煤巷锚网支护技术规范（试行）二◦一六年一月第一章总则 (1)第二章巷道围岩稳定性分类及地质力学评估 (2)第三章锚网支护设计 (5)第四章锚网支护材料 (20)第五章施工技术管理 (22)第六章锚网支护质量检测及矿压观测 (28)第七章维修管理规定 (35)第八章回收管理规定 (38)第九章锚网支护验收规定 (41)第十章附则 (44)第十一章附件 (45)第一章总则第一条为使****** （以下简称****** ）锚网支护工程的设计符合技术先进、经济合理、安全可靠的要求，规范施工质量管理，促进锚网支护技术健康发展，特制定本规范。
第二条本规范是在对******所属各单位应用锚网支护技术经验总结的基础上，结合国内外先进技术和最新技术发展动态以及******今后煤巷锚网支护技术的发展方向而制定的。
第三条煤、半煤岩巷道的锚网支护参照本规范执行。
第四条推广应用锚网支护技术时，必须坚持科学态度，依靠科技进步，积极推广应用新技术、新工艺、新机具、新材料。
第五条对使用的新型锚网支护材料及防腐锚网支护材料等，使用单位必须将有关物理、化学等技术参数报******生产管理部，经生产管理部审核批准或组织有关单位鉴定后方可使用。
第二章巷道围岩稳定性分类及地质力学评估第一条对巷道围岩稳定性进行分类，其目的是为巷道锚网支护设计、施工与管理提供依据。
第二条****** 煤巷围岩稳定性分类，暂按巷道围岩稳定性指数、围岩松动圈范围及巷道开挖后围岩变形量，两种方法进行分类，各矿可根据实际情况采用其中一种或两种进行比较后确定。
在取得丰富的基础性实测资料和深化理论研究的基础上，进一步研究定量分析方法，使围岩稳定性分类更具科学性、合理性和可操作性。
第三条巷道围岩稳定性指数：巷道围岩开挖前所处位置的最大垂直应力（即原岩应力Y H）与巷道围岩岩石单向抗压强度的比值，共分为4类。
见表2-1。
表2-1巷道围岩稳定性指数第四条依据围岩松动圈范围及巷道开挖后围岩变形量进行分类，可分为I非常稳定、□稳定、川中等稳定、W不稳定、V极不稳定五类。
表郑州矿区煤巷围岩稳定性分类注：同一巷道可根据围岩变化情况分为若干类，并采取相应的支护对策第五条地质力学评估为锚网支护设计提供依据。
其内容包括 现场地质条件调查、巷道围岩力学性质测定、锚固力拉拔试验。
第六条 地质力学评估的具体内容见表 2-3。
第七条 巷道围岩力学参数是煤巷锚网支护设计的基础资料， 支护设计所需的围岩力学指标必须通过实测或地质部门提供。
第八条 测试围岩力学性质岩样的采集、包装，测试项目测 试方法等，应符合有关标准的规定和技术要求。
表地质力学评估的内容第九条巷道锚网支护前应作锚杆（索）锚固力拉拔试验，用于评价巷道围岩的可锚性。
锚杆（索）锚固力拉拔试验应在巷道施工现场或井下相似围岩中进行，每次不少于3根锚杆（索）。
有下列情况之一时必须进行锚杆（索）锚固力拉拔试验： 1.初始设计之前；2.设计变更；3.材料变更；4.围岩地质条件发生变化。
第三章锚网支护设计第一条锚网支护设计之前，必须详细地收集有关地质资料，按照地质力学评估一初始设计一稳定性分析一按初选方案施工一现场监测一信息反馈与修改、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。
第二条根据地质力学评估结果，巷道具备锚网支护条件时，进行锚网支护初步设计。
锚杆（索）支护设计必须进行方案论证，并将论证结论编入作业规程。
第三条各矿煤巷锚网支护设计方案由主管技术部门主持设计，报矿总工程师组织审批，由主管开拓掘进矿长负责实施。
第四条巷道优先选用矩形断面，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，各矿应按照煤层赋存情况及围岩稳定状况，确定巷道断面变形预留量，并在设计中明确规定。
