巷道支护理论计算
巷道支护参数计算
巷道支护参数计算
巷道支护是指在煤矿巷道或其他地下工程施工中，为了保证巷道的稳定和安全，采取一系列支护措施的工程技术。
巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要内容之一，主要包括巷道支护结构的尺寸、材料的选用、力学参数的计算等。
1.巷道尺寸计算：巷道的尺寸设计需要考虑到巷道的功能、使用要求以及巷道的地质条件等因素。
一般来说，巷道的宽度和高度是根据采用的支护方式和设备的尺寸要求来确定的。
同时，根据巷道的用途和方向，还需要计算巷道的坡度和曲率等参数。
2.巷道支护结构的尺寸计算：巷道支护结构的尺寸计算主要包括顶板支护、侧墙支护和底板支护等方面。
其中，顶板支护一般采用钢拱或钢骨支护，需要考虑到巷道的跨度、顶板岩层的厚度和强度等因素；侧墙支护一般采用锚杆和锚网，需要计算支护锚杆的数量和间距；底板支护一般采用钢架和木帮支护，需要计算底板支护的层数和尺寸等。
3.巷道支护材料的选用：巷道支护材料的选用主要根据巷道的地质条件、支护方式和使用要求来确定。
一般来说，巷道的顶板支护可以选用钢拱、钢梁或钢筋混凝土等材料；侧墙支护可以选用锚杆、锚网或喷锚混凝土等材料；底板支护可以选用钢架、木帮或钢筋混凝土等材料。
4.巷道支护力学参数的计算：巷道支护力学参数的计算主要包括支护结构的受力分析和稳定性计算。
支护结构的受力分析需要考虑到巷道的荷载、支护结构的刚度和强度等因素；巷道的稳定性计算需要考虑到巷道的围岩压力、岩层的强度和延性等参数。
在进行巷道支护参数计算时，需要根据具体的工程情况和设计要求，结合实际的地质条件和施工要求，采用合理的计算方法和参数值。
巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要环节，只有通过合理的计算和设计，才能确保巷道的稳定和安全。
支护强度计算
3、支护强度的效验（1）、支护强度的确定①直接顶压力计算巷道基本支架应控制并其与老顶贴紧，因此支护强度至少应当平衡直接顶的岩重，为qt=∑hzγzfz式中qt——巷内基本支架支护强度，kN/m2；hz——直接顶分层厚度，m；γz——直接顶密度与当地自由落体加速度之积，kN/m3；fz——悬顶系数，一般情况下，可按fz=1计算。
qt=4.8×2500×9.8=117.6kN/m2P=4.2×1×qt=494kN②经验公式计算按经验公式：Q=KHρ×10-5=4.8×1.5×2500×10-5=180kN/m2式中：K----作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取4.8H----采高，取最大采高1.5米ρ----岩石密度，取2500kg/m3。
P=4.2×1×180=756KN（2）支护强度的计算使用DW25—250/100型液压单体，额定工作阻力250KN。
1m巷道顶板面积约为4.2m2，有六个液压单体支护。
直接顶：平均单体承受压=494/6=82.3kN＜250kN经验公式：平均单体承受压=756/6=126kN＜250kN（一）3.1m2有4个液压单体支护; P=3.1×1×qt=364.56kN直接顶：平均单体承受压=364.56/4=91.14kN＜250kNP=3.1×1×180=558KN经验公式：平均单体承受压=558/4=139.5kN＜250kN有2个液压单体支护直接顶：平均单体承受压=364.56/2=182.28kN＜250kN经验公式：平均单体承受压=558/2=279kN>250kN(不合格)。
第八章巷道维护原理和支护技术
0.64
0.36
B h
R R
RC RC
0 .778 0 .778
0.222 0.222
B hB
h
R R
RC1 RC1
0.64 0.64
0.36 0.36
B hB
h
第一节 无煤柱护巷
一、护巷煤柱得稳定性
2、 煤柱得应力分布
1)一侧采空
煤柱(体)得承载能力,随着远离煤体
(煤柱)边缘而明显增长。在距煤体(煤柱)
第二节 巷道围岩卸压
一、跨巷回采进行巷道卸压
跨巷 回采
横跨 纵跨
1－不留区段煤柱、先跨;2—留区段煤柱、先跨; 3—留区段煤柱、后跨;4—较宽得煤柱维护上山
第二节 巷道围岩卸压
二、巷道围岩开槽卸压及松动卸压
1、 巷道周边开槽(孔)对围岩应力分布得影响
开槽卸压原理:使作用于 周边围岩得高应力向卸压 压区以外得岩体深部转移
2
第一节 无煤柱护巷
一、护巷煤柱得稳定性
1、 煤柱得载荷
各种方法得基本观点一致:煤柱得宽度必须保证煤柱得极限载荷σ
不超过它得极限强度R(七章一节)。煤柱得宽度B计算式:
1000B
B
D H
1 4
D
2
cot
RC
0.778
0.222
B h
1000B
B
D
H
1 4
D
2
cot
RC 1
边缘一定宽度内,存在着煤柱(体)得承载能
力与支承压力处于极限平衡状态,运用岩体
得极限平衡理论,塑性区得宽度x0:
x0
m 2 f
K H C cot
ln p1 C cot
巷道支护
三，确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进尺寸（一）选择支护参数采用锚喷支护，根据巷道净宽 3.6m，穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩，服务年限大于20年等条件，确定选用锚固可靠，锚固力大并能快速安装的树脂锚杆。
锚杆杆体为∮20mm螺纹钢，每个孔安装两个树脂，药卷，锚固长度≥700,mm，设计锚杆预紧力≥120KN。
锚杆长度2.0m，呈方形不知，其间排距0.8×0.8m。
锚杆托板为10mm厚，120×120mm的拱形托板。
喷射混凝土设计厚度T1=100mm，设计强度为C18，分两次喷射，每次各喷50mm厚。
故支护厚度T=T1=100mm。
巷道局部需要加强支护地段，再首次喷射50mm厚混凝土候铺设∮6mm的钢筋网，网格尺寸为100mm×100mm，形成锚喷网联合支护。
（二）选择道床参数根据巷道通过运输设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数hc，hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm。
采用钢筋混凝土轨枕。
（三）确定轨道掘进断面尺寸由表3——7计算公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2×100=3800mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2§=3800+2×75=3950mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm巷道计算掘进高度H2=H1+§=3720+75=3795mm巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=3800（0.39×3800+1820）=12547600mm²。
取S1=12.55m²。
巷道计算掘进断面面积S2=B1（0.39B2+h3）=3950（0.39B1（0.39B1+h3）3950+1820）=13273975mm²。
取S2=13.27²。
支护参数理论校核
5.2.3 支护参数理论校核目前，支护参数理论校核一般采用相对比较成熟的极限平衡理论作为巷道锚网索支护设计理论基础。
1、锚杆参数的校核计算 （1）巷道理论半径的确定 ①当量半径式中：r s —巷道当量半径，m ；S —实际巷道的断面积，20.52m 2=5.7×3.6m ； k x —巷道断面修正系数，取1.2。
计算得r s =3.07。
表5-1 巷道断面修正系数k x②外接圆半径用几何作图法作巷道的外接圆，计算得r y =3.37。
③巷道理论半径比较求得的当量半径和外接圆半径，以其小者作为巷道理论半径，即：{}min , 3.07s y a r r ==（2）极限平衡区深入围岩的深度的确定当不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R ，计算公式为：()()()22+cot 1sin /cot i R a H K C P K C λγϕϕϕ=-+⎡⎤⎣⎦式中：γ－上覆煤岩层体积力，取14kN ； H －巷道埋深，按最大值取752m ； P i －支护阻力，无支护状态取0kN ； a —巷道理论半径，取3.07； C －黏结力，6.62MPa ；ϕ－内摩擦角，取36.15°；0.5(/)s x r k S π=K 2－煤岩体力学参数修正系数，取值范围1/3～1/2，一般应用取值1/2.5。
侧压系数()35.0sin 2/sin 1=-=ϕϕλ。
计算得：R =3.62m 。
则可确定极限平衡区深入巷道围岩的深度为： L 2=R -a式中：L 2－极限平衡区深入围岩的深度。
计算得L 2=0.55m ，在采动影响下，极限平衡区深入围岩深度将有所增加，根据回采巷道围岩变形规律，顶板极限平衡区深入围岩深度增加量大于两帮极限平衡区深入围岩深度增加量，顶板与两帮极限平衡区深入围岩的深度L 2d 与L 2b 分别取安全系数2.5和2，因此，L 2d =1.38，L 2b =1.1。
