煤矿掘进顶板管理

关于煤矿掘进顶板管理第一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二1.岩石——是矿物的凝聚体（由各种造岩矿物或岩屑在地质作用下按一定规律组合而成）按成因：岩浆岩、沉积岩、变质岩按固体矿物颗粒间的结合特征：

固结性、粘结性、散粒状按力学强度和坚实性：坚硬岩石、松软岩石煤矿中常见：砂岩、石灰岩、砂质页岩、泥质页岩、粉砂岩等一、矿山岩石基本性质第二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二第三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二2.岩石的强度：在载荷作用下岩石变形，达到一定程度就会破坏。（1）抗压强度——岩石试件在压缩时所能承受的最大压应力值。分单向、双向、三向抗压强度。（2）抗拉强度——岩石试件在拉伸时所能承受的最大拉应力值。（3）抗剪强度——岩石抵抗剪切的极限强度。

第四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二实验研究结论：

岩石在不同受力状态下的各种强度值、一般符合下列由大到小的顺序：

三向等压抗压强度＞三向不等压抗压强度＞双向抗压强度＞单向抗压强度＞抗剪强度＞抗拉强度岩石的强度越高、其抵抗外力使其变形、破坏的能力越强、则巷道越稳定。有的巷道可以利用围岩本身的强度而不支护、就可以维持巷道的稳定。第五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.岩石的破坏类型研究表明：不论加载方式如何，岩石总是被拉坏或剪坏。拉坏（岩石断裂面明显离开，断裂面间没有错动）剪坏（岩石断裂不离开，断裂面一定发生错动）岩石被压坏的原因是因为与压应力不垂直的平面上出现剪应力，当剪应力达到极限时被剪切破坏。第六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.岩石的硬度（坚固性）

岩石的硬度、一般理解为岩石抵抗其他较硬物体侵入的能力。硬度与抗压强度有联系又有区别。对于凿岩、岩石的硬度比单向抗压强度更具有实际意义、因为钻具对孔底岩石的破碎方式多数情况下是局部压碎。所以，硬度指标更接近反映钻凿岩石的实质和难易程度。

第七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二坚固性系数的基本概念岩石的坚固性是指岩石的爆破和凿岩的难易程度。分级指标f称普氏岩石坚固性系数。这个分法将岩石按坚固性分为10级15种，在现场使用不方便。为了简化，我国煤炭系统按坚固性将煤、岩分类为：软煤f=1-1.5

硬煤f=2-3

软岩f=2-3

中硬岩f=4-6

硬岩f=8-10

坚硬岩石f=12-14

最坚硬岩石f=15-20第八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二5.围岩的分类

根据成因的不同、岩石分为岩浆岩、沉积岩、变质岩。对于采掘工程来说、还要对岩石进行定量的区分、以便能正确地进行工程设计、合理地选用施工方法、施工设备、机具与器材。工程实践与理论研究得出、围岩的稳定性主要取决于岩体的结构和岩体强度、煤矿部门根据锚喷支护与施工的需要、根据煤矿岩层的特点、制定了围岩分类表。第九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

围岩分类围岩分类岩层描述巷道开掘后围岩的稳定状态岩种举例类别名称Ⅰ稳定岩层岩层完整坚硬、不易风化2.层状岩层层间胶结好、无软弱夹层围岩长期不支护无碎块掉落现象

完整的玄武岩Ⅱ稳定性较好的岩层完整比较坚硬2.层状岩层层间胶结好3.坚硬块状岩层、裂隙面闭合、无泥质充填物

围岩较长时间不支护会出现小块掉落现象胶结好的砂岩、砾岩Ⅲ中等稳定岩层岩层完整中硬2.层状岩层以坚硬岩层为主，夹有少数的软岩层3.比较坚硬的块状岩层能维持一个月以上的稳定、会产生局部岩块掉落砂岩、砂质页岩Ⅳ稳定性较差的岩层较软的完整岩层2.中硬的层状岩层3.中硬的块状岩层围岩的稳定时间仅有几天页岩、泥岩Ⅴ不稳定岩层易风化潮解剥落的松软岩层2.各类破碎岩层围岩很容易产生冒顶片帮炭质页岩、煤第十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二二、顶、底板有关概念位于煤层上面的岩层叫顶板，位于煤层下面的岩石叫底板。第十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二第十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二1.顶板（1）伪顶——紧贴煤层，随采随落，厚度一般0.3m～0.5m。（2）直接顶——位于伪顶或煤层（无伪顶时）之上，由一层或几层岩层组成，一般能随回柱放顶及时垮落。（3）基本顶——位于直接顶之上（有时直接位于煤层之上）厚而坚硬的岩层。能维持很大的悬露面积而不随直接顶垮落。第十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二2.底板（1）直接底——位于煤层之下、厚度较小（约0.2m～0.4m），常由泥岩、页岩、粘土岩组成。（2）老底——位于直接底或煤层（无直接底时）之下，一般由砂岩或石灰岩等坚固的岩层组成。第十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

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。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。三、巷道支护技术第十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二（一）支架的形式巷道支护的支架形式有：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；锚杆喷浆等支护方法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的巷道、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。第十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

（二）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下表。第十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二梯形支架的力学特征及适用条件序号支架架型主要力学特征使用条件1梯形刚性支架不可缩承载能力较小围岩较稳定、变形量较小、在200mm左右、多用于巷道净端面小于10m2的炮采工作面两巷及综采工作面的回风平巷2梯形可缩性支架垂直可缩承载能力小围岩较稳定、顶压较大、侧压较小、多用于巷道净端面小于10m2的炮采工作面回风平巷。其顶底板相对移近率在10%～35%之间第十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二2.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下表。第十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二U型钢可缩性支架的力学性能及适用条件序号支架类型主要力学特征适用条件1半圆拱可缩性支架承载能力较大、特别是在均匀受压时回采巷道和与集中胶带机道连通的石门、围岩压力较大、较均匀或有一定侧压、顶底板相对移近率在10%-35%之间2三心拱直腿可缩性支架承载能力较大、特别是在顶压较大时回采巷道和与集中胶带机道连通的石门、围岩压力较大、特别是顶压较大、顶底板相对移近率在10%-35%之间3三心拱曲腿可缩性支架承载能力较大、抗侧压能力较大回采巷道和与集中胶带机道连通的石门、围岩压力较大、压力较均匀、顶压和侧压均较大、顶底板相对移近率在10%-35%之间第二十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.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下表。

