锚杆技术参数（共11篇）
一、锚杆及树脂锚固剂
规格:Φ18X2000mm圆钢树脂锚杆,采用反麻花端头锚固,带加强帽,搅拌时有固定螺母的剪切销子。技术要求:
1、通长等径D(mm)标准规定植:18,允差:±0.35;
2、杆体长度L(mm):标准规定值:2000,允差: ±10;
3、锚头长度L1(mm):标准规定值:≥15D,且≥350, 允差: ±5;
4、锚头宽度b(mm):钻孔直径23mm,允许误差±1.5 mm;
5、杆体尾部螺纹长度为100 mm,允许误差±5 mm;
6、尾部螺纹规格及等级为M18-8g;螺母规格及等级为M18-7H;
7、挡圈距锚头变形起点距离标准值为10mm,允许误差±2mm;挡圈直径为24mm;
8、挡圈厚度≥2 mm;杆体不直线度≤2 mm;左旋麻花旋转角度≥270º;
9、锚杆杆体屈服强度>235Mpa;抗拉强度>375Mpa;锚杆锚固力≥60KN;尾部螺纹抗拉强度≥60 Mpa;
10、铁盘技术尺寸要求:长X宽X厚=150X150X8 mm,厚度不小于8 mm,托盘孔径为Φ19 mm;
11、金属杆体原材料为Q235-B型热轧圆钢;
12、固定螺母的剪切销子抗剪切力矩达到80N.M即剪断,并达到锚杆设计强度;
13、树脂锚固剂型号:CK-2350型,其具体参数如下: 锚固剂直径为23 mm,允许偏差±0.5 mm; 锚固剂长度为50cm,允许偏差±10 mm; 树脂胶泥稠度;环境温度22±1ºC时, ≥16mm; 树脂锚固剂抗压强度:环境温度22±1ºC时, 端锚≥60Mpa 凝胶时间为8-40s;等待时间为10-60 s;
二、金属网片技术要求:
1、钢筋网片的钢筋材质为Q235型直径为Φ6.5mm的冷拔钢丝;
2、钢筋网片网格尺寸为100X100mm。焊接采用双面焊接(两点焊接);不得出现虚焊,假焊现象,焊点不得有焊瘤,夹渣等焊接缺陷;整片网片各节点均需可靠焊接,不符合率≤5%;
关键词：煤矿,巷道,锚杆支护,参数优化
0引言
随着社会进步、技术创新,中国煤矿掘进工作水平明显提升,在煤矿巷道掘进工程中,完成巷道开挖后,需要对巷道进行一定的支护,根据不同工作面或情况,有临时支护、锚杆支护及其它支护方法。支护可以将打破了原有应力平衡的巷道周围岩体获得合理的重力分布,防止围岩变形后造成各种危害,如冒落拱等危害非常严重,需要及时进行有效支护,以便为后期采煤工作提供安全可靠的环境保障[1]。以下就从锚杆支护角度,通过分析参数优化来讨论强化支护效果的相关问题。
1概述
锚杆参数优化指在保证围岩稳定的情况下,使其加固,使围岩中的能力得到更大发挥,以此达到支撑加固效果,并减少材料浪费,降低支护成本。根据中国理论模拟研究实验相关报告可以看出,在计算、数值模拟方法下的优化设计偏于理论,取值精准性有所欠缺,且在普遍适用性方面、大范围推广应用方面还有可提升的空间;一般的理论推算集中于对支护荷载、巷道变形范围、塑性圈半径的计算,依据结果进行锚杆参数的合理设置,再通过对加固能力、承载能力的监测所得的实际效果对锚杆参数加以调整,以期达到对锚杆参数的优化。
2巷道围岩弹性变形
a)巷道围岩弹性变形发生于巷道开挖后,此时的围岩应力重新分布,二次应力值达到一定范围;通常会构成松动圈、塑性区、弹性区,也就是所谓的“三区”[2];b)由于岩体力学中的弹性变形可以用弹塑性理论加以解析,因而在巷道断面作为外接圆等效为圆形时,就可以Mohr-Coulomb屈服准则等,求得相关数值[3];c)设μr为巷道周边径向位移,m;u为岩石静态泊松比;E为岩体静态弹性模量,MPa;c为岩体内聚力,MPa;H为巷道埋深,m;r为岩石重度,k N/m3;P0为岩体初始应力,MPa;R0为围岩塑性区等效半径,m;P1为支护反力,MPa;ψ是岩石内摩擦角,°;Rp为围岩岩体力,MPa;轴对称圆形巷道击边位移公式表述如下:
式(4)中,σc为岩石单轴抗压强度,MPa;K为岩体完整性系数,取值为0.4。
综上以上公式可以计算巷道允许的最大位移,用μrs表示,单位mm;则有:
式(5)中,μrl为未支护极限位移,mm;ks为巷道安全储备系数,取值1.2。根据公式,可以带入相关数值,计算塑性圈半径值、支护反力值[4]。
3锚杆支护参数设计
设锚杆长度为L,外露长度、有效长度、固定长度分别为L1、L2、L3,可分别取值200 mm、Rp、500 mm,且L=L1+L2+L3;锚杆种类以螺纹钢为主,直径可选择20mm;设锚杆间排距为a,单位m;实验结果表明本次所选的20 mm直径螺纹钢锚杆承载力为172 k N,可以在矩形或方形布局中求得间距:
式(6)中,k为岩体完整性系数,取值为1.5。
4计算与监测
通过上面的分析,就可以根据上面所做的讨论加以推算;依据研究中的试验结果得出,页岩内聚力为0.8 MPa,泊松比为0.3,弹性模量为1.3×103MPa;内摩擦角数值为30°,重度等于24.0 k N/m3,岩石单轴抗压强度为50 MPa,等效半径1.8 m,埋深500.0 m,按照下列公式:
根据前几个公式代入相关数据可以得到P0=12.0MPa>10.0 MPa,P1=0.28 MPa,Rp=3.4 m,而锚杆有效长度L2=1.6 m,则锚杆长度L=2.3 m,可取值为2.5 m;综上可知,排距为0.64 m(取0.6 m);L=2.3 m(取2.5m);最后就可以得出间排距为0.6 m×0.6 m(直径2mm×2.5 m);通过实际的监测可以得到锚杆承载力,通过6个监测点的观察,结果表明在锚杆力设计值方面均为172 k N,而在锚杆力实测值方面则分别为75.5k N、87.5 k N、90.0 k N、94.5 k N、103.0 k N、95.0k N;经最后的多次调整,最终确定间排距为0.8 m×0.8m时,承载力达到了80%~95%,因此完成了参数优化;锚杆支护中的锚杆测力系统如下图1所示。