（3）顶锚杆长度顶锚杆长度通常按公式L d =L 1+L 2d +L 3计算： 式中：L d －锚杆长度，m ； L 1－锚杆锚固长度，一般取0.5m ； L 2d －顶板极限平衡区深入围岩的深度；L 3－锚杆外露长度，按照质量标准化要求，一般取0.1m 。
一般井巷断面掘进及支护工程量计算公式
一般井巷断面掘进及支护工程量计算公式1.井巷断面计算公式：井巷断面计算公式主要是计算井巷的横向面积和纵向面积。
横向面积用于计算掘进工程量，纵向面积用于计算支护工程量。
(1)横向面积计算公式：横向面积=（底宽+顶宽）×高度(2)纵向面积计算公式：纵向面积=（小底周长+大底周长）/2×高度2.掘进工程量计算公式：掘进工程量计算公式主要是根据井巷断面的横向面积和导坑长度计算掘进工程所需材料和设备数量。
(1)掘进材料数量计算公式：煤胶数量=横向面积×掘进长度×煤胶用量计算系数导水泥浆数量=横向面积×掘进长度×导水泥浆用量计算系数导火泥浆数量=横向面积×掘进长度×导火泥浆用量计算系数(2)掘进设备数量计算公式：掘进机数量=掘进断面横向面积/掘进机理论工作面横向面积3.支护工程量计算公式：支护工程量计算公式主要是根据井巷断面的纵向面积和支护设备长度计算支护工程所需材料和设备数量。
(1)支护材料数量计算公式：锚杆数量=纵向面积×支护设备长度×锚杆用量计算系数颗粒材料数量=纵向面积×支护设备长度×颗粒材料用量计算系数钢架数量=纵向面积×支护设备长度×钢架用量计算系数(2)支护设备数量计算公式：锚杆机数量=支护断面纵向面积/锚杆机理论工作面纵向面积颗粒注浆机数量=支护断面纵向面积/颗粒注浆机理论工作面纵向面积钢架安装机数量=支护断面纵向面积/钢架安装机理论工作面纵向面积以上是一般井巷断面掘进及支护工程量计算的常用公式。
实际进行工程量计算时，还需要结合具体工程条件和设计要求进行综合考虑，以得到准确的工程量计算结果。
掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证
掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证一、锚杆、锚索支护参数计算(按断面宽3.4m*高2.8m 计算)按巷道断面为3.4 x 2.6进行验算，采用巾16 x 2200锚杆配合砼托板，锚索采用巾15.24 x 4800进行支护。
1、按悬吊作用理论锚杆支护参数的计算(1) 锚杆长度L 的确定：L=l i +l 2+l 3式中：I.锚杆外露长度，采用托板、垫片支护，11取160哑，12一锚杆有效长度。
12= 2fB 一巷道跨度。
取3400哑f 一普氏岩石坚固性系数，由于直接顶为复合性顶板，取最小值，4.512= B =377.8 哑13—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力(n dT c 1「等于杆体屈服或拉断承载力(d 2b 2)而得的公式估算：式中：d 一锚杆直径，16哑; %一杆体材料的设计抗拉强度，巾16螺纹钢锚杆设计抗拉强度为490Mpa 。
J 一锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0Mpa 。
锚杆长度：L=11+12+13=160+377.8+392=929.8 哑所以锚杆采用长度2200mm 能够满足使用要求。
(2) 按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d锚杆锚固力Q 等于锚杆杆体承载力P , P= — d 2b ，由P=Q 得： 4 2d = 1.13 ：Qt式中：Q 一按我矿现场抗拉拔力试验数据取7t 相当于68600N;。
t-锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa 。
1 d b 1 = - 2 3 4T16 x 490 4 x 5 =392 哑d = 1.13，— = 1.13 ；68600 = 0.0144m = 14.4mm同\-420 x 106 ■ t所以锚杆直径选择为16哑大于14.4哑可满足支护需要。
（3）锚杆排间距根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距（a）与排距（b）（通常a=b），及锚杆悬吊岩石载荷（G=a2l2Y ）等于锚杆的锚固力（Q）。
支护参数计算
