采场与巷道支护
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采掘工程支护措施方案在采掘过程中,为了保障矿井的安全稳定,必须采用一系列的支护措施。
这篇文档将介绍采掘工程中常见的支护措施方案,以确保安全高效地完成开采。
地下采掘工程概述地下采掘工程是指针对地下储藏物或矿产资源进行开挖、采掘、运输等工作的过程。
通常,地下采掘工程由井下巷道系统组成,挖掘所得的矿物质需要通过地下运输方式将其输送到地面。
对于地下采掘工程,其自身的异质性、深度和长期作业等原因,使得其采场不可避免地受到地质条件的制约。
为了避免采场原地裂陷、塌方等事故的发生,采取科学、合理的支护措施方案是确保采场安全稳定的首要保障。
支护措施方案液压支架液压支架是目前地下煤矿使用最普遍的支架形式之一。
液压支架具有结构简单、操作方便、适应性强的特点,因此成为了地下采掘工程最为重要的支架形式之一。
液压支架的工作原理是通过调节螺栓和液柱的力量来平衡负荷和支撑采场。
其高度一般能够达到3m至4m,在一定程度上减少了矿井中人工作业的难度,提升了采场开采效率。
钢撑杆支护钢撑杆的支护形式通常适用于较大的采场,其通过在采场墙体上排列大量钢撑杆来支撑或加强采场墙体的力量。
大量钢撑杆所形成的整体钢网,使采场墙体有了一个较高的抗挠度和强度,从而保证采场墙体的稳定性,避免采场墙面的垮塌。
钢撑杆通常具有高强度、高效、使用寿命长、成本低廉等优点,并且具有适应性强、便于监测、方便改造等特点,而且支护效果明显,可以在一定程度上保障矿井的安全稳定。
工艺流程控制针对不同的矿层岩性、倾角、厚度和地下水情况的差异,制定科学合理的工艺流程控制措施是保障采场安全的重要保障。
工艺流程控制主要包括喷浆固化、胶结剂固化、桩基和地下水位控制等措施。
在采场开采过程中,其工艺流程控制必须要具有明确的规划,以确保采场的稳定性和矿井的安全运营。
混合型支架混合型支架是一种新型的支架形式,其主要特点是将传统液压支架和钢撑杆支架相结合,以提高采场稳定性。
混合型支架通常由液压部分、钢撑杆组成,能够适应不同形式的地质条件。
一、井下巷道掘进标准化基本标准(一)巷道掘砌1、巷道掘进工程必须做到:要有经审查通过的设计,巷道工程达到设计要求。
容易突发水害的作业面,必须有详细的探放水设计,制定安全组织施工措施,并经审查批准,组织学习后,方可施工。
2、巷道掘进必须采用光面爆破;巷道顶板拱形必须符合规范要求,光面爆破必须留下明显的半眼痕迹,巷道顶板及两帮平整,水平巷道坡度、规格要达到设计要求或在验收规范误差以内。
水沟要畅通,水沟规格符合设计要求。
3、顶、帮无浮石,巷道的交叉区域和巷道岩石稳固性较差区域顶板必须进行支护,支护时可采用锚杆穿带、锚网、锚喷、金属支架、砌碹等方式,支护质量应满足《矿山井巷工程施工及验收规范》要求。
4、主要运输巷道的支护材料必须满足防火要求,不得采用木支护等非阻燃材料。
(二)通风防尘1、作业面应设置局部通风设施,有人作业时必须连续运转;应选用阻燃材料风筒,风筒吊挂要平直、牢固、接头严密,无破损、漏风现象。
2、局部通风压入风筒的出口应不超过工作面10m,抽出风筒的入口应滞后压入风筒的出口5m 以上。
3、局部通风机选型要符合要求,防护设施要完整,固定要牢靠,接地要规范。
4、作业面应设置喷雾降尘装置,装置随工作面推进及时移动,距离迎头不超过20m;爆破作业后喷雾降尘装置及时启动,自动关闭,以减少爆破产生的粉尘污染。
