锚杆支护技术管理规范(新版)

When the lives of employees or national property are endangered, production activities are stopped to rectify and eliminate dangerous factors.（安全管理）单位：___________________姓名：___________________日期：___________________锚杆支护技术管理规范(新版)锚杆支护技术管理规范(新版)导语：生产有了安全保障，才能持续、稳定发展。

生产活动中事故层出不穷，生产势必陷于混乱、甚至瘫痪状态。

当生产与安全发生矛盾、危及职工生命或国家财产时，生产活动停下来整治、消除危险因素以后，生产形势会变得更好。

"安全第一"的提法，决非把安全摆到生产之上;忽视安全自然是一种错误。

第一节总则第1条为使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，促进锚杆支护技术健康发展，特制订本规范。

第2条推广应用锚杆支护技术时，必须坚持科学态度，依靠科技进步，高度重视锚杆支护的技术问题，积极推广应用新技术、新工艺、新机具、新材料。

第3条本规范是在大土河矿业投资有限公司所属矿井煤巷、半煤岩巷应用锚杆支护技术的经验进行总结的基础上，结合国内外先进技术和公司今后煤巷锚杆支护技术的发展方向而制定的。

第4条岩石巷道的锚杆支护参照本规范执行。

第二节质力学评估及巷道围岩稳定性分类第5条煤巷围岩地质力学评估的内容包括现场地质条件和生产条件调查、煤巷围岩物理力学性质测定、围岩结构观测、地应力测量和锚杆拉拔力试验。

煤巷围岩地质力学评估的具体内容见表1。

第6条矿井开拓部署和采区划分合理安排煤巷围岩地质力学参数的测试。

测点应具有代表性，应能最大程度地反映整个井田和采区的实际情况，并根据测试数据绘制矿井地应力分布图。

第7条地质力学评估首先应确定评估区域，应考虑煤巷服务期间影响支护系统的主要因素，锚杆支护设计应该限定在这个区域内。

第8条围岩地质力学参数包括围岩物理力学性质、围岩结构和围岩应力。

第9条原岩应力测量宜优先采用应力解除法或水压致裂法。

第10条支护设计所需的煤岩体物理力学参数，可通过井下采取岩第11条物理力学性质参数包括煤岩体的真密度、视密度、孔隙率、单轴抗拉强度、单轴抗压强度、弹性模量、泊松比、内聚力、内摩擦角和水理性质等。

第12条围岩结构测量应采用煤巷表面观察、钻孔取芯测量和钻孔窥视等方法进行。

结构面力学特性测试应在现场取样后在实验室进行试验。

第13条煤巷围岩应进行锚杆拉拔力试验，试验方法参见附录A。

锚杆拉拔力试验应在需支护的煤巷现场或类似条件的围岩中进行，每次不少于三组。

第14条在一个地点获取的参数用于同一煤层的其它地点时，应进行充分的现场调研和分析、评估。

第15条当煤巷围岩物理力学性质、围岩结构和原岩应力条件发生显著变化时，应对地质力学参数进行重新测定。

第16条应根据地质力学评估结果采用适合本矿区的方法进行巷道围岩稳定性分类。

表1地质力学评估内容序号参数内容1煤层厚度指被煤巷切割的煤层厚度2煤层倾角与水平方向的夹角在井下直接测取，或由工作面地质说明书给出3地质构造煤巷周围地质构造的分布情况，由工作面地质说明书给出4水文地质条件煤巷涌水量，水对围岩物理力学性质的影响，由工作面地质说明书给出5煤巷几何形状和尺寸根据工作面回采需要确定，一般宜选用的几何形状为矩形和梯形62倍左右煤巷宽度范围内顶底板岩层层数和厚度由地质综合柱状图或钻孔资料确定7岩（煤）层物理力学参数在井下原位测取，或在实验室内利用岩（煤）样测定8岩层的分层厚度指分层厚度的平均值9各层节理裂隙间距指沿结构面法线方向的平均间距，在煤巷内（类似条件）测取10煤巷轴线方向由工作面巷道布置图给出续表1序号参数内容11煤巷埋深地表到煤巷的垂直距离12原岩应力的大小和方向在井下实测13煤柱宽度煤柱的实际宽度14采动影响煤巷受到周围掘进或回采工作面采动影响的情况15锚杆在岩（煤）层中的拉拔力锚杆在岩（煤）层中的拉拔力试验第17条.有下列情况之一时应重新进行围岩稳定性分类：1.巷道围岩条件、开采深度、开采范围与原分类差异很大时；2.新采区各煤层巷道首次采用锚杆支护时。

