一种煤层弹性势能超前释放协同超前支护快速掘进方法与流程

1.本发明涉及掘进技术领域，特别是一种煤层弹性势能超前释放协同超前支护快速掘进方法。


背景技术：

2.对于位于特厚煤层的掘进工作面，其直接顶、基本顶岩性为粉砂岩、细砂岩、中粗砂岩、含砾粗砂岩，岩石普氏系数7，相对坚硬，工作面断面一般为矩形断面，现有的掘进的技术采用综掘施工工艺，支护形式采用锚网索式，组织方式为“三八制”，在掘进期间经常出现响煤炮现象，对职工造成较大心里阴影；同时顶帮落煤，煤层层理和节理发育，弹出小煤块，给作业人员正常作业造成麻烦，严重制约矿井安全生产，成为高效快速掘进的瓶颈；另外，在掘进期间还易出现炸顶炸帮现象，导致巷道顶帮成型差，且局部片帮深度超过600mm，进而导致巷道成型差，这严重影响掘进工作面安全生产标准化标准的提升，考虑到瓦斯治理周期以及人员生产组织等因素，选择两个掘进工作面的交替施工，基于上述存在的弊端，如何实现高效快速掘进，达到两个工作面掘进时间匹配，成为难题；为此，提供一种煤层弹性势能超前释放协同超前支护快速掘进方法，保障安全前提下巷道快速高效掘进，为类似地质条件矿区提供了理论参考和技术指导。


技术实现要素：

3.发明目的：为了克服现有技术中存在的不足，本发明提供一种煤层弹性势能超前释放协同超前支护快速掘进方法，通过实现煤层弹性势能超前释放以及选择合理的支护方案两者协同作用，来减少炸顶炸帮现象发生，保障安全前提下巷道快速高效掘进。
4.技术方案：为实现上述目的，本发明的一种煤层弹性势能超前释放协同超前支护快速掘进方法，通过在迎面墙应力显现明显的区域施工卸压钻孔，来实现掘进工作面掘进前方积存应力的超前释放，并在掘进作业前对迎头前方先进行锚杆支护，在煤体深部形成应力超前骨架，对煤体内部弹性势能释放过程中形成卸荷带，保证释放弹性势能过程中煤体的整体性，具体包括以下步骤：
5.步骤ⅰ，超前卸压钻孔位置确定：在迎面墙上对应巷道断面肩窝及中心线的位置施工若干卸压孔，若干卸压孔的孔径孔深保持一致；
6.步骤ⅱ，超前卸压孔设计：首先通过在煤层的顶板进行钻孔，再利用钻孔窥视设备伸入孔内观测内壁状况，直至能明显的观测到区段煤体内存在多段煤体破坏区段以及多段煤体完整区段，再通过应力分布规律排除多段煤体完整区段中煤体基本处于稳定状态的区段，多段煤体完整区段中剩余区段则为弹性势能主要积存区段，最后以弹性势能主要积存区段所在深度范围区间计算钻孔深度；通过煤层在走向方向上存在的仰俯角确定钻孔倾角；通过工作面所在煤层的硬度及抗剪切强度，确定煤层布置钻孔时钻孔间最小抵抗线，以此确定泄压钻孔的施钻开孔间距；
7.步骤ⅲ，超前支护及巷道支护：在距巷中两侧对称，以巷道宽度1/2～2/3宽度的位
置范围内布设若干超前支护锚杆，所述超前支护锚杆由所述迎面墙与所述顶板的夹角处伸入煤体中，且所述超前支护锚杆与顶板夹角控制在20
°
～30
°
；
8.同时在巷道两帮及顶板位置阵列布设若干锚杆，每根锚杆的压应力区相互靠近连为一体，形成整体支护结构，顶板在巷道中心线两侧对称设置有两列顶板锚索。
9.进一步地，在迎面墙上对应巷道断面肩窝处，由上至下竖向排列设置有四个超前卸压孔：a1、a2、a3、a4，所述a1、a2、a3、a4的钻孔位置等距排列设置，其中，a1以仰角15
°
延伸设置，a2、a3、a4均以仰角3
°
延伸设置。
10.进一步地，在迎面墙上对应巷道断面中心线处，由上至下竖向排列设置有两个超前卸压孔：a5、a6，其中a5以仰角10
°
延伸设置，a6垂直于迎面墙中心位置延伸设置。
11.进一步地，巷道的两帮包括回采帮以及煤柱帮，所述回采帮上采用玻璃钢锚杆，所述顶板及煤柱帮上均采用左旋无纵肋螺纹钢锚杆，所有锚杆的钻孔位置均均匀阵列分布于顶板或两帮上，锚杆垂直于巷道内壁方向伸入巷道围岩内部，特别的，位于所述顶板两侧肩窝处的两列锚杆分别向同侧煤帮方向倾斜设置，位于所述煤柱帮上下两端的两列锚杆分别向上下两侧倾斜设置。
