范围广，地质条件复杂多变，好多复杂地质条件下锚杆支护并未达到理想的支护效果。该设计是从锚杆支护的隐蔽性和我国复杂多变的地质条件等特点出发。围绕这些特点，从杆体材料，加工方法，支护设计理念、施工质量，检测设备，监测手段等方面入手进行试验研究，提高支护质量，实现高产高效。关键词：巷道；锚杆支护；高强度锚杆；监测 1问题的提出由于锚杆支护能够改变围岩的力学特性，能获得良好的支护效果，带来传统支护方式无法比拟的技术经济效益，在国内外已受到了普遍的重视并得到了快速的发展及广泛的应用。因此，探索正确的巷道支护理论、选择安全可靠的支护方法、确定经济合理的支护参数以及实用高效的施工工艺成了长期以来人们所致力解决的一个重大理论及技术课题，对于煤矿来说具有重大意义。锚杆支护是巷道支护的一次重大革命，它可以起到加固、悬吊、合成梁和挤压连接体等作用，在支护中使用锚杆可以改变岩体的受力状态，不仅增加了岩石本身的稳定程度，而且使被支护岩体由荷载变为承载体，提高了岩体承载能力。同时，大量工程实践表明，锚杆支护具有用料节省、巷道断面利用率高、支护及时、劳动强度小、经济效益高以及对巷道围岩变形的适应性好等诸多优。因而，井下巷道采用锚杆支护是一种行之有效的支护手段，成为世界主要产煤国家煤矿支护的主要形式，美国、澳大利亚的煤矿巷道普遍采用锚杆支护，其支护比例己接近100%，英法两国煤巷的锚杆支护比例也分别达到了50%和80%以上，而我国煤矿锚杆支护在煤巷中仅占20%左右，和世界先进水平相比存在较大差距。其主要原因是巷道事故率很高。巷道变形破坏、片帮冒顶等事故在地下工程中是最常见的。据不完全统计，煤矿事故中59%以上是巷道事故。究其原因，还是对巷道变形破坏规律认识不清、支护理论不完善，从而造成支护设计工程类比居多，缺乏科学的指导，巷道支护方式选择不合理，因而也就无法保证巷道在不同地质条件下稳定和安全使用。所以本文系统的介绍锚杆支护。

煤矿锚杆支护技术规范(新)

煤矿锚杆支护技术规范锚杆支护中锚固力与锚杆拉拔力区别 ①锚固力是锚杆对围岩产生的约束力，是限制围岩变形，起支护作用的力。锚杆拉拔力是锚杆锚固后拉拔实验时，所能承受的极限载荷，反映的是杆体、锚固剂、岩石粘结到一起后，锚杆破断或失效的最大拉力。 ②锚固力随着被支护围岩变形、围岩的膨胀而增大，因此锚固力是一个动态发展并不断变化的力。锚杆拉拔力是一个固定值，不随围岩变形和锚杆受力而改变。如果围岩不发生变形且不考虑杆体的松驰效应，锚固力等于初锚力。 ③锚固力检测使用安装于锚杆螺母和托盘之间的锚杆测力计，一般在锚杆安装时把锚杆测力计安好。检测锚固力是为了监测锚杆受力状况，需要进行长期观测。锚杆拉拔力检测使用锚杆拉力计，检测可以在锚杆安装完成后任何时候进行，检测锚杆拉拔力是为了查验锚杆杆体、锚固剂、岩石粘结效果。在施工中，检测锚杆拉拔力时，一般只要达到设计锚固力即可；在做破坏性检测时，则要求锚杆被拉断或锚杆被拉出才终止。 ④检查锚杆施工质量时，一般检查锚杆拉拔力。监测分析锚杆工作情况时，测锚固力。测量锚固力是为了验证支护的可靠性，为以后修改支护设计提供依据。设计和施工时，必须保证锚杆拉拔力大于杆体破断力这一基本原则，即锚杆杆体受力超过其破断力后，锚杆可能被拉断，但锚杆不能被拉出。常见错误是设计的锚杆拉拔力小

于杆体破断力。 ⑤施工、设计中锚固力与锚杆拉拔力经常混淆、混用。二者混淆原因一方面是由于一些标准、教课书说法不一，造成混乱；另一方面对二者内涵认识理解有误，辨识不清。一、术语和定义 1、煤巷：断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。 2、半煤岩巷：断面中岩石面积（含夹石层）大于1/5到小于4/5的巷道。 3、锚杆支护：以锚杆为基本支护形式的支护方式。 4、锚杆杆体破断力：锚杆杆体能承受的极限拉力。 5、锚杆拉拔力:锚杆锚固后，拉拔试验时，锚杆破断或失效时的极限拉力（锚杆拉拔力是锚杆锚固后拉拔实验时，所能承受的极限载荷，反映的是杆体、锚固剂、岩石粘结到一起后，锚杆破断或失效的最大拉力）。 6、锚固力：锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时，所能承受的极限载荷（锚固力是锚杆对围岩产生的约束力，是限制围岩变形，起支护作用的力。）。 7、设计锚固力：设计时给定的锚杆应能承受的锚固力。 8、树脂锚杆：以树脂锚固剂配以各种材质杆体及托盘（托板）、螺母与减磨垫圈等构件组成的锚杆。