附件1、支护参数计算（一）锚杆参数计算：按锚杆悬吊理论计算1、锚杆长度L = L +L +L式中：L :锚杆长度，mm；L ］:锚杆外露长度，取50mm；L「有效长度，mm,（顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c）；匕3：锚入稳定岩层内深度，mm,（顶锚杆取800mm，帮锚杆取600mm）；（1）普氏免压拱高：b=［B/2+Htan（45° -3帮/2）］/f 式中：B :巷道掘进宽度（B皮二5.5m、B碉室=4.4m、）H :巷道掘进高度（H皮二3.8m、H碉室=3.6m）f煤：煤层普氏系数，f煤=2.5；3帮：两帮围岩的内摩擦角，3帮取63.26°；皮带巷：b皮二［5500/2 + 3800 * tan（45。
—63.26/2）］/2.5 = 1461mm探放水、调车硐室：b 碉室二［4400/2 + 3600x tan（45。
—63.26/2）］/2.5=1222mm（2）破碎深度：c = H x tan（45。
一①帮/2）式中：H：巷道掘进高度（H碉室=3.6m、H皮=3.8m）3帮：两帮围岩的内摩擦角，取63.26°；皮带巷：C 皮二3800 * tan（45。
—63.26。
/ 2）= 903mm探放水、调车桐室：c 碉室二3600x tan（45。
—63.26。
/2）= 856mm 由（1）、（2）可得巷道顶、帮锚杆长度分别为：皮带巷：L 由顶=Li +L2+L3= 50 + 1461 + 800 = 2311mm；L ^^=L1+L2+L3=50 + 903 + 600 = 2003mm；探放水、调车桐室：L碉室=L] +L 2 +L3= 50 + 1222 + 800 = 2072mm；L 碉室=L1+L2+L3=50 + 856 + 600=1506mm；23111皮带巷掘进工作面实际所选用的锚杆长度分别为：顶锚杆长度为2600mm,帮锚杆长度为2100mm,经计算工作面巷道实际所选用的锚杆长度均大于计算出的长度，所以满足设计要求。
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。
井巷支护理论计算
井巷支护计算理论1、按悬吊理论(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 mmL3——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Mpad——杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤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2-3r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3a——1/2巷道掘进宽度 m2、按自然平衡拱理论计算Ⅰ、两帮煤体受挤压深度CC=(（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2.8r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3H——巷道埋深mB——固定支撑力压力系数，按实体煤取1fc——煤层普氏系数，Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0a——煤层倾角h——巷道掘进高度mψ——煤体内摩擦角，可按fc反算Ⅱ、潜在冒落高度bb=(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 mKy——直接顶煤岩类型性系数。
巷道锚杆支护计算公式概要
巷道锚杆支护计算公式概要一、基本概念锚杆支护是通过将锚杆（一种具有一定强度和刚度的锚杆材料）固定在地层中，以增加地层的稳定性和抗变形能力。
巷道锚杆支护的计算公式主要包括锚杆的受力计算和巷道的稳定性分析。
二、锚杆受力计算1.锚杆受拉力计算公式锚杆受拉力是锚杆支护中最主要的受力状态，其计算公式为：T=σA×d其中，T为锚杆受拉力(N)，σ为地层的单向抗拔强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。
2.锚杆受剪力计算公式锚杆也会受到一定的剪力作用，当地层存在剪切面时，剪力的计算公式为：Q=τA×d其中，Q为锚杆受剪力(N)，τ为地层的单向抗剪强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。
三、巷道稳定性分析巷道的稳定性分析主要用来判断巷道是否发生坍塌或开裂等变形情况。
巷道的稳定性分析常用的参数包括位移和应力。