封闭曲线形可缩性支架的力学特性及适用条件表序号支架架型主要力学特征使用条件1圆形可缩性支架承载能力大、抗底臌和两帮移近量的能力大、特别是在均压时围岩松软、移近量大、底臌和两帮移近量较严重、在使用非封闭支架时、围岩移近率≥30%～35%、在压力较均匀、并在回风平巷使用时更为有利2方环形可缩性支架承载能力大、抗底臌和两帮移进量的能力大、特别是肩压大、压力不太均匀时围岩松软、移近量大、底臌和两帮移近量较严重、在使用非封闭支架时、围岩移近率≥30%～35%、其压力不太较均匀、并在回风平巷使用时更为有利第二十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

（三）锚杆支护从支护机理上看，锚杆支护属于“主动”支护，可以充分利用围岩的自承能力，提高巷道围岩的稳定性，将载荷体变为承载体。在相同生产地质条件下，锚杆支护的巷道围岩变形量比棚式支护减少一半以上。从技术经济上对比，锚杆支护可以节约大量钢材，减少材料运输工作量，减轻工人的劳动强度和改善作业环境；保持采煤工作面上下两道和开切眼的畅通，为回采工作面快速推进和高产高效低成本生产创造有利条件；也提高了巷道的有效利用断面。锚杆支护巷道施工简单，机械化程度高，可大幅度降低巷道支护成本，提高掘进速度和生产效率。第二十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二1.煤巷锚杆支护作用机理（1）悬吊理论（2）组合梁理论（3）组合拱（压缩拱）理论（4）最大水平应力理论第二十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二（1）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，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。缺点：没有考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开。适用条件：锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层第二十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二（2）组合梁理论

机理：将锚固范围内的岩层挤紧，增加各岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象，提高其自撑能力。将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。在上覆岩层载荷的作用下，这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度亦减小。缺点：将锚杆作用与围岩的自稳作用分开；随着围岩条件的变化，在顶板较破碎、连续性受到破坏时，组合梁也就不存在了。适用条件：层状地层顶板在相当距离内不存在稳定岩层，悬吊作用处于次要地位。第二十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二（3）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。缺点：一般不能作为准确的定量设计。适用条件：顶板无稳定岩层第二十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二（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。缺点：直观性较差。第二十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二锚杆分类材质：木质锚杆、塑料或是玻璃钢锚杆、金属锚杆锚固：机械锚固、粘结锚固锚固长度：局部锚固、全长锚固目前90％以上的锚固为金属树脂局部锚固锚杆※锚杆支护－主动支护－通过锚杆的预应力加固松动围岩，提高围岩的自承载能力※实现主动支护的两个关键因素－第一时间施打－第一时间施加预应力※锚杆选型－尽可能选用预应力锚杆－以最小的扭矩产生最大的预应力。※三力匹配问题和三径匹配问题金属锚杆左旋细丝锚杆（Q335、Q500）。右旋全螺纹钢锚杆（Q500）。圆钢麻花锚杆（Q215、Q335）

2.锚杆形式与锚杆结构第二十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二左旋预应力阻尼锚杆是一种预应力锚杆。阻尼有树脂或塑料阻尼、销式阻尼、金属盖片式阻尼三种。初期锚固力（或预应力）靠树脂粘结力实现。锚杆搅拌完毕后需要等待40－60秒时间，然后打开阻尼实现锚杆的预应力（初锚力）锚杆的预应力产生范围只在非锚固范围实现。该锚杆安装口诀是：“一推”、“二转”、“三停”、“四紧”。随着矿井开采深度加大和巷道断面的扩大，该类锚杆应该是今后发展应用的主流锚杆。

第二十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二②左旋细丝预应力锚杆

该锚杆的缺点：加工过程多了压圆、滚丝两个工艺。该锚杆的优点是：（Ⅰ）锚杆预应力大。由于该锚杆螺纹是国标螺纹，螺纹螺距2.5mm，螺纹自锁效果好，通过特制的阻尼螺母，很容易达到设计的预应力。120型气动锚索钻机既可实现4吨的预应力。（Ⅱ）锚杆锚固力高。因该锚杆杆体设计的螺纹方向为左旋方向和锚杆的搅拌树脂方向（右旋）相反，在搅拌树脂的过程中会对树脂产生一个轴向挤压力，大量测试表明，同样杆体直径和同样树脂的情况下，左旋细丝预应力锚杆的锚固力比右旋等强全螺纹钢锚杆锚杆，锚杆力可提高20％以上。（Ⅲ）杆体的有效断面大，锚杆强度高。大量试验表明，同直径同材质的左旋细丝预应力锚杆的破断力比右旋等强全螺纹钢锚杆的破断力高出20％以上。（Ⅳ）左旋细丝预应锚杆因采用了合理的阻尼螺母，螺母材质为球墨铸铁，球墨铸铁和锚杆杆体的摩擦力是最小的，另外采用了减阻特制塑料垫圈，使锚杆的扭矩应力比大大提高。A六方螺母预应力锚杆B四方螺母预应力锚杆上图左旋细丝预应力锚杆示意图第三十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二②左旋细丝预应力锚杆

第三十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二右旋无阻尼等强螺纹钢锚杆第三十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二该锚杆的优点：加工制造简单。该锚杆的缺点是：（Ⅰ）杆体螺距大。螺距通常在10－12mm左右，大螺距螺母与杆体咬合力低，摩擦力大，时常出现锚杆退丝现象，而且锚杆的安装应力低，很难达到2吨以上的预应力。（Ⅱ）锚杆锚固力低。因该锚杆杆体设计的螺纹方向（右旋）和锚杆的搅拌树脂方向（右旋搅拌）旋向相同，在搅拌树脂的过程中会对树脂产生一个向外的输送力，大量测试表明，同样杆体直径和同样树脂的情况下，右旋全螺纹等强锚杆的锚固力比左旋细丝预应力锚杆，锚杆力降低20％。（Ⅲ）杆体的有效断面小，强度低。大量试验表明，同直径同材质的右旋等强锚杆的破断力比左旋细丝预应力锚杆低20％以上。第三十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二左旋与右旋螺纹钢锚杆强度对比

