CN109339834A - 一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种锚杆‑锚索协同变形受力的支护方法,解决了锚杆‑锚索支护参数设计和提升锚固效果的技术问题,其包括:A.确定巷道围岩破坏范围,计算巷道围岩所需支护强度;B.巷道顶板下沉量预计;C.初定锚杆和锚索的支护材料,进行锚杆和锚索性能测试;D.确定锚杆和锚索长度;包括:D1.确定锚杆和锚索自由段长度;D2.计算锚杆和锚索长度;E.锚杆和锚索强度校核,当不满足强度要求时重复步骤C;F.确定锚杆和锚索的间排距;包括:F1.预设锚杆间排距,计算锚杆支护强度;F2.计算锚索所需的支护强度,确定锚索间排距;F3.间排距合理性验证。G.锚杆和锚索施工并监测。本方法具有设计合理,操作简便,可靠性高等优点。

Description

一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法
技术领域
本发明涉及矿井巷道支护技术领域,尤其是一种根据锚杆-锚索协同变形受力的原理设计合理的锚杆-锚索支护参数的巷道支护方法。
背景技术
目前随着我国煤炭资源的开采,矿井巷道的数量增长迅速,锚杆支护占煤矿巷道支护的比例最大,但是单一的锚杆支护难以满足巷道围岩控制的要求,因此锚杆锚索联合支护的形式被广泛的应用。现有的锚杆-锚索联合支护设计中,一般锚杆、锚索最大支护能力常采用设计锚固力,但实际工程中锚杆、锚索难以同时达到设计锚固力,因此存在设计参数不合理的技术问题,并且会造成支护结构的资源浪费。
在矿井巷道现场工程中,锚杆、锚索支护以后,随着锚杆支护范围内顶板离层产生、扩展,锚杆杆体与锚索索体均受拉,产生拉伸变形,且变形量相同均为锚杆支护范围内顶板离层量。然而,煤矿所用的锚杆和锚索的长度与延伸率均不同,被拉断时最大拉伸量往往也不相同。其中,锚杆杆体伸缩率一般为15%~25%、锚索索体伸缩率约3.5%~7%。随着锚杆支护范围内顶板离层量不断增大,锚杆或锚索易出现因下沉量超过拉伸量的极限而造成一方先破断失稳,使得支护体系实际支护强度发生突降,进而诱发未破断的锚杆或锚索因所需支护强度突增超过实际支护能力导致支护破坏,这就易造成锚杆与锚索联合支护体全部失效,易引起巷道顶板发生大面积坍塌冒落事故。因此需要对现有的锚杆-锚索支护设计方法进行进一步的改进,以充分发挥锚杆和锚索的支护性能,避免不合理的支护设计。
发明内容
为解决设计合理的锚杆-锚索支护参数,提升巷道锚固效果的技术问题,本发明提供了一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,具体技术方案如下。
一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,步骤包括:
A.确定巷道围岩破坏范围,计算巷道围岩所需支护强度;所述围岩破坏范围通过理论计算或现场实测的方法获取,所述支护强度通过理论计算确定;
B.巷道顶板下沉量预计;包括根据梁弯曲公式计算最大挠度;
C.初定锚杆和锚索的支护材料,进行锚杆和锚索性能测试;包括根据矿井相邻巷道支护材料预设锚杆锚索的支护材料,所述锚杆和锚索性能测试包括延伸率和屈服载荷;
D.确定锚杆和锚索长度;步骤包括:D1.确定锚杆和锚索自由段长度;D2.计算锚杆和锚索长度;
E.锚杆和锚索强度校核,当不满足强度要求时重复步骤C;所述强度校核包括最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆和锚索受力;
F.确定锚杆和锚索的间排距;步骤包括:F1.预设锚杆间排距,计算锚杆支护强度;F2.计算锚索所需支护强度,确定锚索间排距;F3.锚杆、锚索间排距合理性验证;
G.绘制支护设计图,巷道内施工锚杆和锚索,测量锚杆和锚索受力,监测顶板离层量。
优选的是,步骤A中的巷道围岩破坏范围利用冒落拱理论或弹塑性理论进行计算,巷道围岩破坏范围利用钻孔电视探测方法进行测量;所述支护强度P0利用悬吊理论、组合拱理论或加固拱理论进行计算。
优选的是,步骤B中的梁弯曲公式为:
实测顶板岩层容重γ,顶板岩层弹性模量E,巷道宽度L,顶板岩层厚度m0;计算巷道顶板下沉量即最大挠度ω。