第18条巷道围岩稳定性进行分类，其目的是为巷道锚杆支护设计、施工与管理提供依据。

第19条巷道围岩稳定性按糊聚类分析进行巷道围岩稳定性分类，巷道围岩稳定性分为Ⅰ非常稳定、Ⅱ稳定、Ⅲ中等稳定、Ⅳ不稳定、Ⅴ极不稳定五类。

巷道围岩稳定性分类指标，见表2-2、2-3、2-4、2-5。

围岩岩体完整性指数D表2—2节理、层理分级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D（m）>31-30.4-10.1-0.421-20.3-10.1-0.34时，取N=4）围岩岩体完整性指数D指围岩节理裂隙、层理的影响程度，以直接顶初次垮落步距代替第三节锚杆支护设计第20条锚杆支护的设计与施工，必须详细地收集有关地质资料，按照地质力学评估——初始设计——稳定性分析——按初选方案施工——现场监测——信息反馈与修改、完善设计六个步骤进行，因地制宜，正确有效地加固围岩，充分发挥围岩的自承能力。

第21条根据地质力学评估结果表明待施工巷道能采用锚杆支护时，进行锚杆支护初步设计。

各生产矿必须对巷道方位进行优化论证，避免巷道轴线垂直于较大应力或与主应力成较大夹角，提高支护效果。

锚杆、锚索支护设计必须进行方案论证，并将论证结论编入井巷作业规程。

第22条各矿煤巷锚杆支护设计方案由分管副总工程师或技术科长负责，由技术科负责具体设计，报矿总工程师组织审批。

第23条为减少水平应力对巷道支护的影响，在采区设计时，应尽可能使回采工作面推进方向与最大水平应力方向平行。

交叉点及硐室设计要充分考虑临近巷道的平面空间位置关系，简化巷道布置系统，最大限度的减少由于巷道布置及施工而造成围岩应力变化对巷道产生的破坏。

第24条巷道应采用矩形断面，在特殊条件可采用拱形或微拱形断面。

在满足通风、运输、行人、管线架设、设备安装等要求的前提下，各矿应按照煤层具体赋存情况及围岩稳定状况确定巷道断面变形予留量，并在设计中明确规定。

第25条为便于现场施工，技术和质量管理及支护材料加工，锚杆杆体直径与钻孔直径的孔径差应控制在6—10mm、间排距应根据支护强度及工程类比确定。

锚杆参数按下表选取序号参数名称单位参数值1锚杆长度m1.6～3.02锚杆公称直径mm16.0～25.0 3锚杆排距m0.7～1.54锚杆间距m0.7～1.55锚索有效长度m4.0～12.06锚索公称直径mm15.2～22.0第26条煤巷锚杆支护初始设计须遵循以下原则（一）支护形式选择原则1.所有开拓、掘进巷道取消单体锚杆支护。

