发布时间：日
　　本网通讯员：犹元强
第一节松动圈理论 4
第二节巷道选择与断面设计 5
第三节巷道支护设计 6
第四节 安全技术措施 10
&&& 某矿务局沼三矿西二石门，巷道跨度6.0m，巷道净高不小于5.0m。巷道分别穿过灰色粘土岩(实测松动圈Lp＝284cm)，深灰色粘土岩(Lp＝203&233cm)和砂质粘土岩(Lp＝240一255cm)。灰色粘土岩单轴抗压强度Ra＝15.08MPa，岩块浸水2&13h用手轻捏崩成碎块；砂质钻土岩Ra＝17.23MPa，岩块浸水2&7h，用手轻碰崩解成碎块，碎块用手搓捻成泥。地层中粘土矿物成分主要是高岭石和伊蒙混层矿物，遇水膨胀性明显。石门所穿过围岩届于v类大松动圈复合型软岩。&
1、判断该巷道的围岩类型；&
2、选择巷道的形状和断面设计，并用已学理论说明理由；&
3、完成巷道支护设计（必须有如下内容的设计说明）：&
（1）锚杆、网、梁（带）、喷的选择和支护参数；&
（2）锚索的选择和支护参数。&
&4、说明主要的施工措施。
&&& 第一节松动圈理论&
&凡是坚硬围岩的裸露巷道，其围岩松动圈都接近于零，此时巷道围岩的弹朔性虽然存在，但并不需要支护。松动圈越大，收b变形越大，支护难度就越大。因此，支护目的在于防止围岩松动圈发展过程中的有害变形。&
&1、 小松动圈：当L=0&40CM时，称为小松动圈。当L=0时，就意味着开巷后围岩只有弹朔性变形，其变形量小，变形时间量短，因此不存在支护问题。通过试验，单独使用喷混凝土支护的条件为L=0&40CM。&
&& 2、 中松动圈：当L=40&150CM时，称为中松动圈。围岩碎胀力比较明显，围岩的收b变形将使喷层产生裂缝或破坏，因此，必须用锚杆控制变形。由于L值一般小于常用锚杆长度，因此可以用悬吊理论。&
& 3、 大松动圈：当L&150CM时，称为大松动圈，属于软岩。当L=150CM是围岩松动圈支护理论划分为软岩的界线。该类岩石地压显现特征为压力大，2&3层料石碹常被压坏，围岩变形量大，变形时间长，支护不成功时低鼓严重。对于这类围岩，必须选用较强的支护才能防止底鼓。合理的支护还应有一定的可缩性。在大松动圈围岩中施工巷道，采用组合拱理论可以有效地进行支护。&
&& 巷道分别穿过灰色粘土岩(实测松动圈Lp＝284cm)，深灰色粘土岩(Lp＝203&233cm)和砂质粘土岩(Lp＝240一255cm)。根据松动圈理论该巷道的围岩类型属于复合型软岩。
&&&&&&&&&& 第二节巷道选择与断面设计&
&&& 根据题目当中的条件。巷道穿过的三层岩石均大于150cm，该类岩石地压显现特征为压力大，2～3层料石碹常被压坏，围岩变形量大，变形时间长，支护不成功时底鼓严重。顶板的岩石含有遇水膨胀的岩石且围岩的变形很厉害，可以判断该巷道的围岩类型为大松动圈复合型软岩。巷道顶板三层岩石均为遇水膨胀的岩石，岩石强度很低，均产生膨胀和崩解现象，当含水率增大时，其力学强度降低，塑性增大，最后变为流动状态。巷道开掘后，围岩向巷道空间大量移动，膨胀压力增大，如不采用封闭支架，巷道顶板一直不停的冒落，甚至波及地表，难以形成较稳定的平衡状态，巷道穿过的围岩属于大松动复合性软岩，巷道开掘后，由于膨胀压力增大，有可能产生底鼓，对底板进行支护，应尽量选用底板带底拱、上部为圆形的断面形状或者全圆形断面。考虑到围岩的变形量较大，在确定巷道净断面时，要预留一定的变形空间.巷道净宽是6300 mm，净高是5450 mm，巷道的净断面积S=B(0.39B+H2)=6.3(0.39&6.3+2)=27.9m2。&
&& 1、支护的选择：用锚喷网，支护断面图附后。&
&&& 2、支护参数的确定&
《 1》、单体锚杆的作用机理&
一般认为普通锚杆没有预应力，比较好的状态下安装的初张力只有20kN左右；实测表明，由于爆破震动和锚杆杆体的变形等原因，锚扦的安装初张力在1&2d内会明显降低，直至下降到零。&
&& 普通锚杆只有当围岩变形之后才能产生支护力，假设松动因LP＝0，围岩长期处在弹性状态下，则锚头与垫板间围岩变形量只有百分之几个毫米，尚未产生能使锚杆实际上受力的变形，围岩的变形已经完成，锚杆应力将始终为0或者很低；只有在松动圈产生，锚头a与锚尾b之间发生一定量(8&15mm)的相对膨胀变形之后，锚杆的工作阻力才能达到30kN以上，使锚扦处于工作状态。&
