巷道支护理论计算

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巷道支护参数计算

巷道支护参数计算

巷道支护参数计算
巷道支护是指在煤矿巷道或其他地下工程施工中,为了保证巷道的稳定和安全,采取一系列支护措施的工程技术。

巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要内容之一,主要包括巷道支护结构的尺寸、材料的选用、力学参数的计算等。

1.巷道尺寸计算:巷道的尺寸设计需要考虑到巷道的功能、使用要求以及巷道的地质条件等因素。

一般来说,巷道的宽度和高度是根据采用的支护方式和设备的尺寸要求来确定的。

同时,根据巷道的用途和方向,还需要计算巷道的坡度和曲率等参数。

2.巷道支护结构的尺寸计算:巷道支护结构的尺寸计算主要包括顶板支护、侧墙支护和底板支护等方面。

其中,顶板支护一般采用钢拱或钢骨支护,需要考虑到巷道的跨度、顶板岩层的厚度和强度等因素;侧墙支护一般采用锚杆和锚网,需要计算支护锚杆的数量和间距;底板支护一般采用钢架和木帮支护,需要计算底板支护的层数和尺寸等。

3.巷道支护材料的选用:巷道支护材料的选用主要根据巷道的地质条件、支护方式和使用要求来确定。

一般来说,巷道的顶板支护可以选用钢拱、钢梁或钢筋混凝土等材料;侧墙支护可以选用锚杆、锚网或喷锚混凝土等材料;底板支护可以选用钢架、木帮或钢筋混凝土等材料。

4.巷道支护力学参数的计算:巷道支护力学参数的计算主要包括支护结构的受力分析和稳定性计算。

支护结构的受力分析需要考虑到巷道的荷载、支护结构的刚度和强度等因素;巷道的稳定性计算需要考虑到巷道的围岩压力、岩层的强度和延性等参数。

在进行巷道支护参数计算时,需要根据具体的工程情况和设计要求,结合实际的地质条件和施工要求,采用合理的计算方法和参数值。

巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要环节,只有通过合理的计算和设计,才能确保巷道的稳定和安全。

支护强度计算

支护强度计算

3、支护强度的效验(1)、支护强度的确定①直接顶压力计算巷道基本支架应控制并其与老顶贴紧,因此支护强度至少应当平衡直接顶的岩重,为qt=∑hzγzfz式中qt——巷内基本支架支护强度,kN/m2;hz——直接顶分层厚度,m;γz——直接顶密度与当地自由落体加速度之积,kN/m3;fz——悬顶系数,一般情况下,可按fz=1计算。

qt=4.8×2500×9.8=117.6kN/m2P=4.2×1×qt=494kN②经验公式计算按经验公式:Q=KHρ×10-5=4.8×1.5×2500×10-5=180kN/m2式中:K----作用于支架上的顶板岩石厚度系数,取4.8H----采高,取最大采高1.5米ρ----岩石密度,取2500kg/m3。

P=4.2×1×180=756KN(2)支护强度的计算使用DW25—250/100型液压单体,额定工作阻力250KN。

1m巷道顶板面积约为4.2m2,有六个液压单体支护。

直接顶:平均单体承受压=494/6=82.3kN<250kN经验公式:平均单体承受压=756/6=126kN<250kN(一)3.1m2有4个液压单体支护; P=3.1×1×qt=364.56kN直接顶:平均单体承受压=364.56/4=91.14kN<250kNP=3.1×1×180=558KN经验公式:平均单体承受压=558/4=139.5kN<250kN有2个液压单体支护直接顶:平均单体承受压=364.56/2=182.28kN<250kN经验公式:平均单体承受压=558/2=279kN>250kN(不合格)。

