巷道锚杆支护参数设计
锚杆支护参数设计
煤巷锚杆支护参数设计方法煤巷的突岀特点就是承受采动支承压力,围岩破碎,变形量大。
巷道锚杆支护设计,首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估,对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。
比如,是按采动影响时的支护难度设计支护,还是按照采动影响前的使用要求设计,不同的设计思想,结果大不相同。
目前,我国煤巷支护设计方法大致分为三类,即工程类比法、理论计算法及实例法。
1)工程类比法工程类比法是当前应用较广的方法。
它是根据已经支护的类似工程的经验,通过工程类比,直接提岀支护参数。
它与设计者的实践经验有很大关系。
然而,要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。
为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比,做岀比较合理的设计方案,正确的围岩分类是非常必要的。
进行围岩分类后,就可根据不同类别的岩层,确定不同的支护形式和参数。
(1)巷道围岩分类方法围岩分类方法的研究工作历史悠久,早在18世纪,在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。
随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入,国内外围岩分类研究得到了迅速发展,据不完全统计,有影响的围岩分类有五六十种之多。
a. 普氏岩石分级法该法用岩石坚固性系数f (普氏系数)来对围岩分类,f值等于岩石的单向抗压强度除以10。
坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现,它最重要的性质在于不论是何种抗力,以及这种抗力是如何引起的,而给予岩石相互之间进行比较的可能性。
普氏岩石分级法来自实践,并且有抽象概括的程序可取,所提岀的岩石坚固性系数值简单明确,到目前仍有一定的使用价值。
b. 煤矿锚喷支护围岩分类|为了适应巷道锚杆支护的需要,原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类,见表1。
该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素,是一种典型的多指标分类方法。
煤巷锚杆、锚索支护参数设计
2 巷 道 围 岩 状 况 钻 孔 窥 视 分 析
使用 T G 1 Y D 0型岩层钻孔探 测仪 , 通过 C D将 钻 C 孔内岩层实测 图像 由电缆线传输到 。通 过计算机 对实
测图像的对 比, 可描 述 出巷道 围岩离层 、 错位 、 裂变 破
化情况 。 1 探 测 孔 位 于 37运 输 巷 道 变 电所 进 风 口 以里 , 号 0
38X .m, . 2 7 巷道 顶板完 整 , 没有 明显 的弯 曲下沉 。孔 深 4 垂直 顶 板布 置 。窥 视 结果 如 下 : m, 孔深 10 m 00 m
以下顶 板 比较破 碎 , 环形 离层多 处 ,0 0 m 以上顶板 10 m
完整 。
层顶板岩性变化较 大 , 的位置顶板 为泥岩伪顶 , 的 有 有 位 置 接顶 板为粉 细砂岩 。巷道 布置层位 也 不 固定 ,
4 结 语
验, 有力 的保 障 f 16 9 - 2 0 综采 工作面开采 的顺利进 行 , 为矿 20 0 5年 完成 10万 t 0 生产 任务 打下 了坚 实 的基
础。
通过 以 措施 的实施 , 按期 完成 了该工 作 面 的掘 进 施工任 务 , 为掘进 饥大倾 角作业 施工 总结 l宝贵 经 『
处 ,00 m 以 上顶 板 完 整 。 10 m 3 3 7巷 道 锚 杆 支 护 参 数 设 计 方 法 0 3 1 锚 杆 支 护 参 数 确 定 .
3 1 1 锚杆 长度 ..
L=L + ,+L =0 1 . 5+1 2 . 0+0 4 . 0=1 7 m, . 5 取
3 8
东 科技 堪晨
21年第1 0 2 期
煤 巷 锚 杆 、 索 支 护 参 数 设 计 锚
锚杆(锚索)支护设计技术参数与应用
a d v a n t a g e o f t h e b o l t s u p p o r t p a r a me t e r s a n d c h e c k i n g s y s t e m.
Ke y wo r ds: s up po r t i n g pa r a me t e r s ; c h e c k
c= H t a n ( 4 5 。一 )
K×
孥
其 中: 安 全系数 , 2 ; d , — — 锚索 直径 , 1 7 . 8 m m;
— —
— —
L — — 锚 人岩 ( 煤) 层 内深度 , 按 照 锚 固力 黏 结 力
i n t r o d uc e s t he b o l t s u p po r t p a r a me t e r s o f t h e g e n e r a l p r i nc i p l e s o f t h e c he c ki n g s ys t e m ,e mph a t i c a l l y a n a l y s e s t h e e x pe r i e nc e da t a i n t he da t a ba s e r e p r e s e n t a t i 0 n me t ho d,a nd c o mbi ne d wi t h a p pl i c a t i o n e x a mpl e s ,i l l us t r a t e s t h e
锚杆( 锚索) 支护设计技术参数与应用
欧 阳辉 白瑞峰( 中国神华 神东煤 炭集团 补连塔煤矿 , 内蒙古 鄂尔多斯 0 1 7 2 0 9 )
摘 要 : 根据锚杆 作用的不同机理 , 结合数据 库技术 , 介绍 了锚杆 支护参数校核系统的一般原理 , 着重分析了经验数据在数据库 中 的表 示方法 , 并且结 合应 用实例 , 说 明了锚杆 支护 参数校核系统的优点及实用I 生。 I
巷道支护理论计算
