煤矿巷道掘进支护设计

(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
图 2-6-33
围岩压力计算见图
计算跨度之半
a1 a htg 45 2
0


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
RC f tg H
式中:
f-普氏系数。 RC-折减后抗剪强度， γ -岩石容重，
H-巷道埋深。
按岩石抗压强度计算 塌落拱高 b=a1/f(m) 垂直岩压 Q=a1bγ 侧壁岩压
式中，
（2-6-8）
θ -极坐标辐射角，
λ - 侧压力系数， μ -泊松比。


1
（3） 圆形断面弹塑性理论公式
r0 Pi H 1 sin Ctg R
式中:
Pi-支护阻力 C-岩体内聚力， r0-巷道半径， R - 塑性区半径，
2 sin 1 2 sin
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 是巷道支护形式选择和计算支护参数的依据。主要计算
巷道围岩移近量是反映巷道围岩稳定性的客观标准， 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。
型式。
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。
Ctg
（2-6-9）
（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。
砂岩地段可用普氏法计算，泥岩段可用弹塑性理论
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 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。
部的横坐标轴相交，就可得到应选支架的单架工作阻力。
示例，当预计的顶底板移近量为 800mm 时，由图 2-6-32 曲 线查得每米巷道要求的支架承我能力为 240kN 。如取棚 子间距为 0.5m ，则正好可选用单架工作阻力为 120kN 的
R<30MPa，f=R/60～R/80
（2-6-3）
（2-6-4）
p=γ h(b+h/2)tg2(450一φ /2)
（2-6-5）
（2） 圆形断面弹性理论公式
径向应力
r 0
（2-6-6）
切向应力
H 1 2H 1 cos2
剪切应力
（2-6-7）
r 0
U Z U 0 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， U2=1.4U1。
支架。如顶板较完整取棚子间距为0.7m时，合理的支架
工作阻力位于150和180kN之间，则选用单架工作阻力为
180kN 的支架，超出的一部分工作阻力可作为安全系数
考虑。
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
表2-6-11 煤巷顶板锚杆基本支护形式与主要参数
巷道 类别 Ⅰ 巷道围岩 稳定状况 非常稳定 整 体砂 岩 、 石 灰岩 类 岩 层 ， 不支 护 其 它 岩 层， 单 体 锚 杆 Ⅱ 稳定 顶 板 较 完 整， 单 体 锚 杆 顶 板 较破 碎 ， 锚 杆 + 网 顶 板 较 完 整， 锚 杆 + 钢筋 梁 或 桁 架 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 Ⅴ 极不稳定 架 ，或 增 加 锚索 ；底 臌 严 重， 锚杆 + 环 形可 缩支架 全 长 锚 固 杆 体 直 径 ≥ 1 8 ～ 2 4 m m 、杆体 长 度 2. 0 ～ 2 . 6m 、 间 排 距 0 .6 ～ 1 .0m 、 端锚 端锚 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 杆 体直 径 ≥ 1 6 ～ 1 8 m m 、杆 体 长度 1.6 ～ 2 .0m 、间 排 距 0 .8 ～ 1 .0 m 、 设 计 锚 固力 6 4 ～ 8 0 k N 杆 体直 径 ≥ 1 6 ～ 1 8 m m 、杆 体 长度 1.6 ～ 2 .2m 、间 排 距 0 .6 ～ 1 .0 m 、 设 计 锚 固力 6 4 ～ 8 0 k N 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 、 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 、 基 本 支护 形 式 主 要 支 护 参数
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 wk.baidu.com.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