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锚杆支护设计

锚杆支护设计
锚杆支护设计

组煤

煤层厚度(m)层间距(m)稳

煤层

倾角

(平均)

可采

情况

夹矸

层数

煤层

结构

顶板

岩性

底板

岩性最大-最小

平均

最大-最小

平均

太原组

11 1.40-3.87

2.8110.05-31.50

17.01

4

全区

可采

0-3

简单至

复杂

砂质

泥岩

泥岩

13 2.45-12.90

11.01

4

全区

可采

0-10

简单至

极复杂

砂质

泥岩

泥岩

岩石力学性质试验成果表表6-1

名称岩性

抗压强度

(MPa)

抗拉强度(MPa)抗剪强度(MPa 11号顶板泥岩

12.0-15.4

13.8

0.31-0.59

0.43

1.02-1.73

1.34

11号底板砂岩

7.9-10.8

9.5

0.34-0.52

0.40

0.62-1.19

0.84

13号顶板细砂岩30.7 1.7

13号底板泥岩35.3 1.6

煤质分析:

1. 煤尘爆炸指数=V挥/100-A-W=38.37/100-4.19-9.35=38.37/86.46=44.37%

2. 煤尘爆炸指数=V挥/V挥+C=38.37/38.37+46.67=38.37/85.04=45.11%

1102回风巷支护设计

一、巷道概况

本矿南回风大巷巷道设计长度411m,巷道沿煤层底板掘进,掘进净宽度4740mm,掘进净高度3420mm。本巷道在钻孔ZK1区域(相距80m)。煤层顶底板情况及煤层特征情况分别见表3、表4。

表3 煤层顶底板情况表

名称岩石名称厚度(m) 特征

老顶砂岩,8.9 灰色,中细稳定,石英长石,紧密

直接顶泥岩 4.6 层理较发育、块状、性脆、易冒落

直接底粗纱岩8.3 灰白色、石英、胶结疏散、含砾

表4 煤层特征情况表

项目单位指标备注

煤层平均厚度m 2.75

煤层倾角°3~5

煤层硬度 f 2~3 较稳定

自燃发火期月3--6

绝对瓦斯涌出量 m3/min 1.41

煤尘爆炸指标% 45.11

二、巷道支护设计

1、支护方式及支护理论的选择

该巷道沿煤层底板掘进,直接顶为泥岩,层理较发育,易冒落,平均总厚度4.6m,老顶为坚硬的中细砂岩、泥砂岩,较稳定。采用锚杆、锚索联合支护方式,选用悬吊理论进行设计。

锚杆的作用,是将巷道易冒落的煤、岩直接悬吊在上面稳定的直接顶上,使岩层锚固紧密,防止松散。锚索锚固在深部围岩的老顶里,调动深部围岩的强度,对锚杆锚固

的岩体起悬吊和保护作用。另外,由于直接顶强度低,易破碎,采用金属网进行护表。为了防止片帮,采用锚杆和锚网护帮。

2、理论计算 (1)锚杆长度

321杆杆杆杆L L L L ++= 式中 杆L —锚杆长度,m ;

1杆L —锚杆外露顶板长度,取0.1m ;

2杆L —锚杆的有效长度,不小于直接顶的厚度,取1.1m ; 3杆L —锚杆的锚固长度,取0.8m ; 把数据带入公司可求得:杆L =2m 。 (2)锚杆锚固力

锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量,按下式计算。

γ2121杆杆杆杆a a L K Q =

式中 杆Q —锚杆锚固力,KN ; 1K —安全系数,取2.5;

1杆a 、2杆a —锚杆间排距,1杆a 取0.8m ,2杆a 取1.2m ;

γ—冒落炭页岩平均重力密度,查采矿工程设计手册表1-4-2,取25KN/m 3。 把数据带入公式可求得:杆Q =66KN 。

Φ18左旋无纵筋螺纹钢屈服强度:350Mpa.

实际使用两根锚固剂,每根锚固剂锚固力经检验为75kN.总锚固力=150kN;远远的大于悬吊力。

2杆L —锚杆的有效长度,不小于免压拱厚度,取1.1m ;

依据为免压拱理论: 普氏免压拱高:

[B/2+Htan(45°-W 帮/2)]/f 顶

式中 B 、H ——巷道掘进跨度和高度,B=4740m ,H=3420m ; f 顶—— 顶板岩石普氏系数,取3;

W 帮—— 两帮围岩的内摩擦角,取63.43(查表得)

[4740/2+34203tan(45°-63.43/2)]/3 =1056mm 2杆L 取1100mm 锚杆总长321杆杆杆杆L L L L ++==(100+1100+800)=2000mm

(3)锚杆的直径

s

Q d πσ杆

杆4=

式中 杆d —锚杆直径,mm ;

s σ—锚杆杆体的屈服强度,取335MPa 。

s

Q d πσ杆

杆4=

=

335*66*4π=1000

*9.1051264

=0002509.0=0.015584m.

把数据带入公式可求得:杆d =15.6mm 。取Φ18mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

根据以上计算本巷道有锚杆+锚网就能满足强度要求。两边倾斜锚杆与中间锚杆形成加固拱。但为了更安全,防止不测,决定增加锚索支护。

(4)锚索的长度

321索索索索L L L L ++= 式中 索L —锚索长度,m ;

1索L —锚索外露顶板长度,取0.3m ;

2索L —锚索的有效长度,不小于锚杆锚固岩层的厚度1.9m 。取2.0m ; 3索L —锚索的锚固长度,取1.6m ;(400*4卷) 把数据带入公式,可求得:索L =3.9m 。

实际地质情况与上不符,根据地质钻孔资料ZK1、ZK2显示数据:11#煤层顶板有4.6m 泥岩,黑色、块状,水平层理发育,断口平坦,岩性均一。不适合作悬吊基岩。需要再向上寻找坚硬岩层。4.6米以上为砂岩,灰白色,石英、长石,中---细,胶结紧密。厚度8.9m 可作悬吊基岩。

锚索长度:

煤层3.75—巷道高3.42+外露0.3+泥岩4.6+锚固深度1.6=6.83m 取7m---7.2m 锚索锚固在坚硬岩石中。

(5)锚索间排距的确定

锚索的间距1索a 应根据锚杆的间距确定。该巷道每排布置5根锚杆,所以沿巷道中部布置1根锚索,承载1.6m (4.74/3=1.58m )范围内的垂直压力。每3m 布置一根锚索 计算承载岩重:=免压高*宽*长*岩石密度=1.1*1.6*3.0*22=116kN