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 ;cmL 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(πd 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,mφ——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,MPaσ——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,MPad ——杆体直径k ——安全系数,取1.5-1.8a ——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。
掘进巷道锚杆支护设计[1][2]
沿煤巷道矩形断面锚杆支护设计1、巷道围岩破坏指数计算:)()(245tg h 12cos K F 1000B H K C C 11ϕαγ-⨯⨯-⨯⨯⨯⨯⨯⨯= 式中:C ——煤帮松塌破坏深度 m ;K ——平衡自然拱角应力集中系数,(巷道周边挤压应力集中系数),巷道宽高比,一般取3.0;γ1——顶板岩层平均容重25KN/m 3;查表得H ——巷道埋深, m ;B ——固定(残余)压力影响系数,一般取1-1.2,也称采动影响系数; F 1——煤体单向抗压强度14-20MPa ;K C ——煤体完整性系数1.0;α——煤层倾角(°);h ——巷道掘进高度 m ;ϕ——煤体内摩擦角16-40°。
2、顶板潜在的冒落拱高度z y F K cos c a b ⨯⨯=α)+(式中:b ——顶板潜在的冒落拱高度m ;C ——巷道两帮松塌破坏深度 m ;a ——巷道顶板有效跨度之半 m ;K y ——直接顶煤岩类型系数0.6;F z ——直接顶普氏坚固性系数 。
根据岩性查表确定m 1.2L L L L 321=++=式中:L ——垂直锚杆长度m ;L 1——锚杆外露长度0.1m ;L 2——锚杆有效长度1.5m ;L 3——锚杆锚固长度0.5m 。
经验公式L=N ×(1.1+B ÷10)=1.8m式中:N ——与稳定性有关的系数1.20;B ——巷道宽度4m 。
1.8m <2.1m结合实际(复合顶板,有水软化)取锚杆长度为2200mm 。
4、顶板锚杆直径计算mm 2.13Q32.35d 2/11=)(=δ⨯式中:d ——锚杆直径mm ; Q ——实测锚固力70KN ;1δ——抗拉强度370-390Mpa考虑锚杆屈服变形后势必造成顶板离层严重,取1δ=335Mpa 计算d=16.2mm 。
经验公式mm 12.18110d ==÷ι式中:d ——锚杆直径mm ; ι——锚杆长度2000mm 。
煤矿锚杆支护技术参数
煤矿锚杆支护技术参数
一、锚杆材料参数
1.锚杆材质:锚杆一般采用高强度合金钢材作为材料,具有良好的抗拉强度和耐腐蚀性能。
2. 锚杆直径:根据不同巷道的条件和需要,锚杆直径一般为20mm到32mm之间。
3.锚杆长度:锚杆长度根据巷道的高度进行设计,一般为2m到5m之间。
二、锚杆布置参数
1.锚杆布置密度:锚杆的布置密度根据巷道围岩的稳定性要求进行设计,通常为每平方米布置6到8根锚杆。
2.锚杆锚固长度:锚杆的锚固长度一般为1.5m到2m之间,确保能够有效地抵抗巷道围岩的变形和压力。
3.锚杆锚固间距:锚杆的锚固间距根据不同巷道的岩层条件和压力进行设计,一般为1m到1.5m之间。
三、锚杆支护参数
1.锚杆预应力:锚杆的预应力根据巷道围岩的变形和压力进行调整,一般为6kN到10kN之间。
2.锚杆支护力:锚杆支护力在施工过程中要经过相关计算确定,一般为10kN到20kN之间。
3.锚杆锚固力:锚杆的锚固力需要根据巷道围岩的变形和压力进行计算,确保能够有效地支撑巷道围岩。
四、锚杆支护施工参数
1.锚杆支护施工速度:锚杆支护施工速度一般为每班次30根到50根
之间,具体根据巷道的长度和条件进行安排。
2.锚杆灌浆压力:锚杆灌浆压力应根据巷道围岩的密实程度进行调整,一般为10MPa到20MPa之间。
3.锚杆支护施工质量:锚杆支护施工质量应符合相关技术标准,确保
锚杆支护效果和巷道的安全性。
以上就是煤矿锚杆支护技术参数的一些基本介绍,通过合理的参数设
计和施工操作,可以有效地提高煤矿巷道的稳定性和安全性。
当然,实际
应用中还需要根据具体的矿井条件和需求进行调整和优化。
支护参数计算
支护参数计算一、锚杆支护参数计算用悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算计算公式:L≥L1+L2 + L3式中:L—锚杆总长度,mL1—锚杆在巷道中的外露长度 m,(一般取0.15m)。
L1=钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+(0.02~0.05),m L2—锚杆的有效长度(顶锚杆取免压拱高度b,帮锚杆取煤帮破碎深度c):免压拱高度b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/ƒ顶m煤帮破碎深度c= Htan(45°-ω帮/2) m式中: B—巷道黄宽 mH—巷道黄高 mω帮—巷帮围岩的内摩擦角°(岩石内摩擦角定义:岩石破坏极限平衡时剪切面上的正应力和内摩擦力形成的合力与该正应力形成的夹角。
网上查:常用岩土材料参数和岩石物理力学性质一览表)ƒ顶—顶板岩石暜氏系数(坚固性系数),指南p21L3—锚杆锚入煤(岩)层内的深度 m(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m)2、锚杆间距、排距计算根据每根锚杆悬吊的煤(岩)体重量G=ab L2r [a、b分别为锚杆间、排距,r为煤(岩)体比重],通常a=b,则G=a2 L2r,为安全起见,再考虑安全系数Κ(取2),故锚杆锚固力Q (取70kN)应≥2 G ,则锚杆间、排距a≤(Q/2 L2γ)1/23、锚杆直径计算——一般不计算根据锚杆承载力和锚固力等强度确定,锚杆直径d的计算公式:锚杆直径d=35×52(Q1/2/δ)式中Q—锚杆锚固力 kN (取70kN)δ—锚杆抗拉强度 MP a通过以上计算,顶、帮锚杆规格为Ø20×2400mm无纵筋建筑螺纹钢锚杆。
顶、帮锚杆间排距为800×800mm。
二、锚索支护参数计算1、锚索长度计算计算公式:L≥L a+L b + L c+ L d式中,L—锚索总长度 mL a——锚索锚入稳定岩层长度 m(不小于1m,取1.2m)【了解一下: L a≥K(d1ƒs/4 ƒc)式中K——安全系数;取2d1——锚索直径 mmƒs——锚索抗拉强度,N/㎜2;ƒc——锚索与锚固剂的粘合强度,N/㎜2;取10】L b—锚索需悬吊的不稳定岩层厚度 m(自由段长,不小于3m)L c——托板、锁具厚度 m,取0.1mL d—需外露的涨拉长度 m ,取0.2m2、锚索间距计算(+825轨道巷)根据地质钻孔柱状分析,直接顶无坚硬岩层。
