煤矿巷道掘进支护设计.ppt

1棚式支架支护设计1.1巷道围岩稳定性分类设计方法表2-6-4棚式支架支护形式与主要支护参数
1.2巷道围岩移近量预算设计方法
巷道围岩移近量是反映巷道围岩稳定性的客观标准，是巷道支护形式选择和计算支护参数的依据。主要计算方法有解析分析方法、数值分析方法、回归分析方法、概率分析方法和模糊分析方法。通常根据巷道埋深H和巷道顶底板岩层平均单向抗压强度Rc利用图7-24计算巷道预期围岩移近量UZ。式中U0—无采动影响阶段巷道顶底板移近量，由图2-6-31a查对；
U1—受本区段工作面一次采动影响巷道顶底板移近量，由图
2-6-31b查对；
U1-2—一次采动后稳定期内无采掘影响阶段巷道顶底板移近
量，由图2-6-31c查对；
U2—受下区段工作面二次采动影响巷道顶底板移近量，
U2=1.4U1。
(a)(b)(c)
图2-6-31巷道埋深和围岩强度与顶底板移近量的关系曲线
a—无采动影响阶段；b—一次采动影响阶段；c—一次采动后稳定阶段
根据巷道顶底板移近量利用图2-6-32上半部分的曲线查出这种情况下相应的每米巷道要求的支架承载能力(kN/m)，再根据顶底板岩石性质和裂隙发育程度确定合适的棚子间距。然后利用图2-6-32使每米巷道要求的支架承载能力与所选定的棚距的连线延长到与图2-6-32下部的横坐标轴相交，就可得到应选支架的单架工作阻力。如果所得阻力值位于两种架型的工作阻力之间，为安全起见应选工作阻力偏大的一种架型。
示例，当预计的顶底板移近量为800mm时，由图2-6-32曲线查得每米巷道要求的支架承我能力为240kN。如取棚子间距为0.5m，则正好可选用单架工作阻力为120kN的支架。如顶板较完整取棚子间距为0.7m时，合理的支架工作阻力位于150和180kN之间，则选用单架工作阻力为180kN的支架，超出的一部分工作阻力可作为安全系数考虑。
图2-6-32根据顶底板移近量及棚子间距确定支架工作阻力1.3围岩压力分析计算设计方法计算跨度之半

式中，a-巷道宽度之半m
h-巷高，m
φ-岩石内摩擦角。

对粘土及破碎松散岩石

式中:f-普氏系数。
RC-折减后抗剪强度，
γ-岩石容重，
H-巷道埋深。按岩石抗压强度计算R<30MPa，f=R/60～R/80
塌落拱高
b=a1/f(m)（2-6-3）
垂直岩压
Q=a1bγ（2-6-4）
侧壁岩压
p=γh(b+h/2)tg2(450一φ/2)（2-6-5）
（2）圆形断面弹性理论公式
径向应力
（2-6-6）
切向应力
（2-6-7）
剪切应力
（2-6-8）
式中，
θ-极坐标辐射角，
λ-侧压力系数，
μ-泊松比。（3）圆形断面弹塑性理论公式

（2-6-9）

式中:
Pi-支护阻力
C-岩体内聚力，
r0-巷道半径，
R-塑性区半径，（4）经验系数法
水电部总结国内经验而得出:PZ=SZγb，PX=SXγH
式中:PZ-均匀分布的垂直压力，
SZ-垂直岩体压力系数
b-巷道开挖宽度，
PX-均匀分布的水平圃岩压力，吨/米，
SX-水平围岩压力系数
H-巷道开挖的高度。
砂岩地段可用普氏法计算，泥岩段可用弹塑性理论公式和经数法计算。4）综合设计方法
各矿区根据具体情况，综合考虑上述方法制定本矿区巷道棚式支架支护设计规范。
阳泉矿区以大量的实测数据为基础，进行理论分析计算并通过工程实践检验，得出综采放顶煤工作面巷道支护有关参数见表2-6-5。

注①支护安全系数1.2;②12#矿工钢3.2m跨度时梁承载能力123.48KN/根，③11#、12#表示11#矿工钢、12#矿工钢对棚支架型式。表2-6-5综采放顶煤工作面巷道支护参数
2巷道锚杆支护设计表2-6-11煤巷顶板锚杆基本支护形式与主要参数
注1.巷帮锚杆基本支护形式与主要参数视地应力、巷帮煤（岩）强度、节理状况、护巷煤柱尺寸、巷道断面等因素，参照顶板锚杆确定；
2．对于复合顶板、破碎围岩、易风化、潮解、遇水膨胀围岩，可考虑在基本支护形式基础上增加锚索加固或注浆加固、封闭围岩等措施；
3．“顶板较完整”指节理、层理分级的Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ，“顶板较破碎”指Ⅳ、Ⅴ级，如7-7所示。
表2-6-12节理、层理发育程度分级（2）理论计算法
按悬吊理论锚杆长L可由下式计算

（2-6-10）
式中L1—锚杆外露长度，一般取L1＝0.15m；
L2—锚杆有效长度，m；
L3—锚杆锚固长度，由拉拔试验确定，m。
当直接顶需要悬吊的范围易于划定时，L2应大于或等于它们的厚度。巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大于或等于松动破碎区的高度：

（2-6-11）
式中RMR—CSIR地质力学分级岩体总评分；
B—巷道宽度，m。
用普氏自然平衡拱理论确定松动破碎区的高度时，L2应等于普氏免压拱的高度：
当f≥3时

（2-6-12）
当f≤