12.进一步地，所述两列顶板锚索中均等距穿插设置有注浆锚索，每两个所述顶板锚索之间设置有一个所述注浆锚索，所述注浆锚索与两侧顶板锚索等距设置。
13.进一步地，所述注浆锚索包括中空钢绞线，所述中空钢绞线伸入顶板注浆预留孔中，所述中空钢绞线在靠近所述顶板注浆预留孔孔口处设置有止浆塞，所述止浆塞堵住顶板注浆预留孔孔口，所述止浆塞外侧设置有托盘，所述托盘支撑于所述顶板注浆预留孔孔口周围的顶板板壁上，所述托盘外侧设置有锁具，所述锁具用于锚紧所述托盘于所述顶板上，所述中空钢绞线最外端设置有丝堵。
14.进一步地，所述煤柱帮上设置有若干双向注浆对穿锚索，具体通过计算在不考虑多孔相互影响时的注浆扩散半径r来确定注浆锚索的间排距范围，其中：
[0015][0016]
进一步地，所述双向注浆对穿锚索也包括中空钢绞线，所述中空钢绞线内设置有内置注浆管，所述注浆管管壁上设置有若干出浆口，所述中空钢绞线两端均依次设置有止浆塞、托盘以及锁具，所述双向注浆对穿锚索的中空钢绞线穿过煤柱帮注浆预留贯穿孔，两端所述止浆塞分别堵住所述煤柱帮注浆预留贯穿孔两端口，两端所述托盘分别支撑于所述煤柱帮注浆预留贯穿孔两端口周围的帮壁上，所述锁具用于锚紧所述托盘于煤柱两侧煤壁上。
[0017]
进一步地，所述注浆锚索的安装包括以下步骤：首先施工锚索钻孔；再放入树脂药卷到孔内，使用风钻带动锚索连续推入孔中，将锚索顶推至孔底并搅拌，对穿注浆锚索穿过煤柱后仅需双向张拉即可；随后将锚索自带所述止浆塞顶推至孔内一定深度，在止浆塞后方缠绕足够的棉丝并压实，以锚索锚固时不阻挡入孔为宜；然后将千斤顶复位，再进行二次张拉，二次张拉时将锁具和托盘卡设安装好，且必须保证千斤顶不咬合在锚索端头焊接处；最后，将浆液搅拌均匀后，再将锚索后尾注浆孔打开，连接注浆嘴开始注浆，注满为止。
[0018]
有益效果：本发明的一种煤层弹性势能超前释放协同超前支护快速掘进方法，至
少包括以下优点：
[0019]
(1)巷道掘进施工中，帮部锚索和部分顶部锚索、后巷帮部卸压钻孔不再施工，仅需在迎面墙应力显现明显的区域施工卸压钻孔，简化了施工工序，减少了整体掘进期间的钻孔施工，提升了施工效率，大大缩减了巷道掘进周期，降低了工人成本，缓解了矿井采掘接替的紧迫性，为两个掘进工作面的交替施工，奠定基础。
[0020]
(2)超前精准卸压后巷道杜绝或减少了炸顶炸帮现象，创造了良好的作业环境，职工施工期间不再因煤炮声而恐慌，同时避免片帮、掉顶伤人的风险。
[0021]
(3)解决掘进期间炸顶炸帮以及煤柱回采期间变形失稳影响掘进难题，可推广应用于特厚煤层工作面各巷道的安全掘进，同时为类似地质条件矿区提供了理论参考和技术指导，具有一定的实用性和创新性。
附图说明
[0022]
附图1为本发明的一种煤层弹性势能超前释放协同超前支护快速掘进方法框图；
[0023]
附图2为一个实例中巷道围岩的应力分布规律图；
[0024]
附图3为超前支护锚杆与顶板位置关系及其支护机理应力分析图；
[0025]
附图4为巷道支护优化断面锚杆压应力区分布示意图；
[0026]
附图5为卸压钻孔设计三视图；
[0027]
附图6为双工作面交替施工的巷道支护优化断面示意图；
[0028]
附图7为顶板支护补强平面示意图；
[0029]
附图8为注浆锚索的结构图；
[0030]
附图9为双向注浆对穿锚索的结构图；
[0031]
附图10为一煤柱支护补强实例平面示意图；
具体实施方式
[0032]
下面结合附图对本发明作更进一步的说明。
[0033]
在同一煤层内，采用双工作面交替施工的掘进方法是合理安排瓦斯治理周期和人员生产组织从而实现快速掘进的有效方法，针对于双工作面交替施工过程中存在的岩体内部应力积存引发的安全问题以及两工作面之间煤柱回采期间变形失稳问题导致无法达到预期的快速掘进效果的现象.
