锚杆支护工艺与质量

锚杆支护工艺与质量（精选五篇）

锚杆支护工艺与质量 篇1

煤炭工程中的工程类比法发展比较早, 是仍然在当前采用较广。这种方法是按照原有巷道为样本通过分析目标工程与样本工程的相似和相异, 通过类比提出锚杆支护参数。这与设计人员的实践经验关系较大。现在的工程类比法是在围岩分类的基础上, 按照拟掘巷道的围岩等级和断面尺寸, 参考同类工程的经验, 直接确定支护参数和施工方法。类比法简单, 易用。

理论计算法即在测得岩体和支护材料力学参数的条件下, 按照围岩力学特征建立数学模型, 通过计算确定支护参数的方法。其技术途径如图:

因围岩地质条件复杂, 力学模型和参数难以确定和选取, 这也影响了计算结果的准确性, 因此, 理论计算法只能成为设计时的参考。

工程监控设计法。根据一些现场观测资料, 利用岩石力学原理进行巷道支护设计。支护设计不是一次完成, 是根据实测结果修改后确定。完成设计分为:现场调查, 地质力学评估;初步设计;井下监测;修改设计四个步骤

设计并非一次完成, 是一个动态过程;设计要有效利用各个过程提供的信息。此设计方法包括, 试验点调查;初始设计;井下监测;信息反馈和修改设计和日常监测。试验点调查包括围岩强度、围岩结构、地应力及锚固性能测试等, 然后, 进行地质力学评估和围岩分类, 为初始设计提供可靠的参数。初始设计采用数值计算, 解析和经验相结合方法进行, 按照围岩参数确定合理的初始设计。再把初始设计应用在井下, 同时进行详尽的围岩位移和锚杆受力监测, 按照观测结果验证或修改初始设计。在施工中, 要认真监测, 确保巷道的安全。

1) 初始设计锚杆支护。要依据巷道围岩的变形破坏方式, 选择锚杆支护形式, 如:锚固类型、布置方式、结构形式;确定锚杆支护参数;最终进行详细的方案比较, 得出合理的锚杆支护设计。

2) 井下监测初步设计实施后, 应进行全面系统的监测, 监测是为了得到巷道围岩和锚杆的变形和受力信息, 分析巷道的安全程度、修改初始设计。井下监测的内容是围岩位移, 巷道表面位移, 巷道顶板离层和深部位移;锚杆受力等。

3) 信息反馈和修改设计选用顶板离层值、两帮相对移近量、锚杆受力等指标进行反馈。依照回采巷道围岩分类的数据, 结合煤矿的实际情况, 确定反馈指标参数值。进行巷道掘进的实测值与反馈信息数据相比较, 修改初始设计。

2 锚杆支护设计

巷道支护是要保持巷道服务期间的稳定, 保证安全生产和满足运输等环节的要求。支护设计是为了在保持巷道安全稳定的条件下, 确定经济合理的支护形式与参数, 科学地实施锚杆支护设计, 提高锚杆支护的巷道质量, 锚杆支护设计方法要以井下实测数据为基础, 应用动态信息设计法, 也适合运用工程类比法与理论计算法相结合设计。这些都要对支护状况实施监测, 依据监测信息反馈结果对设计进行验证或修改。

一些矿区对地应力测试还没有开展, 工程技术人员要应用数值计算进行锚杆支护初步设计尚有一定的难度。锚杆支护设计要依据相应理论为基础, 结合工程类比法, 制定锚杆支护参数, 选择的技术路线为:

按自然平衡拱理论, 分析计算围岩的失稳冒落范围, 确定围岩自然平衡拱的尺寸, 选择锚杆布置形式和支护结构→计算锚杆支护参数 (或按悬吊理论计算) →按工艺合理性要求确定整个支护方案→围岩矿压监测→信息反馈、修改和完善支护参数。

3 锚杆施工工艺

锚杆钻机施工的顺序是:定位、钻眼、推入树脂药卷合杆体、搅动、拧紧螺母。在全部锚杆安装后, 锚杆钻机转移到邻近巷道内作业。

3.1 施工工艺过程

1) 打眼前按照激光指向线, 把锚杆钻机调整到巷道的中间位置, 按设计锚杆的间距、排距, 标出锚杆孔的位置, 在钻杆上标出钻进深度, 再开动锚杆钻机, 用临时支架支撑顶板。

2) 在钻箱上装好钻杆, 操作进给装置, 使钻头顶到预先标出的位置, 并在顶板上顶出小窝, 接着操作决速进给装置进行钻眼, 当钻眼达到规定的深度后, 边旋转边退出钻杆。