5、坚持湿式作业,凿岩、出碴前应正反向清洗工作面20m内的顶板和帮壁,做到顶、帮无积尘,岩面要清晰;出渣前要洒透水,避免扬尘。
6、掘进巷道在适当位置安装“CO联锁智能显示装置”,实时显示作业面CO浓度,CO传感器设置符合要求,防范人员误入或在CO浓度不达标情况下作业;同时,作业面必须配备足够数量的手持式CO检测仪,进一步确认CO浓度。
(三)电气及通信1、作业面要有良好的照明,移动照明采用井下矿用橡套电缆,电压不准超过36V;灯、线要平直美观,灯距以满足巷道基本照明要求。
2、配电箱、照明变压器等电气设施宜设在专用硐室内或离开底板架设,高度满足防洪等方面的要求。
不同巷道支护手段的基本原理不同巷道支护手段的基本原理随着矿山开采和隧道建设的不断发展,巷道支护成为了一个重要的工程技术问题。
巷道支护是指在地下巷道中使用各种材料和结构形式,对岩体进行加固和保护,以确保巷道的安全稳定。
不同的巷道类型和岩体特性需要采用不同的支护手段。
本文将从几个方面来讲述不同巷道支护手段的基本原理。
1.钢筋网片法钢筋网片法是一种常用的巷道支护方法。
其主要原理是通过在岩体表面铺设钢筋网片,并将其与锚杆、锚索等固定在一起,形成一个整体结构,从而增强了岩体的承载能力和稳定性。
这种方法适用于较硬、坚实、无裂缝或裂缝较小且未活动的岩体。
2.喷锚法喷锚法是一种常见的深部巷道支护方法。
其主要原理是通过在岩体表面喷涂一层混凝土,并在混凝土未干之前将锚杆插入其中,形成一个整体结构,从而增强了岩体的承载能力和稳定性。
这种方法适用于较软、松散、有裂缝或裂缝较大且未活动的岩体。
3.钢拱支护法钢拱支护法是一种适用于中硬岩体的巷道支护方法。
其主要原理是在巷道顶部设置一组钢拱,并通过连接器将其与侧墙和地基结合在一起,形成一个整体结构,从而增强了巷道的承载能力和稳定性。
该方法具有施工简单、效果显著等优点。
4.预应力锚杆法预应力锚杆法是一种适用于软弱岩体的巷道支护方法。
其主要原理是通过在巷道内安装预应力锚杆,并将其张拉到一定的预应力状态,形成一个整体结构,从而增强了岩体的承载能力和稳定性。
该方法具有施工方便、效果显著等优点。
总之,不同巷道类型和岩体特性需要采用不同的支护手段。
在实际工程中,我们需要根据现场情况进行综合考虑,并选择最合适的支护方法,以确保巷道的安全稳定。
煤矿企业巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、开拓方式:234下伏煤上出口自原230下伏煤巷探内553#导线点以上19nl处巷道西帮开门,开门后该巷道在岩层中掘进时,采用三心拱断面锚喷支护。
找到2煤下伏煤后沿2煤下伏煤顶板起底掘进,巷道采用矩形断面锚网支护或梯形断面架棚支护。
二、开拓顺序:1、234下伏煤上出口开门位置:自原230下伏煤巷探内553’导线点以上19nl 处巷道西帮开门,按方位280。
5%。
掘进234下伏煤上出口绕道车场15m。
调线按按方位214。
30,掘进234下伏煤上出口绕道25m后,找到2煤下伏煤再调线按方位269。
30,沿2煤下伏煤顶板起底掘进234下伏煤上出口,掘进500nl后,与234下伏煤切眼贯通。
2、234下伏煤上出口采用矩形断面锚网支护。
当顶板破碎、压力大或遇断层及其它地质构造时,采用架棚支护,必要时缩小棚距或等棚距对棚支护。
3、巷道在施工中,要每隔40m左右掘一个躲避所,其规格:宽X深X高=2. 0 X2.0X2.0m。