通过试验对煤矿巷道锚杆支护的设计有了一个新的认知,而且通过参数优化,可以达到更好的支护效果;以实践经验作为参考,加上此次优化模拟理论总结,锚杆支护参数优化可操作性强,合理安全,当完成优化设计后还可以达到节省支护材料的作用,并且将锚杆的最大支护能力、围岩自承能力加以体现;也就是说在一定程度上使得锚杆与围岩达到了共同承载,为巷道后续施工带来了安全保障[5]。
5注意事项
在巷道支护工作中应该以实际情况为主,做好相关辅助性措施,比如瓦斯抽采及防灭火措施、利用信息技术、显示器等进行实时动态监测等;实现抽采裂隙带、下邻近层的卸压瓦斯;在采空区,可沿空留巷成巷帮布置预埋管,与顶板保持300 mm距离,需要在预埋管上安装三通、闸阀、瓦斯抽采参数观测孔,从而达到对采空区瓦斯抽采的目的。在防灭火方面,做好束管监测、注氮管防灭火,一方面是进行气体监测,另一方面,应该防止氧化;注意防火挡板、灭火设备的科学设置与合理安排,从而保证施工安全有效。应该明确监测目的,采用PU监测系统,掌握巷道围岩动态、规律;监控施工质量,做好支护跟踪及信息反馈、预测,为评估安全提供依据;在监测内容方面,需要注重巷道表面位移、巷道顶板离层、锚杆受与变形量、单体支柱受力与缩量及工作面液压支架的受力情况;选择对应的设备装置,合理布置监测站,科学监测,保证工程支护施工安全。
6结语
在新时代要坚持以可持续发展、生态环保、绿色开采等新型理念为指导原则,真正贯彻与时俱进、因时制宜、因技制宜的方法;在煤矿巷道掘进工作中,需要通过支护来达到安全性的保障,为后续采煤工作提供可靠的施工环境,锚杆支护属于一种柔性支护技术,经过对其参数优化,可以更好地提升支护质量,加固岩层,确保其稳定性能。通过具体实例对其进行应用说明,结果表明经过参数优化后,这种支护方式可行性高、可操作性强、可有效降低材料损耗、提高锚杆支护作用,更能为巷道施工提供安全的环境保障。
参考文献
[1]夏温生,贾庆旭.浅析煤矿岩巷快速掘进方法的应用[J].时代报告(学术版),2012(3):20.
[2]张飞跃.岩巷掘进技术在煤矿中的应用及快速掘进方法研究[J].城市建设理论研究,2013(16):119-120.
[3]范易铭.对快速掘进方法在煤矿岩巷中应用的探析[J].黑龙江科学,2014(5):268.
[4]高波,王晓燕,刘仲.掘进机截割头运动载荷分析[J].黑龙江科技信息,2012(15):110.
【关键词】锚杆支护理论；设计方法；支护参数
1.锚杆支护参数设计要点
1.1锚杆（索）支护作用与目的
锚杆支护对控制巷道变形的作用比较有限，而确能够很好的起到防止巷道冒顶的作用，所以使用锚杆支护的目的主要应该是防止巷道冒顶。
试图应用高强锚杆（索）支护减小巷道变形成本的做法需要付出较高的代价。
1.2锚杆支护参数设计的理论基础
悬吊理论同时考虑了层状顶板断裂破坏和拱式破坏的冒顶机理，应用该理论进行锚杆支护参数设计实用、可靠。
1.3锚杆支护设计主要参数
设计参数主要包括锚杆（索）长度、间距和排距，其余参数主要通过技术经济对比分析获得。
1.4锚杆支护巷道应实行初次支护和二次支护
巷道初次锚杆支护的目的是防止掘进工作面附近冒顶，二次支护的目的是防止采煤。
2.顶板试验接长锚杆防治巷道冒顶
（1）由于超锚杆延伸率大大高于锚索，允许顶板离层量高达300-600mm，可以与顶板围岩协调变形，避免了因锚索（允许顶板离层量小于150mm）被各各击破引起的冒顶。
（2）超长锚杆直接锚固在顶板易垮漏体之外的稳定岩层上，避免锚杆因长度过短锚固失效。
（3）超长锚杆可在顶板类散体形成倒梯形锚固体，其楔形挤紧作用可以有效防止巷道顶板松散跨漏体的冒落。
煤巷锚杆支护设计理论基础：
煤巷常用支架（护）的选择：埋深小于400m
下沉量小于100mm ，支护目的是防止冒顶，控制顶板变形没必要；可用锚杆、工字钢支架和U型钢可缩性支架；埋深超过600m；下沉量100mm-300mm时，支护目的是防止冒顶、并控制部分顶板下沉；木支架和金属刚性支架彻底毁坏；可用锚杆（索）、U型钢可缩性支架；顶板下沉量大于300mm后，下沉已经无法控制在200mm以下，强力支护可减少的下沉量有限，支护最主要目的就是防止冒顶；U型钢可缩性支架严重变形；锚索几乎全部失效；可用接长锚杆或锚杆—支架联合支护。
3.我国煤巷锚杆支护参数应用现状
大部巷道锚杆、锚索密度过大；大多数区域（60%以上）锚杆参数过于保守，锚杆和锚索支护密度过大，支护材料浪费、掘进速度慢。局部区域支护不合理，出现局部冒顶；由于顶板结构的变化，局部区域（ 大约0.05%）锚杆支护强度不足，现场经常出现局部冒顶事故。
3.1锚杆支护作用机理-悬吊理论
机理：将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上，或是将下部松动破碎的岩层悬吊在自然平衡拱上，以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落，锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。
适用条件。
（1）锚杆受力需要大于松散岩层与稳定岩层完全脱离时破碎岩层的重量。
（2）由于岩层变形和离层，会使锚杆受力很大，锚杆必须具有较大的变形能力避免锚杆遭受破坏。
（3）悬吊理论不考虑锚杆对围岩的加固作用，所以当锚杆锚固到上部稳定的岩层或自然平衡拱上时，使用该理论设计锚杆参数时更安全。
3.2组合拱（压缩拱）理论
机理：在破裂区中安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置锚杆群，只要铺杆间距足够小，各个错杆形成的压应力圆锥体将相互交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即承压拱，这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向荷载。在承压拱内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，其围岩强度得到提高，支撑能力也相应加大。
适用条件：软岩、拱形巷道中得到较为广泛的应用。
3.3巷道围岩松动圈支护理论
