煤层巷道支护设计
巷道支护参数计算
巷道支护参数计算
巷道支护是指在煤矿巷道或其他地下工程施工中，为了保证巷道的稳定和安全，采取一系列支护措施的工程技术。
巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要内容之一，主要包括巷道支护结构的尺寸、材料的选用、力学参数的计算等。
1.巷道尺寸计算：巷道的尺寸设计需要考虑到巷道的功能、使用要求以及巷道的地质条件等因素。
一般来说，巷道的宽度和高度是根据采用的支护方式和设备的尺寸要求来确定的。
同时，根据巷道的用途和方向，还需要计算巷道的坡度和曲率等参数。
2.巷道支护结构的尺寸计算：巷道支护结构的尺寸计算主要包括顶板支护、侧墙支护和底板支护等方面。
其中，顶板支护一般采用钢拱或钢骨支护，需要考虑到巷道的跨度、顶板岩层的厚度和强度等因素；侧墙支护一般采用锚杆和锚网，需要计算支护锚杆的数量和间距；底板支护一般采用钢架和木帮支护，需要计算底板支护的层数和尺寸等。
3.巷道支护材料的选用：巷道支护材料的选用主要根据巷道的地质条件、支护方式和使用要求来确定。
一般来说，巷道的顶板支护可以选用钢拱、钢梁或钢筋混凝土等材料；侧墙支护可以选用锚杆、锚网或喷锚混凝土等材料；底板支护可以选用钢架、木帮或钢筋混凝土等材料。
4.巷道支护力学参数的计算：巷道支护力学参数的计算主要包括支护结构的受力分析和稳定性计算。
支护结构的受力分析需要考虑到巷道的荷载、支护结构的刚度和强度等因素；巷道的稳定性计算需要考虑到巷道的围岩压力、岩层的强度和延性等参数。
在进行巷道支护参数计算时，需要根据具体的工程情况和设计要求，结合实际的地质条件和施工要求，采用合理的计算方法和参数值。
巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要环节，只有通过合理的计算和设计，才能确保巷道的稳定和安全。
巷道掘进、支护设计
掘进3周、支护3周华丰煤矿-1100下山快速掘进及巷道支护设计要求设计内容（供参考）第一章华丰煤矿及巷道施工概况1.1华丰煤矿概况1.1.1华丰煤矿地理位置及交通条件1.1.2华丰煤矿地质条件及气候特征1.2-1100水平巷道概况1.2.1巷道地质概况1.2.2煤（岩）层赋存特征1.3生产系统概况1.3.1通风系统1.3.2压风系统1.3.3防尘系统1.3.4防灭火1.3.5安全监测系统1.3.6供电系统1.3.7排水系统1.3.8运输系统1.3.9通迅系统第二章 -1100下山快速施工方案2.1-1100下山快速施工爆破方案2.1.1全断面中深孔光面爆破方案2.1.2全断面巷道定向断裂控制爆破方案2.1.3爆破方案对比分析及选择2.2-1100下山快速施工机械化配备方案2.2.1装岩方式2.2.2运输方式2.2.3管线及轨道敷设2.2.4设备及工具配备第三章 -1100下山快速施工支护方案3.1六水平矸石井断面设计概况3.2支护方式选择3.3支护参数设计3.4锚网喷施工工艺及要求3.5U棚的施工工艺第四章安全技术措施4.1特殊措施4.2“一通三防”管理4.3顶板管理4.4爆破管理4.5防治水管理4.6机电管理4.7运输管理第五章结论最好包含下列理论、技术、方案（供选择）：第一章爆破技术影响因素分析第一节爆破参数设计理论1.1炮眼深度1.2掏槽爆破1.3掏槽参数第二节光面爆破技术2.1光面爆破的基本原理2.2光面爆破参数2.3光面爆破的优点2.4光面爆破的质量标准2.5光面爆破施工工艺2.6爆破参数的优化与分析第三节定向断裂控制爆破技术3.1定向导向缝形成机理3.2裂纹扩展机理及扩展过程3.3定向断裂爆破的能量问题3.4岩石爆破定向破裂装药结构研究3.5定向断裂控制爆破参数确定第二章岩巷机械化作业线影响因素分析第一节巷道施工机械化配套原则1.1平巷施工机械化配套原则1.2斜井（巷）施工机械化作业线配套原则第二节岩巷施工机械化作业线配套2.1以耙斗装岩机为主的岩巷施工机械化作业线2.2以侧卸式装岩机为主的施工机械化作业线设备配套2.3以钻装机为主的施工机械化作业线的配套设备2.4以岩石掘进机为主的施工机械化作业线配套设备第三节巷道掘进机械化作业线配套优化3.1全液压钻车配侧卸装岩机作业线配套优化3.2岩石掘进机为主的作业线优化443.3侧卸式和耙斗装岩机结合的机械化作业线配套优化第三章快速支护技术影响因素分析第一节