3) 在安装锚杆准备中, 在锚杆最内装入两支树脂药卷, 用上好的托板和螺母的锚杆把树脂药卷顶入锚杆眼内。锚杆尾部套上专用搅拌杆, 并与钻箱的钻卡联结, 之后慢慢升起钻臂把锚杆连同药卷送入孔底, 预留300m的深度, 操作时快速推进, 边推边搅, 把杆体送入孔底, 使托板紧贴顶板并关机, 停留105后移下钻箱。

4) 在树脂锚固剂固化后, 以专用扳手把锚杆紧固, 达到设计扭矩值。

3.2 安全技术措施

在钻锚杆眼前, 要先观察巷道顶板, 把活矸处理掉, 才可以继续作业;钻锚杆眼前要应用临时支架支撑住顶板, 不然不可施工;钻锚杆眼时锚杆钻机两侧和前后不得人员停留、行走;安装锚杆的扭矩要达到设计值;失效的锚杆要重新补打;遇到特殊地质构造, 要应用加强支护措施。

4 锚杆施工质量管理

锚杆支护原理及施工工艺 材料 篇2

一、锚杆支护原理

1、锚杆的悬吊作用

悬吊作用是指用锚杆将软弱的直接顶板吊挂在其上的坚固老顶之上。如图1所示，或者是用锚杆将因巷道开挖而引起松动的岩块连接在松动区外的完整坚固岩石上，使松动岩块不至冒落。

图1 锚杆的悬吊作用

（a）悬吊软弱层状顶板；（b）悬吊危岩 1-锚杆；2-不稳定岩层；3-危岩；4-稳定围岩

这一理论提出的较早（1952-1962年LouisA，paneK经过理论分析及实验室和现场测试提出），只有满足其前提条件时，才有一定的实用价值，在我国，由于锚杆长度一般在1.6-2.2m之间，当破碎带较大超过其锚杆长度时，采用悬吊理论无法设计支护参数，而且大量的工程实践证明，即使巷道上部没有稳固的岩层，锚杆也能发挥其作用。例如，在全煤巷道中，锚杆锚固在煤层中也能起到支护作用，这从一个侧面说明悬吊理论在应用中的局限性。

2、锚杆的组合梁理论

为了解决悬吊理论的局限性，1952年德国Jacobio等在层状地层中提出了组合梁理论。理论认为在没有稳固岩层提供悬吊支点的薄层状岩层中，利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来形成组合梁结构进行支护，这就是锚杆组合梁作用。组合梁作用的本质在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁（板）的岩层挤紧，增大岩层间的摩擦力；同时，锚杆本身也提供一定的抗剪能力，阻止其层间错动。锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，这时被锚固的岩层便可看成组合梁，全部锚固层能保持同步变形，顶板岩层抗弯刚度得以大大提高，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的性质。如图2

图2 锚杆的组合梁作用（a）不打锚杆；（b）布置顶板锚杆

1-锚杆；2-层状地层

这一观点有一定影响，但是其工程实例比较少，也没有进一步的资料供锚杆支护设计应用，尤其是组合梁的承载能力难以计算，而且组合梁在形成和承载过程中，锚杆的作用难以确定。另外，岩层沿巷道纵向有裂缝时，梁的连续性问题、梁的抗弯强度等问题也难以解决。

3、挤压加固拱作用

形成以锚杆头和紧固端为顶点的锥形体压缩区。如将锚杆沿拱形巷道周边按一定间距径向排列，在预应力作用下，每根锚杆周围形成的锥形体压缩区彼此重叠联结，在围岩中形成一连续压缩带。它不仅能保持自身的稳定，而且能承受地压，组织上部围岩的松动和变形。

显然，对锚杆施加预紧力是形成加固拱的前提。如图3

图3 锚杆的加固拱作用

（a）锚固层组合拱；（b）压力拱效应

4、锚杆锲固作用

是指在围岩中存在一组或多组不同产状的不连续面的情况下，由于锚杆穿过这些不连续面，防止或减少了围岩沿不连续面的移动。如图4。

бbббpcosα+бbsinααбpb22αбpбpбpбpsinαcosα节理面(бp-бb)sinαcosα顶板线节理面顶板线б锚杆的楔固作用b锚杆的楔固作用бb

5、锚杆的减跨作用

如果把不稳定的顶板岩层看成是支撑在两帮的叠合梁，由于可视悬吊在老顶上的锚杆为支点，安设了锚杆就相当于在该处打了点柱增加了支点而减少了顶板的跨度，从而降低了顶板岩层的弯曲应力和挠度，维持了顶板与岩石的稳定性，使岩石不易变形和破坏。这就是锚杆的“减跨”作用，它实际上来源于锚杆的悬吊作用。