支护设计。
（1）小松动圈（厚度小于400mm），锚杆支护作用不明显，只需进行喷射混凝土支护。
（2）中松动圈（厚度在400-1500mm之间），支护比较容易，采用悬吊理论设计锚杆参数，悬吊点在松动圈之外。
（3）大松动圈（厚度大于1500mm），锚杆的作用是给松动圈内破裂围岩提供约束力，使其恢复到接近原岩的强度并具有可缩性，采用加固拱理论设计锚杆支护参数。
评价：适用于岩石巷道和拱形巷道。
3.4最大水平应力理论
机理：矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性。在最大水平应力作用下，顶底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动而膨胀造成围岩变形，锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动。
适用条件：巷道布置方向的选择。
4.煤巷锚杆支护主要参数设计
悬吊理论概述。
悬吊理论认为，锚杆支护的作用在于将破坏区范围内岩层悬吊于稳定岩层（体）上，有三种情况：
（1）顶板一定范围内有稳定岩层时，将破坏区载荷悬吊于稳定岩层。
（2）角锚杆将破坏区载荷悬吊于巷道两帮上部岩体，锚杆发挥兜吊作用。
（3）锚杆将破坏区载荷悬吊于巷道冒落拱上。
4.1平顶巷道有层状稳定岩层情况锚杆参数计算
层状稳定岩层稳定性可参照《 3錨杆支护煤巷顶板稳定性分类》①锚杆长度：L=l1+l2=l3式中：l2—锚杆有效长度； l1—锚杆锚杆外露长度，取决于锚杆托盘厚度、螺母厚度；l3—锚杆锚固长度，一般取0.5～1.0m，应由拉拔试验确定。
锚杆有效长度l2的确定方法：锚杆的有效长度应该大于等于被悬吊岩层的厚度。
4.2冒落拱悬吊情况锚杆参数计算
冒落拱的高度计算过程。
巷道开挖后，会沿巷道周边形成一封闭的冒落拱，在压力作用下破碎塌落，冒落拱向外扩大；根据极限平衡原理，当巷道两帮塌落到与巷道两帮成时，形成修正普氏拱。
②锚杆间排距。
根据每根锚杆悬吊载荷大小确定锚杆间排距，即锚杆的承载力要大于等于锚杆悬吊岩石的载荷。
4.3接长锚杆巷道支护设计实例
顶板使用接长锚杆防止巷道冒顶。
（1）由于超锚杆延伸率大大高于锚索，允许顶板离层量高达300-600mm，可以与顶板围岩协调变形，避免了因锚索（允许顶板离层量小于150mm）被各各击破引起的冒顶。
（2）超长锚杆直接锚固在顶板易垮漏体之外的稳定岩层上，避免锚杆因长度过短锚固失效。
（3）超长锚杆可在顶板类散体形成倒梯形锚固体，其楔形挤紧作用可以有效防止巷道顶板松散跨漏体的冒落。 [科]
【参考文献】
[1]程伟，和德江，张晋京.高瓦斯压力煤层中相邻巷道支护研究[J].煤炭科学技术，2005（07）.
[2]李垚.高应力软岩巷道支护技术研究[J].山西煤炭，2011（05）.
[3]郑钢镖，康天合，白士邦，邢国富，蒋新维，郗宏.大断面煤巷锚杆支护设计及应用[J].煤炭科技，2009（04）.
【摘要】五峰城市连接线隧道工程地质条件复杂，临近高压线塔，对于进口段Ⅴ类围岩段通过采取自进式锚杆施工，解决了隧道富水段容易塌方、冒顶等技术难题。
【关键词】隧道工程富水段自进式锚杆施工方案
1工程概况
五峰城市连接线工程杨家冲隧道位于五峰县渔洋关镇曹家坪村，路线为穿越东北至西南向山岭地带而建设，为分离式隧道，其中杨家冲左线隧道的设计里程桩号为LBZK1+195～LBZK1+988，长度为793m，进口段LBZK1+195～LBZK1+260为Ⅴ类围岩，长度65m。在进口段开挖支护至里程LBZK1+226.8时隧道拱顶右侧出现垮塌，将已安设完成的1榀钢拱架砸弯变形。洞身塌体股状有压地下水间歇式涌出，地表出现直径约2m的漏顶。项目部根据专家咨询会意见，组织实施了塌穴处理及LBZK1+228～LBZK1+260段部分地表钻孔注浆及探孔施工，由于该段地层主要为残坡积粉质粘土夹碎石土，富含地下水，注浆效果较差。在坍穴处理完成，洞内正在施工锚杆作业工作室时塌穴正前方发生二次坍塌，导致无法按照专家咨询意见进行洞内长管棚及地表注浆施工。最后根据多方论证采取自进式锚杆施工的方案，解决了隧道进口Ⅴ类围岩富水段施工难题，取得了比较好的效果。
2总体施工方案
对于杨家冲隧道LBZK1+226.8～LBZK1+260富水段采取了如下处理措施:(1)对上台阶掌子面进行封闭注浆加固，具体参数为采用42mm的注浆小导管，长度5m，1.2m×1.2m梅花形布置;(2)对掌子面后方LBZK1+224.8～LBZK1+226.8已施作初期支护2m的范围做锁口处理，具体参数为采用42mm的注浆小导管，长度5m，梅花形布置1.0m×1.0m;(3)LBZK1+226.8～LBZK1+260段隧道超前支护采用76mm自进式锚杆+42mm单层超前小导管。自进式锚杆长12m，环向间距0.4m，在拱顶范围布置37根，排距10m，前后排自进式锚杆的搭接长度2.0m，外插角5°;超前小导管长4m，排距1.0m，环向间距0.4m，在拱顶范围内布置39根，外插角45°。自进式锚杆及超前小导管采用水灰比为1∶1的水泥浆注浆加固，适量掺入水玻璃调节终凝时间，注浆压力控制在0.5MPa～1.0MPa;(4)将LBZK1+226～LBZK1+260段初期支护钢支撑及系统锚杆纵向间距调整为50cm;(5)注浆加固完成后，采用超前探水钻孔，每次探水长度15m，开挖10m，保留5m开始下一次探水。
3自进式锚杆施工工艺
3.1施工工艺流程
施工准备→设备就位→安装自进式锚杆→开始钻进→锚杆到位→撤掉钻机→接通注浆→注浆达到设计要求→暗洞开挖→下一循环。
3.2主要施工方法