优选的是,步骤C中所述锚杆和锚索性能通过室内拉拔试验进行测试,通过室内拉拔实验得到锚杆和锚索的延伸量与受力关系曲线。
优选的是,步骤D中,D1步骤的自由段长度根据锚杆-锚索协同变形原理计算,其中锚杆自由段最大延伸量δ1和锚索自由段最大延伸量δ2相等,根据自由段长度、巷道顶板下沉量和最大延伸量的关系公式:δ1=L1×ε1=δ2=L2×ε2=ω,确定锚杆和锚索的自由段长度;D2步骤的锚杆和锚索长度计算具体为:计算锚杆长度Lb,首先确定锚杆锚固段长度Lb0和锚杆外露段长度Lb1,再根据公式Lb=L1+Lb0+Lb1确定;计算锚索长度Lc,首先确定锚索锚固段长度Lc0和锚索外露段长度Lc1,再根据公式Lc=L2+Lc0+Lc1确定。
进一步优选的是,锚杆锚固段长度取值范围为0.3~0.5m,锚杆外露段长度取值范围为0.1~0.3m;所述锚索锚固段长度取值范围为1~1.5m,锚索外露段长度取值范围为0.2~0.3m。
优选的是,步骤E中的锚杆和锚索强度校核包括对比最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆受力F1和锚杆屈服载荷[F1]的大小关系,对比最大巷道顶板下沉量条件下的锚索受力F2和锚索屈服载荷[F2]的大小关系。
优选的是,步骤F中,F1步骤的预设锚杆间排距包括确定巷道走向单位长度内锚杆的数量nb,根据最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆受力F1和锚杆实际工作系数ηb,计算锚杆支护强度Pb,计算公式为:Pb=ηbnb F1;F2步骤的锚索支护强度Pc计算公式为:Pc=P0-Pb;根据锚索实际工作系数ηc、和最大巷道顶板下沉量条件下的锚索受力F2,计算巷道走向单位长度内锚索的数量nc,计算公式为:
根据巷道走向单位长度内锚索的数量nc确定锚索间排距;F3步骤中若巷道走向单位长度内锚索的数量nc大于巷道走向单位长度内锚杆的数量nb则重复步骤F1。
本发明的有益效果包括:
(1)本方法通过采用锚杆、锚索协同变形为依据进行锚杆、锚索长度确定,能够使锚杆、锚索支护性能得到充分发挥,避免了传统支护设计中因忽视锚杆、锚索的最大拉伸量的差异导致的,锚杆或锚索因拉伸量过大发生一方先破断引发支护体整体失效的现象,从而大大降低了因锚杆或锚索一方破断失效诱发支护体整体失效,从而造成顶板大面积塌冒事故的概率。
(2)锚杆、锚索支护中两者最大支护能力是按照试验测得顶板下沉量极限值时的实际受力,使锚杆、锚索支护能力得到充分发挥,解决了锚杆、锚索支护设计中锚固力按最大值计算而实际工程中两者不能同时达到的矛盾,依此获取的锚杆、锚索支护参数更为准确。
(3)本方法设计获取的锚杆、锚索长度更加合理,既避免了锚杆或锚索过长带来的支护材料浪费,又防止了锚杆或锚索过短造成顶板潜在坍塌危险。
另外本发明还具有计算简便,操作方便,适用性强等优点。
附图说明
图1是一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法的流程图;
图2是巷道剖面支护设计图;
图3是巷道顶板支护设计图;
图中:1-锚杆;2-锚索。
具体实施方式
结合图1至图3所示,本发明提供的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,具体实施方式如下。一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,如图1所示,步骤包括:
步骤A.确定巷道围岩破坏范围,计算巷道围岩所需支护强度;所述围岩破坏范围通过理论计算或现场实测的方法获取,所述支护强度通过理论计算确定;
在本步骤中,巷道围岩破坏范围利用冒落拱理论或弹塑性理论进行计算,巷道围岩破坏范围利用钻孔电视探测方法进行测量。支护强度P0利用悬吊理论、组合拱理论或加固拱理论进行计算。
步骤B.巷道顶板下沉量预计;包括根据梁弯曲公式计算最大挠度;
在本步骤中的梁弯曲公式为:
其中,实测顶板岩层容重γ,顶板岩层弹性模量E,巷道宽度L,顶板岩层厚度m0,计算巷道顶板下沉量即最大挠度ω。
步骤C.初定锚杆和锚索的支护材料,进行锚杆和锚索性能测试;包括根据矿井相邻巷道支护材料预设锚杆锚索的支护材料,所述锚杆和锚索性能测试包括延伸率和屈服载荷;
锚杆和锚索性能通过室内拉拔试验进行测试,通过室内拉拔实验得到锚杆和锚索的延伸量与受力关系曲线。
步骤D.确定锚杆和锚索长度。
本步骤包括:
D1.确定锚杆和锚索自由段长度,自由段长度根据锚杆-锚索协同变形原理计算。其中锚杆自由段最大延伸量δ1和锚索自由段最大延伸量δ2相等,根据自由段长度、巷道顶板下沉量和最大延伸量的关系公式:δ1=L1×ε1=δ2=L2×ε2=ω,确定锚杆和锚索的自由段长度。
D2.计算锚杆和锚索长度,锚杆和锚索长度计算具体为:计算锚杆长度Lb,首先确定锚杆锚固段长度Lb0和锚杆外露段长度Lb1,再根据公式Lb=L1+Lb0+Lb1确定。计算锚索长度Lc,首先确定锚索锚固段长度Lc0和锚索外露段长度Lc1,再根据公式Lc=L2+Lc0+Lc1确定。其中锚杆锚固段长度取值范围为0.3~0.5m,锚杆外露段长度取值范围为0.1~0.3m;所述锚索锚固段长度取值范围为1~1.5m,锚索外露段长度取值范围为0.2~0.3m。
步骤E.锚杆和锚索强度校核,当不满足强度要求时重复步骤C。强度校核包括最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆和锚索受力。
本步骤中的锚杆和锚索强度校核包括对比最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆受力F1和锚杆屈服载荷[F1]的大小关系,对比最大巷道顶板下沉量条件下的锚索受力F2和锚索屈服载荷[F2]的大小关系。
采用锚杆、锚索协同变形为依据进行锚杆、锚索长度确定,能够使锚杆、锚索支护性能得到充分发挥,避免了传统支护设计中因忽视锚杆、锚索的最大拉伸量的差异导致的,锚杆或锚索因拉伸量过大发生一方先破断引发支护体整体失效现象。
步骤F.确定锚杆和锚索的间排距。
本步骤包括:
F1.预设锚杆间排距,计算锚杆支护强度。其中预设锚杆间排距包括确定巷道走向单位长度内锚杆的数量nb,根据最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆受力F1和锚杆实际工作系数ηb,计算锚杆支护强度Pb,计算公式为:Pb=ηbnb F1
F2.计算锚索所需支护强度,确定锚索间排距。其中锚索支护强度Pc计算公式为:Pc=P0-Pb;根据锚索实际工作系数ηc、和最大巷道顶板下沉量条件下的锚索受力F2,计算巷道走向单位长度内锚索的数量nc,计算公式为:
根据巷道走向单位长度内锚索的数量nc确定锚索间排距。
F3.锚杆、锚索间排距合理性验证,若巷道走向单位长度内锚索的数量nc大于巷道走向单位长度内锚杆的数量nb则重复步骤F1。
锚杆、锚索支护中两者最大支护能力是按照试验测得顶板下沉量极限值时的实际受力,使锚杆、锚索支护能力得到充分发挥,解决了锚杆、锚索支护设计中锚固力按最大值计算而实际工程中两者不能同时达到的矛盾,依此获取的锚杆、锚索支护参数更为准确。
步骤G.绘制支护设计图,在巷道内施工锚杆和锚索,测量锚杆和锚索受力,监测顶板离层量,从而验证支护效果,保证巷道的支护安全。其中在巷道断面设计图的基础上根据步骤A~F的计算结果绘制支护设计图,方便设计施工使用。本方法设计获取的锚杆、锚索长度更加合理,既避免了锚杆或锚索过长带来的支护材料浪费,又防止了锚杆或锚索过短造成顶板潜在坍塌危险。
实施例2
本实施例结合某矿工程实例,对本发明提供的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法的具体实施方式做进一步的说明。某矿主采3-1煤,煤层厚度平均3.6m,煤层层位稳定,厚度变化不大。顶板岩层自下向上依次为砂质泥岩平均厚度约为1.4m;细砂岩平均厚度约为2.8m;粉砂岩平均厚度约为7m。辅助运输平巷沿底掘进,断面形状为矩形,巷道尺寸宽×高为4.6×3.6m,如图1所示,采用锚杆-锚索联合支护设计的具体实施步骤如下。
步骤A.确定巷道围岩破坏范围,计算巷道围岩所需支护强度。
根据现场工程状况,利用钻孔电视探测方法获得巷道顶板塑性区范围b具体为1.8m。并依据悬吊理论,由于锚杆-锚索须能够承担破坏围岩重量,确定巷道走向方向单位长度所需支护强度P0,安全系数k取3,顶板岩层容重γ取25kN/m3,塑性区范围b取1.8m,巷道宽为4.6m,计算得P0=kγbD=3×25×1.8×4.6=621kN。
步骤B.巷道顶板下沉量预计,根据梁弯曲公式计算最大挠度即巷道顶板的最大下沉量。
实测顶板岩层容重γ为25kN/m3,顶板岩层弹性模量E为455MPa,巷道宽度L为4.6m,顶板岩层厚度m0为1.8m,计算巷道顶板下沉量即最大挠度ω。
本步骤中的梁弯曲公式计算顶板下沉量为:得到最大巷道顶板下沉量为0.237m。
步骤C.初定锚杆和锚索的支护材料,进行锚杆和锚索性能测试。结合工程实际,根据矿井相邻巷道支护材料预设锚杆锚索的支护材料,预设顶板锚杆为螺纹钢锚杆,直径为20mm。锚索为钢绞线锚索,直径为17.8mm。通过锚杆和锚索拉拔力实验,得到所选锚杆和锚索延伸率及屈服载荷,其中锚杆延伸率ε1为18.8%,锚杆的屈服载荷[F1]为149kN;锚索延伸率ε2为6.1%,锚索的屈服载荷[F2]为348kN。
步骤D.确定锚杆和锚索长度。
本步骤包括:
D1.确定锚杆和锚索自由段长度,自由段长度根据锚杆-锚索协同变形原理计算。其中锚杆自由段最大延伸量δ1和锚索自由段最大延伸量δ2相等,根据自由段长度、巷道顶板下沉量和最大延伸量的关系公式:δ1=L1×ε1=δ2=L2×ε2=ω,确定锚杆和锚索的自由段长度,计算得到锚杆的自由段长度为根据实际取自由段长度为1.4m的锚杆;计算得锚索的自由段长度为根据实际取自由段长度为4.4m的锚索。
D2.计算锚杆和锚索长度,锚杆和锚索长度计算具体为:计算锚杆长度Lb,首先确定锚杆锚固段长度Lb0和锚杆外露段长度Lb1,再根据公式Lb=L1+Lb0+Lb1确定。计算锚索长度Lc,首先确定锚索锚固段长度Lc0和锚索外露段长度Lc1,再根据公式Lc=L2+Lc0+Lc1确定。结合矿井相邻巷道的支护情况,计算取锚杆长度Lb=L1+Lb0+Lb1=1.4+0.4+0.2=2.0m,锚索长度Lc=L2+Lc0+Lc1=4.4+1.5+0.3=6.2m。其中锚杆锚固段长度取值范围为0.3~0.5m,锚杆外露段长度取值范围为0.1~0.3m;所述锚索锚固段长度取值范围为1~1.5m,锚索外露段长度取值范围为0.2~0.3m。
步骤E.锚杆和锚索强度校核,当不满足强度要求重复步骤C。强度校核包括最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆和锚索受力。
本步骤中的锚杆和锚索强度校核包括对比最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆受力F1和锚杆屈服载荷[F1]的大小关系,对比最大巷道顶板下沉量条件下的锚索受力F2和锚索屈服载荷[F2]的大小关系。该巷道最大顶板下沉量为0.237m时锚杆和锚索拉伸受力大小分别为115kN和230kN,没有超过锚杆和锚索屈服载荷,此时锚杆和锚索长度合适。
采用锚杆、锚索协同变形为依据进行锚杆、锚索长度确定,能够使锚杆、锚索支护性能得到充分发挥,避免了传统支护设计中因忽视锚杆、锚索的最大拉伸量的差异导致的,锚杆或锚索因拉伸量过大发生一方先破断引发支护体整体失效现象。
步骤F.确定锚杆和锚索的间排距。
本步骤包括:
F1.预设锚杆间排距,计算锚杆支护强度。本实施例中根据矿井之前的支护参数,预设锚杆间排距为1m×1m,预设锚杆间排距包括确定巷道走向单位长度内锚杆的数量nb为5根,根据最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆受力F1取115kN,锚杆实际工作系数ηb取0.7,计算锚杆支护强度Pb,计算公式为:Pb=ηbnb F1=0.7×5×115=402.5kN,得到锚杆支护强度Pb为402.5kN。
F2.计算锚索所需支护强度,确定锚索间排距。其中锚索支护强度Pc计算公式为:Pc=P0-Pb=621-402.5=218.5kN;根据锚索实际工作系数ηc、和最大巷道顶板下沉量条件下的锚索受力F2,计算巷道走向单位长度内锚索的数量nc,计算公式为:
根据巷道走向单位长度内锚索的数量nc,根据实际取1.5,确定锚索间排距1.8m×2.0m。
F3.锚杆、锚索间排距合理性验证,若巷道走向单位长度内锚索的数量nc大于巷道走向单位长度内锚杆的数量nb则重复步骤F1。根据上述计算结果,锚杆间排距为1m×1m,锚索间排距为1.8m×2.0m,锚杆间排距小于锚索间排距,因此设计的锚杆锚索间排距满足要求,设计的支护参数合理。
锚杆、锚索支护中两者最大支护能力是按照试验测得顶板下沉量极限值时的实际受力,使锚杆、锚索支护能力得到充分发挥,解决了锚杆、锚索支护设计中锚固力按最大值计算而实际工程中两者不能同时达到的矛盾,依此获取的锚杆、锚索支护参数更为准确。
步骤G.绘制支护设计图。根据步骤A~F的计算结果最终巷道顶部支护方案为锚杆和锚索联合支护,锚杆采用螺纹钢锚杆,长度为2.0m,直径为20mm,根据巷道断面尺寸4.6×3.6m,锚杆间排距为1m×1m,矩形布置;锚索采用高强度地松弛预应力钢绞线,长度为6.2m,直径为17.8mm,锚索间排距为1.8m×2.0m,矩形布置,绘制支护设计图,如图2和图3所示,方便施工。
该支护设计施工后,经现场监测表明,锚杆受力最大达82kN,锚索受力最大达187kN,顶板离层量56mm。支护效果好,未发生支护体失效和顶板坍塌冒落情况。由此说明本方法设计获取的锚杆、锚索长度更加合理,既避免了锚杆或锚索过长带来的支护材料浪费,又防止了锚杆或锚索过短造成顶板潜在坍塌危险。
当然,上述说明并非是对本发明的限制,本发明也并不仅限于上述举例,本技术领域的技术人员在本发明的实质范围内所做出的变化、改型、添加或替换,也应属于本发明的保护范围。

Claims (8)

1.一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,其特征在于,步骤包括:
A.确定巷道围岩破坏范围,计算巷道围岩所需支护强度;所述围岩破坏范围通过理论计算或现场实测的方法获取,所述支护强度通过理论计算确定;
B.巷道顶板下沉量预计;包括根据梁弯曲公式计算最大挠度;
C.初定锚杆和锚索的支护材料,进行锚杆和锚索性能测试;包括根据矿井相邻巷道支护材料预设锚杆锚索的支护材料,所述锚杆和锚索性能测试包括延伸率和屈服载荷;
D.确定锚杆和锚索长度;步骤包括:D1.确定锚杆和锚索自由段长度;D2.计算锚杆和锚索长度;
E.锚杆和锚索强度校核,当不满足强度要求时重复步骤C;所述强度校核包括最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆和锚索受力;
F.确定锚杆和锚索的间排距;步骤包括:F1.预设锚杆间排距,计算锚杆支护强度;F2.计算锚索所需支护强度,确定锚索间排距;F3.锚杆、锚索间排距合理性验证;
G.绘制支护设计图,巷道内施工锚杆和锚索,测量锚杆和锚索受力,监测顶板离层量。
2.根据权利要求1所述的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,其特征在于,所述步骤A中的巷道围岩破坏范围利用冒落拱理论或弹塑性理论进行计算,巷道围岩破坏范围利用钻孔电视探测方法进行测量;所述支护强度P0利用悬吊理论、组合拱理论或加固拱理论进行计算。
3.根据权利要求1所述的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,其特征在于,所述步骤B中的梁弯曲公式为:
实测顶板岩层容重γ,顶板岩层弹性模量E,巷道宽度L,顶板岩层厚度m0;计算巷道顶板下沉量即最大挠度ω。
4.根据权利要求1所述的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,其特征在于,所述步骤C中所述锚杆和锚索性能通过室内拉拔试验进行测试,通过室内拉拔实验得到锚杆和锚索的延伸量与受力关系曲线。
5.根据权利要求1所述的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,其特征在于,所述步骤D中,D1步骤的自由段长度根据锚杆-锚索协同变形原理计算,其中锚杆自由段最大延伸量δ1和锚索自由段最大延伸量δ2相等,根据自由段长度、巷道顶板下沉量和最大延伸量的关系公式:δ1=L1×ε1=δ2=L2×ε2=ω,确定锚杆和锚索的自由段长度;
D2步骤的锚杆和锚索长度计算具体为:计算锚杆长度Lb,首先确定锚杆锚固段长度Lb0和锚杆外露段长度Lb1,再根据公式Lb=L1+Lb0+Lb1确定;计算锚索长度Lc,首先确定锚索锚固段长度Lc0和锚索外露段长度Lc1,再根据公式Lc=L2+Lc0+Lc1确定。
6.根据权利要求5所述的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,其特征在于,所述锚杆锚固段长度取值范围为0.3~0.5m,锚杆外露段长度取值范围为0.1~0.3m;所述锚索锚固段长度取值范围为1~1.5m,锚索外露段长度取值范围为0.2~0.3m。
7.根据权利要求1所述的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,其特征在于,所述步骤E中的锚杆和锚索强度校核包括对比最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆受力F1和锚杆屈服载荷[F1]的大小关系,对比最大巷道顶板下沉量条件下的锚索受力F2和锚索屈服载荷[F2]的大小关系。
8.根据权利要求2所述的一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法,其特征在于,所述步骤F中,
F1步骤的预设锚杆间排距包括确定巷道走向单位长度内锚杆的数量nb,根据最大巷道顶板下沉量条件下的锚杆受力F1和锚杆实际工作系数ηb,计算锚杆支护强度Pb,计算公式为:Pb=ηbnb F1
F2步骤的锚索支护强度Pc计算公式为:Pc=P0-Pb;根据锚索实际工作系数ηc、和最大巷道顶板下沉量条件下的锚索受力F2,计算巷道走向单位长度内锚索的数量nc,计算公式为:
根据巷道走向单位长度内锚索的数量nc确定锚索间排距;
F3步骤中若巷道走向单位长度内锚索的数量nc大于巷道走向单位长度内锚杆的数量nb则重复步骤F1。
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Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110593924A (zh) * 2019-09-26 2019-12-20 中国矿业大学 一种基于回采巷道全生命周期的支护方法
WO2020087906A1 (zh) * 2018-11-02 2020-05-07 山东科技大学 一种锚杆 - 锚索协同变形受力的支护方法
CN111255492A (zh) * 2020-01-15 2020-06-09 中国矿业大学 一种用于评价巷道帮部锚网索支护性能的方法
CN111691906A (zh) * 2020-05-12 2020-09-22 同济大学 一种运营隧道锚杆加固方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU712506A1 (ru) * 1978-07-19 1980-01-30 Карагандинский Ордена Трудового Красного Знамени Политехнический Институт Анкер
EP0314927A2 (de) * 1987-11-04 1989-05-10 Strabag Ag Endverankerung eines Spanngliedes und Verfahren zum Herstellen einer Endverankerung
CN102937030A (zh) * 2012-11-26 2013-02-20 山东大学 深部巷道围岩分区破裂的锚注一体化支护方法
CN104453960A (zh) * 2014-10-01 2015-03-25 西安科技大学 含软夹矸层厚煤层外错滑移变形巷道支护方法
CN104533483A (zh) * 2014-12-24 2015-04-22 中国矿业大学(北京) 一种巷道全空间预应力桁架锚索锚杆协同支护方法

Family Cites Families (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
IL46208A (en) * 1974-12-09 1977-06-30 Alterman And Environmental E Construction of underground tunnels and rock chambers
EP0532441A1 (fr) * 1991-09-12 1993-03-17 Techniport S.A. Procédé de consolidation de parois de tunnels, galeries ou similaires, tiges d'ancrage autorisant la mise en oeuvre dudit procédé, et procédé de réalisation de telles tiges d'ancrage
CN103195453B (zh) * 2013-04-16 2015-04-29 中国矿业大学 一种基于巷道承载结构的锚杆支护参数确定方法
CN106050283B (zh) * 2016-05-14 2018-02-06 西安科技大学 一种三软煤层回采巷道支护设计方法及装置
CN108060942B (zh) * 2017-12-11 2019-05-24 中国矿业大学(北京) 一种巷道围岩破坏监测的锚杆索支护方法
CN109339834B (zh) * 2018-11-02 2019-09-24 山东科技大学 一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU712506A1 (ru) * 1978-07-19 1980-01-30 Карагандинский Ордена Трудового Красного Знамени Политехнический Институт Анкер
EP0314927A2 (de) * 1987-11-04 1989-05-10 Strabag Ag Endverankerung eines Spanngliedes und Verfahren zum Herstellen einer Endverankerung
CN102937030A (zh) * 2012-11-26 2013-02-20 山东大学 深部巷道围岩分区破裂的锚注一体化支护方法
CN104453960A (zh) * 2014-10-01 2015-03-25 西安科技大学 含软夹矸层厚煤层外错滑移变形巷道支护方法
CN104533483A (zh) * 2014-12-24 2015-04-22 中国矿业大学(北京) 一种巷道全空间预应力桁架锚索锚杆协同支护方法

Cited By (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2020087906A1 (zh) * 2018-11-02 2020-05-07 山东科技大学 一种锚杆 - 锚索协同变形受力的支护方法
CN110593924A (zh) * 2019-09-26 2019-12-20 中国矿业大学 一种基于回采巷道全生命周期的支护方法
CN110593924B (zh) * 2019-09-26 2020-07-03 中国矿业大学 一种基于回采巷道全生命周期的支护方法
CN111255492A (zh) * 2020-01-15 2020-06-09 中国矿业大学 一种用于评价巷道帮部锚网索支护性能的方法
CN111255492B (zh) * 2020-01-15 2021-04-09 中国矿业大学 一种用于评价巷道帮部锚网索支护性能的方法
CN111691906A (zh) * 2020-05-12 2020-09-22 同济大学 一种运营隧道锚杆加固方法
CN111691906B (zh) * 2020-05-12 2021-09-03 同济大学 一种运营隧道锚杆加固方法

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