煤矿建井巷道施工锚杆支护的原理、参数设定及设计方法
煤矿建井巷道施工锚杆支护的原理、参数设定及设计方法摘要:为提高支护的强度和效果如通常采用锚杆辅以锚索做加强支护,锚杆理论已用理论方法确定煤矿巷道、硐室支护参数阶段,用该理论设计的巷道、硐室支护有理有据,文章就此提出论点,供广大同仁参考、指正。
关键词:煤矿矿井巷道锚杆支护1、锚杆支护作用原理锚杆是一种安设在巷道围岩体内的杆状锚栓体系。
采用锚杆支护的巷道,就是在巷道掘进后向围岩中钻锚杆眼,然后将锚杆安设在锚杆孔内,对巷道围岩进行加固,以维护巷道的稳定性。
1.1悬吊作用悬吊作用是指将要冒落的围岩或者软弱岩层,用锚杆悬吊于上部的坚硬岩体上,由锚杆来承载围岩或者弱岩的重量。
1.2组合梁作用可将平顶巷道层状顶板看作是由巷道两帮为支点的叠合梁,在荷载作用下,各层板梁都单独弯曲,每层板梁的上下缘分别处于受压和受拉状态。
但是用锚杆将各组合板梁压紧之后,在荷载作用下,就如同一块板梁的弯曲一样,提高了板梁的抗弯强度,可以提高顶板岩层的承载能力。
1.3挤压加固拱作用在巷道周围系统地布置锚杆,使巷道拱部节理发育的岩体连接在一起,便在一定的范围内形成一个连续的、具有一定自承能力的拱形压缩带,使巷道围岩由原来作用在支架上的荷载变成了承载结构,以支承其自身的重量和顶板压力。
1.4减跨作用在巷道内安设锚杆,能够减少压力拱的高度和跨度。
如在巷道跨中打一根锚杆,相当于在该处打一根支柱,使原来的拱分为两个小拱,小拱的跨度为原拱的一半。
如果打三根锚杆,就相当于将原来的拱分成四个小拱,压力拱的跨度为原拱的四分之一,同时压力拱的高度也明显降低。
1.5围岩补强加固作用巷道深处围岩内的岩石处于三向受力状态,而靠近巷道周边的岩石则处于二向受力状态,后者的强度远远小于前者,因此容易受破坏而丧失稳定性。
在巷道内安设锚杆后,有些围岩又部分地恢复为三向受力状态,增强了自身的强度。
此外,锚杆还可以增强岩层弱面的抗剪强度,使巷道周边的围岩不易破坏和失稳。
2、锚杆支护参数的确定目前,用于煤矿巷道支护设计的主要的锚杆支护参数设计方法有下列几种:(1)悬吊机制及其围岩条件:在层状岩体中,锚杆将下部不稳定岩层悬吊在上部稳固的岩层上,锚杆承受的载荷为下部不稳定岩层的重量。
锚杆锚索支护计算
锚杆(锚索)支护设计技术参数一、锚索设计承载力钢绞线直径为叩15.24mm 时230kN ,钢绞线直径为叩17.8mm 时320kN ,钢 绞线直径为叩21.6mm 时454kN 。
二、锚索设计破断力钢绞线直径为叩15.24mm 时260kN ,钢绞线直径为叩17.8mm 时355kN ,钢 绞线直径为叩21.6mm 时504kN 。
三、锚杆(锚索)支护参数校核1、顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的 条件,应满足:L 2L J L 2+L 3式中L ---- 锚杆总长度,m ;L 1——锚杆外露长度(包括钢带、托板、螺母厚度),m ;L 2——有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ,帮锚杆取帮破碎深 度c ), m;L 3——锚入岩(煤)层内深度,m 。
其中围岩松动圈冒落高度-+ H tan 2b=式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高;f 顶一一顶板岩石普氏系数;3 ——两帮围岩的似内摩擦角,3=arctan G 顶)。
c = H tan f 45O-3>V 2)GG~ a < , -----------2、校核顶锚杆间、排距:应满足 '①2式中a ——锚杆间、排距,m ;1页脚内容G——锚杆设计锚固力,kN/根;k——安全系数,一般取2;(松散系数)L2——有效长度(顶锚杆取b);y ——岩体容重3、加强锚索长度校核,应满足L=y L b+…L d式中L——锚索总长度,m;L a——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;d fL N K X _1-aa 4 fc其中:K——安全系数;d1——锚索直径;f——锚索抗拉强度,N/™2;f——锚索与锚固剂的粘合强度,N/咖(10)?L b——需要悬吊的不稳定岩层厚度,m;L c——托板及锚具的厚度,m;外露张拉长度,m;Ld----4、悬吊理论校核锚索排距:L W nF2/[BH Y -(2F1sin。
)/L1]式中L---锚索排距,m;1B---巷道最大冒落宽度,m;H---巷道最大帽落高度,m;(最大取锚杆长度)Y---岩体容重,kN/m3 (包括顶煤+直接顶)L1---锚杆排距,m,2 页脚内容F 2-锚索极限承载力,kN;。
锚杆(锚索)支护设计参数验算指导意见(1)
锚杆(锚索)支护设计参数验算指导意见矿属各采掘区队:为规范我矿锚杆(锚索)支护设计参数验算,特制定本意见,要求各队对照执行。
一、采用锚杆支护基本体系,辅助锚索加强支护的工作面执行以下参数验算标准。
用锚杆将软弱的直接顶板吊挂于坚固老顶上或采用锚杆将巷道开挖而引起松动的岩块连接在松动区外的完整坚固岩体上,使松动岩块不致冒落。
1.锚杆长度:L≥KH+L1+L2式中:L为锚杆长度,m;H为软弱岩层厚度或冒落拱高度,m;K为安全系数,一般取K=2;L1为锚杆锚入稳定岩层的深度,一般取0.4m;L2为锚杆外露长度[钢筋网厚度+钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+(0.01-0.05m)],m。
冒落拱高度按下式计算H=fB2/式中:B为巷道开挖宽度,m;f为岩石坚固性系数,二煤顶、底板岩石普氏系数f=3~5,取4。
2.锚杆的间排距计算锚杆间排距按以下公式计算:γaQ/KH式中:a为锚杆的间距,m;Q为锚杆的设计锚固力,取50KN;γ为被悬吊岩石的重力密度,二煤顶板重力密度为26.6KN/m3;K为安全系数,取K=2;H 为冒落拱高度,m。
a>锚杆间排距即符合要求。
3.锚杆材质目前,我矿使用锚杆直径φ22mm、材质BHRB500左旋锚杆,屈服强度500MPa,抗拉强度670MPa,拉断载荷254.7KN 。
锚杆钢材抗拉强度如表1。
