采场支护设计
矿山巷道支护结构设计与应用
矿山巷道支护结构设计与应用在现代的矿山巷道建设中，支护结构的设计和应用是非常重要的，因为矿山巷道在采掘过程中需要承受巨大的力量和压力，如不得当的设计将会带来严重的安全隐患和损失，因此，矿山巷道支护结构设计和应用需要高度重视。
本文将重点介绍矿山巷道支护结构的设计和应用。
一、支护结构的设计原则在矿山巷道支护结构的设计中，需要考虑许多因素，如地质条件、巷道尺寸、支护材料和支护方式等。
因此，支护结构的设计应遵循以下几个原则：1.保证安全性。
矿山巷道是一个高风险的工作场所，支护结构的设计需要考虑到巷道的稳定性和承载能力，能够抵御各种力量和压力的影响。
2.提高效率。
支护结构的设计应考虑施工的方便性和效率性，能够节约时间和成本，提高工作效率。
3.经济节能。
在支护结构的设计中，应该充分考虑材料的使用效率和成本，以及在长期使用中的维护和修理成本，尽可能地节约成本。
二、支护结构的种类在矿山巷道的支护结构中，常见的种类有：1.钢支架：钢支架由钢柱、横向梁和纵向梁等组成，具有高强度、高刚度、耐腐蚀、易于拆卸和安装等优点，广泛应用于各种类型的煤矿巷道。
2.锚杆支护：锚杆支护是将锚杆嵌入到巷道周围的岩层中，通过锚杆和梁板来支撑整个巷道结构，具有结构简单、易于施工、可靠性高等特点，广泛应用于煤矿巷道和隧道等。
3.斜撑支护：斜撑支护是在巷道两侧设置由扶手、斜杆、水平杆和立柱组成的支撑框架，通过框架和巷道侧壁的摩擦力来稳定巷道，具有结构简单、稳定性好等特点，适用于较坚硬的岩层。
4.喷锚支护：喷锚支护是在巷道周围钻孔，然后将喷锚剂喷入孔内固定巷道周围的岩层，具有施工简单、稳定性好等特点，适用于软弱地质条件下的巷道支护。
三、支护结构应用实例在实际的矿山巷道建设中，各种支护结构都得到了广泛的应用。
例如，在某煤矿的巷道支护中，使用了钢支架、锚杆支护和喷锚支护相结合的方式，提高了巷道的稳定性和承载能力。
在另一个煤矿的巷道支护中，使用了斜撑支护和高压注浆支护相结合的方式，成功地解决了软弱地质条件下的巷道支护问题。
第四章 顶板状态参数与采场支护参数
第五章 支护质量与顶板动态监测
1、概 述 2、综采面支护质量与顶板动态监测 3、单体液压支柱工作面支护质量与顶板动 态监测
第一节 概
述
1、管好顶板，最大限度地消除冒顶事故， 保证正常生产，必须：合理顶板控制设 计，并进行支护质量与顶板动态监测。 2、支护质量监测：支护参数是否符合合理 顶板控制设计的要求。 3、顶板动态监测：保证顶板处于良好状态， 保证采场正常而安全的生产。 4、科学管理顶板：“合理顶板控制设计” 和“支护质量与顶板动态监测”。
三、顶板台阶下沉
1、工作面内无顶板台阶或台阶下沉量小于100 mm， 则顶板管理是好的。 2、台阶下沉与工作面支护强度有关。出现台阶下 沉，说明支护强度不够，应提高之。 3、对顶板台阶下沉，原西德的研究认为：顶板台 阶下沉量大于100mm的区段不大于全长的10% 顶板质量管理就是很好的。 4、当前，我国为保持顶板处于良好状态，工作面 内应避免出现台阶下沉。
一、顶底板移近量（仅对单体面）
1、按煤层采高及控顶距估算。
SLD (h) ML
' D
M为煤层采高，L'D 为最大控顶距，η为下 沉系数。 根据50个工作面的实测η=0.025~0.05。 即当采高为2m，距煤壁4m处的顶板下沉量为 200～400mm。 单体液压支柱面调压试验表明，当初撑力 大于50～70KN/架时，控顶距4m处的顶板下 沉量可控制在每米采高不超过100mm，即 η≤0.025。
