锚杆支护参数设计

锚杆支护参数设计
锚杆支护参数设计

煤巷锚杆支护参数设计方法

煤巷的突出特点就是承受采动支承压力,围岩破碎,变形量大。巷道锚杆支护设计,首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估,对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如,是按采动影响时的支护难度设计支护,还是按照采动影响前的使用要求设计,不同的设计思想,结果大不相同。

目前,我国煤巷支护设计方法大致分为三类,即工程类比法、理论计算法及实例法。

1)工程类比法

工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验,通过工程类比,直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而,要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比,做出比较合理的设计方案,正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后,就可根据不同类别的岩层,确定不同的支护形式和参数。

(1)巷道围岩分类方法

围岩分类方法的研究工作历史悠久,早在18世纪,在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入,国内外围岩分类研究得到了迅速发展,据不完全统计,有影响的围岩分类有五六十种之多。

a. 普氏岩石分级法

该法用岩石坚固性系数f(普氏系数)来对围岩分类,f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现,它最重要的性质在于不论是何种抗力,以及这种抗力是如何引起的,而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践,并且有抽象概括的程序可取,所提出的岩石坚固性系数值简单明确,到目前仍有一定的使用价值。

b. 煤矿锚喷支护围岩分类

为了适应巷道锚杆支护的需要,原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类,见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素,是一种典型的多指标分类方法。

c. 围岩松动圈分类

围岩松动圈是一个定量的综合指标,它是建立在对巷道围岩实测的基础上,几乎不作任何假设,用现场实测和模拟试验,研究围岩状态,找出围岩松动圈这一综合指标,用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握,受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。

经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后,依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈,中松动圈、大松动圈三大类六小类,如表2所示。

2)理论计算法

在岩石力学支护理论的发展历程中,人们试图做像地面结构那样能够较为准确地确定支护荷载,用理论计算方法设计支护结构,这是岩石力学工作者长期追求和奋斗的目标。经过众多学者和科技工作者的长期研究和实践,理论设计支护日渐完善,成为很多国内外专家巷道支护设计的主要手段。

目前,常用的锚杆支护参数设计方法有以下几种:

(1)悬吊作用理论设计锚杆支护参数;

(2)承压拱理论设计锚杆支护参数;

(3)松动圈支护理论设计锚杆支护参数;

(4)扩容理论设计锚杆支护参数。

3)实测法

根据现场实际观测资料,利用岩石力学原理与数理统计方法进行巷道支护的设计方法已被许多国家采用。我国一些矿区,利用超声仪实测巷道围岩松动圈的方法,进行软岩锚喷网支护参数的设计,取得了较好效果。澳大利亚、英国利用对围岩特性的综合测量结果,进行支护系统的设计。观察内容有地应力、顶板岩层位移及锚杆承载特性等参数,根据实测资料、巷道的地质环境及岩石力学原理,确定支护的参数。煤巷锚杆支护参数和设计方法的确定

锚杆支护参数确定方法取决于锚杆支护理论,锚杆支护理论不同,锚杆支护参数的确定方法也不同。

1 悬吊作用理论设计锚杆支护参数

1)锚杆长度的确定

L=L1+L2+L3

式中 L——锚杆长度,m;

L1——锚杆外露长度,m;

L2——锚杆有效长度,m;

L3——锚杆锚固长度,m。

(1)锚杆外露长度L1的确定

L1=垫板厚度+螺母厚度+(0.02~0.03)m

一般L1=0.15m。

(2)锚杆有效长度L2的确定

锚杆有效长度L2的确定方法有三种,一是采用声波法测出巷道围岩松动圈范围;二是采用岩层探测分析仪进行测量;三是采用解释法中普式自然平衡拱理论确定L2。

a. 岩层探测分析仪确定L2

b. 普式自然平衡拱理论确定L2

巷道顶锚杆有效长度L2的确定:

式中 f——普氏系数;

B——巷道跨度,m;

H——巷道掘进高度,m;

——内摩擦角,(o)。

(3)锚杆锚固长度L3的确定

L3 = 0.3~0.4m

2)锚杆间排距的确定

对锚杆支护巷道,考虑施工工艺通常取间排距相等,锚杆间排距D按下式计算:D≤0.5L

3)锚杆直径的确定

锚杆直径d可按下式计算:

2 组合梁理论设计锚杆支护参数

用组合梁理论设计锚杆的支护参数适用于层状岩体,裂隙发育的平顶巷道。计算公式如下:a. 锚杆的长度

若锚杆的控制角按45°计,则b=L-a

锚杆长度按L=1.6~1.8m,锚杆间排距按a=0.6~0.8。取值时,则挤压加固拱的厚度b=0.9~1.2m,且锚固体具有较好的可缩性。

存在缺陷:锚杆的锚固力是影响锚杆控制角的关键因素,而在理论推导中并未涉及锚杆的锚固力。锚杆的控制角度及加固体厚度的计算存在一些问题,因而其支护效果的可靠性受到质疑。此外当加固拱的厚度远小于巷道跨度时,加固拱是否发生破坏不仅与其强度有关,更主要取决于加固拱的稳定性,而在该理论中没有考虑。

4 松动圈支护理论设计锚杆支护参数

松动圈支护理论认为,松动圈的厚度包含了原岩应力的大小、岩体强度、节理性质及采动影响等影响围岩稳定性的重要因素,用松动圈厚度指标LP综合评价围岩稳定性及支护难度,既包含了这些因素的影响,又绕开了测试原岩应力、岩体强度的难题,把它作为确定锚杆支护参数的重要依据,是一种比较实用的方法。松动圈巷道支护理论,是根据围岩松动圈状态分析阐述锚杆支护机理和设计锚杆支护参数,其设计程序和原则为:

a. 测定或预测新开巷道将要穿过岩层的松动圈(在已揭露类似巷道中进行),包括静态松动圈、采动影响期间的最大松动圈,从而准确把握巷道的支护难度。

b. 根据巷道用途和使用要求,决定是按静态松动圈还是按动压作用下的最大松动圈进行支护参数设计。根据静态松动圈设计,有利于提高掘进施工速度和降低巷道成本,回采期间须超前工作面20~50m增设加强支护;根据动压松动圈设计,能改善工作面端头支护状况和简化顺槽的超前支护,有利于回采工作的顺利进行。

