锚杆支护理论计算方法

锚索、锚杆支护参数设计 =(2.8×24×100×1/(1000×2.5×1)×Cos1.5°-1) ×3.3×tan(45°-68.2°/2) =2.05(m)

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2.8

r ---上覆岩层平均容重(KN/m3)，取24KN/m3； H --- 巷道埋深(m),取100m；

B ---固定支撑力压力系数，按实体煤取1； fc ---煤层普氏系数，取2.5；

Kc ---煤体完整性系数(取0.9-1.0)，取1；

? ---煤层倾角，取3°；

h ---巷道掘进高度m，取3.3m；

? ---煤体内摩擦角，可按fc反算，取68.2°；

?f顶???arctan

=arctan(2.5)=68.2°

Ⅱ、潜在冒落高度b

b?(a?C)cos(?) -------------------- ② Kyfy=(2.65+1.26)×cos3°/(0.45×3)=2.89(m) 式中：a ——顶板有效跨度之半(m),取2.65m；

C ——两帮煤体受挤压深度(m),由①式计算得1.05m； Ky——直接顶煤岩类型性系数； 取0.45

当岩石f=3-4时，取0.45；

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锚索、锚杆支护参数设计 f=4-6 时，取0.6； f=6-9时，取0.75；

Fy——直接顶普氏系数，取3； ?——煤层倾角，取5°； Ⅲ、两煤帮侧压值Qs

Q?KnC[h?sin?b?cos?tan(45??)] ------- ③ s煤22=2.8×3×1.26×13×[3.3×sin3°+2.89×cos1.5° ×tg(45-68.2/2)] =185(kN/m2)

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2.8；

????n --- 采动影响系数(取2-5)，取3

C --- 两帮煤体受挤压深度(m),由①式计算得1.26m； r煤--- 煤体容重(KN/m3),取24 KN/m3； h --- 巷道掘进高度m，取3.3m； a --- 煤层倾角，取3°；

b --- 潜在冒落高度，由②式计算得2.89m；

? --- 煤体内摩擦角，可按fc反算得68.2°

L2帮=C L2顶=b 将以上L1、L2、L3的值代入①式得：

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锚索、锚杆支护参数设计 L顶≥L1+L2顶+L3 L帮≥L1+L2帮+L3

4. 根据“组合梁原理”计算L2

组合梁理论只适合层状顶板锚杆支护的设计，对于巷道的帮、底不适用，组合梁厚度越大，梁的最大应变值越小。组合梁充分考虑了锚杆对离层和滑动的约束作用，原理上对锚杆作用分析的比较全面，但是它存在以下明显缺点。

a.组合梁有效组合厚度很难确定。b.没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆荷载的作用。其实，在水平应力较大的巷道中，水平应力是顶板破坏、失稳的主要原因。

K1PL2?1.935B

?（?1??x）式中：K1 --- 与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进2-3；爆破法掘进3-5；巷道受动压影响5-6

P ---组合梁自重均布载荷(MPa),取0.06MPa；

? --- 与组合梁层数有关的系数

组合层数： 1 2 3 ≥4

?值： 1.0 0.75 0.7 0.65

B --- 巷道跨度(m),取5.3m；

σ1 --- 最上一层岩层抗拉计算强度(MPa)，可取试验强 度的0.3-0.4倍，(没有参数)？ σx --- 原岩水平应力

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锚索、锚杆支护参数设计 ?x???H????H1??

σx=λrz =0.4×24×10-9×100×103 =0.000960MPa

式中：λ—侧压力系数，一般为0.25-0.4,

? ——上覆岩层平均容重，取24KN/m；

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Z—巷道埋深(m),取100m；

将以上L1、L2、L3的值代入①式得：

L≥L1+L2+L3

5. 按经验公式计算锚杆长度L(加固拱理论) Ｌ= N（1.1+B/10） ---------- ①

=1.0×(1.1+5.3/10)=1.63（m）； 式中：L—锚杆长度（m）；

N—围岩稳定影响系数，Ⅴ类围岩取系数1.2； B—巷道跨度（m），取5.3m。

二、 锚杆间、排距 (一) 经验公式

根据《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85规定：

第3.3.7条 系统锚杆的布置应遵守下列规定: 一、在隧洞横断面上,锚杆应与岩体主结构面成较大角度布置;当主结构面不明显时,可与隧洞周边轮廓垂直布置; 二、在岩面上,锚杆宜成菱形排列; 三、锚杆间距不宜大于锚杆长度的二分之一;Ⅳ、Ⅴ类围岩中的

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