上述几种锚杆支护作用并非是孤立存在的，实际上是相互补充的综合作用，只不过在不同地质条件下，某种支护作用占的地位不同而已。

二、锚杆支护作用机理分析

巷道开掘以后，由于受掘进工作面迎头及两帮的支撑，顶板下沉和变形很小。此时安装锚杆，其主要作用是控制顶板浅部岩层的离层、滑动。锚杆安装越及时，预应力越大，则锚固范围内岩层的整体刚度越高，岩层处于压缩状态，岩层间不发生离层和弯曲变形等有害变形，岩层的完整性和整体强度得到保持。

相反，如果锚杆没有预应力，则只有当岩层产生一定变形时锚杆才有载荷，显然不能控制在这以前顶板岩层的离层和错动，导致顶板从浅部向深部逐渐离层、破坏，失去完整性与稳定性。预应力太小也不能起到有效约束顶板离层的作用。如果锚杆安装不及时，较大范围内的岩层已产生离层、滑动，岩层承载能力丧失很大，再打锚杆，支护效果效果会受到明显影响。综上所述，提出锚杆支护机理的要点为：

(1)锚杆支护主要作用在于控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏，尽量使围岩处于受压状态，抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现，最大限度地保持锚固区围岩的完整性，提高锚固区围岩的整体强度和稳定性。

(2)在锚固区内形成刚度较大的次生承载结构，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。

(3)为了实现上述支护效果，锚杆支护系统的刚度十分重要，特别是锚杆预应力起着决定性作用。根据巷道围岩条件确定合理的锚杆预应力是支护设计的关键。当然，较高的预应力要求锚杆具有较高的强度。

(4)锚杆预应力的大小对支护效果非常重要，锚杆预应力的扩散同样重要。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。因此，钢带、金属网等护表构件在预应力支护系统中发挥重要的作用。

(5)鉴于锚杆支护的上述作用，锚杆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。

三、锚杆施工工艺

1、打锚杆眼

（1）打眼前，首先严格按中、腰线（或激光线）检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；

（2）打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序。

（3）打设锚杆眼前必须严格执行“敲帮问顶”制度，处理好浮石及罩头，确认安全后方可作业。

（4）锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼。

（5）打锚杆眼严禁戴手套。

（6）严格杜绝出货支护平行作业。

2、安装锚杆

树脂锚杆的安装工序包括装锚固剂、插入杆体、搅拌树脂锚固剂、等待固化，以及拧紧螺母，使锚杆达到设计预紧力。

（1）安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。

（2）装树脂锚固剂。在装树脂锚固剂前，应检查锚固剂是否过期、硬化或损坏，这些锚固剂严禁使用。按设计要求的树脂锚固剂型号、数量、顺序，依此装入钻孔内。

（3）插入杆体。锚杆杆体套上托板并带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头连接，杆体端部插入已装好树脂锚固剂的钻孔中，升起锚杆钻机，利用杆体将孔口处的树脂锚固剂送入孔底。

（4）搅拌树脂锚固剂。利用锚杆钻机带动锚杆杆体旋转搅拌树脂锚固剂，随即快速旋转8-15秒后停转，等待锚固剂凝固。（5）拧紧螺母施加预紧力。继续保持推力60秒后，采用锚杆钻机拧紧螺母，压紧托盘，给锚杆提供一定的预紧力。当锚杆钻机的扭矩力不能满足锚杆设计预紧力的要求时，必须采取扭矩扳手、扭矩倍增器或锚杆张拉器等设备对锚杆施加预紧力。

（6）安装锚杆时必须保证四人作业，两人用手托住钢带紧贴顶板。一人操作钻机，另一人安装锚杆(禁止带手套，防止转动中绞手伤人)。

3、锚杆安装顺序

先支护顶板锚杆，待出货完毕后，再支护两帮锚杆。严格杜绝锚杆穿皮。

四、施工注意事项：

1、成孔质量包括三个方面

(1)孔直度要高，即接换钻杆时，应确保钻机位置不动，保持一条中心线；

(2)孔深应准确，即要求采用与锚杆等长的钻杆完成钻孔，误差不能大于2cm；

(3)孔壁要清洁，钻孔完成后，应反复冲刷直至孔内出清水，不留煤岩粉。

2、保证锚杆具有较高的初锚力

(1)搅拌及时，匀速搅拌至孔底，并保证整个搅拌时间达到30s；(2)等待充分，确保50s后树脂凝固一次上紧；

(3)掉顶处应及时采用各种规格的木楔调节，木楔位置必须放置在钢带和金属网之间，使金属网紧贴岩面；

(4)采用锚杆钻机检查螺母扭紧程度时，单体锚杆钻机不能继续转动；

(5)必须有专人对锚杆进行二次加扭，使锚杆的预紧力达到设计要求。

3、锚杆安装合格应有以下几个标志

锚杆支护施工工艺及安全技术措施 篇3

支护施工工艺在巷道掘进施工中需耗费很多时间, 巷道开挖后要尽快对顶板进行支护, 否则巷道顶板可能在不久后就发生离层。因此, 加快对支护施工工艺的完成已成为提高巷道支护效果、完成快速掘进的关键。

