CN106709123A - 一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法 - Google Patents

一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法 Download PDF

Info

Publication number
CN106709123A
CN106709123A CN201610739647.5A CN201610739647A CN106709123A CN 106709123 A CN106709123 A CN 106709123A CN 201610739647 A CN201610739647 A CN 201610739647A CN 106709123 A CN106709123 A CN 106709123A
Authority
CN
China
Prior art keywords
absciss layer
beta
formula
anchor pole
rsqb
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
CN201610739647.5A
Other languages
English (en)
Other versions
CN106709123B (zh
Inventor
丁潇
何晖
张玉
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Xian University of Technology
Xian Technological University
Original Assignee
Xian Technological University
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Xian Technological University filed Critical Xian Technological University
Priority to CN201610739647.5A priority Critical patent/CN106709123B/zh
Publication of CN106709123A publication Critical patent/CN106709123A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN106709123B publication Critical patent/CN106709123B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Abstract

本发明公开了一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法,包括以下步骤:对离层型顶板进行界定,通过岩性及力学模型计算判断出顶板是否会发生离层;离层单独作用下锚杆的荷载计算;锚杆支护参数设计。该方法建立力学模型,得出离层型顶板的锚杆荷载分布规律,并通过系统锚杆荷载求解,对锚杆直径、间排距及锚固长度进行设计。