索N —锚索承载力,选用直径为17.8mm 的钢绞线,查材料强度检验报,整根钢绞

线的最大力:标准规定≥353kN,检验结果369kN; 取360KN ;

安全系数=360kN/116kN=3.1倍,符合安全系数3---5倍的规范。

(6)锚索的锚固力

锚索的锚固力应不小于锚索的承载力, 即:索索N Q

式中:索Q —锚索锚固力,KN ;

索N —锚索承载力,取360KN 。

CK2340、K2340的锚固力经检验为:88KN 。现在使用每孔4卷*88KN=352KN.。如使用5卷锚固剂,在施工中很难操作。

3、参数的修正

根据表1和表2,结合锚杆、锚索的对应布置关系,修正支护计算参数结果如表5。

表5 计算参数修正结果

序 号 参数名称 单位 计算值 修正 结果 说明

1 锚杆长度杆L m 2.0 2.0

2 锚杆间距1杆a m 1.00 1.00

3 锚杆排距2杆a m 1.2 1.2

4 锚杆锚固力杆Q kN 66 150 结合锚杆的直径,根据表2修正。

5 锚杆直径杆d mm 16.8 18 根据表1修正。

6 锚索长度索L m 4 7.2 根据表1修正。

7 1索a 锚索间距

m 中 中

8

锚索排距2索a

m

3 3 根据锚杆的排距修正。

9 锚索锚固力索Q kN

360

352

4、支护设计布置说明

(1)顶板支护

锚杆形式和规格:杆体采用20# 左旋无纵筋螺纹钢,长度为2000mm,杆尾螺纹为M18mm。

托板:采用拱型高强度钢专用托板,托板规格为长1003宽1003厚8mm。

金属网规格:采用金属网片护顶,钢筋为Φ6mm网片,规格为300032000 mm,网格规格为1003100mm。网间搭接长度不小于200mm,用双股12#铅丝按不大于100mm的间隔连接牢固。

锚固方式:树脂加长锚固,采用两支树脂药卷,一支规格为CK2340,另一支规格为K2340。

锚杆布置:锚杆间距3排距= 80031200mm,每排5根锚杆。

锚杆角度:顶板中部的两根锚杆与顶板成90?布置,两边的锚杆向帮偏移15?布置。

锚索:单根钢绞线,直径为φ17.8mm,长度为7000mm--7200mm;

加长锚固,采用4支树脂锚固剂。2支规格为CK2340,两支规格为K2340;

锚索间距1.6m;排距3M,沿巷道中线对称两侧布置。

锚索尾部配有高强度锚具锁紧,配套金属托板规格为长3宽3厚=3003300310mm。

在过断层或破碎带时,锚索:单根钢绞线,直径为φ17.8mm,长度为7.2mm,加长锚固。采用4支树脂药卷,2支规格为CK2340,两支规格为K2340。每2排锚索布置中加1根锚索,形成两排加1的五花布置。若还不可靠,可加密到每1.2m一排两根。施工现场视具体情况决定。

(2)巷帮支护

锚杆形式和规格:杆体采用20# 左旋无纵筋螺纹钢,长度为2000mm,杆尾螺纹为M18mm。两帮各打3根锚杆间距为1000mm、距顶板400mm,排距为1200mm。锚固力不小于60kN,扭矩力不小于150N?m;两帮最上部锚杆向上仰角15°,中部锚杆垂直于壁面,下部锚杆向下倾斜15度;巷道帮每根锚杆使用CK2340和Z2340各1卷树脂药卷;

托板:采用高强度钢板制成,规格为长3宽3厚=100310038mm。

巷道支护布置如图9。另附

三、支护材料

巷道支护材料清单如表6。

表6 巷道支护材料清单

序号名称型号每排数每m数100m数

1 顶板螺纹钢锚杆MSGLW-335

Φ20-2000

5根

4.166

417根

2 帮锚螺纹钢锚杆MSGLW-335

Φ20-2000

3+3 5 500

3

4 顶板钢筋网片300032000 11.81m2118.1m2

5 快速树脂药卷K2340 10.94

677支

6 超快树脂药卷CK2340 10.944

677支7

8

9 钢绞线17.8-7200 1根0.33 34根

四、操作工艺

1、顶板锚杆的安装方法

钻孔施工完毕后,将树脂锚固剂用锚杆一块顶入钻孔顶部,再用专用连接套将MQT-120型气动锚杆钻机和锚杆连接好,搅拌树脂药20±5S左右,待凝固后取下钻机,凝固3min后将垫片套在锚杆上,最后用锚杆钻机或力矩扳手把螺母拧紧。

2、顶板锚索的安装方法

钻孔施工完毕后,将树脂锚固剂(快速凝固长药卷在上,中速凝固长药卷在下),用钢绞线一块顶入钻孔顶部,再用专用连接套将MQT-120型气动锚杆钻机和钢绞线连接好,开始搅拌转速不要太快,以防甩开伤人,当外露300㎜左右时,不再顶入,搅拌20±5S 左右并感觉转动困难时,立即停钻,凝固10min后将钢板及专用锁具先后套入钢绞线,然后套上张拉千斤进行张拉,当拉力达到55kN时,取下张拉千斤顶。

3、帮锚杆的安装方法

钻孔施工完毕后,将树脂药用锚杆一起顶入钻孔最底部,再用专用连接套将风钻和锚杆连接好,搅拌树脂药20±5S凝固后,取下风钻,凝固3min后,将托板、垫片套入锚杆,最后用力矩扳手把螺母拧紧。

四、质量要求

1、锚杆支护质量要求

(1)严格按照中线和排间距布置锚杆,锚杆排间距误差为±100㎜。

(2)锚杆孔方向误差不得超过±15°。

(3)锚杆外露长度控制在10~30㎜。

(4)顶板锚杆的锚固力不得小于66kN,帮锚杆的锚固力不得小于60kN,。

(5)顶板锚杆的预紧力矩120~150N2m,帮锚杆的预紧力矩110~110N2m,。

2、锚索支护质量要求

(1)严格按照中线和排间距布置锚索,锚索排间距误差为±100㎜。

(2)锚索钻孔轴线与设计轴线的偏差角不应大于3°。

(3)锚索外露长度必须控制在300㎜以内。

(4)锚索预紧的预紧力必须控制在80~100kN。

3、顶网铺设要求:

(1)金属网搭接长度不小于100mm,并用12#铅丝双股缝合在一起,拧接距离100cm,每扣拧接量不少于三花,拧紧拧牢。

(2)金属网必须拉紧并紧帖顶板,达到支护有效。

附国家标准:

