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同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)

同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)

同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)

同煤集团巷道支护理论

计算设计方法

初稿

生产技术部

2009年8月

前言

煤矿巷道支护有架棚料石砌碹锚杆等一系列支护形式架棚和料石砌碹等支护是被动支护由于成本高进度慢消耗体力大支护效果差等原因逐渐被淘汰而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位是唯一能实现安全快速经济的一种支护形式现在无论在国内还是国外煤矿巷道都优先采用锚杆支护锚杆支护已成为巷道支护发展的方向支护设计是巷道支护中的一项关键技术对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义如果支护形式和参数选择不合理就会造成两个极端其一是支护强度太高不仅浪费支护材料而且影响掘进进度其二是支护强度不够不能有效控制围岩变形出现冒顶事故

目前国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类工程类比法理论计算法和数值模拟法工程类比法包括根据已有的巷道工程通过类比提出新建工程的支护设计通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计采

用简单的经验公式确定支护设计

理论计算法基于某种锚杆支护理论如悬吊理论组合梁理论及加固拱理论计算得出锚杆支护参数由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件而且很难比较准确可靠地确定计算所需要的一些参数因此依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展与其他设计方法相比数值模拟法具有多方面的优点如可模拟复杂围岩条件边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场可快速进行多方案比较分析各因素对巷道支护效果的影响模拟结果直观形象便于处理与分析等数值模拟法已经在美国澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计然后进行井下监测根据监测数据验证修改和完善初始设计尽管数值模拟法还存在很多问题如很难合理地确定计算所需的一些参数模型很难全面反映井下巷道状况导致计算结果与巷道实际情况相差较大但是数值模拟法作为一种有前途的设计方法经过不断的改进和发展会逐步接近于实际

近10年来我国在锚杆支护设计方法方面做了大量工作在借鉴国外先进设计方法的基础上结合我国煤矿巷道的特点提出动态化信息化的设计方法符合煤矿巷道地质条件复杂性多变性的特点这种设计方法已经在多个矿区得到推广应用锚杆支护设计的可靠性合理性和

科学性得到显著提高

同煤集团的巷道支护技术相对落后工程技术人员的理论基础知识和实践经验存在一定差距现在根本无法用数值模拟法进行巷道支护设计只能采用理论计算法进行巷道支护设计但是各矿选用的计算公式五花八门不规范不统一为了规范巷道支护设计生产技术部组织人员编写了同煤集团巷道支护理论计算设计方法仅供参考

生产技术部

2009年8月

目录

第一部分有伪顶巷道支护设计5

第二部分自然平衡拱顶板支护设计7

第三部分复合层顶板支护设计9

第四部分一般放顶煤巷道支护设计12

第五部分特厚放顶煤巷道支护设计14

第六部分极近距离煤层巷道支护设计17

第七部分岩石拱形巷道支护设计方法20

第八部分计算参数的修正21

第九部分支护设计实例22

参考文献 29

第一部分有伪顶巷道支护设计

很多煤巷顶板存在一层或几层极易冒顶的伪顶这类顶板应采用锚杆锚索联合支护方式选用悬吊理论进行设计锚杆的作用是将巷道顶板较弱易冒落的岩层悬吊在上面稳定岩层上以增强软弱岩层的稳定性锚索锚固在深部围岩里调动深部围岩的强度对锚杆锚固的岩体起悬吊和保护作用悬吊理论力学模型如图1

图1 悬吊理论力学模型

1锚杆长度

式中锚杆长度m

锚杆外露顶板长度m

锚杆的有效长度不小于不稳定岩层的厚度m

锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06~1m麻花头锚杆一般取03~04m

2锚固力的确定

锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量按下式计算

式中锚杆锚固力KN

安全系数一般取2~3

锚杆间排距m

易冒落岩石平均重力密度KNm3

3锚杆的直径

式中锚杆直径m

锚杆杆体的屈服强度MPa

4锚索的长度

式中锚索长度m

锚索外露顶板长度m

锚索的有效长度不小于锚杆锚固岩层的厚度m

锚索的锚固长度一般取15~2m

5锚索间排距的确定

锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2~3根锚杆应布置1根锚索

锚索的排距按下式计算

式中锚索间距排距m

锚索承载力查材料强度检验报告可得KN

安全系数一般取2~5

锚杆锚固岩层的厚度m

锚杆锚固岩层平均重力密度KNm3

6锚索的锚固力

锚索的锚固力应不小于锚索的承载力

式中锚索锚固力KN

锚索承载力KN

第二部分自然平衡拱顶板支护设计

巷道开掘后如顶板裂隙发育破碎在地应力的作用下浅部围岩发生破坏易冒落而在深部一定范围内形成自然平衡拱自然平衡拱以上的岩体是稳定的这类顶板应采用锚杆锚索联合支护方式锚杆的作用

是将巷道顶板自然平衡拱下部易冒落的岩石悬吊在上部稳定的岩石上锚索锚固在深部围岩里调动深部围岩的强度对锚杆锚固的岩体起悬吊和和保护作用可见自然平衡拱理论对锚杆支护作用的分析实质上是悬吊作用自然平衡拱理论力学模型如图2

图2 自然平衡拱理论力学模型

1冒落拱高

自然平衡拱高度m

巷道掘进宽度m

巷道掘进高度m

两帮围岩的内摩擦角查采矿工程设计手册表1437和表1440 2锚杆长度

式中锚杆长度m

锚杆外露顶板长度m

锚杆的有效长度不小于自然平衡拱的高度m

锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06~1m麻花头锚杆一般取03~04m

3锚杆的锚固力

锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量按下式计算

式中锚杆锚固力KN

安全系数一般取2~3

锚杆间排距m

冒落拱岩石平均重力密度KNm3

4锚杆的直径

式中锚杆直径m

锚杆杆体的屈服强度MPa

5锚索的长度

式中锚索长度m

锚索外露顶板长度m

锚索的有效长度不小于锚杆锚固岩层的厚度m

锚索的锚固长度一般取15~2m

6锚索的间排距

锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2~3根锚杆应布置1根锚索

锚索的排距按下式计算

式中锚索间距排距m

锚索承载力查材料强度检验报告可得KN

安全系数一般取2~5

锚杆锚固岩层的厚度m

锚杆锚固岩层平均重力密度KNm3

7锚索的锚固力

锚索的锚固力应不小于锚索的承载力

式中锚索锚固力KN

锚索承载力KN

第三部分复合层顶板支护设计

煤系地层是层状沉积岩有一类顶板每一层连续完整层间有节理如复合层顶板这类顶板应采用锚杆锚索联合支护方式选用组合梁理论进行设计锚杆的作用是将层状岩层组合起来形成组合梁结构锚索锚固在深部围岩里调动深部围岩的强度对组合梁起悬吊和减跨作用以增强组合梁的强度组合梁理论力学模型如图3

