支护理论计算方法.docx
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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/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2-3
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:
123≥4
ψ值:
1.00.750.70.65
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=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/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,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900×900mm,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/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2-3
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/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,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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