巷道支护参数计算

40119运顺宽度5.8m，高度3.5m，全煤层中掘进，煤厚10.5m。根据工程经验，顶部锚杆规格为φ20mm×2300mm，间排距700×800mm。运顺顶板锚索间排距为1400×800mm，每排4根。运顺帮部采用螺纹钢锚杆配以金属网、锚索进行支护；帮部锚杆规格均为φ18×2000mm,间排距均为800×800mm。

用极限平衡下塑性区计算法、悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论验算。 1、极限平衡塑性区法 ①极限平衡下的塑性区半径

Rs??1?sin???(K?H?C?ctg?)??Ro??C?ctg???1?sin?2sin?

式中：Rs—巷道塑性区半径，m；

Ro—巷道外接圆半径，通过几何法算出外接圆半径3.39m； γ—上覆岩石平均容重，取0.025MN/m3； H—巷道埋深，最大埋深560m； C—围岩粘结力，2.65MPa； φ—围岩内摩擦角，30°。 经计算得：

Rs?3.39???1?sin30???(3?H?C?ctg30)??C?ctg30??1?sin302sin30?7.51m

②计算维持极限平衡区岩石不冒落所需要的支护力 顶部岩石荷载的厚度为：

hd=Rs-b/2

式中：Rs—巷道塑性区半径，m；

b—巷道高度 经计算得：

hd＝7.51-1.75=5.76m

为了维持极限平衡区岩石不冒落所需要的最小支护力为： 顶部：P顶＝??ihi?5.76×13.6kN/m3＝78.3kN/m2 ③锚索提供的支护抗力为：

Ps?n式中：

qs B?Dqs--锚索破断力，18.9mm钢绞线取qs＝400kN，；

B—巷道宽度，5.8m； D—锚索排距，0.8m； n—每排锚索根数，4； 计算得：Ps?4?400?344.8KN㎡。

5.8?0.8②锚杆提供的支护抗力

锚杆加固后所形成的均匀压缩带提供的支护抗力为：

Pm???qmDm (5.3)

2式中：qm--锚杆锚固力，100KN；

Dm2--锚杆间、排距，0.7*0.8㎡； η--锚杆支护系数，取η＝0.35。 计算得：Pm=62.5kN/m2 ③支护总抗力

P总＝Ps+Pm=344.8+62.5=407.3(kN/m2)

④支护安全系数 K=407.3/78.3=5.2

安全系数不小于1.5，满足工程要求。

悬吊法参数验算

1、按单体锚杆悬吊作用计算锚杆长度，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中：L—锚杆总长度；

L1—锚杆外露长度（钢带厚度0.006+锚杆牌厚度0.010+螺母厚度；0.04+0.02～0.05m,顶锚杆取0.08m，帮锚杆取0.1m）,m；

L2-有效长度（顶板锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）,m；

L3-锚入煤层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m），m； L2的取法：

①有界限分明调查清楚的伪顶时，L2>伪顶厚度，m

②有范围内调查确定的易碎直接顶时，L2>易碎直接顶厚度，m ③取普氏免压拱高

A.当围岩普氏硬度系数f≤2时普氏免压拱高按下式计算：

L2??1?B??????Hctg45??????f?22???

B.当围岩普氏硬度系数f≥3时普氏免压拱高按下式计算：

L2?

B 2fc=Htg(45о-φ/2)

式中：B—巷道掘进跨度，B=5.8m

H—巷道掘进高度，H=3.5m f—煤普氏硬度系数，f取1.8；

φ—两帮围的内摩擦角，φ取46°27′（地质报告）

b=[5.8/2+3.5ctg(45о+46°27′/2)]/1.8=2.40

c=Htg(45о-φ/2)=0.81

依据上述公式计算得出：

顶锚杆长L顶≥L1+L2+L3=0.08m+2.4m+0.8m=3.28m， 帮锚杆长L帮≥L1+L2+L3=0.1m+0.81m+0.6m=1.51m，

所选顶板锚杆为2.2m<3.28m，不能满足需要；所选帮部锚杆2.0m>1.51m，能满足要求

2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距

a=(Q/K1γL2)1/2

式中：Q-锚杆的承载力，按90KN计算

γ—煤体容重，取1.39t/m3(13.622KN/m3；)

L2—有效长度（顶板锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）,m； a—锚杆间排距，通常间距与排距相同 K1-安全系数，一般取1.5～1.8，这里取1.6 a=(90/1.6/13.622/2.65)1/2=1.25m 实际间排距为700*800mm，满足要求。

