巷道锚杆支护计算

2.3 支护参数计算

根据锚杆加固作用原理,确定如下参数:

2.3.1锚杆长度

L L1 L2 L3=0.15+1.5+0.4=2.05m

式中，

L1—锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般取0.15m，

对于端锚锚杆，L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.03~0.05），对于全长锚固锚杆，还

有加上穹形球体的厚度;

L2—锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过查规范知一般取1.5m;

L3—锚杆锚固段长度亦即锚杆锚入坚硬岩石的长度,一般L3=0.3~0.4，由拉

拔实验确定，当围岩松软时，L3还要加大，取L3为0.4m。

为安全施工，取锚杆长度L=2100mm长满足要求。

围岩内外围层结构的稳定性分析

巷道围岩范围内各部分岩体，由于其距巷道周边的距离和岩性的不同，对巷

道稳定性的影响作用是有显著差别的。根据这种作用的大小以及一般巷道支护控

制作用的范围，可将巷道围岩分为内层围岩和外层围岩两部分，然后研究内外层

围岩的结构类型及其与围岩稳定性之间的关系，并提出相应的围岩控制原则。

(1)内层围岩。内层围岩是指距巷道周边较近的那部分岩体，其范围与通常

意义上的松动圈范围相当。如图所示，内层围岩的结构与性质对巷道稳定性影响

最大。这部分岩体受开挖及风化等影响严重，最易出

煤矿巷道锚杆支护应用分析关通 (霍州煤电集团有限责任公司)摘要：在煤矿的开采当中支护的好坏直接影响着安全和生产的效不科学而造成安全事故。 率，这就要求在进行支护之时既要保障稳定性和安全性，又要保障提第二，材质问题。在选择支护的材料之时，由于选择的高支护效率，实现巷道的快速掘进。目前我国的锚杆支护之上依旧存材料质量达不到相关标准和规范，最终导致支护达不到预在不的题比.

。

以下主要针对锚杆支护存在的问题、实际运用等方面进行了分… 蚕兰，聂蕃 后。目 高晶一些常规仪器，在精度和关键词：煤矿巷道锚杆支护应用 0引言进行有效的支护对于安全生产而言有着重要的意义

蔓 、

: . 芎

期目标，无法保障生产的安全性。

。

实用之上较为欠缺，无法满足在实际运用当中的需求。 第四，技术施工的不足。在进行具体的施工当中，由于技术限制无法完全按照设计进行，对于系统的理论无法领会、管理水平不高等。 2 . 2对策可以从以下方面完善以上存在的不足：

和地位。随着煤矿开采地区的地质条件各方面变得越来越复杂，对于支护的要求也相应增高。 其中锚杆支护在我国已经有了超过五十年的历史，锚

杆支护技术在不断的朝着先进化方向前进。 首先，引进先进技术。针对技术不足这个问题，可以通然而随着煤矿巷道

8200进风系统巷支护参数计算

按巷道断面为5.7×3.6m进行验算，采用υ22×2200mm锚杆配合球形钢托板，锚索采用υ17.8×9300mm进行支护。

1、用解析法确定单体锚杆的支护参数（按单体锚杆悬吊作用计算） （1）锚杆长度L的确定： L=l1+l2+l3

式中：l1—锚杆外露长度，考虑配合钢带支护，l1取100mm， l2—取普氏免压拱高（b），f=5, l2=b=B／2f（f≥3时）

B????Htan?45???22?? b?（f≤2时）

f顶 f—岩石坚固性系数 B—巷道跨度，5.7m l2=B／2f=5.7／2×5=0.57m

l3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（πdτcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（l3=

