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文档简介
1、40119运顺宽度5.8m,高度3.5m,全煤层中掘进,煤厚10.5m。根据工程经验,顶部锚杆规格为小20mme2300mm问排距700X800mm运顺顶板锚索间排距为1400X800mm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;帮部锚杆规格均为小18X2000mm间排距均为800X800mm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、极限平衡塑性区法极限平衡下的塑性区半径1sin1sin(KHCctg)时qqf;Cctg式中:Rs一巷道塑性区半径,m;Ro一巷道外接圆半径,通过几何法算出外接圆半径3.39m;L上覆岩石平均容重,取0.025MN/m
2、3;H一巷道埋深,最大埋深560m;C一围岩粘结力,2.65MPa;小一围岩内摩擦角,30°。经计算得:1sin30R3391sin30(3HCctg30)_3.397.51MHCctg30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:hd=Rs-b/2式中:Rs一巷道塑性区半径,m;b一巷道高度经计算得:hd=7.51-1.75=5.76m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=ihi5.76x13.6kN/m3=78.3kN/m2锚索提供的支护抗力为:PSqsBD式中:qs-锚索破断力,18.9mm钢绞线取qs=400kN,;B一巷道宽度,
3、5.8m;D锚索排距,0.8m;n一每排锚索根数,4;计算得:PS4-400344.8KN/m205.80.8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:2PmqmDm(5.3)式中:qm-锚杆锚固力,100KN;Dm2-锚杆间、排距,0.7*0.8m2;丁锚杆支护系数,取0.35。计算得:Pm=62.5kN/m2支护总抗力P总=Ps+Pm=344.8+62.5=407.3(kN/m2)支护安全系数K=407.3/78.3=5.2安全系数不小于1.5,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式中:L锚杆总长度;Li锚杆外露长度(钢带厚
4、度0.006+锚杆牌厚度0.010+螺母厚度;0.04+0.020.05m,顶锚杆取0.08m,帮锚杆取0.1m),m;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;L3-锚入煤层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m),m;L2的取法:有界限分明调查清楚的伪顶时,L2>伪顶厚度,m有范围内调查确定的易碎直接顶时,L2>易碎直接顶厚度,m取普氏免压拱高A.当围岩普氏硬度系数f02时普氏免压拱高按下式计算:1 RL2IRHctg45-R.当围岩普氏硬度系数f>3时普氏免压拱高按下式计算:L22 2fc=Htg(45。-小/2)式中:R一巷道掘进跨度,R
5、=5.8mH一巷道掘进高度,H=3.5mf一煤普氏硬度系数,f取1.8;小一两帮围的内摩擦角,小取46°27'(地质报告)b=5.8/2+3.5ctg(45°+46°27'/1.8=2.40c=Htg(45°-»2)=0.81依据上述公式计算得出:顶锚杆长L顶1L1+L2+L3=0.08m+2.4m+0.8m=3.28m帮锚杆长L帮1L1+L2+L3=0.1m+0.81m+0.6m=1.51m所选顶板锚杆为2.2m<3.28m,不能满足需要;所选帮部锚杆2.0m>1.51项能满足要求2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的
6、排距_1/2a=(Q/K1TL2)式中:Q-锚杆的承载力,按90KN计算丫一煤体容重,取1.39t/m3(13.622KN/m3;)L2一有效长度(顶板锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),m;a一锚杆间排距,通常间距与排距相同Ki-安全系数,一般取1.51.8,这里取1.6a=(90/1.6/13.622/2.65)1/2=1.25m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/兀)0.5式中:(T锚杆杆体材料抗拉强度,经计算d=(4X0.09/3.14/410)A0.5=16.7mm所选锚杆直径为20mm满足要求。按组合梁
7、验算:1、长度验算L2式中:(Tt煤层的抗拉强度,取值0.5MpaK安全系数,一般取值3-5,此处4;&一增加网片和钢带后的表面强化系数,取值1.5-2.5,此处取2;B一巷道宽度,5.8mq一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)L2=2.3-0.1=2.2m3q=(5.76-2.2)X13.6kN/m=0.0484Mpa04*0.04840.5B10.5*5.8*,1.28m1K262*0.5顶锚杆长L顶1L1+L2+L3=0.08m+1.28m+0.8m=2.16m顶板锚杆选型为2.3m,由此可见顶板锚杆长度选择合理。2、悬吊理论校
8、核锚索间距L<nF2/(KBHy)式中:l锚索排距,mB一巷道最大冒落宽度,取巷道宽度5.8m;4巷道冒落高度,按塑性区高度5.76m;丫一岩体容重,取KN/m3煤层取13.62F2一单根锚索的极限破断力,18.9钢绞线为400KNn一每排锚索根数,取4;&-安全系数,一般取1.51.8,这里取1.8通过验算得L01.96m。3、锚杆锚固力计算表10树脂药卷主要技术参数性能指标性能指标拉压强度>60MPa振动疲另>800万次剪切强度>35MPa泊松比>0.3容量1.91.2g/cm3贮存期>9个月弹性模量>1.6X104MPa适应环境温度30+
9、60°C粘接强度对混凝±±>7MPa,对螺纹钢16MPa锚杆锚固力可按下式计算:/l冗dQ1000tK式中Q锚杆锚固力,KN;K锚杆安全系数,取23;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:/l兀d,*0.8*3.14*0.02*5八,Q10001000*100KNtK2.5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
10、区围岩垮落煤层巷道帮部破坏深度C(m),KxHBI04fy1)htan902式中C一巷帮破坏深度,为负值时表明煤体稳定,正值是表面煤体发生破坏;Kcx一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;1.6Y一巷道上方至地表地层平均视密度,25kN/m3H一巷道埋深,最大埋深560m;400B表征采动影响程度的无因次参数,此处取1.26;1fy煤层硬度系数,1.8;1.3h煤层厚度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度,3.5m;3.9小一两帮围的内摩擦角,小取46°27'(地质报告)经计算得:,KxHB八90言1)htan-104fy22*25*560*1.269046271)*3.5tan1.36m104*1.82顶板岩层破坏深度L2(m),按相对于层理的法线计,可根据下式求出:L2(aC)cosKfn式中a一巷道半跨度,2.9m;a近水平煤层,此处按00计算;Ky一待锚岩层的稳定,卜t系数,此处取1;1.8;fn锚固岩层的硬度系数,锚固在煤层中,硬度系数经计算:1
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