锚杆支护技术规范

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1、锚杆支护技术规范一、总则1、为使巷道锚杆支护工程的设计符合技术先进、经济合理、安全可靠、确保施工质量的要求，促进锚杆支护技术健康发展，特制定本规范。2、锚杆支护的设计与施工，必须详细地收集有关地质资料，积极采用新技术、新工艺和新材料，按照地质力学评估——初始设计——监测与信息反馈——修改设计四项原则，因地制宜，正确有效地加固围岩，充分发挥围岩的自承能力。3、使用锚杆支护单位的有关人员(管理人员、工程技术人员及操作人员)必须进行技术培训。4、对压力大、顶板破碎的巷道，不但要使用高强度锚杆支护，还必须加打锚索加强支护。5、锚杆支护巷道必须进行安全监测，内容包括顶板离层、两帮移近量，顶板下沉量及下

2、沉速度。6、对永久巷道进行锚杆支护设计时，要进行基础数据收集和试验工作，并将修改后的设计图纸及作业规程送集团公司生产处审批。7、新上的锚杆支护材料必须经生产处审核批准或组织有关单位鉴定后方可使用。二、锚杆支护设计1、锚杆支护技术的设计必须以原煤炭部颁发的《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》为依据，煤层上、下山稳定性分类，可根据具体情况对分类指标进行相应替代，详见下表。分类指标说明顶板强度(指单向抗压强度，Mpa，下同)取巷道宽度15倍范围内顶板强度的加权平均值煤层强度取巷帮煤岩层强度加权平均值底板强度取巷道宽度范围内底板强度的加权平均值巷道埋深H(m)巷道所在位置至地表的垂直距离护

3、巷煤柱宽度X(m)一侧煤柱的实际宽度。其中，沿空掘巷(无煤柱)时，X=0;巷道两侧均为实体煤时，X=100采动影响系数N指因工作面回采引起的超前支护支承压力的影响，N=直接顶厚度+厚度(当N>4时，取N=4)围岩完整性指数D指围岩节理裂隙、层理的影响速度，以直接顶初次垮落布距(m)代替2、锚杆支护设计的基础资料见下表，根据下表进行初步设计，在监测信息反馈的基础上对设计进行验证或修改。序号原始资料说明与测取1一般取1.5倍巷道宽度范围内顶板岩石层层数与厚度(m)由地质柱状图或钻孔资料确定2各层节理裂隙间距D1(m)指沿结构面法线方向上的平均间距，在巷道内(或类似条件巷道内)测取，或由下表查得3

4、岩层的分层厚度D2(m)指分层厚度的平均值，或由表三查得4岩层的单向抗压强度(MPa)在井下直接测取，或在实验室内利用岩样测定5煤层厚度Hc(m)指被巷道切割的煤层厚度6煤层倾角a(°)由地质报告给出，或在井下直接量取7煤层单向抗压强度(MPa)在井下直接测取，或在实验室内测定8巷道埋深H(m)地表到巷道的垂直距离9指应力方向与大小一般在井下实测10地质构造情况11水文情况描述12煤柱宽度X(m)煤柱的实际宽度13锚杆在顶板岩层中拉拔力Pr(KN)14锚杆在煤层中拉拔力Pr(KN)15巷道几何形状与尺寸宜选用的梯形、矩形与拱形3、巷道围岩分类为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ类时，顶板锚杆可以采用端锚或半长锚固，

5、设计锚固力≥64KN。巷道围岩分类在Ⅳ、Ⅴ类时，顶板锚杆必须使用全长锚固高强度锚杆，设计锚固力≥130KN。两帮应采用金属杆体锚杆，长度≥2000mm，设计锚固力≥64KN。岩层节理及分层参数表节理、层理份数ⅠⅡⅢⅣⅤ节理、层理发育程度很不发育不发育中等发育发育很发育节理间距D1(m)>31～30.4～10.1～0.4<0.1分层厚度D2(m)>21～20.3～10.1～0.3<0.14、顶板锚杆体直径与锚固段孔径之差，宜保持在6～10mm范围之内。5、顶板靠巷道两帮锚杆，一般应向外倾斜一定角度，保持锚杆的锚固端伸入巷帮的水平投影长度≥200mm。6、锚杆支护参数的选择应结合围岩松动圈理论和

6、工程类比法，按以下三种理论计算确定：(1)按悬吊理论计算①锚杆长度L：L=L1+L2+L3式中：L1——锚杆外露长度，mm;L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定，mm;L3——锚杆深入稳定岩层深度，mm。②锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算：式中：σ屈——杆体材料的屈服极限，Mpa;d——杆体直径，mm。③锚杆间排距：锚杆间距：D≤1/2L锚杆排距：式中：n——每排锚杆根数;N——设计锚固力，KN/根;K——安全系数，取2～3;γ——上覆岩层平均宽度之半，m。(2)按自然平衡拱原理计算：①两帮煤体受挤压深度C：式中：K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关，矩形断面取2.8;γ

7、——顶板岩层平均容重，取24KN/m3;H——巷道埋深，m;B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1;ƒc——煤层普氏系数;Kc——煤体完整性系数，0.9～1.0;——煤层倾角;h——巷道掘进高度，m;——煤体内摩擦角。②潜在冒落拱高度：式中：——顶板有效跨度之半，m;Ky——直接顶煤岩类型性系数。当岩石ƒ=3～4时，取0.45;当ƒ=4～6时，取0.6;当岩石ƒ=6～9时，取0.75;ƒr——直接顶普氏系数。