[0034]
由如附图1所述的一种煤层弹性势能超前释放协同超前支护快速掘进方法解决，通过在迎面墙1应力显现明显的区域施工卸压钻孔，来实现掘进工作面2掘进前方积存应力的超前释放，并在掘进作业前对迎头前方先进行锚杆支护，在煤体深部形成应力超前骨架，对煤体内部弹性势能释放过程中形成卸荷带，保证释放弹性势能过程中煤体的整体性，具体包括以下步骤：
[0035]
步骤ⅰ，超前卸压钻孔位置确定：在迎面墙1上对应巷道断面肩窝及中心线的位置施工若干卸压孔，若干卸压孔的孔径孔深保持一致；
[0036]
钻孔位置确定初期，通过钻孔实验观测验证，尝试在迎面墙上每个掘进循环进尺内设计3个卸压钻孔，钻孔位于巷道断面的下部，其次在掘进后巷的帮壁上每间隔一端距离施工1个卸压钻孔，经过长时间的观察，未发生任何变化，未起到卸压作用；
[0037]
在巷道的实际掘进过程中，通过观察，实际发生炸顶炸帮的区域往往积存于巷道断面的两肩窝及顶板中部，说明该区域煤体的抗剪切强度远低于弹性势能的破坏强度，结合上述钻孔实验观测结果，所以判断该区域需要进行超前卸压钻孔施工，而位于巷道断面下部的钻孔起不到超前卸压的作用，同样的，由于掘动使弹性势能已经释放，位于掘进后巷帮部的钻孔也不起作用；
[0038]
因此，舍弃原先在巷帮的卸压钻孔施工，选择只在迎面墙上对应巷道断面肩窝及中心线的位置进行钻孔施工，该区域是综合得出弹性势能显现最明显的区域，在该区域按照钻孔深度设计施工卸压钻孔后进行观察，经过4小时后，基本上钻孔顶部自孔口至孔底全部炸裂，部分钻孔周边出现明显的卸压效果，这些钻孔消耗了大量积存于煤体内部的弹性势能，使煤体自身的抗剪强度大于弹性势能的破坏强度，炸顶炸帮现象及巷道成型得到了较好的控制。
[0039]
步骤ⅱ，超前卸压孔设计：首先通过在煤层的顶板3进行钻孔，再利用钻孔窥视设备伸入孔内观测内壁状况，直至能明显的观测到区段煤体内存在多段煤体破坏区段以及多段煤体完整区段，再通过应力分布规律排除多段煤体完整区段中煤体基本处于稳定状态的区段，多段煤体完整区段中剩余区段则为弹性势能主要积存区段，最后以弹性势能主要积存区段所在深度范围区间计算钻孔深度；通过煤层在走向方向上存在的仰俯角确定钻孔倾角；通过工作面所在煤层的硬度及抗剪切强度，确定煤层布置钻孔时钻孔间最小抵抗线，以此确定泄压钻孔的施钻开孔间距；
[0040]
超前卸压钻孔孔深的确定，实质上是对巷道围岩岩层特性分布规律的应用，下面提供一个实例：在某编号胶带运输槽通尺350m及420m处对煤层顶板进行钻孔窥视，这里用到的钻孔窥视设备属于现有技术，通过观测，2.2～2.5m处出现严重裂隙发育，能明显观测到该区段煤体存在破碎区段长，煤体破碎严重，由此判断该区段为破裂带a；
[0041]
2.5～8m区段和10～15m区段煤体孔面平滑，煤体稳定，弧面圆润，未受到应力影响或者说该区段煤体抗剪强度能够抗衡应力破坏的作用，由此判断该区段为塑性，其中，2.5～8m区段为塑性带b，10m以外则为原岩应力带d；
[0042]
9m处出现严重裂隙发育，能明显的观测到该区段煤体存在破碎区段短，煤体受应力搓动影响，产生显著的拉伸裂痕，直至10m处再向孔内，裂隙发育程度逐渐减弱，由此判断该区段为弹性带c；
[0043]