现代支护结构原理与类型1.1现代支护结构理论1.2现代支护结构类型第二节锚喷支护设计与施工原则2.1锚喷支护设计原则2.2选用锚喷支护参数的原则2.3锚喷支护参数设计2.4锚喷支护快速施工深部巷道支护技术研究以华丰煤矿-1100巷道为例1研究课题的提出1.1煤矿深部巷道工程的特点1.2研究深部巷道支护技术的意义1.3煤矿深部巷道工程理论的进展与现状1.4国内外深部巷道支护技术的发展2深部巷道围岩的物理力学特征2.1深部软岩的概念2.2深部软岩的工程特性2.3深部软岩的力学属性2.4深部软岩的工程分类及对策3深部巷道工程支护荷载确定方法3.1原岩应力场的构成3.2原岩应力确定方法3.3围岩支护荷载的确定（依据围岩性质计算锚固力）4巷道支护技术方案4.1深部巷道的支护技术方案4.2支护参数计算4.3巷道支护加固机理分析4.4预期效果预测5底臌的防治5.1深部巷道底臌的特征5.2深部巷道底臌的分类5.3深部巷道底臌的机理5.4影响的底臌主要因素5.5深部巷道底臌的防治方法6结论华丰煤矿及巷道施工概况华丰煤矿是一个年产原煤百万吨的特级质量标准化、现代化企业。
煤矿企业巷道布置及支护说明
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。
采动影响下松软煤层巷道支护技术研究
采动影响下松软煤层巷道支护技术研究1.引言随着我国煤炭产量的不断增加，煤矿开采深度不断加深，煤层岩层条件也日益复杂。
在这种情况下，煤层巷道的支护技术显得尤为重要。
特别是对于松软煤层巷道来说，由于其固结变形性大、涌水顶板易塌、瓦斯涌出多等特性，巷道支护技术面临更大的挑战。
深入研究采动影响下松软煤层巷道支护技术，对于确保煤矿安全生产意义重大。
2.采动影响下松软煤层巷道特点（1）固结变形性大：松软煤层具有大的固结变形性，易发生巷道变形和顶板下沉。
（2）涌水顶板易塌：松软煤层中的水文地质条件复杂，易引发煤巷涌水和顶板塌落。
（3）瓦斯涌出多：松软煤层中的瓦斯涌出量较大，对巷道支护提出了更高要求。
3.采动影响下松软煤层巷道支护技术研究现状目前，针对采动影响下松软煤层巷道支护技术的研究已经取得了一些成果。
主要包括材料改良、结构设计和支护方式等方面的研究。
具体包括高分子材料的应用、液压支架的改进、新型钢支架的研发等。
这些研究成果为松软煤层巷道支护技术的提升提供了技术支持和理论依据。
4.采动影响下松软煤层巷道支护技术研究发展趋势（1）材料改良：未来将继续深入开展高分子材料的研究，开发更加适合松软煤层巷道支护的新材料。
（2）结构设计：结构设计是影响巷道支护效果的关键因素，未来将加大对支架结构设计的研究力度，研发更加适应松软煤层巷道的支护结构。
（3）支护方式：支护方式是巷道支护的重要环节，未来将注重支护方式的创新，开发符合松软煤层巷道特点的新型支护方式。
6.结语随着煤矿开采深度的增加和煤矿地质条件的复杂化，松软煤层巷道支护技术的研究正在成为一个重要的研究领域。
通过深入研究支护材料、结构设计和支护方式等方面的研究，将为采动影响下松软煤层巷道的安全支护提供更加科学的理论指导和技术支持。
希望未来的研究能够取得更多的突破，为煤矿安全生产和可持续发展做出更大的贡献。
近距离煤层巷道的支护设计与施工
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Ｌ — —工 字钢 梁及 锁具 的厚 度 ，取 ０１ ．ｍ；
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２１ 钢带锚杆支护参数的确定 ． 锚杆长度 （ ）按下式计算 ： Ｌ
Ｌ＝Ｌ１ 十 ３ 十 ２ ，
需外 露 的张拉 长 度 ，取 ０２ｍ。 ．
得 出 ：Ｌ ４４ ＝ ．２ ｍ，因此锚 索 长度 选 ４５Ｉ。 ． Ｔ Ｉ
式中：， Ｌ —— 锚 杆 外露 长度 ，取 ００ ．５ ｍ； Ｌ —— 锚 杆 有效 长度 ，ｍ； Ｌ — —锚 杆 锚 固力 长度 ，根据 上 三卷 Ｚ ３ ３ ， －２３
锚索倾角 ： 锚索 以垂直巷道顶板岩层层面安装
最 为有 利 ，考 虑 后期 受 回采 采 动 影 响 有 炸 帮存 在 ，
摘 要 ： 过 对 近 距 离煤 层 巷 道 钢 带 锚 杆 、 预 应 力锚 索 、 通 加 加
