锚杆支护设计-冒落拱+片帮

2a 0.4 N 1 Dr
• Dr’和N’取相应系列的整数。 • 当Dr<0.6m，取Dr＝0.6m。
②当b＞1.6m时，采用带倾斜锚杆的支护系统
a．倾斜锚杆长度lbi
lbi bs 0.8
K1 Qrw Dr 2 Pri cos
• bs—倾斜锚杆在破坏范围的长度，m。 • 当lbi<2m时，取lbi ＝ 2m。
• β—倾斜锚杆安装角（同水平方向夹角），度。
• Dso—倾斜锚杆孔口到顶板的距离，一般取
Dso=0.3m， β =30°。
②当巷帮破坏宽度，C ＞ 1.5m时
b．钢带排距：
K1 Qs Dr 2 Psi cos
Dr’—钢带排距，m； K1—安全系数，取1.2～1.5；
Prs—倾斜锚杆拉拔力，kN；
b．钢带排距：
Dr—钢带排距，m； K1—安全系数，取1.2～1.5； Pri—倾斜锚杆拉拔力，kN；
β—倾斜锚杆安装角（与铅垂方向），一般取30～45°。
c. 顶板锚杆
• 锚杆长度 lbr • 锚杆间距：
lbr minlbi 0.2, h0 0.2
90 r Ds lbr t tan 4
Ky Dr Dr 2 2
• 当Ky < 0.45，必须缩小锚杆间距、排距。 Ky Dr Dr 2 2 • 锚杆个数 • Dr’和N’取相应系列的整数。 • 当Dr<0.6m，取Dr＝0.6m。
2a 0.4 N 1 Dr
6．巷帮锚杆支护参数的设计
• 巷帮破坏宽度C ≤ 0.3m时，巷帮可不支护。 • ①当巷帮破坏宽度，0.3＜C ≤ 1.5m时； • ②当巷帮破坏宽度，C ＞ 1.5m时。
煤巷锚杆支护
煤巷锚杆支护
煤巷锚杆支护设计（按悬吊作用）
• 巷道开掘以后，两帮与顶底板都程度不同地出现一定范围 的破坏区。 • 锚杆支护的作用就在于保持破坏区范围内岩层的稳定性。 • 锚杆支护设计的根据是悬吊原则，
– 第一，当顶板一定范围内有稳定岩层时，将破坏区载荷悬吊 于稳定岩层上；
– 第二，当顶板一定范围内不存在稳定岩层时，将将破坏载荷 悬吊于巷道两帮上部的岩层上； – 第三，如果巷道两帮上部岩层中的锚固力<破坏区岩层的重 力时，则不应单独采用锚杆。
• ②对于拱形巷道，b值由下式确定
K cr 10a C cos h0 hc h0 y 10 b K 4 a y cr 1 K y cr 10
• 式中h0—巷道高度，m。
③对于顶板岩层为非均质的情况，应分层计算顶板破坏 深度。
• ht—巷道切割岩层的总厚度，m。
5．顶板锚杆支护参数的设计 • 当顶板破坏高度b≤0.2m时，顶板无须支护; • ①当顶板破坏高度，0.2m＜b≤1.6m时； • ②当b＞1.6m时，应采用带倾斜锚杆的支 护系统(图2-3-15) 。
①当顶板破坏高度，0.2＜b ≤ 1.6m时
• a．锚杆长度lbr
lbr b
Δ—锚杆外露长度与锚固段长度之和，一般取Δ ＝0.4～0.5m。
• b．锚杆杆体直径：根据设计锚固力选取 • c．锚杆排距
Pr Dr 2 KQr
KQr 1 1 8a 0.2 Pr
• d. 每排锚杆个数
KQr Dr N Pr NPr Dr KQr
②当巷帮破坏宽度，C ＞ 1.5m时
c. 巷帮中部锚杆：
长度：倾斜锚杆长度。
90 每排锚杆个数 Ds (l bs t ) tan 4 t 0.24hc C 0.5
hc 0.6 Nc 1 Ds
式中，hc—被巷道切割的煤层厚度，m。
煤巷锚杆支护设计（按悬吊作用）
煤柱宽度>3m的煤巷锚杆支护 （悬吊作用）Qr
锚杆支护设计主要 是确定以下参数：
（1）巷帮破坏深度C；
（2）顶板破坏高度b；
（3）顶板载荷集度Qr （4）两帮载荷集度Qs hc Qs
（5）锚杆参数
2a
煤柱宽度>3m的煤巷锚杆支护 （悬吊作用） • 1．巷道两帮破坏深度C的确定 • 2．巷道顶板破坏高度b的确定 • 3. 顶板载荷确定 • 4. 巷帮载荷确定 • 5. 顶板锚杆支护参数的设计 • 6. 帮锚杆支护参数的设计
• h—采高，m； • H—巷道理深，m；
• hi—直接顶厚度，m； • hc—被巷道切割的煤层厚度，m； • l—巷道切割煤层（岩层）的最大宽度(图2-3-13）
hc的选取
• α—煤层倾角，°； • γ—巷道上覆岩层的平均容重，kN／m3； • μ—煤层波松比，用实测值，在无实测值情况下， 按上页表确定； • φ—煤层内摩擦角(°)，可由下式确定： φ=arctan(σcc/10)
ti—岩层厚度，m
b t1 t2 tn1 bn
3. 顶板载荷集度Qr的确定
• 顶板载荷集度，KN/m
Qr 2abKa cos 1 2 1000 K y cr

