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sin2sin1)K(sin1ctgCctgCHRRos式中：sR—巷道塑性区半径，m；oR—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：m51.730)303(30sin139.330sin230sin1ctgCctgCHRs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：sR—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＝iih5.76×13.6kN/m3＝78.3kN/m2③锚索提供的支护抗力为：DBqnssP式中：qs--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：㎡8.3440.88.54004KNPs。②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：2mmmDqP(5.3)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/m2③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，m②有范围内调查确定的易碎直接顶时，L2易碎直接顶厚度，m③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：245212HctgBfLB.当围岩普氏硬度系数f≥3时普氏免压拱高按下式计算：fL2B2c=Htg(45о-φ/2)式中：B—巷道掘进跨度，B=5.8mH—巷道掘进高度，H=3.5mf—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=2.40c=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2.2m3.28m，不能满足需要；所选帮部锚杆2.0m1.51m，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1.6a=(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t212σKqKB5.0L式中：σt—煤层的抗拉强度，取值0.5MpaK1—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，5.8mq—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=2.2mq=(5.76-2.2)×13.6kN/m3=0.0484Mpam28.15.0*20484.0*4*8.5*5.0σKqKB5.0t21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13.62F2—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指标性能指标拉压强度≥60MPa振动疲劳＞800万次剪切强度≥35MPa泊松比≥0.3容量1.9~1.2g/cm3贮存期＞9个月弹性模量≥1.6×104MPa适应环境温度－30~+60°C粘接强度对混凝土±＞7MPa，对螺纹钢＞16MPa锚杆锚固力可按下式计算：Kdπ1000lQt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；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：KN1005.25*02.0*14.3*8.0*1000Kdπ1000lQt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）290tan)110K（C4cxhfHBy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；1.6γ—巷道上方至地表地层平均视密度，25kN/m³H—巷道埋深，最大埋深560m；400B—表征采动影响程度的无因次参数，此处取1.26；1fy—煤层硬度系数，1.8；1.3h—煤层厚度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度，3.5m；3.9φ—两帮围的内摩擦角，φ取46°27′（地质报告）经计算得：m36.12274690tan5.3*)18.1*101.26*560*25*2（290tan)110K（C44cxhfHBy②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：nfCay2Kcos)(L式中a—巷道半跨度，2.9m；α—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：m36.28.1*10cos)36.19.2(L2③顶板锚杆长度顶板锚杆长度按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=3.06m③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