巷道支护参数计算修订稿

巷道支护参数计算 WEIHUA system office room 【WEIHUA 16H-WEIHUA WEIHUA8Q8-
40119运顺宽度，高度，全煤层中掘进，煤厚。

根据工程经验，顶部锚杆规格为φ20mm ×2300mm ，间排距700×800mm 。

运顺顶板锚索间排距为1400×800mm ，每排4根。

运顺帮部采用螺纹钢锚杆配以金属网、锚索进行支护；帮部锚杆规格均为φ18×2000mm,间排距均为800×800mm 。

用极限平衡下塑性区计算法、悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论验算。

1、极限平衡塑性区法 ①极限平衡下的塑性区半径
()ϕ
φ
φφγφsin 2sin 1)K (sin 1-⎥⎦
⎤⎢⎣⎡⨯⨯+⨯-=ctg C ctg C H R R o s
式中：s R —巷道塑性区半径，m ；
o R —巷道外接圆半径，通过几何法算出外接圆半径；
γ—上覆岩石平均容重，取m 3； H —巷道埋深，最大埋深560m ； C —围岩粘结力，； φ—围岩内摩擦角，30°。

经计算得：
()m 51.730)303(30sin 139.330
sin 230sin 1=⎥⎦
⎤
⎢
⎣⎡⨯⨯+⨯︒-=-ctg C ctg C H R s γ
②计算维持极限平衡区岩石不冒落所需要的支护力 顶部岩石荷载的厚度为：
h d =Rs-b/2
式中：s R —巷道塑性区半径，m ；
b —巷道高度 经计算得：
h d ＝为了维持极限平衡区岩石不冒落所需要的最小支护力为： 顶部：P 顶＝=∑i i h γ×m3＝m2 ③锚索提供的支护抗力为：
D
B q n
s
⨯=s P
式中：
q s --锚索破断力，钢绞线取q s ＝400kN ，；
B —巷道宽度，； D —锚索排距，； n —每排锚索根数，4； 计算得：㎡8.3440.8
8.5400
4KN P s =⨯⨯
=。

②锚杆提供的支护抗力
锚杆加固后所形成的均匀压缩带提供的支护抗力为：
2
m m m D q P ⋅=
η
式中：q m --锚杆锚固力，100KN ；
D m 2--锚杆间、排距，*㎡； η--锚杆支护系数，取η＝。

计算得：P m =m 2 ③支护总抗力
P 总＝P s +P m =+=(kN/m 2)
④支护安全系数 K==
安全系数不小于，满足工程要求。

悬吊法参数验算
1、按单体锚杆悬吊作用计算锚杆长度，应满足：
L ≥L 1+L 2+L 3
式中：L —锚杆总长度；
L 1—锚杆外露长度（钢带厚度+锚杆牌厚度+螺母厚度；+～,顶锚杆取，帮锚杆取）,m ；
L 2-有效长度（顶板锚杆取免压拱高b ，帮锚杆取煤帮破碎深度c ）,m ；
L 3-锚入煤层内深度（顶锚杆取，帮锚杆取），m ； L 2的取法：
①有界限分明调查清楚的伪顶时，L 2>伪顶厚度，m
②有范围内调查确定的易碎直接顶时，L 2>易碎直接顶厚度，m ③取普氏免压拱高
A.当围岩普氏硬度系数f ≤2时普氏免压拱高按下式计算：
⎥⎦⎤⎢⎣⎡⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛+︒+=
245212ϕHctg B f L
B.当围岩普氏硬度系数f ≥3时普氏免压拱高按下式计算：
f
L 2B 2=
c=Htg(45о-φ/2)
式中：B —巷道掘进跨度，B=
H —巷道掘进高度，H= f —煤普氏硬度系数，f 取；
φ—两帮围的内摩擦角，φ取46°27′（地质报告）
b=[2+(45о+46°27′/2)]/=
c=Htg(45о-φ/2)=
依据上述公式计算得出： 顶锚杆长L 顶≥L1+L2+L3=++=， 帮锚杆长L 帮≥L1+L2+L3=++=，
所选顶板锚杆为<，不能满足需要；所选帮部锚杆>，能满足要求 2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距
a=(Q/K 1γL 2)1/2
式中：Q-锚杆的承载力，按90KN 计算
γ—煤体容重，取m 3m 3；)
L2—有效长度（顶板锚杆取免压拱高b ，帮锚杆取煤帮破碎深度
c ）,m ；
a —锚杆间排距，通常间距与排距相同 K 1-安全系数，一般取～，这里取 a=(90/1/2=
实际间排距为700*800mm ，满足要求。