?4d2?t）而得的公式估算：

d?t=22×335/4×5=368mm或 4?cd?t=22×445/4×5=489.5mm 4?cl3=

式中：d—锚杆直径，22mm；

σt—杆体材料的设计抗拉强度，υ22mm螺纹钢锚杆设计屈服强度为335Mpa，抗拉强度为455Mpa。

τc—锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢与砂岩取5.0

采区巷道支护及锚杆支护技术新进展

【摘 要】通过煤矿地质状况分析，论述了锚杆支护技术的新进展及发展方向。

【关键词】巷道支护；联合支护；高强预拉力 0 前言

我国许多矿井的开采或开拓逐步向深部延伸，随着开采深度的增加，地质情况复杂恶化、地应力增大、破碎岩体增多、地温升高、水头压力和涌水量加大，使巷道近场围岩有效应力增大，发生破坏失稳。以某矿8100采区为例予以叙述。该矿8煤采区轨道上山依次穿过顶板砂岩、泥岩、煤层，顶板岩石裂隙发育，小的构造较多，顶板及帮部易掉易冒，是一种标准的低强度破碎软岩。8101与8102采煤面标高均为-600m以下，所对应的轨道顺槽和胶带顺槽地应力大、破碎岩体多，并受风化基岩及以下砂岩含水层、太原组三灰含水层、八灰及其底板砂岩含水层、九灰及其底板砂岩含水层、十灰+岩浆岩含水层的影响，巷道地质情况复杂，使其支护难度增大。

１ 巷道支护对策

１．１ 优化巷道位置。在设计时应根据煤系地层的岩性,合理选择巷道位置,尽可能避开软弱岩层;在地质勘探时应掌握岩石物理力学性质、岩石物理化学性质以及岩石水理性质、主应力的大小及方向,合理选层、选位,尽可能避让高应力区。

１．２ 合理选择支护断面。由于8100采区回采时间较短，巷道服务年限

锚索、锚杆支护参数设计 锚杆支护参数的确定 一、 锚杆长度

L≥L1+L2+L3 ------------------------- ①

=0.1+1.5+0.3=1.9m 式中：

L ——锚杆总长度，m；

L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度)，取0.1m； L2 ——锚杆有效长度或软弱岩层厚度，m；

L3——锚入岩（煤）层内深度（锚固长度），按经验L3≥300mm。

(一) 锚杆外露长度L1

L1=(0.1～0.15)m，[钢带+托板+螺母厚度+（0.02～0.03）]

(二) 锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L3 1. 经验取值法

《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85“第三节 锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定：

第3.3.3条 端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.3.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟; 四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200～250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度

1

锚索、锚杆支护参数设计 宜为300～400毫米; 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于

一、 锚杆长度

L≥L1+L2+L3 ------------------------- ①

=0.1+1.5+0.3=1.9m

式中：

L ——锚杆总长度，m；

L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度)，取0.1m； L2 ——锚杆有效长度或软弱岩层厚度，m；

L3——锚入岩（煤）层内深度（锚固长度），按经验L3≥300mm。

(一) 锚杆外露长度L1

L1=(0.1～0.15)m，[钢带+托板+螺母厚度+（0.02～0.03）]

(二) 锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L3

1. 经验取值法

《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85“第三节 锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定：

第3.3.3条 端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定:

一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋;

二、杆体直径按表3.3.3选用;

三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;

四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200～250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度

宜为300～400毫米;

五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150×150毫米;

六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿;

七、服务年限大于5年的工程,

锚杆支护参数校核：

1、锚杆直径承载力与锚固力等强度原则的确定： d＝35.52

Q/δt。

式中：d----锚杆直径（mm）；

Q----锚固力由拉拔试验确定（KN） δ----杆体直径抗拉强度（MPa） 故 d＝35.5250/201＝17.72mm,取22mm。 2、锚杆支护参数：

（1）巷帮破坏深度：以C＝[krHB/(100δm-1)]h×tg(90-Φ)/2：

式中：k——巷道周边挤压应力集中系数，k=3.0

r----巷道上方平均岩层容重，r＝2.5t/m

3

H-----巷道距地表埋藏深度（按最深点计）取169.2m。 B-----表征采动影响无固定次数，B＝1.2。 δm ----煤的平均抗压强度，δm＝11.66MPa。 h——巷道高度（h＝3.5m）。 Φ-----煤的内摩擦角，Φ＝65°。

则C＝[3×2.5×169.2×1.2/(100×11.66-1)]×3.5×tg(90-65)/2 ＝0.23m

（2）顶板岩石松动高度：b＝10（a+c）/k′dr

式中：a----巷道半跨距（顺槽a=2.5m）

k′--顶板岩石稳定性系数，k′＝0.90 dr --锚固岩石的平均强度，dr＝40MPa

则：

顺 槽b=10(2

基坑支护施工方案

山水名城基坑支护工程

施工方案

编制人：

日期：2010年9月10日

1

基坑支护施工方案

目 录

1、编制依据 ..................................................................................................... 1 2、工程概况 ..................................................................................................... 4 2.1支护设计概况 ...................................................................................... 4 2.2场区周边环境 ...........................................

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；

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；