Description

一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法
技术领域
本发明属于煤矿技术领域,涉及一种顶板锚杆支护的设计方法,具体地说,涉及一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法。
背景技术
锚杆在作用过程中,锚固系统作用机理是极其复杂的,尤其当围岩出现离层时,离层对杆体产生附加的应力,并改变了原有的应力分布,在离层处会出现应力集中,荷载增大的现象,离层对杆体的不利影响会造成安全隐患。目前现有技术中急需一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法,该方法建立力学模型,得出离层型顶板的锚杆荷载分布规律,并通过系统锚杆荷载求解,对锚杆直径、间排距及锚固长度进行设计。
其具体技术方案为:
一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法,包括以下步骤:
步骤1、对离层型顶板进行界定,通过岩性及力学模型计算判断出顶板是否会发生离层:
煤矿覆岩所特有的沉积环境形成的层状岩体,岩层层面多为岩体结构中的弱面,岩层层面的拉裂、剪切滑移都易发生离层,离层位置及离层值的确定是锚杆支护设计的基础;
基于关键层理论及组合梁荷载计算公式,判断离层可能发生的位置:
当(qn+1)1<(qn)1,(qn)1为该组第n层对第1层的载荷,就说明第n+1层岩层对第1层岩层施加不到载荷了,此时认为第n分层与第n+1分层之间是具备发生离层条件的位置。
将顶板岩梁模型简化为简支梁受均布荷载作用,计算岩层的挠度:
式中,Ei为第i个关键岩层的弹性模量;qi为作用在第i个关键岩层的荷载,根据式(1)求得;L=B+2B0,B为巷道宽度,B0为附加跨度;Ii为惯性矩,Ii=hi 3/12,hi为第i个关键岩层的高度;
根据普氏理论,侧壁处与破裂面的夹角为求得附加跨度:
式中,H为巷道高度,为巷帮岩体的内摩擦角。
离层值b应为两个相邻层组之间的挠度差:
b=wi-wi+1 (4)
步骤2、离层单独作用下锚杆的荷载计算
全长锚固锚杆长度L,x为距离巷道表面的距离,x0为离层发生位置,锚固体直径(即孔径)D,锚杆直径为d,锚杆弹性模量Eb,浆体弹性模量Eg,复合弹性模量锚杆界面剪应力为τ(x),轴力为P(x),剪切位移为u(x)。根据岩层移动时拉拔荷载对锚杆的作用机理,建立理论模型,采用二阶段线性剪切滑移模型,对离层作用荷载进行弹塑性分析;
结合式(5)、(6)有:
弹性状态时,接触面上剪应力与剪切位移成比例变化,K为剪切刚度系数,主要与围岩和注浆材料有关,锚固体界面剪应力表示为:
τ(u)=Ku
(8)
将式(8)代入式(7),得到:
解微分方程:
u(x)=C1eβx+C2e-βx (10)
根据式(5)可以求得:
离层会对锚杆产生拉拔作用,基于拉拔荷载对锚杆的作用机理,假设离层处产生的外荷载为P0,代入边界条件:离层左侧锚固段始端P(x)|x=0=0,离层右侧锚固段锚固段P(x)|x=L=0,分别求出系数C1、C2,得到离层左右两侧锚固体剪切位移、剪应力和轴力的分布:
临空面到离层段:
离层到岩体内部:
弹性状态下,离层值b就等于离层左右两侧锚固体界面相对剪切位移之和:
令ω=[ct h(βx0)+ct h[β(L-x0)]],由(18)式得:
锚杆在拉拔荷载P作用下,根据式(11),代入边界条件:锚固段始端P(x)|x=0=P,锚固段末端P(x)|x=L=0,可求出C1、C2,将C1、C2代入式(10)得:
相应的,锚固体轴力及与围岩界面剪应力分布公式为:
当荷载相对较大时,锚固段始端剪应力达到界面抗剪强度,界面会发生脱粘破坏,孔壁周围的岩体将进入塑性阶段,第二阶段的剪应力与位移关系曲线可得:
τ(u)=τs (23)
将式(23)代入式(7)得到塑性部分位移:
如果不考虑界面脱粘情况,按照锚固体与围岩体完全粘结情况获得的剪应力沿锚杆分布,实际情况中,当界面剪应力超过界面抗剪强度时,就会发生滑移,剪应力沿锚杆轴向会发生重新分布,峰值点会向锚杆后部移动,相应滑移段上的剪应力为界面的残余强度,考虑界面脱粘情况的剪应力分布;
设离层左右两侧剪应力大于界面抗剪强度的锚固段长度分别为L0,依据另滑移前曲线在0~L0范围下的面积等于滑移后曲线0~Ls范围下的面积,计算出滑移范围Ls
根据式(26)可以求得:
弹、塑性转折点处根据式(22)得P′=P-πDτsLs,代入式(27)求出C3
根据式(12),此时弹性部分位移:
弹性部分锚固体轴力及与围岩界面剪应力分布公式为:
当x=Ls时,u(x)=u(x),结合式(3.36)、(3.37)推导出C4,代入C3、C4得:
离层对锚杆作用荷载的弹塑性分析,临空面到离层段:
离层到岩体内部:
根据上节理论推断,改变边界条件,可得离层左右两侧弹、塑性剪切位移:
临空面到离层段:
离层到岩体内部:
式中,P′=P0-πDτsLs1;P″=P0-πDτsLs2
由此得到在不考虑锚杆外端托盘影响时,界面处于弹塑性状态下锚固体的剪应力及轴力分布;
临空面到离层段-塑性:
τ1塑(x)=τs (41)
P1塑(x)=P0+πDτs(x-x0) (42)
离层到岩体内部-塑性:
τ2塑(x)=τs (43)
P2塑(x)=P0-πDτs(x-x0) (44)
临空面到离层段-弹性:
离层到岩体内部-弹性:
式中,Pe1、Pe2分别为离层左右两侧处于临界滑动状态时的极限拉拔力,
考虑界面脱粘情况,离层值b的表达式如下:
①x0在锚杆左侧(靠近临空面),当Pe1<P0<Pe2时,即离层左侧锚固体界面开始滑移,进入弹塑性阶段,右侧仍为弹性阶段:
当P0>Pe2时(x0≠Ls1),离层左右两侧锚固体界面均进入弹塑性阶段:
