巷道支护参数计算.docx
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巷道支护参数计算.docx
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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
式中:
—巷道塑性区半径,m;
—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:
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:
—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=
5.76×13.6kN/m3=78.3kN/m2
③锚索提供的支护抗力为:
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:
。
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:
(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/m2
③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,m
②有X围内调查确定的易碎直接顶时,L2>易碎直接顶厚度,m
③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:
B.当围岩普氏硬度系数f≥3时普氏免压拱高按下式计算:
c=Htg(45о-φ/2)
式中:
B—巷道掘进跨度,B=5.8m
H—巷道掘进高度,H=3.5m
f—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=2.40
c=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2.2m<3.28m,不能满足需要;所选帮部锚杆2.0m>1.51m,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,通常间距与排距一样
K1-安全系数,一般取1.5~1.8,这里取1.6
a=(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一样,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
式中:
σt—煤层的抗拉强度,取值0.5Mpa
K1—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,5.8m
q—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=2.2m
q=(5.76-2.2)×13.6kN/m3=0.0484Mpa
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13.62
F2 —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:
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:
t
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X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)
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,按巷道断面形状与宽高比确定,此处取2;1.6
γ—巷道上方至地表地层平均视密度,25kN/m³
H—巷道埋深,最大埋深560m;400
B—表征采动影响程度的无因次参数,此处取1.26;1
fy—煤层硬度系数,1.8;1.3
h—煤层厚度或巷道轮廓X围内煤夹层的厚度,3.5m;3.9
φ—两帮围的内摩擦角,φ取46°27′(地质报告)
经计算得:
②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:
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:
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X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=3.06m
③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
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