第八章巷道维护原理和支护技术

第八章巷道维护原理和支护技术

0.64
0.36
B h
R R
RC RC
0 .778 0 .778
0.222 0.222
B hB
h
R R
RC1 RC1
0.64 0.64
0.36 0.36
B hB
h
第一节 无煤柱护巷
一、护巷煤柱得稳定性
2、 煤柱得应力分布
1)一侧采空
煤柱(体)得承载能力,随着远离煤体
(煤柱)边缘而明显增长。在距煤体(煤柱)
第二节 巷道围岩卸压
一、跨巷回采进行巷道卸压
跨巷 回采
横跨 纵跨
1-不留区段煤柱、先跨;2—留区段煤柱、先跨; 3—留区段煤柱、后跨;4—较宽得煤柱维护上山
第二节 巷道围岩卸压
二、巷道围岩开槽卸压及松动卸压
1、 巷道周边开槽(孔)对围岩应力分布得影响
开槽卸压原理:使作用于 周边围岩得高应力向卸压 压区以外得岩体深部转移
2
第一节 无煤柱护巷
一、护巷煤柱得稳定性
1、 煤柱得载荷
各种方法得基本观点一致:煤柱得宽度必须保证煤柱得极限载荷σ
不超过它得极限强度R(七章一节)。煤柱得宽度B计算式:
1000B
B
D H
1 4
D
2
cot
RC
0.778
0.222
B h
1000B
B
D
H
1 4
D
2
cot
RC 1
边缘一定宽度内,存在着煤柱(体)得承载能
力与支承压力处于极限平衡状态,运用岩体
得极限平衡理论,塑性区得宽度x0:
x0
m 2 f
K H C cot
ln p1 C cot

巷道支护

巷道支护

三,确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进尺寸(一)选择支护参数采用锚喷支护,根据巷道净宽 3.6m,穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩,服务年限大于20年等条件,确定选用锚固可靠,锚固力大并能快速安装的树脂锚杆。

锚杆杆体为∮20mm螺纹钢,每个孔安装两个树脂,药卷,锚固长度≥700,mm,设计锚杆预紧力≥120KN。

锚杆长度2.0m,呈方形不知,其间排距0.8×0.8m。

锚杆托板为10mm厚,120×120mm的拱形托板。

喷射混凝土设计厚度T1=100mm,设计强度为C18,分两次喷射,每次各喷50mm厚。

故支护厚度T=T1=100mm。

巷道局部需要加强支护地段,再首次喷射50mm厚混凝土候铺设∮6mm的钢筋网,网格尺寸为100mm×100mm,形成锚喷网联合支护。

(二)选择道床参数根据巷道通过运输设备,已选用30kg/m钢轨,其道床参数hc,hb分别为410mm和220mm,道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm。

采用钢筋混凝土轨枕。

(三)确定轨道掘进断面尺寸由表3——7计算公式得:巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2×100=3800mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2§=3800+2×75=3950mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm巷道计算掘进高度H2=H1+§=3720+75=3795mm巷道设计掘进断面面积S1=B1(0.39B1+h3)=3800(0.39×3800+1820)=12547600mm²。

取S1=12.55m²。

巷道计算掘进断面面积S2=B1(0.39B2+h3)=3950(0.39B1(0.39B1+h3)3950+1820)=13273975mm²。

取S2=13.27²。

支护参数理论校核

支护参数理论校核

5.2.3 支护参数理论校核目前,支护参数理论校核一般采用相对比较成熟的极限平衡理论作为巷道锚网索支护设计理论基础。

1、锚杆参数的校核计算 (1)巷道理论半径的确定 ①当量半径式中:r s —巷道当量半径,m ;S —实际巷道的断面积,20.52m 2=5.7×3.6m ; k x —巷道断面修正系数,取1.2。

计算得r s =3.07。

表5-1 巷道断面修正系数k x②外接圆半径用几何作图法作巷道的外接圆,计算得r y =3.37。

③巷道理论半径比较求得的当量半径和外接圆半径,以其小者作为巷道理论半径,即:{}min , 3.07s y a r r ==(2)极限平衡区深入围岩的深度的确定当不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R ,计算公式为:()()()22+cot 1sin /cot i R a H K C P K C λγϕϕϕ=-+⎡⎤⎣⎦式中:γ-上覆煤岩层体积力,取14kN ; H -巷道埋深,按最大值取752m ; P i -支护阻力,无支护状态取0kN ; a —巷道理论半径,取3.07; C -黏结力,6.62MPa ;ϕ-内摩擦角,取36.15°;0.5(/)s x r k S π=K 2-煤岩体力学参数修正系数,取值范围1/3~1/2,一般应用取值1/2.5。

侧压系数()35.0sin 2/sin 1=-=ϕϕλ。

计算得:R =3.62m 。

则可确定极限平衡区深入巷道围岩的深度为: L 2=R -a式中:L 2-极限平衡区深入围岩的深度。

计算得L 2=0.55m ,在采动影响下,极限平衡区深入围岩深度将有所增加,根据回采巷道围岩变形规律,顶板极限平衡区深入围岩深度增加量大于两帮极限平衡区深入围岩深度增加量,顶板与两帮极限平衡区深入围岩的深度L 2d 与L 2b 分别取安全系数2.5和2,因此,L 2d =1.38,L 2b =1.1。