第五条为便于现场施工和质量管理，顶板锚杆长度优先选择2400mm 帮锚杆长度优先选择2000mm特殊情况下经矿技术部门进行安全性论证后，可以100mm为单位适当增加或减小锚杆杆体长度，但顶板锚杆长度不得小于2000mm锚杆杆体直径不小于20mm杆体直径与钻孔直径的孔径差应控制在6-10mm钻孔直径与树脂锚固剂直径之差应为4〜8mm锚杆间排距推荐使用0.7m、0.8m和1.0m三个层次，可灵活选择并通过锚网支护系统承载力进行校验。
滑动构造区巷道和沿顶掘进巷道锚杆间排距，可根据实际情况调整，并通过锚网支护系统承载力进行校验。
第六条煤巷锚网支护初始设计须遵循以下原则1、支护形式选择原则（1）所有巷道严禁使用单体锚杆支护。
（2）顶板围岩达到中等稳定以上的巷道，必须采用锚网支护，锚杆设计锚固方式为加长锚固，即使用1支K2350树脂锚固剂和1支Z2350树脂锚固剂（巷帮可以使用1卷K2370的锚固剂）；锚索设计锚固方式为端头锚固，即使用1支K2350树脂锚固剂和2支Z2350 树脂锚固剂。
遇特殊地质条件时，可根据实际情况加大锚杆（索）锚固长度，同时遇有淋水地段时，采用快速锚固剂，必要时使用防水型锚固剂。
（3）厚煤层托顶煤掘进的巷道；层厚较薄、层理、节理较发育的复合顶板；岩体松软压力大的巷道；巷道断面大、沿空送巷、孤岛开采的工作面两巷；构造复杂的巷道。
必须采用锚梁网、锚索联合支护，并视现场情况架设防护性支架。
锚杆（索）锚固方式必须为加长锚固或全长锚固，必要时进行注浆加固。
2、锚网支护参数选取原则（1）支护必须在相关理论指导下进行，安全系数不小于 1.5 ；（2）锚杆设计锚固力不低于杆体屈服载荷；锚索设计锚固力不小于钢绞线极限载荷的90%直径20mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆预紧力矩锚固于煤体的不低于200N? m岩体的不低于260N? m直径17.8mm锚索预紧力不低于70kN;直径18.9mm锚索预紧力不低于100kN。
在特殊地质条件下施工的锚索预紧力应在作业规程、措施中明确规定。
（3）锚杆（索）及护表构件的强度及刚度必须匹配，使安装应力向周围煤、岩体扩散，保证支护整体性能。
（4）矩形锚网支护巷道顶板两肩角锚杆必须倾斜安装，与铅垂线夹角为15-25 °。
3、支护体系内锚杆（索）材料选择原则（1）锚杆（索）支护材料，属于“煤安标志”目录的产品，如锚杆、锚固剂、钢绞线的锁具、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（除各矿自制产品外），如W M型钢带、黑色硬质网等必须具有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。
（3）锚杆杆体屈服强度不小于335Mpan级螺纹钢，所有巷道禁止使用右旋无纵筋锚杆和建筑螺纹钢锚杆，必须使用左旋无纵筋（KMG335锚杆或使用更高支护强度的左旋锚杆，所有锚杆必须配套使用扭矩螺母和减摩垫圈。
（4）锚杆须使用鼓形托盘，肩窝和底角锚杆采用异型托盘，尺寸不得小于140 X 140mm厚度不得小于10mm锚索托盘不得小于300x 300mm废旧U型钢加工的托盘长度不小于300mm严禁使用25U 型钢加工托盘），厚度不得小于10mm托盘材质必须使用A3及以上强度的钢材加工。
托盘材质及尺寸可根据矿压观测结果适当调整。
锚杆托盘外形优先使用圆形，若采用矩形托盘在安装过程中应保证托盘与钢筋梯平行。
（5）锚杆支护巷道顶板及两帮必须使用圆钢钢筋梯，圆钢直径不低于10mm钢筋梯内径不大于80mm（6）煤巷锚索选用17.8mm及以上直径规格；锚索材质必须选用1860MPa及以上抗拉级别、延伸率不低于 3.5%的低松弛性国标钢绞线。