位移和应力的计算公式如下：1.巷道位移计算公式巷道的位移是衡量巷道稳定性的重要指标，巷道的位移计算公式为：δ=(q×l^2)÷(2E×I)其中，δ为巷道的位移(m)，q为巷道的荷载(kN/m)，l为巷道的跨度(m)，E为巷道的弹性模量(kN/m^2)，I为巷道的惯性矩(m^4)。
2.巷道应力计算公式巷道的应力是衡量巷道稳定性的另一个重要指标，巷道的应力计算公式为：σ=M÷S其中，σ为巷道的应力(MPa)，M为巷道的弯矩(N·m)，S为巷道的截面模数(mm^3)。
四、总结巷道锚杆支护的计算公式是巷道工程中非常重要的一部分，能够帮助工程师们在设计和施工过程中判断巷道的稳定性和受力情况。
本文概要介绍了锚杆受力计算公式和巷道稳定性分析的计算公式，为巷道工程的设计和施工提供了一定的参考和指导。
支护设计计算
附录：支护设计计算按悬吊理论计算支护参数：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0.1m其中： H=B/2f=3.6/(2×4)=0.45m式中：B——巷道宽度 f——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2×0.45+0.5+0.1=1.5m施工中取L=2m2、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，80kN/根；H——冒落拱高度，取0.45m ；K——安全系数，取2；r——被悬吊石灰岩的重力密度，24kN/m3a=b=√502×0.45×24=1.52m施工中取a=b=0.9m3、锚杆直径的选择：d=P=abhr=0.9×0.9×2×24=38.9kN/m2式中：a---锚杆排距h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度2mb---锚杆间距r---承载岩体容重24kN/m3K---安全系数取2Δ--锚杆材料抗拉强度，取38kN/m2d= =√4×3890×2/3.14×3800=16.1mm施工中取Φ=20mm通过锚杆直径的验算，排距确定为0.9m，间距为0.8m,能满足支护要求。
4、锚索支护参数计算：⑴确定锚索的长度：L=La+Lb+Lc+Ld式中 L----锚索总长度，mLa---锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，mLb---需要悬吊的不稳定岩层厚度，取1.5mLc---上托盘及锚具的厚度，取0.1mLd---需要外露的张拉长度，取0.3m锚索锚固长度La按下式确定：La≥K×(d1fa/4fc)式中：K---安全系数，取2d1---锚索钢绞线直径，取15.24mmfa---钢绞线抗拉强度，N/m㎡(1920MPa,含1883.52N/mm2)fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2则La≥（2×15.24×1883.52）/4×10=1435.242㎜≈1.44mL=1.44+1.5+0.1+0.3=3.34m 施工取锚索长度为6.3m。
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。
三心拱巷道支护掘进计算公式
三心拱巷道支护掘进计算公式在进行三心拱巷道支护设计时，需要考虑以下几个因素：1.巷道的尺寸：包括高度、宽度和曲率等参数。
2.地质条件：包括巷道所在的地层和地应力等条件。
3.支护材料：包括喷锚杆、钢筋网和砂浆等。
根据上述因素，可以使用以下公式计算三心拱巷道支护的设计参数：1.外心半径计算公式：R_outer = K_outer × H其中，R_outer为外心半径，K_outer为外心半径系数，H为巷道高度。
2.中心半径计算公式：R_middle = K_middle × H其中，R_middle为中心半径，K_middle为中心半径系数。
3.内心半径计算公式：R_inner = K_inner × H其中，R_inner为内心半径，K_inner为内心半径系数。
4.喷锚杆数量计算公式：N_anchors = (P_outer + P_middle + P_inner) / S其中，N_anchors为喷锚杆数量，P_outer、P_middle和P_inner分别为外心、中心和内心的周长，S为安装喷锚杆的间距。
5.钢筋网数量计算公式：N_steel = (P_outer + P_inner) / S其中，N_steel为钢筋网数量。
注意：以上公式中，K_outer、K_middle和K_inner的值需要根据具体工程情况进行确定。