1 锚杆施工工艺

a) 锚杆施工顺序。敲帮问顶→挂顶网、上顶托梁 (临时支护) →打顶锚杆→敲帮问顶→拱基挂网→打设拱基帮锚杆→敲帮问顶→直墙挂网→打设直墙段锚杆;

b) 顶锚杆打设使用MQT130型风动锚杆钻机, 1.2m和2.4 m的钻杆, Φ30 mm合金钢钻头, 使用帮机打设帮锚杆;

c) 验收员在顶帮标明锚杆位置, 锚杆严格打设在标定位置;

d) 清孔。使用风钻钻孔时, 应先停风, 不停水, 用水清除孔中粉尘及泥浆;

e) 装树脂药卷。顶锚杆每孔2支树脂药卷 (1支MSK2335树脂药卷和1支MSZ2360树脂药卷) , 帮锚杆每孔2支树脂药卷 (1支MSK2335树脂药卷和1支MSZ2360树脂药卷) , 用杆体将药卷送入孔底, 锚杆搅拌时间不少于30 s, 顶推时间不少于1 min;

f) 旋紧螺母, 使锚杆预紧力达到设计要求;

g) 打设顶锚杆时, 人员站在永久支护下对岩壁进行作业, 同时由跟班队干、安全员监护顶、帮状况, 其他人员严禁站在临时支护下作业。直墙段帮锚杆可滞后工作面5排打设;

h) 锚杆外露长度。螺母以外大于10 mm, 且小于40 mm;预紧力不低于400 N·m, 30 m范围内扭圈超过3/4视为预紧力不合格, 30 m以外必须达到设计值。施工过程中, 报废锚杆必须卸掉锚杆托盘及相关构件便于复用。

2 锚杆施工工艺的要求及优化措施

2.1 锚杆施工工艺的要求

a) 锚杆的预紧力、锚固力、间排距、安装角度必须符合设计要求;b) 锚杆安设要符合要求, 四周孔边要刨平、托板紧贴托梁, 吃力均衡, 做到锚杆根根吃劲。金属网要紧贴煤壁铺设;c) 发现有锚杆支护失效、顶板下沉量及两帮移近量大、巷道变形严重时, 要及时对支护进行加固、修复或更换。

2.2 锚杆施工工艺的优化措施

a) 合理地对不同直径钻头进行搭配。为防止卡钻, 需对换钎时的速度进行提高, 长钎配直径28 mm钻头, 短钎配直径32 mm钻头;

b) 长短钎交替使用。钻孔时, 一开始应用1.2 m长的短钎把顶板眼孔一起钻出, 接着换用2.4 m长钎, 把眼孔加深到要求眼孔的位置。这样才能提高锚杆钻机速度, 对原有1.0 m长标准钎子完成钻眼需经常换钎的情况进行了解决, 从而提高了钻进效率;

c) 对最合适的钻机位置进行确定。经多次试验, 锚杆钻机最为合理的位置是放置在巷道中心线稍微往上0.4 m位置, 在这个位置上不用经常移动钻机, 将顶板锚杆眼孔根据规定角度打出, 从而提高打眼速度, 降低员工劳动强度。

3 改进施工机具

对于传统锚杆支护施工工艺而言, 一般采用YT-24型风钻打顶板锚杆眼, 采用ZMS60型风煤钻打帮锚杆眼, 风动锚杆钻机搅拌安装锚杆, 人力扳手预紧。为提高锚杆支护中的钻眼速度, 缩短支护工艺花费时间, 应对一些新的大功率设备进行推广, 结合现场情况, 合理选择相关配套机具。