（7）锚网支护巷道，当顶板为煤层或较破碎岩石时，必须使用冷拔丝编织网、钢筋网或编织成型的菱形网+黑色硬质塑料网护表，网孔尺寸不得大于60x 60mm菱形网铁丝和冷拔丝编织网直径不低于4mm （ 8#铁丝）、钢筋网直径不低于6mm4、锚杆（索）支护设计和施工作业规程，两个月必须进行一次评估，并根据评估结果和现场监测信息及时对支护形式和支护参数进行优化和修正。
5、设计锚固力的取值按下式确定：2N=（ n d a 屈）/4式中：屈一杆体材料的屈服极限，MPad—杆体直径，mm同时，锚杆设计锚固力不低于杆体屈服载荷；锚索设计锚固力不小于钢绞线屈服强度的90%第七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，分析锚网支护应适用何种支护理论，并明确支护理论应用时的注意事项。
理论分析作为锚网支护作用的定性分析，其简化理论计算公式作为锚网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网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。
有类比经验的，优先采用工程类比法。
第八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LL=L l + L2+L3式中：L1—锚杆外露长度，mL2—软弱岩层厚度（可根据柱状图确定），mL3—锚杆伸入稳定岩层深度（一般不小于0.5m），m。
（2）锚固力N:可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=（ n d2a 屈）/4式中：屈一杆体材料的屈服极限，MPad—杆体直径，mm（3）锚杆间排距锚杆间距DW 1/2L锚杆排距L o=Nn/2K丫aL2式中：n—顶板每排锚杆根数；N—每根锚杆锚固力，kN;K—安全系数，取2-3 ;Y—上覆岩层平均容重，取25kN/m3;a—巷道半跨度，2、按自然平衡拱理论计算（1 ）巷道掘进后煤帮最大破坏深度 C-（字-Dhtan90二10 f c 2式中：c—煤帮最大破坏深度，mK C—采掘工程扰动系数，实体煤取1,沿空取1.5 ;Y —上覆岩层平均重力密度，kN/m3;H—巷道埋深，mf c—煤层硬度系数；h—巷道轮廓范围内煤夹层的厚度，m©—煤体内摩擦角，o。
(2)无顶煤时巷道掘进后顶板最大破坏深度b(a C)cos ：式中：c —煤帮最大破坏深度，mf n —锚固岩层的硬度系数；a —巷道的半跨距，ma —煤层倾角，0 ；k y —锚固岩层的稳定性系数，见表顶板岩层完整性节理间距S/m 层理间距S 2/m稳定性系数完整 S> 3 S2> 2 0.95 较完整 1 V SW3 1V SW2 0.85 一般完整 0.4 V SW1 0.3 V S W1 0.75 破碎 0.1 V0.40.05 V Sz< 0.30.65 很破碎SW 0.1Sw 0.050.55表煤层稳定性分级表煤体完整性稳定性系数 描述完整 0.95 煤体很完整，无可见的明显节理和层理较完整 0.85 煤体较完整，节理、层理较少，巷道掘出后基本不片帮和冒落 一般完整 0.75 煤体内有一定数量的节理、层理，巷道掘出后局部有片帮和冒落现象 破碎0.65 煤体内节理、裂隙发育，巷道掘出后持续出现片帮和冒落现象 很破碎0.55煤体内节理、裂隙非常发育，巷道掘出后片帮和冒落严重(3)留顶煤时巷道掘进后顶板最大破坏深度bb=*5)式中：c —煤帮最大破坏深度，mk y3-1 、 3-2 。