左旋滚丝螺纹钢锚杆杆体强度表杆体直径(BarSize)钢材级别（Grade）屈服强度（吨）抗拉强度（吨）国标实测国标实测Ф16MG3356.281≥9.09.187≥13.0Ф18MG3358.277≥11.012.107≥16.0Ф18MG50012.354≥15.016.307≥20.0Ф20MG50015.327≥18.020.232≥24.0Ф22MG50017.789≥20.023.482≥27.0右旋等强螺纹钢锚杆杆体强度表杆体直径(mm)钢材级别（MPa）屈服强度（吨）抗拉强度（吨）国标实测国标实测Ф18MG3358.7≥9.112.6≥13.0Ф20MG33510.8≥10.215.6≥15.0Ф22MG33513.1≥13.3518.9≥20.25第三十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二圆钢麻花式锚杆（1）锚固力低（3－5吨）（2）杆体强度低第三十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二管逢式锚杆（1）全长摩擦锚固－锚固力（2）锚固强度低（3）国外用于金属矿山硬岩巷道支护第三十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二涨壳式锚杆－快装全长预应力锚杆安装简单迅速全长预应力预应力高树脂用量少组合粱效果好适合于层状软岩第三十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二第三十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二（四）《煤巷锚杆支护技术规范（试行）》1.范围本标准规定了煤巷锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、煤巷锚杆支护监测及煤巷锚杆支护施工质量检测。本标准适用于煤矿煤巷锚杆支护，也适用于半煤岩巷锚杆支护。第三十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二2.规范性引用文件下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件，其随后所有的修改单（不包括勘误的内容）或修订版均不适用于本标准，然而，鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件，其最新版本适用于本标准。

GB/T5224－2003预应力混凝土用钢绞线

GB/T14370－2000预应力筋用锚具、夹具和连接器

GB50086－2001锚杆喷射混凝土支护技术规范

MT146.1－2002树脂锚杆锚固剂

MT146.2－2002树脂锚杆金属杆体及其附件

MT/T942－2005矿用锚索

MT5009－1994煤矿井巷工程质量检验评定标准

第四十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.术语和定义下列术语和定义适用于本标准。

3.1

煤巷：断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。

3.2

半煤岩巷：断面中岩石面积（含夹石层）大于1/5到小于4/5的巷道。

3.3

锚杆支护：以锚杆为基本支护形式的支护方式。

3.4

锚杆杆体破断力：锚杆杆体能承受的极限拉力。第四十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.5

锚杆拉拔力：锚杆锚固后，拉拔试验时，锚杆破断或失效时的极限拉力。3.6

锚固力：锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时，所能承受的极限载荷。3.7

设计锚固力：设计时给定的锚杆应能承受的锚固力。3.8

树脂锚杆：以树脂锚固剂配以各种材质杆体及托盘（托板）、螺母与减磨垫圈等构件组成的锚杆。

第四十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.9

树脂锚固剂：起粘结锚固作用的材料称锚固剂，树脂锚固剂由树脂胶泥与固化剂两部份分隔包装成形。混合后能使杆体与被锚固体煤岩粘接在一起。3.10

锚固长度：锚杆的锚固剂或锚固装置与钻孔孔壁的有效结合长度。3.11

端头锚固：锚杆的锚固长度不大于钻孔长度的1/3。3.12

全长锚固：锚杆的锚固长度不小于钻孔长度的90％。第四十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.13

加长锚固：锚杆的锚固长度介于端头锚固与全长锚固之间。3.14

拉拔试验：测试锚杆拉拔力的试验。3.15

搅拌时间：安装树脂锚杆时，从开始搅拌树脂锚固剂到停止搅拌所用的时间。3.16

等待时间：安装锚杆时，搅拌停止后到可以上紧螺母托板的时间。第四十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.17

预紧力：安装锚杆（锚索）时，通过拧紧螺母或采用张拉方法施加在锚杆（锚索）上的拉力。3.18

预紧力矩：拧紧螺母使锚杆达到设计预紧力时，施加到螺母上的力矩。3.19

锚杆快速安装：使用锚杆钻机连续完成搅拌树脂锚固剂、拧紧螺母的全过程。3.20

初始设计：根据已有资料提出的巷道支护形式与参数。第四十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.21

信息反馈：对支护监测信息进行解释，并据此对支护设计进行验证和修改的过程。3.22

正式设计：根据监测信息，对初始设计进行验证或修改，在技术性、经济性以及安全性等方面均能满足生产要求的支护设计。3.23

巷道顶板离层临界值：支护设计或工程实践分析确定的巷道顶板允许的最大离层值。第四十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二3.24

复杂地段：指断层及围岩破碎带、应力集中区、顶板淋水区、裂隙发育区、巷道穿层地段、瓦斯异常区、大断面、大跨度巷道等地段。3.25

异常情况：指巷道位移、离层、锚杆受力等发生突变的情况。第四十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二4.技术要求

4.1煤巷围岩地质力学评估

4.1.1地质力学评估是煤巷锚杆支护设计的主要依据之一，锚杆支护设计前应进行地质力学评估。

4.1.2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。第四十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二4.1.3根据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。

4.1.4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。

4.1.5煤巷围岩地质力学参数，包括围岩物理力学性质、围岩结构和围岩应力。

4.1.6原岩应力测量宜优先采用应力解除法或水压致裂法。

第四十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

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（类似条件）煤巷内测取。10煤巷轴线方向由工作面巷道布置图给出。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。第五十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

钻孔应力解除法测试地应力示意图

第五十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二第五十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.1.7巷道支护设计所需的煤岩体物理力学参数，可通过井下采取岩样进行实验室试验获得，岩样的采取、包装应满足锚杆支护设计的要求；一些参数（单轴抗压强度、变形模量等）也可通过井下原位测量获得。

4.1.8煤岩体的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。

4.1.9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。第五十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.1.10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3根锚杆。根据试验结果判断围岩的可锚性。