(1)施工准备:首先测量放出锚杆位置，同时指导钻机就位;(2)设备就位:根据自进式锚杆直径和长度，采用ZGYX420B型钻机钻进。依据每根自进式锚杆的中心线、高程及锚杆的角度，安装导轨及钻机;(3)安装锚杆及钻头:钻机定位完成后，将专用钻头和锚杆连接好，并连接好钻机上的风水管;(4)自进式锚杆钻进:为了确保锚杆的方向、坡度和精度，在进行钻进前，测量人员对锚杆位置进行放样，放样完成后，调整好钻机角度开始钻进;(5)锚杆接长:12m长的`锚杆由4节3m长锚杆组成。在第一节3m锚杆钻到位后，使用迈式锚杆专用连接套连接第二节3m长锚杆，依次完成4节锚杆的安装(6)撤掉钻机:锚杆钻进到位后，锁紧卡钎器，反转钻机，将锚杆从钻机连接套卸下，移开钻机。继续钻进安装下根锚杆;(7)注浆:采用1∶1水泥浆液加水玻璃(玻美度35)双液注浆，注浆压力0.5MPa～1MPa，终压2MPa。注浆顺序原则上按由低至高顺序灌注;遇有出水量较大的孔位时，则采用挤压注浆法由两侧向中间顺序灌注。
3.3施工要点及注意事项
(1)自进式锚杆施工前必须喷射10cm厚的混凝土封闭掌子面，保证注浆时浆液不向掌子面外流出;(2)自进式锚杆钻进时严格控制锚杆的点位、仰角、钻深，保证锚杆环向间距400mm，外插角5°，钻深12m;(3)锚杆钻进过程中，随时注意观察掌子面情况，如有出水现象，及时注浆，边注浆边钻进，以防突水事件发生;(4)保证锚杆间连接牢固，不得有管节脱落现象。保证锚杆间的搭接长度2m;(5)钻机工作平台搭设要牢固，锚杆钻进过程中加大仰角测量频度，如超出允许范围及时纠正，保证锚杆施工精度;(6)严格控制注浆工艺，根据地层情况及时调整浆液配比。
3.4超前小导管布置
超前小导管采用42×3.5mm钢花管，纵向间距1.0m，环向间距40cm，长度L=4m。沿工字钢环向设置39根，超前小导管角度控制在45°，前后排小导管呈梅花形布置，并保证注浆效果满足设计要求。
3.5暗洞掘进施工
暗洞开挖采用三台阶预留核心土环形法开挖，核心土纵向长度不小于5m。土体开挖采用人工配合机械的开挖方式。隧道施工按照“先治水、管超前、严注浆、短开挖、弱爆破、强支护、早封闭、勤量测”的原则施工。改善隧道洞内作业环境，提高施工的机械化水平，尽可能减少洞内作业人员。每次开挖进尺为1榀钢架间距(50cm)，初期支护及时跟进，减少掌子面及顶部开挖面长时间裸露，造成坍塌。上导台阶开挖掘进时，中台阶、下台阶、仰拱要及时同步跟进，封闭成环。中、下台阶施工采用左右半边跳槽开挖，边挖边支护，初期支护每段施做长度不得大于2m。控制施工台阶长度，上台阶与中台阶之间台阶长度控制在5m以内，中台阶与下台阶之间台阶长度控制在20m以内。下台阶初期支护施工完成后，应立即施做仰拱初支、仰拱混凝土及仰拱回填混凝土。
3.6施工过程重点解决的问题
3.6.1防止塌方工作
在自进式锚杆施工期间，由于施作时间长，施工扰动大，故防止掌子面滑移、坍塌非常重要，要及时封闭掌子面，做好顶部安全防护工作。
3.6.2加大注浆压力
在暗洞开挖时，围岩自稳能力相当重要，因此，在注浆过程中适当增加注浆压力，使水泥浆充分扩散，松散土体充分固结，保证暗洞施工安全。
3.6.3加强排水工作
松散坡积碎石土层遇水软化、易坍塌，掌子面及仰拱部位地下水要及时抽排，防止地下水浸泡基础，造成初支沉降、变形。
3.6.4加强安全防范工作
安全是一切工作的起点，在清渣、加固施工时洞内照明、安全防范措施应齐全，设专人观察初期支护的变形情况，保证人员安全。
3.6.5加强监控量测
在隧道施工中监控量测非常重要，在施工过程中及后半段暗洞开挖过程中加强洞内的监控量测工作，对该段区域的变形及时掌握，确保施工安全。
4结语
停 层：6/6
载 重 量：1000KG
速 度：1.0M/S
井道尺寸：2400MM*2250MM
顶层高度：4800MM
底坑深度：1500MM
机房尺寸：3100MM*3800MM
机房高度：2600MM
拖动方式：交流变频、变压微电脑控制（VV-VF）
控制方式：上下集选控制
开门方式: 旁开双折开门
建要求：按土建图规格要求
电源要求：三相动力用380伏50赫兹、单相照明用220伏50赫兹
（电压正负误差10%以内）
一、轿 厢：
（1）轿厢尺寸：1600*1500
（2）轿厢壁：发纹不锈钢
（3）轿门：发纹不锈钢
（4）轿厢顶：天花板为标准图案
（5）通风：横流换气扇
（6）轿厢内操作盘：
（A）液晶显示
（B）：具有与停靠层同数之微触式楼层按钮
（C）：上升与下降方向指示
（D）：黄色紧急呼叫按钮（ALARM）
（E）：开门及关门微触式按钮各一付，并以图形表示
（F）：隐蔽式对讲机一付
（G）：标示厂牌、用途、乘人数、限载重量及操作说明
（H）：一个以钥匙操作之开关箱内有停止开关照明开关，风扇开关
（I）：操作盘面板上端附加“禁烟”二字
（8）踢 脚板：不锈钢材料
（9）地 板：花纹钢板
二、各层出入口：
（1）厅 门：首层为发纹不锈钢厅门，余层为烤漆厅门
（2）门 套：首层为发纹不锈钢门套，余层为烤漆标准门套
1、型号：SZZ630/902、长度；28m3、运输能力：600t/h4、刮板链速度：1.34m/s5、与皮带机有效搭接长度：12m6、刮板链规格：2—Φ26×92mm破断力：≧850KN7、刮板间距：736mm（8环）
8、链中心距：120mm9、电动机型号：DSB—9010、功率：90KW11、转速：1475r/min12、电压等级：1140/660V13、减速器型号：JS90-ZJT水冷式，平行布置三级圆锥、圆柱齿轮减速器。
14、传动比：26.59716、紧链方式：闸盘紧链器和阻链器
二、技术要求
1、箱体采用组焊结构，中板材料NM360钢板，厚度25mm，加耐磨块，底板采用NM360，厚度20mm。
2、机尾采用迈步自移式，机头处安装2个油缸，用于升降机头。
3、电机与减速机的连接方式采用直连。
4、转载机结构形式和规格尺寸及材料要求按33SZZ执行。机头传动装置可以安装在转载机任意一侧。
5、转载机总长度40米，与皮带机有效搭接长度12米。
6、转载机刮板、链条与工作面刮板运输机能够互换，使用哑铃销连接。
7、采用整体链轮结构。链轮轴组采用稀油润滑。
8、机尾6节采用斜挡板，档煤板采用材料厚度不小于6mm，挡板上沿做加强处理。
9、采用进口SKF轴承。
10、起桥段到机尾直挡板处，全部加上盖板。
11、转载机落地段要求有专用电缆铺设槽。