当x0=Ls1时,即左侧全部进入塑性阶段,根据式(32)令Ls=Ls1+Ls2,可推断出离层值为:
②x0在锚杆右侧(靠近岩体内部),当Pe2<P0<Pe1时,即离层右侧锚固体界面开始滑移,进入弹塑性阶段,左侧仍为弹性阶段:
当P0>Pe1时,离层左右两侧锚固体界面均进入滑移阶段:b2′=b2(L-x0≠Ls2)。当L-x0=Ls2时,即右侧全部进入塑性阶段,离层值为:
当离层值确定时,通过公式(49)~(53)可以确定出离层处锚杆轴力P0
局部锚固锚杆都要施加一定的预紧力,无离层条件下,杆体受到预紧力作用的同时还受到围岩变形的相互作用;当岩体中出现离层后,随着离层的扩展,离层对杆体的影响会越来越大,考虑主要因素对杆体的影响,理论模型分为两部分:局部锚固锚杆施加预紧力和锚杆受离层单独作用模型,r0为圆形巷道半径,Q为施加在锚杆上的预紧力;
τ=τ′±τ1,2 (54)
P=πD∫|τ|dx (55)
式中,τ′为无离层情况下锚杆的剪应力;τ1,2为离层产生的附加应力,下标1,2表示离层左右两侧。系统剪应力与离层产生的剪应力方向一致时,取正号;反之,取负号。
计算出P0,代入公式(14)和(18),结合公式(54)剪应力按照弹性方法叠加,叠加后的剪应力大于抗剪强度时,进入弹塑性阶段,再根据式(24)~(27)计算出离层左右两侧的滑移范围Ls1、Ls2
步骤3、锚杆支护参数设计
巷道高H,半跨宽a,按照塑性区范围和冒落拱高度计算锚杆有效长度,两者取较大值:
等效圆半径r0为:
则不支护时煤巷内部最大非弹性区半径Rp为:
顶部非弹性区深度:l2=Rp-H/2 (58)
冒落拱高度:
基于悬吊理论,锚杆承载力设计值应不小于冒落拱内围岩的重量:
N=k·bm·a1·a2·γ (60)
式中,k为安全系数,取1.5;γ为巷道顶部围岩容重;a1、a2为锚杆间排距,通常取a1=a2=a;N为锚杆承载力设计值。
锚杆间排距:
锚杆直径:
锚杆的锚固长度:
锚杆的设计长度为:
式中,Pmax为锚杆承受的最大轴力;N为锚杆承载力设计值;[σ]为锚杆的允许抗拉强度;qr为锚固体与岩石孔壁间的粘结强度设计值;b为冒落拱高度;k为安全系数,取1.5~2.0;L为锚杆外端长度,一般取0.1m。
进一步,步骤3中,当外荷载增大时,锚杆的支护参数均有所调整,为确保支护设计的安全性,应增加锚杆的直径和锚固长度;在锚杆所受荷载超过设计锚固力时,应减小锚杆的间排距,离层条件下杆体的外荷载明显增加,将离层的作用荷载考虑到系统锚杆支护设计中,根据公式(54)和(55)确定锚杆荷载。
与现有技术相比,本发明的有益效果为:传统的支护设计方法并没有考虑离层的不利影响,离层在发展过程中会对锚杆产生拉力作用,此时锚杆所承受的荷载值增大,界面很容易发生脱粘滑移,会给生产带来安全隐患。本发明在传统支护设计方法的基础上,考虑了离层产生的不利影响,通过所给公式可以计算出系统锚杆的荷载值,以此为依据设计锚杆参数,该方法更加安全可靠。
附图说明
图1是本发明巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法的流程图;
图2是离层下锚杆锚固段作用机理;
图3是剪切滑移模型;
图4是锚杆微段的静力平衡,其中图4(a)为离层左侧锚固体微段,图4(b)为离层右侧锚固体微段;
图5是离层引起的锚固体剪应力及轴力分布;
图6是锚固体剪应力调整模式,其中图6(a)为不考虑界面脱粘情况,图6(b)为考虑界面脱粘情况;
图7是锚杆系统分析模型,其中图7(a)为考虑离层的锚杆系统模型,图7(b)为无离层情况,图7(c)为离层单独作用于锚杆。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明的技术方案作进一步详细地说明。
如图1所示,一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法,包括以下步骤:
步骤1、对离层型顶板进行界定,通过岩性及力学模型计算判断出顶板是否会发生离层:
煤矿覆岩所特有的沉积环境形成的层状岩体,岩层层面多为岩体结构中的弱面,岩层层面的拉裂、剪切滑移都易发生离层,离层位置及离层值的确定是锚杆支护设计的基础;
基于关键层理论及组合梁荷载计算公式,判断离层可能发生的位置:
当(qn+1)1<(qn)1,(qn)1为该组第n层对第1层的载荷,就说明第n+1层岩层对第1层岩层施加不到载荷了,此时认为第n分层与第n+1分层之间是具备发生离层条件的位置。
将顶板岩梁模型简化为简支梁受均布荷载作用,计算岩层的挠度:
式中,Ei为第i个关键岩层的弹性模量;qi为作用在第i个关键岩层的荷载,根据式(1)求得;L=B+2B0,B为巷道宽度,B0为附加跨度;Ii为惯性矩,Ii=hi 3/12,hi为第i个关键岩层的高度;
根据普氏理论,侧壁处与破裂面的夹角为求得附加跨度:
式中,H为巷道高度,为巷帮岩体的内摩擦角。
离层值b应为两个相邻层组之间的挠度差:
b=wi-wi+1 (4)
步骤2、离层单独作用下锚杆的荷载计算
全长锚固锚杆长度L,x为距离巷道表面的距离,x0为离层发生位置,锚固体直径(即孔径)D,锚杆直径为d,锚杆弹性模量Eb,浆体弹性模量Eg,复合弹性模量锚杆界面剪应力为τ(x),轴力为P(x),剪切位移为u(x)。根据岩层移动时拉拔荷载对锚杆的作用机理,建立理论模型,采用二阶段线性剪切滑移模型,对离层作用荷载进行弹塑性分析;如图2至图4所示。
结合式(5)、(6)有:
弹性状态时,接触面上剪应力与剪切位移成比例变化,K为剪切刚度系数,主要与围岩和注浆材料有关,锚固体界面剪应力表示为:
τ(u)=Ku
(8)
将式(8)代入式(7),得到:
解微分方程:
u(x)=C1eβx+C2e-βx (10)
根据式(5)可以求得:
离层会对锚杆产生拉拔作用,基于拉拔荷载对锚杆的作用机理,假设离层处产生的外荷载为P0,代入边界条件:离层左侧锚固段始端P(x)|x=0=0,离层右侧锚固段锚固段P(x)|x=L=0,分别求出系数C1、C2,得到离层左右两侧锚固体剪切位移、剪应力和轴力的分布:
临空面到离层段:
离层到岩体内部:
弹性状态下,离层值b就等于离层左右两侧锚固体界面相对剪切位移之和:
令ω=[ct h(βx0)+ct h[β(L-x0)]],由(18)式得:
锚杆在拉拔荷载P作用下,根据式(11),代入边界条件:锚固段始端P(x)|x=0=P,锚固段末端P(x)|x=L=0,可求出C1、C2,将C1、C2代入式(10)得:
相应的,锚固体轴力及与围岩界面剪应力分布公式为:
当荷载相对较大时,锚固段始端剪应力达到界面抗剪强度,界面会发生脱粘破坏,孔壁周围的岩体将进入塑性阶段,第二阶段的剪应力与位移关系曲线可得:
τ(u)=τs (23)
将式(23)代入式(7)得到塑性部分位移:
如果不考虑界面脱粘情况,按照锚固体与围岩体完全粘结情况获得的剪应力沿锚杆分布见图5(a)。但实际情况中,当界面剪应力超过界面抗剪强度时,就会发生滑移,剪应力沿锚杆轴向会发生重新分布,峰值点会向锚杆后部移动,相应滑移段上的剪应力为界面的残余强度。考虑界面脱粘情况的剪应力分布,如图5(b)所示。
根据图5(a)所示,设离层左右两侧剪应力大于界面抗剪强度的锚固段长度分别为L0,依据图5(a)、(b)中阴影部分面积相等条件,可以计算出滑移范围Ls。
根据式(26)可以求得:
弹、塑性转折点处根据式(22)得P′=P-πDτsLs,代入式(27)求出C3
根据式(12),此时弹性部分位移:
弹性部分锚固体轴力及与围岩界面剪应力分布公式为:
当x=Ls时,u(x)=u(x),结合式(3.36)、(3.37)推导出C4,代入C3、C4得:
离层对锚杆作用荷载的弹塑性分析,临空面到离层段:
离层到岩体内部:
根据上节理论推断,改变边界条件,可得离层左右两侧弹、塑性剪切位移:
临空面到离层段:
离层到岩体内部:
式中,P′=P0-πDτsLs1;P″=P0-πDτsLs2
由此得到在不考虑锚杆外端托盘影响时,界面处于弹塑性状态下锚固体的剪应力及轴力分布;如图6所示。
临空面到离层段-塑性:
τ1塑(x)=τs (41)
P1塑(x)=P0+πDτs(x-x0) (42)
离层到岩体内部-塑性:
τ2塑(x)=τs (43)
P2塑(x)=P0-πDτs(x-x0) (44)
临空面到离层段-弹性:
离层到岩体内部-弹性:
式中,Pe1、Pe2分别为离层左右两侧处于临界滑动状态时的极限拉拔力,
考虑界面脱粘情况,离层值b的表达式如下:
①x0在锚杆左侧(靠近临空面),当Pe1<P0<Pe2时,即离层左侧锚固体界面开始滑移,进入弹塑性阶段,右侧仍为弹性阶段:
当P0>Pe2时(x0≠Ls1),离层左右两侧锚固体界面均进入弹塑性阶段:
当x0=Ls1时,即左侧全部进入塑性阶段,根据式(32)令Ls=Ls1+Ls2,可推断出离层值为:
②x0在锚杆右侧(靠近岩体内部),当Pe2<P0<Pe1时,即离层右侧锚固体界面开始滑移,进入弹塑性阶段,左侧仍为弹性阶段:
当P0>Pe1时,离层左右两侧锚固体界面均进入滑移阶段:b2′=b2(L-x0≠Ls2)。当L-x0=Ls2时,即右侧全部进入塑性阶段,离层值为:
当离层值确定时,通过公式(49)~(53)可以确定出离层处锚杆轴力P0
局部锚固锚杆都要施加一定的预紧力,无离层条件下,杆体受到预紧力作用的同时还受到围岩变形的相互作用;当岩体中出现离层后,随着离层的扩展,离层对杆体的影响会越来越大,考虑主要因素对杆体的影响,理论模型分为两部分:局部锚固锚杆施加预紧力(图7b)和锚杆受离层单独作用模型(图7c)。图7中r0为圆形巷道半径,Q为施加在锚杆上的预紧力。
τ=τ′±τ1,2 (54)
P=πD∫|τ|dx (55)
式中,τ′为无离层情况下锚杆的剪应力;τ1,2为离层产生的附加应力,下标1,2表示离层左右两侧。系统剪应力与离层产生的剪应力方向一致时,取正号;反之,取负号。
计算出P0,代入公式(14)和(18),结合公式(54)剪应力按照弹性方法叠加,叠加后的剪应力大于抗剪强度时,进入弹塑性阶段,再根据式(24)~(27)计算出离层左右两侧的滑移范围Ls1、Ls2
步骤3、锚杆支护参数设计
巷道高H,半跨宽a,按照塑性区范围和冒落拱高度计算锚杆有效长度,两者取较大值:
等效圆半径r0为:
则不支护时煤巷内部最大非弹性区半径Rp为:
顶部非弹性区深度:l2=Rp-H/2 (58)
冒落拱高度:
基于悬吊理论,锚杆承载力设计值应不小于冒落拱内围岩的重量:
N=k·bm·a1·a2·γ (60)
式中,k为安全系数,取1.5;γ为巷道顶部围岩容重;a1、a2为锚杆间排距,通常取a1=a2=a;N为锚杆承载力设计值。
锚杆间排距:
锚杆直径:
锚杆的锚固长度:
锚杆的设计长度为:
L=l2+Ld+L (64)
式中,Pmax为锚杆承受的最大轴力;N为锚杆承载力设计值;[σ]为锚杆的允许抗拉强度;qr为锚固体与岩石孔壁间的粘结强度设计值;b为冒落拱高度;k为安全系数,取1.5~2.0;L为锚杆外端长度,一般取0.1m。
进一步,步骤3中,当外荷载增大时,锚杆的支护参数均有所调整,为确保支护设计的安全性,应增加锚杆的直径和锚固长度;在锚杆所受荷载超过设计锚固力时,应减小锚杆的间排距,离层条件下杆体的外荷载明显增加,将离层的作用荷载考虑到系统锚杆支护设计中,根据公式(54)和(55)确定锚杆荷载。
以上所述,仅为本发明较佳的具体实施方式,本发明的保护范围不限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内,可显而易见地得到的技术方案的简单变化或等效替换均落入本发明的保护范围内。