由此，可以得出如图2所示的巷道围岩的应力分布规律图，从图中可以看出，煤体内部0～2.5m，8～10m，分别存在煤体完整性的破坏，在其他区段均表现为完整，10～15m表现为完整，煤体完整性未遭受破坏。同时根据采矿工程学矿山应力“三带”、“四区”分布规律(现有已知规律)，证明煤体内部在大于10m的区域，煤体基本处于稳定状态，那么弹性势能主要积存于2.5～8m这个区间，所以在钻孔有效深度计算时应该按能够有效释放8m范围内的弹性势能，同时考虑煤层在走向方向上的赋存同样存在一定的仰俯角(不同的煤层赋存，存在不同的仰俯角)。
[0044]
再者，煤体内弹性势能积存时存在区域性，巷道在这个弹性势能分布的区域内掘进，如果煤体内部积存的弹性势能在巷道轮廓附近不被切断，那么极易造成巷道轮廓附近的煤体出现炸顶炸帮现象，对巷道的成型造成较大影响，严重影响了巷道安全生产标准化标准的提升。同时顶板和帮部存在冒顶和片帮的风险，对作业人员形成隐患。
[0045]
根据工作面所在煤层的硬度及抗剪切强度(即煤矿实地地质勘探报告)，确定了该煤层布置钻孔时钻孔间最小抵抗线，以此确定泄压钻孔的施钻开孔间距。
[0046]
综上所述，在煤巷掘进工作面泄压钻孔角度设计时，仰俯角按 10
°
设计，帮部泄压钻孔的水平角设计为3
°
左右，有效切断巷道轮廓线附近煤体内部积存的弹性势能，进而减少弹性势能对巷道轮廓线附近煤体完整性的破坏。
[0047]
如图5所示，记载了一处超前卸压钻孔的具体实施例，其中，在迎面墙1上对应巷道断面肩窝处，由上至下竖向排列设置有四个超前卸压孔：a1、a2、a3、a4，所述a1、a2、a3、a4的钻孔位置等距排列设置，其中，a1以仰角15
°
延伸设置，a2、a3、a4均以仰角3
°
延伸设置。
[0048]
在迎面墙1上对应巷道断面中心线处，由上至下竖向排列设置有两个超前卸压孔：a5、a6，其中a5以仰角10
°
延伸设置，a6垂直于迎面墙1中心位置延伸设置。
[0049]
其中a1、a2、a3、a4、a5、a6均与巷道掘进方向夹角为0
°
。
[0050]
步骤ⅲ，超前支护：在距巷中两侧对称，以巷道宽度1/2～2/3宽度的位置范围内布设若干超前支护锚杆6-1，所述超前支护锚杆6-1由所述迎面墙1与所述顶板3的夹角处伸入煤体中，且所述超前支护锚杆6-1与顶板夹角控制在20
°
～30
°
；
[0051]
对于超前支护锚杆布置区域的确定：通过对双硬特厚煤层巷道掘进期间煤层与应力分布机理研究，当煤体自身抗剪强度小于应力破坏作用时，煤体发生一定的变形破坏。在一个巷道断面揭露范围内，哪个区域变形破坏越突出，说明该区域煤体抗剪能力越弱或者该区域积存大量破坏势能，那么该区域需要布置超前支护锚杆，预先对该区域煤体进行锚杆的补强支护。
[0052]
超前支护就是在掘进作业前对迎头前方先进行锚杆支护，变被动支护为主动支护，通过围岩内应力的传递及锚杆对煤体的作用力和围岩对锚杆的反作用力，随着超前锚杆托盘的不断紧固，在一定范围内形成沿锚杆的轴向应力，使围岩附于以锚杆为中心的周围，并呈现倒锥形的结构，超前支护锚杆托盘的进一步紧固，达到一定的预紧力，则煤体在多根超前支护锚杆的共同作用下形成挤压拱，在挤压拱作用下，使煤体紧密结合，形成整体，不至于垮落；
[0053]