2.围岩稳定、层须为端锚或加长锚固，必要时打锚索加固。

4.厚煤层沿巷道底板留顶煤掘进的巷道；巷道断面大的工作面两巷；构造复杂的巷道，必须采用锚梁网、锚索联合支护。

锚固方式必须为端锚或加长锚固。

（二）锚杆支护参数选取原则1.必须在相关理论指导下进行，安全系数不小于2。

2.锚杆设计锚固力不小于杆体屈服载荷；锚索设计锚固力不小于钢绞线极限载荷的90%。

3.安装应力不小于杆体屈服载荷的40%。

4.必须提高巷道护表构件的刚度和强度，使安装应力向周围煤、岩体扩散。

5.锚杆、锚索支护强度必须匹配，保证支护整体性能。

6.煤巷锚杆支护巷道顶板两肩角锚杆，必须倾斜安装，与铅垂线夹角为20-30°。

（三）锚杆、锚索支护材料选择原则1.锚杆、锚索支护材料，属于“煤安标志”目录的产品，如锚杆、锚固剂、钢绞线锁具、预应力锚索等必须具有“煤矿产品安全标志证书”和出厂检验合格证；不属于“煤安标志”目录的产品，如W、M型钢带、钢筋梯子梁、金属网等必须具有型式检验合格证和出厂检验合格证，否则不准在井下使用。

2.锚杆螺母必须采用扭矩螺母，实现快速安装。

（五）设计锚固力的取值1.煤层顶板巷道端锚设计锚固力不小于70KN。

2.加长锚固锚杆，设计锚固力不小于150KN。

第27条初始设计可按以下方法进行1.计算机数值模拟方法，其基本步骤为：①利用地质力学评估结论的资料建立地质力学模型。

②利用地质力学模型分析巷道围岩的变形失稳类型。

③利用地质力学模型对各种可行的支护方案进行支护效果分析比较，优选出最佳方案作为初始设计。

2.理论分析和工程类比法支护理论主要为悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论和围岩强度强化理论。

根据巷道围岩地质力学评估，分析锚杆支护应适用何种支护理论，根据支护理论明确支护应注重的要求。

理论分析作为锚杆支护作用的定性分析，其简化理论计算公式作为锚杆支护参数确定参考依据。

支护参数应根据围岩稳定性分类及在本规范明确的锚杆支护形式和支护参数范围内选择支护方案。

同时和本采区同类型巷道的地质构造异同情况和支护参数进行对比，并详述已施工巷道支护状况及预测拟施工巷道支护效果。

第28条简化理论公式验算按下式进行1、按悬吊理论(1)锚杆长度L，L=L1+L2+L3式中：L1——锚杆外露长度L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mmL3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm(2)锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=π/4(dσ屈)式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpad——杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2L锚杆排距L0=Nn/2kraL2式中：n——每排锚杆根数N——设计锚固力，KN/根K——安全系数，取2-3r——上覆岩层平均容重，取24KN/ma——1/2巷道掘进宽度m2、按自然平衡拱理论计算Ⅰ、两帮煤体受挤压深度CC=(（KrHB/1000fcKc）Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)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2.8r——上覆岩层平均容重，取24KN/mH——巷道埋深mB——固定支撑力压力系数，按实体煤取1fc——煤层普氏系数，Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0a——煤层倾角h——巷道掘进高度mψ——煤体内摩擦角，可按fc反算Ⅱ、潜在冒落高度bb=(a+c)Cosa/Kyfr式中：a——顶板有效跨度之半mKy——直接顶煤岩类型性系数。

当岩石f=3-4时，取0.45;f=4-6时，取0.6;f=6-9时，取0.75。

Fr——直接顶普氏系数Ⅲ、两煤帮侧压值QsQs=KnCr煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2)式中：n——采动影响系数，取2-5r——煤体容重，KN/m(1)顶锚杆长度LL=L1+b+L2式中：L1——锚杆外露长度mL2——锚固端长度mb——潜在冒落拱高度m锚杆间距D≤1/2L锚杆排距LO=Nn/2K·rab式中：n——顶板每排锚杆根数N——每根锚杆锚固力，KNK——安全系数，取2-3r——上覆岩层平均容重，取24KN/ma——1/2巷道掘进跨度，m(2)煤帮锚杆锚杆长度：L=L1+C+L2锚杆间距：D=Nh/L0KQs式中：N——设计锚杆锚固力，MPaK——安全系数，取2-3L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距Qs——两帮侧压值，KN3、按组合梁原理计算(1)锚杆长度LL=L1+L2+L3式中：L1——锚杆外露长度mL3——锚固端长度mL2——组合梁自撑厚度L2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2K1——与施工方法有关的安全系数。