12、单根链条长度按20—30米供货。
13、刮板采用锻造结构。
14、备件：电机1个、减速机1个、联轴器、机头、机尾链轮各1个。
15、随同整机带设备总价3%的随机备件一起发货。
16、按技术协议和刮板运输机出厂试验规范（MT105—1993）及
矿用高强度圆环链（GB/T12718—91）等标准验收。
17、出厂时,整机及外购设备要提供产品合格证、煤安标志证。
18、随机各提供3套图纸及技术资料。技术资料包括设备和部件（含外购部分）的操作维修说明书及装配图等相关图纸。图纸中应有主要部件的装配尺寸和零部件名细。
19、交货时，随机带4套专用工具。
20、设备到矿后，厂方负责免费培训，并指导现场安装调试至顺利运行。
21、皮带机厂家和转载机厂家必须做好皮带机尾和转载机头的合理配套工作。
甲方：
乙方：
不连沟井田位于准格尔煤田最北部,行政隶属准格尔旗东孔兑乡,隔黄河北与托可托县为邻,东与清水河县相望。井田东西平均宽5.5km,南北平均长8.74 km,面积约48.07km2。资源储量为900.72 Mt,矿井设计生产能力为10.00mt/a,正常涌水量为66.4 m3/h,最大涌水量为228.2 m3/h。目前该矿辅运顺槽采用5.5m×3.8m的矩形断面,采用锚索网支护,顶板采用6根Φ18×2400mm的等强无纵筋左旋螺纹钢锚杆,锚杆间排距为1000mm×1000mm,锚索为Φ15.24×8000mm的钢绞线,锚索采用2～3布置,排距为3000mm。
1 地质概况
6号煤层自然厚度0.45～38.45m,平均18.71m,煤层可采厚度6.05～35.50m,平均16.5m。属稳定～较稳定煤层,煤层倾角3°～5°。煤层单轴抗压强度为4.18～22.49MPa,平均19.7MPa,煤层表现出中部较软,而顶部较硬,底部次之。6 号煤层顶底板岩性大部分为泥岩、黏土岩、碳质泥岩,其次为砂岩,煤层顶10m～底20m 范围内(除煤层外)以半坚硬(10MPa ≤R≤30MPa)、坚硬岩石(R>30MPa)为主,占83.6%。6 号煤层底板软岩比例较高。顺槽顶板岩层岩性特征。
2 理论计算
2.1锚杆支护参数
2.1.1 围岩破坏范围
根据自然平衡拱理论确定巷道围岩破坏范围[1]。煤层巷道煤帮破坏深度C由下式确定:
式中:Kc——巷道周边挤压应力集中系数,查表得Kc=2.82;
γ——巷道上方至地面表土之间地层的平均重力密度,在此取25kN/m3;
H——巷道距地表的深度,在此取406.85m;
B——表征采动影响程度的无因次参数,在此取B=1;
fy——巷帮硬度系数,在此取1.97;
h——巷道的高度, 在此取3.8;
φ——煤的内摩擦角,在此取33.2°。
顶板岩层的破坏深度b,按相对层理的法线计,可根据下式求出:
式中:b——冒落拱高度,m;
a——巷道的半跨距,本次取2.75m;
α——煤层倾角,本次取4°。
2.1.2 锚杆长度
顶板锚杆长度按下式计算:
Lr=b+Δ(3)
式中:Δ——锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和,一般取0.5～0.7m,在此取0.5;
则顶板锚杆长度取1.867+0.5=2.367m。
2.1.3 顶板支护载荷
QH=2γab (4)
则 QH=2×14×2.75×1.867=143.759kN
2.1.4顶板锚杆布置密度
则
式中:k——安全系数 在此取2;
F——顶板锚杆的锚固力,kN。
2.1.5 锚杆间排距
锚杆间排距按下式计算:
式中:Z——锚杆锚入自然平衡拱范围之外的深度,Z=2.4-1.867-0.1=0.433m
aγ=0.934m。
为了施工方便常常取整数,在此我们取1m。
运输顺槽顶板单位长度锚杆数:
5.5×0.87=4.79根
又因为Ⅳ类围岩的锚杆间排距为:0.6～1m,
则 辅运顺槽顶板单位长度锚杆数应为6根。
2.2 锚索支护参数
锚索设计以极限危险设计[2],即所有锚杆都失效,顶板冒落拱的岩重均由锚索提供。
2.2.1 锚索长度
锚索长度可按下式确定
La=La1+La2+La3 (7)
式中:La——锚索长度,m;
La1——锚索外露长度(一般取0.3m);
La2——锚索有效长度,m;
La3——锚索锚固长度,m。
计算锚索长度时,视直接顶为不稳定岩层,即顶板上方5～6m的软煤层,取平均值为5.5m,外露长度一般为0.3m,锚入稳定岩层厚度不小于2m,取2m,则锚索总长为:
L=5.5+0.3+2=7.8m故取L=8m。
2.2.2 锚索的锚固长度
按GBJ86-85要求,锚索锚固长度La3应符合下式:
式中:Lm——锚索锚固理论安全值,m;
K——安全系数,一般取2;
d1——锚索钢绞线直径,15.24mm;
fa——钢绞线的抗拉强度,1860N/mm2;
fc——锚索与锚固剂的设计黏结强度。
一般煤巷锚索多用树脂作锚固剂,其黏结强度fc=10N/mm2,代入各参数得Lm=1.417m,则La3=2>Lm,说明选取的锚固长度合理。
(3)锚索锚固剂适用数量验算
式中:X——树脂药卷数量,支;
Ls——树脂药卷长度,m;
Ф2——锚孔直径,m;
Ф3——树脂药卷直径,m。
代入数值计算锚固剂数量X=2.96支,取3支。
单位长度需锚索的载荷为:
QH=2γab=141.834kN
则锚索的密度为:
式中: Km——锚索支护的安全系数;
P ——锚索的最小破断载荷,kN。
为了锚索的排距不是很远,每打三排锚杆打一排锚杆3×0.76=2.28根,故采用2～3布置,排间距为3m。
3 数值模拟模型建立
采用ANSYS有限元分析软件对巷道进行数值模拟[3],建立一个长×宽×高=40×5×50m的模型,模型上部施加自地表下300m的岩体垂直载荷(上覆岩体自重)外,模型范围内岩层加以重力加速度,数值模拟模型如图1所示。
为了探讨锚杆支护参数的改变对巷道支护的影响,设计了如表1所示的13个方案,通过改变锚杆的支护参数,来研究顺槽顶板的变形特性,其中方案1为没有支护条件下巷道围岩变形情况,方案2～5,模拟锚杆排距不同时巷道围岩变形情况;方案6～9,模拟锚杆长度不同时围岩变形情况;方案10～13,锚杆直径不同时围岩变形情况。