在实际应用中，需要根据具体工程的要求和条件，选择合适的钢筋网和喷锚杆材料，并进行必要的加固措施。
此外，巷道支护的施工过程还需要进行监测和调整，以确保其安全性和稳定性。
综上所述，三心拱巷道支护是一种有效的地下巷道支护形式，通过使用钢筋网和喷锚杆等结构，可以形成一个稳定的拱形结构来保证巷道的安全性。
通过上述公式的计算，可以得到巷道支护的设计参数，并根据具体条件进行材料选择和施工监测。
巷道的支护问题
巷道顶板压力的分析计算与木材支护分析计算的理论是基于世界各个国家的标准来进行计算，并取最大值作为结果值，以保证安全问题。
围岩压力是变形压力和松动压力的组合，大部分压力(特别是变形压力)由围岩自身承担，只有少部分转移到支护结构上。
一、巷道矿压估算1.工程类比法（地质压力系数法）假定山岩压力为均匀分布，并且适用于H≤1.5（2a）的巷道。
P=S x×γ×2a其中：H-巷道高度，2mS X,S Z-山岩压力系数，取值0.15γ-围岩的容重，23kN/m3a-巷道跨度的一半，1mP=0.15×23×2=6.9kN/m22.根据围岩情况，选择顶压载荷高度为0.25m。
P=0.25×γ=0.25×23=5.75kN/m23.根据相关地压的经验数据和围岩的情况，可以得出顶板压力P=30kN/m2。
根据计算的结果，选取其中最大的值30kN/m2作为巷道的顶板的压力值。
二、木材支护由于坑木需要强度大，硬度高。
所以本矿选择Gelam树木作为支护的坑木。
每米巷道的支护密度为一架棚，承载的坑木为两根。
选用的坑木直径约为14cm，长度为230cm。
所以坑木所受的顶板压力为：F=P/（2S）=30/（2×3.14×0.07²）=974kN/m2。
根据相关的资料显示，Gelam树木的抗压强度为12Mpa,而Albasia的抗压强度为6Mpa。
所以Gelam木材满足要求，能够起到支护的作用，从而保证矿井的安全。
同时，这两种木材在矿井中都进行过实验，巷道支护完好，从未出现问题。
由此可以得出，矿井的木材支护是能充分保证安全的，矿井各个系统配套合理，可以进行工作。
巷道支护设计
一、巷道锚杆支护设计
按组合梁理论计算：
L2 0.5 B K1 q
1
式中，K1-安全系数，一般取K1 =3～5； q-均布载荷，kN/m。 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
s1 s 2 0.0458 D L2 K 2 Bq
式中，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。
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。
一、巷 2）理论计算法 按悬吊理论锚杆长度L可由下式计算
L L1 L2 L3
式中，L1-锚杆外露长度，一般取L1=0.15m； L2-锚杆有效长度，m； L3-锚杆固定长度，由拉拔试验确定，m。
一、巷道锚杆支护设计
根据杆体承载力与锚固力等强度原则计算杆体直径D（mm）：
D 35.52 Q
t
式中，Q-由拉拔试验确定的锚固力，kN； σt-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：
s1 s 2 Q KL2
式中，K-锚杆安全系数，一般取K =1.5～2； γ-岩石的容重，kN/m3。
一、巷道锚杆支护设计
3）系统设计法 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。 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、锚固区内和区外的离层值作为反馈指标， 提出修改方案。
巷道支护基础理论
巷道支护理论基础主要内容一、巷道支护基本理论二、煤巷锚杆支护关键技术三、煤巷顶板事故防治四、煤巷快速掘进技术1.巷道主要支护形式及其现状●煤巷支护主要形式●木支架●工字钢支架●U型钢支架●锚杆支护●巷道变形量大时上述支架难以满足支护要求木支架●优点：重量轻、加工容易、架设方便、有破坏信号●缺点：强度低、易破坏、不防火、易腐蚀、风阻大●适用条件：巷道服务期较短、压力小、断面积不大工字钢可缩性梯形支架井下应用●埋深小于400m的煤巷，支护没有问题工字钢可缩性梯形支架结构工字钢梯形支架破坏形式U型钢可缩性拱形支架适用巷道：围岩比较稳定受动压影响变形200—500mmU 型钢拱形支架破坏形式严重变形拱形录像U 型钢可缩性圆形支架适用巷道：1.服务时间长2.围岩不稳定 3受动压影响大 4.变形大于400mm 5.无底臌U型钢方环形可缩性环形支架锚杆支护梯形巷道适用巷道：1.服务时间长2.围岩不稳定3.受动压影响大4.变形大于800mm 5有底臌适用巷道：1.服务时间长2.围岩不稳定3.受动压影响大4.变形大于1000mm5有底臌锚杆支护拱形巷道低强度普通的锚杆支护常用支架的破坏形式1.埋深小于400m的煤巷，支护没有问题---木支架、工字钢支架和U型钢可缩性支架2.埋深超过600m，传统支护不能适应---木支架和金属刚性支架彻底毁坏---U型钢可缩性支架严重变形---低强度锚杆支护不能满足巷道维护要求3.现代化采煤迫切需要高水平的锚杆支护2、巷道变形破坏原因分析错误!未找到引用源。
1.巷道围岩条件差2.围岩应力大3.支护不适应岩石结构开采煤层顶底板岩层特点●埋藏深度100~1000m，压力250~2500t；●绝大多数顶板有直接顶、老顶和直接底、老底。
材料破坏机理岩块单轴压缩两种破坏形态岩石与软钢应力－应变曲线岩石循环加载曲线岩块轴向与横向应力应变曲线三向应力试验泥岩三轴试验曲线大理石三轴试验曲线点载荷试验直剪试验岩石抗剪强度试验岩石抗拉强度试验岩石试件主破裂面岩石破裂面极限莫尔圆包络线莫尔圆物理意义应力状态的图示莫尔圆的定量关系莫尔库仑准则三轴压缩极限应力圆单轴压缩极限应力圆共轭破裂面库仑准则用强度准则判断稳定性斜直线型莫尔包络线格里菲斯机理格里菲斯准则地应力实测结果普氏地压假说错误!未找到引用源。
巷道锚杆支护计算实例
巷道锚杆⽀护计算实例2.3 ⽀护参数计算根据锚杆加固作⽤原理,确定如下参数:2.3.1锚杆长度123L L L L =++=0.15+1.5+0.4=2.05m式中，1L —锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固⽅式，⼀般取0.15m ，对于端锚锚杆，L 1=垫板厚度+螺母厚度+（0.03~0.05），对于全长锚固锚杆，还有加上穹形球体的厚度;2L —锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过查规范知⼀般取1.5m;3L —锚杆锚固段长度亦即锚杆锚⼊坚硬岩⽯的长度,⼀般L3=0.3~0.4，由拉拔实验确定，当围岩松软时，L 3还要加⼤，取L 3为0.4m 。
为安全施⼯，取锚杆长度L=2100mm 长满⾜要求。
围岩内外围层结构的稳定性分析巷道围岩范围内各部分岩体，由于其距巷道周边的距离和岩性的不同，对巷道稳定性的影响作⽤是有显著差别的。
根据这种作⽤的⼤⼩以及⼀般巷道⽀护控制作⽤的范围，可将巷道围岩分为内层围岩和外层围岩两部分，然后研究内外层围岩的结构类型及其与围岩稳定性之间的关系，并提出相应的围岩控制原则。
(1)内层围岩。
内层围岩是指距巷道周边较近的那部分岩体，其范围与通常意义上的松动圈范围相当。
如图所⽰，内层围岩的结构与性质对巷道稳定性影响最⼤。
这部分岩体受开挖及风化等影响严重，最易出现破坏和冒落，围岩变形的绝⼤部分是由这部分岩体产⽣的，锚杆⽀护、注浆加固及⼈为卸压等措施⼤致上也是在该范围岩体中进⾏的。
可见，内层围岩既是影响巷道稳定性的最关键部分，也是⼈为控制措施的主要的和直接的作⽤对象。
(2)外层围岩。
外层围岩是围岩中距巷道周边较远的那部分岩体。
与内层围岩相⽐，外层围岩受开挖及风化等影响较⼩，受⽀护控制作⽤的影响也较⼩；总的围岩变形中，外层围岩所占⽐例很⼩，对巷道稳定性的影响也较⼩。
(3)内外层围岩之间的关系。
根据上述定义可知．内层围岩的结构与性质是影响巷道稳定性的决定因索，外层围岩的结构与性质对巷道稳定性的影响要通过内层围岩来实现；⽀护控制的主要对象是内层围岩。
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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 ；cm
L 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（π
d 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，m
φ——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，MPa
σ——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，MPa
d ——杆体直径
k ——安全系数，取1.5-1.8
a ——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。