c. 当实测的围岩松动圈LP<1.5m时,悬吊理论是确定支护参数较好的方法,锚杆的悬吊点是松动圈外的未松动岩层或煤层。

d. 当围岩裂隙发育或者实测的围岩松动圈LP>1.5m时,按组合拱理论设计锚杆支护参数。

e. 顶板“斜锚杆”非常重要,其锚固要可靠,长度要伸入到两帮上方一定深度。

f. 一般条件下,金属网或塑料网是必须的,当围岩破碎或者松动圈大于1.5m,要敷设钢带,以提高锚杆的整体性和支护能力,两帮压力大时也需敷设钢带或钢筋梯。

g. 围岩破碎或变形压力大的条件下,宜选用锚固可靠、承载能力较大(锚固力大于6t)的锚杆,沿空掘巷的沿空侧,须采用全长锚固式锚杆。

综上所述,松动圈理论确定锚杆支护参数如下:

a. 锚杆长度确定

当松动圈厚度L=0.4~1.5m时,称为中松动圈,此时,围岩的碎胀力比较明显,L值一般小于常用锚杆长度,因此在设计上可采用悬吊理论。锚杆长度计算公式为:

L=kh+L1+L2

式中 L——锚杆长度,m;

H——不稳定地层厚度,m;

K——安全系数,一般根据巷道的重要程度及服务年限,取k=1~2.5;

h——不稳定地层厚度,m;

L1——锚杆外露长度,m,一般取值0.1m;

L2——锚杆锚入稳定地层的深度,m,一般取值0.3~0.4m。

传统悬吊理论的最大困难在于如何准确判定不稳定地层的厚度h。松动圈的厚度系实测数值,准确性较高。因此,在确定锚杆长度时直接取松动圈值代表不稳定地层厚度h,取安全系数k=1~1.5。当围岩裂隙发育或者围岩松动圈静态值Lp0、动态值Lpd均大于1.5m时,形成的“锚固层组合拱”是锚杆支护的主要作用机理。锚杆在锚固力的作用下,将破裂了的岩石组织起来,提高其残余强度,形成一定厚度的锚固层。随着围岩的变形,锚固层中将进一步形成次生的“压力拱”承受地压。在跨度和巷道高度一定的条件下,锚杆

越长,“压力拱”的厚度越大,承载力越高。理论和实践证明,动态松动圈大于静态松动圈。因此,在选择松动圈值时要视巷道是否受动压影响来确定,一般受动压影响的巷道选用动态值Lpd否则选择静态值Lp0,两者的成本是不一样的。

b. 锚杆间排距的确定

按组合拱理论确定锚杆支护间排距,组合拱厚度:

X3——锚索锚固长度,取1.7m;

X2——潜在不稳定岩层高度,m;

X2 =B

B为巷道跨度,m。

(2)锚索排距

s=3σ/4B2γk。

式中σ——每根锚索最低破断载荷,260 kN;

γ——煤岩体积力,kN/m3;

B——巷道宽度m;

k——安全系数,取0.5;

(3)锚索间距

m=0.85B/n

式中 n——排数;

B——巷道宽度,m。

锚固长度根据拉拔试验数据,考虑到岩性和施工等影响因素及安全系数确定锚固长度。实践表明:

水泥砂浆锚索锚固长度>2.5m

树脂药包锚索锚固长度>1.0m。

锚索的破坏形式一般是胶结体与钢绞线的粘结被破坏,锚索从胶结体中被拔出。锚索支护设计中应保证钢铰线与胶结体有足够的粘结强度,才能保证锚索的支护效果。

按GBJ86-85要求:锚索锚固长度La应符合下式:

巷道锚杆支护参数设计

巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 (一)锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式,自美国1912年在aberschlesin(阿伯施莱辛)的Friedens(弗里登斯)煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年,机械式锚杆研究与应用; 1950~1960年,采矿业广泛采用机械式锚杆,并开始对锚杆支护进行系统研究; 1960~1970年,树脂锚杆推出并在矿山得到了应用; 1970~1980年,发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用,同时研究新的设计方法,长锚索产生; 1980~1990年,混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用,树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好,加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟,因而锚杆支护使用很普遍,在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系,处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术,尽管其巷道断面比较大,但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方,采用锚索注浆进行补强加固,控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道,锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多,有胀壳式、

树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时,根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前,英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架,而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高,因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境,在巷道支护方面积极发展锚杆支护,到1987年,英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术,从而扭转了过去的被动局面,煤巷锚杆支护得到迅速发展,经过近10年实验的基础上,又进行了改进和提高,到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家,自1932年发明U型钢支架以来,U型钢支架发展迅速,支护比重很快达到了90%以上,从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来,随着矿井开采深度日益增加,维护日益困难。面临这种困境,德国采用不断增加金属支架的型钢质量,逐步减小棚距的做法,这不仅使巷道支护费用增高,而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此,巷道维护困难的状况仍然难以改观,于是寻求成本低,运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期,锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广,现己应用到千米的深井巷道中,取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速,到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆,在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护,20世纪60年代锚杆支护开始进入采区,但由于煤层巷道围岩松软,受采动影响后围岩变形量很大,对支护技术要求很高,加之锚杆支护理论、设计方法,锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善,因而发展缓慢。“八五”期间,原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关,在“九五”期间,原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一,

煤矿巷道锚杆支护技术规范

煤矿巷道锚杆支护技术规范 1 范围 本标准规定了煤矿巷道锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、锚杆支护施工质量检测及锚杆支护监测。 本标准适用于煤矿岩巷、煤巷及半煤岩巷的锚杆支护。 2 规范性引用文件 下列文件对于本文件的应用是必不可少的。凡是注日期的引用文件,仅所注日期的版本适用于本文件。凡是不注日期的引用文件,其最新版本(包括所有的修改单)适用于本文件。 GB 175-2007 硅酸盐水泥、普通硅酸盐水泥 GB/T 228.1-2010 金属材料拉伸试验第1部分:室温试验方法 GB/T 23561.1-2009 煤和岩石物理力学性质测定方法第1部分:采样一般规定 GB 50086 岩土锚固与喷射混凝土支护工程技术规范 GB/T 50266-2013 工程岩体试验方法标准 MT 146.1-2011 树脂锚杆第1部分:锚固剂 MT 146.2-2011 树脂锚杆第2部分:金属杆体及其附件 MT 285 缝管锚杆 MT/T 861 W型钢带 MT/T 1061-2008 树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体及其附件 3 术语和定义 GB/T 228.1-2010、MT 146.1-2011、MT 285界定的以及下列术语和定义适用于本文件。 3.1 巷道 roadway 为煤矿提升、运输、通风、排水、行人、动力供应等而掘进的通道。 3.2 煤巷 coal roadway 断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.3 岩巷 rock roadway 断面中岩石面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.4