在 稳定 岩 层时 ，将 ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ 坏 区载 荷悬 吊于 巷道 两 帮上 部 的岩石 上 （ 图 ３ ；如果锚 杆在 两帮 上 部岩 层 中的 见 ） 锚 固力 小 于破 坏 区岩 层重 力 时 ，则 不 应单 独 采用 锚
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文 章 编 号 ：０ ６ ４ ７ （０ ６ ０ — ０ １０ １０ — ８７ ２ ０ ）３ ０ ８ — ３
近距 离煤 层 巷道 的支护 设计 与施 工
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４ ４７ １ ７ 粉砂 岩 ． ６ ． ７
硬石 联
深 灰 色水 平
（ 图 ２ ；在顶 板 见 ）
一
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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。
煤矿掘进工作面作业—巷道布置及支护说明
煤矿掘进工作面作业一巷道布置及支护说明第一节巷道布置1、运输巷布置在14#煤层中，水平标高为1310.17,巷道断面为在13.641∏2（宽4.4mX高3.1m）,净断面12.6nV（净宽4.2mX净高3.0m）,巷道预计总掘进量为905m,沿煤层顶板施工。
运输巷在Π402专用回风巷k11点处开门，按339°方位煤巷沿顶板掘进施工18m后按41。
方位角调向开门掘进23m,再按158°方位角调向开门掘进56m后贯通11401运输巷，然后在y2点处反向开门掘进130m揭露断层后，退回至y2点前52m处向右按36°方位角开门掘进678m止2、运输巷平面图（附图二）3、运输巷巷道剖面图（附图三）4、运输巷开门大样图（附图四）第二节支护设计一、巷道断面运输巷沿14#煤掘进，掘进采用矩形断面，掘进断面13.64ι∏2（宽 4.4mX高3.1m）,净断面12.6Hf（净宽4.2mX净高3.0m）；运输巷沿14#煤掘进，煤层变薄不能满足通风断面需求时，掘进改用半圆拱断面，掘进断面13.32∏Λ净断面12.38∏Λ拱基线13m,半径2.1m；顶板破碎达不到支护要求时，掘进改用架棚支护。
使用吊环式前探梁作为临时支护，当顶板完整稳定时，前探梁采用2根3寸钢管制作；当顶板破碎，巷道压力大时，前探梁采用2根矿用11#工字钢制作；前探梁长度4∙5m,用专用吊环固定在顶板锚杆上，前探梁上方用板梁木垛式接顶，并用木楔加紧；前探梁要始终处于工作状态，前探梁间距为1600mm,到迎头的端面距不得大于0.3m,前探梁上方的板梁距巷道两帮端面距不得大于0.3m。
二、支护方式(-)临时支护使用吊环式前探梁作为临时支护，前探梁采用2棵15kg轨道制作，长4.5m,用专用吊环固定在顶板锚杆上，前端用方木及木枇接实顶板,前探梁要始终处于工作状态，前探梁间距为800mm,到迎头的端面距不得大于0.3m,前探方木距两帮端面距不得大于0.3m,使用3根。
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五虎山煤矿9号煤层巷道支护设计
姓名：刘晓晨
班级：安全连1201
学号：311201010217
时间：2015年5月1日
我国西部地区的煤炭资源十分丰富,占全国煤炭总量的80%以上,神华集团年煤炭产量超过1亿.t所属矿区煤层埋藏较浅,上覆为风积砂岩,因此顶板管理及围岩支护与其他矿区不同.本文利用RFPA岩石破裂过程分析系统软件,对神华集团乌达矿区五虎山煤矿9号煤层巷道围岩变形和破坏过程进行了动态仿真模拟,并根据模拟结果,分析了随着煤层上山的掘进中上覆岩层的破断过程、特征与来压特点,揭示了煤层顶板的破断及煤壁支撑压力的变化规律.五虎山煤矿隶属于神华集团,由于生产接续的需要,将对9号煤层进行开采. 9号煤层平均厚度3·5 m,煤质松脆,直接顶以泥质页岩为主,中间夹有砂岩,平均厚度4·8 m,节理裂隙发育.老顶以中砂岩和粗砂岩为主,平均厚7·1 m. 9号煤层进风上山是在煤层中掘进,初始的顶板支护方法采用锚杆支护,间排距800 mm×800 mm,不能满足工程需要.为防止顶板垮落,对该巷道的支护方案进行改进,以有效地控制顶板和围岩的变化.