Claims (2)

1.一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法,其特征在于,包括以下步骤:包括以下步骤:
步骤1、对离层型顶板进行界定,通过岩性及力学模型计算判断出顶板是否会发生离层:
煤矿覆岩所特有的沉积环境形成的层状岩体,岩层层面多为岩体结构中的弱面,岩层层面的拉裂、剪切滑移都易发生离层,离层位置及离层值的确定是锚杆支护设计的基础;
基于关键层理论及组合梁荷载计算公式,判断离层可能发生的位置:
( q n ) 1 = E 1 h 1 3 ( γ 1 h 1 + γ 2 h 2 + ... + γ n h n ) E 1 h 1 3 + E 2 h 2 3 + ... + E n h n 3 - - - ( 1 )
当(qn+1)1<(qn)1,(qn)1为该组第n层对第1层的载荷,就说明第n+1层岩层对第1层岩层施加不到载荷了,此时认为第n分层与第n+1分层之间是具备发生离层条件的位置;
将顶板岩梁模型简化为简支梁受均布荷载作用,计算岩层的挠度:
w i = 5 q i L 4 384 E i I i - - - ( 2 )
式中,Ei为第i个关键岩层的弹性模量;qi为作用在第i个关键岩层的荷载,根据式(1)求得;L=B+2B0,B为巷道宽度,B0为附加跨度;Ii为惯性矩,Ii=hi 3/12,hi为第i个关键岩层的高度;
根据普氏理论,侧壁处与破裂面的夹角为求得附加跨度:
式中,H为巷道高度,为巷帮岩体的内摩擦角;
离层值b应为两个相邻层组之间的挠度差:
b=wi-wi+1 (4)
步骤2、离层单独作用下锚杆的荷载计算
全长锚固锚杆长度L,x为距离巷道表面的距离,x0为离层发生位置,锚固体直径D,锚杆直径为d,锚杆弹性模量Eb,浆体弹性模量Eg,复合弹性模量锚杆界面剪应力为τ(x),轴力为P(x),剪切位移为u(x);根据岩层移动时拉拔荷载对锚杆的作用机理,建立理论模型,采用二阶段线性剪切滑移模型,对离层作用荷载进行弹塑性分析;
d u ( x ) d x = - 4 P ( x ) πD 2 E a - - - ( 5 )
d P ( x ) d x = - π D τ ( x ) - - - ( 6 )
结合式(5)、(6)有:
d 2 u dx 2 - 4 τ ( u ) DE a = 0 - - - ( 7 )
弹性状态时,接触面上剪应力与剪切位移成比例变化,K为剪切刚度系数,主要与围岩和注浆材料有关,锚固体界面剪应力表示为:
τ(u)=Ku
(8)
将式(8)代入式(7),得到:
d 2 u dx 2 - 4 K u DE α = 0 - - - ( 9 )
解微分方程:
u(x)=C1eβx+C2e-βx (10)
根据式(5)可以求得:
P ( x ) = πD 2 E a β 4 ( C 2 e - β x - C 1 e β x ) - - - ( 11 )
离层会对锚杆产生拉拔作用,基于拉拔荷载对锚杆的作用机理,假设离层处产生的外荷载为P0,代入边界条件:离层左侧锚固段始端P(x)|x=0=0,离层右侧锚固段锚固段P(x)|x=L=0,分别求出系数C1、C2,得到离层左右两侧锚固体剪切位移、剪应力和轴力的分布:
临空面到离层段:
u 1 ( x ) = 4 P 0 πD 2 βE a · c h ( β x ) s h ( βx 0 ) - - - ( 12 )
P 1 ( x ) = P 0 s h ( β x ) s h ( βx 0 ) - - - ( 13 )
τ 1 ( x ) = βP 0 c h ( β x ) π D s h ( βx 0 ) - - - ( 14 )
离层到岩体内部:
u 2 ( x ) = 4 P 0 πD 2 βE a · c h [ β ( L - x ) ] s h [ β ( L - x 0 ) ] - - - ( 15 )
P 2 ( x ) = P 0 s h [ β ( L - x ) ] s h [ β ( L - x 0 ) ] - - - ( 16 )
τ 2 ( x ) = βP 0 c h [ β ( L - x ) ] π D s h [ β ( L - x 0 ) ] - - - ( 17 )
弹性状态下,离层值b就等于离层左右两侧锚固体界面相对剪切位移之和:
b = u ( x ) = u 1 ( x 0 ) + u 2 ( x 0 ) = 4 P 0 πD 2 βE a [ c t h ( βx 0 ) + c t h [ β ( L - x 0 ) ] ] - - - ( 18 )
令ω=|ct h(βx0)+ct h[β(L-x0)]],由(18)式得:
P 0 = πD 2 βE a b 4 ω - - - ( 19 )
锚杆在拉拔荷载P作用下,根据式(11),代入边界条件:锚固段始端P(x)|x=0=P,锚固段末端P(x)|x=L=0,可求出C1、C2,将C1、C2代入式(10)得:
u ( x ) = 4 P πD 2 βE a · c h [ β ( L - x ) ] s h ( β L ) - - - ( 20 )
相应的,锚固体轴力及与围岩界面剪应力分布公式为:
P ( x ) = P s h [ β ( L - x ) ] s h ( β L ) - - - ( 21 )
τ ( x ) = β P c h [ β ( L - x ) ] π D s h ( β L ) - - - ( 22 )
当荷载相对较大时,锚固段始端剪应力达到界面抗剪强度,界面会发生脱粘破坏,孔壁周围的岩体将进入塑性阶段,第二阶段的剪应力与位移关系曲线可得:
τ(u)=τs (23)
将式(23)代入式(7)得到塑性部分位移:
d 2 u dx 2 - 2 τ s DE α = 0 - - - ( 24 )
如果不考虑界面脱粘情况,按照锚固体与围岩体完全粘结情况获得的剪应力沿锚杆分布,实际情况中,当界面剪应力超过界面抗剪强度时,就会发生滑移,剪应力沿锚杆轴向会发生重新分布,峰值点会向锚杆后部移动,相应滑移段上的剪应力为界面的残余强度,考虑界面脱粘情况的剪应力分布;
设离层左右两侧剪应力大于界面抗剪强度的锚固段长度分别为L0,依据另滑移前曲线在0~L0范围下的面积等于滑移后曲线0~Ls范围下的面积,计算出滑移范围Ls
L 0 = L - 1 β a r c c h [ πDτ e β P s h ( β L ) ] - - - ( 26 )
