工作面的液压支架工作阻力验算
工作面的液压支架工作阻力验算

工作面的液压支架工作阻力验算工作面的液压支架工作阻力验算,一般采用以下方法。
一、采用“顶底板控制设计专家系统”应根据系统要求合理选取有关参数。
二、采用类比法时,应根据本矿或邻矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。
参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数,见下表矿压参数表(一)支架合理的支护强度,应采用下列方法计算。
1、一次采全厚支架强度、工作阻力的计算:(1)采用经验公式计算合理的支护强度maxq 1 = h ⨯ γ ⨯ k式中: q 1 ——工作面合理的支护强度,kN/m 2;h ——采高,m ;γ ——容重,kN/m 3,一般可取 25kN/m 3;k ——工作面支架支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为 4~8,应根据具体情况合理选取。
开采煤层较薄、顶板条件好、周 期来压不明显时,应选用低倍数;反之则采用高倍数。
(2)按现行较通用的岩石容重法公式计算支架的动载支护强度q 2 = k d ⋅MK p - 1⋅ γ式中: q 2 ——支架的动载支护强度,kN/m 2;k d ——动载系数,一般取 1.2~2.0(根据矿压观测情况取值); M ——一次采厚(放顶煤采厚按煤层平均厚度×本工作面回采率); K p ——上覆冒落带岩石碎胀系数;γ ——顶板岩石平均容重,kN/m 3。
(3)采用临近工作面初次来压实测值的平均值确定支护强度 q 3。
(4)支护强度换算成支架工作阻力:P = q (L k + L d )B式中: P ——支架工作阻力,kN ;q max ——支架的支护强度(取 q 1、q 2、q 3 最大值),kN/m 2; L k ——梁端距,m ; L d ——顶梁长度,m ; B ——支架中心距,m 。
2、放顶煤支架支护强度、工作阻力的计算:(1)根据断裂角确定放顶煤支架支护强度计算可参照下式:q z=k(γ1h1+γ2H)= e e l n -e H (L + h 1 / tan α)tan θ式中: H ——对支架有直接影响的岩层厚度,m ;L ——有效控顶距,m ;h 1——顶煤厚度,m ;α ——顶煤断裂角,一般为 60°~120°;坚硬煤层(f ≥3):冒落角小于 60°;中硬煤层(f =1~3):冒落角介于 60°~80°; 软煤层(f <1):冒落角大于 90°;极软煤层(f ≤0.5):无法分辨软煤层顶煤的冒落边界,不 宜用冒落角指标;θ ——顶板断裂角,一般为 60°~65°; γ1 ——顶煤的容重,kN/m³; γ 2 ——顶板岩石的容重,kN/m³;q z ——支架的动载支护强度,kN/m 2;k——动载备用系数:Ⅱ级及以下基本顶,一般取 1.2~1.5;Ⅱ级以上基本顶,一般取 1.5~2.0。
液压支架工作阻力计算

赛尔公司四矿B9工作面支护强度的确定q H gB 10 2/(k 1)cos式中:H――工作面煤层平均采高,工作面H=2.8m;丫一-板岩石容重,一般取Y=2.5t/m ;3k ――顶板破碎常数,取1.2;g――顶板周期来压不动载系数,与顶板岩石性质有关:老顶级别: I -g=1.1, II -g=1.3皿-g=1.5〜1.7, IV-g=1.8〜2取g=1.3B――附加阻力系数,B=1.5;a层平均倾角,取a=23 °则:B9工作面支护强度:q= 2.8 X 2.5 X 1.3 X 1.2 X 1.5 1^5012/[cos23°= 0.71 (MPa)支架初撑力和工作阻力的确定F SqS A(L c)式中:A——支架中心距,A=1.5m;L---- 支架顶梁长,L=4.4煤厚c ---- 梁端距,c=0.35~ 0.5m,取 c=0.45m;则:S A(L c) 1.5 (4.4 0.45)7.2m2工作阻力:F Sq 7.2 0.71 5.17(MN) 5170KN以上计算支架所需支护强度不小于 0.71MPa,工作阻力大于5170kN ,考虑到工作面地质构造可能存在的矿压不稳定性,安全起见选工作阻力5800kN,初撑力 5232kN(3)综放支架工作阻力确定A 、按现行较通用的按垮落充填法公式Mq K nzdK 1p 计算式中:z ---- 支护强度,kN /m2;KK 动载系数1.2-1.4,顶板为泥岩,属软弱顶板,取 d=1.2; M —(平均 9.74m ,最厚 10.76m)取 M=9.74m ;KKp ---- 冒落矸石碎胀系数,取p=1.25;丫一-板岩石容重,取Y =25kN / m3。