4 数值模拟结果分析
(1)图2为不同锚杆间排距时巷道的变形情况模拟计算结果,由图2可以看出随着锚杆间排距的增大巷道顶板下沉量成增大趋势,但间排距大于1000mm时,顶板下沉量的增量明显减缓。
(2)图3为不同锚杆长度时巷道变形情况模拟计算结果,由图3可以看出随着锚杆长度的增加巷道顶板下沉量成减缓趋势,但锚杆长度大于2400mm时巷道顶板下沉量的区域稳定。
(3)图4为不同锚杆直径时巷道变形情况模拟计算结果,由图4可以看出随着锚杆直径的增加巷道顶板下沉量成减缓趋势,但锚杆直径大于18mm时巷道顶板下沉趋于稳定,减少不明显。
5 结论与建议
较小的锚杆间排距有利于控制顶板下沉,反之,锚杆间排距过大则不利于顶板控制,针对内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质特点,锚杆间排距采用1000×10000mm的间排距布置顶板,这样既可以缩短施工时间,又可以节约支护成本。
随着锚杆长度的增加,围岩锚固体的范围在扩大,顶板下沉量也在减少,但是随着锚杆长度的增加到某一长度后顶板下沉量减小得趋势就不在显著,即存在一个合理的锚杆长度。根据内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质特点,结合理论计算和数值模拟2400mm的锚杆长度适合内蒙古蒙泰不连沟煤矿。
随着锚杆直径的增加锚杆的强度越高,围岩变形量逐渐减少,对控制围岩变形有明显效果,但是随着锚杆直径的增加,顶板下沉量减小得趋势就不在明显,根据内蒙古蒙泰不连沟地质条件结合数值模拟发现ϕ18mm的锚杆最为合适。
综上所述内蒙古蒙泰不连沟煤矿现采用的支护参数安全、经济、合理。
摘要：根据内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质情况,通过理论计算和数值模拟论证内蒙古蒙泰不连沟煤矿辅助运输顺槽支护参数的合理性。
关键词：大断面矩形巷道,锚杆支护,理论计算,数值模拟
参考文献
[1]康红普,王金华等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].煤炭工业出版社,2007,23-31.
[2]杨本水,窦家环,赵强.薄基岩浅埋大断面煤巷锚杆支护技术[J].矿山压力与顶板管理,2005,(4):19-21.
【关键字】锚杆支护；施工；技术
锚杆支护施工的主要工序，有钻凿锚杆孔和安装紧固锚杆。前者的主要设备是锚杆钻机，后者则主要使用搅拌和紧固锚杆使用的工具。
1、锚杆钻机选型
它是锚杆支护的主设备，其种类较多，按其使用的动力可分为液压、气动和电动；按其工作原理分为冲击式、旋转式和复合式。
按钻机的整体结构可分为单体式、钻车式和综合式。因其各矿巷道断面大小、推进方法、机械化水平等各不相同，在选择锚杆钻机时要从实际出发，遵循以下原则要求：（1）锚杆钻机所使用的动力要和巷道掘进机械使用的动力一致，动力应单一。（2）机型尽可能小、重量要轻、搬运方便。（3）钻机质量要优良，操作方便、灵活，工作安全可靠，效率较高。（4）尽量要一机多用，可以钻工作面的炮眼，又可以钻锚杆孔。（5）锚杆钻机应与掘进施工机械配套。（6）针对煤巷锚杆支护，单体型锚杆钻机机型应小、重量要轻、搬运方便，并可与耙斗机配套使用，要作为优先选择的系列。对机械程度要求不高的煤矿，也可以利用掘进所用的电动或风动钻机钻凿锚杆孔。
2、QYM30A型液压锚杆钻机
这种钻机是煤、半煤岩巷道钻凿顶板锚杆孔的专用设备。
2.1适用范围
围岩抗压强度小于或等于80MPa，f小于或等于8；巷道断面形状：矩形、斜顶矩形、梯形，巷道高度：1.8m～3.2m。
2.2主要技术特征
（1）钻机。
额定压力：10MPa；
额定转矩：40N·m；
额定转速：430r/min；
最大推力：6000N；
一次推进行程：1000mm；
最小外形尺寸：1050（1500）mm×200mm×360mm；
质量：47—48kg。
（2）液压泵站。
额定压力：13MPa；
额定流量：15L/min；
电机：YB112M 4型，4kW（380/660V）；
外形尺寸：840mm×490mm×540mm；
油箱容积：45L；
工作介质：N68普通液压油、N68机械油；
质量：175kg（含油）。
2.3主要結构及工作原理
QYM30A型液压锚杆机采用全液压传动，由钻机和专用配套动力源液压泵站组成。泵站输出的压力油经两根进、回油软管送至钻机，软管用快速接头连接。压力油通过组合阀分配到液压马达和推进液压缸，实现钻孔所需的各种动作程序。湿式钻孔用水由工作面的水管引至钻机，同时通过组合阀控制水路的开关。
（1）钻机：由液压马达、推进液压缸、组合阀、操纵架等部件组成。钻机的回转机构液压马达为径向柱塞式低速大扭矩液压马达。为适应各种高度巷道的使用要求，推进液压缸有单级和双级伸缩型式结构。组合阀的功能主要有控制液压马达的开启、系统卸载、液压缸升降和调节推进力的大小。组合阀由两个滑阀和一个减压阀组成。操纵架是钻机开眼前的扶持机构和钻孔中对组合阀的操纵机构。
（2）液压泵站：由隔爆电动机、齿轮泵、溢流阀、压力表、油箱、机架等部分组成。
（3）电器设备：泵站的隔爆电动机需要与隔爆型磁力启动器配套使用。
2.4钻机的使用和施工应注意的问题
（1）施工程序。一是把钻机搬运至工作地点，泵站置于后面巷道的任意一帮，将引自泵站的出油管和回油管通过快速接头与钻机对接好，再把工作面的水管与钻机接通。二是检查油箱的油位，要高于最低油面线，接通电源，启动电动机，检查其转向，满足规定后，关闭电源。三是调整泵站最高输出油压力，其调整程序为：暂时断开泵站出油管与钻机对接的快速接头，启动电动机，调节溢流阀，使压力表所示的压力值在13MPa以上。关闭电源，重新将出油管上的快速接头对接好。四是竖起钻机，插上短钻杆，一人握持操纵架，一人辅助扶稳钻机后，左手向内转动旋转套，启动液压马达，右手向外转动旋转套，打开水路，液压缸升起开始推进钻杆进行钻孔。钻杆至行程终点时，左手向内转动旋转套，液压缸系统卸载，马达停转，换上长钻杆，重复以上动作完成一个锚杆孔的钻进。拔出长钻杆，插上搅拌连接头，升起液压缸，启动液压马达，进行锚固剂搅拌，完成黏结型锚杆的安装。左手向内转动旋转套，液压缸系统卸载。把钻机挪位，进行下一个钻孔循环。五是一次钻孔工作结束，关闭电源，拆掉钻机上的主油管和水管，把钻机冲洗干净后撤出工作面，放在安全地点。
