支护理论计算方法

(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 mm

L3——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Mpa

d——杆体直径

(3)锚杆间排距

锚杆间距D≤1/2L

D≤0.5×2200=1100mm

锚杆排距L0=Nn/2kra L2

=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2-3

r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3

a——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C

C=(（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2.8

r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3

H——巷道埋深m

B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1

fc——煤层普氏系数，

Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0

a——煤层倾角

h——巷道掘进高度m

ψ——煤体内摩擦角，可按fc反算

Ⅱ、潜在冒落高度b

b=(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 m

Ky——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Qs

Qs=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2-5

r煤——煤体容重，KN/m3

(1)顶锚杆长度L

L=L1+b+L2

=0.05+5.62+0.35=6.02

式中：L1——锚杆外露长度 m

L2——锚固端长度 m

b——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，KN

K——安全系数，取2-3

r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3

a——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，MPa

K——安全系数，取2-3

L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距

Qs——两帮侧压值，KN

3、按组合梁原理计算

(1) 锚杆长度L

L=L1+L2+L3

式中：L1——锚杆外露长度 m

L3——锚固端长度 m

L2——组合梁自撑厚度 m

L2=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5-6

P——组合梁自重均布载荷 MPa

ψ——与组合梁层数有关的系数

组合层数：1 2 3 ≥4

ψ 值：1.0 0.75 0.7 0.65

B——巷道跨度 m

σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的0.3-0.4倍 MPa

σx——原岩水平应力，σx=λrz MPa=0.4×24×510=0.004MPa，

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 m

K——安全系数，取8-10

P——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La

La≥fst/πfcs d1

=（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，mm

fst—钢绞线抗拉强度，Mpa

fcs—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≥2

S≤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P

P1≥P≥P1/K或P2/K

P≥400/2=200KN

设计锚固力200KN

式中：P—设计锚索锚固力 KN

P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力 KN

P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力 KN

K—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900×900 mm,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300 mm）。

三、护网

护网选取直径4 mm，网格40×40 mm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：17.8 mm×7000 mm，间距1.5 m，排距1.5 m,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 mm

L3——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Mpa

d——杆体直径

3、锚杆间排距

锚杆间距D≤1/2L

D≤0.5×2200=1100mm

锚杆排距L0=Nn/2kra L2

=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2-3

r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3

a——1/2巷道掘进宽度 m

锚索支护参数的确定：

1、锚固长度La

La≥fst/πfcs d1

=（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，mm

fst—钢绞线抗拉强度，Mpa

fcs—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≥2

S≤L/2=6600/2=3300mm

设计排距1.8m＜3.3m

设计间距1.6m＜3.3m

式中：L—锚索孔深度

S—锚索间距

3、锚索锚固力P

P1≥P≥P1/K或P2/K

P≥400/2=200KN

设计锚固力200KN

式中：P—设计锚索锚固力，KN

P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KN

P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，KN

K—安全系数，取2