躲避所采用架棚支护时,棚距0.8口,躲避所掘完后,在其正迎头按标准打好两棵贴帮木柱,木柱直径不小于140nlm,木柱居中支设,间距 1.0m。
躲避所采用锚网支护时,锚杆间排距0.8X0. 8m,躲避所掘完后,必须在其正面打注两条锚杆,并用钢丝绳纸背实压紧。
4、234下伏煤上出口掘进过程中,若遇跌嵌或压梁时,必须平推将煤层找出,遇爬嵌或底鼓需根据现场实际情况,加大巷道坡度掘进施工。
5、巷道开门掘进时必须编制措施,经审批后认真贯彻执行。
6、巷道掘进施工中,必须严格按工程质量标准及中腰线施工。
7、巷道掘进过程中遇断层或破碎带时,必须采取加强支护措施。
8、巷道掘进工程量:540m。
234下伏煤上出口预想剖面图见附图(I )(1: 1000)234下伏煤上出口平面位置图见附图(III)(1: 1000)234下伏煤上出口开门大样图(1: 50)板起底掘进时,采用矩形断面锚网支护,当顶帮围岩破碎、压力大时,采用梯形 苗毛中>280。
煤矿掘进巷道超前支护方式的应用及选择煤矿掘进巷道是煤矿开采的重要环节,巷道的掘进质量直接影响到煤矿的安全生产。
而在掘进巷道过程中,超前支护是一种常用的巷道支护方式。
本文将重点介绍煤矿掘进巷道超前支护方式的应用及选择。
超前支护是指在巷道掘进的在掘进工作面前方进行支护。
其优点是可以提高巷道稳定性,保证掘进工作面正常进行,同时可以减轻掘进工作面的负荷,降低支护难度,提高煤矿生产效率。
根据实际情况,超前支护可以采用智能支架、锚杆支护等方式。
在选择超前支护方式时,需要综合考虑以下因素:1.巷道类型:例如掘进巷道、主巷道、采场巷道等,不同类型的巷道对支护方式的要求也不同。
对于掘进巷道,智能支架是一种常用的超前支护方式,可以根据岩体的稳定性自动调整支架的高度和支架的角度,使巷道更加稳定;对于主巷道和采场巷道,锚杆支护是一种常用的超前支护方式,可以增加巷道的稳定性。
2.工作面情况:工作面的掘进速度、巷道的尺寸和掘进方法等对支护方式的选择有一定的影响。
对于高速掘进的工作面,智能支架可以根据工作面的移动速度实时调整支护的位置,保证工作面的安全;对于尺寸较大的巷道,锚杆支护可以提供更大的支护力,增加巷道的稳定性。
3.地质条件:地质条件是选择超前支护方式的关键因素。
如果巷道地质条件较好,岩层较稳定,可以选择锚杆支护;如果巷道地质条件较差,岩层不稳定,可以选择智能支架,通过不断调整支护的高度和角度来适应地质环境的变化。
4.经济效益:超前支护方式的选择还需要考虑经济效益。
智能支架的造价较高,但可以提高工作面的生产效率,降低支护难度;锚杆支护的造价较低,但对工人的技术要求较高。
在选择超前支护方式时需要综合考虑其造价和效益。
煤矿掘进巷道超前支护方式的应用及选择需要综合考虑巷道类型、工作面情况、地质条件和经济效益等因素。
在实际应用过程中,可以根据具体情况选择适用的支护方式,从而提高巷道的稳定性,保证煤矿的安全生产。
煤矿巷道支护技术摘要:推行巷道支护改革,对于降低原煤生产成本,提高经济效益,有着巨大的促进作用,本文就煤矿巷道支护问题进行了探讨。
关键词:煤矿巷道支护被动式支护主动式支护近几年来,随着我国煤矿开采深度的不断增加,煤矿井巷支护经历了由单一型支护技术到联合支护型技术的发展历程。
煤矿早期开采阶段几乎全部是以木材作为巷道及采煤工作面的支护材料,随着新型材料的出现,开始采用混凝土或钢筋混凝土砌碹等支护形式,这些被动式支护耗费大量材料且受深度和岩性影响。