3、假设锚杆锚固力与锚杆破断力相同，则锚杆直径按下式验算

d=(4Q/πσ)0.5

式中：σ—锚杆杆体材料抗拉强度,

经计算d=（4×0.09/3.14/410）^0.5=16.7mm 所选锚杆直径为20mm，满足要求。 按组合梁验算： 1、长度验算

L2?0.5?BK1qK2σt

式中：σt—煤层的抗拉强度，取值0.5Mpa K1—安全系数，一般取值3-5，此处4；

K2—增加网片和钢带后的表面强化系数，取值1.5-2.5，此处取2； B—巷道宽度，5.8m

q—组合梁上方近似均布载荷（根据极限平衡拱求出塑性区高度后，减去设计锚杆有效长度后的载荷） L2=2.3-0.1=2.2m

q=(5.76-2.2)×13.6kN/m3=0.0484Mpa

K1q0.5?B?0.5*5.8*K2σt4*0.0484?1.28m

2*0.5顶锚杆长L顶≥L1+L2+L3=0.08m+1.28m+0.8m=2.16m， 顶板锚杆选型为2.3m,由此可见顶板锚杆长度选择合理。 2、悬吊理论校核锚索间距

L≤nF2/（K2BHγ）

式中：L—锚索排距，m；

B—巷道最大冒落宽度，取巷道宽度 5.8m； H—巷道冒落高度，按塑性区高度5.76m； γ—岩体容重，取KN/m3；煤层取13.62

F2 —单根锚索的极限破断力，Ф18.9钢绞线为400KN； n—每排锚索根数，取4；

K2-安全系数，一般取1.5～1.8，这里取1.8 通过验算得 L≤1.96m。 3、锚杆锚固力计算

表10 树脂药卷主要技术参数

性 能 拉压强度 剪切强度 容 量 弹性模量 粘接强度 指 标 ≥60 MPa ≥35 MPa 1.9~1.2g/cm3 ≥1.6×104 MPa 对混凝土±＞7MPa，对螺纹钢＞16MPa 性 能 振动疲劳 泊松比 贮存期 适应环境温度 指 标 ＞800万次 ≥0.3 ＞9个月 －30~+60°C 锚杆锚固力可按下式计算：

Q?1000式中 Q—锚杆锚固力，KN；

K—锚杆安全系数，取2~3； l—锚固长度，m；

lπd?Kt

r—粘结强度，粘结强度分对螺纹钢的粘结强度和对煤层的粘结强度，取5Mpa。 经计算：

Q?1000lπd?K?1000*0.8*3.14*0.02*5?100KNt

2.5设计锚索间排距为1400*800mm，每排4根，满足安全要求。

按自然平衡拱验算

自然平衡拱理论认为，巷道开掘后，在上覆岩层压力作用下，浅部围岩发生破坏，而在深部一定范围内形成自然平衡工。自然平衡拱以上岩体是稳定的，锚杆的作用主要是防止破坏区围岩垮落

①煤层巷道帮部破坏深度C（m）

C?（Kcx?HB90??? ?1)htan4210fy式中 C—巷帮破坏深度，为负值时表明煤体稳定，正值是表面煤体发生破坏；

Kcx—巷道周边挤压应力集中系数，按巷道断面形状及宽高比确定，此处

取2；1.6

γ—巷道上方至地表地层平均视密度，25kN/m3 H—巷道埋深，最大埋深560m；400

B—表征采动影响程度的无因次参数，此处取1.26；1 fy—煤层硬度系数，1.8；1.3

h—煤层厚度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度，3.5m；3.9 φ—两帮围的内摩擦角，φ取46°27′（地质报告） 经计算得：

C?（?（Kcx?HB90????1)htan2104fy2*25*560*1.2690??46?27??1)*3.5tan?1.36m4210*1.8

②顶板岩层破坏深度L2(m)，按相对于层理的法线计，可根据下式求出：

L2?式中 a—巷道半跨度，2.9m；

(a?C)cos?

Kyfnα—近水平煤层，此处按0°计算；

Ky—待锚岩层的稳定性系数，此处取1；

fn—锚固岩层的硬度系数，锚固在煤层中，硬度系数1.8； 经计算：

L2?③顶板锚杆长度

(2.9?1.36)cos0??2.36m

1*1.8顶板锚杆长度按L顶=L2+△

式中： △—锚杆锚入围岩破坏范围之外与锚杆外露长度之和，一般取0.5-0.7m

经计算得：

L顶=2.36+0.7=3.06m

③帮部锚杆长度

帮部锚杆长度按L帮=C+△ 经计算得：

L帮=1.36+0.6=1.96m

由此可见，顶板锚杆选择过短，帮部锚杆长度合适

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