锚杆钻机使用的安全措施:

a) 锚杆钻机使用前, 所有人员必须认真学习锚杆钻机使用说明书, 掌握其性能、结构及操作方法;b) 作业前, 应首先检查风水管路、过滤器是否完好, 控制开关和支腿等是否完好、灵敏可靠, 不得有松动、泄露现象;c) 作业前, 必须安排专人认真执行敲帮问顶制度, 确认安全后方可作业。作业过程中, 必须设专人监护帮顶情况, 发现问题及时处理;d) 操作前, 所有操作开关均应处于关闭位置;e) 严禁用手触摸旋转的钻杆, 推进速度和推进力度要适度, 防止卡钻, 损坏钻杆和钻头;f) 严禁在钻机下补垫木料, 在钻眼过程中, 钻杆与钻机严禁相对倾斜;g) 支腿供气不可太猛, 否则若控制不好, 将可能顶弯钻杆, 甚至造成事故;h) 当支腿收缩时, 严禁将手放在油缸上, 以防挤伤;i) 当钻机卡钻时, 将产生较大反扭矩, 作业人员应防止扭伤;j) 在钻眼过程中, 瓦斯员必须检查工作面20 m范围内的瓦斯浓度, 达到0.8%时, 必须停止工作, 进行处理;k) 作业人员应远离钻孔中心线, 以防钻杆折断时发生意外;l) 必须设专人监视帮顶情况, 发现问题及时处理;m) 必须坚持湿式打眼, 钻眼过程中水流不得间断。

4 锚杆支护施工的安全技术措施

a) 一定要对井下锚杆锚固力的拉拔进行不断期试验, 试验比例要大于3%, 时间间隔不超过2 d, 如果锚杆实际锚固力和设计值相比存在着较大差距时, 一定要调整和修改锚固参数;

b) 为保证施工质量, 需对锚杆锚固力进行抽检, 抽检指标一般为200 k N锚杆锚固力, 如果存在不合格锚杆, 需在其周边补打单体锚杆。锚杆排距超过规定误差后必须对补打单体锚杆进行补强;

c) 掘进形成宽帮高顶时, 要对相关情况进行及时处理, 通过对钢筋托梁和补打单体锚杆加长的方法来封顶;

d) 巷道地质条件发生变化时, 需结合变化程度, 对支护参数进行调整并采取相关应急措施及时处理, 采用“锚网+U型钢棚”联合支护方式;

e) 掘进过程中, 每隔50 m在顶板安装1个离层指示仪, 并挂牌管理, 填写初始记录, 对围岩移动情况进行观测, 一旦发生异常现象, 观测人员应及时报告相关部门, 以便采取相应解决措施;

f) 顶板铺网时, 要求拉紧拉直, 网间对接紧密, 用双股16#联网铅丝扣扣相连, 网丝连接处所缠圈数不得少于3圈, 并将尾部网丝捆在一起, 压茬要整齐。

5 结语

锚杆支护工艺与质量 篇4

一、锚杆支护作用分析

一般来说, 锚杆支护悬吊作用主要表现于老顶较坚固的情况下, 通过将下部不稳定岩层悬在上层稳固岩层上悬吊, 利用锚杆承载危岩及软岩重量, 实现井巷稳定价值。大量试验表明, 即便巷道上部确保良好的岩层, 应用锚杆也可以充分发挥支护作用。比如巷道中的锚固也可以实现支护的目的[1]。

为处理悬吊理论存在的局限性, 组合梁理论应运而生, 组合梁理论在地层小厚度顶板连续岩层形成的巷道中极为适用, 原理是悬吊支点缺乏稳固岩层的薄层状岩层中, 利用锚杆拉力组合层状地层, 构建合理的组合梁结构, 并对其予以支护。锚杆因其结构特性, 能够为其提供良好的抗剪能力, 避免层间发生错动且在压力作用下产生的弯曲变形, 继而提升顶板的强度以及抗弯刚度。某种程度上来说, 决定组合梁稳定性的因素在于岩层性质、锚杆杆体强度以及锚杆预拉应力。

若将不稳定顶板岩层作为两帮叠合梁的支撑点, 那么由于老顶上锚杆的可视悬吊为支点, 加设锚杆, 则等同于增加了支点, 降低顶板跨度, 促使顶板岩层的挠度以及弯曲应力均降到最低, 确保顶板的稳定性, 这便是锚杆减跨功能, 上述理论实际上主要来自于锚杆悬吊作用。

就被纵横弱面切割的破裂桩状或块状或围岩来说, 假如及时应用锚杆加固, 则可以有效提升岩体结构弱面抗剪强度, 并且形成一个可以维持自身稳定, 且避免上部围岩变形与松动的加固拱, 确保巷道的稳定。

应用锚杆支护, 能够发挥良好的悬吊作用和加固拱作用, 促使锚杆和复合顶板内各岩体形成“组合梁”, 继而优化顶板岩层抗弯强度, 降低岩层层面冒落、离层以及滑移机率, 继而阙波巷道的稳定性。应用锚杆支护, 可以在一定程度上保持围岩的稳定性和完整性, 控制围岩裂隙、位移以及变形发展, 发挥其自身支承作用, 化变被动为主动, 充分优化支护情况。同时代替了木支护, 既有效的保护了森林, 又响应了国家提出的节能减排的号召。