n ---- 采放比影响系数0.8-1.0,取n=0.8;则:qqz=1.2*9.74*25*0.8/(1.25-1)=936kN /m2支架工作阻力:P=qz(LK+LD)B式中:P――支架工作阻力,kN;LK梁端距,取LK=0.4mLD顶梁长度,取LD=4.2m;B――支架宽度,取B=1.5m。
液压支架工作阻力计算

液压支架工作阻力计算γ顶板岩石容重,一般取γ=2、5t/m3; k顶板破碎常数,取1、2; g顶板周期来压不动载系数,与顶板岩石性质有关:老顶级别:Ⅰ-g=1、1,Ⅱ-g=1、3 Ⅲ-g=1、5~1、7,Ⅳ-g=1、8~2 取g=1、3 B附加阻力系数,B=1、5;α煤层平均倾角,取α=23,则:B9工作面支护强度:q=2、82、51、31、21、510-2/[(1、25-1)cos23]=0、71(MPa)支架初撑力和工作阻力的确定式中:A支架中心距,A=1、5m;L支架顶梁长,L=4、4c梁端距,c=0、35~0、5m,取c=0、45m;则:工作阻力:以上计算支架所需支护强度不小于0、71MPa,工作阻力大于5170kN,考虑到工作面地质构造可能存在的矿压不稳定性,安全起见选工作阻力5800kN,初撑力5232kN(3)综放支架工作阻力确定A、按现行较通用的按垮落充填法公式计算式中:支护强度,kN/m2;动载系数1、2-1、4,顶板为泥岩,属软弱顶板,取=1、2; M煤厚(平均9、74m,最厚10、76m)取M=9、74m;冒落矸石碎胀系数,取=1、25;γ顶板岩石容重,取γ=25kN/m3。
n 采放比影响系数0、8-1、0,取n=0、8;则:=1、2*9、74*25*0、8/(1、25-1)=936kN/m2支架工作阻力:P=(LK+LD)B 式中:P支架工作阻力,kN; LK梁端距,取LK=0、4m; LD顶梁长度,取LD=4、2m; B支架宽度,取B=1、5m。
则:P=994*(4、2+0、4)*1、5=6452 kN(最厚7128kN)B、根据采煤工作面现场实测数据的经验回归公式计算:Pmax=(3939+2、1H+47lf+155/Md)式中:Pmax工作阻力;动载系数1、2-1、4,取=1、2H煤层埋深,取H=425m: f煤的硬度系数,暂取f=2; Md顶煤厚度取Md=6、74m;则:Pmax=1、2*(3939+2、1*425+471*2+155/6、74)=6956 kNC、按缓倾斜煤层工作面顶板分类中的公式进行计算。
高工作阻力液压支架初撑力的确定

高工作阻力液压支架初撑力的确定张福瑞1 刘涛2(1²晋城无烟煤矿业集团有限责任公司山西晋城048000;2²中煤国际工程设计研究总院北京100011)摘要:从国内外高阻力(700~1000t)支架初撑力和额定工作阻力的关系的实际情况,采用国内外常用的初撑支护强度计算公式,结合寺河矿井的实际情况,分析得出该矿井液压支架初撑支护强度与额定支护强度的关系。
关键词:液压支架;额定支护强度;初撑支护强度;工作阻力;初撑力中图分类号:TD355+²41 文献标识码:B 文章编号:1671-0959(2002)07-0016-04 寺河矿井初期开采3号煤层,煤层赋存及开采技术条件如下:①赋存稳定,厚度5²20~6²88m,平均厚度6²00m左右;②属不易自燃煤层;③倾角一般为2°~5°,属近水平煤层,仅局部挠曲带倾角达12°~15°;④顶底板多为粉砂岩,少数为泥岩、细砂岩,直接顶中等稳定;⑤地质构造和水文地质条件均比较简单。
1999~2000年《寺河矿井修改初步设计》对采煤方法进行了充分比选,认为:在一定开采条件下,加大开采强度是提高规模经济效益的主要途径,而综采设备生产能力的提高,为扩大矿井规模创造了条件。
鉴于此,设计采用长壁大采高综采,装备具有世界先进水平的大功率、高可靠性设备,以实现工作面单产300~400万t/a,并保证煤质。
全矿井于西一、东二盘区各配备1个长壁大采高综采工作面,4个连续采煤机掘进工作面以保证800万t/a生产能力。
根据支架支护强度的计算,借鉴国外经验,结合高产高效工作面的特点,对液压支架的技术参数要求如下:架型为掩护式,结构高度2²55~6²0m,支护强度不小于110t/m2,工作阻力大于900t,推移行程950mm,支架中心距1750mm。
《采煤质量标准化标准及考核评级办法》中有对综采工作面液压支架的初撑力不小于额定工作阻力80%的规定,结合晋城无烟煤矿业集团公司寺河矿井液压支架额定工作阻力约900t的实际情况,对这两者的关系从以下几方面进行初步探讨。
煤矿顶板管理中矿压监测的作用及应用

煤矿顶板管理中矿压监测的作用及应用摘要:随着社会经济水平的提高,煤矿行业得到了进一步的发展。
不仅新技术、新技术不断涌现,顶板管理系统不断完善,压力监测技术不断完善,极大地提高了采煤效率和效益。
有效避免了顶板塌陷等危险的发生,提高了煤矿开采的安全性,减少了不必要的损失。
这有利于提高煤矿企业的经济效益和社会效益。
关键词:煤层顶板管理;矿产压力监测;角色;应用1压力监测的主要内容和功能1.1回采工作面液压支架初始支护力及工作阻力监测液压支架的初始支承对拉深面直接顶的稳定性和破坏程度,以及初始压力和周期压力有很大的影响。
一旦初始支护长时间低于要求值,容易出现压力或顶板现象,带来安全隐患。
液压支架的初始支承力一般要求不小于额定工作阻力的80%。
如果初始支承力一般小于目标值,则需要对液压泵站进行大修,增加泵站压力;如果单个支架的初始支护力显著减小,说明存在渗漏或软顶岩层形成的现象,需要加强支护;如果脚手架初期支护突然出现连续不断减少的一般情况,可能会遇到故障,则有必要制定相应的支护措施,以确保安全生产。
1.2巷道相对位移及工作面顶板动态监测巷道两帮及顶板的变形一般由岩层的运动来判断。
采用数字收敛仪或地表位移观测点对两组巷道变形进行监测,采用顶板分离仪对采空期顶板不同基准点岩层位移进行监测。
通过监测和分析的两个帮派和顶部,可以确定巷道严重变形区域,掌握顶板运动规律,确定巷道的破坏范围,从而认识到巷道的稳定性,分析巷道的支持的合理性,及时预警和治疗可能的顶板事故。
1.3采空区超前支护压力监测采用钻孔应力仪,可在距巷道煤壁20 m处,沿采煤斜向布置不同深度的不同孔内安装钻孔应力仪,对回采工作面前方支护压力进行监测。
同时对单体柱的压力变化进行了监测。
通过对两者监测数据的分析,可以确定工作面正支护压力、采掘影响下工作面前方高应力集中区、巷道顶板围岩应力集中系数的影响范围。
在此基础上,确定了工作面巷道超前支护距离和支护方式,并对冲击压力和顶板落差范围提前采取相应措施。
液压支架选型计算及采煤顶板管理

工作阻力/支护面积=支护强度;支护面积=(梁端距+顶梁长度)x中心距。
液压支架选型计算1.支护强度的计算采用以往的经验公式来计算:a、P≥b、P≥式中:P——支护强度,MPa;M——开采厚度,取6.1 m;r——顶板岩石容重,取2.7t/m3;d——顶板动载系数,取1.3;a——煤层倾角,取3°;B——附加阻力系数,取1.2;n——不均衡安全系数,取1.75;K——顶板岩石碎胀系数,取1.25。
则 a、P≥ =1.008MPab、P≥ =1.128MPa最后取P=1.128Mpa。
2. 支架载荷根据支护强度,则验算支架支护载荷为:T=P(L+C)×(B+J)式中:T ------ 支护载荷,KN;L ------ 顶梁长度,3.8m;C ------ 顶梁前端到煤壁的距离,1.33m;B ------ 顶梁宽度,1.530m;J -------架间距,0.22m;则 T=0.68×(3.8+1.33)×(1.53+0.22)=6105KN 计算结果表明,液压支架的工作阻力10800KN满足支护载荷的要求。
3. 支架高度a.支架最大高度Hzmax=Mmax+S1式中:Hzmax------支架最大支护高度,mm;Mmax------工作面最大采高,取6100mm;S1------伪顶冒落的最大厚度,取300mm。
则 Hzmax=6100+200=6300 mm。
b.支架最小高度Hzmin=Mmin-S2-g-e式中:Hzmin------支架最小支护高度,mm;Mmin------工作面最小采高,取4500mm;S2-------顶板的下沉量,取200mm;g ------顶梁上、底座下的浮矸厚度,取50 mm;e ------移架时支架回缩量,取100 mm。
则 Hzmin=4500-200-50-100=4150 mm。
根据以上各参数,本工作面选用郑州煤机厂液压支架工作高度4150~6300 mm。
综采工作面液压支架初撑力实测研究

9 0 0 0 k N, 支护高度为2 . 5 ~5 m, 支 架移 阻 阶 段 和 卸 载 移 架 阶 段 , 其 中初 撑 增 阻 和 下 , 操 作人 员在 升 架 时, 一 般 待 支架 接 顶 后 , 分 别 停 留5 架 步 距 为 8. 65 m , 中心 距 为 1 . 7 5 m , 支护 卸 载 移 架 两 个 阶段 顶 板 下沉 量 较 大 J ~1 5 s 后, 即可 达 到额 定初 撑 力 。 ( 6 )
摘 要 : 该文以山西凌志达 煤业有限公 司1 5 1 0 1 - r 作面液 压支架初撑 力 现 场实测资料 为 基 础, 展开对初撑力实际情况的测定, 研 究了 初撑力对顶
板 的影响, 分析T- r 作面液 压支架初 撑力不足的相关因素, 强调了 提 高初撑 力的重要 性, 并提 出了提 高液压支架初撑 力的措施 。
垫 ! Q: !
工 业 技 术
Sc i e nce an d Te ch nol o gy I n n ova t i on He r al d
综 采 工作 面 液 压支 架 初 撑 力实 测研 究
冯敏 ( 山西凌志达煤业有限公 司 山西长治
0 4 6 6 0 6 )
1 5 l 0 1 工 作面 走 向长 为 1 7 5 m, 倾 斜 长 撑 力不 低 于 额 定值 的 8 O %相差 甚 远 , 初 撑 力 传 递 , 压力离散性 大。 ( 4 ) 由于 作面 顶 板 条
l 5 5 5 m, 倾斜 面积2 7 2 1 2 5 m , 煤 层 倾 角 过 低 达不 到对顶 板 有 效 支 护的 要求 。 除7 0 0~9 0 0 m处 最 大 坡 度 达 1 3。 外 其 余 平 均 1 。~3 。, 煤 层最 大 厚 度 4. 2 m , 最
采煤工作面设计规范-

采煤工作面设计规范一、范围1、本规范规定了采煤工作面设计的程序、依据、技术内容、设计说明书编写的格式。
2、本规范合用于综采工作面、综采放顶煤工作面、水采工作面的设计。
二、设计程序1、采煤工作面设计由矿生产技术部门按采煤工作面衔接安排,确定工作面设计或者项目设计负责人。
2、由矿总工程师组织有关科(部)室,根据采区设计研究确定采煤工作面设计的具体原则。
3、设计负责人根据设计指令下达设计通知单,通知有关单位提供相关基础资料或者通知各专业根据相关基础资料进行专业设计。
4、设计负责人或者各专业根据确定的设计原则及采集的相关资料进行采煤工作面设计。
5、编制采煤工作面设计说明书。
6、由矿总工程师组织有关单位负责人对采煤工作面设计进行审查。
经修改通过后报送长治公司进行审核备案。
三、设计依据1、长治公司批准的采区设计。
2、矿总工程师批准的掘进地质说明书。
3、采面位置、范围,井上、下关系及四邻采面的地质情况。
包括煤层赋存情况、水文地质、瓦斯及二氧化碳等有害气体赋存情况与涌出特征,煤层爆炸倾向,煤层自燃发火倾向及分类情况。
4、采面内煤层顶底板岩性特征、岩移特点及上、下煤层间及夹矸关系;邻近工作面同一煤层的矿压观测资料。
5、邻近工作面及边界小窑采空区、积水情况资料。
6、编制内容必须符合《矿产资源法》、《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤炭工业小型矿井设计规范》等国家有关安全生产的法律法规、技术标准和规范的要求。
7、采煤工作面设计的编制必须以经集团、公司和政府有关部门批准的设计文件(矿井设计、矿井改扩建设计、水平延深设计、区域设计等)和经审批的采区地质说明书为依据。
四、工作面设计内容1、工作面所处位置及编号,所采煤层位置(编号),巷道布置、巷道断面,支护形式及支护材料的选择计算,掘进设备。
2、工作面几何尺寸、位置、边界、煤柱,邻近工作面开采情况,采动对地面的影响预测及采取的相应措施,工作面储量计算及回采率。
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工作面的液压支架工作阻力验算
工作面的液压支架工作阻力验算,一般采用以下方法。
一、采用“顶底板控制设计专家系统”应根据系统要求合理选取有关参数。
二、采用类比法时,应根据本矿或邻矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。
参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数,见下表
矿压参数表
(一)支架合理的支护强度,应采用下列方法计算。
1、一次采全厚支架强度、工作阻力的计算:
(1)采用经验公式计算合理的支护强度
k h q ⨯⨯=γ1
式中:1q ——工作面合理的支护强度,kN/m 2; h ——采高,m ;
γ——容重,kN/m 3,一般可取25kN/m 3;
k ——工作面支架支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4~8, 应根据具体情况合理选取。
开采煤层较薄、顶板条件好、周 期来压不明显时,应选用低倍数;反之则采用高倍数。
(2)按现行较通用的岩石容重法公式计算支架的动载支护强度
γ⋅-⋅
=1
2p d K M
k q
式中:2q ——支架的动载支护强度,kN/m 2;
d k ——动载系数,一般取1.2~2.0(根据矿压观测情况取值); M ——一次采厚(放顶煤采厚按煤层平均厚度×本工作面回采率); p K ——上覆冒落带岩石碎胀系数; γ ——顶板岩石平均容重,kN/m 3。
(3)采用临近工作面初次来压实测值的平均值确定支护强度q 3。
(4)支护强度换算成支架工作阻力:
B q P )(d k max L L +=
式中:P ——支架工作阻力,kN ;
q max ——支架的支护强度(取q 1、q 2、q 3最大值),kN/m 2; L k ——梁端距,m ;
L d ——顶梁长度,m ; B ——支架中心距,m 。
2、放顶煤支架支护强度、工作阻力的计算:
(1)根据断裂角确定放顶煤支架支护强度计算可参照下式:
()H h k q z 211γγ+=
θαtan tan /1)(h L H +=
式中:——对支架有直接影响的岩层厚度,m ; ——有效控顶距,m ; h 1——顶煤厚度,m ;
——顶煤断裂角,一般为60°~120°; 坚硬煤层(f ≥3):冒落角小于60°; 中硬煤层(f =1~3):冒落角介于60°~80°; 软煤层(f <1):冒落角大于90°;
极软煤层(f ≤0.5):无法分辨软煤层顶煤的冒落边界,不 宜用冒落角指标;
——顶板断裂角,一般为60°~65°; ——顶煤的容重,kN/m³; ——顶板岩石的容重,kN/m³;
z q ——支架的动载支护强度,kN/m 2;
——动载备用系数:Ⅱ级及以下基本顶,一般取1.2~1.5;
Ⅱ级以上基本顶,一般取1.5~2.0。
注:基本顶分级按 e P 值选取
m f n e h N L l P 6.525.153.241+-=)
( 式中:e P ——基本顶初次来压当量,kN/m 2; n l ——直接顶初次垮落步距,m ; f L ——基本顶初次来步距,m ; N ——直接顶充填系数; m h ——煤层采高,m 。
基本顶分级表
H L αθ1γ2γk
(2)综放工作面支架阻力计算: ①根据断裂角确定支架工作阻力:
s d k z B L L q P η/1)(+=
式中:1P ——支架的工作阻力,kN ; q z ——支架的动载支护强度,kN/m 2 L k ——端面距,m ;
L d ——顶梁长度,m ; B ——支架中心距,m ; s η ——支架的支护效率。
②根据放顶煤工作面现场实测数据的回归公式计算确定支架工作阻力:
k M f h P d ⋅+++=)/1554711.21939(2
式中:2P ——工作阻力,kN ; ——煤层埋深,m ; ——煤的硬度系数; d M ——顶煤厚度 m ; k ——安全系数为1.2~1.35。
③放顶煤支架的工作阻力可按照一次采全高综采计算结果的80%计算。
(3)取①、②、③最大值为综放工作面支架工作阻力p 。
3、支架的选取
科学合理的支架工作阻力在额定工作阻力的60%~80%之间为合理,小于60%支架选型偏大,大于80%支架选型偏小.
h f。