图3 组合梁理论力学模型

1锚杆长度

式中锚杆长度m

锚杆外露顶板长度m

锚杆的有效长度 m

锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06~1m麻花头锚杆一般取03~04m

式中安全系数一般取3~5

组合梁岩层平均重力密度KNm3

组合梁最下一层岩石的抗拉强度MPa

2锚杆间排距及杆体直径

假设锚杆的间距与排距相等即

式中锚杆的间距排距

锚杆杆体直径选择直径的锚杆mm

锚杆杆体材料的抗剪强度查材料的强度检验报告可得MPa 安全系数一般取3~6MPa

组合梁岩层平均重力密度KNm3

巷道宽度m

3锚杆的锚固力

锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷

式中锚杆锚固力KN

锚杆直径m

锚杆杆体的屈服强度MPa

4锚索的长度

式中锚索长度m

锚索外露顶板长度m

锚索的有效长度组合梁的厚度m

锚索的锚固长度一般取15~2m

5锚索的间排距

锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2~3根锚杆应布置1根锚索

锚索的排距按下式计算

式中锚索间距排距m

锚索承载力查材料强度检验报告可得KN

安全系数一般取2~5

组合梁岩层厚度m

组合梁岩层的平均重力密度KNm3

6锚索的锚固力

锚索的锚固力应不小于锚索的承载力

式中锚索锚固力KN

锚索承载力KN

第四部分一般放顶煤巷道支护设计

一般放顶煤巷道煤层厚度小于10米沿煤层底板掘进顶煤厚度3~6米这类巷道应采用锚杆锚索联合支护方式应采用加固拱理论和悬吊理论进行设计加固拱理论强调锚杆的群体作用该理论认为顶板安装锚杆后在锚杆的有效长度范围形成了锥形体压缩区只要锚杆间距足够小各个锚杆形成的锥形体压缩区彼此重叠联结便在围岩中形成了一个厚度为m的均匀连续压缩带它不仅能保持自身的稳定而且能承受地压阻止上部围岩的松动和变形锚索锚固在稳定的岩石顶板上对压缩带起减跨作用并对顶煤起悬吊作用加固拱理论悬吊理论力学模型如图4

图4 加固拱理论悬吊理论力学模型

1锚杆长度及间排距

式中锚杆长度m

锚杆外露顶板长度m

锚杆的有效长度m

锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06~1m麻花头锚杆一般取03~04m

加固拱厚度锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系

式中加固拱厚度一般取08~12m

锚杆的控制角煤体的硬度越大控制角也越大一般取30~45°

锚杆的间距与排距近似相等一般取07~1m

2锚杆的直径

选择直径的锚杆

3锚杆的锚固力

锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷

式中锚杆锚固力KN

锚杆直径m

锚杆杆体的屈服强度MPa

4锚索的长度

式中锚索长度m

锚索外露顶板长度m

锚索的有效长度不小于顶板煤层的厚度m

锚索的锚固长度一般取15~2m

5锚索的间排距

锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2~3根锚杆应布置1根锚索

锚索的排距按下式计算

式中锚索间距排距m

锚索承载力查材料强度检验报告可得KN

安全系数一般取2~5

顶板煤层厚度m

顶板煤层的平均重力密度KNm3

6锚索的锚固力

锚索的锚固力应不小于锚索的承载力

式中锚索锚固力KN

锚索承载力KN

第五部分特厚放顶煤巷道支护设计

特厚放顶煤巷道煤层厚度大于10米沿煤层底板掘进顶煤厚度一般大于6米这类巷道应采用锚杆锚索联合支护方式应采用加固拱理论和自然平衡拱理论进行设计加固拱理论强调锚杆的群体作用该理论认为顶板安装锚杆后在锚杆的有效长度范围形成了锥形体压缩区只要锚杆间距足够小各个锚杆形成的锥形体压缩区彼此重叠联结便在围岩中形成了一个厚度为m的均匀连续压缩带它不仅能保持自身的稳定而且能承受地压阻止上部围岩的松动和变形锚索对组合梁起减跨作用对自然平衡拱下部的煤层起悬吊作用把巷道顶板自然平衡拱下部易冒落的煤层悬吊在上部稳定的煤层中加固拱理论自然平衡拱理论力学模型如图5

图5 加固拱理论自然平衡拱理论力学模型

1锚杆长度及间排距

式中锚杆长度m

锚杆外露顶板长度m

锚杆的有效长度m

锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06~1m麻花头锚杆一般取03~04m

加固拱厚度锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系

式中加固拱厚度一般取08~12m

锚杆的控制角煤体的硬度越大控制角也越大一般取30~45°

锚杆的间距与排距近似相等一般取07~1m

2锚杆的直径

选择直径的锚杆

3锚杆的锚固力

锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷

式中锚杆锚固力KN

锚杆直径m

锚杆杆体的屈服强度MPa

4冒落拱高

式中自然平衡拱高度m

巷道掘进宽度m

巷道掘进高度m

两帮煤的内摩擦角查采矿工程设计手册表1437和表1440

5锚索长度

式中锚索长度m

锚索外露顶板长度m

锚索的有效长度不小于自然平衡拱的高度m

锚索的锚固长度一般取15~2m

6锚索的间排距

锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2~3根锚杆应布置1根锚索

锚索的排距按下式计算

式中锚索的排距m

锚索承载力查材料强度检验报告可得KN

安全系数一般取2~5

自然平衡拱高度m

冒落拱煤层平均重力密度KNm3

7锚索的锚固力

锚索的锚固力应不小于锚索的承载力

式中锚索锚固力KN

锚索承载力KN

第六部分极近距离煤层巷道支护设计

层间距小于4米的巷道应采用锚杆11工字钢棚联合支护方式应采用组合梁理论和简支梁理论进行支护设计锚杆的作用是将层状岩层组合起来形成组合梁结构11工字钢梁起简支梁作用对岩层起支撑

