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煤矿井下支护计算方法+煤矿井下采掘知识点汇总

发布日期:2022-07-27 作者: 点击:

煤矿井下支护计算方法

1、按悬吊理论

(1)锚杆长度L,
L=L1+L2+L3
              =50+1000+300=1350mm    
式中:L1——锚杆外露长度
L2——软弱岩层厚度,可根据柱状图确定 mm
L3——锚杆伸入稳定岩层深度   一般不小于300mm
(2)锚固力N:可按锚杆杆体的屈服载荷计算
N=π/4(d2σ)
=  0.25×3.14×(0.02)2×335×106=105KN
式中:σ——杆体材料的屈服极限Mpa
d——杆体直径
(3)锚杆间排距
锚杆间距D≤1/2L
D≤0.5×2200=1100mm
锚杆排距L0=Nn/2kra L2
=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1=4.51m
式中:n——每排锚杆根数
N——设计锚固力,KN/根
K——安全系数,取2-3
r ——上覆岩层平均容重,取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进宽度 m


2、按自然平衡拱理论计算
Ⅰ、两帮煤体受挤压深度C
C=((KrHB/1000fcKc)Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)
=((2.5×24×510×1/1000×2×1.0)Cos(23°/2)-1)×2.65×tg(45°-63°/2)=8.9m
式中:K——自然平衡拱角应力集中系数,与巷道断面形状有关;矩形断面,取2.8
r ——上覆岩层平均容重,取24KN/ m3
H——巷道埋深m
B——固定支撑力压力系数,按实体煤取1
fc——煤层普氏系数,
Kc——煤体完整性系数,0.9-1.0
a——煤层倾角
h——巷道掘进高度m
ψ——煤体内摩擦角,可按fc反算
Ⅱ、潜在冒落高度b
b=(a+c)Cosa/Kyfr
 =(2.1+8.9)×0.92/0.45×4=5.62m
式中:a——顶板有效跨度之半 m
Ky——直接顶煤岩类型性系数。当岩石f=3-4时,取0.45 ;f=4-6 时,取0.6; f=6-9时,取0.75。
Fr——直接顶普氏系数
Ⅲ、两煤帮侧压值Qs
Qs=KnCr[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2)
  =2.5×2×8.9×1.48[2.65×0.39+5.62×0.98×0.24=155kN/m
式中:n——采动影响系数,取2-5
r——煤体容重,KN/m3
(1)顶锚杆长度L
L=L1+b+L2
=0.05+5.62+0.35=6.02
式中:L1——锚杆外露长度 m
L2——锚固端长度 m
b——潜在冒落拱高度 m
锚杆间距D≤1/2L
锚杆排距LO=Nn/2K·rab
           =105×12/2×2×24×2.1×5.62=
式中:n——顶板每排锚杆根数
N——每根锚杆锚固力,KN
K——安全系数,取2-3
r ——上覆岩层平均容重,取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进跨度,m


      (2)煤帮锚杆

锚杆长度:L=L1+C+L2
                     =0.05+8.9+0.35=9.3
锚杆间距:D=Nh/L0KQs
           =105×2.65/×2×155=
式中:N——设计锚杆锚固力,MPa
K——安全系数,取2-3
L0——煤帮锚杆排距,同顶板排距
Qs——两帮侧压值,KN
3、按组合梁原理计算
(1) 锚杆长度L
L=L1+L2+L3
式中:L1——锚杆外露长度 m
L3——锚固端长度  m
L2——组合梁自撑厚度  m
L2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2
 =0.612×4.2(2×/)
K1——与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进2-3;爆破法掘进3-5;巷道受动压影响5-6
P——组合梁自重均布载荷 MPa
ψ——与组合梁层数有关的系数
组合层数:1    2      3      ≥4
ψ  值:1.0  0.75    0.7    0.65
B——巷道跨度 m
σ1——最上一层岩层抗拉计算强度,可取试验强度的0.3-0.4倍  MPa
σx——原岩水平应力,σx=λrz MPa=0.4×24×510=0.00489MPa,
λ—侧压力系数,一般为0.25-0.4,
Z—巷道埋深  m
(2)锚杆间距
以上所选锚杆长度,还需验算组合梁各层间不发生相对滑动,并保证最下面一层岩层的稳定性
D≥1.63m11/KP)/2
   =1.63×(/8×)/2=
式中:m1——最下面一层岩层的厚度  m
K——安全系数,取8-10
P——本层自重均布荷载 P=r1m1=24×,MPa  ;
r1——最下面一层岩层的容重,KN/m3
 
锚索支护参数的确定:
1、 锚固长度La
La≥fst/πfcs d1
=(1870/3.14×10)×17.8=1060mm
设计锚固长度1.4m>1.06m
         式中:d1—锚索钢绞线之径,mm
fst—钢绞线抗拉强度,Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度,按10MPa计算
2、 锚索间排距
         L/S≥2
      S≤L/2=6600/2=3300mm
    设计间排距1.8m<3.3m
式中:L—锚索孔深度
S—锚索间距
3、 锚索锚固力P
P1≥P≥P1/K或P2/K
P≥400/2=200KN
设计锚固力200KN
          式中:P—设计锚索锚固力  KN
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力  KN
P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力  KN
K—安全系数,取2
切眼锚杆支护参数的确定:
1、顶锚杆
按加固拱原理确定锚杆参数:
 锚杆长度:L=N×(1.1+B/10)=1.1×(1.1+4.2/10)=1.67m    (N取1.1)
 锚杆直径:D=L/110=1.67/1.10=15.2mm
 锚杆间排距:a<0.5L=0.5×1670=835mm
根据以上计算,为提高安全度和支护效果,选取φ20×2200mm左旋无纵筋锚杆,锚杆间排距900×900 mm,每眼使用Z2335药卷3卷。
2、帮锚杆
两邦锚杆选用Φ20mm,L=2200mm 左旋无纵筋锚杆,间排距750×700,每眼使用Z2335药卷3卷(最末一排距底板不超过300 mm)。
三、护网
护网选取直径4 mm,网格40×40 mm的经纬网。
四、锚索
因机、风巷及切眼埋深大,跨度也较大,为确保安全和支护效果,施工时在顶板打锚索加强支护。机巷顶锚索规格:17.8 mm×7000 mm,间距1.5 m,排距1.5 m,每眼使用Z2335药卷4卷。
 
 
锚杆支护参数的确定:
一、按加固拱原理确定锚杆参数:
1、顶锚杆
(1)锚杆长度:L= N(1.1+B/10)=1.0×(1.1+4.2/10)=1.52m;根据 我矿支护经验,锚杆长度取L=2.2m。
式中:L—锚杆长度;
N—围岩稳定影响系数,取1.0m;
B—巷道跨度。
(2)锚杆直径:D=L/110=2.2/110=0.02m,取D=20mm。
(3)锚杆间距:d≤0.5L=0.5×2.2=1.1m,取间排距为900×900mm。
(4)锚杆型号:选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆,其锚固力≥100KN/根;配用W钢带及φ4mm的钢网联合支护顶板。
2、巷帮锚杆:巷帮支护锚杆选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆,并配合φ14mm的钢筋梯形梁和φ4mm的钢网联合支护。
 
二、按悬吊理论确定锚杆参数:
1、锚杆长度L,
L=L1+L2+L3
              =50+1200+300=1550mm   
设计锚杆长度L=2200mm
式中:L1——锚杆外露长度
L2——软弱岩层厚度,可根据柱状图确定 mm
L3——锚杆伸入稳定岩层深度   一般不小于300mm
2、锚固力N:可按锚杆杆体的屈服载荷计算
N=π/4(d2σ)
=  0.25×3.14×(0.02)2×335×106=105KN
式中:σ——杆体材料的屈服极限Mpa
d——杆体直径
3、锚杆间排距
锚杆间距D≤1/2L
D≤0.5×2200=1100mm
锚杆排距L0=Nn/2kra L2
=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1.2=3.76m
设计锚杆间排距为900×900mm
式中:n——每排锚杆根数
N——设计锚固力,KN/根
K——安全系数,取2-3
r ——上覆岩层平均容重,取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进宽度 m
 
锚索支护参数的确定:
1、锚固长度La
La≥fst/πfcs d1
=(1870/3.14×10)×17.8=1060mm
设计锚固长度1.4m>1.06m
式中:d1—锚索钢绞线直径,mm
fst—钢绞线抗拉强度,Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度,按10MPa计算
2、锚索间排距
L/S≥2
S≤L/2=6600/2=3300mm
设计排距1.8m<3.3m
设计间距1.6m<3.3m
式中:L—锚索孔深度
S—锚索间距
3、锚索锚固力P
P1≥P≥P1/K或P2/K
P≥400/2=200KN
设计锚固力200KN
式中:P—设计锚索锚固力,KN
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力,KN
P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力,KN
K—安全系数,取2





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煤矿井下采掘知识点汇总

一、矿井爆破

(一)爆破器材

1.炸药炸药是在一定条件下,能够发生快速化学反应、放出大量热量、生成大量气体产物,显示爆炸效应的化合物或混合物。矿用炸药分为煤矿许用炸药和非煤矿许用炸药。煤矿井下的所有爆破作业工作面,必须使用煤矿许用炸药。

2.雷管雷管是一种装有起爆药的小管,用来起爆炸药的专用材料。雷管按起爆方式分为火雷管和电雷管两种,电雷管由电能来起爆。电雷管又分为瞬发雷管、秒延期雷管和毫秒延期雷管。煤矿井下广泛使用毫秒延期电雷管。

3.发爆器发爆器是用来供给电爆网路的电雷管起爆电能的仪器。《煤矿安全规程》规定,井下爆破必须使用发爆器。

(二)爆破技术

1、掘进工作面爆破

(1)炮眼分类及布置掘进工作面的炮眼,按其所起作用不同,可分为以下三类①掏槽眼(又名掏心眼)②辅助眼③周边眼

(2)主要爆破参数巷道掘进的爆破参数主要包括炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量的具体规定。巷道掘进爆破作业要按照《煤矿安全规程》及爆破参数执行。

2、回采工作面爆破

(1)炮眼种类及布置 炮眼布置方式(见图3-12)单排眼:用于薄煤层、煤质较软及节理发育的煤层。双排眼:包括对眼、三花眼。一般用于采高较小的中厚煤层及煤质中硬的工作面。三排眼:即五花眼。用于煤层坚硬和采高较大的中厚煤层工作面。

(2)主要爆破参数 炮采工作面的爆破参数主要包括炮眼布置、间距、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量的具体规定。炮采工作面爆破作业要按照《煤矿安全规程》及爆破参数执行。

二、巷道施工

巷道施工方法包括钻眼爆破法和机械化掘进法。其主要工序有破岩、装岩、运岩和支护等。

(一)破岩

1.钻眼爆破法钻爆破岩法是指利用电钻或风钻进行打眼、装药爆破的方法。为了提高打眼的速度可以使用专门的钻眼机械打眼。钻爆破岩法推广光面爆破。光面爆破(简称光爆)是指在钻眼爆破过程中,通过采取一定措施,使爆破后的巷道断面形状、尺寸基本符合设计要求,并尽量使巷道轮廓以外的围岩不受破坏的一种破岩方法。

2.机械化破岩法机械化破岩是指利用综掘机对煤岩体进行切割和破碎的方法

(二)装岩与运岩

装运岩煤有人工装运和机械装运2种方法。

(一)常用的装岩机有耙斗式、铲斗式、蟹爪式装岩机等设备。运输普遍采用矿车,用人或电机车调车。掘进煤巷时可以直接用刮板输送机或带式输送机运煤,综掘设备本身连接有装煤运煤设施。

(二)巷道支护巷道支护材料有水泥、石料、混凝土、木材和金属材料(如轻便钢轨、矿用工字钢、特殊工字钢、矿用特殊型钢等)。支护的形式有架棚支护(金属拱形支护、木支护)、锚杆支护、锚喷支护、砌碹支护等。其中,锚喷支护和砌碹支护属于巷道永久支护,其服务年限较长。

1.架棚支护

2.砌碹支护砌碹支护的主要形式是直墙拱顶式,是一种被动支护形式,该支护具有坚固、耐久、防火、通风阻力小等优点。缺点是施工复杂、劳动强度大、成本高和进度慢等。直墙拱顶支护由拱、墙和基础3部分组成。锚杆支护、喷射混凝土与喷浆支护锚喷支护。锚杆支护就是将锚杆预设在围岩中,使岩体得以加固,形成一个完整的支护结构,是一种主动支护形式。

锚杆的种类有钢筋或钢丝绳砂浆锚杆、金属锚杆、木锚杆、树脂锚杆等。喷射混凝土与喷浆支护:喷射混凝土是将一定配合比的水泥、砂、石子和速凝剂等混合搅拌均匀,装入喷射机,以压缩空气为动力,使拌合料沿管路吹送至喷头处与水混合,并以较高的速度喷射在岩面上凝结硬化而成的一种支护形式。锚喷支护是锚杆支护、喷射混凝土支护和锚杆+喷射混凝土联合支护的总称。

三、采煤工艺在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序及其配合方式,称为采煤工艺。采煤工艺与回采巷道布置及其在时间上、空间上的相互配合总称为采煤方法。我国常见的采煤工艺有爆破采煤(简称炮采)、普通机械化采煤(简称普采)、综合机械化采煤(简称综采)、综采放顶煤等。

(一)爆破采煤工作面采煤工艺炮采工艺的主要特点是采用爆破落煤。

1.落煤。用钻眼爆破的方法把煤从煤壁上崩落下来,称为爆破落煤,它包括钻眼、装药、连线和爆破等工序。

2.装煤、运煤。装煤一般采用爆破抛掷装煤和人工装煤2种方式。运煤方式主要有自重运输和刮板输送机运输2种。刮板输送机可分为拆移式和可弯曲式2种。可弯曲式刮板输送机采用液压千斤顶或其他类型的千斤顶装置。

3.工作面支护。工作面的支护方式一般采用单体液压支柱和铰接顶梁支护,液压支柱在倾斜方向上呈直线状排列,支护方式有齐梁直线柱与错梁直线柱两类。

4.采空区处理。采煤工作面控顶距以外的空间称为采空区。采空区处理是指对采空区空间及顶板的处理。采空区的处理方法有全部垮落法、充填法、煤柱支撑法和缓慢下沉法等。爆破采煤工作面采空区处理一般采用全部垮落法。

(二)普通机械化采煤工作面采煤工艺普通机械化采煤工作面布置,普采工艺的主要特点是用采煤机落煤。采煤机主要有刨煤机和滚筒采煤机2类。滚筒采煤机主要有单滚筒和双滚筒2种。

1.落煤、装煤。普采工作面的落煤与装煤由采煤机完成。

2.运煤。普采工作面运煤采用可弯曲刮板输送机。推移输送机时,利用液压千斤顶将输送机移到目的地,并使输送机平、直,符合要求。

3.支护。普采工作面使用单体液压支柱与铰接顶梁组成的悬臂支架支护顶板。

4.采空区处理。采空区处理与炮采工艺相同,一般采用全部垮落法。对极坚硬的顶板,可以利用深孔爆破方法强制放顶以保证工作面的安全生产。

(三)综合机械化采煤工作面采煤工艺综采工艺的主要特点是采用采煤机落煤,用整体自移式液压支架支护顶板,落煤、装煤、运煤、支护全部工序实现了机械化,综采工作面设备。

1.落煤、装煤。由采煤机完成。综采工作面主要采用双向割煤,往返一次进两刀,斜切式进刀。

2.运煤。采用可弯曲刮板输送机运煤。

3.支护。综采工作面支护主要采用自移式液压支架,工作面两端一般采用端头支架支护。按支架与围岩的相互作用方式,支架可分为支撑式、掩护式及支撑掩护式3种基本类型

4.采空区处理。综采工作面主要用垮落法处理采空区 综采工作面1—采煤机;2—刮板输送机;3—支架;4—下端头支护;5—上端头支护;6—转载机;7—胶带输送机;8—配电箱;9—乳化液泵站;10—设备平板列车;11—移动变电站;12—喷雾泵站;13—液压绞车;14—集中控制台

(四)综采放顶煤采煤工艺综采放顶煤工艺的主要特点是采用采煤机割煤和放顶煤。综采放顶煤工艺是在厚煤层中沿煤层底板布置采煤工作面,煤壁采用采煤机割煤,顶煤从支架后部放煤口放煤,用前后2个刮板输送机运煤的采煤工艺。综采放顶煤与综采工艺基本相似,只是综采放顶煤适用于厚煤层开采,且多一道放煤工序。放煤是利用矿山压力将工作面顶部煤在工作面推进过后破碎,在支架掩护梁上的放煤窗口放落,并将冒落顶煤通过后部刮板输送机运出。放顶煤综采机械由采煤机、自移式液压支架及2部刮板输送机所组成。其中,液压支架与普通支架有所不同,即:在掩护梁上具有一个液控落煤窗口,在掩护梁下安装第2台刮板输送机。

(五)矿山压力概述

1.矿山压力的基本概念

矿山压力是由于采掘活动的影响,在采掘空间周围岩体上及支护物上所产生的力称为矿山压力。由于矿山压力的作用将引起围岩及支护物的位移、变形、破坏等一系列的力学现象称为矿压显现。矿压是矿压显现的原因,矿压显现是矿压作用的结果2.采煤工作面直接顶的初次垮落和老顶的周期来压

(1)直接顶的初次垮落:工作面自开切眼向前推进一段距离后(8-25米),假如没有支护,直接顶悬露达到一定距离,在其重力的作用下,就要开始跨落,称为工作面直接顶的初次垮落,这时直接顶的跨距称为初次垮落步距。采煤工作面初次放顶时必须制定安全措施,采煤区(队)长要亲临现场进行指挥。

(2)工作面老顶的周期来压:随着回采工作面的推进,在老顶初次来压以后,裂隙带岩层形成的结构,将始终经历“稳定-失稳-再稳定”的变化,这种变化将呈现周而复始的过程。由于结构的失稳导致了工作面顶板的来压。这种来压也将随着工作面的推进而呈周期性出现。因此,由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称之为工作面顶板的周期来压。工作面周期来压时的安全措施:①通过矿压观测,准确判断周期来压的时间和位置,做好预测预报工作。②做好来压前的支护工作,保证支架的规格质量,保证一定的支护密度和支架稳定性。③合理缩小控顶距,以利于工作面维护。④保证直接顶垮落的质量。采空区冒落的矸石可以减轻老顶的来压强度。⑤加强正规循环,保持工作面推进速度。



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