煤矿巷道支护设计计算.docx
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煤矿巷道支护设计计算
一、支护参数设计
(一)采用工程类比法选择支护参数
根据临近巷道掘进支护效果,XXXXXX大巷顶板适合采用锚杆、锚索、钢筋网联合支护方式;两帮采用锚杆、钢筋网联合支护。
(二)采用计算法校核支护参数
1、XXXXXX大巷
(1)锚索支护理论验算应以悬吊理论为主。
主要是为了防止巷道顶板大面积整体冒落。
可按下式验算:
K.G≤n.A
式中G-锚索承受的离层岩层或危石重量(KN),计算时离层岩层厚度不得小于巷道宽度的一半,此处选择2.8m;
K-安全系数,取2;
n-锚索的根数;
-岩石的容重26.7KN/m³
A-锚索的设计承载力(N)。
G=hS
XXXXXX大巷:
G=hS=2.8×5.6×1×26.7=418.66KN
KG=2×418.66=837.31KN
N≥KG/A=837.31/550=1.52根
由KG≤nA知道:
实际锚索布置为:
XXXXXX大巷平均每排为4根>1.52根,实际大于计算得出的根数,能满足要求。
(2)按“组合梁”悬吊理论校核支护的间距:
根据地质钻孔柱状分析,顶板为细粒砂岩,为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,XXXXXX大巷顶板用每排3根φ21.6×8300mm钢绞线与4根φ22*2400mm的锚杆或每排4根φ21.6×8300mm钢绞线与3根φ22*2400mm,将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,校核锚索间距,冒落方式按最严重的冒落高度4.8米的整体冒落考虑,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距。
L=n·F2/[B·H·γ-(2F1·Sinθ)/L1]
式中:
L——锚索间距,m;
B——巷道最大冒落宽度,取5.6m;
H——巷道冒落高度,按最严重冒落高度取4.8m;
γ——岩体比重,26.7KN/m³;
L1——排距1.1m;
F1——锚杆锚固力228KN
F2——锚索极限承载力,取550KN;
n——锚索排数,取1。
通过计算:
XXXXXX大巷:
L=n·F2/[B·H·γ-(2F1·Sinθ)/L1]
=1×550/[5.6×4.8×26.7-(2×228×sin90°)/1.1]
=550/(702.7-456/1.1)
=550/288.2
=1.9m
XXXXXX大巷实际所选用的支护间距最大1m小于L,因此选择的锚索参数符合设计要求。
2、锚杆设计计算
(1)锚杆长度校核:
顶锚杆通过悬吊和帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足L≥L1+L2+L3
式中:
L——锚杆总长mm;
L1——锚杆外露长(钢带+托板+螺母厚mm,顶锚杆取70mm,帮锚杆取70mm);
L2——有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c);
L3——锚入岩层内深度(顶锚杆取800mm,帮锚杆取800mm)。
普氏免压拱高:
b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/f顶
C=Htan(45°-ω帮/2)
式中:
B、H——巷道掘进跨度和高度,取Bmax=5600mm,H=4700mm,
f顶——顶板岩石普氏系数,f顶取3;
ω帮——两帮围岩的内摩擦角,=,ω得71.56°
XXXXXX大巷:
bmax=[5600/2+4700tan(45°-71.56°/2)]/3=1187.6mm
c=Htan(45°-ω帮/2)=4700×tan(45°-71.56°/2)=762.9mm
根据上述公式计算得出:
XXXXXX大巷顶锚杆长L顶=70+1187.6+800=2057.6mm;
帮锚杆长L帮=70+762.9+800=1632.9mm;
实际顶、帮锚杆长度均为2400mm,因此所选顶、帮锚杆的长度均能满足计算要求。
(2)校核顶锚杆间、排距:
应满足
式中:
—锚杆间、排距,m;
—锚杆设计锚固力,KN/根;
k—安全系数,一般取2;
L2—有效长度(顶锚杆取b);
—岩体容重,26.7KN/m³
7
.
26
1.187
2
228
×´
×´
XXXXXX大巷
顶锚杆:
a<=2.99m
7
.
26
0.762
2
228
×´
×´
帮锚杆:
a<=4.67m
井下顶锚杆间距最大2m、排距布置为1.1m,均小于a;帮锚杆间、排距布置也均小于a,因此顶锚杆间、排距布置符合计算要求。
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