作用组合梁理论简支梁理论力学模型如图6

图6 组合梁理论简支梁理论力学模型

1锚杆长度

式中锚杆长度m

锚杆外露顶板长度m

锚杆的有效长度m

锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06~1m麻花头锚杆一般取03~04m

还必须满足小于岩层的厚度

式中安全系数一般取3~5

组合梁岩层平均重力密度KNm3

组合梁最下一层岩石的抗拉强度MPa

2锚杆间排距及杆体直径

假设锚杆的间距与排距相等即

式中锚杆的间距排距

锚杆杆体直径选择直径的锚杆mm

锚杆杆体材料的抗剪强度查材料的强度检验报告可得MPa 安全系数一般取3~6MPa

组合梁岩层平均重力密度KNm3

巷道宽度m

3锚杆的锚固力

锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷

式中锚杆锚固力KN

锚杆直径m

锚杆杆体的屈服强度MPa

411工字钢的棚距

工作钢梁最大弯矩按下式计算

式中工字钢梁上的最大弯矩kN·m

均布载荷 kNm

巷道上部尽宽m

式中组合梁岩层平均重力密度KNm3

11工字钢棚距 m

所以有

工字钢弯矩如图7

图7 工字钢弯矩

工字钢的最大弯曲拉应力应按下式计算

式中最大拉应力KNm2

工字钢的抗弯截面模量cm2

钢梁稳定应满足条件

式中工字钢梁刚才的屈服强度查强度检验报告可得KNm2

安全系数一般取3~5

所以有可求得11工字钢的棚距为

第七部分岩石拱形巷道支护设计方法

岩石拱形巷道应采用锚杆喷浆联合支护方式应采用加固拱理论

加固拱理论强调锚杆的群体作用该理论认为顶板安装锚杆后在锚杆的有效长度范围形成了锥形体压缩区只要锚杆间距足够小各个锚杆形成的锥形体压缩区彼此重叠联结便在围岩中形成了一个厚度为m 的均匀连续压缩拱它不仅能保持自身的稳定而且能承受地压阻止上部围岩的松动和变形喷浆的作用一是防止围岩风化降低强度二是能够防止小块岩石的脱落三是能改变围岩的受力状况使围岩的二向应力状态变为三向应力状态岩石巷道加固拱理论力学模型如图8 图8 岩石巷道加固拱理论力学模型

1锚杆长度及间排距

式中锚杆长度m

锚杆外露顶板长度m

锚杆的有效长度m

锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06~1m麻花头锚杆一般取03~04m

加固拱厚度锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系

式中加固拱厚度一般取08~12m

锚杆的控制角煤体的硬度越大控制角也越大一般取30~45°

锚杆的间距与排距近似相等一般取07~1m

2锚杆的直径

选择直径的锚杆

3锚杆的锚固力

锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷

式中锚杆锚固力KN

锚杆直径m

锚杆杆体的屈服强度MPa

4喷浆的厚度及强度

喷浆的厚度应在8~12cm强度不小于C20

第八部分计算参数的修正

用理论计算出的支护参数必须根据煤炭行业标准《煤巷锚杆支护技术规范》com支护参数MT 14612002锚固力规定值表2进行修正表1 锚杆支护基本参数

序号参数名称单位参数值 1 锚杆长度 m 1锚杆直径mm 1锚杆排距m 07锚杆距m锚索有效长度m锚索直径mm 22mm >125 20mm >105 18mm >85

16mm >75 圆钢杆体

σs≥235MPa 22mm >95 20mm >70 18mm >60 16mm >50

第九部分支护设计实例

一巷道概况

某回风顺槽巷道设计长度1250m巷道岩煤层顶板掘进掘进宽度32m掘进高度27m煤层顶底板情况及煤层特征情况分别见表3表4 表3 煤层顶底板情况表

名称岩石名称厚度 m 特征老顶细砂岩粉砂岩

717 致密性脆较稳定以石英长石为主直接顶炭直接底

表4 煤层特征情况表

项目单位指标备注煤层平均厚度m

324 煤层倾角° 0°煤层硬度

f 自燃发火期 6 绝对瓦斯涌出量 m3min 024

煤尘爆炸指标2812

二巷道支护设计

1支护方式及支护理论的选择

该巷道沿煤层顶板掘进直接顶为炭页岩易冒落平均厚度141m老顶为坚硬的细砂岩和粉砂岩较稳定采用锚杆锚索联合支护方式选用悬吊理论进行设计锚杆的作用是将巷道易冒落的炭页岩直接顶悬吊在上面稳定的老顶上锚索锚固在深部围岩里调动深部围岩的强度对锚杆锚固的岩体起悬吊和保护作用另外由于直接顶较破碎采用钢带和金属网进行护表为了防止片帮采用麻花头锚杆和混凝土托板护帮2理论计算

1锚杆长度

式中锚杆长度m

锚杆外露顶板长度取01m

锚杆的有效长度不小于直接顶的厚度取15m

锚杆的锚固长度取06m

把数据带入公司可求得 22m

2锚杆锚固力

锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量按下式计算

式中锚杆锚固力KN

安全系数取25

锚杆间排距取08m取1m

冒落炭页岩平均重力密度查采矿工程设计手册表1-4-2取25KNm3

把数据带入公司可求得 75KN

3锚杆的直径

式中锚杆直径mm

锚杆杆体的屈服强度取335MPa

把数据带入公司可求得 168mm

4锚索的长度

式中锚索长度m

锚索外露顶板长度取03m

锚索的有效长度不小于锚杆锚固岩层的厚度取22m

锚索的锚固长度取15m

把数据带入公司可求得 4m

5锚索间排距的确定

锚索的间距应根据锚杆的间距确定该巷道每排布置4根锚杆所以每排锚索应布置2根间距 16m

锚索的排距按下式计算

巷道支护方法

巷道支护方法 一、围岩分类稳固程度岩性主要特征 (1)1类a:极差断层破碎,稳定性极差。 (2)1类b:局部冒顿,破坏形式多为冒顿、破碎及松散。 (3)2类:岩性泥化程度较轻,岩石裂隙发育层理发育完整,夹层强度较低,破坏形式多为局部片帮或冒落。 (4)3类:岩体较完整,节理及裂隙发育不完整。 (5)4类:岩石较完整,自身强度较高,构造影响较小。 二、针对四类围岩的支护方式 (1)1类a围岩支护。由于该层次支护的岩体多破碎,且整体稳固性较差,破坏形式多为冒顿,可采用锚索及锚喷网的支护方法。并在掘进时可采用锚喷的支护方式,支护段的距离面长度小于 2 m。所采用的混凝土型号为C20,喷浆厚度为100 mm,锚杆间距为900 mm×1 000 mm,长度为2 000 mm,网格型号为100 mm×100 mm。 (2)1类b围岩支护。该阶段围岩的整体稳固性较差,且裂隙发育,以碎块状的结构为主,节理面泥化,多为冒落、片帮等破坏形式。因此,可采用锚喷网联合支护的方法,且在局部加上钢筋梯子梁及锚索。支护参数设置为:锚杆间排距为900 mm×1 000 mm;顶锚杆为φ20 mm,长度为2 000 mm;帮锚杆φ18 mm,长度为2 000 mm。金属网的规格为1.1 m×1.2 m,网格100 mm×100 mm,