计算参数的修正

用理论计算出的支护参数必须根据煤炭行业标准《煤巷锚杆支护技术规范》第4.2.9条锚杆支护基本参数(表1)和MT 146.1—2002锚固力规定值(表2)进行修正。

表1 锚杆支护基本参数

序号参数名称单位参数值

1 锚杆长度m 1.6~3.0

2 锚杆公称直径mm 16.0~25.0

3 锚杆排距m 0.7~1.5

4 锚杆间距m 0.7~1.5

5 锚索有效长度m 4.0~10.0

6 锚索公称直径mm 15.2~22.0

表2 锚固力的规定值

锚杆类型锚固力(kN)

螺纹钢杆体σs≥335MPa φ22mm ﹥125 φ20mm﹥105φ18mm ﹥85 φ16mm ﹥75

圆钢杆体

σs≥235MPa φ22mm ﹥95 φ20mm ﹥70 φ18mm ﹥60 φ16mm ﹥50

忻州神达惠安煤业

11#煤层南回风巷道支护设计

工作面名称:11#煤层南回风巷

设计、编制:丁光恒

编制时间: 2014.

巷道锚杆支护参数设计

巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 (一)锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式,自美国1912年在aberschlesin(阿伯施莱辛)的Friedens(弗里登斯)煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年,机械式锚杆研究与应用; 1950~1960年,采矿业广泛采用机械式锚杆,并开始对锚杆支护进行系统研究; 1960~1970年,树脂锚杆推出并在矿山得到了应用; 1970~1980年,发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用,同时研究新的设计方法,长锚索产生; 1980~1990年,混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用,树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好,加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟,因而锚杆支护使用很普遍,在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系,处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术,尽管其巷道断面比较大,但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方,采用锚索注浆进行补强加固,控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道,锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多,有胀壳式、

树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时,根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前,英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架,而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高,因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境,在巷道支护方面积极发展锚杆支护,到1987年,英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术,从而扭转了过去的被动局面,煤巷锚杆支护得到迅速发展,经过近10年实验的基础上,又进行了改进和提高,到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家,自1932年发明U型钢支架以来,U型钢支架发展迅速,支护比重很快达到了90%以上,从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来,随着矿井开采深度日益增加,维护日益困难。面临这种困境,德国采用不断增加金属支架的型钢质量,逐步减小棚距的做法,这不仅使巷道支护费用增高,而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此,巷道维护困难的状况仍然难以改观,于是寻求成本低,运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期,锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广,现己应用到千米的深井巷道中,取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速,到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆,在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护,20世纪60年代锚杆支护开始进入采区,但由于煤层巷道围岩松软,受采动影响后围岩变形量很大,对支护技术要求很高,加之锚杆支护理论、设计方法,锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善,因而发展缓慢。“八五”期间,原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关,在“九五”期间,原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一,

锚杆参数计算

铁迈煤矿锚杆(索)支护参数计算 一、锚杆长度: 按照加固拱原理确定锚杆参数: L≥L1+L2+L3 其中:L -------锚杆全长,m; L1-------锚杆外露长度,一般取0.05-0.2m,包括垫板、螺母;为了进行拉拔试验通常取0.2M. L2-------锚杆有效长度(顶锚杆免压拱高与帮锚杆破碎深度较大值)m; L3-------锚杆锚固长度,一般为0.3-0.5m; L2= [B/2+Htan(45°-W/2)]/f 其中:L2-------锚杆有效长度,m; B-------巷道掘进跨度,取3.8m; H-------巷道掘进高度,取3.5m; W-------围岩(煤体)内摩擦角,取45°; f-------岩石普世系数,取2.5;则 L2=[3.8/2+3.5*tan(45°-45°/2)]/2.5=1.34 所以锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.2+1.34+0.5=2.0m,因此采用长度 为2.0m的锚杆;

结论1:锚杆长度确定为2.0m 二、锚杆间排距 B=√---Q/-(khr)------ 式中: B:锚杆间排距; Q:锚杆锚固力;取80KN K:安全系数,取2; h:巷道掘进宽度;3.8m r:上覆岩层平均体积重量取25 KN/m3 则:B=√---Q/-(khr)-----= √-80/(2*3。8*25--=0.649m,取0.6m. 结论2:锚杆间排距确定为0.6m. 三、锚索长度: 为了加强锚固体的强度,减少煤岩顶板冒落,采用锚索的长度为: L=L1+L2+L3+L4 其中:L---------锚索长度,m; L1 --------锚索深入稳定岩层锚固长度,m; L2 --------需要悬吊不稳定岩层(煤体厚度),取 2.5m; L3 --------上托盘及锚具厚度,0.15m; L4 --------需要外露张拉的长度,取0.25m。

锚杆支护理论计算方法

锚杆支护参数的确定 一、锚杆长度 L≥L1+L2+L3------------------------- ① =0.1+1.5+0.3=1.9m 式中: L——锚杆总长度,m; L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度),取0.1m; L2——锚杆有效长度或软弱岩层厚度,m; L3——锚入岩(煤)层内深度(锚固长度),按经验L3≥300mm。 (一)锚杆外露长度L1 L1=(0.1~0.15)m,[钢带+托板+螺母厚度+(0.02~0.03)] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L3 1.经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定: 第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.3.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;

四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200~250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度 宜为300~400毫米; 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150×150毫米; 六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿; 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm~400mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节 锚杆支护设计”中规定: 第3.3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式(3.3.11-1)、(3.3.11-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3.3.11-1) cr st a f d f d k l 2214≥ (3.3.11-2) 式中la ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度(cm); d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径(cm ); d2——锚杆孔直径(cm ); fst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度(N/cm 2);

锚杆(锚索)支护设计公式

锚杆(锚索)支护设计技术参数 一、锚索设计承载力 钢绞线直径为φ15.24mm 时230kN ,钢绞线直径为φ17.8mm 时320kN ,钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。 二、锚索设计破断力 钢绞线直径为φ15.24mm 时260kN ,钢绞线直径为φ17.8mm 时355kN ,钢绞线直径为φ21.6mm 时504kN 。 三、锚杆(锚索)支护参数校核 1、顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足:L ≥L 1+L 2+L 3 式中L ——锚杆总长度,m ; L 1——锚杆外露长度(包括钢带、托板、螺母厚度),m ; L 2——有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ,帮锚杆取帮破碎深度c ),m; L 3——锚入岩(煤)层内深度,m 。 其中围岩松动圈冒落高度 b=顶 f H B ??? ? ? -+?245tan 2ω 式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高; 顶f ——顶板岩石普氏系数; ω——两帮围岩的似内摩擦角,ω=()顶f arctan 。 ? ?? ? ? -?=245tan ωH c 2、校核顶锚杆间、排距:应满足 γ 2kL G a < 式中a ——锚杆间、排距,m ;