二、综采工作面的支护参数
1、与支护强度有关的只有初撑力。因支 架密度一定，支护系统刚度也不能调整。 2、软底时，应选择底座大的液压支架， 保证支架的钻底量不超过一定值。 3、提高支护强度，就只能提高支架的初 撑力。 4、液压支架的额定初撑力与额定工作阻 力的比值比单体支柱的大。
煤矿采区巷道支护设计方案研究
煤矿采区巷道支护设计方案研究作者：赵树理来源：《理论与创新》2020年第11期【摘要】随着煤炭开采量的不断增加，煤矿开采深度不断加深，开采时遇到的地质情况也是越来越复杂，对煤矿开采安全尤其是巷道支护的要求更是越来越高。
目前，在煤巷支护工程中用到的最多的支护技术是锚杆支护。
【关键词】回风巷;悬吊理论;支护引言近年来煤矿开采水平向深度发展，出现的软岩工程问题越来越多。
软岩巷道变形量大，支护受力大，一般采用可缩性U型钢支架，但是其不但成本高、劳动强度大，而且有时还容易发生破坏。
自从围岩松动圈支护理论提出，在随后的巷道支护研究中确定主要研究对象为松动圈发展过程中的碎胀变形。
人们逐渐开始用锚喷支护代替U型钢支架来解决软岩支护问题，不仅支护效果好，而且经济技术效益显著。
1.巷道断面的最佳设计在我国随着矿井开采深度的增加，工作面回采机械化程度提高，要求回采巷道断面积加大，因而使矿压显现更加剧烈，回采巷道的支扩问题在煤矿生产中越来越突出。
在很多矿井中，由于巷道断面缩小，严重影响工作面运输、通风，常常形成“ 爬行巷道”，从而威胁井下的安全生产，使得工作面机械生产能力不能充分发挥。
而且回采巷道的多次返修还是造成煤炭企业亏损、采掘接替紧张的主要原因之一。
2.巷道的最佳掘进时间在上区段工作面推进过程中，顶板运动的發展过程分两个阶段，显著运动阶段和相对稳定阶段。
在显著运动阶段，上覆岩层支承力不断发展变化，造成采空区侧煤体支承压力的变化，煤体发生较大变形。
如果在显著运动阶段掘进巷道，则巷道容易产生变形破坏，不利于巷道维护。
当上区段采场老项触矸后，顶板运动处于相对稳定阶段，支承压力已经重新分布，煤体变形基本稳定。
此时掘进巷道，则巷道不易变形破坏，易于维护。
因此，上区段采场老顶触矸后顶板运动的相对稳定阶段为沿空掘巷的最佳时间。
3.巷道支护参数的选择支护是巷道施工的一个重要环节，正确而又及时的支护，巷道掘进工作才能正常的进行。
支护的工作量一般占巷道总成本的1/3～ 1/2，劳动强度大。
支护设计计算
支护设计计算一、工作面支护设计采用类比法进行设计。
1、根据本矿矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，详见矿压参数参考表3-1-1。
⑴、采用经验公式计算支护强度Pt＝×h×γ×k＝×××7＝m3——工作面合理的支护强度，kN/m3；式中：Pth——采高，～ m，平均；γ——直接顶板岩石的密度，t/m3，一般可取 t/m3，取 t/m3；k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，应根据实际情况选取。
本工作面属于中厚煤层、顶板条件较差,取6。
⑵、选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度Pt＝m3因此工作支护强度应大于 kN/m3，因此本工作面取300kN/m3。