（2）维护与保养。一是钻机、泵站、油管在运输和停放时都要进行保护，不得碰、撞、砸。炮掘工作面爆破时要用钢板把钻机和泵站覆盖，避免炮崩损坏。二是不可随意拆卸紧固件，快速接头拆开后一定要用防护套罩封好，避免脏物对液压系统产生污染。三是油箱加油，要通过空气滤清器的滤网。
3、打锚杆眼与安装锚杆
3.1打锚杆眼
在打眼之前，要严格按中、腰线检查巷道断面规格，不能满足设计要求的要先进行处理。在打眼前先根据从外到里、先顶后帮的顺序要求检查顶、帮，找掉活矸、岩，在确认安全后才能进行作业。锚杆眼位置应准确，眼位误差不可超过100mm，眼向误差要小于15°。锚杆眼深度要与锚杆长度匹配，打眼时要在钻杆上做好标志，按锚杆长度打锚杆眼。打眼要按从外向里、先顶后帮的顺序进行。
3.2树脂锚杆安装
安装前要把眼孔内的积水、岩粉用压风吹净。吹扫时，操作人员应站在孔口背风一侧，眼孔方向不得有人，之后将树脂锚固剂送入眼底。再把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套紧螺母，用专用套筒的锚杆安装机卡住螺母。开动锚杆安装机，使锚杆安装机带动杆体旋转把锚杆旋入树脂锚固剂内，直至锚杆达到设计深度，便可撤去锚杆安装机。搅拌旋转时间不可小于35s，然后卸下螺帽，上好托盘，拧上螺母。
3.3锚固力检测操作
硬件
1、记录盒大小124×82×33.5mm
＊
2、根据人体工程学设计的弧形袖带,可拆洗
＊
3、袖带专用固定器
4、液晶屏幕可显示收缩压,舒张压,心率
5、有主动测量和记录事件按扭,并可检测电池电量、测量失败后可自动补测
6、超静操作和简洁舒适的佩带使患者很容易合作
7、能使用5号充电电池
＊
8、记录器可显示测量失败的原因
软件
1、分析技术:波形图
＊
2、血压测量法：示波法，逐级放气专利技术，并具有自动较正功能（确保测量值的准确性）
3、测量范围：0-300mmHg4、测量精度:±3mmHg, 或者测量值的±2%
5、血压测量准确性：达到并超过BHS和AAMI标准
＊
6、记录器上和软件中均可出现相应的错误代码
7、充气方式：自控泵
8、快速放气：独立的放气阀门
9、显示:液晶显示屏
10、测量时间:最大可达51小时
＊
11、采样数:超过600组收缩压,舒张压,平均压和心率的采样值
12、采样周期:最多可以设定3种采样周期
13、开始按钮:允许患者增加一次读数
14、时间按钮:允许患者插入一个事件标记而不增加一次读数
15、电源:4节AA碱性电池
16、重量:包括电池在内330g17、PC接口:带9针RS232串行口的光纤线
＊
18、滤过功能：抗外界环境声波干扰
＊
二氧化硅B1.1单模光纤，
2、工作波长
满足13l0nm和1550nm传输窗口的型能指标
3、截止波长
2m涂覆光纤上测试的λc值为1100cm~1280nm,22m成缆光纤上测试的λcc 值≤1270nm。
4、几何性质
模场直径：标称值(9.3 μm)±10%。
包层直径：标称值125μm±2μm。
涂层直径：标称值245±10μm。
场模不圆度：≤6%。
包层不圆度：<2%。
模场/包层同心度偏差:≤1.0μm。
包层/涂层同心度误差: ≤12.5μm。
5、涂覆层
光纤涂敷层与光纤表面紧密接触不退色、不迁染。涂覆层须易剥离，以便光纤接续。
6、筛选水平和疲劳系数
光纤须通过全长度张力测试，其筛选水平须相当于在应力至少0.42GPa(相当于应变约0.6%)下持续一秒时间。
光纤的疲劳系数≥20。
7、色散特性
(1)零色散波长范围为1300~1324nm
(2)最大零色散点斜率不大于0.093ps/(nO.km)，
(3)1288～1339nm范围内色散系数不大于3.5ps/nO.km
(4)1271—1360mm范围内色散系数不大于5.3ps/nO.km
(5)1550nm波长的色散系数不大于18ps/nO.km
(6)1480—1580nm范围内色散系数不大于20ps/nO.km
8、衰减特性
(1)在13l0nm波长上的最大衰减系数为：0.36dB/km。在1285~1330nm波长范围内，任一波长上光纤的衰减系数与13l0nm波长上的衰减系数相比，其差值不超过0.03dB/km。在1550nm波长上的最大衰减系数为：0.21dB/km。在1480～1580nm波长围为，任一波长上光纤的衰减系数与1550nm波长上的衰数相比，其差值不超过0.05dB/km。
(2)光纤衰减曲线应有良好的线性并且无明显台阶。用OTDR检测任意一根光纤时，在13l0nm和1550nm处500m光纤的衰减值不大于(amean±0.10dB)/2， amean是光纤的平均衰减系数。
9、宏弯损耗
以半径37.5mm送绕100圈，在1550波长上测得的弯曲附加损耗≤0.5dB
10、衰减不均匀性
关键词：锚杆；支护方法；巷道加固
中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2015）27-0020-01
锚杆支护即在完成巷道掘进之后，为了对巷道的围岩进行加固而采取的技术处理措施。首先，通过在围岩中打孔，然后在孔内锚入对应的锚杆，利用锚杆对围岩进行加固，提高围岩的整体强度，使得巷道的整体强度得到提升。与普通的支架不同，锚杆不仅能被动的承载巷道围岩所产生的压力而阻止岩石掉落，而且能够充分利用锚入围岩中的锚杆对巷道内部围岩自身的力学状态予以改变，从而在巷道的四周形成一个稳定的岩石层，能够与锚杆形成稳定的支撑体系。基于此，可以认为锚杆支护属于一种主动式的支撑方式。从具体的实际应用情况来看，锚杆支护能够最大程度的确保巷道围岩的整体稳定性与完整性，并对围岩的变形量、位移和缝隙等进行控制，达到主动支撑的目的，对矿井的支护情况予以有效改进，提高矿井作业安全性。因此，深入分析锚杆支护工作原理，探讨煤矿井下巷道锚杆支护的形式和主要技术方法，对提高锚杆支护的性能、保证巷道整体结构性能非常重要。