根据锚杆支护挤压理论，超前支护锚杆在略超前与迎面墙前方形成锥形受力体系，锥形受力体系的锥头分布在巷道的后方(即锚杆的托盘端)，锥尾分布在迎面墙向前的煤体内部，并逐渐扩散在迎面墙靠近巷道轮廓，所以超前支护锚杆布置与巷道中部即可，便于给迎面墙前方完整性受到破坏的煤体进行支护，使其预先形成一个整体。
[0054]
如图3所示，超前支护锚杆6-1与顶板夹角θ控制在20
°
～30
°
，其主要机理在于，在掘进前方施工超前支护锚杆过程中，由于锚固剂作用于深部煤体，并产生凝固粘连作用，锚杆的另一端是锚盘，锚盘与锚固段之间的煤体受挤压作用，产生一个向煤体深部拉伸水平应力，同时产生一个向煤体深部拉伸的水平应力，同时产生一个使煤体向上的一个分力，对煤体的外溢和脱落起到积极作用，使煤体不脱落；
[0055]
由于超前卸压钻孔的作用，弹性势能在在释放过程中对煤体的完整性造成严重破坏，煤体内部特别是钻孔周围附近裂隙发育严重，并不断的融合扩张，使煤体内部形成大量的卸荷裂隙，并在一个循环进度内形成一个卸荷带，卸荷带内的煤体抗剪强度迅速降低，煤体变得破碎；随着掘进作业的进行，煤体内部产生倾向于迎面墙的卸荷变形，由于超前支护锚杆形成的骨架存在，限制了这种卸荷变形的进一步发展和传递，约束了煤体开挖后的自
由变形，避免了卸荷带的进一步向岩体深部的发展，达到迎面墙及顶部的整体稳定，实现破碎煤体及顶板的完整支护，从而确保生产安全，实现了弹性势能超前释放与超前支护的协同，为两个掘进工作面的交替施工，奠定基础。
[0056]
巷道支护：在超前支护的同时，在巷道两帮及顶板3位置阵列布设若干锚杆6，每根锚杆的压应力区相互靠近连为一体，形成整体支护结构，顶板3在巷道中心线两侧对称设置有两列顶板锚索7；其中，超前支护锚杆6-1的排列间距为锚杆6排列间距的一半，且前后两排的所述超前支护锚杆6-1错开布置；
[0057]
如附图4所示，对于锚杆布置间距的确定：通过对锚杆支护挤压成拱理论的研究和锚杆支护作用的数值模拟分析，在巷道尺寸一定的情况下，随着锚杆间距的减少，锚杆的数量在增加，锚杆在岩层中行成的应力场也不断变化。单根锚杆周围形成了类似锥形的压应力分布，压应力在锚杆尾部附近最大，锚固起始处附近次之，锚杆自由部中间段较小，锚杆端部处于零应力或较小的压应力状态。当锚杆间距为1000mm时，锚杆压力场出现明显分离现象，不能形成整体的预应力承载结构；锚杆间距为900mm时压力场出现少量分离现象，锚杆间距为800mm时，每根锚杆的压应力区相互靠近连为一体，形成整体支护结构；当锚杆间距继续减少至600mm时，每根锚杆的压应力区相互重叠，对锚杆预应力的扩散作用的提升变得不明显，并且增加经济成本。
[0058]
锚杆密度不同直接影响围岩锚固体本身的强度，根据锚杆本身的轴向和横向作用，锚杆间排距越小，支护密度越大，锚杆支护系统轴向和横向作用总和最大。但实际计算过程中锚杆密度增大一定值后巷道预应力叠加效应变化不再明显，而锚杆密度过小，单根锚杆形成的锥形压应力区域彼此是独立的，不能形成整体支护结构，即锚杆间排距既不能过大，也不能过小，密度过大巷道围岩锚固体难以形成，过小容易造成材料浪费。
[0059]