3、假设锚杆锚固力与锚杆破断力相同，则锚杆直径按下式验算
d=(4Q/πσ)
式中：σ—锚杆杆体材料抗拉强度, 经计算d=（4×410）^=
所选锚杆直径为20mm ，满足要求。

按组合梁验算： 1、长度验算
t 212σK q K B
5.0L ⋅≥
式中：σt —煤层的抗拉强度，取值 K 1—安全系数，一般取值3-5，此处4；
K 2—增加网片和钢带后的表面强化系数，取值，此处取2； B —巷道宽度，
q —组合梁上方近似均布载荷（根据极限平衡拱求出塑性区高度后，减去设计锚杆有效长度后的载荷） L 2=m 28.15
.0*20484
.0*4*8.5*5.0σK q
K B
5.0t
21==⋅顶锚杆长
L 顶≥L1+L2+L3=++=，
顶板锚杆选型为,由此可见顶板锚杆长度选择合理。

2、悬吊理论校核锚索间距
L ≤nF 2/（K 2BH γ）
式中：L —锚索排距，m ；
B —巷道最大冒落宽度，取巷道宽度 ；
H —巷道冒落高度，按塑性区高度； γ—岩体容重，取KN/m3；煤层取
F 2—单根锚索的极限破断力，Ф钢绞线为400KN ； n —每排锚索根数，取4； K 2-安全系数，一般取～，这里取 通过验算得L ≤。

3、锚杆锚固力计算
表10 树脂药卷主要技术参数
锚杆锚固力可按下式计算：
K
d π1000
σ
l Q =t
式中 Q —锚杆锚固力，KN ；
K —锚杆安全系数，取2~3； l —锚固长度，m ；
r —粘结强度，粘结强度分对螺纹钢的粘结强度和对煤层的粘结强度，取5Mpa 。

经计算：
KN 1005
.25
*02.0*14.3*8.0*
1000K
d π1000
===σ
l Q t
设计锚索间排距为1400*800mm ，每排4根，满足安全要求。

按自然平衡拱验算
自然平衡拱理论认为，巷道开掘后，在上覆岩层压力作用下，浅部围岩发生破坏，而在深部一定范围内形成自然平衡工。

自然平衡拱以上岩体是稳定的，锚杆的作用主要是防止破坏区围岩垮落
①煤层巷道帮部破坏深度C （m ）
290tan
)110K （
C 4cx ϕ
γ-︒-=h f HB y
式中 C —巷帮破坏深度，为负值时表明煤体稳定，正值是表面煤体发生破坏；
K cx —巷道周边挤压应力集中系数，按巷道断面形状及宽高比确定，此
处取2；
γ—巷道上方至地表地层平均视密度，25kN/m3 H —巷道埋深，最大埋深560m ；400
B —表征采动影响程度的无因次参数，此处取；1 f y —煤层硬度系数，；
h —煤层厚度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度，； φ—两帮围的内摩擦角，φ取46°27′（地质报告） 经计算得：
m 36.12274690tan 5.3*)18
.1*10 1.26*560*25*2（
290tan
)110K （C 4
4cx ='︒-︒-=-︒-=ϕ
γh f HB y
②顶板岩层破坏深度L 2(m)，按相对于层理的法线计，可根据下式求
出：
n
f C a y 2K cos )(L α+=
式中 a —巷道半跨度，；
α—近水平煤层，此处按0°计算； K y —待锚岩层的稳定性系数，此处取1；
f n —锚固岩层的硬度系数，锚固在煤层中，硬度系数； 经计算：
m 36.28
.1*10cos )36.19.2(L 2=︒
+=
③顶板锚杆长度
顶板锚杆长度按L 顶=L 2+△
式中： △—锚杆锚入围岩破坏范围之外与锚杆外露长度之和，一般取
经计算得：
L 顶=+=
③帮部锚杆长度
帮部锚杆长度按L 帮=C+△ 经计算得：
L 帮=+=
由此可见，顶板锚杆选择过短，帮部锚杆长度合适。