随着井巷支护技术的发展演变,可将其归纳为被动式支护方式、主动式支护方式。
1.被动式支护方式被动式支护技术是源于古典压力理论和坍落理论,认为巷道开挖后围压主要由围岩局部坍塌导致而成,而巷道的稳定主要靠围岩坍塌致使硐室形状改变后自行获得。
被动式支护把围岩坍塌岩与支护分开来考虑,把围岩视作荷载,支护看作承载结构,二者之间形成“荷载—结构”体系,认为支护是为了承受由围岩所产生的荷载,无法控制围岩变形破坏的发生,只能起被动抵抗的作用。
1.1木支护方式木支护技术主要是采用木材作为支护材料,典型的支护方式有“亲口”棚、鸭嘴棚、戴帽点柱、木垛等。
木支护耗费大量木材而且受采深和岩性影响严重,因此只适用于浅部围岩,而且支护断面形状必须与围岩曲线一致,以充分发挥围岩和支护结构抗压强度大的优势,从而硬性抵抗岩体的变形压力。
1.2石材支护方式石材支护分片石、料石两种支护方式,优点是具有抗压性好、一次成巷好、安全系数大、抗灾能力强、支架变形小和质量易保证等特点,不足之处在于初期投资高,只适用于矿井服务年限长的巷道。
1.3金属支架支护方式金属支架支护技术主要分刚性支架支护与可缩性支架支护,其中刚性支架允许压缩变形量小,工作阻力随变形量增大而减小,直至破坏而失去工作阻力;可缩性支架允许压缩变形量大,在结构设计压缩范围内,工作阻力随压缩量大而增大,或者恒阻。
金属支架支护视支架为支护体,围岩为荷载,其破坏是由于支架上弯曲力矩达到屈服极限的破坏应力所致,同时,由于支架承受侧压力和荷载的不均匀常使支架失去稳定性或可缩性而减弱或失去竖向承载能力。
采掘工程支护设计方案一、项目概况我国是一个煤炭资源非常丰富的国家,在进行煤炭采掘过程中,遇到各种各样的地质问题。
采矿工程支护设计是保证矿山安全和经济合理开采的重要环节。
本文将以某煤矿采掘工程支护设计方案为例,对其进行详细分析和设计。
二、地质条件该煤矿位于山西省阳泉市,属于典型的煤矿区域。
底板岩性为页岩和泥岩,倾角较小,断裂较多,主要为近东西向的断裂。
该区域水文地质条件比较复杂,地下水裂缝发育较为严重。
采矿区煤层埋深较浅,煤层岩性较软,易发生顶板垮落、底板破裂等现象。
三、采掘方式该煤矿采用分层开采方式,采用支柱法进行采矿。
分层开采方式是在煤矿顶板不稳定的情况下,采用分段采煤,逐步将煤矿层层开启,保证了煤矿的稳定性。
支柱法则是在煤矿中空着一列柱子来支撑煤墩,以保证煤层不发生塌方现象。
这样的采矿方式对矿山支护要求较高。
四、采掘工程支护设计1. 采空区支护对于采空区,需要进行及时的支护,以保障矿井的安全开采。
在采煤作业现场,要对顶板进行悬吊支架的设计,同时对采空区进行及时地加强支护,防止因为采空导致的地质灾害发生。
2. 巷道支护巷道支护是采矿工程中的一个重要环节。
对于巷道的支护主要采用钢筋混凝土支护、木方、或者钢架等支护方式进行加固,以防止巷道发生塌方现象。
在巷道的设计中,需要考虑地质条件和巷道的使用情况,合理选择巷道支护方式。
3. 井筒支护在井下采矿过程中,需要对井筒进行支护加固,以保证井筒的安全运行。
井筒支护主要通过加固井壁、设置支撑架或者注浆加固等方式进行,以确保井筒的安全运行。
4. 底板支护底板支护是保证采矿安全的重要环节,底板岩层对采矿操作起着非常重要的作用。
针对底板岩层的地质特征,需要选择合适的底板支护方式进行加固,以保证底板的稳定。
五、安全监测在采掘工程支护设计中,安全监测是非常重要的环节。
通过安全监测,可以及时发现地质灾害的预兆并采取相应的措施,保障矿山的安全开采。
安全监测主要包括地表位移监测、地下水位监测、巷道变形监测等,通过这些监测手段可以及时了解矿山的地质情况,并提前做好预防措施。
回采巷道掘进期间支护及层位管理规定为加强我矿回采巷道在掘进期间支护及层位管理,满足采面回采需要,经研究决定,制定以下管理规定:一、回采巷道支护管理规定:1、回采巷道的支护设计要进行充分认证。
2、掘进期间严格按照设计施工。
3、若现场遇特殊情况,需要改变设计时,由开拓科在早会提出,经相关业务科室及区队现场平衡后,由施工单位写出书面申请,按下述顺序进行审批后方可改变设计。
开拓科→地测科→技术科→总办室→安检科→开拓副总→地测副总→采煤副总→安全副总→技术副矿长4、申请应注明适用范围,过后及时按照设计执行。
二、回采巷道层位管理规定1、己14煤层:采面机头、机尾侧严格沿己14煤层顶板掘进。
2、己15煤层:采面机头、机尾侧严格沿己15煤层顶板掘进;3、己16-17煤层:采面机尾侧己16-17煤层底板距离掘进巷道底板高度规定为:煤厚在1.5米以下的必须大于0.8m,煤厚在1.5米至2.0米的必须大于0.4m,煤厚在2.0以上的大于0.2m,采面机头侧严格沿己16-17煤层顶板掘进。
4、下分层巷道:采面机头、机尾侧沿上分层假顶进行掘进。
5、若现场遇特殊情况,层位达不到要求时,由开拓科在早会提出,经相关业务科室及区队现场平衡后,由施工单位写出书面申请,按下述顺序进行审批后方可变更。
开拓科→地测科→技术科→总办室→安检科→开拓副总→地测副总→采煤副总→安全副总→技术副矿长。
6、申请应注明适用范围,过后及时按照上述规定执行。
二、处罚1、违反上述规定的由总办室组织进行责任追究,对施工单位主要负责人各罚款500元,施工单位技术负责人罚款300元,并早会通报。
2、凡是申请报告超过适用范围或超过适用期限而又不恢复原设计及规定的,由总办室组织进行责任追究,对施工单位主要负责人罚款500元、施工单位技术负责人罚款300元,并早会通报。
3、私自改变设计及规定而又无书面变更申请的,所施工巷道(私自改变设计或规定段)视为无效巷道,地测科每月将考核结果报计划科,同时按技术管理规定进行责任追究。
第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置二采区六煤+897m中部车场南翼绕道设计长度172.54m(可调),二采区六煤+897m中部车场南翼绕道在+897m中部车场一号交叉点处开口,与Ⅱ020604运输顺槽贯通,开口位置坐标为:X=4209286.798、Y=36380576.411、Z=+902.814(底板)。
开口时,由地测科放好施工中腰线,严格按中、腰线掘进。
1、开口掘进为平巷段,以3‰上坡掘进60.89m;2、再以16°上坡掘进29.03m3、最后以3‰上坡掘进82.62m后与Ⅱ020604运输顺槽附:二采区六煤+897m中部车场平、剖面图(1: 500)。
第二节矿压观测该巷道为锚网喷+锚索联合支护,岩巷掘进,根据《煤矿安全规程》规定,该巷需要进行顶板安全检查及锚杆和锚索载荷监测,具体观测内容、目的及方法见锚杆拉力检测每班必须抽查,由每班验收员负责检测、记录。
技术员对锚杆检测结果进行监督和分析并存档。
第三节开口设计开口处支护设计:因二采区六煤+897m中部车场南翼绕道在+897中部车场一号交叉点处开口,巷道内有原支护完善。
待掘进5m完成前必须对开口处进行加强支护。
14#槽钢桁架长2500mm,锚索规格φ21.98x8300mm。
加强支护处锚索上双锁具。
附:加强支护图第四节支护设计一、巷道断面设计1-1断面设计为半圆拱形,掘进宽度为4240mm,掘进高度为3620mm,掘进断面面积为13.57m2;净宽为4000mm,净高为3300mm,净断面面积为11.48m2。
喷浆厚度120mm,地坪厚度200mm。
二、永久支护设计1、1-1断面均采用锚网喷+锚索支护,喷射混凝土厚度为120mm,砼标号C20。
巷道全断面挂φ6.5mm的钢筋网,网孔尺寸为150mm×150mm;拱、帮部锚杆均为φ20×2400mm的左旋螺纹钢筋树脂锚杆,锚杆间排距为800mm×1000mm,三花眼布置;拱、帮部每根锚杆均充填药卷2节φ23mm×700mm树脂药卷;托板为铁制,规格为长×宽×厚为150mm×150mm×10mm。
山东科技大学2014—2015学年第二学期
一、填空
基本顶存在类拱式、拱梁式和梁式三种基本结构
基本顶的平衡结构
1)拱结构;
2)铰接岩梁;
3)传递岩梁和砌体梁
4)岩板。
巷道围岩分为内层围岩和外层围岩两部分
放顶煤采煤方法分类
1)按工作面布置方式分类
(1)整层放顶煤采煤法
(2)预采顶分层采煤法
(3)预采中间分层放顶煤采煤法
(4)水平分段放顶煤采煤法
2)按支护方式的放顶煤技术分类
(1)综采放顶煤(综放)
(2)轻型综采放顶煤(轻放)
(3)悬移支架放顶煤(简放)
简易支架的典型架型
1)滑移顶梁支架
1、单列节式滑移顶梁液压支架
2、单列带燕尾夹板节式滑移顶梁液压支架
3、并列左右梁式滑移顶梁液压支架
4、主次梁式滑移顶梁液压支架
2)单体组合式支架
放顶煤采场的顶板结构
1)“煤—煤”结构;2)“岩-矸”结构;3)岩梁结构
稳定性系数:
巷道附近的最大原始地应力或者开挖后的最大应力与围岩综合强度的比值Ky
二、名词解释
直接顶
——能够在采空区内不规则冒落、不能向煤壁前方和老塘矸石上永久传递力的、其作用力必需由支架全部承担的那部分岩层的总和。
基本顶
——自身能够形成平衡结构、能永久地向煤壁前方和老塘矸石上传递力的、其运动对采场矿压有明显影响的、其作用力无需由支架全部承担的那部分岩层的总和。
稳定性系数:
巷道附近的最大原始地应力或者开挖后的最大应力与围岩综合强度的比值Ky
关键层
——对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动期到控制作用的岩层。
三、
移架和放煤工序为:采煤机割上刀煤→铺金属顶网→支架伸出探梁→采煤机割下刀煤→将后
梁前1柱提起向前斜撑,提起后梁前2柱→移工作面SGW-150C型刮板输送机→收前探梁,提前梁支柱→移前梁→支好前梁前后柱→提后梁前1、2和后柱移后梁→支好后梁前后3根支柱→打眼开机窝→剪网放顶煤
围岩支护特性曲线
(1)AA’—支护完全刚性或者刚度很大,支护承受的荷载太大,被破
坏,然后,围岩破坏,垮落。
(2)AC—支护刚度适中,,C点平衡。
(3)AeE—支护提前屈服;
(4)AH—支护柔度大,在H点平衡,围岩已经开始松动;
(5)AF—支护柔度太大,失稳;
(6)GH—滞后支护,围岩已坏
沿空留巷的围岩变形
Ⅰ.在煤体内开掘巷道后,破坏了原始应力状态,巷道围岩出现应力集
中,在围岩塑性破坏发展过程中,巷道周边发生显著移近。
随着掘进时间延
长,围岩移近速度将逐渐降低。