半煤岩巷 coal-rock roadway 断面中岩石面积(含夹石层)大于1/5到小于4/5的巷道。 3.5 锚杆 rock bolt 安装在围岩中,对围岩实施锚固的杆件系统。一般由杆体、托盘、螺母、垫圈、锚固剂或锚固构件组成。 3.6 预应力锚杆 pretensioned rock bolt 在安装过程中施加一定预拉力的锚杆。 3.7 无预应力锚杆 non-pretensioned rock bolt 在安装过程中不施加预拉力的锚杆。 3.8 树脂锚杆 resin anchored bolt 采用树脂锚固剂锚固的锚杆。 注:改写MT 146.1-2011,定义3.1。 3.9 注浆锚杆 grouting bolt 杆体为中空式,兼做注浆管,对围岩进行注浆加固的锚杆。 3.10 钻锚注锚杆 self-drilling bolt 杆体为中空式,自带钻头,集钻孔、锚固、注浆于一体的锚杆。 3.11 玻璃纤维增强塑料锚杆 glass fibre reinforced plastic bolt 杆体主体部分由玻璃纤维和树脂复合而成的锚杆。 3.12 缝管锚杆 s plit set bolt 经特殊加工成纵向开缝的钢管及其附件。 [MT 285—1992,术语 3.1] 3.13 锚索 cable bolt 安装在围岩中,对围岩实施锚固的索体系统。一般由钢绞线、托盘、锚具及锚固剂组成。 3.14 锚杆支护 rock bolting

锚杆参数计算

铁迈煤矿锚杆(索)支护参数计算 一、锚杆长度: 按照加固拱原理确定锚杆参数: L≥L1+L2+L3 其中:L -------锚杆全长,m; L1-------锚杆外露长度,一般取0.05-0.2m,包括垫板、螺母;为了进行拉拔试验通常取0.2M. L2-------锚杆有效长度(顶锚杆免压拱高与帮锚杆破碎深度较大值)m; L3-------锚杆锚固长度,一般为0.3-0.5m; L2= [B/2+Htan(45°-W/2)]/f 其中:L2-------锚杆有效长度,m; B-------巷道掘进跨度,取3.8m; H-------巷道掘进高度,取3.5m; W-------围岩(煤体)内摩擦角,取45°; f-------岩石普世系数,取2.5;则 L2=[3.8/2+3.5*tan(45°-45°/2)]/2.5=1.34 所以锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.2+1.34+0.5=2.0m,因此采用长度 为2.0m的锚杆;

结论1:锚杆长度确定为2.0m 二、锚杆间排距 B=√---Q/-(khr)------ 式中: B:锚杆间排距; Q:锚杆锚固力;取80KN K:安全系数,取2; h:巷道掘进宽度;3.8m r:上覆岩层平均体积重量取25 KN/m3 则:B=√---Q/-(khr)-----= √-80/(2*3。8*25--=0.649m,取0.6m. 结论2:锚杆间排距确定为0.6m. 三、锚索长度: 为了加强锚固体的强度,减少煤岩顶板冒落,采用锚索的长度为: L=L1+L2+L3+L4 其中:L---------锚索长度,m; L1 --------锚索深入稳定岩层锚固长度,m; L2 --------需要悬吊不稳定岩层(煤体厚度),取 2.5m; L3 --------上托盘及锚具厚度,0.15m; L4 --------需要外露张拉的长度,取0.25m。

煤巷锚杆支护技术要求规范

煤巷锚杆支护技术规范 1 范围 本标准规定了煤巷锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、煤巷锚杆支护监测及煤巷锚杆支护施工质量检测。 本标准适用于煤矿煤巷锚杆支护,也适用于半煤岩巷锚杆支护。 2规范性引用文件 下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件,其随后所有的修改单(不包括勘误的内容)或修订版均不适用于本标准,然而,鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件,其最新版本适用于本标准。 GB/T5224-2003 预应力混凝土用钢绞线 GB/T14370-2000 预应力筋用锚具、夹具和连接器 GB50086-2001 锚杆喷射混凝土支护技术规范 MT146.1-2002 树脂锚杆锚固剂 MT146.2-2002 树脂锚杆金属杆体及其附件 MT/T942-2005 矿用锚索 MT5009-1994 煤矿井巷工程质量检验评定标准 3术语和定义 下列术语和定义适用于本标准。 3.1 煤巷coal roadway 断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。 3.2 半煤岩巷half-coal and half-rock roadway 断面中岩石面积(含夹石层)大于1/5到小于4/5的巷道。

锚杆支护bolt supporting 以锚杆为基本支护形式的支护方式。 3.4 锚杆杆体破断力breaking force of bolt bar 锚杆杆体能承受的极限拉力。 3.5 锚杆拉拔力pulling force of bolt 锚杆锚固后,拉拔试验时,锚杆破断或失效时的极限拉力。 3.6 锚固力anchor capacity 锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时,所能承受的极限载荷。 〔MT146.1-2002,定义3.8〕 3.7 设计锚固力 design anchor capacity 设计时给定的锚杆应能承受的锚固力。 3.8 树脂锚杆resin anchor bolt 〔MT146.1-2002,定义3.1〕 3.9 树脂锚固剂capsule resin 起粘结锚固作用的材料称锚固剂,树脂锚固剂由树脂胶泥与固化剂两部份分隔包装成卷形。混合后能使杆体与被锚固体煤岩粘接在一起。 〔MT146.1-2002,定义3.2〕

锚杆(锚索)支护设计公式

锚杆(锚索)支护设计技术参数 一、锚索设计承载力 钢绞线直径为φ15.24mm 时230kN ,钢绞线直径为φ17.8mm 时320kN ,钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。 二、锚索设计破断力 钢绞线直径为φ15.24mm 时260kN ,钢绞线直径为φ17.8mm 时355kN ,钢绞线直径为φ21.6mm 时504kN 。 三、锚杆(锚索)支护参数校核 1、顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足:L ≥L 1+L 2+L 3 式中L ——锚杆总长度,m ; L 1——锚杆外露长度(包括钢带、托板、螺母厚度),m ; L 2——有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ,帮锚杆取帮破碎深度c ),m; L 3——锚入岩(煤)层内深度,m 。 其中围岩松动圈冒落高度 b=顶 f H B ??? ? ? -+?245tan 2ω 式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高; 顶f ——顶板岩石普氏系数; ω——两帮围岩的似内摩擦角,ω=()顶f arctan 。 ? ?? ? ? -?=245tan ωH c 2、校核顶锚杆间、排距:应满足 γ 2kL G a < 式中a ——锚杆间、排距,m ;