4.1.11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。

4.1.12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。

4.1.13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。第五十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二4.1.14有下列情况之一的应重新进行围岩稳定性分类

a)当巷道围岩条件、开采深度、开采范围与原分类差异很大时；

b)新采区各煤层巷道首次采用锚杆支护时。4.2煤巷锚杆支护设计4.2.1巷道围岩地质力学评估结果证明锚杆支护可行时，进行锚杆支护设计。4.2.2在采区巷道布置时，应尽量使煤巷的轴线方向与最大水平主应力的方向平行。第五十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二4.2.3煤巷锚杆支护设计应采用动态设计方法。设计应在地质力学评估的基础上按以下程序进行：初始设计—井下监测—信息反馈—正式设计。4.2.4根据地质力学评估结果，进行锚杆支护初始设计。初始设计应包括以下内容：

a)巷道地质与生产条件及地质力学评估结果；

b)煤巷断面设计；

c)锚杆支护形式设计；

d)锚杆支护参数设计；

e)锚杆支护材料选择和施工机具设备配套；第五十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

不同掘进方向巷道状况的差异第五十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二f)锚杆支护施工工艺、安全技术措施和施工质量指标；

g)锚杆支护矿压监测设计；

h)煤巷围岩复杂地段的支护方法和煤巷受到采动影响时的超前支护设计。4.2.5锚杆支护初始设计可采用以下一种或多种方法组合进行4.2.5.1工程类比法根据已经支护巷道的实践经验，通过类比，直接第五十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二提出锚杆支护形式与参数。也可根据巷道围岩稳定性分类结果进行锚杆支护形式与参数设计。4.2.5.2理论计算法选择适合本矿区煤巷条件的锚杆支护理论进行理论计算设计。4.2.5.3数值模拟法根据地质力学评估结果建立计算机数值模拟模型，通过多方案比较，确定锚杆支护初始设计。4.2.6煤巷断面一般采用矩形或梯形，特殊情况可采用拱形或其它形状断面。煤巷断面设计应考虑以下因素：

第五十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二a)煤巷布置（运输）的最大设备尺寸；

b)煤巷管线布置和行人要求；

c)煤巷通风要求；

d)预留煤巷变形量。4.2.7锚杆支护形式以锚杆为基本支护构件，可选以下构件进行组合：

a)组合构件（钢筋托梁、钢带、钢梁等）；

b)护网；

c)锚索。4.2.8锚杆支护设计应包括以下内容：

a)锚杆种类（螺纹钢锚杆、圆钢锚杆、玻璃钢锚杆或其它锚杆等）；

第六十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

b)锚杆附件（托板、球形垫圈、减摩垫圈和螺母等）的规格和力学性能；

c)锚杆几何参数（直径和长度等）；

d)锚杆力学参数（屈服载荷、破断载荷和延伸率等）；

e)锚杆预紧力；

f)锚杆布置（锚杆间距、排距、安装角度等）；

g)钻孔直径、锚固方式和锚固长度；

h)锚杆设计锚固力；第六十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

i)锚固剂的型号、数量等；

j)组合构件（钢筋托梁、钢带、钢梁等）形式、规格和力学性能；

k)护网形式、规格和力学性能；

l)锚索形式和材质（单根锚索或锚索束，钢丝绳或钢绞线等）；

m)锚索附件（锚索托板和锚具等）的规格和力学性能；

n)锚索几何参数（直径和长度等）；

o)锚索力学参数（屈服载荷、破断载荷和延伸率等）；第六十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

p)锚索预紧力；

q)锚索布置（锚索间距、排距、安装角度等）；

r)锚索钻孔直径、锚固方式和锚固长度；

s)煤巷锚杆支护布置图；

t)组合构件加工示意图；

u)支护材料消耗清单。第六十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二4.2.9锚杆支护基本参数宜选用表2中的系列。表2锚杆支护基本参数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mm16.0～25.03

锚杆排距m0.7～1.54

锚杆间距m0.7～1.55

锚索有效长度m4.0～10.06

锚索公称直径mm15.2～22.0第六十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.2.10钻孔直径、锚杆直径和树脂锚固剂直径应合理匹配，钻孔直径和锚杆杆体直径之差应为6mm～10mm，钻孔直径与树脂锚固剂直径之差应为4mm～8mm。

4.2.11煤巷顶板优先采用树脂锚固螺纹钢锚杆，对于煤顶巷道、全煤巷道和大断面煤巷，顶板宜采用高强度螺纹钢锚杆组合支护。

4.2.11.1采煤工作面侧的煤帮优先采用可切割锚杆。

4.2.11.2煤巷顶板锚杆支护补强加固手段应优先采用锚索（设计长度确保锚固到稳定岩层中的长度不小于1.0m）。第六十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

锚索

顶板潜在冒落范围

顶板锚杆第六十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.2.11.3煤巷复杂地段应进行联合支护（断层破碎带、切眼等应采取锚索、架棚特殊措施）。复杂地段的支护范围应该延伸到正常地段5m以上。

4.2.12煤巷锚杆支护施工工艺设计应包括施工设备配置、施工工艺、施工质量指标和安全技术措施等。

4.2.13煤巷锚杆支护矿压监测设计应包括监测内容、测站安设方法、数据测读方法、测读频度和监测仪器等。矿压综合监测应给出反馈指标和锚杆支护初始设计修改准则；矿压日常监测应给出监测方法、合格标准和异常处情况的处理措施。

第六十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.2.14初始设计在井下实施后应及时进行矿压监测。将煤巷受掘进影响结束时的监测结果用于验证或修正初始设计。修正后的支护设计作为正式设计在井下使用。煤巷回采影响期间的监测结果可用于其它类似条件巷道支护设计的验证与修改。

4.2.15正式设计实施过程中，应进行矿压监测。当地质条件发生显著变化时及时修正。

4.3锚杆支护材料

4.3.1一般要求设计选用的煤巷锚杆支护材料应符合国家标准和相关行业标准，并具有产品合格证。锚杆（锚索）杆体第六十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二及其附件、其它组合构件等的力学性能应相互匹配。（定期进行质量检测）

4.3.2锚杆、托板、螺母

4.3.2.1金属杆体、托板、螺母应符合MT146.2－2002的规定。

4.3.2.2树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体应符合有关标准的规定。

4.3.3锚固剂树脂锚固剂应符合MT146.1－2002的有关规定。锚固剂生产厂家应提供质量合格证。

第六十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.3.4钢带钢带的选用应根据巷道具体情况选用不同型号和规格，钢带材料抗拉强度应不低于375MPa。

4.3.5锚索

4.3.5.1锚索用钢绞线应符合GB/T5224－2003的规定；应优先选用抗拉强度等级不低于1860MPa，延伸率不小于3.5%，直径不小于Φ15.2mm的钢绞线。

4.3.5.2与钢绞线配套的锚具应符合GB/T14370－2000的规定。

4.3.5.3锚索托板的承载力应符合MT/T942－2005的要求。第七十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.3.6网煤巷锚杆支护巷道宜选用金属焊接网，在条件允许的情况下，可选用符合相应技术标准的编织金属网或其它材料的网。