钢筋直径也为4 mm ~6mm。对于巷道淋水较大的位置,应将1个导水孔安好与直径相匹配的胶管,并进行注浆加固,封住淋水; (3)2类围岩支护。该围岩稳定性较差,且多出现片帮、冒落。鉴于此种情况,可采用锚喷支护,并对其进行局部加网,提高围岩的自撑能力,最终确保巷道的安全性。所采用的混凝土型号为C20,锚杆间的距离为900 mm×1 000 mm,下盘运输巷道顶部锚杆直接可取20 mm,其他巷道顶部的锚杆可取18 mm,喷浆厚度为950 mm。对于特殊位置可采用锚喷网联合支护方法,其金属网的规格为1.1 m×1.2 m,网格100 mm×100 mm,钢筋直径为4 mm ~6mm; (4)3类围岩支护。该阶段的围岩稳定性相对处于稳定状态,其岩石种类大多与角闪斜长片麻岩有着密切关系,且是矿山的主要岩石,分布范围较广,且拥有较好的稳定性。然而,伴随着时间的不断延长,也存在一定的风化问题,特别是遇到淋水现象时,极易泥化,最终影响整体的稳定性。因此,可采用喷射混凝土支护的方法。所使用的混凝土型号为C20,厚度根据围岩实际情况而定,其范围在85mm~95 mm左右,封闭围岩及淋水,并杜绝岩体风化现象的发生。为提高施工速度及质量,可在矿山巷道断面初次喷射45 mm,在1个月内对其进行复喷,并重新计算其厚度。若围岩在某个别位置有风化现象,可采用单根或多根螺纹钢锚杆布置,锚杆间距950 mm,锚杆直径约为50 mm; (5)4类围岩支护。由于该阶段围岩的稳定性较好,且岩性是完整

同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)详解

汾西矿业集团巷道支护理论计算设计方法 (初稿) 生产技术部 2009年8月

前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式,架棚和料石砌碹等支护是被动支护,由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位,是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外,煤矿巷道都优先采用锚杆支护,锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术,对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理,就会造成两个极端:其一是支护强度太高,不仅浪费支护材料,而且影响掘进进度;其二是支护强度不够,不能有效控制围岩变形,出现冒顶事故。 目前,国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类:工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括:根据已有的巷道工程,通过类比提出新建工程的支护设计;通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计;采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论,如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论,计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件,而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此,依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用,采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比,数值模拟法具有多方面的优点,如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场;可快速进行多方案比较,分析各因素对巷道支护效果的影响;模拟结果直观、形象,便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上,采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计,然后进行井下监测,根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题,如很难合理地确定计算所需的一些参数,模型很难全面反映井下巷道状况,导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是,数值模拟法作为一种有前途的设计方法,经过不断的改进和发展,会逐步接近于实际。

巷道锚杆支护参数设计

巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 (一)锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式,自美国1912年在aberschlesin(阿伯施莱辛)的Friedens(弗里登斯)煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年,机械式锚杆研究与应用; 1950~1960年,采矿业广泛采用机械式锚杆,并开始对锚杆支护进行系统研究; 1960~1970年,树脂锚杆推出并在矿山得到了应用; 1970~1980年,发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用,同时研究新的设计方法,长锚索产生; 1980~1990年,混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用,树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好,加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟,因而锚杆支护使用很普遍,在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系,处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术,尽管其巷道断面比较大,但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方,采用锚索注浆进行补强加固,控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道,锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多,有胀壳式、

树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时,根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前,英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架,而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高,因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境,在巷道支护方面积极发展锚杆支护,到1987年,英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术,从而扭转了过去的被动局面,煤巷锚杆支护得到迅速发展,经过近10年实验的基础上,又进行了改进和提高,到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家,自1932年发明U型钢支架以来,U型钢支架发展迅速,支护比重很快达到了90%以上,从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来,随着矿井开采深度日益增加,维护日益困难。面临这种困境,德国采用不断增加金属支架的型钢质量,逐步减小棚距的做法,这不仅使巷道支护费用增高,而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此,巷道维护困难的状况仍然难以改观,于是寻求成本低,运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期,锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广,现己应用到千米的深井巷道中,取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速,到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆,在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护,20世纪60年代锚杆支护开始进入采区,但由于煤层巷道围岩松软,受采动影响后围岩变形量很大,对支护技术要求很高,加之锚杆支护理论、设计方法,锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善,因而发展缓慢。“八五”期间,原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关,在“九五”期间,原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一,

锚杆参数计算

铁迈煤矿锚杆(索)支护参数计算 一、锚杆长度: 按照加固拱原理确定锚杆参数: L≥L1+L2+L3 其中:L -------锚杆全长,m; L1-------锚杆外露长度,一般取0.05-0.2m,包括垫板、螺母;为了进行拉拔试验通常取0.2M. L2-------锚杆有效长度(顶锚杆免压拱高与帮锚杆破碎深度较大值)m; L3-------锚杆锚固长度,一般为0.3-0.5m; L2= [B/2+Htan(45°-W/2)]/f 其中:L2-------锚杆有效长度,m; B-------巷道掘进跨度,取3.8m; H-------巷道掘进高度,取3.5m; W-------围岩(煤体)内摩擦角,取45°; f-------岩石普世系数,取2.5;则 L2=[3.8/2+3.5*tan(45°-45°/2)]/2.5=1.34 所以锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.2+1.34+0.5=2.0m,因此采用长度 为2.0m的锚杆;

结论1:锚杆长度确定为2.0m 二、锚杆间排距 B=√---Q/-(khr)------ 式中: B:锚杆间排距; Q:锚杆锚固力;取80KN K:安全系数,取2; h:巷道掘进宽度;3.8m r:上覆岩层平均体积重量取25 KN/m3 则:B=√---Q/-(khr)-----= √-80/(2*3。8*25--=0.649m,取0.6m. 结论2:锚杆间排距确定为0.6m. 三、锚索长度: 为了加强锚固体的强度,减少煤岩顶板冒落,采用锚索的长度为: L=L1+L2+L3+L4 其中:L---------锚索长度,m; L1 --------锚索深入稳定岩层锚固长度,m; L2 --------需要悬吊不稳定岩层(煤体厚度),取 2.5m; L3 --------上托盘及锚具厚度,0.15m; L4 --------需要外露张拉的长度,取0.25m。

锚杆支护理论计算方法

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 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,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm~400mm 2. 理论估算法 《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”中规定: 第3.3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式(3.3.11-1)、(3.3.11-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3.3.11-1) cr st a f d f d k l 2214≥ (3.3.11-2) 式中la ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度(cm); d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径(cm ); d2——锚杆孔直径(cm ); fst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度(N/cm 2);