二、锚杆支护存在的问题

由于我过国土面积较大[2], 各个地区多为较复杂的地质, 给锚杆支护带来了很多麻烦。这就需要我们在支护技术的应用前对地质予以勘探考察, 能够提高锚杆支护效果。大量数据表明, 诸多企业均未对其地质予以勘探考察, 也没有查阅围岩的相关性质, 这就使得支护工作在开展的时候面多很多缺陷和不足, 特别是锚杆支护的牢固性较差, 容易发生危险。

目前锚杆支护主要采用工程参照和理论分析来进行设计, 本身就存在着很多问题, 导致设计方法没有很好的科学创新性。不利于锚杆支护效果的表现, 在设计过程中, 也仅仅是依据经验来设计, 缺乏对实际工程地的考察, 而理论又是一成不变的, 所以导致了实际施工时的巨大偏差存在。工程施工过程会遇到很多不必要的困难。

支护人员的技术水平不够, 建筑施工行业属于高危行业, 整体施工环境较为恶劣, 缺乏良好的施工安全性能, 所以导致企业很难吸引人才。当前, 在锚杆支护工作技术人员较少, 水平普遍偏低, 而且建筑企业也并不重视相关技能培训, 致使锚杆支护施工质量难以保证, 再加上具体施工的过程中, 管理不到位, 导致违规操作发生, 对工程质量带来影响从而带来安全隐患。

锚杆支护工程质量不过关, 支护施工时, 因为环境地质的影响, 导致作业时锚杆失效等现象频繁发生, 对相关施工人员的生命安全留下了隐患。尤其是在顶板失稳前, 诸多事故均是突然发生, 所以致使施工人员并不能够快速的对危险事故做出自我保护, 也不能有效预防, 所以将会造成重大的生命财产事故。

三、锚杆支护施工工艺及安全性改进

为了提高锚杆安全性[3], 需要研究分析以下几个问题:

(1) 影响锚杆支护效果的因素、锚杆支护的效果以及锚杆支护适用的地层。

(2) 针对不同土层, 利用锚杆杆体材料和锚杆成孔方法优化锚杆承载力, 继而发挥锚杆支护效果, 提高工程安全性和稳定性。

(3) 锚杆的破坏机理及影响锚杆承载力、锚杆的腐蚀与防护、杆与锚固体应力分布、锚固体与土层之间的界面作用以及锚杆加固岩土体的作用机理等主要因素。

当前。在各种工程中的锚杆种类高达六百余种, 每年用于试验的锚杆更是数不胜数, 这些锚杆军备用于被应用于地下工程、边坡工程、工业以及民用建筑、大坝水库、矿山巷道、隧道桥梁等各类建筑物的抗倾覆及加固应用中, 该锚杆技术实践中极大地丰富了锚杆技术理论研究。

进行锚杆注浆过程中, 为了提高锚固段抗拔力, 可以利用劈裂注浆办法对其予以二次注浆。在对整体张拉普通拉力型锚杆时, 由于锚杆钢绞线变形不同导致的锚杆的作用未能充分发挥, 为此, 通过普通拉力型锚杆转变成拉力分散型锚杆, 并予以单根张拉。在锁定锚杆张拉锁定后, 将会大大降低锚杆应力值, 并随着下层土体的不断开挖, 那么锚杆应力也会提高, 并在最终达到相对稳定值。但是由于施工机械的碰触以及周围人们的生产生活, 将有可能对预应力造成损耗, 为此, 如果基坑周围土体位移较大, 则要予以二次张拉。通过锚杆二次补张拉, 能够极大的加强锚杆的应力值, 继而确保基坑的安全性和土体的稳定性。

为了确保支护的合理性和科学性, 加强支护施工质量, 要求相关管理人员重视人员和支护设施的质量管理工作, 严格进行现场管理, 充分控制施工各个质量环节, 在施工过程中严格依据设计与标准进行操作, 确保支护质量无虞, 提高挖掘效率, 保证人员安全, 为企业经济效益的实现奠定良好的基础。

【总结】:

在当今国家经济迅速发展的情况下, 建筑企业的挖掘作业必定不能缺少一项对安全负责的支护工作, 那就是锚杆支护施工工艺, 这种工艺不但能提高作业人员的安全, 同时保证安全就是提高企业生产效率, 只有保证人员安全才能使挖掘工作更加有条不紊的运行, 虽然锚杆支护施工工艺能很好的应用到挖掘支护当中, 但是我们一定要因地质和其特点制定相应合理完善的锚杆支护施工工艺, 以免盲目的效仿起到适得其反的作用。如何设计合理的锚杆支护施方案和施工管理现如今是我国建筑企业要解决的重要问题。

摘要：我国以建筑企业由于工作环境的恶劣情况下, 安全问题的重要性日益凸显。很多建筑施工出现大型事故屡屡发生, 在这种情况下我们需要一种措施来提高安全性, 正是锚杆支护施工工艺所能满足的, 目前锚杆支护施工工艺在建筑施工的应用较多, 并普遍存在着这样那样的问题, 所以需要对其总结分析, 提高工艺质量, 加强锚杆支护的效果进而有效的确保施工中安全效率的作业。

关键词：锚杆支护,施工工艺,安全措施

参考文献

[1]门冬生.锚杆支护施工工艺及安全技术措施[J].能源与节能, 2014 (11) :128-129.

