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1锚杆支护参数的确定
两帮破坏范围C的确定
式中,k——应力集中系数;
kt——巷道维护时间影响系数;
k c——煤层稳定影响系数;
σc——煤帮煤层单轴抗压强度(MPa);
σy——垂直自重应力(MPa);
α——煤层倾角(°);
h c——被巷道切割的煤层厚度(m);
l t——巷道切割煤层(岩层)的最大宽度
u——煤层的泊松比;
——煤层的内摩擦角(°)。
巷道顶板破坏范围的确定
式中,R p——为围岩松动范围(m);
R o——巷道外接圆半径(m);
ρo——原岩自重应力(MPa);
C——顶板岩石粘结力(MPa);
φ——为顶板岩石内摩擦角(°)。
锚杆直径
式中,
锚杆长度
式中,
2锚索支护参数的确定
1锚索长度的确定
式中:
La——锚索长度(m);
La1——锚索外露长度(m);
La1——锚索有效长度(m);
La2——锚索锚固长度(m)。
(1)静压软岩巷道
在锚杆失效的情况下,其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。同时为保证巷道的稳定性,锚索应保证锚固到稳定的岩层内,锚索有效长度:
式中,a——巷道宽度(m);
h i——稳定岩层下各层厚度(m);
i——稳定岩层下岩层层数。
(2)动压软岩巷道
(3)当La2/a3时,则La2=3a。
2锚索排距的确定
锚索间排距根据锚杆失效时,锚索所承担的岩层重量确定。每排布置一根锚索则其排距为:
式中, a——巷道宽度(m);
——上覆岩层平均体积质量(KN/m3)
——单根锚索的极限破断力(KN);
k——安全系数。
1锚杆长度的计算
L=KH+L1+L2
式中 L——锚杆长度,m;
K——安全系数,取2;
H ——冒落拱高度,m,是根据公式H=B/2f估算的;
B——巷道开挖宽度,一次开挖宽度4.2m,二次开挖宽度3.5m,取4.2m;
f——岩石(煤)坚固系数,f=2。
L1——锚杆锚入岩层深度,根据经验条件,取0.3m;
L2——锚杆在巷道中的外漏长度。
2锚杆间排距的计算
式中:
B——;
Q——锚杆设计锚固力,8 9.8KN;
K——安全系数,去K=6;
H——冒落拱高度,H=0.955m;
r——被悬吊岩层的重力密度。
1锚杆间排距的计算
顶锚杆间排距的计算
ab= Q/(KrLcos)
式中:
a——锚杆间距,m;
b——锚杆排距,m;
Q——顶锚杆锚固力,取64KN;
G——悬吊岩石载荷,KN;
K——锚杆安全系数,m,取1.5m;
r——岩石容重,KN/m3,取23.5;
L——锚杆有效长度,m,取1.5m;
——岩层倾角,取30,
(2)帮锚杆间排距的计算
行帮支护所需提供的最大支撑力为
为保持巷帮不失稳,则支护体提供的支护力,则锚杆的间距为:
a1=Q/(b1K1)
式中:
Q——帮锚杆锚固力Q,取40KN;
a1——帮锚杆的间距,m;
b1——帮锚杆排距,m;
r——煤的容重,KN/m3,取13.1;
d——巷道半宽,m,取1.5m;
H——巷帮高度,m,取高帮3.0;
——煤层内摩擦角,取25度;
f——煤层普氏系数,一般取2~3,取2;
K1——锚杆安全系数,一般取1.5~2,取2;
2锚索间排距的计算
1锚索长度的确定
锚索长度L包括孔内长度L1与外漏长度L2
L1=Nb
式中:
L——锚索长度,m;
L1——锚索孔内长,m;
L2——锚索外露长度,m,取0.3;
B——巷道跨度,m,取3;
n——经验系数,一般1.5~2,取2。
2锚索排距的计算
由于回采巷道跨度不大(3 m),锚索布置在巷道断面中央,垂直于煤层顶板单排布置。
3锚索间距的计算
由于顶板悬吊载荷为
因此,锚索间距可由下式计算
式中:
Q2——锚索预紧力,KN,100~120,取100;
r——岩石的容重,KN/m,取23.5;
B——巷道跨度,m,取3;
f——岩石普氏系数,取2~4,取3;
h——载荷体高度,m,按自然平衡拱理论,沿巷道单位长度吊挂载荷计算方法,计算载荷体高度h=B/(2f)=0.5
——岩层倾角,30度。
1锚索排距的计算
需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为
式中:
B——巷道跨度,m;
——破坏区煤岩体容重,KN/m3
b——锚索排距,m。
——顶板破坏高度,m。
(2)潜在危岩
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