3、支柱实际支撑力Rt ＝kg×kz×kb×kh×ka×R ＝×××××250＝式中：Rt——支柱实际支撑能力，kN；kg——工作系数；kz——增阻系数；kb——不均匀系数；kh——采高系数；ka——倾角系数；R——支柱额定工作面阻力，kN。
K ——支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表3-1-1中查得。
4n＝ Pt / Rt＝300/＝棵/ m25、排、柱距根据推进度，工作面基本支柱的排距取，则基本柱距为：L柱＝1÷（L排×n）＝1÷（×）＝式中：L柱——工作面基本柱距，m； L排——工作面基本排距，m。
取基本支柱的柱距 m。
6、支护密度验证n ′＝ 每棚支柱数/（控顶距×柱距） ＝3/×） ＝棵/m 2<棵/m 2支护密度不能满足要求，由于选取的基本柱距已为最小安全宽度，因此采用每两棚支柱成组使用，交替迈步进行支护，将两棚支护柱距调整为每组距离米。
重新验证支护密度：n ′＝ 每组支柱数/（控顶距×组距） ＝5/×） ＝棵/m 2>棵/m 2支护密度满足要求。
掘进巷道支护设计管理制度范文
掘进巷道支护设计管理制度范文掘进巷道支护是矿山开采过程中一项重要的工作内容，对于保障矿井安全稳定运行、预防和控制地质灾害起着至关重要的作用。
为了提高掘进巷道支护工作的质量和效率，制定一套科学合理的设计管理制度是必要的。
本文将从设计管理制度的制定、内容、执行和监督等方面进行阐述，以期为掘进巷道支护设计管理工作提供参考。
一、设计管理制度的制定（一）制定依据设计管理制度的制定应遵循相关法律法规和规范性文件的要求，特别是《煤矿安全规程》、《瓦斯管理规定》、《工程设计管理办法》等相关文件，以及现场实际情况和生产需要。
（二）制定程序1. 收集相关资料：搜集国内外矿山支护设计管理方面的先进经验和成果，了解现有制度的不足之处和存在的问题。
2. 召开会议：组织相关专家、技术人员和管理人员召开会议，就设计管理制度的必要性、核心内容、执行程序等进行充分的讨论和研究。
3. 制定草案：在会议基础上，由相关工作组起草设计管理制度的初稿，包括制度名称、适用范围、工作程序、责任人员、技术要求、安全措施等方面的内容。
4. 试行和修订：将初稿试行一段时间，并不断根据实际应用情况进行修订和完善，以确保制度的科学合理。
二、设计管理制度的内容设计管理制度应包含以下内容：（一）适用范围明确制度适用的对象、工作环境和具体要求，确保适用对象有所依据，避免歧义和不明确的情况发生。
（二）工作程序明确设计管理的主要工作程序和流程，包括设计调研、方案设计、设计审核、施工图设计、施工和验收等详细流程。
确保工作程序的合理性和科学性。
（三）责任人员明确各个环节的责任人员，包括设计调研人员、方案设计人员、审核人员、施工图设计人员、施工人员等，明确各个责任人员的职责和权限。
并要求相关人员具备相应的技术水平和经验。
（四）技术要求明确设计中的关键技术要求，包括巷道支护设计的稳定性、安全性、经济性和环保性等方面。
要求设计人员充分考虑地质条件、煤层情况、瓦斯涌出等因素，制定合理的支护措施。
山体浅埋煤层采场顶板支护设计研究
振兴煤矿是扬州矿务局在贵州省黔西南州投 资开 发建设 的矿井 ，矿井 生产初期 开采 的煤 层 资 源较大部分处于山体浅部 ， 并逐渐延伸至山体深
部。１０ 普采工 Ｍ 煤层 ， 该范围内 Ｍ 煤层成单斜构造 ， 煤层走向近南北 ， 倾向西 ， 煤 层倾角一般 ３－ 。 ０８，平均 ６ ，深部煤层距离地表 。 ２５ 浅部直至露头。 区内地层产状较缓 ， ０ ｍ， 采 区内 褶皱 、 断层 稀 少 ， 见对 煤层 有 显著 影 响 的构 造 ， 未
