支护理论计算方法

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mmL3——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Mpad——杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤0.5×2200=1100mm锚杆排距L0=Nn/2kraL2=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2-3r——上覆岩层平均容重，取24KN/m3a——1/2巷道掘进宽度m2、按自然平衡拱理论计算Ⅰ、两帮煤体受挤压深度CC=(（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2.8r——上覆岩层平均容重，取24KN/m3H——巷道埋深mB——固定支撑力压力系数，按实体煤取1fc——煤层普氏系数，Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0a——煤层倾角h——巷道掘进高度mψ——煤体内摩擦角，可按fc反算Ⅱ、潜在冒落高度bb=(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mKy——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QsQs=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2-5r煤——煤体容重，KN/m3(1)顶锚杆长度LL=L1+b+L2=0.05+5.62+0.35=6.02式中：L1——锚杆外露长度mL2——锚固端长度mb——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，KNK——安全系数，取2-3r——上覆岩层平均容重，取24KN/m3a——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，MPaK——安全系数，取2-3L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距Qs——两帮侧压值，KN3、按组合梁原理计算(1)锚杆长度LL=L1+L2+L3式中：L1——锚杆外露长度mL3——锚固端长度mL2——组合梁自撑厚度mL2=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5-6P——组合梁自重均布载荷MPaψ——与组合梁层数有关的系数组合层数：123≥4ψ值：1.00.750.70.65B——巷道跨度mσ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的0.3-0.4倍MPaσx——原岩水平应力，σx=λrzMPa=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mK——安全系数，取8-10P——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LaLa≥fst/πfcsd1=（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，mmfst—钢绞线抗拉强度，Mpafcs—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≥2S≤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PP1≥P≥P1/K或P2/KP≥400/2=200KN设计锚固力200KN式中：P—设计锚索锚固力KNP1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力KNP2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力KNK—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:a0.5L=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900×900mm,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300mm）。三、护网护网选取直径4mm，网格40×40mm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：17.8mm×7000mm，间距1.5m，排距1.5m,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mmL3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm2、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Mpad——杆体直径3、锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤0.5×2200=1100mm锚杆排距L0=Nn/2kraL2=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2-3r——上覆岩层平均容重，取24KN/m3a——1/2巷道掘进宽度m锚索支护参数的确定：1、锚固长度LaLa≥fst/πfcsd1=（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，mmfst—钢绞线抗拉强度，Mpafcs—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≥2S≤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PP1≥P≥P1/K或P2/KP≥400/2=200KN设计锚固力200KN式中：P—设计锚索锚固力，KNP1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KNP2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，KNK—安全系数，取2锚杆（锚索）支护设计技术参数一、锚索设计承载力钢绞线直径为φ15.24mm时230kN，钢绞线直径为φ17.8mm时320kN，钢绞线直径为φ21.6mm时454kN。二、锚索设计破断力钢绞线直径为φ15.24mm时260kN，钢绞线直径为φ17.8mm时355kN，钢绞线直径为φ21.6mm时504kN。三、锚杆（锚索）支护参数校核1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3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），m；L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c），m;L3——锚入岩（煤）层内深度，m。其中围岩松动圈冒落高度b=顶fHB245tan2式中B、H——巷道掘进荒宽、荒高；顶f——顶板岩石普氏系数；——两帮围岩的似内摩擦角，=顶farctan。245tanHc2、校核顶锚杆间、排距：应满足2kLGa式中a——锚杆间、排距，m；G——锚杆设计锚固力，kN/根；k——安全系数，一般取2；（松散系数）L2——有效长度（顶锚杆取b）;——岩体容重3、加强锚索长度校核，应满足dcbaLLLLL式中L——锚索总长度，m；aL——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；caaffdKL41其中：K——安全系数；1d——锚索直径；af——锚索抗拉强度，N/㎜2；cf——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）？bL——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；cL——托板及锚具的厚度，m；dL——外露张拉长度，m；4、悬吊理论校核锚索排距：L≤nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]式中L---锚索排距，m；B---巷道最大冒落宽度，m；H---巷道最大帽落高度，m；（最大取锚杆长度）γ---岩体容重，kN/m3（包括顶煤+直接顶）L1---锚杆排距,m,F1---锚杆锚固力,kN;70F2---锚索极限承载力,kN;θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;n---锚索排数,取1。5、加强锚索数目的校核，应满足断PWKN式中N——锚索数目；K——安全系数；2断P——锚索最低破断力，kN；W——被悬吊岩石的自重，kN；DhBW其中：B——巷道掘进荒宽，m；D——锚索间排距，m；∑h——悬吊岩石厚度，m；∑——悬吊岩石平均容重，kN/m3。四、A3圆钢对岩石粘结强度（设计手册）砂岩5-8MPa泥岩3.5-5.5MPa煤1-2MPaC25混凝土≥7MPa五、螺纹钢对树脂药卷粘结强度（设计手册）锚杆直径锚固长度粘结度φ22mm600mm22MPaφ16mm600mm22.3MPaφ16mm1000mm24.8MPa六、锚索抗拉强度（1MPa=1N/mm2）锚索直径（mm）抗拉强度（N/mm2）抗拉强度（MPa）φ15.241426.051860φ17.801427.311860φ21.601376.111770七、煤、岩容重岩性容重（kN/m3）砂岩21.58-26.59页岩22.56-25.70煤11.77-13.72八、预应力钢绞线技术指标（检测报告）规格mm破断负荷kN屈服负荷kN伸长率%L0≥5001000h松弛率≤强度Mpaφ15.24264.6-269.4≥234.64-5.52.51860φ17.80≥360≥33552.51860φ21.60≥520≥48452.51770九、Ⅰ锚杆技术指标（检测报告）规格屈服强度MPa抗拉强度MPa伸长率%尾部螺纹承载强度MPaø20×2000mm（螺纹钢）≥335≥490≥16≥杆体极限强度85%Ø18×1800mm（圆钢）≥225≥375～460≥25≥杆体极限强度85%Ⅱ锚杆承载力（学习的