4.3.7喷射混凝土服务期长的巷道或维修巷道可采用喷射混凝土等封闭措施。

4.4锚杆、锚索支护施工

4.4.1煤巷锚杆支护施工应按掘进工作面作业规程的有关规定进行。

4.4.2锚杆支护巷道掘进工作面应采用临时支护，不应空顶作业，其临时支护形式、规格、要求等应在作业规程、措施中明确规定。第七十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二4.4.3锚杆支护巷道落煤（岩）后，应及时进行顶板支护。若两帮煤体稳定，帮锚杆施工可适当滞后，滞后距离和最大空帮时间应在作业规程、措施中明确规定。

4.4.4锚杆孔施工

4.4.4.1顶板锚杆孔应由外向掘进工作面逐排顺序施工，每排锚杆孔宜由中间向两帮顺序施工。

4.4.4.2锚杆孔实际钻孔角度相对设计角度的偏差应不大于5°。

4.4.4.3锚杆孔的间排距误差应不超过100㎜。第七十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.4.4.4锚杆孔深度误差应在0㎜～30㎜范围内。

4.4.4.5锚杆孔内的煤岩粉应吹干净。

4.4.5锚杆安装（树脂锚固剂快速承载+预紧力）

4.4.5.1锚杆安装应优先采用快速安装工艺。

4.4.5.2锚固剂使用前应进行检查，不应使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。（3个月）

4.4.5.3当使用两卷以上不同型号的树脂锚固剂时，应按锚固剂凝固速度先快后慢的顺序，将锚固剂依次放入钻孔中，先将锚固剂推到孔底，再启动锚杆钻机搅拌树脂锚固剂。（CK/K）第七十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.4.5.4螺母应采用机械设备紧固，需要二次紧固时，其扭矩或预紧力大小、紧固时间应在作业规程、措施中明确规定。

4.4.5.5螺母安装达到规定预紧力矩后，一般不得将螺母卸下重新安装。

4.4.5.6托板应紧贴钢带、网或巷道围岩表面，当锚杆与巷道的周边不垂直时应使用异型托板。

4.4.5.7锚杆托板与螺母之间宜使用减摩垫圈。

4.4.5.8网的规格、联网方式及参数应在规程中明确规定。

4.4.6锚索施工

4.4.6.1采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。第七十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.4.6.2锚索孔深度误差应不大于100mm。

4.4.6.3锚索宜垂直于顶板或巷道轮廓线布置，实际钻孔角度与设计角度的误差不大于10°。

4.4.6.4锚索间排距误差不大于100mm。

4.4.6.5安装锚索应优先使用电动或气动张拉机具，不宜使用手动式张拉机具。

4.4.6.6安装锚索时，钢绞线应推到孔底，安装后外露钢绞线长度不宜超过300mm。(150～250mm)4.4.6.7锚索施工后，应及时对锚索进行检查，锚索预紧力的最低值应不小于设计预紧力的90%。发现工作载荷低于预紧力时应及时进行二次张拉。

4.4.6.8锚索钻孔中有淋水时，应采用补强措施。第七十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.4.7其它施工要求

4.4.7.1锚杆支护作业时，如遇复杂地段（如煤炮剧烈、顶底板及两帮移近量显著增加、顶板出现淋水或淋水加大、围岩层节理发育、突发性片帮掉渣、巷道不易成型、钻眼速度异常等），应停止作业、分析原因，采取措施后方可施工。

4.4.7.2复杂地段应优先选用锚杆、锚索、锚注等支护形式进行支护，并适当加大支护密度，必要时应采用金属支架、支柱等进行加固（断层落差较大围岩破碎带、交叉点、应力集中区、顶板有较大淋水及煤层特别松软破碎区等）。

4.4.7.3对失效、松动等不合格的锚杆、锚索应及时补打或紧固。第七十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

4.4.7.4采用锚杆支护的煤层巷道，应备有一定数量的其它支护材料作防范措施。

4.4.7.5任何煤巷作业地点，作为永久支护的锚杆、锚索、钢带、金属网等不应作为起吊设备或悬挂其他重物。

4.4.8喷射混凝土施工

4.4.8.1喷射混凝土的施工应按GB50086-2001的规定执行。

4.4.8.2为防止混凝土的塑性收缩和龟裂，可选用聚丙烯腈纤维喷射混凝土。

第七十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二5煤巷锚杆支护监测5.1煤巷锚杆支护监测煤巷锚杆支护监测分为综合监测和日常监测两种。综合监测的目的是验证或修正锚杆支护初始设计，评价和调整支护设计；日常监测的目的是及时发现异常情况，采取必要措施，保证巷道安全。

5.2监测内容综合监测的主要内容为巷道表面和深部位移、顶板离层、锚杆（锚索）受力状况；日常监测主要内容为顶板离层观测。

5.3测站安设每条锚杆支护煤巷应安设综合监测测站；每间隔一定距离安设一个顶板离层指示仪进行日常监测。当围岩地质和生产条件发生显著变化时，应增减测站和第七十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二顶板离层指示仪的数目；复杂地段必须安设顶板离层指示仪。顶板离层指示仪安设时应紧跟掘进工作面。

5.4绘制测站位置和仪器分布图应绘制每个测站的位置和仪器分布图，测站的监测仪器应专门编号，以便测读时识别。

5.5观测频度距掘进工作面50m内和回采工作面100m内观测频度每天应不少于一次。在此范围以外，除非离层有明显增长，顶板离层仪的观测频度可为每周一次。

第七十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二5.6综合监测5.6.1巷道表面位移监测

5.6.1.1巷道表面位移监测内容包括顶底板相对移近量、顶板下沉量、底鼓量、两帮相对移近量和巷帮位移量。

5.6.1.2一般采用十字布点法安设测站，每个测站应安设两个监测断面，基点应安设牢固。

5.6.1.3巷道深部位移观测范围不小于巷道跨度的1.5倍，孔内测点数不少于4个。第八十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二5.6.2巷道顶板离层监测

巷道表面位移监测是在巷道的顶底板和两帮设置监测点，即采用中腰线十字布点法，如图所示。采用钢卷尺和测绳测量，综合监测频度距掘进迎头100m以内一般每天不少于一次，100m以外每周不少于1次。

第八十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

5.6.2.1顶板离层指示仪的浅基点应固定在锚杆端部位置，深基点一般应固定在锚杆上方稳定岩层内300mm～500mm，若无稳定岩层，深基点在顶板中的深度应不小于巷道跨度的1.5倍。第八十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二第八十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二第八十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