H
• 用于倾斜锚杆设计的顶板载荷集度，KN/m
Qrw 2abK a cos
• 当Ky ＝ [0.45～0.6)，
– 当b < 0.8m，锚杆＋网； – 当b ≥ 0.8m，锚杆＋钢筋梁＋网。
• 当Ky < 0.45，
– 当b < 0.8m，锚杆＋网； – 当b ≥ 0.8m，锚杆＋W钢带＋网。
• 当Ky < 0.45，必须缩小锚杆间距、排距。 Ky Dr Dr 2 2 • 锚杆个数
2．巷道顶板破坏高度b的确定
• ①对于顶板为均质岩层，b值由下式确定
K cr y 10a C cos 10 b K y cr cr 1 K y 10
• a—悬臂岩层的半跨距，其计算方法如图2-3-14所示，m； • C—巷道两帮破坏深度，m；
②当巷帮破坏宽度，C ＞ 1.5m时 d. 当C ≥ 1.3m时，巷帮支护应该加网。

2
Leabharlann Baidu
4．巷帮载荷Qs的确定
①巷道两帮均为煤层时巷帮载荷集度
K aH 90 Qs C c hc sin b cos tan 1 1000 cc 2 2
②两帮既有煤层又有岩层时的巷帮载荷集度
K aH 90 Qs C c hc ht hc sin b cos tan 1 1000 cc 2 2
• 将每排锚杆个数N’取整数N，然后再计算Dr
• 如果Dr>1.2，取Dr＝1.2； • 如果Dr<1.2，从排距系列中取与之最近的排距。
e. 锚杆支护形式的确定 • 当Ky ＝ [0.75～1]，单体锚杆支护； • 当Ky ＝ [0.6～0.75)，
– 当b < 0.8m，单体锚杆＋大托板； – 当b ≥0.8m，锚杆＋钢筋梁或桁架。
• 先按均质岩层计算顶板最下一层的b值，得b1。 • 如果b1<h1（该岩层的厚度），则破坏范围只出现在该层， 即b＝b1。 • 如果b1>h1，说明破坏范围还要深入到上一岩层。这时，应 把抛物线拱在两岩层层面处的宽度作新的(a+C)值，再按 均质岩层计算，计算第二个岩层的b值，得b2， • 然后再行判断。此过程反复进行，直到第n个岩层的bn值 小于该岩层厚度tn，则顶板岩层的破坏深度b为
• 侧压系数，λ=μ/(1-μ)；
• Ky—顶板岩石完整性系数，可由下式确定。
1 K y 0.251 lgD1 D2 1 lg c r 6
当D1· D2 ≥ 100， σcr ≥ 100MPa时，Ky=1； D1—节理间距，m； D2—分层厚度，m； σcr顶板岩石单轴抗压强度，MPa。
1.帮破坏深度C
• Kσ—应力集中系数， Kσ= Ks· Ka • Ks—与巷道断面形状有关的应力集中系数，按下页 表选取。 • Ka—受临近工作面采空区的影响系数，有下式确定。
• X—煤柱实际宽度，对于两侧为实体煤的顺槽，取 X为100m。 • σrm—老顶单向抗压强度，MPa； • σcc—被巷道切割的煤层单向抗压强度，MPa；
h0—巷道中高，m。
t—岩层组合高度，t ＝ 0.35ab1/2
φr—岩层内摩擦角，度。
• 每排锚杆个数
2a 0.4 N 1 Ds
d. 锚杆支护形式的确定 • 当Ky ＝ [0.6～1]，锚杆+W钢带； • 当Ky ＝ [0.45～0.6)，全长锚固锚杆＋W钢带＋网 • 当Ky < 0.45，全长锚固锚杆＋W钢带＋网，并缩 小间距、排距。
① 当巷帮破坏宽度，0.3＜C ≤ 1.5m时 • a．锚杆长度 lbs = C+Δ • b．每排锚杆个数
KQs Dr Ns Ps
• Ps—帮锚杆拉拔力，kN。
②当巷帮破坏宽度，C ＞ 1.5m时 • 采用带倾斜锚杆的支护系统（图2-3-15）。
a．倾斜锚杆长度lbsi
lbsi cos Dso 0.6 sin( )