G ——锚杆设计锚固力,kN/根; k ——安全系数,一般取2;(松散系数) L 2——有效长度(顶锚杆取b ); γ——岩体容重 3、加强锚索长度校核,应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度,m ; a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m ; c a a f f d K L 41? ≥ 其中: K ——安全系数; 1d ——锚索直径; a f ——锚索抗拉强度,N/㎜2; c f ——锚索与锚固剂的粘合强度,N/㎜2;(10)? b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度,m ; c L ——托板及锚具的厚度,m ; d L ——外露张拉长度,m ; 4、悬吊理论校核锚索排距: L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1] 式中 L---锚索排距,m ; B---巷道最大冒落宽度, m ; H---巷道最大帽落高度, m ;(最大取锚杆长度) γ---岩体容重,kN/m 3(包括顶煤+直接顶) L 1---锚杆排距, m, F 1---锚杆锚固力, kN;70

锚杆的锚固长度设计计算

锚杆(索) 1.锚杆(索)的作用机理 立柱在荷载的作用下,有绕着基地转动的趋势,此时可以利用灌浆锚杆(索)的抗拔作用力来进行抵抗。灌浆锚杆(索)指用水泥砂浆(或水泥浆、化学浆液等)将一组钢拉杆(粗钢筋或钢丝束、钢轨、小钢筋笼等)锚固在伸向地层内部的钻孔中,并承受拉力的柱状锚固体。它的中心受拉部分是拉杆。其受拉杆件有粗钢筋,高强钢丝束,和钢绞线等三种不同类型。而且施工工艺有简易灌浆、预压灌浆以及化学灌浆。锚固的形式应根据锚固段所处的岩土层类型、工程特征、锚杆(索)承载力大小、锚杆(索)材料和长度、施工工艺等条件,按表1-1进行具体选择。 同时,为了更好地对锚杆(索)进行设计,以下将对锚杆(索)的抗拔作用力机理进行介绍。 锚杆(索)的抗拔作用力又称锚杆(索)的锚固力,是指锚杆(索)的锚固体与岩土体紧密结合后抵抗外力的能力,或称抗拔力,它除了跟锚固体与孔壁的粘结力、摩擦角、挤压力等因素有关外,还与地层岩土的结构、强度、应力状态和含水情况以及锚固体的强度、外形、补偿能力和耐腐蚀能力有关。 许多资料表明,锚杆(索)孔壁周边的抗剪强度由于地层土质不同,埋深不同以及灌桨方法不同而有很大的变化和差异。对于锚杆(索)抗拔的作用机理可从其受力状态进行分析,由图1-1表示一个灌浆锚杆(索)中的砂浆锚固段,如将锚固段的砂浆作为自由体,其作用力受力机理为: 锚杆选型表1-1

当锚固段受力时,拉力T 。首先通过钢拉杆周边的握固力(u)传递到砂浆中,然后再通过锚固段钻孔周边的地层摩阻力(τ)传递到锚固的地层中。因此,钢拉杆如受到拉力作用,除了钢筋本身需要有足够的截面积(A)承受拉力外,锚杆(索)的抗拔作用还必须同时满足以下三个条件: ①锚固段的砂浆对于钢拉杆的握固力需能承受极限拉力; ②锚固段地层对于砂浆的摩擦力需能承受极限拉力; ③锚固土体在最不利的条件下仍能保持整体稳定性。 以上第①、②个条件是影响灌浆锚杆(索)抗拔力的主要因素。 i 孔壁摩阻力τ i 图1-1 灌浆锚杆(索)锚固段的受力状态 2.锚杆(索)的设计计算 锚杆(索)的设计原则: (1)锚杆(索)设计前应进行充分调查,综合分析其安全性、经济性与可操作性,避免其对路堤周围构筑物和埋设物产生不利影响。 (2)设计锚杆(索)时应考虑竣工后荷载作用对路堤的影响,要保证它们在载荷作用下不产生有害变形。 (3)设计锚杆(索)时,应对各种设计条件和参数进行充分的计算和试验来确定,只有少数有成熟的试验资料及工程经验的可以借用。 锚杆(索)的设计要素: 锚杆(索)的设计要素包括:锚杆(索)长度、锚固长度、相邻结构物的影

锚杆支护理论计算方法

锚杆支护参数的确定 一、锚杆长度 L≥L1+L2+L3------------------------- ① =0.1+1.5+0.3=1.9m 式中: L——锚杆总长度,m; L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度),取0.1m; L2——锚杆有效长度或软弱岩层厚度,m; L3——锚入岩(煤)层内深度(锚固长度),按经验L3≥300mm。 (一)锚杆外露长度L1 L1=(0.1~0.15)m,[钢带+托板+螺母厚度+(0.02~0.03)] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L3 1.经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定: 第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.3.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;

四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200~250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度 宜为300~400毫米; 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150×150毫米; 六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿; 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm~400mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节 锚杆支护设计”中规定: 第3.3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式(3.3.11-1)、(3.3.11-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3.3.11-1) cr st a f d f d k l 2214≥ (3.3.11-2) 式中la ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度(cm); d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径(cm ); d2——锚杆孔直径(cm ); fst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度(N/cm 2);

锚杆支护技术规范(正式版本)

锚杆支护技术规范(正式) 第一章总则 1 为贯彻安全第一的生产方针,严格执行《煤矿安全规程》和煤炭工业技术政策, 确保正确地进行锚杆支护设计和施工质量,促进煤巷锚杆支护技术的健康发 展,特制定本规范。 2 锚杆支护巷道施工必须进行设计。锚杆支护设计要注重现场调查研究,吸取国内 外锚杆支护设计、施工和监测方面的先进经验,积极采用新技术、新工艺、 新材料,做到技术先进、经济合理、安全可靠。 新采区采用锚杆支护时,要进行基础数据收集并进行锚杆支护试验工作,锚 杆支护设计要组织有关单位会审,并报集团公司备案。 3 对在煤巷应用锚杆支护的有关人员(管理人员、工程技术人员及操作人员),都必 须进行技术培训。 4 在应用锚杆支护的巷道中,必须有矿压及安全监测设计。在施工中必须按设计设置 矿压及安全监测装置,并有专人负责监测。 第二章巷道围岩的稳定性分类 5 采用煤巷锚杆支护技术,必须对巷道围岩稳定性进行分类,为指导锚杆支护设计、 施工与管理提供依据。 6 巷道分类按原煤炭部颁发的《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》执 行。 7 煤层围岩分类指标以缓倾斜、倾斜薄煤层及中厚煤层回采巷道分类指标为基本分