5.6.2.2顶板离层值超过设计顶板离层临界值时，应及时采取补强加固措施。

5.6.2.3不能进行有效测读的顶板离层指示仪应立即更换，如果不能安装在同一钻孔中，应靠近原位置钻一新孔进行安设，原指示仪更换后，要记录其读值，并标明已被更换。新指示仪的基点安设层位与高度应与原测点一致。

5.6.3锚杆、锚索受力监测

5.6.3.1采用测力锚杆监测加长（全长）锚固锚杆的受力状况，采用锚杆（锚索）测力计监测端部锚固锚杆（锚索）的受力状况。

第八十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

5.6.3.2锚杆（锚索）的受力监测仪器应在巷道锚杆（锚索）支护施工过程中安设。

5.6.4信息反馈应及时分析处理综合监测数据，进行信息反馈，并提交正式设计。掘进作业规程应作相应修改，审批通过后实施，并继续进行综合监测。

5.7日常监测

5.7.1基本要求锚杆支护的煤巷都应进行日常监测。制定日常监测方案，按技术要求组织实施。

第八十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

5.7.2检测人员培训要求对监测人员应进行培训，使其掌握测站安设、仪器操作、数据测读和数据处理方法。其他人员也应随时注意观察离层仪的变化，以便及早发现异常现象。

5.8异常情况发现异常情况，监测人员应立即向矿主管部门汇报，并分析出现异常的原因及其危害，提出处理办法并及时组织落实。

5.9存档制度各矿应保存监测数据，编制监测报告，并存档。第八十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二6.煤巷锚杆支护施工质量检测

6.1检测职责锚杆支护施工质量检测由矿主管部门负责。各矿应配备专职施工质量检测人员。各矿业集团公司应对专职检测人员进行培训，经考核合格者由矿业集团公司发给上岗证。

6.2检测内容锚杆支护施工质量检测的内容包括锚杆（索）锚固力检测、锚杆（索）安装几何参数检测、锚杆（索）预紧力矩或预紧力检测、锚杆（索）托板安装质量检测、组合构件和网安装质量检测、喷射混凝土的强度和喷层厚度检测。

第八十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

6.3检测要求锚杆支护施工质量应及时按设计要求进行检测。检测结果不符合设计要求，应停止施工，进行整改。施工质量不达标的，应及时采取补救措施。

6.4锚杆锚固力检测

6.4.1采用锚杆拉拔计进行锚杆锚固力检测。检测方法参见附录A。

6.4.2锚杆锚固力检测抽样率为3%，每300根顶、帮锚杆各抽样一组（共9根）进行检查，不足300根时，按300根进行；第八十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

6.4.3锚杆锚固力均不低于设计锚固力为合格；如有一根低于设计锚固力，应重新抽样检测，如重新检测的锚杆锚固力均不低于锚杆设计锚固力为合格，如仍有一根不合格则判锚杆施工安装质量为不合格。

6.5锚杆安装几何参数检测

6.5.1锚杆安装几何参数检测内容包括锚杆间距、排距、锚杆安装角度和锚杆外露长度等。

6.5.2锚杆安装几何参数检测范围不小于15m，检测点数不应少于3个。

6.5.3锚杆间距和排距采用钢卷尺测量呈四边形布置的4根锚杆之间的距离。第九十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

6.5.4锚杆安装角度采用半圆仪测量钻孔方位角；

6.5.5锚杆外露长度采用钢板尺测量测点处一排锚杆外露长度最大值。

6.6锚杆预紧力或力矩检测

6.6.1锚杆预紧力或力矩检测抽样率不低于5%，每300根顶、帮锚杆抽样各一组（共15根）进行检测，不足300根时，按300根进行。

6.6.2锚杆预紧力或力矩不低于设计预紧力矩的90%为合格。

6.7锚杆托板安装质量检测第九十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

6.7.1检测频度同锚杆几何参数，每个测点应以一排锚杆为一组进行检测。

6.7.2锚杆托板安装质量检测用实地观察和敲击法进行；

6.8组合构件和网安装质量检测网、钢带、钢筋托梁与煤巷表面紧贴程度用现场目测法检测，网、钢带、钢筋托梁与煤巷表面贴紧长度不低于70％为合格；网片搭接长度用钢卷尺测量。

6.9锚索安装质量检测

6.9.1锚索安装间距、排距、安装角度和锚索外露长度的检测方法同锚杆。第九十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

6.9.2锚索预紧力的检测用锚索测力计或张拉设备进行。6.10喷射混凝土的检测喷射混凝土的检测方法应符合GB50086-2001的有关规定。6.11煤巷锚杆支护质量评定

6.11.1煤巷锚杆支护质量评定应符合MT5009－1994的有关规定进行。

6.11.2煤巷锚杆支护质量达不到合格标准要求时,应及时采取补强措施，补强后的巷道应对其工程质量重新进行质量评定和验收。第九十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

附录A

（资料性附录）锚杆拉拔力试验锚杆拉拔力试验的目的是判定巷道围岩的可锚性、评价锚杆、树脂、围岩锚固系统的性能和锚杆的锚固力。试验必须在现场进行，使用的材料和设备与巷道正常支护相同。

A.1试验工具和设备试验的工具与设备主要有：（1）锚杆拉力计（量程＞200kN、分辨率≤1.0kN）（2）钻孔机具。第九十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二A.2准备工作

A.2.1地点的选择试验地点应尽量靠近掘进工作面，围岩较平整，未发生脱落、片帮等现象。试验锚杆应避开钢带（钢筋梯）安装，距邻近锚杆不小于300mm。

A.2.2锚杆、锚固剂试验用锚杆的表面应无锈、油、漆或其他污染物。树脂锚固剂按设计选用。

A.2.3钻孔用锚杆钻机在选择的地点钻孔。试验前测量钻孔直径、锚杆直径、树脂直径。第九十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二A.2.4锚杆安装（1）将树脂锚固剂放入孔中，用锚杆将其慢慢推到孔底；（2）用锚杆钻机将锚杆边旋转边推进到孔底，然后再旋转5s～10s停止；（3）等待30s后，退下锚杆钻机；（4）做好标记，以备试验。A.3拉拔试验拉拔试验在锚杆安装后0.5h～4.0h进行。时间过短影响锚固剂固化后的强度，时间过长则因巷道围岩发生变形影响测量结果。