巷道支护方案

支护方案 一、概述 二、处理方案 现场勘查后,根据现场各部位情况制定施工方案。下盘运输巷采用喷锚网支护,距已施工完成工作面3米;采矿进路开口5m采用喷锚网,矿体部分采用素喷混凝土;交叉点右侧墙体先施工喷锚网支护,再外部砌护;材料库房钢筋混凝土支护。具体施工方案如下: 1、喷锚网支护 喷锚网支护混凝土强度等级均为C25;喷锚网钢筋网采用∮8 mm钢筋,钢筋网间距100mmx100mm;锚杆采用∮20 mm螺纹钢筋,1m ×1m间距交错布置,锚杆长度2.2m,施工中可根据具体情况调整钢筋网和锚杆的设置参数。喷射混凝土支护、喷锚支护和喷锚网支护断面应按照相应施工规范进行施工。 1)喷射混凝土 喷射混凝土要求凝结硬化快、早期强度高,优先选用硅酸盐水泥和普通硅酸盐水泥。为了保证混凝土强度,防止混凝土硬化后的收缩和减少粉尘,喷射混凝土中的细骨料采用坚硬干净、细度模数宜大于2.5的中砂或粗砂。 为了减少回弹和防止管路堵塞,喷射混凝土的粗骨料粒径应不大于15mm。根据采用的速凝剂性能,通过试验确定其掺量,使喷射混凝土初凝不应大于5min,终凝不应大于10min。 一次喷射厚度。若一次喷射厚度过大,由于重力作用会使混凝土颗粒间的凝着力减弱,混凝土将发生坠落;若喷层厚度太小,石子无法嵌入灰浆层,将会使回弹增大。一次喷射合理厚度,墙50mm,拱

30mm。 分层喷射的间歇时间。当一次喷射厚度达不到设计厚度,需进行分次喷射时,后一层的喷射应在前一层混凝土终凝后进行。在常温15℃~20℃下喷射掺有速凝剂的混凝土时,分层喷射的间歇时间为15~20min。 混和料的存放时间。由于砂、石含有一定水分,与水泥混合后,存放时间应尽量缩短。不掺速凝剂时,存放时间不应超过2h;掺速凝剂时,存放时间不应超过20min,最好随拌随用。 喷射顺序是先墙后拱,自下而上进行。喷射前应埋设控制喷厚的标志,调节好给料速度。在喷射中,喷头应保持不断移动,以便减少回弹,保持喷层厚度均匀。如使喷头按圆形和椭圆形轨迹做螺旋式连续喷射,环形圈应为长轴400~600mm,短轴150~200mm。随时检测喷层厚度,确保达到设计厚度,岩面有较大凹陷处,应予以喷射找平。 2)锚杆施工 锚杆孔的施工应遵守下列规定:钻锚杆孔前,应根据设计要求和围岩情况,定出孔位,做出标记;锚杆孔距的允许偏差为150mm;钻孔的孔深、孔径均应符合设计要求。钻孔深度不宜比规定值大200mm以上,钻头直径不应比规定的钻孔直径小3.0mm以上;钻孔与锚杆预定方位的偏差为1°~3°。 锚杆安装前检查锚杆原材料型号、规格、品种。检查孔内积水和岩粉是否吹洗干净,不合格的锚杆孔要重钻。 采用药卷锚固剂进行锚固,锚杆安装采用先灌后锚法,把锚杆体插入孔眼直到底部,杆体安装后,不得随意敲击。锚杆锚入围岩的长度不低于2米。 要定期对安装好锚杆进行抗拔力测试,锚杆抗拔力可通过拉拔器作拉拔试验测出数值,不合格的锚杆可用加密锚杆的方法予以补强,并分析总结原因。 孔口承压垫座应符合下列要求:钻孔孔口必须设有平整、牢固的承压垫座;承压垫座的几何尺寸、结构强度必须满足设计要求,承压面与锚杆垂直。

巷道支护上应采取的支护原则

巷道支护上应采取的支护原则: 根据生产实际及目前矿井巷道压力显现情况,集团公司不同矿井(区)矿井压力大小不一,目前压力较大地点主要有三矿采区巷道、二矿各井个别采区及大巷等为压力较大地点。 集团公司目前压力相对较小地点:四矿、一矿。 应根据掘进巷道压力值大小确定相应的支护方式,在选择支护方式上宜采用强度大于巷道压力的支护方式。巷道压力大小具体可分为压力较小地段、压力大地段、压力较大地段。同时提倡较大断面施工,在设计时应合理确定支护断面,在满足通风、运输、行人基础上应适当考虑巷道变形,相应扩大设计断面,利于翻修。同时在支护方式选择上要充分考虑施工进度,在保证支护强度的前提下保证巷道施工速度,以适应采区准备需要。第三在原始块段允许的地点提倡锚网、锚网u型钢联合支护方式。 1、技术设计上,大巷、石门等布置上要考虑采动影响问题,尽量不受采区开采动压影响,合理确定间距,在采区布置上,要考虑对巷道压力的影响或少受影响。 2、科学支护,建立健全矿压观测、监测队伍,做好矿压观测、监测工作,收集整理矿压数据、分析矿压显现规律,为巷道有效支护提供科学依据,根据巷道压力值大小合理确定巷道支护方式。

3、合理确定巷道支护方式,做到基本上支得住。对巷道掘送的岩石巷道,顶板坚硬且压力不大的,可采用裸体不支护或光爆喷浆支护方式,对于一般岩巷有一定压力的巷道可采用锚杆、锚网、锚喷支护方式;在原始段掘送巷道中提倡锚网、锚网U型钢联合支护方式,对于压力较小的地点,服务时间较短的巷道应推广锚杆锚网支护方式,根据不同地点选择相应强度锚杆,科学设计锚杆长度,排、间距,压力显现较大地点根据巷道服务年限宜采用选择支护强度较大的支护方式,如U型钢支护,锚网、锚索喷浆、U型钢联合支护等,合理确定巷道断面,锚杆的长度,排、间距,U型钢棚距,单、双棚等。定期、不定期对巷道矿压进行观测、监测,对于巷道翻修要根据矿压数据,分析矿压规律,提倡及时卸压,定时松帮、松顶,并根据巷道压力变形情况及时进行翻修,在巷道变形较小时进行提前翻修,节省人力、减少支护材料报废量,翻修时要采用合适的大断面,采用超大强度的支护。 4、加强巷道施工质量,严格按规程、规定作业,保证支护符合规定要求,巷道要保证成形质量,使其巷道承载能力稳定均匀承压,搞好光爆作业,合理炮眼布置,降低最小抵抗线,适量装药,大力推广应用综掘机掘进,较少爆破对围岩的震动;锚杆、锚索做好锚药的填装,抓好锚眼深度、角度、排间距等工艺施工,紧固好锚杆螺丝,喷浆材料符合

巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计(孙巧龙)

巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计 孙巧龙 (淮北朔里矿业有限责任公司,安徽淮北235052) 【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。 【关键词】锚杆支护;合理设计;选择;巷道 1引言 在煤矿巷道的锚杆支护中,由于其对破碎岩体的加固效果好,又优于U型钢被动支护,加上劳动强度低、经济效益显著的特点,因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛,75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响,所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大,严重的冒落无法再利用。因此,煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性,以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面 巷道锚杆支护过程中,对于深部高应力的地点,在进行断面选择时,必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道,应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道,可采用梯形断面;复合顶板或破碎顶板的巷道,应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。 就斜切圆拱形断面来说,斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4,上肩窝部高度达到煤层顶板,下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明,其断面承压效果要比梯形断面好。但是,岩石掘进工作量大是其缺点,并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能 在锚杆的种类选择上,主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择,其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出

锚杆支护参数计算

1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部,沿3上煤层顶板掘进,巷道底板标高在-203~-208m ,地表松散层厚度平均36m ;煤层厚度为3~3.83m ,平均3.4m ;煤层直接顶为砂质泥岩,厚度在0.60~.95m 之间,平均0.8m ;老顶为细砂岩,厚度15m 左右;底板为粉砂岩,厚度在1.158~.58m ,平均为4.9m 。 煤巷两侧及底板为煤体,粘聚力0.45MPa 、内摩擦角26°、容重1.33kg /m 3、单向抗压强度6.35MPa ;煤巷顶板为砂质泥岩,粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2.76kg/m 3单向抗压强度20MPa ;原岩应力6.48MPa ;围岩稳定性系数为1.7,巷道围岩为Ⅳ类,属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢,设计强度240MPa ,托盘为铸钢托盘;两侧采用压缩木锚杆,设计强度17.6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3.1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中:1l 为锚杆外露长度,一般为0.1m ;2l 为被锚固围岩的厚度, 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中:p R 巷道围岩塑性区半径;o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1),其值为 2.18m ;h 为巷道宽度或高度,两者之间取小值,即h =2.6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得: ①巷道顶板岩层: m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体): m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2),得锚杆锚固区围岩厚度: 煤巷顶板岩层:m l 23.12=

锚杆支护理论计算方法

锚杆支护参数的确定 锚杆长度 L》L l + 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(锚固长度儿3 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333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333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

公式(3.3.11 -1) (3311-2)见图形所示 (3.3.11 -1) (3.3.11 -2) 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150X150 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,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取 300mn?400mm 2. 理论估算法 《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”中规定: 第3311条局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时 满足下列公式: 式中la——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度(cm); d1—锚杆钢筋直径走私或锚索体直径(cm ; d2 --- 锚杆孔直径(cn); f st ――锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度(N/cm); f cs——水泥砂浆与钢筋或水泥砂浆与锚索的设计粘结强度(N/cm2); 4d2 f cr

巷道支护理论计算

各种理论计算方法 一、按悬吊理论计算锚杆参数 适用于层状岩层,平顶巷道顶板锚杆;距离顶板周边往上1-1.5m 处最好有一层厚度大于2m 的坚固稳定老顶;上述范围没有老顶时,公式仍可套用。 1、锚杆长度计算: L=L 1+L 2+L 3 式中 L ——锚杆长度,cm ; L 1——锚杆外露长度,为垫板厚度+螺母厚+0.3mm ;cm L 2——破碎直接顶厚度,一般按经验取0.4m ; L 3——锚杆伸入老顶长度,按经验取≥0.30m ,或按锚固粘结力(π d τL 3)等于锚杆拉断承载力(πd 2σ/4)估算, 其中:当f ≥3时,L 2= B , 当f ≤2时, 式中B ——巷道开掘宽度,m ; f ——岩石坚固系数。 H ——巷道掘进高度,m φ——两帮岩层的似内摩擦角。 D ——为锚杆直径, τ——为锚固剂与锚杆粘结强度,MPa σ——为锚杆抗拉强度,MPa 。 2、锚固力Q :锚杆锚固力应等于杆体承载力,杆体能承载平均作用范围内岩石的重力。 Q =π(d/2)2σ=kab γL 2 式中:σ——锚杆抗拉强度,MPa d ——杆体直径 k ——安全系数,取1.5-1.8 a ——锚杆间距 b ——锚杆排距 γ——岩体容重 L 2——巷道顶板破碎带高度。 3、锚杆间距、排距计算: 设计令间距、排距均为a ,则 a=(Q/K L 2γ)1/2 式中α——锚杆间排距,m ; Q ——锚杆设计锚固力,150KN/根 L 2——冒落拱高度,取0.25m ; γ——被悬吊岩石的重力密度,取27KN/m 3; K ——安全系数,一般取1.5-1.8。 4、混凝土喷层厚度t 根据锚杆喷射混凝土支护技术规范,喷射混凝土支护厚度,最小不应小于50mm ,时。2≤f

煤矿锚杆支护技术参数

煤层集中皮带机道锚杆锚索支护 参数设计及计算方法 煤层平均厚度3.5m,煤层结构简单,夹石层数1~2层,夹石岩性为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩,厚度一般为0.20~0.40m,煤层顶板岩性为砂砾岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩;煤层底板岩性有炭质泥岩、粉砂岩、砂砾岩。 煤层集中皮带巷断面设计为矩形,巷道宽度4.0m,高度3.2m,采用锚网梁索联合支护方式支护顶板,锚网支护方式支护巷帮。 一、巷道锚杆支护参数设计 (一)顶板锚杆支护参数确定 1、锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。 1)锚杆长度的确定 LLLL =++312L——锚杆长度,m;式中 L——锚杆外露长度,m;1L——锚杆有效长度,m;2L——锚杆锚固长度,m。3L的确定)锚杆外露长度(11LL=0.05m ,一般)0.02~0.03m(螺母厚度垫板厚度= ++11(2)锚杆有效长度L 的确定2. L的确定:采用解释法中普式自然平衡拱巷道顶锚杆有效长度2L。理论确定2L=1.8B/f 3时,f≥f——普氏系数,取4.5;式中B——巷道跨度,取4m;

L= 1.8B/f =1.6m,取1.65m L = 0.3~0.4m,取0.3m。3LLLL= 2L的确定(3)锚杆锚固长度3 0.05+1.6+0.3=1.95m,结合矿井实际,=++取因此,321L=2.0m。 2)锚杆间排距的确定 对锚杆支护巷道,考虑施工工艺通常取间排距相等,锚杆间排D按下式计算:距 DL=0.5*2=1m≤0.5 3)锚杆直径的确定 d可按下式计算:锚杆直径d=L/110=2000/110=18.2mm,锚杆直径取20mm>18.2mm 4)锚杆锚固力计算 锚杆锚固力可按下式计算: Q——锚杆锚固力,t;式中 2rDQ?KL2 K——锚杆安全系数,取2~3; L;m——锚杆有效长度,2. 3r。——视密度,t/m2rD?KLQ=3*1.60*1*1.45=69.6KN,采用直径20mm 的等强螺纹钢2锚杆通过树脂药卷锚固后,锚固力约70KN≥Q=69.6 KN,符合要求。 锚杆锚固采用树脂药卷。当顶部煤体较好时,锚杆锚固方式可端部锚固;当顶板煤体松软破碎时,采用全长锚固。 (一)煤帮锚杆支护参数确定 1)煤帮锚杆长度