1 锚杆支护的基本原理
煤矿井下锚杆支护的基本原理是基于具体的作用力而构建的，因此，本文将基于锚杆使用过程中的作用力探讨锚杆支护的基本原理。
1.1 锚杆的悬挂作用
锚杆的悬挂作用主要应用于较薄的直接顶或者在刚度较大的老顶时，锚杆直接将下层不稳定的岩层与上层较为稳固的岩层通过悬挂作用而形成一个相对稳定的整体力学体系，锚杆能够承担软土岩石或者危岩的重量，达到稳定巷道围岩的目的。该锚固原理利用较早，且实用性较强，能够有效分析锚杆加固原理。但是却没有考虑围岩自身承载能力的影响，而人为的将被锚固岩层与原始岩层分开，导致锚杆支护分析的准确性不足。
1.2 锚杆的组合梁作用
基于上述锚杆悬挂作用原理的局限性，有学者基于巷道层状地质结构提出了锚杆的组合梁结构原理。该原理主要用于分析巷道顶板由多层厚度较小而连续性较强的围岩。其原理是在没有完全稳固的小厚度层状围岩结构中，锚杆能够起到锚固小厚度岩层的作用，使之形成一个结构稳固的岩石梁，从而提高顶板的承载能力。
1.3 减跨度、提刚性作用
在巷道顶板设置锚杆相当于在该位置设置结构柱，从而使得整个围岩顶板悬空的跨度缩小，提高了巷道控件的整体刚度，使得巷道顶板岩层的整体抗弯曲能力得到提升。但是该原理与锚杆悬挂理论类似，也不能提供锚杆支护设计的相关参数。
1.4 锚杆的挤压加固作用
当顶板岩层属于块状的围岩结构时，通过锚杆的锚入能够显著提高巷道围岩之间的密实度，通过这种岩块之间的加压作用而在围岩对应厚度范围内形成一个具有稳定自持能力的围岩结构，从而使得巷道顶板结构得到加固。
2 锚杆支护的主要结构形式
在实际的锚杆支护过程中，主要应用的锚杆组合构件包括7种：①单体锚杆；②锚杆网；③锚杆钢带；④锚杆粱；⑤锚杆桁架；⑥锚杆锚索；⑦组合结构，如锚梁网、锚带网索、锚带网等。
锚杆布置基本形式。在实际的布置过程中，多采用“三花”布置、“五花”布置以及矩形布置三种基本形式，对应的锚固间距分别为0.6 m、0.8 m和1.0 m。当巷道的顶板结构状态较优时，可以采用组合锚固结构，这时锚固距离可以根据情况选择1 m或1.2 m。
锚固的主要方式。锚杆所采用的锚固方式主要包括端头锚固、加长锚固以及全长锚固三种。在实际的选择过程中要结合使用的锚杆性能以及巷道围岩的实际强度等进行选择。
树脂锚固剂。使用锚固剂与不同材质的锚杆杆体粘接已经成为了当前锚固工程的有效方式。其具有粘接能力强、固化速度快以及持久性好的特点，且能够有效抵御外部因素，诸如湿度、温度等影响，能够显著提升整个锚固体系的稳定性。
孔眼、锚杆、树脂药卷直径的合理配对。锚杆支护的最终目的在于对巷道围岩结构进行稳固控制，减少其在使用过程中的变形、裂隙等。而锚杆锚固力的大小又直接关系到围岩变形的能力。因此，为了对锚固力进行控制，并保证其能够顺利安装，通常所钻孔眼的直径为28 mm。
3 煤矿井下巷道锚杆支护技术及性能分析
3.1 锚杆支护设计
当前，煤矿井下巷道锚杆设计的过程中，大多采用基于动态信息的设计方法，即在整个施工过程中，并不一次性的完成所有锚杆支护的设计工作，利用巷道的各个支护位置的反馈信息进行实时动态的支护设计，从而使得所设计的锚杆支护方式满足实际的围岩状况。在具体的设计过程中，重点需要对锚杆与锚索之间的匹配进行设计，这是保证锚杆支护性能得以重复发挥的基础。另外，锚杆托板和螺母也必须与锚杆杆体的整体强度相匹配。这样，才能够使得设计的锚杆支护结构形式、力学性能以及设计参数等相互协调，使得锚杆支护性能得到充分发挥。
3.2 锚杆材料的选择
随着锚杆支护技术的发展和完善，锚杆材料的研发和使用也得到了迅速的发展。从当初使用的低强度材料发展成为当前广泛应用的强力支护。最初，国内锚杆支护主要使用Q235圆钢进行支护，而且在部分地质结构相对简单的区域依然有使用。但是在井下巷道结构中，由于大部分的锚杆结构多复杂，Q235材料已经不能满足实际的使用需要，因此当前多使用专门的高强度螺纹钢作为支护使用的材料，其利用形状和结构的多重优化来提高锚固稳定性。
3.3 锚固与注浆组合加固技术
围岩中经常会含有大量的块状岩石，单纯的使用锚杆支护技术并不能够达到预期的支护效果。因此，通过使用注浆与锚杆支护相结合的加固方式能够实现对围岩的有效加固。这也是当前有效出力破碎围岩的有效支护方式之一。结合当前矿井巷道的实际特点，根据采用的实际锚杆结构，基于小孔径树脂锚索技术，可以设计使用树脂与注浆锚杆组合的锚固锚索技术，提高对破碎围岩的出力能力。
4 锚杆支护成套技术的应用实例
本文主要就大断面矩形巷道锚固技术的应用进行分析。某煤矿使用厚煤层一次采全高的开采方法，其巷道内煤层均厚为4.92 m左右，局部煤层抗压强度在8.0 MPa左右。其直接顶主要是泥岩与砂质泥岩，均厚为5.73 m，抗压强度在24.3～34.4 MPa之间，属于节理裂隙发育地层。整个作业面的超宽部分为10 m左右，断面面积达到48 m2，是典型的大断面巷道，锚杆支护难度较大。在锚杆支护方法设计过程中，基于理论分析以及数值计算之后，决定使用高预应力与强力锚杆、锚索相组合的支护方式。锚杆为BHRB600型、准22 mm螺纹钢强力锚杆，全长2.8 m，抗拉强度为300 kN。同时，其钢索托板使用强度较高的可调托板，并每排布置4根锚索，两者相互间距2 m。在施工之后，发现支护状态得到有效改善，顶板没有出现明显的变形以及分离层等，两侧帮的变形量较小。表明所设计的锚杆支护方式不但能够控制顶板的变形量，而且能够持续降低煤帮位置的压力。
参考文献：
[1] 韩凤山.煤巷锚杆支护成套技术研究与实践研究[J].黑龙江科技信息，2014，（12）.
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