L s = P πDτ s [ 1 - s h [ β ( L - L 0 ) ] s h ( β L ) ] - - - ( 27 )
根据式(26)可以求得:
弹、塑性转折点处根据式(22)得P′=P-πDτsLs,代入式(27)求出C3
根据式(12),此时弹性部分位移:
弹性部分锚固体轴力及与围岩界面剪应力分布公式为:
当x=Ls时,u(x)=u(x),结合式(3.36)、(3.37)推导出C4,代入C3、C4得:
离层对锚杆作用荷载的弹塑性分析,临空面到离层段:
L 01 = x 0 - 1 β a r c c h [ πDτ e βP 0 s h ( βx 0 ) ] - - - ( 33 )
L s 1 = P 0 πDτ s [ 1 - s h [ β ( x 0 - L 01 ) ] s h ( βx 0 ) ] - - - ( 34 )
离层到岩体内部:
L 02 = L - x 0 - 1 β a r c h [ πDτ e βP 0 s h [ β ( L - x 0 ) ] ] - - - ( 35 )
L s 2 = P 0 πDτ s [ 1 - s h [ β ( L - x 0 - L 02 ) ] s h [ β ( L - x 0 ) ] ] - - - ( 36 )
根据上节理论推断,改变边界条件,可得离层左右两侧弹、塑性剪切位移:
临空面到离层段:
离层到岩体内部:
式中,P′=P0-πDτsLs1;P″=P0-πDτsLs2
由此得到在不考虑锚杆外端托盘影响时,界面处于弹塑性状态下锚固体的剪应力及轴力分布;
临空面到离层段-塑性:
τ1塑(x)=τs (41)
P1塑(x)=P0+πDτs(x-x0) (42)
离层到岩体内部-塑性:
τ2塑(x)=τs (43)
P2塑(x)=P0-πDτs(x-x0) (44)
临空面到离层段-弹性:
离层到岩体内部-弹性:
式中,Pe1、Pe2分别为离层左右两侧处于临界滑动状态时的极限拉拔力,
考虑界面脱粘情况,离层值b的表达式如下:
①x0在锚杆左侧,当Pe1<P0<Pe2时,即离层左侧锚固体界面开始滑移,进入弹塑性阶段,右侧仍为弹性阶段:
当P0>Pe2时(x0≠Ls1),离层左右两侧锚固体界面均进入弹塑性阶段:
当x0=Ls1时,即左侧全部进入塑性阶段,根据式(32)令Ls=Ls1+Ls2,可推断出离层值为:
②x0在锚杆右侧,当Pe2<P0<Pe1时,即离层右侧锚固体界面开始滑移,进入弹塑性阶段,左侧仍为弹性阶段:
当P0>Pe1时,离层左右两侧锚固体界面均进入滑移阶段:b2′=b2(L-x0≠Ls2);当L-x0=Ls2时,即右侧全部进入塑性阶段,离层值为:
当离层值确定时,通过公式(49)~(53)可以确定出离层处锚杆轴力P0
局部锚固锚杆都要施加一定的预紧力,无离层条件下,杆体受到预紧力作用的同时还受到围岩变形的相互作用;当岩体中出现离层后,随着离层的扩展,离层对杆体的影响会越来越大,考虑主要因素对杆体的影响,理论模型分为两部分:局部锚固锚杆施加预紧力和锚杆受离层单独作用模型,r0为圆形巷道半径,Q为施加在锚杆上的预紧力;
τ=τ′±τ1,2 (54)P=πD∫|τ|dx (55)
式中,τ′为无离层情况下锚杆的剪应力;τ1,2为离层产生的附加应力,下标1,2表示离层左右两侧;系统剪应力与离层产生的剪应力方向一致时,取正号;反之,取负号;
计算出P0,代入公式(14)和(18),结合公式(54)剪应力按照弹性方法叠加,叠加后的剪应力大于抗剪强度时,进入弹塑性阶段,再根据式(24)~(27)计算出离层左右两侧的滑移范围Ls1、Ls2
步骤3、锚杆支护参数设计
巷道高H,半跨宽a,按照塑性区范围和冒落拱高度计算锚杆有效长度,两者取较大值:
等效圆半径r0为:
r 0 = a 2 + ( H / 2 ) 2 - - - ( 56 )
则不支护时煤巷内部最大非弹性区半径Rp为:
顶部非弹性区深度:l2=Rp-H/2 (58)
冒落拱高度:
基于悬吊理论,锚杆承载力设计值应不小于冒落拱内围岩的重量:
N=k·bm·a1·a2·γ (60)
式中,k为安全系数,取1.5;γ为巷道顶部围岩容重;a1、a2为锚杆间排距,通常取a1=a2=a;N为锚杆承载力设计值;
锚杆间排距:
a = N k b γ - - - ( 61 )
锚杆直径:
d = 4 N π [ σ ] - - - ( 62 )
锚杆的锚固长度:
L d = k N πDq r - - - ( 63 )
锚杆的设计长度为:
L=l2+Ld+L (64)
式中,Pmax为锚杆承受的最大轴力;N为锚杆承载力设计值;[σ]为锚杆的允许抗拉强度;qr为锚固体与岩石孔壁间的粘结强度设计值;b为冒落拱高度;k为安全系数,取1.5~2.0;L为锚杆外端长度,一般取0.1m。
2.根据权利要求1所述的巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法,其特征在于,步步骤3中,当外荷载增大时,锚杆的支护参数均有所调整,为确保支护设计的安全性,应增加锚杆的直径和锚固长度;在锚杆所受荷载超过设计锚固力时,应减小锚杆的间排距,离层条件下杆体的外荷载明显增加,将离层的作用荷载考虑到系统锚杆支护设计中,根据公式(54)和(55)确定锚杆荷载。
CN201610739647.5A 2016-08-26 2016-08-26 一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法 Active CN106709123B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610739647.5A CN106709123B (zh) 2016-08-26 2016-08-26 一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610739647.5A CN106709123B (zh) 2016-08-26 2016-08-26 一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN106709123A true CN106709123A (zh) 2017-05-24
CN106709123B CN106709123B (zh) 2020-07-21