Ｕ ｅ ． 数值计算软件建立大模型，一直模拟到 ｄｅ ０ ４０ 山体表面 ，Ｆ Ｏ 将煤层倾角考虑在 内。 模型几何尺寸 长 ×高 为 ７０ｍ ×２０ｍ， 型 的左 、 及 下 边 界 ２ ５ 模 右
均 为位 移 固定 约 束边界 ，上 边界 为 山体地 表 自由
面 ， 图 ２所示 。 如
赋存条件下采场顶板控制的影响因素 ，确定了合
理的工作面顶板支护参数。 实践表明 ， 研究成果取 得 了较好经济效益和社会效益 ， 并为相似条件下
条件 ，本文将埋藏 在山体 内 ，最大埋深不超过 ２０ 并且具有上述 ４ ０ ｍ， 个特征的煤层定义为山体
浅埋 煤层 。 ２２ Ｍ ． 煤层 上覆岩 层分布 情况 根 据本 区钻孔 柱 状 图 ，在 Ｍ 煤 层 上 覆 岩层 １０ｒ 围 内 ， ２层岩 性 为层 状砂 岩 ， ０ ｎ范 有 厚度 超过
至地表一般即为弯曲带 ，由于山体浅埋煤层地处 大山“ 一角 ”一侧 为山体边缘 ， 、 故其埋深变化较
大， 导致 山体浅埋工作面上覆岩层 的“ 三带” 分布 与煤层 埋 深密切 相关 ： 埋深 较 大处 ， 作 面上 覆 岩 工
层存在 比较 明显的“ 三带”埋深较小处 ， 三带” ， 则“
煤矿开采中的冲击地压与支护措施
加强支护施工管理
总结词
加强施工过程中的质量监控和安全管理，确 保支护施工质量和安全。
详细描述
支护施工是矿井安全的重要保障，因此应加 强施工过程中的质量监控和安全管理。通过 建立完善的施工管理制度、加强技术培训和 安全教育、实施质量责任制等方式，确保支 护施工质量和安全。同时，应加强施工现场 的监测和维护，及时发现和处理潜在的安全
分布状态。
地质构造影响
断层、褶皱等地质构造对岩体的 应力分布有显著影响，容易形成 应力集中区域，增加发生冲击地
压的风险。
煤岩体性质
煤岩体的物理力学性质、结构特 征和含水率等也是影响冲击地压
发生的重要因素。
2023
PART 02
冲击地压的危害
REPORTING
对人员安全的危害
人员伤亡
冲击地压可能导致顶板垮落、煤 块飞溅，对现场作业人员造成直 接伤害。
，成功避免了人员时释放高压气体、增加支护强度等
措施。
经验总结
03
科学合理的应对措施和团队协作是成功应对冲击地压的关键。
2023
REPORTING
THANKS
感谢观看
某矿支护失效案例分析
事故经过
某矿在巷道掘进过程中，支护结构突然失效，造成巷道变形和坍 塌。
原因分析
支护设计不合理，材料强度不足，施工质量控制不严格。
教训总结
应加强支护设计和施工质量控制，确保支护结构的稳定性和可靠 性。
某矿成功应对冲击地压的案例
案例概述
01
某矿在开采过程中遭遇冲击地压，但通过科学合理的应对措施
心理压力
频繁或严重的冲击地压可能给矿 工带来心理压力，影响工作积极 性和效率。
矿山开采巷道支护培训
巷道支护的日常维护
日常巡检
定期对巷道支护进行外观检查， 查看是否有裂缝、变形或损坏。
清洁保养
保持巷道支护的清洁，定期清除表 面污垢和杂物，确保其正常运转。
紧固件检查
检查并紧固所有连接螺栓和固定件 ，确保其牢固可靠。
巷道支护的定期监测
监测频率
根据巷道的重要性和使用情况， 确定合理的监测频率，如每日、
规和行业标准保持一致。
加强安全管理制度的宣传和培 训，提高员工的安全意识和安
全操作技能。