G ——锚杆设计锚固力,kN/根; k ——安全系数,一般取2;(松散系数) L 2——有效长度(顶锚杆取b ); γ——岩体容重 3、加强锚索长度校核,应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度,m ; a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m ; c a a f f d K L 41? ≥ 其中: K ——安全系数; 1d ——锚索直径; a f ——锚索抗拉强度,N/㎜2; c f ——锚索与锚固剂的粘合强度,N/㎜2;(10)? b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度,m ; c L ——托板及锚具的厚度,m ; d L ——外露张拉长度,m ; 4、悬吊理论校核锚索排距: L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1] 式中 L---锚索排距,m ; B---巷道最大冒落宽度, m ; H---巷道最大帽落高度, m ;(最大取锚杆长度) γ---岩体容重,kN/m 3(包括顶煤+直接顶) L 1---锚杆排距, m, F 1---锚杆锚固力, kN;70

煤矿锚杆支护

煤矿锚杆支护设计GJSS - - 批准: 审定: 审核: 编制:

****年11月18日

目录 一、工程概况 二、场地地质条件 三、锚杆支护方案 四、锚杆施工工艺 五、锚杆基本试验与验收试验 六、主要施工机械设备 七、施工人员安排 八、安全施工措施

九、质量保证措施及检验 十、施工进度计划

锚杆支护设计与施工方案 一、工程概况 由地产开发有限公司投资兴建****的位于东风路和法政路交汇处附近,基坑周长约340m,开挖深度至-15.9m。基坑采用地下连续墙加锚杆支护方案,由****市城市规划勘测设计研究院设计。设计连续墙厚800,预应力锚杆三排,分别布置在-4.5m、-9.2m和-11.9m处,锚杆穿越的土层有淤泥、粘土层、强风化层及中风化层,锚杆预应力400KN。 二、场地地质条件 根据****市城市规划勘测设计研究院提供的工程地质报告,场地地层自上而下依次为:人工填土层、冲积层、残积层及白垩系页岩。

1、人工填土层(Q ml):场地均布,杂色,含砖瓦碎石等杂物,层厚1.50~ 3.80m。 2、冲积层(Q al):按岩性不同可分为淤泥及中砂。 (1)淤泥:场地大部分布(除钻孔鉴7、鉴9、技11和鉴12外),灰黑色,软塑~流塑,含少量粉细砂,间夹贝壳及腐木,层厚0.50~ 3.90m。 (2)中砂:仅见于钻孔鉴5、技6、技13及技16,灰黑色,松散,饱和,颗粒较均匀。层厚0.6~1.7m。 3、残积层(Q el): (1)粉质粘土:局部分布,灰黄色,可塑至硬塑,含粉细砂层,为原岩风化产物。 (2)粘土:局部分布,红黄、灰白、灰黄、褐色,硬塑,含少量粉细砂,为原岩风化产物。

巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计(孙巧龙)

巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计 孙巧龙 (淮北朔里矿业有限责任公司,安徽淮北235052) 【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。 【关键词】锚杆支护;合理设计;选择;巷道 1引言 在煤矿巷道的锚杆支护中,由于其对破碎岩体的加固效果好,又优于U型钢被动支护,加上劳动强度低、经济效益显著的特点,因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛,75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响,所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大,严重的冒落无法再利用。因此,煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性,以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面 巷道锚杆支护过程中,对于深部高应力的地点,在进行断面选择时,必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道,应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道,可采用梯形断面;复合顶板或破碎顶板的巷道,应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。 就斜切圆拱形断面来说,斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4,上肩窝部高度达到煤层顶板,下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明,其断面承压效果要比梯形断面好。但是,岩石掘进工作量大是其缺点,并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能 在锚杆的种类选择上,主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择,其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出

锚杆支护参数计算

1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部,沿3上煤层顶板掘进,巷道底板标高在-203~-208m ,地表松散层厚度平均36m ;煤层厚度为3~3.83m ,平均3.4m ;煤层直接顶为砂质泥岩,厚度在0.60~.95m 之间,平均0.8m ;老顶为细砂岩,厚度15m 左右;底板为粉砂岩,厚度在1.158~.58m ,平均为4.9m 。 煤巷两侧及底板为煤体,粘聚力0.45MPa 、内摩擦角26°、容重1.33kg /m 3、单向抗压强度6.35MPa ;煤巷顶板为砂质泥岩,粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2.76kg/m 3单向抗压强度20MPa ;原岩应力6.48MPa ;围岩稳定性系数为1.7,巷道围岩为Ⅳ类,属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢,设计强度240MPa ,托盘为铸钢托盘;两侧采用压缩木锚杆,设计强度17.6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3.1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中:1l 为锚杆外露长度,一般为0.1m ;2l 为被锚固围岩的厚度, 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中:p R 巷道围岩塑性区半径;o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1),其值为 2.18m ;h 为巷道宽度或高度,两者之间取小值,即h =2.6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得: ①巷道顶板岩层: m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体): m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2),得锚杆锚固区围岩厚度: 煤巷顶板岩层:m l 23.12=

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+L 1+L 2 式中:L ——锚杆长度,m H ——冒落拱高度,m K----安全系数,取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度,取0.5m L 2——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4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中:a 、b ——锚杆间、排距m Q ——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 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m

煤矿锚杆支护技术参数

煤层集中皮带机道锚杆锚索支护 参数设计及计算方法 煤层平均厚度3.5m,煤层结构简单,夹石层数1~2层,夹石岩性为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩,厚度一般为0.20~0.40m,煤层顶板岩性为砂砾岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩;煤层底板岩性有炭质泥岩、粉砂岩、砂砾岩。 煤层集中皮带巷断面设计为矩形,巷道宽度4.0m,高度3.2m,采用锚网梁索联合支护方式支护顶板,锚网支护方式支护巷帮。 一、巷道锚杆支护参数设计 (一)顶板锚杆支护参数确定 1、锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。 1)锚杆长度的确定 LLLL =++312L——锚杆长度,m;式中 L——锚杆外露长度,m;1L——锚杆有效长度,m;2L——锚杆锚固长度,m。3L的确定)锚杆外露长度(11LL=0.05m ,一般)0.02~0.03m(螺母厚度垫板厚度= ++11(2)锚杆有效长度L 的确定2. L的确定:采用解释法中普式自然平衡拱巷道顶锚杆有效长度2L。理论确定2L=1.8B/f 3时,f≥f——普氏系数,取4.5;式中B——巷道跨度,取4m;

