回采巷道锚杆支护设计(1).pdf

文章编号:1003-5923(2003)01-0038-03

回采巷道锚杆支护设计

曹伍富1,2,华心祝2
(1.中国矿业大学北京校区,北京100083;2.安徽理工大学,安徽淮南232001)

摘要:根据龙东矿7141回风平巷的地质、生产条件,采用综合指标法对围岩进行分类,在此基础上进行
支护选型和参数设计,并采用FLAC对支护效果进行模拟预测,结果表明,设计的参数能较好地满足生产需
求。
关键词:回采巷道;围岩分类;锚杆支护;参数初步设计;数值模拟
中图分类号:TD353.6文献标识码:A

锚杆支护具有“主动”支护、支护成本低、控制
围岩效果好等优点,是当今世界巷道支护技术的主
要发展趋势[1]。实践证明,锚杆支护成功的关键是
支护型式的合理选择和支护参数的科学设计,以充
分发挥围岩自身的承载能力,进行耦合支护。本文
以龙东煤矿7141回风平巷为研究对象,在围岩分类
和支护选型的基础上进行锚杆支护参数设计,并采
用目前国内外采矿工程界广泛应用的拉格朗日元
法的应用程序FLAC进行数值模拟,验证设计的
可靠性。

1工程概况

龙东煤矿地面标高～工作
+34+37m,7141图1综合柱状示意图
面为西辅块段首采面,西靠F10断层,东为西辅轨道
巷,北与7121采空区相邻,工作面走向长1372m,系数(P)作为综合分类指标[2],而D、P为巷道埋深
倾斜长103～190m。煤层赋存结构简单,厚4.4～(H)、跨度(B)、直接顶与煤层厚度的比值(N)以及
平均为煤层倾角°单轴抗压强度为
6.1m,5.1m,3,围岩强度(Rc)等指标的综合,其计算公式如下。
容重为3。工作面顶板胶结较
18.98MPa,1.35t/m(1)围岩强度(Rc)
为松散,易冒落、遇水泥化,难支护。煤层顶、底板岩
0.5r1h1+0.25rh+0.25r2h2
Rc==10.8MPa
性如柱状图1所示。直接顶泥岩的单轴抗压强度为h1+h+h2

20.03MPa,中粗砂岩的单轴抗压强度为55.01式中r,r1,r2——分别为两帮,直接顶及底板抗压
MPa。采用分层开采,分层采高为2.4m。强度,MPa;

7141回风平巷平均标高-184m,巷道断面形h,h1,h2——分别为巷道高度,直接顶,直接
状设计为矩形,宽3.2m,高为2.4m。底岩层的厚度,m。
(2)松动圈(D)
2围岩分类
D=0.2KB/flgH=1.45m
选取围岩节理发育程度(J)、松动圈(D)、地压式中K——节理影响系数,取1.8;
f——围岩普氏系数。
收稿日期:2002-09-20
作者简介:曹伍富(1972—),男,讲师,1999年毕业于淮南工业学院,获工学硕士学位,现为中国矿业大学(北京校区)岩土工程
研究所博士研究生。

·38·2003.№1矿山压力与顶板管理
(3)地压系数(P)p——树脂药卷与岩层间的粘结强度,顶板
为50kg/cm2,两帮为10kg/cm2。
P=B/RclgH+1/N=2.15
由式(5)可得顶锚杆和帮锚杆的设计锚固长度
由计算得到的D、P值,并结合已知节理较发
分别为170mm、590mm。
育这三个指标,依据综合指标分类法可得7141回风
(4)锚杆间排距
平巷为Ⅳ类围岩。
锚杆支护密度

3锚杆支护型式和参数设计Ps顶=kDr/F(6)

Ps帮=kQ/F(7)
3.1支护选型
90°-!c
Q=kdc[rchsin+rbcostg]
根据7141回风平巷地质、生产技术条件,采用22
[3]
人工神经网络煤巷锚杆支护设计系统,对其进行(8)
支护选型,推理出试验巷道的支护型式为锚梁网联
c=htg(45°-!c/2)(9)
合支护,具体为:
b=[(a+c)/(Kyfz)]cos(10)
(1)顶板:锚杆+W钢带;
式中ps顶,ps帮——分别为顶锚杆和帮锚杆支护密
两帮锚杆金属网。2
(2):+度,根/m;
锚杆支护参数设计
3.2k——安全系数;
(1)锚杆长度
r,rc——分别为顶岩层容重和煤的容重,
顶
L=l1+D+l2(1)kg/m3;
L帮=l1+Z+l3(2)Q——考虑采动影响煤帮侧压,t/m2,依据
1+f煤B-1式计算
l3=+(3)(8);
1+2f煤B+1
kd——采动影响系数;
式中L顶、L帮——分别为顶和帮锚杆长度,m;
c——巷道一侧松动宽度,m,依式(9)计算;
l1——锚杆外露长度,取0.1m;
!c,——分别为煤体内摩擦角和煤层倾角;
l2——顶锚杆伸入松动圈外长度,取0.25m;
b——潜在平衡拱高度,m,依式(10)计算;
——帮锚杆伸出非有效承载区的最小锚
Za——巷道顶板有效跨距之半,m;
固深度,取0.5m;
fz—直接顶综合普氏系数;
l3——两帮有效承载区深度,m;
ky——顶部煤