[2]周付祥.锚杆支护快速施工工艺技术研究[J].中国科技博览, 2014 (39) :282-282.

锚杆支护工艺与质量 篇5

现有的锚杆支护设计方法很多, 大量工程实践经验证明, 单独采用任何一种方法都不符合巷道围岩复杂性和多变性的特点, 因而达不到理想的设计效果[1]。本设计方法采用包括试验点调查和地质力学评估、初始设计、井下监测和信息反馈、修正设计和日常监测的动态信息设计方法, 是符合井下巷道围岩特性的科学的设计方法。

2 试验巷道勘测和地质力学评估

2.1 皮运下山工作面工程地质条件

刘家梁矿221采区井下位于513区运输大巷南侧, 深部采区皮运巷顶部, 为新开拓未采动区域, 服务年限大约20 a。地面标高1 260 m~1 350 m, 工作面标高842 m~1 002 m, 该皮运下山巷处于965m水平开口, 服务于221采区, 设计长度675 m。井下位于221区回风平巷北侧, 221区回风下山右侧, 为新开拓未采动区域。该采区煤岩层走向为210°~240°倾向NW, 倾角6°~12°, 平均为9°, 厚度沿走向变化不明显, 沿倾向略有加厚趋势。可采性指数Km=1, 煤厚变异系数γ=12.2%, 为全区稳定可采煤层。煤层结构较复杂, 一般含夹石2层~4层。221采区为一单斜构造, 采区内构造以断层为主, 褶曲次之, 无陷落柱和岩浆侵入。断层又以中型断层、层间小型正断层为主, 预计在2212进风巷遇F11大断层, 及伴生小断层。根据钻孔探测资料显示, 2#煤层赋存稳定, 平均煤厚为5.6 m, 含夹石2层~3层, 夹石总厚度0.4 m~0.9 m, 岩性以碳质泥岩为主。2#煤层属高沼气煤层, 瓦斯涌出量大, 煤尘具有爆炸性, 爆炸指数为29.77%~37.5%, 煤层有自然倾向性, 煤层自燃发火期为3个~6个月[2]。

2.2 巷道顶底板岩性

实测煤层顶底板情况, 2号煤层平均厚度5.6 m, 伪顶为灰黑色泥岩, 属IV-V类顶板, 在全井田范围内普遍存在, 厚度0 m~0.4 m, 在回采中较难管理。直接顶为砂质泥岩, 平均2.6 m, 岩石层面平整, 层理清晰, 内含少量黄铁矿结核及植物化石, 抗压强度43.5 MPa, 抗剪强度5.1 MPa~42.5 MPa。一般发育一组节理, 节理密度4条/m2~12条/m2, 一般8条/m2。由于裂隙发育使顶板比较破碎, 属易冒落顶板, 为IV-V类稳定性顶板。根据2211采区中部L29钻孔显示, 2#煤厚6.4 m, 与8.59 m的浅灰色细沙岩相邻, 底板为5.33 m的灰色、石英长石细沙岩。老顶 (K2) 为灰白色中粗粒石英砂岩, 有时直接压煤, 质硬, 厚度变化较大, 一般为1.6 m~19.0 m, 平均8.46 m, 抗压强度63.7 MPa~122.6 MPa, 回采时较难冒落[3]。底板为深灰色中粒砂岩, 厚度4.57 m, 抗压强度70.6MPa, 厚度稳定。

2.3 地质构造

221采区为一单斜构造, 采区内构造以断层为主, 褶曲次之, 无陷落柱和岩浆侵入。断层又以中型断层、层间小型正断层为主, 落差大于4 m的断层有4条。根据221采区地质资料显示, 2212进风巷井下位于221区回风平巷北侧, 221区回风下山东侧, 为新开拓未采动区域。221采区为一单斜构造, 采区内构造以断层为主, 褶曲次之, 无陷落柱和岩浆侵入。断层又以中型断层、层间小型正断层为主, 预计在2212进风巷遇一条较大断层和伴生小断层。工作面煤层沿倾向变化不明显, 沿走向底板有起伏变化, 施工遇到断层时, 工作面可能会出现破顶、破底现象, 应加强支护, 确保安全生产。