L= 1.8B/f =1.6m,取1.65m L = 0.3~0.4m,取0.3m。3LLLL= 2L的确定(3)锚杆锚固长度3 0.05+1.6+0.3=1.95m,结合矿井实际,=++取因此,321L=2.0m。 2)锚杆间排距的确定 对锚杆支护巷道,考虑施工工艺通常取间排距相等,锚杆间排D按下式计算:距 DL=0.5*2=1m≤0.5 3)锚杆直径的确定 d可按下式计算:锚杆直径d=L/110=2000/110=18.2mm,锚杆直径取20mm>18.2mm 4)锚杆锚固力计算 锚杆锚固力可按下式计算: Q——锚杆锚固力,t;式中 2rDQ?KL2 K——锚杆安全系数,取2~3; L;m——锚杆有效长度,2. 3r。——视密度,t/m2rD?KLQ=3*1.60*1*1.45=69.6KN,采用直径20mm 的等强螺纹钢2锚杆通过树脂药卷锚固后,锚固力约70KN≥Q=69.6 KN,符合要求。 锚杆锚固采用树脂药卷。当顶部煤体较好时,锚杆锚固方式可端部锚固;当顶板煤体松软破碎时,采用全长锚固。 (一)煤帮锚杆支护参数确定 1)煤帮锚杆长度

锚杆支护设计,教材

、基本情况 22111回风顺槽巷道原设计1110m,施工沿2#煤层底板布置掘进,S100A 型综掘机落煤、装煤。采用矿用耐压坑木,梯形断面平棚、亲口结合支护。临时支护采用4.0m 长的10#槽钢,配合40T 型圆环大链,用连接环加螺丝锚固,截割后及时窜入迎头空顶地段。棚梁、腿均为2.7m,巷道上净宽2.4m,下净宽3.4m, 净高2.5m,掘进毛断面8.64m2,棚距0.7m,断面顶部铺设10#铁丝金属菱形网,长边搭接100mm,每300mm联一道,每一道为三扭一扣压辩式,勾盘“六、六、六”,严密牢固,严禁空帮空顶。地质条件为:2#煤平均煤厚6.8m,煤层结构简单,夹矸层数1—3层,稳定可采,夹石多为灰黑色页岩及泥岩,位于中上部,下部煤质好于中部。顶板为砂岩,底板为砂岩及砂质页岩;据邻近巷道观测,瓦斯绝对涌出量为0.51m3/min;据煤尘爆炸性试验,2#煤火焰长度为50—400mm, 煤的自燃倾向性等级为易自燃—自燃,自然发火期3—6个月;煤层倾角最大为11 度,最小为9 度,平均10 度,走向近似东西向,据掘进2217工作面回风巷时有一条落差大于3m 的断层存在,在进风巷掘进时,这条断层已不存在,没有延伸到22111 工作面内。 根据现有的技术资料,考虑2#煤较硬,为推广锚杆支护,也为提高我矿掘巷的机械化程度,借鉴焦家寨矿锚杆、锚索支护经验,对22111 回风顺槽木支150m 后进行锚杆支护。 二、支护设计方法结合通风要求、综采设备安装要求和巷道围岩变形情况等,根据附近钻孔的柱状资料分析,2#煤顶煤直接顶为砂岩,厚度为5.0?7.0m,属较稳定岩层,适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于基本顶坚硬岩层中,需用高强锚索做辅助支护。根据公司焦家寨矿2#煤层回采巷道支护经验,初步确定 22111回风顺槽采用矩形断面,掘进宽度3.4m,掘进高度2.6m,掘进毛断面积8.84m2,锚杆+网+锚索联合支护。顶部锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢,直径20mm, 长度2.0m,排距0.8m,间距0.9m,四根锚杆均匀分布,两侧各留350mm间隙;巷道靠上帮一侧采用左旋无纵筋螺纹钢,直径18mm,长度1.7m,靠下帮一侧采 用玻璃钢锚杆,直径18mm,长度1.7m,间距1.0m,排距0.8m,三根锚杆均匀分布,上下侧各留300mm 间隙;巷道顶帮均采用钢筋托梁并铺设金属网;巷道顶板补打锚索? 15.24-6000,用3003 3003 12mm钢托盘,间距1.5m,排距3.2m。 巷顶锚杆锚固力不小于70KN预紧力矩不小于1002 m帮锚杆锚固力不小于30KN预紧力矩不小于602 m锚索预紧力不小于120KN锚索锚固力不小于221KN。 一、采用计算法校核支护参数。 1、顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果条件, 应满足:L》L1+L2+L3 式中:L——锚杆总长,m

锚索支护计算

锚索支护设计技术参数 1、加强锚索长度校核,应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度,m ; a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m ; M MM f f d K L c a a 27.13059.127010 431.14278.17241≥≥???≥?≥ 其中: K ——安全系数,一般取2; 1d ——锚索直径,17.8mm ; a f ——锚索抗拉强度,1427.31N/㎜2; c f ——锚索与锚固剂的粘合强度,10N/㎜2; b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度,3.7m ; c L ——托板及锚具的厚度,0.15m ; d L ——外露张拉长度,0.25m ; M L L L L L d c b a 37.525.015.07.327.1=+++=+++= 设计取锚索长度为8.3m 2、悬吊理论校核锚索排距: L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1] 式中 L---锚索排距,m ; B---巷道最大冒落宽度,4.2 m ; H---巷道最大帽落高度,2m ;(最大取锚杆长度) γ---岩体容重,39.42kN/m 3(包括顶煤+直接顶) L 1---锚杆排距, 0.8m, F 1---锚杆锚固力,70 kN; F 2---锚索极限承载力, 320kN; θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;

n---锚索排数,取1。 L ≤nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1]=1×320÷[4.2×2×39.42-(2 ×70×sin75°)÷0.8]=1.974m 3、加强锚索数目的校核,应满足 断P W K N ?≥ 式中N ——锚索数目; K ——安全系数;2 断P ——锚索最低破断力,360kN ; W ——被悬吊岩石的自重,kN ; ∑∑???=D h B W γ 其中:B ——巷道掘进荒宽,4.2m ; D ——锚索间排距,取不大于锚索长度的1/2,取4.15m ; ∑h ——悬吊岩石厚度,3.7m ; ∑γ——悬吊岩石平均容重,24.13kN/m 3。 KN D h B W 17.155615.413.247.32.4=???=???=∑∑γ 6.836017.15562=?=?≥断P W K N 根