(完整版)第四讲锚杆支护理论

第四讲锚杆支护理论 本讲主要介绍锚杆常用支护理论(包括一些近年来比较流行和活跃的理论)、锚杆支护设计方法和国外锚杆支护主要经验,以及巷道容易冒顶的十种情况和五种应对措施。 锚杆支护的作用机理尚在探讨之中。目前己提出的观点较多,其中影响较大的有悬吊作用、组合梁(拱)作用、组合拱、减跨理论、加固(提高C、φ值)作用等几种。这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉(力)为前提来解释锚杆支护作用机理的,因此,围岩状态及锚杆受拉力这两个前提的客观性是判定上述理论正确性的标准。 一、锚杆支护理论 支护:就是指为了地下巷道掘进、硐室开挖后的稳定及施工安全,而采取的支持、加强或改善围岩应力状态而打设的构件或采取的措施的总称。支护包括两个方面,一是支,就是顶住顶板,防止顶板出现大量的下沉,使顶板下沉控制在可控、安全的状态,二是护,就是保持顶板的完整性,防止出现漏矸、漏顶、巷道掉渣等现象。支和护是一个有机统一的整体,它们共同组成了支护系统。 (一)锚杆支护理论综述 1、悬吊理论

1)机理:将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上,以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落,锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。 图4-1 锚杆悬吊作用原理示意图 2)缺点:没有考虑围岩的自承能力,而且将被锚固体与原岩体分开。 3)适用条件:在锚杆的长度范围内有一层坚硬而稳定的岩层,锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层。 图4-2 a拱形巷道的锚杆悬吊作用b软弱岩层的锚杆悬吊作用 2、组合梁理论 1)机理:将锚固范围内的岩层挤紧,增加岩层间的摩

擦力,防止岩石沿层面滑动,避免各岩层出现离层现象,提高其自撑能力。将几层薄岩层锁紧成一个较厚的岩层(组合梁)。在上覆岩层载荷的作用下,这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小,组合梁的挠度亦减小。在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁(板)的岩层挤紧,增大岩层间的摩擦力; 同时,锚杆本身也提供一定的抗剪能力,阻止其层间错动。锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁,这时被锚固的岩层便可看成组合梁,全部锚固层能保持同步变形,顶板岩层抗弯刚度得以大大提高。 决定组合梁稳定性的主要因素是锚杆的预拉应力及杆体强度和岩层的性质。 2)缺点:将锚杆作用与围岩的自稳作用分开;在顶板较破碎、连续性受到破坏时,难以形成组合梁。这一观点有一定的影响,但是其工程实例比较少,也没有进一步的资料供锚杆支护设计应用,尤其是组合梁的承载能力难以计算,而且组合梁在形成和承载过程中,锚杆的作用难以确定。另外,岩层沿巷道纵向有裂缝时粱的连续性问题、梁的抗弯强度等问题也难以解决。 3)适用条件: 层状地层,如图4-3中2所示; 顶板在相当距离内(锚杆长度范围内)不存在稳定岩层,

锚索支护计算

锚索支护设计技术参数 1、加强锚索长度校核,应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度,m ; a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m ; M MM f f d K L c a a 27.13059.127010 431.14278.17241≥≥???≥?≥ 其中: K ——安全系数,一般取2; 1d ——锚索直径,17.8mm ; a f ——锚索抗拉强度,1427.31N/㎜2; c f ——锚索与锚固剂的粘合强度,10N/㎜2; b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度,3.7m ; c L ——托板及锚具的厚度,0.15m ; d L ——外露张拉长度,0.25m ; M L L L L L d c b a 37.525.015.07.327.1=+++=+++= 设计取锚索长度为8.3m 2、悬吊理论校核锚索排距: L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1] 式中 L---锚索排距,m ; B---巷道最大冒落宽度,4.2 m ; H---巷道最大帽落高度,2m ;(最大取锚杆长度) γ---岩体容重,39.42kN/m 3(包括顶煤+直接顶) L 1---锚杆排距, 0.8m, F 1---锚杆锚固力,70 kN; F 2---锚索极限承载力, 320kN; θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;

n---锚索排数,取1。 L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1]=1×320÷[4.2×2×39.42-(2 ×70×sin75°)÷0.8]=1.974m 3、加强锚索数目的校核,应满足 断P W K N ?≥ 式中N ——锚索数目; K ——安全系数;2 断P ——锚索最低破断力,360kN ; W ——被悬吊岩石的自重,kN ; ∑∑???=D h B W γ 其中:B ——巷道掘进荒宽,4.2m ; D ——锚索间排距,取不大于锚索长度的1/2,取4.15m ; ∑h ——悬吊岩石厚度,3.7m ; ∑γ——悬吊岩石平均容重,24.13kN/m 3。 KN D h B W 17.155615.413.247.32.4=???=???=∑∑γ 6.836017.15562=?=?≥断P W K N 根

巷道锚杆支护计算公式

根据1552工作面围岩柱状资料分析,15#煤层顶板直接顶为粘土岩,厚度1.0-1.5m ,施工时,极易垮落,掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进,采取锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中,需用高强度锚索做辅助支护。根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验,确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。 二、支护参数设计 ㈠采用类比法合理选择支护参数:根据15#煤层邻近巷道的支护经验,1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆,间距1000mm,排距900mm ;选用1x7丝φ15.24mm ,锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。 ㈡采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 L = KH+L 1+L 2 式中:L ——锚杆长度,m H ——冒落拱高度,m K----安全系数,取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度,取0.5m L 2——锚杆在巷道中的外露长度,取0.05m 其中: H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m 式中:B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数,取4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中:a 、b ——锚杆间、排距m Q ——锚杆设计锚固力,50kN/根; H ——冒落拱高度,取0.58m ; K ——安全系数,取2; r ——被悬吊粘土岩的重力密度,26.44kN/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m