Family

ID=58940309

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201610739647.5A Active CN106709123B (zh) 2016-08-26 2016-08-26 一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN106709123B (zh)

Cited By (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107798184A (zh) * 2017-10-19 2018-03-13 武汉科技大学 一种采空区临界大冒落跨度的确定方法
CN108425695A (zh) * 2018-03-08 2018-08-21 内蒙古伊泰煤炭股份有限公司 大巷道交叉点支护及其设计方法、优化方法
CN108894220A (zh) * 2018-07-26 2018-11-27 辽宁工程技术大学 一种扩径挤压摩擦锚杆锚索结构设计方法
CN109488375A (zh) * 2018-10-24 2019-03-19 中国矿业大学 一种基于岩梁挠度对比的煤层顶板覆岩离层位置判别方法
CN110778342A (zh) * 2019-11-26 2020-02-11 中铁第四勘察设计院集团有限公司 铁路隧道的波纹钢板内衬拱脚结构及其优化设计方法
CN110851953A (zh) * 2019-09-30 2020-02-28 中铁十二局集团有限公司 穿越无填充型溶洞长锚索锚固力的计算方法、系统及介质
CN113158304A (zh) * 2021-04-02 2021-07-23 交通运输部公路科学研究所 一种锚杆与隧道围岩协同承载的计算分析方法
CN113283054A (zh) * 2021-04-20 2021-08-20 中国科学院武汉岩土力学研究所 一种锚杆加固效果的计算方法以及相关设备
CN116595850A (zh) * 2023-05-22 2023-08-15 中国矿业大学 恒定预紧力端锚粗糙层状岩体剪切增韧颗粒流数值方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101178008A (zh) * 2007-12-05 2008-05-14 太原理工大学 煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法
KR20120009967A (ko) * 2010-07-23 2012-02-02 김현승 호수나 연못 바닥면에 침적된 오니류의 흡착/분리방법 및 그 장치
CN104794365A (zh) * 2015-05-06 2015-07-22 南华大学 一种基于数学模型预测锚杆极限承载力的计算方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101178008A (zh) * 2007-12-05 2008-05-14 太原理工大学 煤矿巷道破碎两帮锚固支护方法
KR20120009967A (ko) * 2010-07-23 2012-02-02 김현승 호수나 연못 바닥면에 침적된 오니류의 흡착/분리방법 및 그 장치
CN104794365A (zh) * 2015-05-06 2015-07-22 南华大学 一种基于数学模型预测锚杆极限承载力的计算方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
张文军 等: "锚杆支护巷道顶板离层监测系统软件的开发", 《辽宁工程技术大学学报》 *
鞠文君 等: "锚杆支护巷道顶板离层界限确定方法", 《煤炭科学技术》 *