&& 围岩的这一膨胀过程，正是锚杆应力增加，进入实际工作状态的过程。如果岩层是松动圈LP＜0.4m的类围岩，钻头与锚尾之间的相对伸长量小，所安设的锚杆事实上将不会产生支护作用。
&&& 第三节巷道支护设计&
&& 一、 锚杆组合拱支护原理&
& 在软岩巷道中，伴随着开巷后围岩松动圈的发展。锚杆锚入岩体后因受到围岩碎胀变形力的作用而受到拉伸，反过来，锚杆对围岩产生压应力。&
&& 松动岩体中，在单根锚杆约束下可以形成一个锥形的压密区，群体锚杆若以适当的间距布置。锚杆群在围岩中形成双锥体压缩区相互交叉重叠，形成一个连续的、相互重合的层状锚固体。常称为&锚固层&当巷道形状为直线时，该&锚固层&是墙；拱形断面呈拱形，称为破裂岩体&组合拱&。&
&& 巷道的的松动圈L&150称为大松动圈，属软岩。L=150cm是围岩松动圈支护理论划分为软岩的界线。该类岩石地压显现特征为压力大，2～3层料石碹常被压坏，围岩变形量大，变形时间长，支护不成功时底鼓严重。对于这类围岩，必须选用较强的支护才能防止底鼓。合理的支护还应有一定的可缩性。对于软岩，其支护结构应有&先柔后刚&的特性，一般需要二次支护。采用组合拱理论可以有效地进行支护，一次支护锚喷支护采用锚喷支护，允许围岩产生一定量的变形移动，以发挥围岩自承能力，同时又能限制围岩发生过大的变形移动，二次支护采用采用锚喷支护，在喷射混凝土中还应增加钢筋网和金属骨架，即构成锚喷网金属骨架联合支护结构。进一步提高巷道的稳定性和安全性，应采用刚度较大的支护结构。&
&&& 根据围岩分类查表可知，该内岩石（f=＜２）为不稳定岩石,属类岩石，查表并计算锚喷支护参数如下：喷射混凝土厚度T1=150钢筋直径&O=16mm；锚杆长度2.2m；锚深L=2m；锚杆间排距D=600mm；锚杆外露长度T2=100mm，锚喷总厚度T=T1=150mm。&
&& 掘进断面和有关尺寸：（1）设计掘进宽度：B1=B+2T=6300mm&
（2）计算掘进宽度：B2=B1+2&&
& 式中&为计算掘进超挖量，取75mm，故B2==0mm&
&& (3巷道设计掘进高度：H1=H+T+Hb&
&& 式中H为巷道自渣面起净高，软岩巷道没设计轨面，故h2=0, H=h0=5300mm,故H1=50mm。 （4）巷道计算掘进高度：H2= H1+&=5mm&
(5)设计掘进面积：S1=B1(0.39B1+h3)=&)=30.1m2&
(6)计算掘进断面：S2=B2(0.39&B2+h3)=&）=27.9m2&
& 巷道工程量及材料消耗量：&
（1）每米巷道计算掘进体积:V2= S2=29.1 m3&
( 2)每米巷道墙角掘进体积：V3=0.2(T+&)=0.2(150+75) =0.045 m3&
(3)锚杆消耗量的周长：P1=1.57 & B2+2h3=1.57&6.45+2&2=14.13 m3&
（4）锚杆间距：D=0.6m&
（5）每米巷道锚杆数：N= (P1-0.5D)/D2=25根&
（6）每米巷道喷射混凝土；V΄=1.57（B2-T1）&T1+2 h3 T&
=1.57(6.45-0.15)0.15+2&3&0.15=2.38 m3&
(7)每米巷道锚杆消耗：G=Ng式中g为每根锚杆重量，根据钢筋&O16mm，长度为1.6m，g=1.997kg。故G=21&1.997=41.9kg&
（8）每米巷道锚孔注砂浆量：V4=NL&O式中&O为锚杆孔注砂浆截面积，约0.0013m2。故V4=21&1.6&0. m3&
（9）每米巷道粉刷面积：Sn=1.57&B+2h2=1.57&6+2&2=14m2&
&& 巷道的施工图及配套表格见图&
& 锚网加钢筋梯支护特殊措施&
1.施工顺序： 打锚杆前，必须先用2.5长的撬棍找净悬矸、活
矸后，采用外柱式单体液压支柱临时戴帽（戴帽木板为500&200&70mm）点柱（下面必须垫木板）作好临时支护，其点柱间排距0.6米，确认打紧打牢后，方可打锚杆眼孔。锚杆和锚索必须打一眼锚一眼,且必须加网、钢筋梯梁及托板，及时支护（严格按锚网支护操作规程的规定进行操作）。&