表1 锚杆钢材的抗拉强度4.钻孔与锚固参数)/(222d D l d l r r a -= 式中:r d 为锚固剂直径,mm ;D 为钻孔直径,mm ;d 为锚杆直径,mm ;r l 为锚固剂长度,m ,不同钻孔直径与锚杆直径的锚固参数如表2。
表2 不同钻孔直径与锚杆直径的锚固参数5.锚杆预紧力参数预紧力设计原则是控制围岩不出现明显的离、滑动与拉应力区,合理的预紧力值能够实现对离层与滑动的有效控制,选择锚杆预紧力为杆体屈服载荷的30%-60%,具体见附件《锚杆锚固力和预紧力矩计算》。
二、采用全锚索支护基本体系,辅助长锚索加强支护的工作面执行以下参数验算标准。
(完整版)锚杆支护理论计算方法
锚杆支护参数的确定一、锚杆长度L≥L1+L2+L3------------------------- ①=0.1+1.5+0.3=1.9m式中:L——锚杆总长度,m;L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度),取0.1m;L2 ——锚杆有效长度或软弱岩层厚度,m;L3——锚入岩(煤)层内深度(锚固长度),按经验L3≥300mm。
(一)锚杆外露长度L1L1=(0.1~0.15)m,[钢带+托板+螺母厚度+(0.02~0.03)](二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L31.经验取值法《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定:第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定:一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋;二、杆体直径按表3.3.3选用;三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200~250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度宜为300~400毫米;五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150×150毫米;六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿;七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。
一般取300mm ~400mm2. 理论估算法《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节 锚杆支护设计”中规定:第3.3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。
水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式:公式(3.3.11-1)、(3.3.11-2)见图形所示。
cs st f f d k l 412≥ (3.3.11-1)crst a f d f d k l 2214≥ (3.3.11-2) 式中la ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度(cm ); d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径(cm );d2——锚杆孔直径(cm );f st ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度(N/cm 2);f cs ——水泥砂浆与钢筋或水泥砂浆与锚索的设计粘结强度(N/cm 2);圆钢为2.5MPa ,螺纹钢为5MPa 。
巷道支护设计
本采区巷道,巷道掘进宽度为 3.09m,掘进机掘进和爆破法掘进安全系数取 3, 设岩石平均容重为 1.28KN/m2,则单位岩体重量为 1.28KN
点加载 强度指 标 >10 4~10 2~4 1~2
分类参数 完整 岩石 强度 (Mpa)
围
对强 度较 低的 岩石 宜用 单轴 抗压 轻度
1
单轴抗 压强度 >250 100~250 50~100 25~50 5~25 1~5 <1 评分值 岩芯质量指标 RQD 评分值 节理间距(m)评分值 15 ﹙90%-100%﹚ 20 >2 20 12 (75%-90%) 17 0.6~2 15 7 (50%-75%) 13 0.2~0.6 10 4 (25%-50%) 8 0.06~0.2 8 2 0 1
第二节 支护参数的确定
一、锚杆支护参数的设计 锚杆支护参数设计,主要借助于经验公式。在适宜的条件下,也可按理 论公式进行计算。 1、经验公式
依据国内外锚喷支护的经验和实例,对跨度小于 10m 的矿山井巷工程, 可按下述经验公式确定锚杆参数: (1)锚杆长度 L=n(1.1+B/10)=1.1(1.1+3.08/10)=1.549m L>2s 式中 B—巷道跨度,m;
地下水条件 评分:0~15
图 5-2
RMR 分类法在矿山应用调整示意图
表 5-3 按节理方向修正评分 节理走向和倾向 评分值 隧道 地基 边坡 非常有利 0 0 0 有利 -2 -2 -5 一般 -5 -7 -25 不利 -10 -15 -50 非常不利 -12 -25 -60
(5) 按修正过的总 RMR 分值, 在图 5-4 上找出不支护巷道的跨度, 如果
2 3
<25% 3 0.06 5
巷道支护参数计算
巷道支护参数计算公司标准化编码 [QQX96QT-XQQB89Q8-NQQJ6Q8-MQM9N]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()ϕφφφγφsin 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 139.330sin 230sin 1=⎥⎦⎤⎢⎣⎡⨯⨯+⨯︒-=-ctg C ctg C H R s γ②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:DB q ns⨯=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:㎡8.3440.88.54004KN 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:2m 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=。