巷道支护技术

2.1 巷道围岩控制理论 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出普氏冒落拱理论[1-2],该理论认为:巷道开掘后,已采空间上部岩层将逐步垮落,其上方会形成一个抛物线形的自然平衡拱,下方冒落拱的高度与岩层强度和巷道宽度有关。该理论适用于确定巷道围岩强度不高、开采深度不是很大的巷道支护反力。20世纪50年代以来,人们开始用弹塑性力学解决巷道支护问题,其中最著名的是Fenner [3]公式和Kastner 公式[4]。 Fenner 公式为: ()[]10cot sin 1cot -??? ??+-+-=???σ?N i R r C C P (1) 式中,i P —支护反力;C —围岩内聚力;?—内摩擦角;0σ—原岩应力;r —巷道半径;R —塑性圈半径;?N —塑性系数,κ??sin 1sin 1-+= N 。 Kastner 公式为: ()()?????sin 1sin 20sin 1cot cot -??? ??-?++-=R r C P C P i (2) 式中,i P —支护反力;C —围岩内聚力;?—内摩擦角;0P —初始应力;r —巷道半径;R —塑性圈半径。 国内外巷道顶板控制理论发展很快[3-4],我国在1956年开始使用锚杆支护,迄今为止,已有50多年的历史。锚杆支护机理研究随着锚杆支护实践的不断发展,国内外已经取得大量研究成果[5-10]。 (1)悬吊理论 1952年路易斯阿帕内科L(ouis.Apnake)等提出了悬吊理论,悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上,在预加张紧力的作用下,每根锚杆承担其周围一定范围内岩体的重量,锚杆的锚固力应大于其所悬吊的岩体的重力。 (2)组合梁理论

锚杆和锚索支护参数的计算

一、锚杆支护参数的计算 1)锚杆长度的确定: 顶锚杆 根据悬吊理论计算: 本矿的煤层顶板属中等稳定形,锚杆须锚入稳定岩石0.35米,锚杆外露0.05米,,则锚杆的长度L=l 1+l 2+l 3=1.3+0.35+0.05=1.7 (m) 其中 L 1------顶板最大松动圈的厚度,根据已掘巷道离层分析 得1.3米 L 2------锚杆须锚入稳定岩石长度,取0.35m L 3------锚杆外露长度,0.05m 结合锚杆支护技术规范要求及我矿生产实际选定锚杆长度1.8m 2)锚杆间排距的确定: L= h K Q =1.02米,考虑巷道宽度间距取0.8米,排距取1.0米。 锚杆的抗拉力为 5.0吨,经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力实验,锚杆的抗拉力均在5.0吨以上。 其中 Q----抗拉力,取5.0 k-----安全系数,取1.5 γ---岩石容重,取2.5T/m 3 h----顶板最大松动圈的厚度,根据已掘巷道离层分析得1.3米 考虑巷道宽度,间距取0.8米,排间取1.0米,符合理论计算要求。 二、锚索间排距的确定: L=nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1]

式中: L—锚索排距,m; B—巷道最大冒落宽度,3.1m; H—巷道冒落高度,按最严重冒落高度取3.6米; γ—岩体容重,取25KN/m3; L1—锚杆排距,1.0米; F1—锚杆锚固力,取50KN; F2—单根锚索的极限破断力,取210KN; θ—角锚杆与巷道顶板的夹角,85o; n—锚索排数,取2; L =2×210/[3.1×3.6×23-(2×50×sin85o)/1]=2.5m 考虑巷道宽度,间距取1.6米,排距取2.0米,符合理论计算要求。

锚杆支护计算(实用荟萃)

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 123L L L L =++=0.15+1.5+0.4=2.05m 式中, 1L —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,L 1=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; 2L —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; 3L —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,L 3还要加大,取L 3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,最易出现破坏和冒落,围岩变形的绝大部分是由这部分岩体产生的,锚杆支护、注浆加固及人为卸压等措施大致上也是在该范围岩体中进行的。可见,内层围岩既是影响巷道稳定性的最关键部分,也是人为控制措施的主要的和直接的作用对象。 (2)外层围岩。外层围岩是围岩中距巷道周边较远的那部分岩体。与内层围岩相比,外层围岩受开挖及风化等影响较小,受支护控制作用的影响也较小;总的围岩变形中,外层围岩所占比例很小,对巷道稳定性的影响也较小。 (3)内外层围岩之间的关系。根据上述定义可知.内层围岩的结构与性质是影响巷道稳定性的决定因索,外层围岩的结构与性质对巷道稳定性的影响要通过内层围岩来实现;支护控制的主要对象是内层围岩。内层围岩往往与支护形成整体承裁结构,外层围岩则是上覆岩层压力向内层围岩和支护传递的中介。 巷道围岩内外层结构 2.3.2 锚杆直径: 锚杆采用20MnSiⅡ级建筑用螺纹钢系列,锚杆的直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定,即

支护理论计算方法

1、按悬吊理论 (1)锚杆长度L, L=L 1+L 2+L 3 =50+1000+300=1350mm 式中:L 1——锚杆外露长度 L 2——软弱岩层厚度,可根据柱状图确定mm L 3——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(d 2 σ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L 0=Nn/2kra L 2 =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/m 3 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

巷道围岩控制方法与支护方式

巷道围岩控制方法与支护方式 [摘要]在煤矿生产过程中,巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节,关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力,提高围岩的稳定性,合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。 【关键词】巷道;围岩控制;支护方式 在煤矿生产过程中,巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节,关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力,提高围岩的稳定性,合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。回采导致的支承压力不但数倍于原岩应力,并且,影响范围大。巷道受回采影响后,围岩应力、围岩变形成几倍、几十倍急增。巷道围岩控制的实质是利用煤层开采引起采场周围岩体应力重新分布的规律,正确选择巷道布置和护巷方法,使巷道位于应力降低区内,防范回采引起的支承压力的影响,控制围岩压力。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。 1、巷道围岩压力及影响因素 1.1、围岩压力 (1)松动围岩压力。因巷道挖掘而松动、塌落的岩体,其重力直接作用在支架结构物上的压力,表现为松动围岩压力载荷形式,如支护没有有效控制围岩变形,围岩形成松动垮塌圈时,造成松动围岩压力,顶压显现严重。 (2)变形围岩压力。支护可控制围岩变形的发展时,围岩位移挤压支架而出现的压力,即:变形围岩压力。在围岩、支护力学体系中,围岩与支架互相作用,围岩就对支架施加变形压力。弹性变形压力是围岩弹性变形时作用在支架上的压力,弹性变形出现的速度很快,变形量相当小,围岩、支护相互作用的过程,实际作用较小。塑性变形压力是因为围岩塑性变形和破裂,围岩向巷道空间位移,使支护结构受压,这是变形围岩压力的基本形式。塑性变形的状况由巷道塑性区和破裂区的范围所决定。塑性区的扩展具有时间效应,它不再扩展时,围岩变形速度就下降。 (3)膨胀围岩压力。 与变形压力不同,它是由吸水膨胀导致的。从表面上看,膨胀压力是变形压力,而两者的变形机制完全不同。一个是与水发生理化反应;一个是围岩应力与结构效应。

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