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文档简介
1、1锚杆支护参数的确定(1) 两帮破坏范围C的确定式中,k应力集中系数;kt巷道维护时间影响系数;k c煤层稳定影响系数;c煤帮煤层单轴抗压强度(MPa);y垂直自重应力(MPa);煤层倾角();h c被巷道切割的煤层厚度(m);l t巷道切割煤层(岩层)的最大宽度u煤层的泊松比;煤层的内摩擦角()。(2) 巷道顶板破坏范围的确定式中,R p为围岩松动范围(m);R o巷道外接圆半径(m);o原岩自重应力(MPa);C顶板岩石粘结力(MPa);为顶板岩石内摩擦角()。(3) 锚杆直径式中,(4) 锚杆长度式中, 2锚索支护参数的确定1锚索长度的确定式中: La锚索长度(m); La1锚索外露长度
2、(m); La1锚索有效长度(m); La2锚索锚固长度(m)。(1)静压软岩巷道在锚杆失效的情况下,其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。同时为保证巷道的稳定性,锚索应保证锚固到稳定的岩层内,锚索有效长度:式中,a巷道宽度(m);h i稳定岩层下各层厚度(m);i稳定岩层下岩层层数。(2)动压软岩巷道(3)当La2/a3时,则La2=3a。2锚索排距的确定锚索间排距根据锚杆失效时,锚索所承担的岩层重量确定。每排布置一根锚索则其排距为:式中, a巷道宽度(m); 上覆岩层平均体积质量(KN/m3) 单根锚索的极限破断力(KN); k安全系数。1锚杆长度的计算L=KH+L1+L2式中 L锚杆长度
3、,m;K安全系数,取2;H 冒落拱高度,m,是根据公式H=B/2f估算的;B巷道开挖宽度,一次开挖宽度4.2m,二次开挖宽度3.5m,取4.2m;f岩石(煤)坚固系数,f=2。L1锚杆锚入岩层深度,根据经验条件,取0.3m;L2锚杆在巷道中的外漏长度。2锚杆间排距的计算式中: B;Q锚杆设计锚固力,8 9.8KN;K安全系数,去K=6;H冒落拱高度,H=0.955m;r被悬吊岩层的重力密度。1锚杆间排距的计算(1) 顶锚杆间排距的计算ab=Q/(KrLcos)式中:a锚杆间距,m; b锚杆排距,m; Q顶锚杆锚固力,取64KN; G悬吊岩石载荷,KN;K锚杆安全系数,m,取1.5m;r岩石容重
4、,KN/m3,取23.5;L锚杆有效长度,m,取1.5m;岩层倾角,取30,(2)帮锚杆间排距的计算行帮支护所需提供的最大支撑力为为保持巷帮不失稳,则支护体提供的支护力,则锚杆的间距为:a1=Q/(b1K1)式中:Q帮锚杆锚固力Q,取40KN; a1帮锚杆的间距,m; b1帮锚杆排距,m;r煤的容重,KN/m3,取13.1;d巷道半宽,m,取1.5m;H巷帮高度,m,取高帮3.0;煤层内摩擦角,取25度;f煤层普氏系数,一般取23,取2;K1锚杆安全系数,一般取1.52,取2;2锚索间排距的计算1锚索长度的确定锚索长度L包括孔内长度L1与外漏长度L2L1=Nb式中: L锚索长度,m; L1锚索
5、孔内长,m; L2锚索外露长度,m,取0.3; B巷道跨度,m,取3; n经验系数,一般1.52,取2。2锚索排距的计算由于回采巷道跨度不大(3 m),锚索布置在巷道断面中央,垂直于煤层顶板单排布置。3锚索间距的计算由于顶板悬吊载荷为因此,锚索间距可由下式计算式中: Q2锚索预紧力,KN,100120,取100; r岩石的容重,KN/m,取23.5; B巷道跨度,m,取3; f岩石普氏系数,取24,取3; h载荷体高度,m,按自然平衡拱理论,沿巷道单位长度吊挂载荷计算方法,计算载荷体高度h=B/(2f)=0.5 岩层倾角,30度。1锚索排距的计算需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为式中:
6、B巷道跨度,m; 破坏区煤岩体容重,KN/m3 b锚索排距,m。 顶板破坏高度,m。(2)潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力f,即式中: u内摩擦系数; Ph作用滑移面上的水平应力,KN;式中: 内摩擦角,(。)则(2) 求锚索的排距。根据锚索的屈服载荷Y1,按每排安装n根锚索考虑,有nY1=W-Ff式中: Y1锚索的屈服载荷,KN。1 悬吊载荷高度的确定(1)按拱形冒落高度确定式中:h载荷体高度; B巷道跨度; f坚固性系数;(2)按三角形冒落计算式中:(3)按关键层理论计算式中:hi关键层下各软弱分层厚度。2锚固段长度的确定锚固段长度的确定原则是保证锚固段的粘锚力与锚索的极限抗拉载荷相匹配。通常,在可可锚岩层中,锚固段长度不
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