巷道锚杆支护计算公式
巷道锚杆支护计算公式一、锚杆受力计算公式1.锚索的张拉力计算公式锚杆支护中,锚杆的张拉力是决定锚杆受力情况的关键参数。
根据力学原理,锚索的张拉力计算公式为:F=P+T-R其中,F为锚索的张拉力,单位为kN;P为围岩的压力,单位为kN;T为锚杆的张拉力,单位为kN;R为锚杆的阻力,单位为kN。
2.锚杆的阻力计算公式锚杆的阻力是指锚杆锚固点与锚杆传力形成的围岩间的阻力。
根据摩擦力的计算公式,锚杆的阻力计算公式为:R=μ*N其中,R为锚杆的阻力,单位为kN;μ为锚杆与围岩之间的摩擦系数,无单位;N为锚固点下方围岩的压力,单位为kN。
3.锚固锚杆力的计算公式锚固锚杆力是指支护结构与支护锚杆间的传力,并通过锚固锚杆将围岩与锚杆连为一体。
根据平衡原理,锚固锚杆力的计算公式为:F=F1+F2其中,F为锚固锚杆力,单位为kN;F1为锚杆的张拉力,单位为kN;F2为锚杆的锚固力,单位为kN。
二、锚杆设计参数计算公式1.锚杆的受力面积计算公式锚杆的受力面积是指锚杆传力的有效截面积,也是设计锚杆的重要参数。
根据材料力学,锚杆的受力面积计算公式为:A=F/σ其中,A为锚杆的受力面积,单位为mm^2;F为锚杆的受力,单位为kN;σ为锚杆材料的抗拉强度,单位为N/mm^22.锚杆的长度计算公式锚杆的长度是指锚杆的实测长度,也是设计锚杆的重要参数。
根据工程实际,锚杆的长度计算公式为:L=H+H1+H2其中,L为锚杆的长度,单位为m;H为围岩的厚度,单位为m;H1为锚固点上方的预留长度,单位为m;H2为锚固点下方的预留长度,单位为m。
以上就是巷道锚杆支护计算公式的介绍,巷道锚杆支护是一项复杂的工程,设计者需要根据实际情况选择适合的锚杆材料、锚杆数量和布置方式,并计算出合适的锚杆受力特性和设计参数。
这些计算公式可以作为设计者进行工程计算和设计的基础,以确保巷道的安全和稳定。
煤矿锚杆锚索支护参数设计
锚杆、锚索支护参数设计1、锚杆长度锚杆的长度L 由锚杆外露长度L 1、锚杆有效长度L 2及锚杆锚固段长度L 3三部分组成,锚杆外露长度(L 1)与锚杆锚固段长度(L 3)易于确定,关键是锚杆有效长度(L 2)的确定。
L 2可按下述方法确定:(1)L 1=垫板厚度+螺母厚度+(0.02~0.03)m ,一般取0.15m ;(2)当巷道围岩存在松动破碎带时,L 2应大于围岩松动破碎带h ,h 可由声测法或采用抛物形压力拱理论估算(f ≥3);H =fB 2 式中 B ——巷道开挖宽度,m ;f ——岩石坚固性系数,取3。
H =f B 29.0324.5=⨯=故此确定L 2的长度≥0.9m ;L 2应选择为不小于0.9m ;(3)L 3长度确定: m 635.06.020-3023l d -D d L 222r 222r 3=⨯==式中L 3 ——锚固长度,m ;d r ——锚固剂直径,23mm ;D ——钻孔直径,30mm ;d ——锚杆杆体直径,20mm ;L r ——锚固剂长度,0.6m 。
L 3长度为0.635m ;(4)锚杆长度L 确定:L=L 1+L 2+L 3=0.15+0.9+0.635=1.685m 。
为了确保顶板安全选用锚杆长度为2.2m 。
2、锚杆杆体直径锚杆杆体直径根据杆体承载力和锚固力等强度原则确定,则σtσt 52.35d Q=式中 d ——锚杆杆体直径,mm ;Q ——锚固力,由拉拔实验确定,kN;σt ——杆体材料抗拉强度,MPa.72.133355052.35σt 52.35d ===Q故此选择锚杆直径为d=20mm 。
3.锚杆间、排距锚杆间距(S c )和排距(S 1)根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定,通过锚杆按等距排列,及a=S C =S 1,则γL2a K Q=式中a ——锚杆间距,m ;K ——锚杆安全系数,一般取K=1.5~2;Γ——岩体容重,kN/m ³m 07.19.024250γL2a =⨯⨯==K Q 故此锚杆间排距确定为800×1000mm 。
锚杆计算
、锚杆(索)支护参数设计1、围岩稳定性分类根据对该区围岩分析,参照《GB50086-2001煤巷锚杆支护技术规范》(国家安全生产监督管理总局),及《煤矿支护手册》的有关数据,对围岩进行分类。
2、锚杆(索)支护设计参照《煤巷锚杆支护技术》一书中组合梁及悬吊理论计算是比较合理的。
(1)、顶锚杆长度L=L1+L2+L3式中:L1—锚索外露长度,取0.05mL2—锚杆有效长度 L2取普氏免压拱高(b), f≧3普氏岩石坚固性系数按3计。
L2按岩石破碎带高度L2=Rp-h,mRp=R0√γΖγΖsinφ+C cosφ= 2.0√(22.6×271.2/(22.6×271.2sin63°26′′+4.9 cos 63°26′))=2.056巷道宽度5.2m时,R0=2.748m式中:R0----巷道的掘进半径,2.0mγ----岩体容重,取Ⅲ类22.6 KN/m2Ζ----巷道中心距地表深度,271.2mφ----岩体内摩擦角,(°),本处取Ⅵ类相当软岩石,内摩擦角63°26′C----岩体粘结强度,取4.9KN/m2h----圆巷h= R0,非圆巷h=等于等效圆中心至顶板的距离,mRp----岩体破碎带半径,mL3=0.55L3—锚杆锚固段长度,1根锚固剂长0.55mL=0.05+2.056+0.55=2.655m通过以上计算,采用φ22×2.4m的锚杆,尚不能满足支护要求,需采用加长锚索进行加强支护。
锚杆直径:)d =3.6√(ÇÓt=3.6×√(267.11/14.44)=15.5Ç---f3-7,Ç=18.5f-12=267.14KN,Ót—杆体材料的设计抗拉强度,取14.44Mpa根据设计要求和施工安全和质量,取22mm。
(2)锚固力N:可按锚杆杆体的屈服载荷计算(d2σt)P=π4= 3.14/4×((0.022)2×14.44)=112KN式中:σt----杆体材料的屈服极限Mpad----杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤0.5×2400=1200mm锚杆排距L0=Nn/2kra L2=115×103×14/(2×3×24×103×4.0×2.056=1.359m式中:n——每排锚杆根数N——设计锚固力,KN/根K——安全系数,取2-3r ——上覆岩层平均容重,取24KN/ m3a——1/2巷道掘进宽度 m参照以往施工经验、《GB50086-2001煤巷锚杆支护技术规范》及汾西集团的相关规定,为保证施工安全,取锚杆间排距800×800mm。