1 支护方案初步设计
9号煤层进风上山是在煤层中掘进,因煤层顶板都具有成层性,所以顶板的破坏基本上是从离层开始.因此煤巷顶板锚杆支护的主要作用就是抑制顶板的离层,其次是将已经离层的顶板围岩悬吊在其上方较稳定的岩层上.当煤层直接顶厚达几米以上时,要将锚杆锚固在稳定岩层内是不可能的,须采用预应力锚索将巷道上部一定范围内的岩石固定在离巷道表面较远的稳定岩石上,这样可提高巷道围岩的整体性和内在抗力,有效控制围岩有害变形的发展,增加围岩的稳定程度.在暗斜井9号煤层下部车场岩巷段(开口段)断面形状为矩形巷道,如
图1所示. 9号煤层进风上山规格如图2所示.断面毛面积Sm=3·50×3·25=11·375 m2,断面净面积Sj=3·5×2·8=9·8 m2.
图1 9号煤层进风上山下部车场断面规格
图2 9号煤层进风上山规格
水沟净尺寸均为上宽400 mm,下宽300 mm,深400 mm.水沟底帮
用混凝土浇灌,厚度50 mm.水沟盖板尺寸为500 mm×400 mm×50 mm.暗斜井9号煤层下部车场岩巷段支护形式为锚喷支护.采用管缝式锚杆的长度为1·8 m,排距680 mm,共4排,间距@ =800 mm.顶帮喷浆厚度为100 mm (图1).交叉点处增加锚索支护,锚索长度6·5 m,排间距为1·6 m,锚索托板用14号槽钢制作,长度为0·5 m.车场加宽处断面支护形式为锚杆支护,采用树脂锚杆,长度为1·8 m,=16mm.排距750mm,共5排,间距@ =800mm.进风上山断面支护形式为锚杆支护,采用树脂锚杆,长度为1·8 m,=16 mm,排距700 mm,共4排,间距@ =800 mm (图2).当前采用锚杆进行支护的巷道断面为矩形,这种断面形式的巷道利用率高且有利于开掘,但围岩支撑能力差,加之本地区存在着东西方向的水平构造应力,增加了支护的难度.如果采用矩形断面,一定要加大支护材料的强度,另外也需要考虑提高围岩的自身支撑能力.根据工程类比法,针对9号煤层进风上山的具体围岩条件提出两种初步设计方案(表1).方案1:锚杆+锚索+金属网联合支护(1个“锚杆断面”+ 1个“锚杆+锚索断面”相间隔布置);方案2:锚杆+锚索+金属网联合支护(1个“锚杆断面”+ 1个“锚索断面”相间隔布置);支护形式:顶板(全长黏结式锚杆+锚索+方形孔金属网+钢带支护),煤壁(端头锚固式锚杆+方形孔金属网);间排距:顶板700 mm×700 mm,煤壁800 mm×800 mm;设计锚固力:锚杆150 kN,锚索200 kN;锚杆规格:22 mm×2 200 mm,16 mm×1 800 mm;锚索规格:15·24 mm×7 000mm;托盘:锚杆100mm×100mm×10mm (铁托板),锚索长度为0·5 m的14号槽钢;金属网: 4 mm×100 mm×
100 mm.。