煤矿巷道掘进支护设计

顶板 较 破 碎 ，锚 杆 + W 钢 带 （ 或钢 筋 梁 ） +网 ，
桁 架 +网 ， 或 增加 锚 索
锚 杆 +W 钢带+ 网 ， 或增 加 锚 索 桁 架 +网 ， 或 增加 锚 索
顶 板 较 完 整 ， 锚 杆 + 金 属 可 缩 支 架 ，或 增 加 锚 索 ； 顶 板较 破 碎 ， 锚杆 + 网 +金 属 可 缩 支 架 ，或 增 加 锚索 ；底 臌 严 重， 锚杆 + 环 形可 缩支架
式中
f—普氏岩石坚固性系数， h—巷道掘进高度，m； φ —岩体内摩擦角，（0）。
根据杆体承载力与锚固力等强度原则计算杆体直径 D(mm)：
Q D 35.52
t
（2-6-14）
式中 θ —由拉拔试验确定的锚固力，kN； σ t—杆体材料的抗拉强度，MPa。
根据每根锚杆悬吊的岩重，计算锚杆的间排距s1、 s2（m），通常按锚杆等距排列：
L2 0.0193 B
K1q
t x
（2-6-17）
式中 σ x—原岩水平应力，MPa；
ξ —反映与梁应力和弯曲有关的各岩层间摩擦作用的慣性
矩折减系数（表2-6-13）。
表2-6-13 由组合梁岩层数目决定的系数数值
组合岩层数目
1
ξ
1
2
3
≥4
0.75
0.7
0.65
根据组合梁的抗剪强度，计算锚杆的间排距s1、s2 （m），通常按锚杆等距排列：
端 锚 杆 体 直 径 ≥ 1 6 ～ 1 8 m m 、 杆 体 长 度 1.6 ～ 2 .2m 、 间 排 距 0.6～ 1.0m 、 设 计 锚 固力 64～80kN
全 长 锚 固 杆 体 直 径 ≥ 1 8 ～ 2 2 m m 、 杆 体 长 度 1. 8 ～ 2 . 4m 、 间 排 距 0 .6 ～ 1 .0m 、
砂岩地段可用普氏法计算，泥岩段可用弹塑性理论 公式和经数法计算。
4）综合设计方法 各矿区根据具体情况，综合考虑上述方法制定本矿
区巷道棚式支架支护设计规范。 阳泉矿区以大量的实测数据为基础，进行理论分析
计算并通过工程实践检验，得出综采放顶煤工作面巷 道支护有关参数见表2-6-5。
注 ① 支护安全系数1.2;② 12#矿工钢3.2m跨度时梁承载能力 123.48KN/根， ③11#、12#表示11#矿工钢、12#矿工钢对棚支架 型式。
注 1.巷帮锚杆基本支护形式与主要参数视地应力、巷帮 煤（岩）强度、节理状况、护巷煤柱尺寸、巷道断面等 因素，参照顶板锚杆确定；
2．对于复合顶板、破碎围岩、易风化、潮解、遇水 膨胀围岩，可考虑在基本支护形式基础上增加锚索加固 或注浆加固、封闭围岩等措施；
3．“顶板较完整”指节理、层理分级的Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ， “顶板较破碎”指Ⅳ、Ⅴ级，如7-7所示。
U Z U0 U1 U12 U 2
式中 U0—无采动影响阶段巷道顶底板移近量，由图2-6-31 a查对； U1—受本区段工作面一次采动影响巷道顶底板移近量，由图
2-6-31 b查对； U1-2—一次采动后稳定期内无采掘影响阶段巷道顶底板移近
量，由图2-6-31 c查对； U2—受下区段工作面二次采动影响巷道顶底板移近量，
表2-6-5 综采放顶煤工作面巷道支护参数
2 巷道锚杆支护设计
（1） 工程类比法
工程类比法由直接类比法和间接类比法组成。直接 工程类比法是建立在已有工程设计和大量工程实践成 功经验的基础上，在地质和生产技术条件及各种影响 因素基本一致的情况下，根据类似条件的已有经验， 进行待建工程锚杆支护类型和参数设计。1988年原煤 炭工业部颁布试用《我国缓倾斜倾斜煤层回采巷道围 岩稳定性分类方案》以来，经过十余年的应用，分类 方案近一步充实、完善，对于锚杆支护更应当注重巷 道顶板岩层结构。在此基础上推荐的巷道顶板锚杆基 本支护形式与主要参数选择见表2-6-11、表2-6-12。
式中
s1 s2 0.0458 D
L2
K2Bq
（ 2-6-18 ）
τ —杆体材料抗剪强度，MPa；
K2—顶板抗剪安全系数，一般取K2＝3～6。
（3） 系统设计法
对于大量工程岩石力学问题，只有少数能得到解析 解，这一方面是由于岩体的非匀质、各向异性等特征， 造成岩体本构关系的非线性，以及控制偏微分方程的非 线性。另一方面，边界条件常常不能表示为简单的数学 函数。因此，当力学模型建立之后，设计分析和反馈分 析阶段通常要采用数值方法得出近似解。利用有限元法、 有限差分法、边界元法和离散元法等工程数值方法，使 我们有可能选择更精确的力学模型处理锚固体的复杂力 学特征，例如，非线性、非匀质性、各向异性和时变性 等。也有可能解决复杂的巷道锚杆支护中的工程问题， 例如，分步开挖、复杂几何形状、地下水作用、采动影 响等问题。
我国巷道锚杆支护系统设计的基本思想是认为地质 调查、设计、施工、监测、信息反馈等是相互关联、 制约和影响的有机整体，巷道支护系统是一个复杂的 系统工程。系统设计方法包括6个基本部分：
① 地质力学评估，主要是围岩应力状态和岩体力学性 质评估。
② 初始设计，以有限差分数值模拟分析为主要手段， 辅以工程类比和理论计算法。对初始设计选定的方案 进行稳定性分析。
端 锚 杆 体 直 径 ≥ 1 6 m m 、杆 体 长 度 1 .6 ～ 1.8 m 、间 排 距 0.8 ～ 1 . 2m 、 设 计 锚 固 力 ≥ 6 4 ～ 8 0 k N
端 锚 杆 体 直 径 ≥ 1 6 ～ 1 8 m m 、 杆 体 长 度 1.6 ～ 2 .0m 、 间 排 距 0.8～ 1.0m 、 设 计 锚 固力 64～80kN
2 sin
Pi