类指标。其它条件下的煤巷(如煤层上山)稳定性分类指标,可根据具体情况对分类指标进行相应替代,详见表1和表2。 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层回采巷道分类指标 表1 煤层上、下山分类指标 表2

第三章锚杆支护设计 8 锚杆支护设计应贯彻地质力学评估—初始设计—监测与信息反馈—修改设计等四 个步骤。 锚杆支护设计参考以地应力为基础的煤巷锚杆支护设计方法,结合锚杆支 护实践,可根据直接顶稳定情况,按悬吊理论、自然平衡拱理论、组合梁理 论或锚杆楔固理论进行设计计算;亦可采用工程类比法进行设计。无论采用 哪种设计方法,都必须对支护状况进行监测,包括锚杆受力、巷道围岩表面 与深部位移及弱化范围、顶板离层等内容。根据监测信息反馈结果对设计进 行验证或修改。 第9条为进行科学的锚杆支护设计,必须具备表3所要求的原始资料。巷道施工后,根据实际揭露的围岩及地质构造等情况,对有关数据进行校核,为修改和完 善锚杆支护设计提供依据。

煤巷锚杆支护理论与成套技术-名称.

煤巷锚杆支护理论与成套技术.. 作:康红普 煤炭工业出版 2007年11月 16开精装 一册 光盘:0 定价:286元 优惠:180元 .. 详细:.............................................. 联系式:O1O.5I65O723 Q:92824359O 1千五百多个县市送货上门 货到付款.............................................. 《煤巷锚杆支护理论与成套技术》 目录: 序 前言 第一章概述 第二章煤巷锚杆支护理论 第一节锚杆支护构件的作用 第二节锚杆支护的加固作用

第三节现有锚杆支护理论评述 第四节锚杆支护作用机理分析 第三章巷道围岩地质力学测试技术 第一节地应力测量 第二节巷道围岩强度原位测试 第三节巷道围岩结构观察 第四节巷道围岩地质力学快速测试系统的现场应用 第四章煤巷锚杆支护设计方法 第一节锚杆支护工程类比设计法 第二节锚杆支护理论分析设计法 第三节锚杆支护动态信息设计法 第四节锚杆支护预紧力设计 第五节锚杆支护参数设计 第六节煤巷锚杆支护设计软件 第五章煤巷锚杆支护材料 第一节锚杆种类与支护形式 第二节常用金属锚杆型式 第三节高强度锚杆杆体及附件 第四节树脂锚固剂 第五节组合构件与网 第六节可切割锚杆 第七节锚索 第八节锚杆桁架 第九节锚杆与注浆联合加固 第六章煤巷锚杆支护施工机具与工艺 第一节国内外锚杆钻机发展概况 第二节单体顶板锚杆钻机 第三节单体帮锚杆钻机 第四节锚索施工机具 第五节钻头与钻杆 第六节锚杆施工预紧机具 第七节锚杆与锚索施工工艺 第七章煤巷锚杆支护工程质量检测与监测技术 第一节锚杆支护工程质量检测技术

锚杆支护参数计算

1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部,沿3上煤层顶板掘进,巷道底板标高在-203~-208m ,地表松散层厚度平均36m ;煤层厚度为3~3.83m ,平均3.4m ;煤层直接顶为砂质泥岩,厚度在0.60~.95m 之间,平均0.8m ;老顶为细砂岩,厚度15m 左右;底板为粉砂岩,厚度在1.158~.58m ,平均为4.9m 。 煤巷两侧及底板为煤体,粘聚力0.45MPa 、内摩擦角26°、容重1.33kg /m 3、单向抗压强度6.35MPa ;煤巷顶板为砂质泥岩,粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2.76kg/m 3单向抗压强度20MPa ;原岩应力6.48MPa ;围岩稳定性系数为1.7,巷道围岩为Ⅳ类,属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢,设计强度240MPa ,托盘为铸钢托盘;两侧采用压缩木锚杆,设计强度17.6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3.1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中:1l 为锚杆外露长度,一般为0.1m ;2l 为被锚固围岩的厚度, 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中:p R 巷道围岩塑性区半径;o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1),其值为 2.18m ;h 为巷道宽度或高度,两者之间取小值,即h =2.6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得: ①巷道顶板岩层: m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体): m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2),得锚杆锚固区围岩厚度: 煤巷顶板岩层:m l 23.12=