如图6所示，为双工作面交替施工示意图及支护优化巷道截面示意图，图中右侧巷道周围煤体采空，而左侧巷道周围煤体还未开采，故还保留有支护结构，两巷道中间则为煤柱，因此巷道的两帮包括回采帮4以及煤柱帮5，回采帮为巷道回采作业面一侧帮壁，煤柱帮为巷道煤柱一侧帮壁，煤柱位于两个掘进工作面之间，所述回采帮4上采用玻璃钢锚杆，所述顶板3及煤柱帮5上均采用左旋无纵肋螺纹钢锚杆，所有锚杆6的钻孔位置均均匀阵列分布于顶板3或两帮上，锚杆6垂直于巷道内壁方向伸入巷道围岩内部，特别的，位于所述顶板3两侧肩窝处的两列锚杆6分别向同侧煤帮方向倾斜设置，位于所述煤柱帮5上下两端的两列锚杆6分别向上下两侧倾斜设置。
[0060]
其中，位于所述顶板3两侧肩窝处的两列锚杆6分别向同侧煤帮方向的倾斜角度，以及位于所述煤柱帮5上下两端的两列锚杆6分别向上下两侧的倾斜角度不超过15
°
即可。
[0061]
如图7所示，所述两列顶板锚索7中均等距穿插设置有注浆锚索8，每两个所述顶板锚索7之间设置有一个所述注浆锚索8，所述注浆锚索8与两侧顶板锚索7等距设置。
[0062]
如图8所示，所述注浆锚索8包括中空钢绞线10，所述中空钢绞线10伸入顶板注浆预留孔中，所述中空钢绞线10在靠近所述顶板注浆预留孔孔口处设置有止浆塞11，所述止浆塞11堵住顶板注浆预留孔孔口，所述止浆塞11外侧设置有托盘12，所述托盘12支撑于所述顶板注浆预留孔孔口周围的顶板板壁上，所述托盘12外侧设置有锁具13，所述锁具13用于锚紧所述托盘12于所述顶板3上，所述中空钢绞线10最外端设置有丝堵14。
[0063]
所述煤柱帮5上设置有若干双向注浆对穿锚索9，具体通过计算在不考虑多孔相互
影响时的注浆扩散半径r来确定注浆锚索的间排距范围，其中：
[0064][0065]
式i中，r为注浆管半径，k为渗透参数，p为注浆压力，β为浆液粘度对水的粘度比，n为煤的孔隙率，t为注浆时间。
[0066]
在一个实例中，r取0.005m；k在采动影响下取0.0001m/s；p取3mpa；β取3；n取0.3；t取20min；带入式a中计算得到单根注浆锚索浆液扩散半径r≈1.186m，因此，煤柱注浆锚索间排距应不大于2400
×
2400mm，如图10所示，一个优选实施例，煤柱高度3400mm，布设两排双向注浆对穿锚索，上排锚索距顶部1000mm，下排锚索距底部1200mm，横向间距2400mm，构成间排距1200
×
2400mm的三花布置结构，其中，注浆锚索直径长度l5000mm，配套使用强度性能相匹配的锚索锁具，考虑到注浆锚索两边张拉，单侧张力预紧力不低于150kn，小于常规锚索，避免注浆锚索内置注浆管断裂，注浆锚索托盘采用配套规格300
×
300mm
×
14mm的碟形锚索托盘；其中注浆材料采用无机单液注浆加固材料，其特点在于，为粉末状的无机矿物材料，粒度超细，无毒、不燃、不助燃、抗静电、渗透性优良、强度高、微膨胀，使用时按比例加水搅拌，单液注浆，另外，巷道表面薄喷相同性质封闭材料，用于实现巷道表面快速喷涂封闭，避免风化，避免瓦斯抽放漏风。
[0067]