回采巷道锚杆支护参数设计
巷道帮锚杆 有效长度 的确定 :
理、 裂隙等不 连续 面 , 增加不连续 面之 间的摩擦力 , 而提高 从
围岩的整体强度。
式 中 产_ _普 氏系数 ; 曰 ——巷道跨度 , m;
如果 只采用锚杆支 护 , 由于巷 道 的跨 度较大 , 采动影 在 响下 , 可能会发生锚杆锚 固范 围内的岩体体离层 、 至塌 落 , 甚
一
1 工 作面概 况
12 工作 面回采范 围内 1 煤层 总体呈单斜 构造形态 , 01 0
煤层走 向 N 5~ 5E, 向 N 方 向 , 2o5o 倾 W 煤层倾 角 2 5 , 2 4 o平均 倾角 3。 煤层厚度 1 ~ .米 , 8。 . 28 平均 20 。 5 .米 直接顶为泥 岩至 中砂岩 f 4 5 厚 度 80 1 ., 值 —, .— 6 老顶 为泥 岩 40 9 0 .— . ,值 0米 f 45 。工作面标高为一 0 .— 10米 ; 向 长 3 0 。 109 5 走 0米 巷 道设计沿煤 层跟顶板 掘进 , 风巷沿 中线 掘进 , 进 回风 巷沿腰线掘进 。巷道断面为矩形 , 巷道宽度为 36 高度 2 . m, m
导致 冒顶事故的发生。因此 , 为保证生产安全 , 打锚索加强支
护。
H _
巷道掘进高度 , m; 内摩擦角 ,42 。 。 4 .()
③锚杆锚 固长度 厶 的确定
L3 0 3 0.m = .- 4
22 锚杆支护参数确定 .
顶锚杆长度 := l + 301 + . + . 1 2 L L札2 = . 11 0 = . m 5 7 3 6
间, 巷道支护状态 良好 。锚杆 、 索支护与原工字钢棚 支护相 比取得 了较好 的技术经济效果。 锚
锚杆索支护巷道常用力学参数设计
锚杆索支护巷道常用力学参数设计相关力学参数设计锚杆设计锚固力:该型号锚杆屈服力的标准值。
《煤矿巷道锚杆支护技术规范》(GB/T35056-2018)锚杆预紧力:屈服力的30%-60%。
《煤矿巷道锚杆支护技术规范》G(B/T35056-2018)锚杆预紧力矩:一般不小于100N·m,不大于400N·m。
锚索预紧力:根据国内外经验,煤矿一般将锚索的预紧力设计为锚索破断载荷的30%~50%,在考虑预紧力损失前提下,现场锚索涨拉预紧力一般应为其拉断载荷的40%~70%。
锚索设计承载力:N t=m·n·S n·R m(m矿用锚索张拉应力控制系数,不大于0.6,n-钢绞线根数,S n单根钢绞线参考截面面积,R m钢绞线抗拉强度)。
例:φ21.6mm7股1860MPa锚索约300KN。
《矿用锚索》(MT/T 942 2005)锚索最大力:R U=η·n·S n·R m(η—锚具效率系数,约0.95,n-钢绞线根数,S n—单根钢纹线参考截面面积,R m钢绞线抗拉强度)。
例:φ21.6mm7股1860MPa锚索约475KN。
《矿用锚索》(MT/T 942 2005)顶板离层仪离层警戒值:巷道顶板允许的最大离层值即顶板离层警戒值。
各矿井应根据近年来本煤层、本采区矿压监测数据结合支护设计、工程实践分析确定。
一般常用计算方法有锚杆索最大延伸值法、多因素分析法。
离层警戒值主要有深、浅基点两个指标,单位mm。
锚杆(索)测力计初始值:锚杆(索)测力计初始值为锚杆(索)达到预紧力矩(力)设计值时,测力计表盘实际显示值。
原则上新装的锚杆测力计初始值不小于30KN,锚索测力计初始值不小于现场张拉力的50%。
锚杆(索)测力计警戒值:锚杆(索)测力计警戒值应根据支护设计和临近工作面矿压规律进行设计。
其中,锚杆测力计警戒值应按照该型号锚杆屈服载荷值大小而确定,如φ20mmBHRB335锚杆105KN;锚索测力计警戒值不大于锚索最大力,一般为为该型号锚索破断载荷的80%~85%。
巷道锚杆支护计算公式
巷道锚杆支护计算公式根据1552工作面围岩柱状资料分析,15#煤层顶板直接顶为粘土岩,厚度1.0-1.5m,施工时,极易垮落,掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进,采取锚网支护。
为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中,需用高强度锚索做辅助支护。
根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验,确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。
二、支护参数设计㈠采用类比法合理选择支护参数:根据15#煤层邻近巷道的支护经验,1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm×1800mm的圆钢锚杆,间距1000mm,排距900mm;选用1x7丝φ15.24mm,锚固力不小于230kN冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。
㈡采用计算法校核支护参数1、锚杆长度计算L = KH+L1+L2式中:L——锚杆长度,m H——冒落拱高度,mK----安全系数,取2L1——锚杆锚入稳定岩层深度,取0.5mL2——锚杆在巷道中的外露长度,取0.05m其中:H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m式中:B——巷道宽度f——岩石坚固性系数,取4L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m2、锚杆间距、排距a、ba=b=KHrQ 式中:a 、b ——锚杆间、排距mQ ——锚杆设计锚固力,50kN/根;H ——冒落拱高度,取0.58m ;K ——安全系数,取2;r ——被悬吊粘土岩的重力密度,26.44kN/m 3a=b=44.2643.0250??=1.48m 施工中间距取1.0m ,排距取0.9m 。
3、锚杆直径的选择:d =P=abhr=0.9×1×1.8×23=37.26kN/m 2式中:a---锚杆排距h---锚杆承载岩体高度,取锚杆长度1.8mb---锚杆间距r---承载岩体容重23kN/m 3K---安全系数取2Δ--锚杆材料抗拉强度,取38kN/m 2d = =38002/3.1437304=15.8mm施工中取Φ=16mm通过锚杆直径的验算,排距确定为0.9m ,间距为1.0m,能满足支护要求。