煤矿锚杆支护技术规范标准设计

煤矿锚杆支护技术规范(新) ICS 73.100.10 D 97 备案号:26921—2010 MT 2009-12-11发布 2010-07-01实施 中华人民共和国煤炭行业标准 MT/T 1104—2009 煤巷锚杆支护技术规范 Technical specifications for bolt supporting in coal roadway 国家安全生产监督管理总局发布 前言 本标准的附录A为资料性附录。 本标准由中国煤炭工业协会科技发展部提出。 本标准由煤炭行业煤矿专用设备标准化技术委员会归口。 本标准由中国煤炭工业协会煤矿支护专业委员会负责起草。煤炭科学研究总院南京研究所、煤炭科学研究总院开采设计研究分院、煤炭科学研究总院建井研究分院、中国矿业大学、兖州矿业集团公司、徐州矿务集团公司、鹤岗矿业集团公司、新汶矿业集团公司、山西焦煤西山煤电集团公司、江阴市矿山器材厂、石家庄中煤装备制造有限公司、深圳海川工程科技有限公司参加起草。 本标准主要起草人:袁和生、康红普、陈桂娥、权景伟、张农、王方荣、王富奇、何清江、周明、秦斌青、晨春翔、黄汉财、赵盘胜、何唯平。 煤巷锚杆支护技术规范 1 范围 本标准规定了煤巷锚杆支护技术的术语和定义、技术要求、煤巷锚杆支护监测及煤巷锚杆支护施工质量检测。 本标准适用于煤矿煤巷锚杆支护,也适用于半煤岩巷锚杆支护。 2 规范性引用文件 下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件,其随后所有的修改单(不包括勘误的内容)或修订版均不适用于本标准,然而,鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件,其最新版本适用于本标准。 GB/T 5224-2003 预应力混凝土用钢绞线 GB/T 14370-2000 预应力筋用锚具、夹具和连接器 GB 50086-2001 锚杆喷射混凝土支护技术规范 MT 146.1-2002 树脂锚杆锚固剂 MT 146.2-2002 树脂锚杆金属杆体及其附件 MT/T 942-2005 矿用锚索 MT 5009-1994 煤矿井巷工程质量检验评定标准

锚杆支护参数设计

煤巷锚杆支护参数设计方法 煤巷的突出特点就是承受采动支承压力,围岩破碎,变形量大。巷道锚杆支护设计,首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估,对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如,是按采动影响时的支护难度设计支护,还是按照采动影响前的使用要求设计,不同的设计思想,结果大不相同。 目前,我国煤巷支护设计方法大致分为三类,即工程类比法、理论计算法及实例法。 1)工程类比法 工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验,通过工程类比,直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而,要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比,做出比较合理的设计方案,正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后,就可根据不同类别的岩层,确定不同的支护形式和参数。 (1)巷道围岩分类方法 围岩分类方法的研究工作历史悠久,早在18世纪,在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入,国内外围岩分类研究得到了迅速发展,据不完全统计,有影响的围岩分类有五六十种之多。 a. 普氏岩石分级法 该法用岩石坚固性系数f(普氏系数)来对围岩分类,f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现,它最重要的性质在于不论是何种抗力,以及这种抗力是如何引起的,而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践,并且有抽象概括的程序可取,所提出的岩石坚固性系数值简单明确,到目前仍有一定的使用价值。 b. 煤矿锚喷支护围岩分类 为了适应巷道锚杆支护的需要,原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类,见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素,是一种典型的多指标分类方法。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标,它是建立在对巷道围岩实测的基础上,几乎不作任何假设,用现场实测和模拟试验,研究围岩状态,找出围岩松动圈这一综合指标,用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握,受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后,依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈,中松动圈、大松动圈三大类六小类,如表2所示。

锚杆和锚索支护参数的计算

一、锚杆支护参数的计算 1)锚杆长度的确定: 顶锚杆 根据悬吊理论计算: 本矿的煤层顶板属中等稳定形,锚杆须锚入稳定岩石0.35米,锚杆外露0.05米,,则锚杆的长度L=l 1+l 2+l 3=1.3+0.35+0.05=1.7 (m) 其中 L 1------顶板最大松动圈的厚度,根据已掘巷道离层分析 得1.3米 L 2------锚杆须锚入稳定岩石长度,取0.35m L 3------锚杆外露长度,0.05m 结合锚杆支护技术规范要求及我矿生产实际选定锚杆长度1.8m 2)锚杆间排距的确定: L= h K Q =1.02米,考虑巷道宽度间距取0.8米,排距取1.0米。 锚杆的抗拉力为 5.0吨,经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力实验,锚杆的抗拉力均在5.0吨以上。 其中 Q----抗拉力,取5.0 k-----安全系数,取1.5 γ---岩石容重,取2.5T/m 3 h----顶板最大松动圈的厚度,根据已掘巷道离层分析得1.3米 考虑巷道宽度,间距取0.8米,排间取1.0米,符合理论计算要求。 二、锚索间排距的确定: L=nF 2/[BH γ-(2F 1sin θ)/L 1]

式中: L—锚索排距,m; B—巷道最大冒落宽度,3.1m; H—巷道冒落高度,按最严重冒落高度取3.6米; γ—岩体容重,取25KN/m3; L1—锚杆排距,1.0米; F1—锚杆锚固力,取50KN; F2—单根锚索的极限破断力,取210KN; θ—角锚杆与巷道顶板的夹角,85o; n—锚索排数,取2; L =2×210/[3.1×3.6×23-(2×50×sin85o)/1]=2.5m 考虑巷道宽度,间距取1.6米,排距取2.0米,符合理论计算要求。

煤矿锚杆支护

煤矿锚杆支护设计 GJSS - - 批准: 审定: 审核: 编制: (2002-6)第1页

****年11月18日 (2002-6)第2页

目录 一、工程概况 二、场地地质条件 三、锚杆支护方案 四、锚杆施工工艺 五、锚杆基本试验与验收试验 六、主要施工机械设备 七、施工人员安排 八、安全施工措施 (2002-6)第3页

九、质量保证措施及检验 十、施工进度计划 (2002-6)第4页

锚杆支护设计与施工方案 一、工程概况 由地产开发有限公司投资兴建****的位于东风路和法政路交汇处附近,基坑周长约340m,开挖深度至-15.9m。基坑采用地下连续墙加锚杆支护方案,由****市城市规划勘测设计研究院设计。设计连续墙厚800,预应力锚杆三排,分别布置在-4.5m、-9.2m和-11.9m处,锚杆穿越的土层有淤泥、粘土层、强风化层及中风化层,锚杆预应力400KN。 二、场地地质条件 根据****市城市规划勘测设计研究院提供的工程地质报告,场地地层自上而下依次为:人工填土层、冲积层、残积层及白垩系页岩。 (2002-6)第5页