对安全管理制度的执行情况进 行监督和检查，及时发现和纠
正违规行为。
安全教育与培训
对新员工进行岗前安全教育和培训， 确保其掌握必要的安全知识和技能。
针对不同岗位和工种，开展专项安全 培训和技能训练，提高员工的专业素 质和操作水平。
01
02
03
04
动态设计
根据施工过程中的围岩变化和 监测数据，及时调整支护方案
和参数，实现动态设计。
信息化施工
加强施工现场监测，及时反馈 围岩变形和支护效果信息，指
导施工和设计调整。
经验借鉴
借鉴类似工程的设计和施工经 验，提高设计效率和可靠性。
规范遵守
严格遵守相关法律法规、技术 规范和标准，确保设计合规性
支护方案选择
根据围岩分类和工程要求，选择合适 的支护方案，包括锚杆、喷射混凝土 、钢拱架等。
支护参数确定
根据计算和分析，确定锚杆长度、直 径、间距，喷射混凝土的厚度、配合 比等支护参数。
结构设计
根据巷道断面形状、尺寸和支护方式 ，进行结构设计，确保巷道断面满足 通风、运输、行人等要求。
巷道支护设计中的注意事项
验收。
巷道支护施工中的质量控制
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支架在“限定变形”状态下工作时，支架阻力与取得平衡的岩 梁位态之间存在着一定的力学关系，可以建立两者间的力学方程。 在支架刚度一定的条件下，要求控制的位态愈高，所需支架的阻 抗力越大。
支护强度概念
• 支护强度是指单位面积上支架给予顶板的支撑力。 从安全角度出发，除易碎直接顶采场外，支护强度使越大越好，但从经济 角度出发，应该在保证安全的前提下，尽可能减少支护强度，因为支架强 度的提高是以增加材料的投入为代价的。
一、“煤壁、支架——老顶”支撑系统的力学性质
对老顶来讲，其支撑点只有前支点煤壁端（包括支架）和后 支点采空区矸石两个，如果把岩梁断口处视为铰接，不考虑 接触点的弯矩，则该支撑体系属超静定结构，其力学模型简 图如图所示 显然，该体系用数学力学方法是难以解算的，因为老顶的
•形成这种支架围岩关系有两种可能的岩层状态:
– 一是直接顶自身离层,上位直接顶在采空区触矸； – 二是直接顶与老顶离层,直接顶在采空区整体触矸。
• 这两种状态下支架极易被直接顶推垮或老顶来压时冲 垮,因此是不安全的支架围岩关系,一旦现场发现这种 现象,要及时纠正。
（2）支架与老顶的关系
设老顶由m个分层组成，在采空区中，各分层间存在离层。 • 当支护强度仅等于直接顶作用力A时，老顶各层自由沉降，
• 既安全又经济的支护强度称为合理的支护强度。
– 合理的支护强度应该能杜绝下列顶板事故：剪切冒落、滑动冒落、冲击冒落； – 应该尽可能抑制下列顶板压力显现：台阶下沉、破碎、离层、悬顶、冲击载荷。
• 针对不同的控制要求，支护强度是不同的，通常我们说的某一面的支护强 度是多少，是指针对一定的顶板控制而言的，因而不能笼统的认为该面的 顶板压力就等于测得的支护强度。
第二章 采场“支架—围岩” 关系（支护强度）的确定
•支护强度研究现状 • 支 架—围岩关系 • 支 护 强 度 计算
支架对顶板的工作状态（回顾）
（1）支架对直接顶的工作状态 —“给定载荷”方案
在顶板岩层沉降过程中，支架对直接顶的工作状态按“给定 载荷”考虑是接近实际的。无论顶板沉降到什么位置，直接顶 给支架的作用力可以近似地看成是恒定的。
K M E EC
KT LK
式中 M E ， E ，C —分别是老顶厚度、密度和运动步距；
LK —控顶距； KT —岩重分配系数。 KT 与岩梁断裂位置、结构形式、物理性质、支架性能等有关系， 只有搞清这些关系后，才能定量计算，然而，要搞清这些关系几乎是 不可能的。
第二节 支架围岩的一般关系
为了进一步研究支架围岩的一般关系，首先要建立一般 采场的顶板结构模型。
1、一般老顶的结构模型
•沉积岩层中存在许多分层弱面，这些弱面把顶板分解成许 多厚度不同的分层，假定从煤层到6~8倍采高范围内的顶板 由分层厚度相等和力学性质完全相同的岩层组成，这种条 件下的岩层运动状态如图所示。
•老顶岩层由若干分层组成，且每一分层间存在离层，触矸 点位置也不同。
• 在具体采场，分层厚度和岩层强度发生变化时，将引起 岩层运动的组合形式、离层量和触矸点的差异，但其运
动机理与如图中模型是一致的。
2、支架——围岩关系
（1）支架与直接顶的关系
直接顶直接覆盖于煤层上，一般情况下，采场支架要控制住 其全部作用力（大悬顶是则不需要控制全部作用力）。
•设直接顶作用力为A，则支护强度PT的最低限度PT=A。 •然而，在现场矿压观测中，大量存在顶板大变形、支架荷载 小于直接顶的作用力A，随着顶板下沉量的增大，支架载荷越 来越小（特别在钻底严重的采场）。
A Mz z fz
fz—直接顶悬顶系数， Ls— 悬顶距，m； Lk—控顶距，m；
fz
(1
LS / LK )2 2nz
S0—支护合力作用点到煤壁距离，m；
nz— 采场支护合力作用点系数，nz = S0/Lk
Ls=0时，A；Ls很大时，A；S0=（Ls+Lk）/2时，A
力矩平衡
R LK S0
第一节 支护强度的研究现状
• 岩重法 • “支架—围岩”关系理论。
人们通过实验室和现场的调压试验，很早就提出了顶板下沉量 和支护强度之间存在的双曲线关系。
该关系指出：要减少顶板下沉量，就必须以提高支护强度为代价。
PT
Δh
• “传递岩梁”理论注意到上述双曲线只能定性的描述支 架围岩关系，因而基于梁式结构的力学模型，提出了位 态方程的概念和表达式
Z
MZ
LS
LK
LS
2
LK
R Z M Z LS LK 2
2LK S0
fz
(1
LS / LK )2 2nz
支架对顶板的工作状态（回顾）
（2）支架对基本顶的工作状态—“给定变形”和“限定变 形”
①“给定变形”工作方案
在岩梁由端部断裂到沉降至最终位态的整个运动过程中， 支架只能在一定范围内降低岩梁运动速度， 但不能对岩梁的运动起到阻止作用。
支架对顶板的工作状态
岩梁运动全过程中支架作用力与顶板压力之间的关系
Qi Ri
或
Qi Pi Lk
岩梁运动至最终状态时 的顶板下沉量：
hA
h
mZ
(K A c
1)
LK
S A hA C LK
支架对顶板的工作状态
为防止支架在岩梁运动过程中被压死，最大允许缩 量须满足：
max hA
岩梁运动结束后，支架实际受力
RT ET hA
ET—支架的综合刚度
支架对顶板的工作状态
②“限定变形”工作方案
采场支架对岩梁运动采取“限定变形”，是指采场支架对岩 梁运动进行必要的限制。
在支架阻力的作用下，岩梁不能沉降至最低位态。岩梁进入稳 定时的位态（岩梁运动稳定时采场顶板下沉量）由采场支架的阻 抗力所限定。
pT
A K
hA hi
式中： A—直接顶作用力
hA —控顶末排最大顶板下沉量；
hi —要控制的顶板下沉量； K—位态常数，由岩梁参数和控顶距决定。
• 该公式除阐明了支架围岩之间的双曲线关系外，还进一步指明 了直接顶在位态方程中的作用。在具体采场，可计算出 hA ， K则不能定量计算，因为：