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巷道锚杆支护参数设计一、锚杆支护理论研究(一)锚杆支护综述1、锚杆支护技术的发展锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式,自美国1912年在aberschlesin(阿伯施莱辛)的Friedens(弗里登斯)煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。
1945~1950年,机械式锚杆研究与应用;1950~1960年,采矿业广泛采用机械式锚杆,并开始对锚杆支护进行系统研究;1960~1970年,树脂锚杆推出并在矿山得到了应用;1970~1980年,发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用,同时研究新的设计方法,长锚索产生;1980~1990年,混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用,树脂锚固材料得到改进。
美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好,加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟,因而锚杆支护使用很普遍,在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。
澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系,处于国际领先水平。
澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术,尽管其巷道断面比较大,但支护效果非常好。
对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方,采用锚索注浆进行补强加固,控制了围岩的强烈变形。
美国一直采用锚杆支护巷道,锚杆消耗量很大。
锚杆种类也较多,有胀壳式、树脂式、复合锚杆等。
组合件有钢带。
具体应用时,根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。
锚杆支护发展最快的是英国。
在1987年以前,英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架,而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。
由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高,因而亏损严重。
为了摆脱煤炭行业的这种困境,在巷道支护方面积极发展锚杆支护,到1987年,英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术,从而扭转了过去的被动局面,煤巷锚杆支护得到迅速发展,经过近10年实验的基础上,又进行了改进和提高,到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。
锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。
德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家,自1932年发明U型钢支架以来,U型钢支架发展迅速,支护比重很快达到了90%以上,从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。
但是自20世纪80年代以来,随着矿井开采深度日益增加,维护日益困难。
面临这种困境,德国采用不断增加金属支架的型钢质量,逐步减小棚距的做法,这不仅使巷道支护费用增高,而且施工、运输更加困难和复杂。
即便如此,巷道维护困难的状况仍然难以改观,于是寻求成本低,运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。
到20世纪80年代初期,锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广,现己应用到千米的深井巷道中,取得了许多成功的经验。
法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速,到1986年其比重己达50%。
在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。
俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。
他们研制了多种类型的锚杆,在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。
我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。
从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护,20世纪60年代锚杆支护开始进入采区,但由于煤层巷道围岩松软,受采动影响后围岩变形量很大,对支护技术要求很高,加之锚杆支护理论、设计方法,锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善,因而发展缓慢。
“八五”期间,原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关,在“九五”期间,原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一,对锚杆支护的可行性和适用性进行了深入细致的研究,取得了一大批水平较高的科研成果。
特别是1996~1997年我国引进了澳大利亚锚杆支护技术,在原邢台矿务局进行了现场演示,并完成了与锚杆支护技术有关的15个项目,使我国的煤巷锚杆支护技术有较大提高。
同时,困难条件下锚杆——锚索支护技术得到了应用,并取得令人满意的支护效果和经济效益。
2005年,我国国有重点煤矿的锚杆支护所占比重为60%,有些矿区超过了90%,甚至到达100%。
时至今日,人们不仅成功地在稳定和中等稳定以上的岩巷中使用锚杆,而且在软岩巷道、以及受采动影响的煤巷中也成功地使用了锚杆支护技术。
一批技术先进的国有重点矿区的煤巷锚杆支护率在逐年稳步提高。