3 锚杆支护初始设计

3.1 煤巷锚喷理论计算法

锚杆长度:L=N (1.5+W/10) ;锚杆间距:M≤0.9/N;锚杆直径:d=L/110。

式中:W为巷道或硐室跨度, 取3.8 m;L为锚杆总长度, m;M为锚杆间距, m;D为锚杆直径, m;N为围岩影响系数 (见表1) 。

围岩类别按《煤矿井巷工程锚杆、喷浆、喷射混凝土支护设计试行规范》中的围岩稳定性分类 (见表1) 。

根据221采区顶底板特性、围岩物理力学参数初步分析, 221皮运下山巷道围岩稳定性分类为IV-V级[2], 取N=1.15计算, 将N和W带入计算式得到如下结果:锚杆长度L=2 162 mm, 锚杆间距M≤0.782m, 锚杆直径d=0.019 6 m。

3.2 极限平衡法锚索参数校核

3.2.1 锚索长度参数校核

刘家梁矿区范围内2#主采煤层, 平均厚度5.6 m左右, 考虑沿底巷道的高度3.0 m左右时, 剩下顶煤的厚度在2.6 m左右。因此, 实际进行锚索设计时, 如免压拱高度max值) 小于顶煤厚度时, 则按锚网支护体在煤层和顶板分界面处有潜在垮落危险来考虑。所以锚索长度为:

式中:L为锚索长度, m;L1为坚硬岩层内的锚固段长度, 可按工程类比法取1.0 m~1.5 m, 也可根据粘结剂同锚索索体或钻孔岩壁间的粘结强度来计算确定, 本设计加长锚固取1.5 m;△max为考虑采动影响时极限平衡区深入围岩的最大深度, 取顶煤和直接顶厚度5.6 m;L2为锚索外露长度, 0.3 m。则:

考虑煤层沿倾向厚度的起伏变化, 锚索长度宜取7.5 m, 以保证锚索悬吊于坚固稳定岩层细砂岩中。

3.2.2 锚索排距参数和锚索承载能力校核

为了充分发挥锚索的功能, 每排最好布置2根锚索, 适当靠近帮部, 取锚索间距1.8 m锁具下部200×200×10高强金属方形托板[4]。因此设计锚索时, 重点确定的锚索布置参数是锚索的排距b, 下面求锚索的排距, 根据锚索的屈服载荷Y1, 按每排安装n根锚索 (每排按2根) 考虑。

式中:Y1为锚索的屈服载荷, 取240 k N;B为巷道跨度, 取3.8 m;γ为极限平衡区煤岩体容重, 取22.5k N/m3;Δ为极限平衡区深入顶板围岩的深度, 或顶煤厚度2.6 m与泥岩2.9 m;φ为内摩擦角, 取30°;

计算得b=2.15 m, 取锚索排距1.6 m。

单根锚索载荷校核如下:

根据围岩结构尺寸考虑顶板悬吊厚度h=5.5 m, 宽度B=3.8 m, L=1.6 m, 载荷G=5.5×3.8×1.6×22.5=752.4 k N。顶板载荷有单排2根锚索承载, 单根锚索载荷N=752.4/2=376.2 k N, 对于直径18.9 mm的锚索抗拉强度为400 k N>376.2 k N, 可见锚索承载力满足支护要求。

4 结语

本文通过对刘家梁矿皮运下山锚杆支护装置的创新设计, 将锚杆支护工艺的设计从传统的单一矿石机械设计拓展到地质勘测、地质力学评估为设计参数来源, 并充分利用优质矿山工程作为设计质量校核标准, 利用极限平衡方法对锚索进行校核, 丰富了锚杆支护装置的设计方法, 提高了设计精度。

摘要：现有的锚杆支护设计方法很多, 如基于以往经验和围岩分类的经验设计法, 基于假说和解析计算的理论设计法, 以及现场监测数据为基础的监控设计法。基于地址勘测和地址力学评估, 为锚杆支护装置设计提供精确力学设计参数, 采用极限平衡方法对锚索进行校核, 提高了设计精度。

关键词：锚杆,支护,极限平衡

参考文献

[1]康红普, 姜铁明, 高富强.预应力锚杆支护参数的设计[J].煤炭学报, 2008, 07:12-14.

[2]马广俊, 郭朋星.煤巷锚杆支护应用现状及设计方法[J].山东煤炭科技, 2010, 03:26-28.

[3]张浩然.深基坑锚杆支护结构的设计计算及检测[J].山西建筑, 2011, 18:36-38.