第九十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

按图A.1所示安设仪器，确保锚杆拉力计油缸的中心线与锚杆轴线重合。试验前，检查手动泵的油量和各连接部位是否牢固，确认无误后再进行试验。试验由两人完成，一人加载，一人记录（见表A.1）。试验时应缓慢均匀地操作手动泵压杆。当锚杆出现明显位移时，停止加压，记录锚杆拉力计此时的读数，即为拉拔试验值。

图A.1锚杆拉拔力试验示意图第九十七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

表A.1锚杆拉拔力试验记录表

巷道名称：锚杆序号时间岩性锚杆长度（mm）锚杆直径（mm）孔径（mm）锚固长度（mm）锚固剂直径（mm）拉拔力（kN）备注试验人：记录人：

年月日第九十八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二A.4注意事项

A.4.1锚杆拉拔计在试验过程中应固定牢靠；

A.4.2锚杆拉拔时应缓慢地逐级均匀加载，直到锚杆滑动或杆体破坏为止，并作详细记录；

A.4.3拉拔锚杆时，拉拔装置下方和两侧不得站人；第九十九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二四、巷道顶板事故及防治技术第一百页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二（一）巷道顶板事故的原因与防治

当巷道围岩应力比较大、围岩本身又比较软弱或破碎、支架的支撑力和可缩量又不够时、已被应力破裂的围岩或本来就是破碎的围岩、在较大应力作用下、可能损坏支架、形成巷道冒顶、从而导致巷道顶板事故。要防治巷道顶板事故、在开掘巷道时就应该避免把巷道布置在由采动引起的高应力区内、或避免布置在很软弱破碎的岩层里。如果实在避不开软弱破碎岩层、那么就要在支架的支撑力与可缩量上下功夫、使其能和围岩状况相适应。对于在破碎岩层中开掘的巷道、支架间还要用背板背严。随着对支承压力分布规律的认识和支架性能的改善、近年来、已支护好的巷道顶板事故比较少。第一百零一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

1.掘进工作面冒顶事故的原因与防治

冒顶原因

(1)掘进破岩后、顶部岩石与岩体失去联系、若支护不及时、随时可能冒落。

(2)已支护的顶部岩石、若支护失败、可能造成冒落。第一百零二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

冒顶防治措施

(1)根椐岩性、确定合理的控顶距、当遇到破碎带或层理、裂隙发育时、应紧跟掘进支护；

(2)严格执行敲帮问顶制度、危石必须挑下、无法挑下时应采取临时支撑措施、严禁空顶作业；

(3)在破碎带掘进巷道、要缩小支护棚距、用拉条等将棚子连成一体、防止推垮；

(4)对破碎带有时可超前注浆、固化岩体；

(5)掘进头有空顶区和破碎带必须背严结实、必要时要挂网防止漏空；

(6)炮眼布置及装药量必须与岩石性质、支架和掘进头距离相适应、防止放炮崩倒棚子；

(7)锚杆支护注意眼深和锚杆密度、必要时锚喷网联合支护。第一百零三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

2.支架支护巷道冒顶事故的原因与防治

支架支护巷道冒顶事故的原因

支架支护巷道的冒顶可分为压垮型、漏垮型和推垮型三类。

(1)压垮型冒顶是因巷道顶板或围岩施加给支架的压力过大、压垮了支架、从而导致巷道顶部已破碎的岩块冒落。

(2)漏垮型冒顶是因无支护巷道或支护失效(非压坏)巷道顶部存在游离岩块、这砦岩块在重力作用下冒落、造成事故的发生。

(3)推垮型冒顶是因巷道顶帮破碎岩石、在其运动过程中存在平行巷道轴线的分力、如果这部分巷道支架的稳定性不够、可能被推倒而发生冒顶。第一百零四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

支架支护巷道冒顶事故的预防措施

(1)可能的情况下巷道应布置在稳定的岩体中、并尽量避免采动的影响；

(2)巷道支架应有足够的支护强度以抗衡围岩压力；

(3)巷道支架所能承受的变形量、应与巷道使用期间围岩可能的变形量相适应；

(4)尽可能做到支架与围岩共同承载。支架选型时、尽可能采用有初撑力的支架；支架施工时要严格按工序质量要求进行、并特别注意顶与帮的背严背实问题、杜绝支架与围岩间的空顶与空帮现象；

(5)凡因支护失效而空顶的地点、重新支护时应先护顶、再施工；

(6)巷道替换支架时、必须先支新支架、再拆老支架；

(7)在易发生推垮型冒顶的巷道中要提高巷道支架的稳定性、可以在巷道的支架之间用拉撑件连接固定、增加架间的稳定性、以防推倒。倾斜巷道中支架被推倒的可能性更大、其支架间拉撑件的强度、密度要适当加大。

特别注意：在掘进工作面10m内、地质破坏带附近10m内、巷道交叉点附近10m内、已经冒顶处附近10m内、都是容易发生顶板事故的地点、巷道支护必须适当加强。第一百零五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

3.锚杆支护巷道冒顶

锚杆支护巷道的冒顶事故的发生除地质因素外、主要是锚杆支护系统的锚固力不足引起的。巷道形成后、在原始应力和次生应力(包括回采等引起的各种支承压力)的作用下、巷道围岩产生变形、如果岩石不能自稳、且锚杆支护系统的锚固力不足、这种变形就得不到有效的控制、就会不断发展、最终导致围岩冒落和冒顶。锚杆间排距过大、锚杆支护材料选择不当、锚杆支护系统的匹配不合理、施工质量差等都会产生这一恶果。

第一百零六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二4.巷道交叉处冒顶事故的原因与防治

冒顶原因(1)交岔处断面大、岩层松动范围大、巷道压力大、易发生冒顶；(2)交岔处支护复杂、有两巷支架、有抬棚、支架稳定性要求高、强度大、支护质量不好可发生冒顶。防治措施(1)开岔口应选择岩性较好的位置。(2)严格操作规程、先支抬棚、后拆除原棚。(3)注意选用抬棚材料的质量与规格、保证抬棚有足够的强度。(4)当开口处围岩夹角被压坏、应及时采取加强和稳定措施。[例]某矿033队1984年7月20日、在平巷开岔口时、由于抬棚梁强度不够、同时过早地拆掉原巷道棚腿、造成了冒顶事故。第一百零七页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二5.有冲击地压巷道冒顶事故的原因与防治

冲击地压(岩爆)是指井巷或工作面周围岩体、由于弹性变形能的瞬时释放而产生突然、剧烈破坏的动力现象。常伴有煤岩体抛出、巨大声响及气浪等现象。

1)对冲击地压的成因和机理的解释

(1)强度理论：认为较坚硬的顶底板将煤夹紧、阻碍了煤体的移动、使之承受更高的压力、积聚更多的弹性能、一旦高应力突然加大或系统阻力突然减少、煤体即产生破坏和运动、将煤体抛向已采空间、形成冲击地压。

(2)能量理论：认为矿体(煤体)与围岩系统的力学平衡状态破坏后所释放的能量大于消耗的能量、就会产生冲击地压。

(3)冲击倾向理论：实际中煤体的冲击倾向度大于实验所确定的极限值、就会发生冲击地压。这三种理论提出了发生冲击地压的三个准则、即强度准则是煤体破坏准则、后两个是突然破坏准则。当三个准则同时满足、才能发生冲击地压。还可以看出、岩层中的应力是发生冲击地压的首要条件、积聚的弹性能是发生冲击地压的动力源。因此、发生冲击的自然条件是开采深度和地质构造、以及煤与顶底板岩石的物理力学性质。第一百零八页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二2)冲击地压的防治措施

(1)降低应力的集中程度超前开采解放层；无煤柱开采；不留残余煤体；合理安排开采顺序、禁止工作面对采和追采；避免形成孤岛或三面采空的煤体；避免在高应力区域掘进巷道。

(2)改变煤层的物理学性质高压注水、软化顶板、降低煤的强度和增加塑性变形。放震动炮、人为地释放煤体内部集中应力区积聚的能量(沿走向打4～6m深或更深的炮眼、进行松动爆破)。孔槽卸压、用大直径钻孔切割沟槽使煤体松动、达到压效果。孔深应穿过应力增高带。第一百零九页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

（二）巷道冒顶埋(堵)人事故的抢险处理

1.一般原则处理巷道冒顶埋(堵)人事故的主要任务、是抢救遇难人员及恢复通风等。抢救遇难人员时、首先应直接与遇难人员联络(呼叫、敲打、使用地音探听器等)、来确定遇难人员所在的位置和人数。如果遇难人员所在地点通风不好、必须设法加强通风。若因冒顶遇难人员被堵在里面、应利用压风管、水管及开掘巷道、打钻孔等方法、向遇难人员输送新鲜空气、饮料和食物。在抢救中、必须时刻注意救护人员的安全、为避免再次冒顶危险、应首先加强支护、准备好安全退路。在冒落区工作时、要派专人观察周围顶板变化、注意检查瓦斯及其他有害气体情况。在清除冒落矸石时、要小心地使用工具、以免伤害遇难人员。在处理时、应根据岩层冒落高度、冒落岩块、冒顶位置和范围大小以及围岩破碎和矿压等情况、采取不同的抢救方法。第一百一十页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

2.营救被冒顶埋压的遇险矿工首先、营救人员要检查冒顶地点附近的支架情况、发现有折损、歪扭、变形的柱子、要立即处理好、以保障在营救埋压人员时退路的安全。其次、要根据顶板垮落情况、在保证抢救人员安全和抢救方便的前提下、因地制宜地进行支护、如采用木垛法、撞楔法等。在检查架设的支架牢固可靠后、要指派专人观察顶板、才能清理埋压人员附近的冒落煤矸等、直到把遇险矿工营救出。在营救过程中、可用长木棍向遇险人员送饮料和食物。在清理冒落煤矸时、要小心地使用工具、以免伤害遇险人员。如果遇险人员被大块矸石压住、应采用千斤顶等工具把大块岩石顶起、将人迅速救出。第一百一十一页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二

营救埋压矿工时、要首先检查和维护好冒落地点及其附近的安全。有这样一个救灾实例：某矿掘进上山时、穿透老空区、引起冒顶、而且有大量老塘碎煤矸窜入巷道、两名在掘进工作面工作的工人被支架和碎煤矸压住。在营救这两名遇险人员时、有人为迅速接近受灾人员、在不检查维护冒落地点安全的情况下、撬矸石排煤矸、结果引起第二次冒顶、将两名营救者砸成重伤。后来、经研究采用沿冒落煤矸边缘打木垛的办法、加固支架、阻止碎煤矸砸人、使原来的大断面上山变成0.4m2的小上山、并一直将木垛打到人员被埋压地点、才将两名遇险者安全救出。

这个救灾实例从正反两方面证实：营救因冒顶而被埋压的矿工时、一定要首先检查和维护好冒落地点及其附近的安全、以保障营救人员在救灾时的安全、并有畅通、安全的退路、如果急于求成、不维护好冒落地点及其附近的安全、不仅完成不了营救任务、还会扩大事故、使营救者遭到伤害。第一百一十二页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二五、顶板事故案例分析第一百一十三页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二案例1凤凰山矿“8·5”顶板死亡事故一、基本情况

凤凰山矿机掘三队施工的95311工作面进风巷设计走向长度1400m，当掘进至1198m时，工作面出现了因向斜、背斜挤压造成的无煤区。二、事故经过二00二年八月五日早班，大约上午9：30时分，因顶板离层突然来压，由于支护不力，致使所回棚及向里两架棚全部垮落，将在此处工作的赵双坤、李永雷埋住，窒息死亡。第一百一十四页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二凤凰山矿“8·5”顶板死亡事故三、事故原因（1）工作地点因地质向斜、背斜挤压，形成的褶曲构造，顶板离层、破碎，压力增大，未按规程进行支护是造成事故的直接原因。（2）工作现场起底、扩帮、换棚施工时，未按施工措施要求进行，既未使用摩擦柱加强支护，又未正确使用临时支护，且当班班长违章指挥，工人违章作业，是造成这次事故的主要原因。第一百一十五页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二凤凰山矿“8·5”顶板死亡事故（3）机掘三队安全管理存在重大漏洞，未将己审批的安全技术措施认真落实，在工作面条件发生变化时，未按要求采取针对性措施，队主要领导直接违章指挥，也是造成这次事故的主要原因。（4）原煤生产井作为业务保安和直接管理部门，安全意识不强，业务保安落实不到位，安全技术措施落实存在重大漏洞，现场安全管理不到位，是造成此次事故的重要原因。第一百一十六页，共一百二十八页，编辑于2023年，星期二凤凰山矿“8·5”顶板死亡事故（5）矿山安全调度中心作为全矿的安全监督管理部门，安全监管不到位，现场监督检查不力，也是造成此次事故的重要原因。（6）矿有关领导对本矿的安全管理不善，对职工的安全教育不够，也是造成此次事故的重要原因。第一百