由于对巷道围岩强度的强化作用,可显著提高围岩的稳定性,并且有支护成本较低、成巷速度快、劳动强度减轻、提高了巷道断面的利用率、简化回采面端头维护工艺、明显改善作业环境和安全生产条件等优点,可提高矿井的经济效益,因而成为矿井巷道的一种主要支护形式。
也代表了煤矿巷道支护技术的主要发展方向。
锚杆支护可大幅度的降低巷道支护维修费用,提高巷道掘进速度和生产效率;在巷道跨度增大时,即在大跨度巷道的情况下,单纯用锚杆对巷道进行支护可能会引起巷道顶板在一定高度范围内整体垮落,在这种情况下可以进行“锚杆+锚索”联合支护,可将整个潜在冒落范围内的岩层悬吊在较稳定的岩层中,从而使得该巷道顶板处于稳定状态。
煤巷与岩巷不同之处在于:煤巷围岩比较松软,在采动影响下巷道围岩变形十分剧烈。
在使用金属支架时,顶底板、两帮相对移近量一般在300~500mm,少则100~200mm,严重时超过1000mm。
煤巷使用锚杆支护时,必须要有较高的支护强度以控制围岩变形。
煤巷锚杆支护不同于一般岩巷的锚喷(网)支护。
它的主要形式有单体锚杆、锚杆加W型钢带(或钢筋梁)加网,或者加板式钢带及网,简称锚梁、锚网或锚梁网支护。
2、锚索支护技术发展锚索支护基于锚杆支护原理中的悬吊理论,再增加适当大小的预应力,支护后围岩不至形成离层脱落,确保围岩稳定,是一种传递主体结构的支护应力到深部稳定岩层的主动支护方式。
预应力锚索支护是锚固技术发展中占有重要地位的一种支护形式,其与普通锚杆相比有突出的特点:一是长度大,能够锚入到深部稳定岩石中,并可以施加预应力;二是能限制岩体的有害变形发展,从而保持岩体的稳定。
锚索一般是锚杆长度的3~5倍,因此除了能够起到普通锚杆的悬吊作用、组合梁作用、组合拱作用外,还能对巷道围岩进行深部锚固,在实际应用中往往锚杆与锚索配合使用。
近年来,国内外锚索支护技术发展迅速,应用也越来越广泛,在岩石边坡、交通隧道、矿山井巷、深基坑、坝基及结构加固等许多方面都有该项技术的用武之地。
在英国、澳大利亚,锚索支护技术的应用十分普遍,尤其在煤巷的应用十分突出,利用轻型锚杆钻机即可施工。
在围岩较差的大硐室、交叉点、断层附近及受采动影响的巷道采用锚索支护的前景比较广泛。
总的看来,锚杆、锚索己经广泛应用于大量的相关的工程中,而且已经积累了大量的宝贵经验。
但是,在一些复杂条件下的煤巷,如果方法运用不当,锚杆支护也往往失效,因此,支护设计及基础参数测定的研究是解决回采巷道锚杆支护的关键,是成功推广应用锚杆支护的途径。
3、锚杆支护的优点实践充分证明,在煤巷中应用锚杆支护,与传统的棚式支护相比,具有显著的优越性。
主要表现在以下几个方面。
(1)从根本上改善了支护状况,保证了安全生产。
(2)减轻了工人的劳动强度,改善了作业环境。
(3)减少了支护物料的运输,改善了生产矿井中辅助运输的紧张状况。
(4)提高了掘进工效,有利于高速、高效掘进队的建设。
(5)大幅度节约支护材料,降低支护成本。
(6)提高巷道断面的利用率。
(7)简化了综采工作面超前支护,加快了回采速度。
(8)锚杆支护巷道维修量少,服务年限相对延长,为优化矿井开拓布置、合理集中生产创造了条件。
(9)能可靠的支护综采大断面的机、风巷和开切眼,为综采工作面设备快速安装创造了条件。
(10)有利于节约资源,改善生态环境。
煤巷锚杆支护技术的理论与实践都已比较成熟,在Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ类围岩的煤巷可大面积的推广。
Ⅳ、Ⅴ类围岩巷道的锚杆支护在许多矿都取得了成功,这一切都说明煤巷锚杆支护的可行性和安全可靠性。
从而提高煤矿生产效率、降低成本、保证生产安全、获得可观的社会经济效益。
因此,在煤巷中推广锚杆支护是势在必行的。
积极组织推广煤巷锚杆支护技术,是煤矿巷道支护技术发展的必然。
(二)锚杆的作用原理1、锚杆的作用1)锚杆构件的作用锚杆构件主要提供抗拉和抗剪作用,而抗弯和抗压作用能力非常小,可以忽略不计。
2)锚固剂的作用锚固剂的作用是将钻孔孔壁岩石与杆体粘接在一起。
对于端部锚固锚杆,锚固剂的作用在于提供粘结力,使锚杆能承受一定的拉力。
锚杆拉力除锚固端外,延长度方向是均匀分布的。
由于锚杆与钻孔间有较大空隙,所以锚杆的抗剪能力只有在岩层发生较大错动后才能发挥出来。
对于全长锚固锚杆,锚固剂的作用比较复杂,主要有两方面,一是将锚杆杆体与钻孔孔壁粘结在一起,使锚杆随着岩层移动承受拉力;二是当岩层发生错动时,与杆体共同起抗剪作用,阻止岩层发生错动。
3)金属网的主要作用金属网可以用来维护锚杆间的围岩,防止松动岩块掉落。
金属网所能承受松散岩石的载荷与锚杆间距密切相关。
4)钢带的作用钢带的作用除可以防止锚杆间的松动岩块掉落外,还可均衡锚杆受力,改善顶板岩层应力状态,与锚杆共同形成组合支护系统,增加围岩的稳定性。
2、锚杆支护作用机理锚杆支护的作用机理有悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用和楔固作用等。
1)悬吊作用悬吊作用是指锚杆把将要冒落的松软弱岩层或危岩悬吊于上部坚固稳定的岩体上,由锚杆来承担危岩或松软弱岩层的重量,如图1所示。
2)组合梁作用在层状岩层的巷道顶板中,通过锚入一系列的锚杆,将锚杆锚固长度以内的薄层岩石组成岩石组合梁,从而提高其承载能力。
可以把平顶巷道的层状岩石顶板看作是以巷道两帮为支点的叠合梁。
在载荷作用下,各层岩石(板)都有各自的单独弯距,每层岩石(板)的上下缘分别处在受压和受拉状态。
但用锚杆将各层岩石锚固在一起后,在载荷作用下,各层岩石之间基本上不会发生离层、错动,就如同一块板的弯曲一样,大大提高了组合梁的抗弯强度和承载能力,如图2所示。
图1 锚杆支护的悬吊作用1——锚杆;2——松散破碎岩层;3——稳定岩层3)加固拱作用对于被纵横交错的弱面所切割的块状或破裂状围岩,如果及时用锚杆加固,就能提高岩体结构弱面的抗剪强度,在围岩周边一定厚度的范围内形成一个不仅能维持自身稳定,而且能防止其上部围岩松动和变形的加固拱,从而保持巷道的稳定,如图3所示。
4)楔固作用锚杆的楔固作用是在围岩中存在一组或几组不同产状的不连续面的情况下,由于锚杆穿过了这些不连续面,防止或减少了沿不连续面的移动,但是,锚杆架设的时机是非常重要的。
如果在开挖引起的剪应力产生前就架设了全长粘结式锚杆,则在不图2 锚杆支护的组合梁作用图3 锚杆支护的加固拱作用 1——锚杆;2——加固拱 图4 锚杆的楔固作用连续面处锚杆较高的剪切刚度将迫使锚杆完全承受开挖二次应力的作用,而易于发挥不连续面自身抗剪能力,如图4所示。