(3)顶锚杆长度顶锚杆长度通常按公式L d =L 1+L 2d +L 3计算: 式中:L d -锚杆长度,m ; L 1-锚杆锚固长度,一般取0.5m ; L 2d -顶板极限平衡区深入围岩的深度;L 3-锚杆外露长度,按照质量标准化要求,一般取0.1m 。

一般井巷断面掘进及支护工程量计算公式

一般井巷断面掘进及支护工程量计算公式

一般井巷断面掘进及支护工程量计算公式1.井巷断面计算公式:井巷断面计算公式主要是计算井巷的横向面积和纵向面积。

横向面积用于计算掘进工程量,纵向面积用于计算支护工程量。

(1)横向面积计算公式:横向面积=(底宽+顶宽)×高度(2)纵向面积计算公式:纵向面积=(小底周长+大底周长)/2×高度2.掘进工程量计算公式:掘进工程量计算公式主要是根据井巷断面的横向面积和导坑长度计算掘进工程所需材料和设备数量。

(1)掘进材料数量计算公式:煤胶数量=横向面积×掘进长度×煤胶用量计算系数导水泥浆数量=横向面积×掘进长度×导水泥浆用量计算系数导火泥浆数量=横向面积×掘进长度×导火泥浆用量计算系数(2)掘进设备数量计算公式:掘进机数量=掘进断面横向面积/掘进机理论工作面横向面积3.支护工程量计算公式:支护工程量计算公式主要是根据井巷断面的纵向面积和支护设备长度计算支护工程所需材料和设备数量。

(1)支护材料数量计算公式:锚杆数量=纵向面积×支护设备长度×锚杆用量计算系数颗粒材料数量=纵向面积×支护设备长度×颗粒材料用量计算系数钢架数量=纵向面积×支护设备长度×钢架用量计算系数(2)支护设备数量计算公式:锚杆机数量=支护断面纵向面积/锚杆机理论工作面纵向面积颗粒注浆机数量=支护断面纵向面积/颗粒注浆机理论工作面纵向面积钢架安装机数量=支护断面纵向面积/钢架安装机理论工作面纵向面积以上是一般井巷断面掘进及支护工程量计算的常用公式。

实际进行工程量计算时,还需要结合具体工程条件和设计要求进行综合考虑,以得到准确的工程量计算结果。

掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证

掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证

掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证一、锚杆、锚索支护参数计算(按断面宽3.4m*高2.8m 计算)按巷道断面为3.4 x 2.6进行验算,采用巾16 x 2200锚杆配合砼托板,锚索采用巾15.24 x 4800进行支护。

1、按悬吊作用理论锚杆支护参数的计算(1) 锚杆长度L 的确定:L=l i +l 2+l 3式中:I.锚杆外露长度,采用托板、垫片支护,11取160哑,12一锚杆有效长度。

12= 2fB 一巷道跨度。

取3400哑f 一普氏岩石坚固性系数,由于直接顶为复合性顶板,取最小值,4.512= B =377.8 哑13—深入稳定岩层长度,按锚固粘结力(n dT c 1「等于杆体屈服或拉断承载力(d 2b 2)而得的公式估算:式中:d 一锚杆直径,16哑; %一杆体材料的设计抗拉强度,巾16螺纹钢锚杆设计抗拉强度为490Mpa 。

J 一锚杆与树脂的粘结强度,螺纹钢取5.0Mpa 。

锚杆长度:L=11+12+13=160+377.8+392=929.8 哑所以锚杆采用长度2200mm 能够满足使用要求。

(2) 按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d锚杆锚固力Q 等于锚杆杆体承载力P , P= — d 2b ,由P=Q 得: 4 2d = 1.13 :Qt式中:Q 一按我矿现场抗拉拔力试验数据取7t 相当于68600N;。

t-锚杆杆体材料的设计抗拉强度,按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa 。

1 d b 1 = - 2 3 4T16 x 490 4 x 5 =392 哑d = 1.13,— = 1.13 ;68600 = 0.0144m = 14.4mm同\-420 x 106 ■ t所以锚杆直径选择为16哑大于14.4哑可满足支护需要。