煤巷锚杆支护技术规范

煤巷锚杆支护技术规范 ——现场施工、支护施工、质量监测 一、锚杆、锚索支护施工 一)、一般规定煤巷锚杆支护施工应按掘进工作面作业规程的有关规定进行。 掘进作业规程应规定锚杆支护的内容 1、锚杆的材质、规格、间排距、安装(包括药卷的种类、数量及使用要求)、锚固力等要求; 2、锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求; 3、锚网的铺设与其他锚固装置连接牢固等要求; 4、支护用的作业机具型号和有关技术要求(包括喷浆机具、锚杆钻眼机具、树脂药卷搅拌机具、张拉机具等); 5、支护工艺(包括临时支护和永久支护工序安排说明); 6、支护质量监测技术要求(锚杆扭矩、锚杆和锚索的抗拔力检查、顶板离层监测、保护层强度检测等试验器具及各类破坏性检查的控制要求)。 二)、临时支护锚杆支护巷道掘进工作面应采用临时支护,不应空顶作业,其临时支护形式、规格、要求等应在作业规程、措施中明确规定。煤巷掘进过程中的临时支护,是保证安全生产,提高掘进效率的一个重要因素。临时支护方法要求其操作简单方便,安全性能可靠,才能在生产过程中才能被有效地使用。目前在生产现场经常使用的临时支护通常有以下几种: 1、点柱式安全点柱点柱式安全点柱分为木点柱式和可伸缩式。木点柱取材简单,直接选用圆木作为点柱,成本较低。但是移动不方便,不能随着巷高变化而变化。影响锚杆支护作业,使得作业的空间减小,不方便锚网支护施工。所以木点柱是锚杆支护工艺淘汰的临时支护方式。可伸缩式的安全点柱有以下几种形式:金属摩擦支柱、内注式单体支柱、千斤顶式点柱。此类支护方式优于木点柱,能在一定程度上适应巷高变化。但是必须在将巷道工作面煤矸排出后才能使用,此类 临时支护也不能较好地满足快速施工的需要。 2、吊环前探梁支护吊环前探梁支护,是利用吊环安装在锚杆外露丝扣部位,前探梁贯穿在吊环中移动,从而使锚网施工操作人员在前探梁掩护下作业,操作空间宽阔。吊环前探梁支护克服了支柱笨重移动不方便的缺点,能适应巷道高度变化,同时也使锚网施工操作空间达到最大化。但存在以下不足:前探梁不能接顶,不能对顶板起直接支撑作用,仅能对跨落矸石起缓冲作用,对前探梁下工作人员不能起到本质的保护作用;上下山施工中,前探梁下蹿易造成伤人事故,故在上下山施工中也不能很好的应用。 3、掘进机机载式临时支护利用综掘机的泵站供高压液压油,经溢流阀到操作阀,再经分流集流阀分流,控制截割臂上架体的折叠、伸缩等油缸,托住暴露的顶板,起到临时支护的作用。该临时支护存在以下问题:局部影响综掘机司机的视线;支护面积较小,不能覆盖一个循环进尺范围内顶板;使用临时支护时,截割头离迎头距离太近,造成了迎头操作空间狭窄。 三)、顶板支护锚杆支护巷道落煤(岩)后,应及时进行顶板支护。若两帮煤体稳定,帮锚杆施工可适当滞后,滞后距离和最大空帮时间应在作业规程、措施中明确规定。爆破或综掘机落煤后,快速将掘进工作面煤矸耙运到后方,使其达到方便锚杆安装的适当高度,创造出煤与锚索施工安装平行作业的条件,提高劳动效率。规范对煤巷锚杆支护要求及时支护,说明了煤巷锚杆及时支护的重要性。及时支护是锚杆支护工艺技术的关键环节,通常讲的是露头就锚。及时支护体现以下要求: 1、安全性。在循环进度范围内暴露的顶板都必须先支护好,方可再进行下一道工序的施工,以保护作业区内的人身安全; 2、保障质量。

巷道锚杆支护计算公式

根据1552工作面围岩柱状资料分析,15#煤层顶板直接顶为粘土岩,厚度1.0-1.5m ,施工时,极易垮落,掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进,采取锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中,需用高强度锚索做辅助支护。根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验,确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。 二、支护参数设计 ㈠采用类比法合理选择支护参数:根据15#煤层邻近巷道的支护经验,1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆,间距1000mm,排距900mm ;选用1x7丝φ15.24mm ,锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。 ㈡采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 L = KH+L 1+L 2 式中:L ——锚杆长度,m H ——冒落拱高度,m K----安全系数,取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度,取0.5m L 2——锚杆在巷道中的外露长度,取0.05m 其中: H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m 式中:B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数,取4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中:a 、b ——锚杆间、排距m Q ——锚杆设计锚固力,50kN/根; H ——冒落拱高度,取0.58m ; K ——安全系数,取2; r ——被悬吊粘土岩的重力密度,26.44kN/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m

煤矿锚杆支护技术参数

煤层集中皮带机道锚杆锚索支护 参数设计及计算方法 煤层平均厚度3.5m,煤层结构简单,夹石层数1~2层,夹石岩性为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩,厚度一般为0.20~0.40m,煤层顶板岩性为砂砾岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩;煤层底板岩性有炭质泥岩、粉砂岩、砂砾岩。 煤层集中皮带巷断面设计为矩形,巷道宽度4.0m,高度3.2m,采用锚网梁索联合支护方式支护顶板,锚网支护方式支护巷帮。 一、巷道锚杆支护参数设计 (一)顶板锚杆支护参数确定 1、锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。 1)锚杆长度的确定 LLLL =++312L——锚杆长度,m;式中 L——锚杆外露长度,m;1L——锚杆有效长度,m;2L——锚杆锚固长度,m。3L的确定)锚杆外露长度(11LL=0.05m ,一般)0.02~0.03m(螺母厚度垫板厚度= ++11(2)锚杆有效长度L 的确定2. L的确定:采用解释法中普式自然平衡拱巷道顶锚杆有效长度2L。理论确定2L=1.8B/f 3时,f≥f——普氏系数,取4.5;式中B——巷道跨度,取4m;

L= 1.8B/f =1.6m,取1.65m L = 0.3~0.4m,取0.3m。3LLLL= 2L的确定(3)锚杆锚固长度3 0.05+1.6+0.3=1.95m,结合矿井实际,=++取因此,321L=2.0m。 2)锚杆间排距的确定 对锚杆支护巷道,考虑施工工艺通常取间排距相等,锚杆间排D按下式计算:距 DL=0.5*2=1m≤0.5 3)锚杆直径的确定 d可按下式计算:锚杆直径d=L/110=2000/110=18.2mm,锚杆直径取20mm>18.2mm 4)锚杆锚固力计算 锚杆锚固力可按下式计算: Q——锚杆锚固力,t;式中 2rDQ?KL2 K——锚杆安全系数,取2~3; L;m——锚杆有效长度,2. 3r。——视密度,t/m2rD?KLQ=3*1.60*1*1.45=69.6KN,采用直径20mm 的等强螺纹钢2锚杆通过树脂药卷锚固后,锚固力约70KN≥Q=69.6 KN,符合要求。 锚杆锚固采用树脂药卷。当顶部煤体较好时,锚杆锚固方式可端部锚固;当顶板煤体松软破碎时,采用全长锚固。 (一)煤帮锚杆支护参数确定 1)煤帮锚杆长度

2021煤巷锚杆支护技术规范

煤巷锚杆支护技术规范 1总则 1.1煤巷锚杆支护技术是一种先进的巷道支护技术。潞安集团公司所属各矿应积极推广应用煤巷锚杆支护技术。 1.2煤巷锚杆支护的合理性和可靠性是由先进的技术、合格的施工和严格的管理来保证的。推广应用煤巷锚杆支护技术时,要高度重视技术问题,同时强化管理。 1.3煤巷锚杆支护技术是不断发展的。各矿应根据自己的条件积极引进和推广应用新技术、新材料、新机具、新工艺。 1.4制定本规范的宗旨是促进潞安矿区煤巷锚杆支护技术的推广应用和健康发展,保证支护技术安全、可靠、经济,为采煤工作面的快速推进,矿井实现高产高效创造良好条件。 1.5本规范在潞安集团公司所属各矿研究、试验和应用煤巷锚杆支护技术的基础上,进行总结和分析,并结合国内外先进技术制定而成。 1.6本规范包括煤巷锚杆支护技术的7 个关键内容:测试、设计、材料、施工、检测、监测及管理。 1.7本规范适用于潞安集团公司所属各矿以锚杆支护为主要手段的煤巷和半煤岩巷。这些巷道包括: (l)回采巷道(运输巷、回风巷、开切眼等); (2)采区集中巷; (3)煤层大巷; (4)各类煤巷交岔点和硐室。

1.8本规范未涉及的煤巷锚杆支护技术问题,应按国家、煤炭行业和潞安集团公司有关标准、规范和规定执行。 1.9 名词解释 (l)煤巷:煤层巷道,在煤层中掘进的巷道。 (2)煤层顶板煤巷:沿煤层底板掘进,顶板为煤层的煤巷。 (3)全煤巷道:在煤层中掘进,顶板、底板和两帮全部为煤层的煤巷。(4)大断面巷道:巷道宽度不小于5m 的煤巷。 (5)树脂锚杆:对巷道围岩起锚固作用的一套构件,包括杆体、树脂锚固剂、托板、螺母与减摩垫圈等。 (6)锚杆支护:以锚杆为基本支护形式的支护方式。 (7)杆体屈服载荷:锚杆杆体屈服时承受的拉力(kN)。 (8)杆体拉断载荷:锚杆杆体所能承受的极限拉力(kN)。 (9)锚固剂:将锚杆杆体锚固于钻孔中的无机或有机化学豁结材料。(10)锚固长度:锚杆杆体、锚固剂和钻孔孔壁的有效结合长度。(11)端部锚固:锚杆锚固长度不超过500 mm 或不超过钻孔长度的1/3 。 (12)全长锚固:锚杆锚固长度不小于钻孔长度的90 %。 (13)加长锚固:锚杆锚固长度介于端部锚固和全长锚固之间。(14)锚杆拉拔力:锚杆拉拔试验时,锚杆破断或失效时的极限拉力(kN)。 (15) 锚杆锚固力:锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时,所能承受的极限载荷(kN)。

锚索支护计算

锚索支护设计技术参数 1、加强锚索长度校核,应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度,m ; a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m ; M MM f f d K L c a a 27.13059.127010 431.14278.17241≥≥???≥?≥ 其中: K ——安全系数,一般取2; 1d ——锚索直径,17.8mm ; a f ——锚索抗拉强度,1427.31N/㎜2; c f ——锚索与锚固剂的粘合强度,10N/㎜2; b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度,3.7m ; c L ——托板及锚具的厚度,0.15m ; d L ——外露张拉长度,0.25m ; M L L L L L d c b a 37.525.015.07.327.1=+++=+++= 设计取锚索长度为8.3m 2、悬吊理论校核锚索排距: L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1] 式中 L---锚索排距,m ; B---巷道最大冒落宽度,4.2 m ; H---巷道最大帽落高度,2m ;(最大取锚杆长度) γ---岩体容重,39.42kN/m 3(包括顶煤+直接顶) L 1---锚杆排距, 0.8m, F 1---锚杆锚固力,70 kN; F 2---锚索极限承载力, 320kN; θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;

n---锚索排数,取1。 L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1]=1×320÷[4.2×2×39.42-(2 ×70×sin75°)÷0.8]=1.974m 3、加强锚索数目的校核,应满足 断P W K N ?≥ 式中N ——锚索数目; K ——安全系数;2 断P ——锚索最低破断力,360kN ; W ——被悬吊岩石的自重,kN ; ∑∑???=D h B W γ 其中:B ——巷道掘进荒宽,4.2m ; D ——锚索间排距,取不大于锚索长度的1/2,取4.15m ; ∑h ——悬吊岩石厚度,3.7m ; ∑γ——悬吊岩石平均容重,24.13kN/m 3。 KN D h B W 17.155615.413.247.32.4=???=???=∑∑γ 6.836017.15562=?=?≥断P W K N 根

锚杆支护参数设计

煤巷锚杆支护参数设计方法 煤巷的突出特点就是承受采动支承压力,围岩破碎,变形量大。巷道锚杆支护设计,首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估,对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如,是按采动影响时的支护难度设计支护,还是按照采动影响前的使用要求设计,不同的设计思想,结果大不相同。 目前,我国煤巷支护设计方法大致分为三类,即工程类比法、理论计算法及实例法。 1)工程类比法 工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验,通过工程类比,直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而,要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比,做出比较合理的设计方案,正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后,就可根据不同类别的岩层,确定不同的支护形式和参数。 (1)巷道围岩分类方法 围岩分类方法的研究工作历史悠久,早在18世纪,在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入,国内外围岩分类研究得到了迅速发展,据不完全统计,有影响的围岩分类有五六十种之多。 a. 普氏岩石分级法 该法用岩石坚固性系数f(普氏系数)来对围岩分类,f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现,它最重要的性质在于不论是何种抗力,以及这种抗力是如何引起的,而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践,并且有抽象概括的程序可取,所提出的岩石坚固性系数值简单明确,到目前仍有一定的使用价值。 b. 煤矿锚喷支护围岩分类 为了适应巷道锚杆支护的需要,原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类,见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素,是一种典型的多指标分类方法。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标,它是建立在对巷道围岩实测的基础上,几乎不作任何假设,用现场实测和模拟试验,研究围岩状态,找出围岩松动圈这一综合指标,用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握,受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后,依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈,中松动圈、大松动圈三大类六小类,如表2所示。