H 1 sin Ctg

r0 R
1 2 sin
Ctg
（2-6-9）
式中: Pi-支护阻力 C-岩体内聚力， r0-巷道半径， R - 塑性区半径，
（4） 经验系数法 水电部总结国内经验而得出:PZ=SZγ b，PX=SXγ H
式中: PZ-均匀分布的垂直压力， SZ-垂直岩体压力系数 b-巷道开挖宽度， PX-均匀分布的水平圃岩压力，吨/米， SX-水平围岩压力系数 H-巷道开挖的高度。
式中
s1 s2
Q
KL2
（2-6-15）
K—锚杆安全系数，一般取K＝1.5～2；
γ —岩石体积力，kN/m3。
按组合梁理论计算：
式中
L2 0.5 B
K1q
t
（2-6-16）
K1—安全系数，一般取K1＝3～5；
q—均布载荷，kN/m。
在考虑了岩层蠕变的影响及顶板各岩层间摩擦作用的影响后：
图2-6-32 根据顶底板移近量及棚子间距确定支架工作阻力
1.3 围岩压力分析计算设计方法
（1） 普氏法 围岩压力计算见图2-6-33
图 2-6-33 围岩压力计算见图
计算跨度之半
a1 a htg 450 2
式中，a-巷道宽度之半 m
h-巷高，m
φ -岩石内摩擦角。
对粘土及破碎松散岩石
式中
L L1 L2 L3
（2-6-10）
L1—锚杆外露长度，一般取L1＝0.15m； L2—锚杆有效长度，m； L3—锚杆锚固长度，由拉拔试验确定，m。
当直接顶需要悬吊的范围易于划定时，L2应大于或 等于它们的厚度。巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大 于或等于松动破碎区的高度：
L2

100 RMR
1 棚式支架支护设计 1.1 巷道围岩稳定性分类设计方法
根据模糊聚类结果中样本的归类趋势和我国回采巷道 的支护技术，从有利于实践中对类别的区分和应用考虑， 将我国回采巷道围岩稳定性分为非常稳定、稳定、中等稳 定、不稳定及极不稳定5类，上述类别依次用Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、 IV、V表示。依据预测的巷道围岩稳定性类别，推荐的煤 层巷道棚式支护形式与主要参数见表2-6-4。
③ 按初始设计选定的方案进行施工。
④ 现场监测，主要有锚杆受力和巷道围岩表面及深部 位移的监测。
⑤ 信息反馈与修改、完善设计，选用巷道表面及深部 位移、全长锚固锚杆的受力分布、端部锚固锚杆的载 荷、锚固区内、区外的离层值作为反馈指标，提出修 改方案。
⑥ 重复进行由初始设计至信息反馈与修改、完善设计 步骤，直到满意为止。
表2-6-12 节理、层理发育程度分级
节理、层理分级 节理、层理发育程度
节理间距 D1／m 分层厚度 D2／m
Ⅰ 极不发育
＞3 ＞2
Ⅱ 不发育 1～3 1～2
Ⅲ 中等发育 0.4～1 0.3～1
Ⅳ 发育 0.1～0.4 0.1～0.3
Ⅴ 很发育 ＜0.1 ＜0.1
（2） 理论计算法 按悬吊理论锚杆长L可由下式计算
表2-6-4 棚式支架支护形式与主要支护参数
1.2 巷道围岩移近量预算设计方法
巷道围岩移近量是反映巷道围岩稳定性的客观标准， 是巷道支护形式选择和计算支护参数的依据。主要计算 方法有解析分析方法、数值分析方法、回归分析方法、 概率分析方法和模糊分析方法。通常根据巷道埋深H和 巷道顶底板岩层平均单向抗压强度Rc利用图7-24计算巷 道预期围岩移近量UZ。
U2=1.4U1。
(a)
(b)
( c)
图2-6-31 巷道埋深和围岩强度与顶底板移近量的关系曲线
a— 无采动影响阶段；b—一次采动影响阶段；c—一次采动后稳定阶段
根据巷道顶底板移近量利用图2-6-32上半部分的曲线 查出这种情况下相应的每米巷道要求的支架承载能力 (kN/m)，再根据顶底板岩石性质和裂隙发育程度确定合 适的棚子间距。然后利用图2-6-32使每米巷道要求的支 架承载能力与所选定的棚距的连线延长到与图2-6-32下 部的横坐标轴相交，就可得到应选支架的单架工作阻力。 如果所得阻力值位于两种架型的工作阻力之间，为安全 起见应选工作阻力偏大的一种架型。