煤矿井下支护计算方法

煤矿井下支护计算方法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m。2、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：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≥