Ⅱ.掘巷引起的应力重新分布趋向稳定后,由于煤层一般具有流变性质,
巷道围岩仍保持一定变形速度。
Ⅲ.在上区段工作面超前支承压力作用下,围岩塑性区进一步扩大,围岩
变形增长较快。
Ⅳ.在工作面后方岩梁断裂前弯曲下沉及岩梁断裂后显著运动过程中,基
本顶岩梁运动迫使巷道顶板快速下沉,将造成很大的下沉量。
Ⅴ.在基本顶触矸后,随着采空区矸石压实,巷道围岩移近速度逐渐趋于
稳定。
Ⅵ.回采引起的顶板活动和应力分布趋向稳定后,巷道围岩保持一定的流
变速度。
Ⅶ.受下区段工作面回采影响时,由于支承压力叠加使煤柱塑性区显著增
大,引起巷道围岩变形。
留巷在整个服务期间的围岩变形量为:
u = u 0+ u1 + u 2+ u 3+ u4 +u5
u0一因掘巷破坏了原始平衡状态所产生的变形量,占总变形量的比例很小;
u1一超前支承压力作用下的巷道变形量,一般占总变形量的10%左右;
u2:一工作面后方岩梁弯曲沉降和显著运动过程的变形量,占总变形量的60%~70%左右,u3:一基本顶显著运动后压实矸石过程中的巷道变形量,一般占总变形量的5%~8%;
u4一巷道复用时工作面超前支承压力作用下的巷道变形量,一般占总变形量的20%左右; u5一巷道存在期间围岩流动变形总和
(2)沿空送巷(基本顶触矸后在内应力场中送巷)
基本顶触矸后在内应力场中送巷,巷道只受采空区矸石压缩和下区段工
作面回采的影响,其变形量为:u =u0+u3+u4+u5
计算题1、某采场直接顶厚度5.2m,初次垮落步距12.8m,悬顶距1m,采高2m,倾角12°,老顶厚6.4m,拱梁结构,初次来压步距25m,周压步距10 m,采场控顶距4m,试按照支的准则求各推进阶段的合理支护强度(给定变形)。
按照上面实例的条件,如果工作面采用单体支柱加铰接顶梁支护方式,支柱实际支撑能力为203kN/根,计算工作面正常推进期间支护密度和单体支柱的柱距(排距为1m)
支护密度:n = Pt/Rt= 248.6/203 = 1.22根/m2;
支柱柱距为:e = 1/(g·n) = 1/(1.22×1) ≈0.8m。
2、已知某工作面顶板来压前夕,顶板下沉量为200mm,来压结束时顶板下沉量为500mm,相对稳定步距6m,来压步距8m,控顶距为4.5m,采高为2.2m,KA=1.25,试求直接顶厚度?
Δh=500mm ;Δh’=200mm ;b=6m;C=8m;Lk=4.5m;h=2.2m;K A
=1.25
3、某综采工作面坚硬直接顶厚度4m,最大悬顶长5m,密度25kN/m,控顶距4m,支架合力作用点距煤壁3m。
顶板在支架处于初撑状态时在煤壁处断裂,实测初撑力沿倾斜合800 kN/m,求支架沿倾向每米承受的最大冲击载荷及动载系数。
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4、某采煤工作面直接顶厚度4m,由分层厚度200~300mm的页岩和粉砂岩组成,随采随冒。
实测基本顶岩梁为4m厚的细砂岩,周期来压步距9m,来压时没有明显的动压冲击。
直接底为页岩,厚度3m,较软。
煤层平均厚度为2m(一次采全高)。
来压前夕顶板下沉量为Δh0´=100mm,支架承载为p0´=0.11MPa,来压时顶板下沉量为Δh0=300mm(支柱钻底量为100mm),p0为0.225MPa。
工作面采用单体液压支柱支护,每根支柱额定工作阻力为245kN,工作面最大控顶距为4.0m。
试确定合适的工作面支护密度。