1、人工填土层(Q ml):场地均布,杂色,含砖瓦碎石等杂物,层厚1.50~ 3.80m。 2、冲积层(Q al):按岩性不同可分为淤泥及中砂。 (1)淤泥:场地大部分布(除钻孔鉴7、鉴9、技11和鉴12外),灰黑色,软塑~流塑,含少量粉细砂,间夹贝壳及腐木,层厚0.50~ 3.90m。 (2)中砂:仅见于钻孔鉴5、技6、技13及技16,灰黑色,松散,饱和,颗粒较均匀。层厚0.6~1.7m。 3、残积层(Q el): (1)粉质粘土:局部分布,灰黄色,可塑至硬塑,含粉细砂层,为原岩风化产物。 (2)粘土:局部分布,红黄、灰白、灰黄、褐色,硬塑,含少量粉细砂,为原岩风化产物。 (2002-6)第6页

锚网巷道支护设计说明书

锚网巷道支护设计说明书 一、地质条件 根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析,该巷道沿5#煤层掘进,煤厚为3.0-4.0m,煤层顶板多为k4细粒砂岩,局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩;煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩,局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示,在该段巷道可能遇见断层发育。 二、巷道断面 巷道采用锚网索支护、断面为矩形,设计规格:3.4m*3m(宽*高)巷道支护设计图(见附图1) 三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护 锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱,点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护 采用锚网索支护作为永久支护,支护材料为: 顶部:锚杆18mm*2200mm,Q500高强度螺纹钢锚杆,托盘150mm*150mm,厚度8mm 帮部:锚杆16mm*1800mm,Q335矿用螺纹钢锚杆,托盘150mm*150mm,厚度6mm 金属网:采用直径6mm钢筋焊接,网孔规格为70mm*70mm。

菱形铁丝网:采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网:采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数: (1)、锚杆设计长度计算: L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m, L2—锚杆有效长度1.50(顶部锚杆取免压拱高b) L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度,即锚杆有效长度L2,则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中:B—巷道开掘宽度,取3.4m ;σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。 (2)、锚杆间、排距计算: 式中:式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;

锚杆支护设计

组煤 层 号 煤层厚度(m)层间距(m)稳 定 性 煤层 倾角 (平均) 可采 情况 夹矸 层数 煤层 结构 顶板 岩性 底板 岩性最大-最小 平均 最大-最小 平均 太原组 11 1.40-3.87 2.8110.05-31.50 17.01 稳 定 4 全区 可采 0-3 简单至 复杂 砂质 泥岩 泥岩 13 2.45-12.90 11.01 稳 定 4 全区 可采 0-10 简单至 极复杂 砂质 泥岩 泥岩 岩石力学性质试验成果表表6-1 名称岩性 抗压强度 (MPa) 抗拉强度(MPa)抗剪强度(MPa 11号顶板泥岩 12.0-15.4 13.8 0.31-0.59 0.43 1.02-1.73 1.34 11号底板砂岩 7.9-10.8 9.5 0.34-0.52 0.40 0.62-1.19 0.84 13号顶板细砂岩30.7 1.7 13号底板泥岩35.3 1.6 煤质分析: 1. 煤尘爆炸指数=V挥/100-A-W=38.37/100-4.19-9.35=38.37/86.46=44.37% 2. 煤尘爆炸指数=V挥/V挥+C=38.37/38.37+46.67=38.37/85.04=45.11%

1102回风巷支护设计 一、巷道概况 本矿南回风大巷巷道设计长度411m,巷道沿煤层底板掘进,掘进净宽度4740mm,掘进净高度3420mm。本巷道在钻孔ZK1区域(相距80m)。煤层顶底板情况及煤层特征情况分别见表3、表4。 表3 煤层顶底板情况表 名称岩石名称厚度(m) 特征 老顶砂岩,8.9 灰色,中细稳定,石英长石,紧密 直接顶泥岩 4.6 层理较发育、块状、性脆、易冒落 直接底粗纱岩8.3 灰白色、石英、胶结疏散、含砾 表4 煤层特征情况表 项目单位指标备注 煤层平均厚度m 2.75 煤层倾角°3~5 煤层硬度 f 2~3 较稳定 自燃发火期月3--6 绝对瓦斯涌出量 m3/min 1.41 煤尘爆炸指标% 45.11 二、巷道支护设计 1、支护方式及支护理论的选择 该巷道沿煤层底板掘进,直接顶为泥岩,层理较发育,易冒落,平均总厚度4.6m,老顶为坚硬的中细砂岩、泥砂岩,较稳定。采用锚杆、锚索联合支护方式,选用悬吊理论进行设计。 锚杆的作用,是将巷道易冒落的煤、岩直接悬吊在上面稳定的直接顶上,使岩层锚固紧密,防止松散。锚索锚固在深部围岩的老顶里,调动深部围岩的强度,对锚杆锚固

锚杆(锚索)长度、间排距、全参数地确定

1锚杆支护参数的确定 (1) 两帮破坏范围C 的确定 222 1.5 [-]() cos(/2)2 cot (45)1 12 t c c t t y k k l k l h C u k u σσσσα?+-= +--- 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; φ——煤层的内摩擦角(°) 。 (2) 巷道顶板破坏范围的确定 1sin 2sin (cot )(1sin )[] cot o p o C R R C φ φ ρφφφ -+-= 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(°)。 (3) 锚杆直径 0.018m φ== 式中,

s mm a Q 1.1320mm σΦ—锚杆直径(); —螺纹钢抗拉强度(MP ); —锚杆锚固力; 考虑富余系数,锚杆直径确定为。 (4) 锚杆长度 tan 1.8tan 450.50.10.1 2.4()tan tan 45b a l m ?++=+=+=?o o 式中, b m a m ?。 —组合拱厚度(); —锚杆对岩层的控制角()—锚杆间排距()。 2锚索支护参数的确定 1锚索长度的确定 123a a a a L L L L =++ 式中: L a ——锚索长度(m ); L a1——锚索外露长度(m ); L a1——锚索有效长度(m ); L a2——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: 21max 1.5,n a i i L a h =?? =???? ∑ 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