2. 锚网加钢筋梯支护距碛头的距离不得大于锚杆的排距。坚持使用好吊框式前探梁，搞好临时支护，严禁空顶、空帮作业。
3.锚杆眼打好后，将锚杆药卷送入眼底，再用锚杆机搅拌（必须是熟练工按操作规程操作）进行搅拌，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20～30s，确保搅拌均匀。然后将网、钢筋梯、木托板和钢板托板上好，螺母拧紧，要求网、钢筋梯、钢托板、木托板与巷帮和顶板贴紧，确保支承效果，避免顶板离层和锚空失效。&
4.锚杆杆径、锚固剂直径、孔径必须匹配，钻头采用&27mm；药径&23mm；锚杆直径为&14mm，严禁采用大于&27mm的钻头。
5.必须保证锚固剂送入眼底，托板紧贴巷帮、巷顶或岩面不锚空。&
6.由生产科矿压监测工对已支护的锚杆进行抗拉抽检，并报矿总工程师审批，加强锚杆支护和监测,对不合格的锚杆必须按设计重新打眼进行锚固。
7.发现有被炮打坏的锚网，必须及时补打，重新铺网、上钢筋梯。&
8. 每排锚杆数量：软岩段25根。&
9. 锚网加钢筋梯支护必须超过片帮5m范围以外。现碛头处要外退10m开始进行锚网加钢筋梯支护。
10. 锚网支护参数及材料要求&
（1）锚杆间排距：600&600mm。&
（2）锚杆长度：2200mm。&
（3）锚杆直径：&14mm。&
（4）锚杆材料：无纵筋建筑螺纹钢。
（5）设计锚固力不低于：60KN。&
（6）设计扭紧力矩不低于：60N.m&
（7）锚固剂：每眼2条中速2340型树脂剂。&
（8）配套木垫板、铁托板、减摩垫圈和预应力螺母。&
（9）配套钢梯梁和金属网。&
(10) 锚杆间排距误差为&50孔深误差不超过30mm。&
&&& 第四节 安全技术措施&
一、 一般情况&
1、开工前施工队必须组织全体职工认真学习本规程及其它有关安全规章制度，并经考试合格，不合格一律不准上岗，入井前值班队干必须认真开好班前会，讲明当班安全、生产、工程质量及其它注意事项。&
2、小机车调车的安全技术措施由机运科制定。
3、特殊工种必须持证上岗，明确各工种岗位责任制，并严格按本岗位的操作规程作业。
一、 顶板&
&& 加强敲帮问顶工作，严禁空顶作业。每班进入碛头工作前和放炮后，施工队班长必须派有经验的老工人2名（一人操作、一人看安全）用2.5m长的长撬棍由外向里沿途检查巷道安全，处理好碛头的悬煤、活石，发现隐患及时处理后，方可让其它人员进入碛头施工，严防悬煤、活岩等掉落伤人。处理安全必须是先顶后帮、退路畅通、敲帮问顶处严禁有闲杂人员。&
1、打眼前必须清至到完整碛头处，以防打到瞎炮。严禁打残眼，打眼时禁止装药，炮眼必须按图布置，其装填结构和联线方式及放炮方式均需按爆破说明书执行，严禁一次装药分次拉炮，严禁放&糊炮&、&粑炮&、&空心炮&和&补残炮&。&
2、严格执行&一炮三检&&三人连锁放炮&、&允许放炮牌&和&放炮请示&制度，当碛头附近20m风流中瓦斯达到1%严禁装药放炮。&
3、放炮员必须专职，并严格按矿定的放炮员岗位操作规程执行。放炮母线两根的接头不得在同一位置，必须相错0.1m以上，并用黑胶布包好，碛头雷管脚线之间的接头必须相错0.1m以上，并用黑胶布包好，严禁有明接头。放炮后母线扭接成短路。若放炮拉不响时，必须将放炮器钥匙取掉，放炮器脱离母线，扭结成短路，才准沿途检查原因处理。放炮前必须关好全部风门。&
4、放炮前，值班长（班）长负责安排布置警戒，确认警戒区内无人后，才准放炮。放炮后（足够30分钟后），待炮烟吹散，瓦斯不超限，首先将风筒恢复至碛头，方能去碛头检查。&
5、放炮前，瓦检员负责将瓦斯探头电缆撤离碛头30m以外的安全处，并用木料保护好。放炮后必须即时恢复挂在规定位置处。&
6、开口放炮前，施工队必须保护好碛头附近30米内的上架管子（瓦抽管挡门必须用&160mm圆木占立人、钉废料保护；且开口15m内，全断面分两次放炮，先放掏槽和副槽炮，最后放完其他炮眼），严禁被炮打坏。并用矸子保护好扒斗机及其电缆，切断扒斗机电源。&
7、若遇瞎炮，必须按安全规程第342条的规定处理，即平行瞎炮0.3m重新布置炮眼进行装药放炮处理，重新放炮重新设岗，重新检查瓦斯若当班无法处理，上一班的放炮员必须在现场向下一班的放炮员交代清楚，继续处理完。
&&&&&&&&&&&&&&&&&&& 四、通风、瓦斯管理&
&1、加强通风管理，风筒应吊挂平直且逢环必挂，出风口距碛头距离不得大于5m保证碛头有足够风量,严禁无风、微风作业。&
& 2、瓦检员检查瓦斯必须切实负责、严格检查巷内及局部地点的瓦斯，严禁瓦斯超限作业，杜绝空班、漏检和假检，严格执行瓦斯检查的有关规定。当碛头CH4达到1.5%时必须断电撤人停止作业，回风瓦斯CH4&1%时，必须断电撤人，查明原因进行处理。&
3、作业班组长必须携带一台便携式瓦斯报警仪，挂在距碛头不超过5m(回风侧)处，以监视碛头瓦斯涌出变化情况。&
4、瓦斯监测系统必须灵敏可靠，保证随时都处于工作状态，以便瓦斯超限时自动断电和报警。&
&&&&&&&&&&&& 五、综合防尘&
①、施工人员应带防尘口罩。&
②、风筒口距碛头不超过5m。&
③．坚持湿式打眼，坚持使用水炮泥，坚持使用放炮喷雾器。&
④．放炮前和装渣时必须洒水防尘。&
⑤.防尘喷雾必须覆盖巷道全断面，风门内一组、距碛头40～50m一组。&
六、扒斗机装矸管理&
1、扒斗司机必须由持有合格证者担任，并严格按矿定的扒斗机司机操作规程执行。
2、扒斗机装备必须齐全，必须安装防护栏。扒碴时，严禁在扒斗运行范围内进行其他工作和行人，必须坚持&扒矸不行人&、&行人不扒矸&的制度。&
3、在转弯巷道中扒矸时，空重绳的转向轮必须齐全牢固，并有专人在钢绳运行范围外的安全处指挥，扒斗司机必须听指挥操作。
4、若扒矸要与打眼和锚网支护平行作业时，则尾轮距碛头不得少于10m以上，其人员只准在碛头5m范围内进行工作。&
5、放炮前，扒斗司机必须切断电源，打开离合器，盘好并保护好钢绳、尾轮、及扒斗机20m内的电缆等，再后面的电缆应吊挂整齐。
6.扒斗机离碛头不超过35m，尾轮固定桩深度必须在500mm以上，并打紧楔牢。&
7.机电区必须安设专门的信号铃，扒斗机扒矸时必须使用专门的信号铃联系，严禁采用&晃灯&&喊话&方式指挥扒矸工作。
本网通讯员：犹元强
田卫东&&&&&&&&&&&&编
还没有人评论，您想评论吗？！
发 表 评 论
网上大名： *
评论标题： *
评论内容：
注：评论属于个人观点，与本站无关！请遵守国家相关法律，文明用语。
本网讯 &坚决执行党的安全生产方针，认真履行岗位职责，从我做起，从……
&&记湘能公司副总经理兼保华煤矿矿长伍先文
本网讯 11月24日，贵州盘江响水矿到两采区开展安全知识抢答活动，进一步把《新……
作者单位：川煤达竹公司石板选煤发电厂
作者单位：川煤达竹公司石板选煤发电厂
作者单位：川煤集团威达公司
作者单位：川煤达竹公司石板选煤发电厂
本站实名：中国西部煤炭网 中国煤炭新闻网 中国煤矿网 煤矿新设备 煤矿二手设备 煤矿技术 煤矿人才
地址：贵州省贵阳市中华北路242号省政府5号楼附2楼　总编辑朱华联 手机：(0)　QQ:
Email： 备案序号：渝ICP备号您所在位置： &
&nbsp&&nbsp&nbsp&&nbsp
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿).doc29页
本文档一共被下载：
次 ,您可免费全文在线阅读后下载本文档
文档加载中...广告还剩秒
需要金币：98 &&
你可能关注的文档：
··········
··········
同煤集团巷道支护理论
计算设计方法
生产技术部
煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。
支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。
目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。
理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。
随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各
正在加载中，请稍后...锚杆支护组合梁方法的改进及其应用???,??8,ê8??
扫扫二维码，随身浏览文档
手机或平板扫扫即可继续访问
锚杆支护组合梁方法的改进及其应用
举报该文档为侵权文档。
举报该文档含有违规或不良信息。
反馈该文档无法正常浏览。
举报该文档为重复文档。
推荐理由：
将文档分享至：
分享完整地址
文档地址：
粘贴到BBS或博客
flash地址：
支持嵌入FLASH地址的网站使用
html代码：
&embed src='/DocinViewer-4.swf' width='100%' height='600' type=application/x-shockwave-flash ALLOWFULLSCREEN='true' ALLOWSCRIPTACCESS='always'&&/embed&
450px*300px480px*400px650px*490px
支持嵌入HTML代码的网站使用
您的内容已经提交成功
您所提交的内容需要审核后才能发布，请您等待！
3秒自动关闭窗口煤矿锚杆支护技术参数_中华文本库
第1页/共2页
文本预览：
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
L=L1+L2+L3
式中 L——锚杆长度，m；
L1——锚杆外露长度，m； L2——锚杆有效长度，m； L3——锚杆锚固长度，m。
（1）锚杆外露长度L1的确定
L1 = 垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）m，一般L1=0.05m
（2）锚杆有效长度L2的确定
巷道顶锚杆有效长度L2的确定：采用解释法中普式自然平衡拱理 论确定L2。 f≥3时，
式中 f——普氏系数，取4.5；
B——巷道跨度，取4m； L2 = 1.8B/f =1.6m ，取1.65m
（3）锚杆锚固长度L3的确定
L3 = 0.3~0.4m，取0.3m。
因此，L=L1+L2+L3 = 0.05+1.6+0.3=1.95m，结合矿井实际，取
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，锚杆间排距
D按下式计算： D≤0.5L=0.5*2=1m
3）锚杆直径的确定 锚杆直径d可按下式计算： d=L/110=.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 ? KL2 D 2 r
式中 Q——锚杆锚固力，t；
K——锚杆安全系数，取2~3； L2——锚杆有效长度，m；
r——视密度，t/m3。
Q ? KL2 D 2 r =3*1.60*1*1.45=69.6KN， 采用直径20mm的等强螺纹钢
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 煤帮锚杆的作用主要是控制因剪切而造成的两帮煤体松动与挤 出，煤帮锚杆必须穿过潜在的剪切松塌，其长度必须满足下式要求： L≥L0＋L3＋C＝1.9m 式中：L——煤帮锚杆长度 m； L0——煤帮锚杆外露长度 0.1m； L3——煤帮锚杆在潜在松塌区之外的锚固长度 0.3m； C——巷道两帮松塌破坏深度系数 1.5m。 根据实际选取长度为 2.0m 的煤帮锚杆。 2）煤帮锚杆间排距 煤帮锚杆的间排距与顶板锚杆的排距相同，为 1.0m。 3）两帮侧压值 Qs 计算公式
Q s＝K u ? C ? ? 2 ? [h ? sin?＋b ? cos
Ku——采动影响系数 2；
式中：b——顶板潜在的冒落拱高度 4m；
? tg（45 ? ） ]＝ 100 KN / m 2 2
C——巷道两帮松塌
第1页/共2页
寻找更多 ""