锚杆支护设计

组煤层号煤层厚度（m）层间距（m）稳定性煤层倾角 (平均) 可采情况夹矸层数煤层结构顶板岩性底板岩性最大－最小平均最大－最小平均太原组 11 1.40-3.87 2.8110.05-31.50 17.01 稳定 4 全区可采 0-3 简单至复杂砂质泥岩泥岩 13 2.45-12.90 11.01 稳定 4 全区可采 0-10 简单至极复杂砂质泥岩泥岩岩石力学性质试验成果表表6-1 名称岩性抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa 11号顶板泥岩 12.0-15.4 13.8 0.31-0.59 0.43 1.02-1.73 1.34 11号底板砂岩 7.9-10.8 9.5 0.34-0.52 0.40 0.62-1.19 0.84 13号顶板细砂岩30.7 1.7 13号底板泥岩35.3 1.6 煤质分析： 1. 煤尘爆炸指数=V挥/100-A-W=38.37/100-4.19-9.35=38.37/86.46=44.37% 2. 煤尘爆炸指数=V挥/V挥+C=38.37/38.37+46.67=38.37/85.04=45.11%

1102回风巷支护设计一、巷道概况本矿南回风大巷巷道设计长度411m，巷道沿煤层底板掘进，掘进净宽度4740mm，掘进净高度3420mm。本巷道在钻孔ZK1区域（相距80m）。煤层顶底板情况及煤层特征情况分别见表3、表4。表3 煤层顶底板情况表名称岩石名称厚度(m) 特征老顶砂岩，8.9 灰色，中细稳定，石英长石，紧密直接顶泥岩 4.6 层理较发育、块状、性脆、易冒落直接底粗纱岩8.3 灰白色、石英、胶结疏散、含砾表4 煤层特征情况表项目单位指标备注煤层平均厚度m 2.75 煤层倾角°3～5 煤层硬度 f 2～3 较稳定自燃发火期月3--6 绝对瓦斯涌出量 m3/min 1.41 煤尘爆炸指标% 45.11 二、巷道支护设计 1、支护方式及支护理论的选择该巷道沿煤层底板掘进，直接顶为泥岩，层理较发育，易冒落，平均总厚度4.6m，老顶为坚硬的中细砂岩、泥砂岩，较稳定。采用锚杆、锚索联合支护方式，选用悬吊理论进行设计。锚杆的作用，是将巷道易冒落的煤、岩直接悬吊在上面稳定的直接顶上，使岩层锚固紧密，防止松散。锚索锚固在深部围岩的老顶里，调动深部围岩的强度，对锚杆锚固

煤矿井下巷道锚杆支护技术分析

煤矿井下巷道锚杆支护技术分析发表时间：2019-06-25T14:50:55.663Z 来源：《基层建设》2019年第7期作者：赵仪强李航张海[导读] 摘要：随着我国经济的不断发展，能源需求越来越旺盛，对于煤炭的需求也是不断增加，由此，则带动着对于煤矿相关技术的大发展，而煤矿井下巷道锚杆支护技术就是其中较为重要的一项技术。内蒙古科技大学内蒙古自治区包头 014000摘要：随着我国经济的不断发展，能源需求越来越旺盛，对于煤炭的需求也是不断增加，由此，则带动着对于煤矿相关技术的大发展，而煤矿井下巷道锚杆支护技术就是其中较为重要的一项技术。本文从煤矿井下巷道锚杆支护的理论入手，简要描述煤矿井下巷道锚杆支护理论，为煤矿安全生产提供理论支持。关键词：煤矿井下巷道；锚杆支护对于我国各地的煤矿而言，其主要是采取的井工开采，大多数而言的生产环境较为复杂。在我国的特厚煤层煤炭资源开采工作中，工作人员通常都会在煤层底板部位掘进一条巷道，以促进特厚煤层煤炭资源的顺利开采，而这些巷道的围岩则可能因为其松软破碎的岩质，而导致离层问题的出现，从而对煤炭资源的生产造成了极大的阻碍。此外，随着煤矿开采强度不断增加，开采技术出现巨大进步，巷道布置发展方向出现转变为：岩巷向煤巷发展、巷道拱形断面向矩形断面发展、岩石顶板煤巷向煤层顶板巷道和全煤巷道发展、巷道从小断面向大断面发展、巷道埋深从浅部向深部发展、单巷布置向多巷发展、简单地质条件巷道向复杂地质条件发展等。一、锚杆支护理论对于传统的锚杆支护，其理论上有诸如组合梁、悬吊、加固拱等，它们在实际的生产生活中都发挥着巨大的作用，但是，其也有着不小的局限性。在井下实测、数值计算等基础上，针对复杂困难巷道条件，提出高预应力、强力支护理论，要点是：巷道围岩变形主要包括两部分：一是结构面离层、滑动、裂隙张开及新裂纹产生等扩容变形，属于不连续变形；二是围岩的弹性变形、峰值强度之前的塑性变形、锚固区整体变形，属于连续变形。由于结构面的强度一般比较低，因此开巷以后，不连续变形先于连续变形。合理的巷道支护型式是大幅度提高支护系统的初期支护刚度与强度，有效控制围岩不连续变形，保持围岩的完整性，同时支护系统应具有足够的延伸率，允许巷道围岩有较大的连续变形，使高应力得以释放。与传统的“先柔后刚、先让后抗”的支护理念相比，深部及复杂困难巷道支护应该是“先刚后柔、先抗后让”，最大限度地保持围岩完整性，尽量减少围岩强度的降低。对于预应力锚杆支护，它发挥的主要功效在于控制锚固区围岩滑动、离层、产生新裂纹、裂隙张开等，从而达到让围岩受压的状态，更好的抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏，让围岩成为承载主体。锚固区内形成刚度较大的预应力承载结构，阻止锚固区外岩层产生离层，同时改善围岩深部的应力分布状态。锚杆预应力及其扩散对支护效果起着决定性作用。根据巷道条件确定合理的预应力，并使预应力实现有效扩散是支护设计的关键。单根锚杆预应力的作用范围是很有限的，必须通过托板、钢带和金属网等构件将锚杆预应力扩散到离锚杆更远的围岩中。特别是对于巷道表面，即使施加很小的支护力，也会明显抑制围岩的变形与破坏，保持顶板的完整。锚杆托板、钢带与金属网等护表构件在预应力支护系统中发挥极其重要的作用。对于预应力锚杆支护系统而言，其也是有着临界支护刚度，纵然锚固区不会有明显的离层和拉应力区所需支护提供刚度。如果支护刚度在临界支护刚度以下，则围岩将会长期在变形与不稳定的形态下；相反，支护系统刚度如果达到或超过临界支护刚度，围岩变形得到有效抑制，巷道处于长期稳定状态。支护刚度的关键影响因素是锚杆预应力，因此，存在锚杆临界预应力值。当锚杆预应力达到一定数值后，可以有效控制围岩变形与离层，而且锚杆受力变化不大。锚杆支护对巷道围岩石的弹性变形、峰值强度之前的塑性变形、锚固区整体变形等连续变形控制作用不明显，要求支护系统应具有足够的延伸率，使围岩的连续变形得以释放。对于深部及复杂困难巷道，应采用高预应力、强力锚杆组合支护，应尽量一次支护就能有效控制围岩变形与破坏，避免二次支护和巷道维修。二、锚杆支护设计方法 1、动态信息设计法我们依照煤矿巷道自身的特点，参考国外的先进技术，提出锚杆支护动态信息设计。此种方法有两大特点：设计是动态过程而非一次完成；设计充分用好每个信息，实时做好信息的收集、分析与反馈。此种设计可以分为五部分：巷道围岩地质力学评估、初始设计、井下监测、信息反馈与修正设计。我们围绕着岩地质力学评估包括围岩结构、围岩强度、地应力、井下环境评价及锚固性能测试等内容，为初始设计提供可靠的基础参数；初始设计以数值计算方法为主，结合已有经验和实测数据确定出比较合理的初始设计，目前应用效果比较好的数值计算程序为有限差分软件FLAC和离散单元法软件UDEC；将初始设计实施于井下，进行详细的围岩位移和锚杆受力监测；根据监测结果判断初始设计的合理性，必要时修正初始设计。正常施工后应进行日常监测，保证巷道安全。 2、描杆支护形式和参数选择原则对于不少井下巷道，其生产条件和地质条件都较为复杂，为此，为了能够更为有效地发挥锚杆支护功效，我们需要遵循以下原则：一次支护。对于锚杆支护，其需要尽可能的在第一次支护时就可以有效的控制住围岩的变形，以免出现二次（多次）支护或者是巷道维修。同时，其还能够更好地实现矿井高效、安全生产。而对于回采巷道，加快推进采煤工作面，服务于回采顺槽需要在使用期内稳定；对于大巷和俐室等永久工程，更需要保持长期稳定，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；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。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；“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、刚度，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；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；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；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；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。三、结论