Cited By (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107798184A (zh) * 2017-10-19 2018-03-13 武汉科技大学 一种采空区临界大冒落跨度的确定方法
CN107798184B (zh) * 2017-10-19 2021-04-02 武汉科技大学 一种采空区临界大冒落跨度及时间的确定方法
CN108425695A (zh) * 2018-03-08 2018-08-21 内蒙古伊泰煤炭股份有限公司 大巷道交叉点支护及其设计方法、优化方法
CN108894220A (zh) * 2018-07-26 2018-11-27 辽宁工程技术大学 一种扩径挤压摩擦锚杆锚索结构设计方法
CN109488375A (zh) * 2018-10-24 2019-03-19 中国矿业大学 一种基于岩梁挠度对比的煤层顶板覆岩离层位置判别方法
CN110851953A (zh) * 2019-09-30 2020-02-28 中铁十二局集团有限公司 穿越无填充型溶洞长锚索锚固力的计算方法、系统及介质
CN110851953B (zh) * 2019-09-30 2023-05-26 中铁十二局集团有限公司 穿越无填充型溶洞长锚索锚固力的计算方法、系统及介质
CN110778342A (zh) * 2019-11-26 2020-02-11 中铁第四勘察设计院集团有限公司 铁路隧道的波纹钢板内衬拱脚结构及其优化设计方法
CN113158304A (zh) * 2021-04-02 2021-07-23 交通运输部公路科学研究所 一种锚杆与隧道围岩协同承载的计算分析方法
CN113283054A (zh) * 2021-04-20 2021-08-20 中国科学院武汉岩土力学研究所 一种锚杆加固效果的计算方法以及相关设备
CN116595850A (zh) * 2023-05-22 2023-08-15 中国矿业大学 恒定预紧力端锚粗糙层状岩体剪切增韧颗粒流数值方法
CN116595850B (zh) * 2023-05-22 2023-11-17 中国矿业大学 恒定预紧力端锚粗糙层状岩体剪切增韧颗粒流数值方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN106709123B (zh) 2020-07-21

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN106709123A (zh) 一种巷道离层型顶板锚杆支护的设计方法
Ng The state-of-the-art centrifuge modelling of geotechnical problems at HKUST
AU2016405114B2 (en) Method for designing supporting parameters of transition support for mixed mining face of filling and fully-mechanized mining
CN110688696B (zh) 一种隧道支护结构的参数确定方法及装置
US20140010600A1 (en) Soil reinforcement system including angled soil reinforcement elements to resist seismic shear forces and methods of making same
CN109235509B (zh) 顺向双滑动面岩体边坡锚杆加固参数的优化测定方法
CN111967080A (zh) 基于统一强度理论的隧道力学模型构建方法
CN111651902B (zh) 一种昔格达地层岩质边坡稳定性计算的拟动力下限法
Yang et al. Numerical simulation of layered anti-inclined mining slopes based on different free face characteristics
CN105926637A (zh) 一种保护既有地铁的预应力支护体系及设计和施工方法
Wang et al. Distribution characteristics analysis of pressure-arch in horizontal stratified rocks under coal mining conditions
Wang et al. Research on mechanical properties of U-shaped retractable gangue prevention structure of gob-side entry by roof cutting and pressure releasing in deep mining
CN101581225A (zh) 可缩增阻式锚杆预应力控制部件
Dalal et al. Effect of Increasing Ductility Factors on the Performance of a Steel Moment Resisting Frame Designed by the Performance Based Plastic Design Method attuned with Indian Code of Practice
CN105095585B (zh) 锚杆抗浮地下室整体协同设计方法
El-Bayoumi et al. Dynamic analysis of high rise seismically isolated buildings
CN113987645B (zh) 一种山区斜坡直-斜组合桩基简化的内力计算方法
CN206554962U (zh) 一种交拱式让压锚杆托盘
Sun et al. Reliability analysis of the suspension device in the refit of a tracked vehicle
Ren et al. Research on stability of overburden structure around longwall mining face in steeply dipping seam group
Liang et al. Design method for drilled shaft stabilization of unstable slopes
CN108824442A (zh) 一种裙边加固基坑被动土压力计算方法及系统
Schubert Support design for tunnels with deep overburden in weak rock
Ebadi et al. Application of Lower Grade Steel on Dynamic Behavior of X-braces in Shear Part 2: Advanced Nonlinear Static and Incremental Dynamic Analyses (IDA)
Ter-Martirosyan et al. Estimation of residual stresses at the interface between ground anchor and surrounding soil under pressure grouting

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant