第一篇：润宏煤业巷道支护方式调研材料

润宏煤业巷道支护现状调研材料

根据集团公司《关于对巷道支护现状进行调研摸底的通知》要求，加强矿井巷道支护管理工作，做到提高巷道支护效果，改善集团公司矿井支护面貌，推广国内先进的支护理念，在巷道掘进及翻修上改进支护方法，减少巷道翻修量，提高掘进单进水平，进而减少巷道支护、翻修成本，生产技术部组织人员深入到井下进行了深入的调研。在调研过程中首先对我矿的支护现状进行了调查、统计。目前我矿使用了三种支护方式：一是锚网（索）支护；二是锚网（索）喷支护；三是铁棚支护。其次对矿井巷道压力情况进行了进一步的统计。第三在分析基础上提出相应的解决办法。具体汇报如下：

1、煤层情况：

3号煤层：灰黑～黑色，以亮煤为主，次为镜煤、暗煤，镜煤多呈透镜状或薄层状，似金属光泽，条带状结构，层状构造，参差状、阶梯状断口，条痕为灰黑色，内生裂隙较发育，质坚硬，性脆易碎，据寺河精查地质报告，其视密度值为1.45t/m3，宏观煤岩类型为光亮型煤。该工作面煤层倾角为1—3°，平均为1.5°。煤层总厚度平均6.3m，煤尘不具爆炸性。

2、煤层顶底板情况：

老顶：中粒砂岩，厚6.13m，浅灰色，层理发育，致密坚硬。直接顶：砂质泥岩，厚4.15m，深灰色，夹煤线，砂质呈不均匀状分布。

伪顶：炭质泥岩，厚0—0.15m，黑色，不稳定，随采掘脱落。直接底：黑色泥岩，厚2.9m，含植物化石碎片，可相变为泥岩。老底：中粒砂岩，厚9.1m，灰色。

3、构造情况

在已有的地质资料中，我矿区内无重大构造。

4、地质管理机构

我矿成立了地测防治水部，成立了专职的地质和探放水机构。

5、管理现状

目前我矿的顶板管理工作，在制度标准建设上已健全。但是，在执行过程中还存在不少的问题，比如说我矿属于资源整合矿井，人员素质比较低，在执行力上还有待提高。顶板监测人员缺少，目前我矿在这方面工作比较落后。影响我矿顶板支护的主要问题是支护设备落后，用的是手持风钻，效率比较低。其它方面没有问题。

6、支护设计

我矿现在使用的是由北京天地科技公司设计的锚杆支护设计（大巷）。而我矿工作面顺槽施工也是用现在的设计，支护强度过剩，浪费人力物力。再做新的设计，在资金上有缺口。

技术上、施工工艺、支护材料没有问题。

7、建议措施

目前我矿巷道压力显现情况，目前压力较大地点主要有13036回风巷、13021巷、13022巷，集中在下分层采区。

应根据掘进巷道压力值大小确定相应的支护方式，在选择支护方式上宜采用强度大于巷道压力的支护方式。巷道压力大小具体可分为压力较小地段、压力大地段、压力较大地段。同时提倡较大断面施工，在设计时应合理确定支护断面，在满足通风、运输、行人基础上应适当考虑巷道变形，相应扩大设计断面，利于翻修。同时在支护方式选择上要充分考虑施工进度，在保证支护强度的前提下保证巷道施工速度，以适应采区准备需要。第三在原始块段允许的地点提倡锚网、锚网u型钢联合支护方式。

（1）、技术设计上，大巷、石门等布置上要考虑采动影响问题，尽量不受采区开采动压影响，合理确定间距，在采区布置上，要考虑对巷道压力的影响或少受影响。

（2）、科学支护，建立健全矿压观测、监测队伍，做好矿压观测、监测工作，收集整理矿压数据、分析矿压显现规律，为巷道有效支护提供科学依据，根据巷道压力值大小合理确定巷道支护方式。

（3）、合理确定巷道支护方式，做到基本上支得住。在掘送巷道中提倡锚网支护方式，对于压力较小的地点，服务时间较短的巷道应推广锚杆锚网支护方式，根据不同地点选择相应强度锚杆，科学设计锚杆长度，排、间距，压力显现较大地点根据巷道服务年限宜采用选择支护强度较大的支护方式，如U型钢支护，锚网、锚索喷浆、U型钢联合支护等，合理确定巷道断面，锚杆的长度，排、间距，U型钢棚距，单、双棚等。定期、不定期对巷道矿压进行观测、监测，对于巷道翻修要根据矿压数据，分析矿压规律，提倡及时卸压，定时松帮、松顶，并根据巷道压力变形情况及时进行翻修，在巷道变形较小时进行提前翻修，节省人力、减少支护材料报废量，翻修时要采用合适的大断面，采用超大强度的支护。

（4）、加强巷道施工质量，严格按规程、规定作业，保证支护符合规定要求，巷道要保证成形质量，使其巷道承载能力稳定均匀承压，搞好光爆作业，合理炮眼布置，降低最小抵抗线，适量装药，大力推广应用综掘机掘进，较少爆破对围岩的震动；锚杆、锚索做好锚药的填装，抓好锚眼深度、角度、排间距等工艺施工，紧固好锚杆螺丝，喷浆材料符合配比要求，达到规定喷浆厚度；U型钢棚要按规格、规定的间距给好，卡子紧牢靠，不定期对卡子涨销进行紧固，减少棚子下缩量，棚子要给好迎山角度，帮顶要刹实刹严，棚子间上齐拉勾等。

（5）、加强巷道防治水工作，做好巷道降温工作，减少巷道压力及底鼓，减少棚子变形。巷道要努力做到无积水，疏水采用管路疏水，洒水灭尘要控制水量，不过多洒水，防止各种管路漏水，使巷道不受水浸泡膨胀发生鼓帮，鼓底现象，对于鼓底、鼓帮严重巷道可根据实际情况采取打锚杆喷浆等措施，减少帮鼓底鼓。

（6）、掘进时支护：压力较小地点，服务时间较短的巷道应推广锚网支护方式。根据不同地点选择相应强度锚杆，科学设置锚杆间排距，锚杆间排距从1m×1m到0.5m×0.5m。压力显现较大地点宜采用的支护方式：支护强度较大的支护方式，如u型钢支护、锚网（索）喷浆u型钢联合支护等，选择锚杆间排距和u型钢棚棚距，要选择较小间排距和棚距。

（7）、翻修时支护：要坚持矿压观测，收集矿压数据，及时分析矿压规律，提倡及时卸压、松帮顶；并根据巷道压力变形情况及时进行翻修，在巷道变形较小前进行提前翻修，既节省人力，又减少u型钢报废量。在翻修时同样采用超大支护强度进行支护。

天安公司润宏煤业 202_/3/12

第二篇：巷道永久支护[范文模版]

巷道永久支护

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巷道永久支护

巷道永久支护是根据设计图纸的规定施工的支护。服务年限长，一般不可能回收复用。根据支护结构的特点，可分为锚喷支护、架棚支护、砌喧支护。

一、锚喷支护

锚喷支护技术的发展可以分为四个阶段：20世纪50年代，开始试用锚杆支护；20世纪60年代，在岩蓼中试作喷浆支护，后发展为喷射混凝土支护；20世纪70年代，试用和推广光面爆破及锚杆、网、喷射混凝土支护，形成了一套比较完善的支护形式；20世纪80年代采用工程量测、试用新奥法，结合煤矿特点，初步形成了一套完善的设计、施工动态管理方法。

锚喷支护技术的发展冲破了传统的支撑概念，形成了充分发挥围岩本身自支承作用，使围岩与支护共同作用的现代支护理论。支护理论的发展，在煤炭系统大致经历了以下几个阶段：20世纪20年代以前，发表了许多地压假说，其共同特点是把围岩作为不变载荷，而支护被看作承受载荷的结构，即所谓的古典压力理论。20世纪20年代至60年代，把岩体视作松散体，认为作用在支护结构上的荷载是围岩塌落拱内的松动岩体重量，即松散体理论。20世纪60年代发展起来的支护与围岩共同作用的现代支护理论，是在锚喷支护的出现和大量采用，以及岩体力学的发展过程中形成的。20世纪70年代以后，光爆锚喷支护的完善与提高，引进和推广新奥法，采用了工程量测，信息化动态管理，促进了这一新技术的发展。(一)锚杆支护 1．锚杆支护作用机理

锚杆支护的作用机理有加固拱作用、悬吊作用、组合梁作用、围岩补强作用和减小跨度作用等，如图5—3所示。

(1)悬吊作用在层状岩层中，锚杆将下部不稳定的岩层悬吊在上部稳固的岩层上。锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。

(2)组合梁作用在没有稳固岩层的薄层状岩层中，通过锚杆的预拉应力，将视为组合梁的各薄岩层挤紧，提高其自承能力。决定组合梁稳定性的主要因素是锚杆的预拉应力及杆体强度和岩层性质。

(3)加固拱作用对于被纵横交错的弱面所切割的块状或破裂状围岩，如果及时用锚杆加固，就能提高岩体结构弱面的抗剪强度，在围岩周边一定厚度的范围内形成一个不仅能维持自身稳

定，而且能防止其上部围岩松动和变形的加固拱，从而保持巷道的稳定。

(4)减少跨度作用巷道顶板打上锚杆，相当于在该处打上了点柱。因此，就相当于把巷道顶板岩石悬露的跨度缩少了，从而提高了顶板岩层的抗弯曲能力。2．锚杆的分类与安装 1)木锚杆

我国使用的木锚杆有两种，即普通木锚杆和压缩木锚杆。

(1)普通木锚杆，是采用优质木材制作的，常用的有榆木、槐木、桑木等。要求木纹平直、无疵病，有足够的强度。普通木锚杆由木内楔、木杆体、木托板和木外楔组成。杆体上下两楔缝应相互垂直，防止打楔造成劈裂。

木锚杆的安装方法是先将木内楔插到锚杆顶端楔缝中，然后将杆体放入眼孔内，在锚杆尾端加力锤击，锚杆锚固后，再上好木托板，在锚杆尾端楔缝中加打木外楔封住眼孔并撑紧托板。

普通木锚杆结构简单，取材方便，加工容易，成本低。但锚固力小，易腐朽变形，多在服务年限短的采区煤或半煤巷中锚固煤帮用，使用时应注意防腐处理。

(2)压缩木锚杆，是利用压缩木制成的锚杆。压缩木是把潮湿的木材加以横纹压缩，就会产生较大的弹性变形，在变形状态掘进工下予以热处理和冷却，弹性变形就转化成塑性变形即成了压缩木。当压缩木吸水后，塑性变形又转化为弹性变形，产生一种能恢复到接近原来尺寸和开头的膨胀特性。压缩木的密度可达1.4t/m力学强度要比一般木材大2～3倍。

压缩木锚杆比普通木锚杆强度大，它是全长锚固，锚固力大。这种锚杆的锚固力可达40 kN。以用于松软煤层巷道煤帮的锚固和综采工作面煤帮的加固(防片帮冒顶事故)为宜。

压缩木锚杆的安装与楔缝木锚杆基本相同，但在放入眼孔前，要把杆体浸湿，马上将浸湿的杆体放入眼孔中。压缩木锚杆的托板多采用金属托板，另外还配有金属衬套。

此种锚杆制作工艺复杂，必须在专门工厂生产，成本高，储存保管不便，因此使用不多。2)倒楔式金属锚杆

这种锚杆曾经是使用最为广泛的锚杆形式之一，由于它加工简单，安装方便，具有一定的锚固力，因此，这种锚杆在一定范围内至今还在使用。

倒楔式金属锚杆由锚头、杆体、托板和螺帽四部分组成。锚头是由与杆体相连的固定楔和活动倒楔两个部分组成，固定楔与倒楔沿斜面相对移动，压紧眼孔壁形成锚固力；杆体通常选用3号圆钢，直径14 mm～22 Inm，长度1．4 m～2．0 m；锚杆尾端加工成长100 Inm～150 mm的标准三角螺纹。

安装时，先把倒楔绑在固定楔的下部适当位置，轻轻送入锚杆眼孔中，然后用一个专用的金属杆沿锚杆侧插入到倒楔处，锤击金属杆时将倒楔顶入固定楔斜面，利用倒楔把固定楔楔紧在眼孔中，使锚杆得到锚固力，再上好托板，拧紧螺帽即可。

这种锚杆安装时不需完全插到眼孔底部就能锚固，所以对眼孔深度要求不严；巷道报废时，可拧下螺帽退下垫板，用锤向里打击杆体，松动倒楔，拆下锚杆，所以这种锚杆可以回收复用。3)管缝式锚杆

管缝锚杆是一种全长摩擦锚固式锚杆，这种锚杆具有安装简巷道支护单，锚固可靠，初锚力大，永久锚固力随围岩移动而增长。

管缝锚杆由高强度钢管或钢板卷制成，沿钢管全长有一条缝，实际上是一条有开缝的钢管，在管的顶端是锥体，尾端焊有一个由8一钢筋制成的圆环。这种锚杆已形成了支护系列。直

径从45 HHn到33 mm，长度从1．4 m至2．0 m，为配合风动锚杆钻机的使用，又研制出直径30 mm的管缝锚杆，经过现场试验表明：锚杆杆体稳定，锚固力大，节省钢材，施工速度快，支护效果好。

管缝锚杆安装对钻孔要求比较严格，目前常用的安装机有两种：一种是用风钻稍作改进制作而成，另一种是液压锚杆安装机。用风动锚杆安装机，需要在安装机与锚杆之间配置连

3接装置——冲击杆。冲击杆的作用是把风动锚杆安装机的冲击力传递给管缝锚杆，以克服锚杆与眼孔壁相互作用产生的摩擦阻力，使锚杆能够装进钻孔中。

一般锚杆直径要比钻孔直径大2 mm～3 mm，用外力强迫压入钻孔中。管径缩小，对孔壁产生环向的径向弹性张力，紧紧挤压孔壁。杆体与孔壁之间产生轴向摩擦力，从而形成锚固力，该锚固力沿锚杆全长分布。此外，托板紧压孔口岩壁，使岩石近似处于三向应力状态。

管缝锚杆安装注意事项：

(1)选用钻头要用游标卡尺测量，精确到毫米级后一位小数点。新钻头直径要大些，即与锚杆直径差要小些，一般以1．5 mm～2 mm为宜。

(2)使用钻头要掌握钻头磨损数据。开始要详细测量两组钻头的磨损量，测算每个钻头的有效钻孔数。待取得实测数据后，再用以指导现场施工。在正常施工时，只要注意钻头钻孔数即可，一旦钻头钻孑L数达到测定规定数，就换用新钻头。这样可大大减少锚杆安装的不合格数量。

(3)钻孔深度要比锚杆长度长50 mm，并要把握住钻孔方向，保持钻孔直度。掘进工(4)锚杆安装，安装机机身轴线应与锚杆轴线相一致，尽量减少偏差，防止锚杆遭受过大弯矩，使锚杆损坏和安装不进去。4)树脂锚杆

用树脂作为粘结剂进行锚固的方式称为树脂锚杆。由于树脂成本高，所以多用端头锚固，但也可以实现全长锚固。

树脂锚杆的杆体可为钢材、木材、竹材或玻璃钢材等。树脂锚固剂根据其凝固固化时问，有超快的CK型，有快速的K型，有中速的Z型和慢速的M型。树脂锚固剂主要技术特征见表

一般树脂锚杆的安装应遵循以下方法：

(1)锚杆眼钻眼工具一般用风动凿岩机、煤电钻或液压钻。

(2)钻眼前应按设计要求定好眼位，做出标记。锚杆眼尽量与岩层层理、裂隙面垂直，当条件不具备时，应与巷道周边垂直。锚杆眼深必须符合设计要求。

(3)钻眼后，应用压缩空气或水将眼中的岩粉清除干净，煤层或软岩中的锚杆眼，煤电钻不许来回拉钻杆，以免扩大眼径。

(4)安装前要检查锚杆眼的方向、位置及平直度是否符合设计要求，锚固剂、杆体是否合格。如果有一项不符合要求，不得进行安装。

(5)树脂锚杆搅拌工具，可采用煤电钻或单体风动锚杆机等。

(6)安装时，先将带螺母的连接头拧紧在杆尾螺纹上；如采巷道支护用六方套连接头，则应预先把两个螺母在杆体上互相挤紧，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。搅拌时间应根据锚固剂技术特征而定。

(7)取下煤电钻或搅拌器。采用螺母连接头时，要等锚固剂固化后才准取下；采用六方套筒连接头时，可马上卸下。

(8)Z型锚固剂在锚杆安装后15 min上托板；K型锚固剂安装后10 min上托板；CK型锚固剂安装后5 min上托板。尾部螺母必须用机械或力矩扳手拧紧，确保托板与岩面贴紧，严防松 动。5)快硬膨胀水泥锚杆

快硬膨胀水泥是采用普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸盐水泥加人外加剂而成，具有速凝、早强、减水、膨胀等特点，用以锚固锚杆，一般都是做成水泥药卷使用。

水泥药卷一般做成空心的，中心有带砂网的中心孔，锚杆可直接穿人，也可做成实心药卷。安装时先把药卷串入锚杆，上好垫圈，然后手持锚杆体将药卷浸水，浸水5 s后套上φ202_ mm辅助安装钢管，把锚杆送进眼孔中，再用辅助安装管冲压密实即可。

由于下井操作时浸水时间不易掌握，安装质量受人为因素影响较大，现已很少使用。6)锚索

锚索是采用有一定弯曲柔性的钢绞线通过预先钻出的钻孔以一定的方式锚固在围岩深部，外露端由工作锚通过预张拉压紧托盘对围岩进行加固补强的一种手段。其特点是锚固深度大、承载能力高、可施加较大的预紧力，因而可获得比较理想的支护效果，是目前最可靠、最有效的一种手段。其加固范围、支护强度、可靠性是普遍锚杆支护所无法比拟的。

传统的锚索支护一般适合于煤矿井下大断面硐室和巷道的补强加固。锚索钻孔和吨位一般较大，而且采用注浆锚固，这种锚索的技术参数和施工工艺无法满足回采巷道的要求。掘进工

近年来，开发出了适合在煤巷掘进期间按正规循环施工的新型小孔树脂锚固预应力锚索加固技术。其最大特点是采用树脂药卷锚固，通过专用装置可以像安装普通树脂锚杆那样用锚索搅拌树脂药卷对锚索锚固端进行加长锚固，其安装孔径仅为声28mlrt，用普通锚杆机即可完成打孔、安装。

小孔径锚索主要用在破碎、复合顶板回采巷道；放顶煤开采沿煤层底板掘进的煤顶巷道；软弱和高地应力回采巷道；以及大跨度开切眼和巷道交叉点。(二)喷射混凝土支护

喷射混凝土支护是将一定配合比的水泥、砂、石子混合均匀搅拌后，加入适量的速凝剂，通过混凝土喷射机，以压风为动力，使拌合料沿输料管输送到喷枪出口处与有一定压力的水混

合，以较高的速度层层喷捣在岩面上凝结硬化而成的高强度与岩面密实粘结的}昆凝土层，而形成的构筑物。

喷射混凝土支护具有及时、密贴、早强、封闭的特点。1．喷射混凝土支护作用原理

(1)支撑作用。喷射混凝土支护具有良好的物理力学性能。特别是抗压强度较高，可达200 kg／cm2以上，因此能起支撑地压作用。又因其中掺有速凝剂，使混凝土凝结快，早期强度高，紧跟掘进工作面起到及时支撑围岩的作用，有效地控制了围岩的变形和破坏。

(2)充填作用。由于喷射速度很高，混凝土能及时地充填围岩的裂隙、节理和凹穴的岩石，大大提高了围岩的强度。

(3)隔绝作用。喷射混凝土层封闭了围岩表面，完全隔绝了空气、水与围岩的接触，有效地防止了风化潮解而引起的围岩破坏与剥落；同时，由于围岩裂缝中充填了混凝土，使裂隙深处原有的充填物不致因风化作用而降低强度，也不致因水的作用而使得原有的充填物流失，使围岩保持原有的稳定和强度。(4)转化作用。由于前三个作用的结果，不仅提高了围岩的自身支撑能力，而且使混凝土层与围岩形成了一个共同工作的力学统一体，具有把岩石荷载转化为岩石承载结构的作用。从根本上改变了支架消极承压的弱点。

根据使用机具或施工方法的不同，喷射混凝土大致可分为干式喷射法、半湿式喷射法和湿式喷射法。一

目前，使用较为普遍的是半湿式喷射法，半湿式喷射法采用的是潮料。潮料就是先将喷射混凝土的骨料在地面或井下矿车内用水浇透，停放最少10 h以上，其含水率保持在7％～8％。然后按水泥配比拌合过筛即称为潮料。潮料用手抓起握紧成团，松手扬起基本没有粉尘浮游，即“手捏成团，松手即散，口吹无灰”。使用潮料可以使喷射混凝土各工序操作地点的粉尘浓度大大降低。

2．喷射混凝土的施工及工艺参数

(1)施工准备。检查喷射地点的安全情况和巷道规格。喷前首先排除作业范围内不安全因素，确认安全没有问题时，然后全面检查巷道断面是否满足设计尺寸要求，有欠挖部分应除掉，以保证成巷规格。

喷前检查设备与管路的完好情况。

冲洗岩帮。喷射手在喷射前用压力水冲洗岩帮，以冲洗粉尘和浮矸，提高了混凝土与岩壁的粘着力。降低回弹。对于软岩和易风化的岩石，一定不要冲洗全部巷道，因为冲洗过的巷道，若不能及时喷浆，受水冲洗过的围岩容易片帮冒落，应做到洗一段喷一段。

掌握轮廓线。在喷射范围内的巷道顶部中心与两肩窝部位，两侧拱基线上下七个部位，沿巷道轴线方向在巷道轮廓线上用铅丝拉好控制线，控制线多少视巷道成型情况和喷射手技术熟练程度而定。

(2)喷射顺序。喷射作业要求喷射手严格按操作规程进行。操作喷头时一手托住喷头，一手调节水阀，再联系送料，开始喷射。喷头移动方式，可先向受喷的刚性岩面用左右或上下移动的扫射方式喷一薄层，形成一薄塑性层，然后在此薄层上以螺旋状一圈压半圈，沿横向作缓慢的划圈运动，划出的圆圈直径一般以100 mm～150 mm为宜，喷射顺序应先墙后拱，自下而上，以防止混凝土因自重而产生裂缝和脱落，墙基脚要喷严喷实，拉开区段，顺次喷完半边巷道，然后调转喷头喷另半边巷道，最后合拢收顶。

对于一些凹凸不平的特殊岩面，应先凹后凸，自下而上地正确选择喷射次序，遇到较大或较深的凹坑，可采取间隔时间分层喷射，或沿周边分成几块喷射而向中间合拢的方法。

若遇光滑岩面，可先薄薄喷上一层砂浆，形成粗糙表面，间隔一段时问后再喷射。遇有钢筋时，应采用近距斜向和快速“点射”的方式喷射，以保证钢筋后面喷射密实不留空隙。(3)喷头位置。喷头一般距喷射点0．8 m～1．2 m为宜，若距离过大，会使喷射料束分散，以致射捣无力，影响喷射层质量和增加回弹量；若距离太近，会引起灰浆回溅，回弹剧增。

喷头与喷射点的角度在喷射两帮时，由下而上喷射，喷混凝土可将喷头下俯10。～15。，喷浆时可将喷头下俯5。～10。，其他方向始终要求喷头的喷射方向垂直于受喷面。(4)喷头的操作。喷射手要经常保持喷头的完好，应做到以F几点： ’

①喷头在作业前应进行检查，各部件连接要严密，无漏水漏风现象，结束后应及时用水清洗干净，并使水眼保持畅通； ②经常注意检查拢料管、水环有连接部件的磨损程度，发现磨损或磨穿要及时更换。

人工操作时，喷头由喷射手掌握，另设一人协助移动输料胶管，随时注意不使胶管出现硬弯和死弯。掌握喷头的方法是：一手握紧喷头，控制喷射方向和转动速度，另一手握住水环进水阀门，控制加水量。另外可使用MK一Ⅱ型风动液压传动的混凝土喷射机械手和JP4型电动液压机械手，以改善劳动条件，保证安全施工。

(5)一次喷射厚度。当喷射混凝土支护要求较厚，如超过100mm时，一般应分层喷射。一次的喷层厚度：侧墙下部可达70 mm～80 mm，拱顶一次喷厚可为30 mm～40 mm。当喷射材料中掺加速凝剂时，一次喷射厚度一般可增加一倍左右。加速凝剂时，分层喷射的间隔时间为15 min～20 min。

(6)水灰比的控制。掌握合适的水灰比对保证混凝土质量，减少回弹率和降低粉尘有密切关系。在实际操作中靠喷射手的经验来控制，喷射时以喷射面无干斑、无流淌、表面有光泽为宜。

(7)速凝剂的掺量控制。速凝剂的掺量必须严格进行控制，在喷射前的最短时间内加入，尽量做到边搅拌边喷射。

速凝剂能使喷射混凝土凝结速度快，早期强度高，后期强度降低，干缩变形增加不大。合适的速凝剂应使初凝在3 min～5min范围内，终凝不大于10 min。一般速凝剂的掺量为水泥重量的2．5％～4％，使用不同速凝剂和不同水泥应作掺合比试验，以取得合理配比，当速凝剂掺量大于7％时，会出现一种“急凝”现象，并大大地降低混凝土的后期强度。(8)喷射混凝土的养护。混凝土喷完2 h～4 h后，应开始喷水养护，喷水次数以保持混凝土具有足够的湿润状态为好，喷水养护时间不得少于7 d。3．喷射混凝土工艺存在的问题

(1)堵管。堵管是喷射混凝土过程中容易出现的现象。

发现堵管时，应立即停电动机、停料、停水，但不停风，以便检查确定堵塞部位。用脚逐步踩输料管，发现管内有硬物不能打弯，则是输料管堵塞部位。若输料管全是软的，则是出料弯管堵塞。在确定堵塞部位后，应停风，卸开堵塞处的接头，敲击输料管，使堵塞物松动，然后上好接头，给风吹管，把管内堵塞物吹出。用压风吹管时，其工作压不得超过0．4MPa。

在用压风吹管时，在喷出前方及其附近严禁有其他人员，防止突然喷射和管路跳动伤人。在敲击管路时，喷枪手应将枪头朝下，靠近枪头的一段输料管要放直。拆管时，不得面对管口，管口应朝向岩石或无人处，以免排风不净突然出料伤人。

(2)回弹。喷射混凝土施工时，部分材料回溅落地是难以避免的。但回弹过多，使喷射效率降低，材料消耗增大，经济效果就差。

回弹的多少几乎与喷射作业中各个施工环节都有关系，其中以拌合料中粗骨料的含量、使用的水泥及速凝剂质量、混合料的均匀度、喷射机的性能以及喷射手掌握水灰比和操作喷头的技术等为主要因素。实践证明，只要严格要求，提高操作技术，就可以把回弹量控制在：侧壁10％以内，顶拱15％左右。另外，湿式喷射可以减少回弹10％。

回弹物料是一种粘结性差的松散物质。施工中应重视回弹物的回收和利用，如立即将回弹物回收掺人新料中继续使用时，但要注意其掺量不宜过多；也可将回弹物适当掺拌水泥后，用来灌筑混凝土水沟或预制水沟盖板等。

(3)粉尘。粉尘的来源是水泥。干式喷射混凝土的水是在喷头处加入，极易拌合湿润，故易产生粉尘。另外，装干料时或设备密封不良时，也易产生粉尘。长期吸入水泥粉尘就会引起鼻炎、肺气肿和水泥尘肺病等。

使用湿喷机，发展湿喷工艺，是消除或减少喷射混凝土粉尘的根本途径，初步表明，可降低粉尘浓度40％以上。(三)联合支护 1．锚喷联合支护

锚喷支护是喷射混凝土支护与锚杆支护两者联合使用的结构。该支护方式中以锚为主，以喷为辅。起主要作用提供主要支护抗力的是锚杆，而喷层只起辅助以封闭围岩防止风化的作用。

在锚喷联合支护中，有先喷后锚和先锚后喷两种基本方式。一般情况下，应首先及时初喷混凝土封闭围岩，紧接着打注锚杆，复喷到所需喷射混凝土厚度。2．锚喷网联合支护

锚喷网联合支护主要适用在稳定性差、强度低，易风化掉碴，自稳能力小和自稳时间短的围岩中。加金属网在于改善喷射混凝土的性能，减少其厚度，使喷层不易开裂，从而更好地起到封闭围岩，防止风化，防水和防止锚杆间岩体的松动掉落，达到保护和发挥锚杆支护效果的目的。

在锚喷网支护结构中，所采用锚杆宜采用全长胶结锚固式锚杆，并与巷道压力，服务年限相适应，锚杆还要有适当尺寸和足够强度的与锚固力相匹配的托件与配件，以保证锚固力可靠、有效地紧固金属网。

金属网应随巷道轮廓辅设，并与岩面保持不小于30 mm的间隙，金属网与锚杆要连接绑扎牢固。喷射作业中如果发现脱落的混凝土被金属网架住时，应及时清除进行补喷。3．锚梁网支护

锚梁网支护主要适用在围岩强度低、节理裂隙发育，易片帮塌落，自稳能力较差的巷道，如遇断层，无炭柱，过煤层或顶板松软破碎时。支立金属梁，必须在有效的临时支护下进行。支立时，首先将组合好的梁用托钩托住，然后用拉杆或特制的卡钩固定，最后进行挂金属网与喷射混凝土工作。梁要与金属网用铁丝

二、架棚支护

架设棚式支架进行巷道支护是煤矿井下常用的支护形式。

棚式支架俗称棚子，由一梁(顶梁)两柱(柱腿)组成。常用于巷道围岩十分破碎不稳定，不适宜采用锚喷支护，而且巷道服务年限不长(8 a～10 a)，砌碹又不合算的梯形断面的巷道。

按棚式支架的材料构成，可分为木支架、金属支架和装配式钢筋混凝土支架三种；按巷道断面形状可分为梯形支架和拱形支架等；按支架结构可分为刚性支架和可缩性支架。(一)梯形支架

梯形支架可用木支架、金属支架及装配式钢筋混凝土支架。一般由一梁两柱组成。

架设梯形支架，应用四个角楔把梁腿接口处与顶板围岩之间楔紧。这个地方又称为“肩窝”，挤压力较大，岩石比较容易片落，故支架的梁腿接合处不仅受力集中，并且要通过它使支架构件相互传递作用力。因此，此处接合得是否紧密，肩窝处处理是否得当，会直接影响整个支架的稳定性。

背板通常可用板皮、次木材或荆条棍，它的作用是使地压能均匀地分布到顶梁和柱腿上，并防止破碎矸石掉落下来。根据顶帮、围岩的坚固程度，背板有密集布置的，也有间隔放置的，背板后面和围岩间若有空隙，应用矸石或废木料填实。

每架支架的平面应和巷道的纵轴相垂直。根据围岩压力的情况，支架一般每米架设1～3架。为了增加各架支架的稳定性，支架之间应设撑木或拉杆。

架棚前首先看好中线、腰线，量取棚距，并按中线接三角线找正架棚方向，确立棚腿位置，挖够腿窝深度，清出实底，栽好柱腿再上梁，并严格做到梁腿亲口结合严密，不得出现前吊、后缺、错口等不合标准现象，上梁后再一次校正中腰线，然后才能盘帮刹顶，刹紧背实，打好支撑，刹杆不得出现单数。若木质构件不直，必须弓形朝上朝帮。

倾斜巷道架棚时，作业人员必须站在棚子的上方操作，并保证有符合质量标准要求的迎山角，上好撑木或拉钩。1．木支架

木支架以梯形结构为主，由一根顶梁、两根棚腿以及背板、木楔等组成，坑木的直径一般为16 mm～22 mm，按照顶梁与柱腿的连接形式有亲口棚子和鸭嘴棚子两种。亲口棚子顶梁和柱腿的连接为相互咬合的亲口接合形式，这种方法最简单，可以在各种地压条件下使用。鸭嘴棚子顶梁与柱腿的连接是采用相互搭接的鸭嘴式接合形式，只能承受来自顶板方向的压力，而且柱腿容易臂裂，很少使用。

在井下加工梯形木棚时，应遵守下列规定：(1)用量具准确度量棚梁和棚腿的尺寸。

①柱腿用料时，要将料的粗端在上，超长的坑木只准截去细端：

②按作业规程中规定的接口方式和规格量，画好勒口线，柱口和梁口的深度不得大于料径的1／4；

③用弯料时，必须保证料的弓背朝向巷道顶帮。(2)锯砍棚料时的注意事项：

①锯砍棚料时，应将木料放平稳，不许发生滚动；

②砍料时，要注意附近人员和行人的安全。斧头和斧把不能碰在障碍物上；

③砍料人不得将脚伸到砍料处近旁；

④及时清除粘连在斧头上的木屑，注意木料上的木节、钉子，避免砍滑伤人；

⑤锯、砍料的地点，应避开风、水管路和电缆。

木支架重量轻，加工容易，易架设和具有一定强度，能适应多变的地质条件，同时，当地压突增时还会发出警号声响，所以，它在井下巷道支护使用得最早，应用也最广。但是，木支架有很多缺点，如强度小，易腐朽，不耐火和不防火，不能阻水，不防围岩风化和使用年限短且木材资源紧张等，故使用逐渐减少。2．金属支架

金属支架具有坚固、耐用、防火、架设方便，可制成各种构件，可回收复用等优点。

金属梯形支架有两种类型，一种为梯形刚性支架，另一种为梯形可缩性支架，一般多用梯形刚性支架，梯形可缩性支架应用较少。

梯形刚性支架为一梁两柱结构。常用18 kg／m～24 kg／_m钢轨，16～20号工字钢及11号和12号矿用工字钢制作。梁柱连接方式多采用在柱腿上焊接一块槽板，梁上焊接一块挡块，限制梁和柱腿接口处的移位。为了防止柱腿受压陷入底板，可在腿下焊一块钢板底座。梯形可缩性支架，也是一梁两柱结构。顶梁用矿用工字钢，柱腿用U型钢，由两节构件组成，用卡缆连接，具有可缩性能。

架设梯形金属支架时应遵守下列规定：

(1)严禁混用不同规格、型号的金属支架，棚腿无钢板底座的不得使用，卡缆构件要齐全。

(2)严格按中、腰线施工，并及时返线，保证巷道的坡度和方向。(3)柱腿要靠紧梁上的挡块，不准打砸梁上焊接的矿用工字钢挡块。

(4)梁、腿接榫处不吻合时，应调整梁腿倾斜度和方向，严禁在缝口处打入木楔。(5)按作业规程规定背帮背顶，并用木楔刹紧，前后棚之间必须上紧拉钩和打上撑木。(6)固定好前探梁及防倒器。3．装配式钢筋混凝土支架

装配式钢筋混凝土支架简称钢筋混凝土支架。它可分为两大类，一类是普通混凝土支架，另一类是预应力混凝土支架。

钢筋混凝土支架构件断面有矩形、T形、梯形、工字形、槽形、空心矩形和管形等。选择断面形状时，应充分利用混凝土抗压强度大的特点，在抗弯构件中，应使受压和受拉区断面配合适当，使受拉钢筋距中性轴有较大的距离，以便在同样材料消耗情况下，能抵抗更大的弯矩，目前最常用的断面是矩形、工字形和T形，顶梁和柱腿一般采用相同形式的断面。

钢筋混凝土支架背帮顶常用钢筋混凝土背板。背板有板形和槽形两种。

钢筋混凝土支架均适应于地压稳定，服务年限长及断面小于12一的巷道，但应避免用于受采动影响的巷道。

架设混凝土支架必须遵守下列规定：

(1)所用支架构件应无开裂、露筋现象，支架接口处要垫上经防腐处理的20 mm～30㈣厚的木垫板。

(2)找正支架时，不准用大锤直接敲打支架，必须敲打时，应垫上木块等可塑性材料，保护支架不被损坏。

(3)混凝土支架巷道一般采用预制水泥板背顶背帮，梁、柱不准直接与顶、帮接触。(4)在煤岩和软岩巷道中，混凝支架紧跟工作面时，必须采取防炮崩的加固措施，确保不崩倒、崩坏混凝土支架。(二)拱形支架

金属拱形支架可分为两类，即普通金属拱形支架和u型钢拱形支架。普通金属拱形支架多采用工字钢、矿用工字钢或轻型钢轨制造，没有可缩性，一般仅作巷道临时支护和锚喷支架巷道联合支护用。U型钢拱形支架采用U型钢制造，具有可缩性，多用于地压大，受采动影响显著的采区巷道。

普通金属拱形支架分为无腿、有腿和铰接三种。无腿拱形支架适用于两帮岩石较为稳定的巷道，用托架承托梁，因无腿不妨碍砌墙工作，简化了工序，有利于安全，不易被掘进放炮崩倒，有腿拱形支架采用18 kg／m旧钢轨、槽钢或矿用工字钢制作，其构件有架梁、架肩、架腿5节的和只有架梁、架腿3节的两种，5节的多用于宽度较大的巷道。铰接拱形支架由3～5节支架组成，支架节间采用铰接形式，具有可缩让压的性能，连接方式也较简单。该支架适用于岩层松软和受采动影响较大的采区巷道。U型钢拱形支架可分为半圆拱、直腿拱和曲腿三心拱三种。

常用的拱形可缩性支架的架设方法按照升梁方式可分为三种，即支架器上梁支架方法、前探梁托梁支架方法和掘进机截割臂方法。

支架器上梁方法。在掘进工作面放炮、出煤结束后，搬运支架器安置稳妥，架设支架由外向里逐架进行，架设时需先把支架顶梁放到支架器上。3节支架可以直接把一根顶梁放上，4节支架需先2根顶梁连接好，5节支架需先把3节顶梁连接好，再放到支架器上。巷道需要铺设金属网的，在这同时要把金属网连接好。然后，开始升支架器把顶梁升到位，搬运支架到位，使梁腿搭线吻合，达到规定的连接长度，上紧连接件，最后穿上背板，掘进工打紧所有木楔。

前探梁上梁方法。掘进工作面放炮结束，立即向掘进迎头撺前探梁，然后再把顶梁放到前探梁上，前探梁上可以放2～3架支架的顶梁。顶梁上好后，在梁上穿背板、背笆片，再铺设金属J网，尔后打紧木楔。上梁护顶工作结束后，开始出煤，出完煤，把柱腿放到位，使梁腿搭接吻合，达到规定的连接长度，上紧连接件。补齐两帮的背板，打紧所有的木楔。

三、砌碹支护

砌碹支护是指用料石、混凝土或钢筋混凝土砌筑而成的连续整体式支架。煤矿经常采用的主要形式是直墙拱顶式。它由拱、墙和基础三部分组成。

拱的作用是承受顶压，并传给墙和基础。做成拱形是为了使拱的各个截面都承受压应力，充分利用石材抗压强度高而抗拉强度低的特性。至于截面中产生的弯矩，可通过采用调整拱形，使其尽量减少。如弧形拱比半圆拱、三心拱为优。

墙的作用是支承和抵抗侧压，在拱基处传给墙的压力是斜的，要求壁后必须充密实，防止拱与墙开裂，侧压过大时，可用弯曲的墙。

基础的作用是把墙传来的载荷和自重均匀传给底板。当底板岩石坚硬时，墙与基础可以等宽(厚)度；底板若比较软时，基础必须加宽，如果底板有底鼓时，还可以砌底拱。

砌碹支护是一个连续支护体，对围岩能够起到封闭防止风化的作用。该支护具有坚固、耐久、防火、阻水、通风阻力小、材料来源广、便于就地取材等优点。缺点是施工复杂，劳动强度大，成本高，进度慢。

砌碹一般使用在巷道服务年限超过10年以上，围岩十分破碎，同时很不稳定，且有大面积淋水和部分淋水，及水质有化学腐蚀的地段。在用各种锚喷联合支护不易实施时，可根据现场具体情况，加以选用。料石砌碹支护工序较多，在进行砌碹作业前应首先拆除临时支架。

拆除临时支架应分两步进行。在巷道压力不大，围岩比较稳定时，可先卸去临时支架两帮背板，处理两帮活矸，再拆下支架的架腿，其架顶、架肩部分则仍托在托钩上或在无托钩的临时支架架肩处打上临时顶柱，待砌拱时再拆除。在顶压较大、围岩破碎时，必须将顶和帮维护好后再拆柱腿和梁，防止冒顶。掘砌基础。在临时支架的保护下，先将两帮底板浮石清理干净，再用风镐按设计将基础坑挖出。岩石坚硬风镐挖不动时，可打浅眼、少装药将岩石崩松后再挖。打眼放炮时，必须符合《煤矿安全规程》规定，确保安全。

按巷道中、腰线放上边线。将基础沟槽内的积水排净，在硬底上先铺上50 111m左右厚的砂浆，当基础坑的深度大于设计要求时，也可在硬底上铺一层碎石混凝土，然后在其上砌石材基础。砌筑碹墙。砌筑料石墙，垂直缝要错开，横缝要水平，灰缝要均匀、饱满。用荒料石或片石砌筑时，砌缝间的凹凸不平，应用片石垫平咬紧，使砌块与灰浆紧密结合。砌石材墙应做到横平、竖直。随砌随将壁后空隙充填密实。

砌碹拱。包括拆除临时支架的架肩、架顶、过梁、立碹胎、搭工作台和砌碹拱。拆除临时支架时，先用长钎子处理顶、帮浮石，必要时局部打上顶柱或架过顶梁管理顶板。此项作业时，人员一定站在安全地点。确认安全后，便可按中、腰线稳立碹胎和模板。碹胎顶端高度应比设计高30 mm～50 mrn。碹胎柱一定要立牢，不得下沉。碹胎立好后，用拉钩拉紧、稳固，再测量校正一次位置，便可搭稳固的工作台，开始砌拱。砌拱必须从两侧拱基向拱顶对称进行，使碹胎两侧受力均匀，以防碹胎向一侧歪斜变形，随砌随铺放模板，砌块应垂直于拱的辐射线，在拱背上用石片楔紧。同时应做好壁后充填。封顶时，最后的砌块必须位于 正中，并由内向外进行；封拱顶时，最后一块砌块应在四周和顶充满砂浆用力推进去后固定。混凝土拱封顶时，水灰比应适当减掘进工

每砌筑一段拱、墙，都应留有台阶式咬合碴，以便下次砌筑接合密实。

拆模清理。砌碹完毕后，要待拱、墙稳定后，才能拆除碹胎和模板。拆模时切忌用大锤敲打，以免碹胎、模板损坏变形；拆下的碹胎、模板应洗刷、整理，堆放起来，损坏变形的要及时修理，以便复用。砌碹表面质量不足之处，如灰缝不饱满、局部有蜂容麻面等，应用砂浆勾缝、抹面，或必要时进行挖补处理。

倾斜巷道的操作顺序和方法基本上和水平巷道相同。主要要求是：砌块要和巷道倾斜角度平行，立碹胎要和巷道底板垂直。同时应有以下安全技术措施：

在上山掘进和砌碹平行作业时，在砌碹工作面上方5 m～10 m，要设置安全挡。在下山掘进和砌碹平行作业时，除了在下山上部设置安全挡以外，砌碹和掘进工作面的上方5 m～10 m处，也要设置，以防跑车。同时对砌碹处的材料和工具等都要有安全存放措施，防止向下滚动伤人。

四、其他支护(一)抬棚

巷道交岔点采用抬棚支护时，无论直角三通、斜交三通或四通抬棚、插梁都不得少于4根。排列间距要均匀，插棚的细头应搭在主抬棚上。抬棚架完后，应架设锁口棚，锁口棚柱腿应紧贴抬棚柱腿，但深度不得超过抬棚柱腿，锁口棚高度不应超过主抬棚。(1)在顶板完整、压力不大的梯形棚子支护的巷道，抬棚应按下列顺序施工：

①在老棚梁下先打好临时点柱，点柱的位置不得妨碍抬棚的架设；

②摘掉原支架的柱腿，根据中、腰线找好抬棚柱窝的位置，并挖至设计深度；

③按架设梯形棚的要求立柱腿、上抬棚梁；

④将原支架依次替换成插梁，最边上的两根插梁应插在抬棚梁、腿接口处。更换插梁不准从中间向两翼进行；

⑤背好顶、帮，打紧木楔。

(2)在顶板破碎、压力大的地点，抬棚应按下列顺序施工：

①将原支架逐棚更换成插梁，在插梁下打好临时点柱或托棚。所有插梁都应保持在同一水平上；

②架设主抬棚，抬住已替好的插梁； ③撤除临时点柱或托棚；

④逐架拆除原支架并调正插梁，背实顶帮；

⑤架设辅助抬棚。

(3)在倾斜巷道架设抬棚时，柱腿应根据巷道坡度相应加长下帮柱腿，靠近水沟一侧的抬棚或插梁腿，应蹬在水沟基础以下的实底，不许放在松动的煤矸上。(4)采用矿工钢架设抬棚时，梁和腿必须有可靠的连接固定和防滑装置。(5)在拱形棚子支护的巷道，抬棚应按下列顺序施工：

①上紧抬棚附近支架的卡缆，将架设抬棚范围内的支架打好中柱；

②刷好两帮，挖出抬棚柱窝，立好棚腿，然后刷梁道、上顶梁，立抬棚要向内倾斜3。，梁腿搭接处应上3个卡缆；

③将三角架托梁放在拱形支架棚梁上，每个三角架的固定卡缆不得少于2个；

④由一侧开始窜插梁，u型钢插梁应大面朝下扣放，并用卡缆将托梁与插梁固定，插梁与机板之间要背实、背严；

⑤副抬棚(即托棚)要垂直于插梁架设；

⑥采用软落法回撤老棚；

⑦锁口棚要紧靠抬棚架设，其顶梁上也要安放三角架托梁。(二)架设点柱应遵循下列规定

(1)每根点柱都必须带帽，柱帽的规格应符合作业规程的要求，柱端平面应向上，与柱帽接触处要用木楔打紧，严禁在一根少．支柱上使用双柱帽和双楔子。

(2)打点柱时，坑木粗头向上，柱帽要居中。水平巷道中的点柱应垂直顶底板，不准歪斜；在倾斜巷道中，每5。～6。的倾角支柱应有1。的迎山角。„

(3)根据作业规程规定的排距和柱距挖掘柱窝，并要见实底，如煤层松软可在柱下加木垫。木垫的规格也应符合作业规程的要求。(三)前探梁支护

(1)架设梯形棚前探梁应遵守下列规定：

①梯形木棚、工字钢棚所用的前探梁应采用钢管、工字钢、轻型钢轨、槽钢等金属材料，固定前探梁可用卡箍或吊棚器，前探梁及固定装置的规格或强度，均应符合作业规程的规定；

②前探梁的长度不得小于3．5 m：

③放炮后，前探梁前伸，其长度不得大于棚距的80％，然后紧固吊梁器或卡箍；

④在前探梁上应用横放方木接顶并用板皮、木楔固紧，接顶方木必须略高于后方的棚梁。(2)架设拱形棚铰接前探梁应遵守下列规定：

①铰接梁的规格、型号必须一致，紧固的楔销应配套通用；

②放炮后，应尽快拆除最后一节铰接梁和卡具，并及时与最前端的铰接梁用水平调角楔悬臂铰接；

③在最前端把棚梁放于悬臂铰接梁上，找正方向和高度后，再用卡具将棚梁与铰接梁固定；

④背顶后，再挖柱窝和架设柱腿。(3)锚喷巷道架设前探梁应遵守下列规定：

①巷宽小于3 m时，可在巷道顶使用2根前探梁；巷宽大于3 1TI时，应再增加1根前探梁；

②卡环间距和前探梁的间距，应按作业规程规定的锚杆间、排距确定，卡环的方向必须有可调性；

③放炮后，松开卡环，应及时将前探梁伸移到迎头，并用板皮、木楔背顶；

④按设计位置打最前排锚杆安装卡环，同时卸下最后排的卡环，将前探梁穿入新安装的卡环内，背好顶后，再进行锚杆支护施工。

第三篇：巷道支护工艺

巷道支护

支护的作用在于改善围岩稳定状况和控制围岩运动的发展速度，以维护安全的工作空间。新奥法强调围岩是承受地压的主要结构，设置人工支护只是为了改善和提高围岩自身支持能力。围岩不仅是施载物体，又是承载结构体，围岩承载圈和支护体是组构巷道的统一体，是一个力学体系，是同时承受铅垂与水平作用力的厚壁圆筒，巷道的开掘与支护都要为保持与改善围岩的自持能力服务。

巷道支护方式有木支架、金属支架、锚杆支护、锚喷支护和料石混凝土砌碹等。

支架、砌碹等支护方式，是着重改善围岩运动状况，锚杆支护侧重于提高围岩本身强度，锚杆喷浆等支护方式，是将提高围岩本身强度和改善围岩运动状况这二者结合起来。

支护方式的选择，决定于围岩稳定状况。对受工作面采动影响小得巷道，可采用沉缩量小的刚性支护。对受工作面采动影响大的不稳定巷道，应选用可缩性支护。

一《煤矿安全规程》有关巷道支护的规定

1）挤架工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复，之后方可进入工作面作业。修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行。

在松软的煤、岩层或流砂性地层中及地质破碎带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施。

在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。

2）支架间应设牢固的撑木或拉杆。可缩性金属支架应用金属支拉杆，并用机械或力矩扳手拧紧卡缆。支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道砌碹时，碹体与顶帮之间必须有不燃物充满填实；巷道冒顶空顶部分，可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不得小于0.5m。

3）更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。

4）采用锚杆、锚喷等支护形式时，应遵守下列规定：

（1）锚杆、锚喷等支护的端头与掘进工作面的距离，锚杆的形式、规格、安装角度，混凝土标号、喷体厚度，挂网所采用金属网的规格以及围岩涌水的处理等，必须在施工组织或作业规程中规定。

（2）采用钻爆法掘进的岩石巷道，必须采用光面爆破。

（3）打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保条件下，方可作业。

（4）使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净，砂浆锚杆必须灌满填实。

（5）软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。

（6）采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时，必须采用潮料，并使用除尘风机对上料口、余气口除尘。喷射前，必须冲洗岩帮。喷射后应有养护措施。作业人员必须佩戴劳动保护用品。

（7）锚杆必须按规定做拉力试验。媒巷还必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。对喷体必须做厚度和强度检查。并有检查和试验记录。在井下做锚固力试验时，必须有安全措施。

（8）锚杆必须有机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。

（9）岩帮的涌水地点，必须处理。

（10）处理堵塞的喷射管路时，喷枪口的前方及其附近严谨有其他人员。金属支架

金属支架主要有梯形、拱形、封闭曲线形支架。

1.金属梯形支架

主要有梯形刚性和梯形可缩性支架两种，其力学特征和适用条件见表1—6

2.拱形金属支架

主要有半圆拱可缩性支架、三心拱直腿可缩性支架、三心拱曲腿可缩性支架三种，其力学特性和适用条件见表1-2

3.封闭曲线形可缩性金属支架

主要有圆形金属可缩性支架和方环形可缩性金属支架两种，其力学特性和适用条件见1-3.锚杆支护

锚杆是快速、安全、经济的巷道支护方式，是当今世界巷道支护技术的主要发展方向。

（一）锚杆支护理论

1.悬吊理论

悬吊理论认为：锚杆支护的作用是将巷道顶板较软弱的岩层悬吊在上部坚硬稳定岩层上。这样就能控制和减弱岩层的下沉和离层，保持顶板的稳定。见图1-4。顶板锚固的总体强度：应大于软弱岩层的重量，并能保持1.5~3.0的安全系数。

2.组合梁理论

组合梁理论认为：当顶板岩层中存在没有稳定岩层的若干薄层状时，通过锚杆的支护作用将这些岩层锁紧成一个较厚的岩层锁紧成一个较厚的岩层，由叠合粱变成组合梁，显著提高了岩粱的抗弯曲能力并减小挠度。见图1-5

3.紧固理论

紧固理论认为：在块状围岩中，锚杆可将巷道周围的危岩彼此挤紧，从而加固成能承受载荷的整体结构。见图1-6 压缩（组合）拱理论

压缩（组合）拱理论人为：在松软围岩中，各个锚杆形成的压应力圆锥体交错重叠，形成一个连续的均匀压缩（组合）拱。这个压缩（组合）拱可承受其外部破碎岩石施加的径向载荷。见图1-7 锚杆支护类型

锚杆支护类型很多，按锚杆材料分类，有木锚杆、竹锚杆、金属锚杆、树脂锚杆、快硬水泥锚杆。按锚杆作用方式分类，有端部锚固型锚杆、全长胶结型锚杆、摩擦型锚杆、长锚索法。

常见的两种主要锚杆支护如下：

1顶板锚杆—超高强度螺纹钢锚杆

（1）锚杆杆体。锚杆杆体

采用φ22mm无纵筋左旋螺纹钢杆体，材质为20MnSi经中频调质处理，其强度提高到：屈服强度平均610MPa，屈服载荷平均231.8kN，极限强度平均820MPa，极限载荷平均311.6kN，伸长率平均19%。

（2）锚固形式：全长锚固

（3）锚杆托盘等附件：锚杆托盘为压制蝶形托盘，其承载能力大，消耗材料少，强度与锚杆杆体相适应。为了提高锚杆的预紧力，配有减摩擦尼龙垫；为了适应锚杆安装角度和防止树脂锚固剂外流，还附有球形垫。锚杆螺母的强度与锚杆杆体等相匹配。

超高强度锚杆结构见图1-8。

（4）巷道顶板采用金属网和W型钢带护顶。见图1-9。

2.煤帮锚杆主要有三种:

1）竹木锚杆。

因为煤帮锚杆主要承受重复拉伸，而竹木锚杆本身强度较低，所以不宜在围岩变形较大的巷道中使用。但由于其成本较低、操作方便，也常应用在压力不大大巷道两帮。

2）金属锚杆。

金属锚杆有全长树脂锚杆、端锚金属锚杆和管缝式锚杆。其中以φ22mm左螺纹钢锚杆全长锚固为普遍，配有托盘，同时采用塑料网和梯子粱护帮。

3）化学锚杆。

（1）复合玻璃钢锚杆。锚杆杆体以高强度玻璃钢为原料，内端头做成左旋麻花结构，层部是把M16的圆钢螺旋高压压入玻璃钢杆体内。目前我国设计的该锚杆杆体外部最大尺寸不超过φ26mm，适用于钻孔直径φ28~φ32mm。

（2）双楔胀壳式可回收锚杆。锚杆杆体为普通圆钢。将高强度塑料加工成的两组楔锥体。在钻孔内部的楔锥体中锒钳上一个螺母，用以固定锚杆杆体，锚杆的锚固方式是靠两个楔锥楔紧后外壳与钻孔壁之间摩擦力来实现的。锚杆杆体与锚固端是靠螺纹连接的，所以拆卸十分方便，便于杆体回收。

（三）锚杆不置主要技术参数

1.“三径”的合理匹配

在使用树脂锚杆时，“三径”即锚杆直径、钻孔直径及锚固卷直径的合理匹配是锚杆能否获得最大锚固力和最佳技术经济效益的关键。

1）钻孔直径

媒巷锚杆钻孔直径应采用φ28mm，不宜大于φ33mm的。

2）锚杆直径

使用无纵筋左旋螺纹钢锚杆时，钻孔直径与锚杆直径之差应为4~10mm之间，最佳值为5~6mm。

3）树脂卷直径

当使用φ28mm钻孔直径和φ16~22mm带纵筋螺纹钢锚杆时，树脂卷直径应为φ23~φ25mm；当使用φ26mm和φ43mm的钻孔时，应分别使用φ23mm和φ28mm的树脂卷。

2.锚杆长度

当顶板有坚硬岩层或者有塑性区，锚杆的端部应该插入坚硬岩层中或超出塑性区，如没有坚硬岩石或塑性区过大，则宜使用全长锚固式锚杆。

3.锚杆强度

按锚杆屈眼强度（σs）将锚杆分为三大类：一是普通锚杆，σs<340MPa;二是高强锚杆，σs=340~600MPa；三是超高强锚杆，σs>600MPa。其延伸率均应大于15%。近年来，我国正大力发展高强、超高强锚杆。

4.锚杆间排距

锚杆间距一般应小于所选锚杆长度之半。

锚杆排距根据设计锚杆锚固力，考虑安全系数（一般取2~3）计算。

5.锚杆插入方向

锚杆应与岩石的层面成正交，最小角度不低于75º，在非层状岩石中，在拱形巷道锚杆与岩石结构面成最大角度布置，层面不清时与周边轮廓线相垂直。

6.锚杆排列方式

锚杆的排列方式，通常使用方形、矩形和五花形。

当岩石比较坚硬，可布置方形和矩形。岩层松软时，布置成前后左右相互交错的五花形。

7.锚固形式

锚固形式有全长锚固和端头锚固两种，可根据巷道围岩稳定性进行选择。在巷道顶板较破碎的情况下，全锚后顶板层间的相互错动得到控制，可以提高顶板的整体性和稳定性。此外，端锚极易引起孔口岩层的破坏，使锚固力进一步降低，而全锚时锚固力在锚杆中部最大，孔口较小，围岩的受力较为均匀。

（四）使用锚杆钻机安全注意事项

（1）不准让风管对准人员。

（2）保持管路和接头处处于正常工作状态，防松卡必须卡牢，防止滑出伤人。

（3）气腿顶尖落地以后方可升腿。

（4）在钻进过程中适当调节气腿上升速度。

（5）钻机停止使用后，扳机、手把都要处于关闭状态，每班作业前，要做空载试验。

（6）钻孔作业时，两人要互相配合，扶牢钻机，防止钻机倾斜砸人。

（五）锚杆支护质量要求

1.一般要求

（1）锚杆的长度、间距、排距、插入方向及排列方式等必须符合作业规程施工要求。

（2）首先点好钻孔孔位，找好孔中开钻后调正方向。

（3）锚杆钻完后，要按锚杆设计和安装说明要求，及时进行锚杆安装工作。

（4）安装锚杆前，必须检查锚孔的孔位、孔深、孔径及锚杆部件等，这些都必须符合规定。

（5）锚杆的外露长度必须符合设计要求。

（6）安装方向要与托板顺纹垂直。托板要与巷道围岩表面接触严实，不得在托板上垫木料、石块或多加托板。

（7）使用的树脂药卷必须符合锚杆支护设计要求。钻孔中装入双速树脂锚固剂时，必须注意孔底为快速，其余为慢速。

（8）安装中严禁撬弯锚杆杆体。

（9）要做好锚杆支护施工质量的检查和检测工作。

2.各种锚杆的安装质量要求

（1）快硬水泥锚杆要在安装前，将硬水泥锚固剂放在清水中浸泡10~15s，浸透药卷后，立即用炮棍将药包送入孔底，然后及时用安装机械将锚杆打入孔内（注意别将螺纹打坏），用专用搅拌工具边旋转，边推进，约1min后锚杆头接近孔底时结束搅拌，经15min左右后达到终凝时再上托板，用手拧紧螺母，使托板与岩壁面紧贴，不得松动。

（2）树脂锚杆安装时，若用电钻安装要准备好街头。用锚杆杆体将药包送至孔底开钻破药包。搅拌时间根据锚固剂型号而定。一般金属锚杆为30s，木锚杆为20s。用木楔挤住杆体，待树脂固化后取下连接头。安装时要一锚到底，不能中断，然后才能取下电钻。树脂固化所需要等待的时间也因锚固剂型号不同而有差别，一般情况下树脂固化时间大约为15min。最后安装托板，并用扳手拧紧螺母固定。注意过期的药包不能使用，同时树脂锚药包固化剂为有毒药物，要避免和皮肤接触，损坏的药包要及时处理，禁止接触火源。

（3）废钢丝绳锚杆安装时，要事先清除钢丝绳的油渍，砂浆配合比和水灰比要符合规定。注浆时注浆管要插至孔底100mm处，随着砂浆的均匀注入，注浆管要缓缓拔出，严禁拔管太快，造成砂浆脱节、注浆不饱满。注浆结束后应及时将注浆设备、管路清洗干净。

（4）金属倒楔式锚杆的安装，应将楔子打紧，按规定灌满砂浆，最后上紧托板，保证一定的锚固力。

（5）使用楔子式锚固安装竹、木锚杆时，要严格检查锚杆材料的质量、失效的禁止使用。在媒巷或半媒巷中使用竹、木锚杆支护，要加荆笆或金属（塑料）网和大托板，防止煤壁片帮而使锚杆失效。

（6）其他类型的锚杆，应按其锚杆设计和安装说明以及作业规程的规定执行。

《煤矿安全规程》

掘进工作面严禁空顶作业，靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复，之后方可进入工作面工作。修复支架时必须先检查项、帮，并由外向里逐架进行。

在松软的煤。岩层或流砂性地层中及地质破碎带掘进时，必须采取前探支护或其他措施。

在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。

【解读】本条是对掘进工作面顶板、支护管理的规定。

支护的作用在于加强巷道附近周围岩石的强度，防止破坏岩石的脱落。支护的阻力越大、强度越大，越及时，就越能加强巷道围岩的强度，限制破碎区的扩展。由此可见，支护对于防止冒顶、片帮、吊矸有着非常重要的作用。为了保证安全，防止岩石冒落伤亡，必须及时对悬空顶板进行支护，消除空顶作业。

1977年12月9日，某矿510采区—480m流水巷岩巷掘进工作面发生冒顶事故，死亡5人，轻伤2人。

事故原因是掘进13m不锚不喷，也没有临时支护，在大面积空顶下违章作业。队长发现顶板不好，要加强支护，反遭到副区长的批评，责令继续作业，导致了这次事故的发生。

为了防止崩倒、崩坏支架，在钻爆方面从炮眼角度、装药量、爆破顺序上采取措施外，靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复之后方可进入工作面作业。

为了防止修复支架时发生冒顶堵人事故，修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行，严禁由里向外进行。

在松软的煤、岩层或流砂性地层中及地质破碎带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施。

前探支护有以下几种形式：

前探刹杆（图1-1-1）

爆破后，找顶完毕，用二根长度超过3架棚距的24kg/m钢轨，架在二架棚粱上，前探空顶，再刹住空顶顶板。

（2）鱼尾式工作面超前支护（图1-1-2）

掘进工作面呈鱼尾式，两侧先掏进去，把两根棚腿立上，再掘顶部，上棚粱，刹顶板。

超前锚杆（图1-1-3）

爆破前，在掘进工作面顶板上打5根锚杆，斜上角度70º,预先把下一循环的顶板支护上。爆破后再打正规锚杆。

预挑围壁（1-1-4）

离掘进断面轮廓线以外100mm处，每隔0.6m用岩石电钻打一圈7m、直径50mm、上仰10º的钻孔，插入一根长8.0m、直径19~25mm的螺纹钢杆作锚杆杆体，杆体外端弯一个圆环，钻孔中注入100号水泥砂浆，成为预挑锚杆。然后在每根预挑锚杆两侧打二个φ40mm钻孔，用一根长2.5m的废旧钢丝绳作锚杆杆体，穿过预兆锚杆外漏的圆环，再插入二个钻孔中，注满水泥砂浆，成为固定套锚杆。至此，在掘进断面之外形成预挑围壁，预先支护掘进工作面前方6m长的顶板。以后每掘进0.8~1.0m，就打一组固定套锚杆，并喷100m厚混凝土，直至预挑锚杆只剩1m长时，停止掘进，又开始打下一组7m长得预挑锚杆，如此循环前进，直至度过松软破碎带。

1983年5月8日，某矿335掘进队在-85m标高开掘平巷，规定空顶距不得超过1.5m，由于违章作业，空顶距达5.1m。工人发现顶板有危岩，用钎子没有捅下来，在没有采取任何有效措施的情况下空顶作业，不久一块长1.4m、宽1.25m、厚0.2m的大岩石块冒落下来，造成事故。

1985年8月15日，某工程处施工东风井，岩石破碎，顶板来压，压弯两根前探护顶粱，没有及时处理。组长站在下面观察顶板，把组长压在里面，经3个多小时抢救出来后，组长已死亡。

在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不支护，必须具备以下条件之一：

巷道开凿后，岩体不发生明显的变形和位移；

巷道在整体均匀的岩层中，或抗压强度60MPa以上，又无冲击地压危险；

煤和半煤烟巷道中，煤体稳定，煤层不会自然发火，顶板符合（1）、（2）条件的岩石。

支架间应设牢固的撑木或拉杆。可缩性金属支架应用金属支拉杆，并用机械或力矩扳手拧紧卡缆。支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道砌碹时，碹体与顶帮之间必须用不燃物充满填实；巷道冒顶空顶部分，可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不得小于0.5m。

【解读】本条是关于支架间设牢固的撑木或拉杆以及砌碹填碹的规定。

撑木或拉杆是连接支架的构件，其作用是传递支架间的压力和保持支架的稳定性，使支架由单体受力变为整体支架受力，能抵抗局部来压、斜向来压和爆破冲击波的冲击。为了能充分发挥撑木和拉杆的作用，撑木或拉杆安设要牢固并成一直线。

倘若支架间没有设牢固的撑木、拉杆，或者拉杆或者撑木因为爆破作业等因素遭到破坏时，支架之间的围岩就会向巷道内的自由空间产生变形，并且向巷内移动，结果使支架产生不规则的变形，甚至使支架倾倒。支架变形或者倾斜后，其支架已起不到支护的作用。支架失稳后，必然后导致该段巷道的大冒落。

第四篇：巷道支护差异化管理暂行办法

xx公司巷道支护差异化管理办法

为进一步推进巷道支护差异化管理工作，结合矿井实际，制定本办法。

一、组织领导

（一）成立巷道支护差异化管理领导小组 组 长：矿长

副组长：总工程师 开掘矿长 管理矿长 成 员：生产科长 地测科长 安检科长

调度主任 企管科长 供应科长

（二）领导小组主要职责：负责安排、协调、检查、督促、推进巷道支护差异化管理工作。

二、总体思路

以科学发展观为指导，坚持安全效益、生产效率和经济效益“三效”并重原则，以推进技术经济一体化为切入点，进一步推进巷道支护差异化管理工作，着力实现三大转变，即支护理念由“重安全”向“重安全重效率重效益”转变、支护设计由“多巷一策、一巷一策”向“一巷多策”转变、岩性探查由“一级探查”向“三级探查”转变，有效提升巷道施工的安全水平、单进水平，降低巷道支护成本，提升矿井经济效益。

三、管理职责

（一）生产科：负责编巷道支护设计；负责监督检查作业规程、措施的现场执行情况；负责组织支护质量的抽检、分析及巷道支护设计变更工作。

（二）地测科：负责编制巷道掘进地质说明书、地质预报书，负责组织第三级顶板岩性探查。

（二）安检科：负责对巷道支护差异化管理、动态转换全过程及施工质量进行监督。

（三）调度室：负责支护动态转换过程的信息传达和协调工作。

（四）供应科：负责支护材料、施工及检测等工具的供应。

（五）企管科：负责支护材料管理与考核、巷道差异化支护成本分析对比工作。

（六）施工单位：负责编制、贯彻、落实作业规程及安全技术措施，保证施工质量。负责第一级、第二级顶板岩性探查，及时汇报施工现场的地质及围岩变化情况等。

四、管理流程

（一）巷道支护差异化管理流程

巷道支护差异化管理工作须以安全为前提，技术做保障，生产效率和经济效益最大化为目标，动态转化是实现路径。巷道支护差异化管理要遵循“初始设计→现场监测→修改完善”的支护设计动态跟踪调整流程，实现支护形式和支护参数的动态转换。

（二）支护形式动态转换条件

巷道应优先采用锚带网索、锚梁网喷主动支护形式。当遇到地质构造带、顶板破碎带或支护锚杆（或锚索）锚固端不能生根在稳定岩层中，顶板离层值超过规定的临界值时, 2

应采用架棚支护。

巷道由架棚支护改为锚带网索、锚梁网喷支护前，施工单位必须提出书面申请，经矿总工程师组织生产科、安检科和施工单位现场鉴定，下发技术业务联系单方可更改。具体见下图：

顶板离层值超过规定的临界值时地质构造带顶板破碎带锚索锚固端不能生根在稳定岩层中转换条件锚杆不能生根在稳定的岩层中顶板砂岩裂隙水、锚固剂无法正常锚固煤巷工字钢棚支护、岩巷“U”型棚支护直接顶岩性较好经顶板窥视孔鉴定顶板完整性较好转换条件煤巷锚带网索支护、岩巷锚梁网喷支护

（三）支护形式、支护参数的转换流程

1、补强支护转换流程：巷道在施工过程中，如遇地质构造、围岩破碎、巷道变形严重、顶板明显离层等状况时，施工单位应立即向矿调度所汇报，现场有权采取增加支护密度、加大支护强度、挑棚、套棚加固等措施，及时变更支护形式、支护参数。安检员负责支护动态转换现场监督，施工单位技术负责人8小时内以书面形式将支护转换情况报生产

科，由矿总工程师组织安检科、生产科、地测科、施工单位等专业技术人员和管理人员现场鉴定，确定变更支护方式或支护参数，以业务联系单形式下发到施工单位。

2、降低支护转换流程：施工单位经第一级、第二级顶板岩性探查，确认巷道围岩条件较好，可降低支护强度时，施工单位现场无权变更支护形式或支护参数，必须书面汇报至生产科，由矿总工程师组织安检科、生产科、地测科、施工单位等专业技术人员和管理人员现场鉴定，确定是否变更支护设计，若变更支护形式或支护参数，以技术业务联系单形式下发到施工单位，施工单位接到技术业务联系单后方可转换支护形式或支护参数，安检员负责支护动态转换现场监督。

五、保障措施

（一）严格流程管理和责任落实

1、建立动态管理制度

加强推进流程管理，根据管理职责要求，实行定标准、定流程、定时间、定责任单位、定责任人的“五定”管理，时时掌握巷道支护形式、支护参数的转换流程，并跟踪、考核、监督、落实转换效果。

2、建立工作会议制度

每月月底召开巷道支护差异化管理专题会议，听取巷道支护差异化管理领导小组汇报，系统分析巷道支护差异化管理在推进过程中出现的难点、亮点与不足，对相关单位及责任人未按本办法执行的进行相应处罚。

（二）坚持三级顶板岩性探查制度

在分析地面钻孔、巷探、钻探及巷道实际揭露围岩情况的基础上，编制地质月报，提高其指导性，并坚持三级顶板岩性探查制度：

第一级：由施工单位跟班队长每班进行探查，探查和施工锚索钻孔同步进行，探查深度为锚索钻孔深度。探查内容主要为迎头顶板状况（岩性、厚度、完整性），并在锚索施工台账岩性一栏做好详细记录，当班跟班队长负责落实，当班跟班队长和当班安检员负责审核。

第二级：巷道每施工20m，由施工单位技术人员协同当班跟班队长垂直顶板施工一个不小于8m的探查孔。技术人员在探查孔施工期间应观测钻孔钻进速度变化、孔内排出的岩粉情况，及时整理、分析探查资料，并编制顶板岩性探查台帐，内容应包括巷道名称、探查孔编号、位置及孔深、观测人员、钻孔柱状图、分析意见等。顶板岩性探查台账一式两份，一份交生产科及地测科备案、一份在施工单位保存（变更施工队伍时移交相应施工单位）。

第三级：巷道每施工100m或岩性发生较大变化时，由生产科、地测科人员协同施工单位技术人员、当班跟班队长现场垂直顶板施工一个不小于8m的探查孔，采用钻孔窥视仪对孔内的岩层岩性、厚度、起止位置、裂隙发育等情况进行观测，地质组人员做好记录，绘制岩层柱状图。施工单位技术人员进行现场挂牌管理，探查孔应按施工先后顺序进行编号，地测科负责监督落实。

（三）加强围岩变形监测 1.顶板离层监测

（1）顶板离层仪安设：煤巷锚带网索支护巷道每50m安设一个顶板离层仪，降低支护时离层仪步距缩短为每30m一个，滞后迎头不大于70m，对于断层及构造破碎区域、应力集中区域、顶板淋水段、交岔点及硐室等特殊地段的巷道增设顶板离层仪。应保证顶板离层仪安装质量，安装时初读数必须大于0mm，深、浅基点位置分别不低于锚索、锚杆的端头200mm。

（2）顶板离层仪监测：掘进工作面50m以内的顶板离层仪每班由当班跟班队长进行测读和记录，掘进工作面50m以外的顶板离层仪每周二、五由施工单位技术人员测读和记录。当顶板离层仪深部离层值达到每天5mm或顶板离层仪深部离层值达到30mm时，该离层仪的观测周期改为每天一次。

（3）数据分析处理：施工单位技术人员对当天汇总的监测数据进行分析处理，绘制顶板离层量曲线图，发现异常或顶板下沉量达到50mm，应及时汇报生产科，由矿总工程师（或掘进副总）组织安检科、生产科、施工单位等专业技术人员和管理人员现场鉴定、分析原因，制定措施，整改落实。

2.巷道围岩移近量监测

巷道出现异常压力变化、更改支护形式或参数时，每隔100～200m布置一个围岩移近量监测站，降低支护时要求每隔50～100m布置一个围岩移近量监测站，对顶底板和两帮移近量均应进行监测，并建立台帐，观测巷道围岩稳定状况，6

每周二、五测读和记录。当发现围岩移近速度急剧增加或移近量达到300mm，应及时汇报生产科，由矿总工程师组织安检科、生产科、地测部、施工单位等专业技术人员和管理人员现场鉴定、分析原因，制定措施，整改落实。

3.矿压监测管理

（1）顶板离层仪和巷道围岩监测站现场要编号、挂牌管理（注明巷道名称、安装时间、观测人、初始数据、观测数据），并做好观测记录，建立台帐。台帐一式两份，一份交生产科备案，一份在施工单位保存，施工单位每周一报送至生产科，并在每月月底对施工巷道内的所有顶板离层仪及围岩观测站的观测记录绘制变化曲线图一并报送生产科。

（2）顶板离层仪在工作面开始回采前，由掘进队将巷道矿压监测资料报矿生产科审查后，移交给采煤队。移交前，由生产科牵头，采煤队、掘进队、调度室、安检科参加，对工作面两巷所有顶板离层仪和巷道围岩监测站进行排查，对失效或观测值超过规定的顶板离层仪、巷道围岩监测站，要求掘进单位及时补打或采取相应的加固措施后，再行交接。

（3）施工单位每月月底对施工巷道内的所有顶板离层仪及围岩观测站的观测记录绘制变化曲线图。

六、支护材料动态管理

（一）施工单位应严格按照矿月度生产计划、生产科制定的支护设计及支护参数编制支护材料计划。

（二）在生产过程中如遇到特殊情况，需要增补计划的，企管科应按照生产科业务联系单要求及时给予增补。

（三）供应科应加强支护材料管理，根据施工单位材料需求计划并结合库存情况，及时采购支护材料，保证库存支护材料满足生产需要。

（四）井下掘进工作面应备齐不少于10m巷道的动态支护所需材料，支护材料必须按照《井下设备材料定置化要求》，挂牌管理、责任到人、集中分类码放。

（五）企管科加强材料使用的现场监督检查管理，对材料的使用情况、库存情况进行检查，确保支护形式及支护参数随时能够动态转换。

（六）生产科月度井巷工程验收时，应注明巷道的支护形式及支护参数，对于没有按照技术业务联系单进行动态支护转换的，井巷工程考核验收表上应明确标注。

（七）企管科应严格按照井巷工程考核验收表进行支护材料费用考核，对于没有按照技术业务联系单要求进行支护动态转换的支护材料费用按照现场所用支护材料费用的2倍给予考核。

七、责任追究及奖罚规定

（一）施工单位在施工过程中，若遇地质条件变化，符合支护动态转换条件，未及时汇报或汇报情况经鉴定与现场实际不符的每次给予跟班队长、安检员各罚款100元。

（二）未按照顶板岩性三级探查制度进行探查或探查台账弄虚作假的，每次给予三级探查相关责任人各罚款100元。

（三）顶板离层仪和巷道围岩监测站质量不合格或不按规定建立的，每次给予施工单位技术负责人罚款100元。

（四）未及时进行矿压观测或矿压观测数据错误的，每次给予观测人员和观测单位技术负责人各罚款100元。

（五）每次不按时记录、提交矿压监测台账、顶板离层量曲线图等资料的，每次给予技术负责人罚款100元。

（六）施工单位在施工过程中，未按要求及时执行支护形式和支护参数动态转换的，每次给予区长、队长、跟班队长、安检员各罚款200元。

（七）施工过程中出现异常情况，未按规定汇报、未按规定对巷道采取加固措施的，每次给予施工单位区长、技术负责人、队长、跟班队长、安检员各罚款100～300元。

（八）巷道施工完毕后，生产科、企管科应对巷道的支护效果和经济成本进行分析对比，支护效果相同的情况下，与原支护设计进行经济成本对比，按巷道节约成本费用的10%提成，对相关单位和个人进行奖励。

附录A：

巷道支护差异化管理流程图总工程师掘进副总地质副总技术科地质科安监处施工单位调度所经管部物资保障部、坑代科下达支护设计任务书搜集整理相关设计资料搜集整理相关地质资料地质资料审批提出初步设计方案下达地质资料说明书方案初审，提出修改意见支护设计方案修改完善组织专业副总、相关单位进行方案会审，确定支护方案下达支护设计联系单支护质量的监督、顶板岩性探查及矿压分析下发地质预报、顶板岩性探查、搜集地质资料支护质量的监督按设计要求编制措施组织施工、顶板岩性探查、围岩移近量观测、顶板离层仪观测及意见反馈施工单位的施工协调工作根据支护设计进行成本核算按设计要求下发支护材料组织相关单位进行现场鉴定根据顶板岩性探查、围岩观测等对支护设计进行优化支护设计优化变更设计审批变更设计审批下发支护形式或参数变更联系单支护形式、参数动态转换过程监督支护形式、参数动态转换全过程监督按变更设计要求编制措施组织施工、同时对围岩移近量、顶板离层仪进行观测并及时反馈支护材料考核调整及成本对比分析按设计要求下发支护材料根据观察结果计算调整支护参数、提出新的支护方案 10

附录B: 巷道支护形式、支护参数动态转换流程图（补强支护）总工程师掘进副总地质副总技术科地质科安监处施工单位施工巷道上覆岩层和帮部煤层结构等支护条件变差时或突遇断层带、破碎带、淋水带时，原有支护不能满足生产需要调度所经管部对支护支护形式、参数动态转换全过程进行监督8小时内以书面形式将动态转换过程动态转换过程的信息传达组织相关单位进行现场鉴定组织相关单位进行现场鉴定验证支护形式、参数动态转换的可行性支护形式、参数的动态转换设计变更设计审批变更设计审批下发支护形式或参数变更联系单支护形式、参数动态转换过程监督支护形式、参数动态转换全过程监督按变更设计要求编制措施组织施工、同时观测围岩移近量、顶板离层仪变化情况支护材料考核调整及成本对比分析根据转换后现场检测资料，分析并总结

附录C: 巷道支护形式、支护参数动态转换流程图（降低支护）总工程师掘进副总地质副总技术科地质科安监处施工单位经管部巷道支护条件较好，可以转换支护形式或支护参数时,以书面形式将支护形式、参数动态转换过程上报8小时内以书面形式将动态转换过程验证支护形式、参数动态转换的可行性组织相关单位进行现场鉴定组织相关单位进行现场鉴定支护形式、参数的动态转换设计变更设计审批变更设计审批下发支护形式或参数变更联系单支护形式、参数动态转换过程监督支护形式、参数动态转换全过程监督按变更设计要求编制措施组织施工、同时观测围岩移近量、顶板离层仪变化情况支护材料考核调整及成本对比分析根据现场观察资料，分析更改支护后支护效果，如不满足生产需要则下联系单更改回原有支护

第五篇：锚网索巷道支护设计

巷道锚杆支护参数设计

采煤工作面回风顺槽锚杆支护参数设计：

煤组基本全区发育，煤层由南向北变厚，最大厚度26m，最小厚度14m，平均厚度20m，煤层结构简单，局部有夹矸，全区普遍可采，煤层稳定程度属较稳定型煤层，煤层顶板为中及细粒砂岩，夹矸多为砂质泥岩，底板为灰黑色泥岩及砂质泥岩，局部为粗粒砂岩。回风顺槽设计巷道断面为矩形，巷道宽度为3.6m，高度2.7m。1）支护方式选择

锚杆支护的作用主要有悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用和楔固作用等。锚索的作用主要是将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的关键承载层相连，提高次生承载层的稳定性。即使次生承载层发生断裂、转动，也不致于失稳而引起顶板垮落。同时，由于锚索可施加较大的预紧力，可挤紧岩层中的层理、节理、裂隙等不连续面，增加不连续面之间的摩擦力，从而提高围岩的整体强度。

由地质资料分析可知，煤层平均厚度为20m，煤层的直接顶板为中及细砂岩，少量含水，胶结性差。采用综采放顶煤开采，巷道设计分层开采，下层基本沿煤层底板布置。

如果只采用锚杆支护，由于巷道的跨度较大，在采动影响下，势必会发生锚杆锚固范围内的煤体离层、甚至塌落，导致冒顶事故的发生。因此，为保证生产安全，应使锚杆锚固范围内的煤层不塌落，保持巷道的相对完整，就必须打锚索才能达到目的。

虽然锚索打在煤层中，但煤层中及细砂岩顶板要好得多，能起到锚索应起的作用。

由于综放巷道沿煤层布置，巷道上方有6m左右的煤层，因此，巷道支护应采用锚杆+金属网+锚索+钢带的支护方式。2）锚杆支护参数确定

锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。（1）锚杆长度的确定 L=L1+L2+L3 式中 L——锚杆长度，m； L1——锚杆外露长度，m； L2——锚杆有效长度，m； L3——锚杆锚固长度，m。① 锚杆外露长度L1的确定

L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02~0.03）m 一般L1=0.15m。

② 锚杆有效长度L2的确定

锚杆有效长度L2的确定方法有三种，一是采用声波法测出巷道围岩松动圈范围；二是采用岩层探测分析仪进行测量；三是采用解释法中普式自然平衡拱理论确定L2。

由于没有测定巷道围岩松动圈，也没有采用岩层探测仪进行测量，因此，本项目采用解释法中普式自然平衡拱理论确定L2。巷道顶锚杆有效长度L2的确定：

由于实测煤的坚固性系数为1.9，小于2，因此，采用下式确定L2：

2）锚杆间排距的确定

对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排距D按下式计算： D≤0.5L=0.5×2.5=1.25m 考虑巷道在煤层中布置，为安全起见，锚杆间排距确定为0.8m。（3）锚杆直径的确定

顶锚杆：d=L/110=2/110=19mm 取20mm。

帮锚杆：d=L/110=18/110=16mm 取20mm。

④ 锚杆锚固力计算

锚杆锚固力可按下式计算： t 式中 Q——锚杆锚固力，t； K——锚杆安全系数，取2~3； L2——锚杆有效长度，m； r——视密度，t/m3。⑤ 锚杆角度

靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成15°。2）锚杆的选择

（1）常用锚杆杆体的材料性能

常用钢材及其性能见表5；锚杆适宜选用45Mn罗纹钢，其承载能力见表6。（2）锚杆的选择

巷道锚杆选择φ=20mm、45Mn螺纹钢锚杆。Q=10.7 t＜12.4 t 3）锚固剂的确定

锚杆支护巷道采用树脂锚固剂。树脂锚固剂应具备的主要特性见表7，树脂锚固剂产品型号见表8，树脂锚固剂的规格见表9，树脂锚固剂的主要技术指标见表10。

锚杆锚固采用树脂药卷。当顶部煤体较好时，锚杆锚固方式可端部锚固；当顶板煤体松软破碎时，采用全长锚固。

回风顺槽锚杆支护布置见图1所示。4）锚索支护参数的确定

锚索由索体、锚具和托板等组成，索体一般用具有可弯曲、柔性的钢绞线制成。锚索的特点是锚固深度大、承载能力高、可施加较大的预紧力，因而可获得比较理想的支护效果。其加固范围、支护强度、可靠性是普通锚杆支护所无法比拟的。煤矿应用锚索技术，特别是在应用小孔径树脂锚固预应力锚索后，锚索在煤巷中得到大面积推广应用，显著扩大了锚杆的应用范围，提高了巷道的安全可靠性，成为支护困难巷道补强加固的主要手段。按锚索材料分，有精轧螺纹钢筋、高强度钢丝和钢绞线锚索；按锚固材料分，有水泥浆锚固、树脂锚固及水泥浆树脂联合锚固；按锚固长度分，有端锚和全长锚固；按锚索索体的数量分，有单体锚索和锚索束；按预紧力分，有预应力锚索和非预应力锚索。

根据蒙西煤矿的特点，本项目采用7股5mm的钢绞线锚索，其力学性能见表11所示。

（1）锚索长度的确定 X= X1 + X 2 + X 3 =0.3+3.6+1.7=5.6m 取6m。

式中 X 1——锚索外露长度，取0.3m； X3——锚索锚固长度，取1.7m；

X2——潜在不稳定岩层高度,取3.6m。X2 =B=3.6m。B为巷道跨度，m。（2）锚索排距 s=3σ/4B2γk =3×260/（4×3.6⊃;×12.0×0.5）=2.5m 式中 σ——每根锚索最低破断载荷，260 kN； γ——煤岩体积力，12.0kN/m3； B——巷道宽度，3.6m； k——安全系数，取0.5；

由于巷道宽度为3.6m，因此，布置2排锚索，即锚索排数为2排，排距2m，布置在靠巷道中间位置，如图5所示。（3）锚索间距

m=0.85B/n=（0.85×3.6）/2=1.53m 取1.5m。

式中 n——排数；

B——巷道宽度，3.6m。锚索支护参数见图5所示。21+2煤层运输顺槽锚杆支护参数设计

运输顺槽设计巷道断面为矩形，巷道宽度为4.5m，高度3m。支护方式选择：采用锚杆+金属网+锚索+钢带的支护方式。1）锚杆支护参数确定 锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。（1）锚杆长度的确定 L=L1+L2+L3 式中 L——锚杆长度，m； L1——锚杆外露长度，m； L2——锚杆有效长度，m； L3——锚杆锚固长度，m。① 锚杆外露长度L1的确定

L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）一般L1=0.15m。

② 锚杆有效长度L2的确定

巷道顶锚杆有效长度L2的确定：

由于实测煤的坚固性系数为1.9，小于2，因此，采用下式确定L2： 2 21+2煤层运输顺槽锚杆支护参数设计

运输顺槽设计巷道断面为矩形，巷道宽度为4.5m，高度3m。支护方式选择：采用锚杆+金属网+锚索+钢带的支护方式。1）锚杆支护参数确定

锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。（1）锚杆长度的确定 L=L1+L2+L3 式中 L——锚杆长度，m； L1——锚杆外露长度，m； L2——锚杆有效长度，m； L3——锚杆锚固长度，m。① 锚杆外露长度L1的确定

L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）一般L1=0.15m。

② 锚杆有效长度L2的确定

巷道顶锚杆有效长度L2的确定：

由于实测煤的坚固性系数为1.9，小于2，因此，采用下式确定L2：

帮锚杆长度：L=L1+L2+L3=0.15+1.2+0.3=1.65m 取1.8m。

（2）锚杆间排距的确定

对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排距D按下式计算： D≤0.5L=0.5×2.4=1.2m 考虑巷道在煤层中布置，为安全起见，锚杆间排距确定为0.8m。（3）锚杆直径的确定

顶锚杆：d=L/110=2.4/110=21mm 取22mm。

帮锚杆：d=L/110=1.8/110=16mm 取18mm。

④ 锚杆锚固力计算

锚杆锚固力可按下式计算： t 式中 Q——锚杆锚固力，t； K——锚杆安全系数，取2~3； L2——锚杆有效长度，m； r——视密度，t/m3。⑤ 锚杆角度

靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成15°，其它锚杆垂直于巷道顶部安设。2）锚杆的选择 同回风顺槽。3）锚固剂的确定 同回风顺槽。

运输顺槽锚杆支护布置见图6所示。4）锚索支护参数的确定（1）锚索长度的确定 X= X1 + X 2 + X 3 =0.3+3.6+1.7=5.6m 式中 X 1——锚索外露长度，取0.3m； X3——锚索锚固长度，取1.7m；

X2——潜在不稳定岩层高度，取4.5m。X2 =B=4.5m 式中B为巷道跨度，m。锚索长度取6m。（2）锚索排距 s=3σ/4B2γk。=3×260/(4×4.5⊃;×12.0×0.5)=1.6m 由于巷道宽度为4.5m，因此，布置3排锚索，即锚索排数为3排，排距1.5m。式中 σ——每根锚索最低破断载荷，260 kN； γ——煤岩体积力，12.0kN/m3； B——巷道宽度，3.6m； k——安全系数，取0.5；（3）锚索间距

m=0.85B/n=（0.85×4.5）/3=1.28m 取1.2m。

式中 n——排数；

B——巷道宽度，4.5m。锚索支护参数见图6所示。