如图9所示，所述双向注浆对穿锚索9也包括中空钢绞线10，所述中空钢绞线10内设置有内置注浆管15，所述注浆管15管壁上设置有若干出浆口16，所述中空钢绞线10两端均依次设置有止浆塞11、托盘12以及锁具13，所述双向注浆对穿锚索9的中空钢绞线10穿过煤柱帮注浆预留贯穿孔，两端所述止浆塞11分别堵住所述煤柱帮注浆预留贯穿孔两端口，两端所述托盘12分别支撑于所述煤柱帮注浆预留贯穿孔两端口周围的帮壁上，所述锁具13用于锚紧所述托盘12于煤柱两侧煤壁上，所述双向注浆对穿锚索9的中空钢绞线10两端也均设置有丝堵14；
[0068]
特别指出，这里对注浆锚索8以及双向注浆对穿锚索9的结构描述中提到的中空钢绞线10、止浆塞11、托盘12、锁具13以及丝堵14并非特指两种类别的注浆锚索特有的或共用的结构，而是泛指对应标号名称所指代的一系列结构，这两种注浆锚索都是由这些结构构成的，这里在对两者的结构描述采用相同重叠的名称和标号是为了描绘清楚两者之间的相同之处和不同之处，两者的主要区别在于，注浆锚索只有一端可以注浆，双向注浆对穿锚索为两端同时注浆，且双向注浆对穿锚索内部是设置有内置注浆管15的，两者的区别是对不同位置应用的结构调整。
[0069]
所述注浆锚索的安装包括以下步骤：首先施工锚索钻孔，根据注浆锚索鸟巢段直径选择合适的钻头；再放入树脂药卷到孔内，使用风钻带动锚索连续推入孔中，将锚索顶推至孔底并搅拌，对穿注浆锚索穿过煤柱后仅需双向张拉即可；随后将锚索自带所述止浆塞11顶推至孔内一定深度，在止浆塞后方缠绕足够的棉丝并压实，以锚索锚固时不阻挡入孔为宜；然后将千斤顶复位，再进行二次张拉，二次张拉时将锁具13和托盘12卡设安装好，且必须保证千斤顶不咬合在锚索端头焊接处；最后，将浆液搅拌均匀后，再将锚索后尾注浆孔打开，连接注浆嘴开始注浆，注满为止。
[0070]
锚索注浆包括以下步骤：首先在注浆施工地点接好风、水管路，由机电电工配接电
源，安设注浆泵、搅拌机，连接注浆管和注浆嘴；注浆时，先卸下锚索尾部的丝堵，将注浆器连接到锚索尾部的内螺纹上，慢慢扭紧注浆器，然后用注浆管路将注浆器与注浆泵进行连接；注浆器即注浆快速接头以及注浆管路完好、连接可靠后方可开始注浆；
[0071]
将搅拌桶内杂物清除，以免杂物堵塞注浆泵；根据注浆孔数目计算出注浆量，往搅拌桶内注入一定量的清水，启动搅拌器，按配比缓慢倒入水泥和添加剂，搅拌均匀为止；缓慢打开注浆泵的供风阀进行注浆，开始时注浆速度宜慢，控制注浆压力；当压力达到3mpa时，则先关闭注浆泵，再关闭中空锚注锚索尾部的截止阀，打开管路卸压阀对管路进行卸压，然后卸下锚索尾部的注浆器，将锚索尾部的丝堵拧紧上牢。
[0072]
注浆过程中，当发现局部跑、漏浆时，及时停止注浆，使用棉纱等进行封堵。注浆后待浆液初凝，方可开启中空锚注锚索尾部的截止球阀；通过注浆嘴将中空注浆锚索与注浆管连接，启动注浆泵开始注浆，根据现场实际情况随时调整注浆压力，最大注浆压力不超过5mpa；注浆过程中要观察锚索吃浆量，如果吃浆量小，影响到浆液质量和注浆质量，则使用三通分流装置分流，一次注两根锚索；注浆完毕后应用清水将注浆系统清洗洁净，以免水泥浆凝。
[0073]
以上描述仅为本发明的优选实施方式，应当指出：对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明上述原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也同样视为本发明的保护范围。