锚杆锚索支护在大煤沟矿的应用

锚杆锚索支护在大煤沟 矿的应用 文稿归稿存档编号:[KKUY-KKIO69-OTM243-OLUI129-G00I-FDQS58-

锚杆锚索支护在大煤沟煤矿的应用 摘要:在煤层及煤层顶底板泥岩、炭质泥岩中施工水仓,采用锚杆 锚索挂金属网喷浆封闭的复合支护技术,改变了围岩的应力状态,提高 了岩石的自身承载强度,解决了在松软岩层中施工水仓的工程质量及进 度问题,取得了良好的使用效果。 河南省义马煤业集团下属煤矿青海省义海能源公司大煤沟煤矿设计 生产能力为60万吨/年,矿区煤田为中生代侏罗系不粘结煤。可采煤层 为F 1、F 2煤层,F 1煤层平均厚度为16米,F 2煤层平均厚度为6.5米,煤 层赋存稳定,结构简单。两层煤层间距2~3m ,顶板为中~粗粒砂岩,不稳 定。底板为深灰色泥岩、炭质泥岩及细砂岩。该矿在施工井底水仓时, 由于井底水仓内外仓均布置在F 1、F 2煤层中。在考虑支护形式时,通过现 场调查和理论论证相结合的方法,确定了井底水仓采用锚杆锚索挂金属 网喷浆联合支护的方法。 一、 支护原理 1.锚杆锚索是通过围岩内部发挥其支护作用的,也就是变巷道 被动支护为主动支护,提高巷道自身的承载力。锚杆锚索与围岩共同 作用,成为一个整体。由于锚杆锚索的强度和刚度大于围岩的变形, 从而在锚杆锚索对围岩施加作用力时,该力一方面改善围岩应力状 态,另一方面通过对裂隙岩体施加挤压作用,从而大大提高了围岩的 抗剪、抗压强度,以及围岩自身的承载能力。 2.由于锚杆锚索的抗拉作用,当锚杆锚索穿越破碎岩体深入到 稳定岩层时,对不稳定岩层起到悬吊作用。

3.开掘巷道以后,巷道围岩中应力状态由原来三向应力变为两 向应力,顶板下位岩层受水平应力的作用,岩层容易失稳被破坏,而锚杆锚索的作用就是在失去一向应力的方向上,给岩层提供一个约束力,提高岩石的强度,使得岩层形成能承载的支护结构。 4.由于掘进的断面小,顶板通过锚杆的悬吊、挤压作用可以形 成有效的承载梁,同时在施工中安设的锚索,可以起到进一步加固的作用。 5.为防止掘进巷道暴露岩面风化,采用挂金属网喷浆封闭的办 法,有效阻止了岩面与空气的接触,防止了风化现象的发生。 二、支护选型 1、顶板支护 ⑴锚杆支护。选用¢20×2000mm的左螺旋纹锚杆,CK2340型 树脂锚固剂、Z2388型树脂锚固剂各一条,使用¢130×8mm的冲压碟形垫片,并配合金属网进行支护。间排距800×800mm,锚杆采用矩形布置。 (2)锚索支护。选用¢15.24×5000mm的锚索,配套使用CK2340型锚固剂两条及槽钢拖梁,MX型索具。整个巷道顶部及两肩各打一排锚索,锚索成花形布置,排与排之间间距1.5m,排内锚索间距3m,锚索滞后工作面5m。 (3)加强支护。刷扩后在巷道正中采用带帽点柱加强支护,柱帽长1.0m,柱距2.0m,柱帽方向垂直于巷道掘进方向,并用木楔打紧打牢,点柱直径不小于0.18m,高度不小于3.0m。点柱必须挖柱

锚杆支护设计,

一、基本情况 22111回风顺槽巷道原设计1110m,施工沿2#煤层底板布置掘进,S100A 型综掘机落煤、装煤。采用矿用耐压坑木,梯形断面平棚、亲口结合支护。临时支护采用4.0m长的10#槽钢,配合40T型圆环大链,用连接环加螺丝锚固,截割后及时窜入迎头空顶地段。棚梁、腿均为2.7m,巷道上净宽2.4m,下净宽3.4m,净高2.5m,掘进毛断面8.64m2,棚距0.7m,断面顶部铺设10#铁丝金属菱形网,长边搭接100mm,每300mm联一道,每一道为三扭一扣压辩式,勾盘“六、六、六”,严密牢固,严禁空帮空顶。地质条件为:2#煤平均煤厚6.8m,煤层结构简单,夹矸层数1—3层,稳定可采,夹石多为灰黑色页岩及泥岩,位于中上部,下部煤质好于中部。顶板为砂岩,底板为砂岩及砂质页岩;据邻近巷道观测,瓦斯绝对涌出量为0.51m3/min;据煤尘爆炸性试验,2#煤火焰长度为50—400mm,煤的自燃倾向性等级为易自燃—自燃,自然发火期3—6个月;煤层倾角最大为11度,最小为9度,平均10度,走向近似东西向,据掘进2217工作面回风巷时有一条落差大于3m的断层存在,在进风巷掘进时,这条断层已不存在,没有延伸到22111工作面内。 根据现有的技术资料,考虑2#煤较硬,为推广锚杆支护,也为提高我矿掘巷的机械化程度,借鉴焦家寨矿锚杆、锚索支护经验,对22111回风顺槽木支150m后进行锚杆支护。 二、支护设计方法 结合通风要求、综采设备安装要求和巷道围岩变形情况等,根据附近钻孔的柱状资料分析,2#煤顶煤直接顶为砂岩,厚度为5.0~7.0m,属较稳定岩层,适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于基本顶坚硬岩层中,需用高强锚索做辅助支护。根据公司焦家寨矿2#煤层回采巷道支护经验,初步确定22111回风顺槽采用矩形断面,掘进宽度3.4m,掘进高度2.6m,掘进毛断面积8.84m2,锚杆+网+锚索联合支护。顶部锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢,直径20mm,长度2.0m,排距0.8m,间距0.9m,四根锚杆均匀分布,两侧各留350mm间隙;巷道靠上帮一侧采用左旋无纵筋螺纹钢,直径18mm,长度1.7m,靠下帮一侧采用玻璃钢锚杆,直径18mm,长度1.7m,间距1.0m,排距0.8m,三根锚杆均匀分布,上下侧各留300mm间隙;巷道顶帮均采用钢筋托梁并铺设金属网;巷道顶板补打锚索φ15.24-6000,用3003300312mm钢托盘,间距1.5m,排距3.2m。 巷顶锚杆锚固力不小于70KN,预紧力矩不小于100N2m,帮锚杆锚固力不小于30KN,预紧力矩不小于60N2m,锚索预紧力不小于120KN,锚索锚固力不小于221KN。

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