(3)锚杆排间距根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距(a)与排距(b)(通常a=b),及锚杆悬吊岩石载荷(G=a2l2Y )等于锚杆的锚固力(Q)。

支护参数计算

支护参数计算

附件1、支护参数计算(一)锚杆参数计算:按锚杆悬吊理论计算1、锚杆长度L = L +L +L式中:L :锚杆长度,mm;L ]:锚杆外露长度,取50mm;L「有效长度,mm,(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c);匕3:锚入稳定岩层内深度,mm,(顶锚杆取800mm,帮锚杆取600mm);(1)普氏免压拱高:b=[B/2+Htan(45° -3帮/2)]/f 式中:B :巷道掘进宽度(B皮二5.5m、B碉室=4.4m、)H :巷道掘进高度(H皮二3.8m、H碉室=3.6m)f煤:煤层普氏系数,f煤=2.5;3帮:两帮围岩的内摩擦角,3帮取63.26°;皮带巷:b皮二[5500/2 + 3800 * tan(45。

—63.26/2)]/2.5 = 1461mm探放水、调车硐室:b 碉室二[4400/2 + 3600x tan(45。

—63.26/2)]/2.5=1222mm(2)破碎深度:c = H x tan(45。

一①帮/2)式中:H:巷道掘进高度(H碉室=3.6m、H皮=3.8m)3帮:两帮围岩的内摩擦角,取63.26°;皮带巷:C 皮二3800 * tan(45。

—63.26。

/ 2)= 903mm探放水、调车桐室:c 碉室二3600x tan(45。

—63.26。

/2)= 856mm 由(1)、(2)可得巷道顶、帮锚杆长度分别为:皮带巷:L 由顶=Li +L2+L3= 50 + 1461 + 800 = 2311mm;L ^^=L1+L2+L3=50 + 903 + 600 = 2003mm;探放水、调车桐室:L碉室=L] +L 2 +L3= 50 + 1222 + 800 = 2072mm;L 碉室=L1+L2+L3=50 + 856 + 600=1506mm;23111皮带巷掘进工作面实际所选用的锚杆长度分别为:顶锚杆长度为2600mm,帮锚杆长度为2100mm,经计算工作面巷道实际所选用的锚杆长度均大于计算出的长度,所以满足设计要求。

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各种理论计算方法
一、按悬吊理论计算锚杆参数
适用于层状岩层,平顶巷道顶板锚杆;距离顶板周边往上1-1.5m 处最好有一层厚度大于2m 的坚固稳定老顶;上述范围没有老顶时,公式仍可套用。

1、锚杆长度计算:
L=L 1+L 2+L 3
式中 L ——锚杆长度,cm ;
L 1——锚杆外露长度,为垫板厚度+螺母厚+0.3mm ;cm
L 2——破碎直接顶厚度,一般按经验取0.4m ;
L 3——锚杆伸入老顶长度,按经验取≥0.30m ,或按锚固粘结力(π
d τL 3)等于锚杆拉断承载力(πd 2σ/4)估算,
其中:当f ≥3时,L 2=
B

当f ≤2时,
式中B ——巷道开掘宽度,m ;
f ——岩石坚固系数。

H ——巷道掘进高度,m
φ——两帮岩层的似内摩擦角。

D ——为锚杆直径,
τ——为锚固剂与锚杆粘结强度,MPa
σ——为锚杆抗拉强度,MPa 。

2、锚固力Q :锚杆锚固力应等于杆体承载力,杆体能承载平均作用范围内岩石的重力。

Q =π(d/2)2σ=kab γL 2
式中:σ——锚杆抗拉强度,MPa
d ——杆体直径
k ——安全系数,取1.5-1.8
a ——锚杆间距
b ——锚杆排距
γ——岩体容重
L 2——巷道顶板破碎带高度。

3、锚杆间距、排距计算:
设计令间距、排距均为a ,则
a=(Q/K L 2γ)1/2
式中α——锚杆间排距,m ;
Q ——锚杆设计锚固力,150KN/根
L 2——冒落拱高度,取0.25m ;
γ——被悬吊岩石的重力密度,取27KN/m ³;
K ——安全系数,一般取1.5-1.8。

4、混凝土喷层厚度t
根据锚杆喷射混凝土支护技术规范,喷射混凝土支护厚度,最小不应小于50mm ,时。

2≤f
最大不应超过200mm,结合我矿工程地质条件和已有巷道支护情况,喷射混凝土厚度设计为120mm。

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