煤矿井下支护计算方法

1、按悬吊理论

(1)锚杆长度L，
L=L1+L2+L3
              =50+1000+300=1350mm    
式中：L1——锚杆外露长度
L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm
L3——锚杆伸入稳定岩层深度   一般不小于300mm
(2)锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算
N=π/4(d2σ屈)
=  0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN
式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpa
d——杆体直径
(3)锚杆间排距
锚杆间距D≤1/2L
D≤0.5×2200=1100mm
锚杆排距L0=Nn/2kra L2
=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1=4.51m
式中：n——每排锚杆根数
N——设计锚固力，KN/根
K——安全系数，取2-3
r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进宽度 m


2、按自然平衡拱理论计算
Ⅰ、两帮煤体受挤压深度C
C=(（KrHB/1000fcKc）Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)
=（（2.5×24×510×1/1000×2×1.0）Cos（23°/2）-1）×2.65×tg（45°-63°/2）=8.9m
式中：K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取2.8
r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3
H——巷道埋深m
B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1
fc——煤层普氏系数，
Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0
a——煤层倾角
h——巷道掘进高度m
ψ——煤体内摩擦角，可按fc反算
Ⅱ、潜在冒落高度b
b=(a+c)Cosa/Kyfr
 =（2.1+8.9）×0.92/0.45×4=5.62m
式中：a——顶板有效跨度之半 m
Ky——直接顶煤岩类型性系数。当岩石f=3-4时，取0.45 ;f=4-6 时，取0.6; f=6-9时，取0.75。
Fr——直接顶普氏系数
Ⅲ、两煤帮侧压值Qs
Qs=KnCr煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2)
  =2.5×2×8.9×1.48[2.65×0.39+5.62×0.98×0.24=155kN/m
式中：n——采动影响系数，取2-5
r煤——煤体容重，KN/m3
(1)顶锚杆长度L
L=L1+b+L2
=0.05+5.62+0.35=6.02
式中：L1——锚杆外露长度 m
L2——锚固端长度 m
b——潜在冒落拱高度 m
锚杆间距D≤1/2L
锚杆排距LO=Nn/2K·rab
           =105×12/2×2×24×2.1×5.62=
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
r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进跨度，m


(2)煤帮锚杆
锚杆长度：L=L1+C+L2
                     =0.05+8.9+0.35=9.3
锚杆间距：D=Nh/L0KQs
           =105×2.65/×2×155=
式中：N——设计锚杆锚固力，MPa
K——安全系数，取2-3
L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距
Qs——两帮侧压值，KN
3、按组合梁原理计算
(1) 锚杆长度L
L=L1+L2+L3
式中：L1——锚杆外露长度 m
L3——锚固端长度  m
L2——组合梁自撑厚度  m
L2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2
 =0.612×4.2(2×/)
K1——与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进2-3；爆破法掘进3-5；巷道受动压影响5-6
P——组合梁自重均布载荷 MPa
ψ——与组合梁层数有关的系数
组合层数：1    2      3      ≥4
ψ  值：1.0  0.75    0.7    0.65
B——巷道跨度 m
σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的0.3-0.4倍  MPa
σx——原岩水平应力，σx=λrz MPa=0.4×24×510=0.00489MPa，
λ—侧压力系数，一般为0.25-0.4,
Z—巷道埋深  m
(2)锚杆间距
以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性
D≥1.63m1(σ1/KP)/2
   =1.63×(/8×)/2=
式中：m1——最下面一层岩层的厚度  m
K——安全系数，取8-10
P——本层自重均布荷载 P=r1m1=24×,MPa  ；
r1——最下面一层岩层的容重，KN/m3
 