锚杆锚索参数计算

(一)按加固拱原理确定锚杆参数 综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定,对于跨度小于10米的巷道、硐室,可按下面经验公式确定锚杆参数 1.锚杆长度L=N(1.1+W/10) =1.1×(1.1+3.6/10) =1.606m (2200mm) 2.锚杆间(排)距D≤0.5L=0.5×1.606 =0.803m (800×900mm) 3.锚杆直径d=1/110×L=1/110×1.606 =0.0146米=14.6mm (18mm)式中W-巷道或硐室跨度,米;取3.6; N-围岩稳定量影响系数,取1.1,规定如下: Ⅱ类(稳定性较好)围岩,N=0.9; Ⅲ类(中等稳定)围岩,N=1.0; Ⅳ类(稳定性较差)围岩,N=1.1; Ⅴ类(不稳定)围岩,N=1.2; 通过计算,φ18×L2200(mm)锚杆满足设计要求,间排距800×900(mm)满足设计要求。 (二)悬吊理论校核锚索间(排)距 为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落,用φ17.8mm,L=6300mm的钢绞线,将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,校核锚索间(排)距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑,此时,靠巷

道两帮锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间(排)距。 L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ) /L1] 式中L-锚索间(排)距,m; B-巷道最大冒落宽度,取3.6+1.2=4.8m; H-巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m; γ-岩体容重,25kN/m3; L1-锚杆排距,0.9m; F1-锚杆锚固力(以最小锚固力计算),85kN; F2-锚索极限承载力(以最小锚固力计算),取200kN; θ-角锚杆与巷道顶板夹角,90°; n -锚索每排根数,取2; 通过上式计算, L=2×200÷[4.8×2.0×25-(2×85×sin90°÷0.9)] =400÷﹙240-188.9﹚=7.8m 得出锚索间排距小于7.8m,所选间排距2150×900(mm)满足设计要求。

锚杆和锚索支护参数的计算

一、锚杆支护参数的计算 1)锚杆长度的确定: 顶锚杆 根据悬吊理论计算: 本矿的煤层顶板属中等稳定形,锚杆须锚入稳定岩石0.35米,锚杆外露0.05米,,则锚杆的长度L=l 1+l 2+l 3=1.3+0.35+0.05=1.7 (m) 其中 L 1------顶板最大松动圈的厚度,根据已掘巷道离层分析 得1.3米 L 2------锚杆须锚入稳定岩石长度,取0.35m L 3------锚杆外露长度,0.05m 结合锚杆支护技术规范要求及我矿生产实际选定锚杆长度1.8m 2)锚杆间排距的确定: L= h K Q =1.02米,考虑巷道宽度间距取0.8米,排距取1.0米。 锚杆的抗拉力为 5.0吨,经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力实验,锚杆的抗拉力均在5.0吨以上。 其中 Q----抗拉力,取5.0 k-----安全系数,取1.5 γ---岩石容重,取2.5T/m 3 h----顶板最大松动圈的厚度,根据已掘巷道离层分析得1.3米 考虑巷道宽度,间距取0.8米,排间取1.0米,符合理论计算要求。 二、锚索间排距的确定: L=nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1]

式中: L—锚索排距,m; B—巷道最大冒落宽度,3.1m; H—巷道冒落高度,按最严重冒落高度取3.6米; γ—岩体容重,取25KN/m3; L1—锚杆排距,1.0米; F1—锚杆锚固力,取50KN; F2—单根锚索的极限破断力,取210KN; θ—角锚杆与巷道顶板的夹角,85o; n—锚索排数,取2; L =2×210/[3.1×3.6×23-(2×50×sin85o)/1]=2.5m 考虑巷道宽度,间距取1.6米,排距取2.0米,符合理论计算要求。

煤矿锚杆支护技术规范(新)

煤矿锚杆支护技术规范 锚杆支护中锚固力与锚杆拉拔力区别 ①锚固力是锚杆对围岩产生的约束力,是限制围岩变形,起支护作用的力。锚杆拉拔力是锚杆锚固后拉拔实验时,所能承受的极限载荷,反映的是杆体、锚固剂、岩石粘结到一起后,锚杆破断或失效的最大拉力。 ②锚固力随着被支护围岩变形、围岩的膨胀而增大,因此锚固力是一个动态发展并不断变化的力。锚杆拉拔力是一个固定值,不随围岩变形和锚杆受力而改变。如果围岩不发生变形且不考虑杆体的松驰效应,锚固力等于初锚力。 ③锚固力检测使用安装于锚杆螺母和托盘之间的锚杆测力计,一般在锚杆安装时把锚杆测力计安好。检测锚固力是为了监测锚杆受力状况,需要进行长期观测。锚杆拉拔力检测使用锚杆拉力计,检测可以在锚杆安装完成后任何时候进行,检测锚杆拉拔力是为了查验锚杆杆体、锚固剂、岩石粘结效果。在施工中,检测锚杆拉拔力时,一般只要达到设计锚固力即可;在做破坏性检测时,则要求锚杆被拉断或锚杆被拉出才终止。 ④检查锚杆施工质量时,一般检查锚杆拉拔力。监测分析锚杆工作情况时,测锚固力。测量锚固力是为了验证支护的可靠性,为以后修改支护设计提供依据。设计和施工时,必须保证锚杆拉拔力大于杆体破断力这一基本原则,即锚杆杆体受力超过其破断力后,锚杆可能被拉断,但锚杆不能被拉出。常见错误是设计的锚杆拉拔力小

于杆体破断力。 ⑤施工、设计中锚固力与锚杆拉拔力经常混淆、混用。二者混淆原因一方面是由于一些标准、教课书说法不一,造成混乱;另一方面对二者内涵认识理解有误,辨识不清。 一、术语和定义 1、煤巷:断面中煤层面积占4/5或4/5以上的巷道。 2、半煤岩巷:断面中岩石面积(含夹石层)大于1/5到小于4/5的巷道。 3、锚杆支护:以锚杆为基本支护形式的支护方式。 4、锚杆杆体破断力:锚杆杆体能承受的极限拉力。 5、锚杆拉拔力:锚杆锚固后,拉拔试验时,锚杆破断或失效时的极限拉力(锚杆拉拔力是锚杆锚固后拉拔实验时,所能承受的极限载荷,反映的是杆体、锚固剂、岩石粘结到一起后,锚杆破断或失效的最大拉力)。 6、锚固力:锚杆的锚固部分或杆体在拉拔试验时,所能承受的极限载荷(锚固力是锚杆对围岩产生的约束力,是限制围岩变形,起支护作用的力。)。 7、设计锚固力:设计时给定的锚杆应能承受的锚固力。 8、树脂锚杆:以树脂锚固剂配以各种材质杆体及托盘(托板)、螺母与减磨垫圈等构件组成的锚杆。

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