锚索支护参数的确定：
1、 锚固长度La
La≥fst/πfcs d1
=（1870/3.14×10）×17.8=1060mm
设计锚固长度1.4m＞1.06m
         式中：d1—锚索钢绞线之径，mm
fst—钢绞线抗拉强度，Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算
2、 锚索间排距
         L/S≥2
      S≤L/2=6600/2=3300mm
    设计间排距1.8m＜3.3m
式中：L—锚索孔深度
S—锚索间距
3、 锚索锚固力P
P1≥P≥P1/K或P2/K
P≥400/2=200KN
设计锚固力200KN
          式中：P—设计锚索锚固力  KN
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力  KN
P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力  KN
K—安全系数，取2
切眼锚杆支护参数的确定：
1、顶锚杆
按加固拱原理确定锚杆参数：
 锚杆长度：L=N×（1.1+B/10）=1.1×(1.1+4.2/10)=1.67m    (N取1.1)
 锚杆直径:D=L/110=1.67/1.10=15.2mm
 锚杆间排距:a<0.5L=0.5×1670=835mm
根据以上计算，为提高安全度和支护效果，选取φ20×2200mm左旋无纵筋锚杆，锚杆间排距900×900 mm,每眼使用Z2335药卷3卷。
2、帮锚杆
两邦锚杆选用Φ20mm,L=2200mm 左旋无纵筋锚杆，间排距750×700,每眼使用Z2335药卷3卷（最末一排距底板不超过300 mm）。
三、护网
护网选取直径4 mm，网格40×40 mm的经纬网。
四、锚索
因机、风巷及切眼埋深大，跨度也较大，为确保安全和支护效果，施工时在顶板打锚索加强支护。机巷顶锚索规格：17.8 mm×7000 mm，间距1.5 m，排距1.5 m,每眼使用Z2335药卷4卷。
 
 
锚杆支护参数的确定：
一、按加固拱原理确定锚杆参数：
1、顶锚杆
(1)锚杆长度：Ｌ= N（1.1+B/10）=1.0×(1.1+4.2/10)=1.52m；根据 我矿支护经验，锚杆长度取Ｌ=2.2m。
式中：L—锚杆长度；
N—围岩稳定影响系数，取1.0m；
B—巷道跨度。
(2)锚杆直径：Ｄ=L/110=2.2/110=0.02m，取D=20mm。
(3)锚杆间距：d≤0.5L=0.5×2.2=1.1m，取间排距为900×900mm。
(4)锚杆型号：选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，其锚固力≥100KN/根；配用W钢带及φ4mm的钢网联合支护顶板。
2、巷帮锚杆：巷帮支护锚杆选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，并配合φ14mm的钢筋梯形梁和φ4mm的钢网联合支护。
 
二、按悬吊理论确定锚杆参数：
1、锚杆长度L，
L=L1+L2+L3
              =50+1200+300=1550mm   
设计锚杆长度L=2200mm
式中：L1——锚杆外露长度
L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm
L3——锚杆伸入稳定岩层深度   一般不小于300mm
2、锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算
N=π/4(d2σ屈)
=  0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN
式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpa
d——杆体直径
3、锚杆间排距
锚杆间距D≤1/2L
D≤0.5×2200=1100mm
锚杆排距L0=Nn/2kra L2
=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1.2=3.76m
设计锚杆间排距为900×900mm
式中：n——每排锚杆根数
N——设计锚固力，KN/根
K——安全系数，取2-3
r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进宽度 m
 
锚索支护参数的确定：
1、锚固长度La
La≥fst/πfcs d1
=（1870/3.14×10）×17.8=1060mm
设计锚固长度1.4m＞1.06m
式中：d1—锚索钢绞线直径，mm
fst—钢绞线抗拉强度，Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算
2、锚索间排距
L/S≥2
S≤L/2=6600/2=3300mm
设计排距1.8m＜3.3m
设计间距1.6m＜3.3m
式中：L—锚索孔深度
S—锚索间距
3、锚索锚固力P
P1≥P≥P1/K或P2/K
P≥400/2=200KN
设计锚固力200KN
式中：P—设计锚索锚固力，KN
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KN
P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，KN
K—安全系数，取2


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