巷道支护设计

  1. 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性,平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
  2. 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
  3. 3、如文档侵犯您的权益,请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间:9:00-18:30)。

表2-6-4 棚式支架支护形式与主要支护参数
1.2 巷道围岩移近量预算设计方法
巷道围岩移近量是反映巷道围岩稳定性的客观标准, 是巷道支护形式选择和计算支护参数的依据。主要计算 方法有解析分析方法、数值分析方法、回归分析方法、 概率分析方法和模糊分析方法。通常根据巷道埋深H和 巷道顶底板岩层平均单向抗压强度Rc利用图7-24计算巷 道预期围岩移近量UZ。
表2-6-5 综采放顶煤工作面巷道支护参数
2 巷道锚杆支护设计
(1) 工程类比法
工程类比法由直接类比法和间接类比法组成。直接 工程类比法是建立在已有工程设计和大量工程实践成 功经验的基础上,在地质和生产技术条件及各种影响 因素基本一致的情况下,根据类似条件的已有经验, 进行待建工程锚杆支护类型和参数设计。1988年原煤 炭工业部颁布试用《我国缓倾斜倾斜煤层回采巷道围 岩稳定性分类方案》以来,经过十余年的应用,分类 方案近一步充实、完善,对于锚杆支护更应当注重巷 道顶板岩层结构。在此基础上推荐的巷道顶板锚杆基 本支护形式与主要参数选择见表2-6-11、表2-6-12。
表2-6-11 煤巷顶板锚杆基本支护形式与主要参数
巷道 类别
Ⅰ Ⅱ



巷道围岩 稳定状况 非常稳定
稳定
中等稳定
不稳定
极不稳定
基 本 支护 形 式
主 要 支 护 参数
整 体砂 岩 、 石 灰岩 类 岩 层 , 不支 护 其 它 岩 层, 单 体 锚 杆
顶 板 较 完 整, 单 体 锚 杆 顶 板 较破 碎 , 锚 杆+ 网 顶 板 较 完 整, 锚 杆 + 钢筋 梁 或 桁 架
1 棚式支架支护设计 1.1 巷道围岩稳定性分类设计方法
根据模糊聚类结果中样本的归类趋势和我国回采巷道 的支护技术,从有利于实践中对类别的区分和应用考虑, 将我国回采巷道围岩稳定性分为非常稳定、稳定、中等稳 定、不稳定及极不稳定5类,上述类别依次用Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、 IV、V表示。依据预测的巷道围岩稳定性类别,推荐的煤 层巷道棚式支护形式与主要参数见表2-6-4。
砂岩地段可用普氏法计算,泥岩段可用弹塑性理论 公式和经数法计算。
4)综合设计方法 各矿区根据具体情况,综合考虑上述方法制定本矿
区巷道棚式支架支护设计规范。 阳泉矿区以大量的实测数据为基础,进行理论分析
计算并通过工程实践检验,得出综采放顶煤工作面巷 道支护有关参数见表2-6-5。
注 ① 支护安全系数1.2;② 12#矿工钢3.2m跨度时梁承载能力 123.48KN/根, ③11#、12#表示11#矿工钢、12#矿工钢对棚支架 型式。
Ctg
(2-6-9)
式中: Pi-支护阻力 C-岩体内聚力, r0-巷道半径, R - 塑性区半径,
(4) 经验系数法 水电部总结国内经验而得出:PZ=SZγb,PX=SXγH
式中: PZ-均匀分布的垂直压力, SZ-垂直岩体压力系数 b-巷道开挖宽度, PX-均匀分布的水平圃岩压力,吨/米, SX-水平围岩压力系数 H-巷道开挖的高度。
顶板 较 破 碎 ,锚 杆 + W 钢 带 ( 或钢 筋 梁 ) +网 ,
桁 架 +网 , 或 增加 锚 索
锚 杆 +W 钢带+ 网 , 或增 加 锚 索 桁 架 +网 , 或 增加 锚 索
顶 板 较 完 整 , 锚 杆 + 金 属 可 缩 支 架 ,或 增 加 锚 索 ; 顶 板较 破 碎 , 锚杆 + 网 +金 属 可 缩 支 架 ,或 增 加 锚索 ;底 臌 严 重, 锚杆 + 环 形可 缩支架
示例,当预计的顶底板移近量为800mm时,由图2-6-32曲 线查得每米巷道要求的支架承我能力为240kN。如取棚 子间距为0.5m,则正好可选用单架工作阻力为120kN的 支架。如顶板较完整取棚子间距为0.7m时,合理的支架 工作阻力位于150和180kN之间,则选用单架工作阻力为 180kN的支架,超出的一部分工作阻力可作为安全系数 考虑。
(2) 圆形断面弹性理论公式
径向应力
r 0
切向应力
H1 2H1 cos2
剪切应力
r 0
式中,Βιβλιοθήκη Baidu
θ-极坐标辐射角,
λ- 侧压力系数, μ-泊松比。
1
(2-6-6) (2-6-7) (2-6-8)
(3) 圆形断面弹塑性理论公式
2 sin
Pi
H 1 sin Ctg
r0 R
1 2 sin
U Z U0 U1 U12 U 2
式中 U0—无采动影响阶段巷道顶底板移近量,由图2-6-31 a查对; U1—受本区段工作面一次采动影响巷道顶底板移近量,由图
2-6-31 b查对; U1-2—一次采动后稳定期内无采掘影响阶段巷道顶底板移近
量,由图2-6-31 c查对; U2—受下区段工作面二次采动影响巷道顶底板移近量,
式中:
f-普氏系数。 RC-折减后抗剪强度, γ-岩石容重, H-巷道埋深。
f tg RC H
按岩石抗压强度计算 R<30MPa,f=R/60~R/80
塌落拱高
b=a1/f(m) 垂直岩压
(2-6-3)
Q=a1bγ 侧壁岩压
(2-6-4)
p=γh(b+h/2)tg2(450一φ/2)
(2-6-5)
U2=1.4U1。
(a)
(b)
( c)
图2-6-31 巷道埋深和围岩强度与顶底板移近量的关系曲线
a— 无采动影响阶段;b—一次采动影响阶段;c—一次采动后稳定阶段
根据巷道顶底板移近量利用图2-6-32上半部分的曲线 查出这种情况下相应的每米巷道要求的支架承载能力 (kN/m),再根据顶底板岩石性质和裂隙发育程度确定合 适的棚子间距。然后利用图2-6-32使每米巷道要求的支 架承载能力与所选定的棚距的连线延长到与图2-6-32下 部的横坐标轴相交,就可得到应选支架的单架工作阻力。 如果所得阻力值位于两种架型的工作阻力之间,为安全 起见应选工作阻力偏大的一种架型。
图2-6-32 根据顶底板移近量及棚子间距确定支架工作阻力
1.3 围岩压力分析计算设计方法
(1) 普氏法 围岩压力计算见图2-6-33
图 2-6-33 围岩压力计算见图
计算跨度之半
a1 a htg 450 2
式中,a-巷道宽度之半 m
h-巷高,m
φ-岩石内摩擦角。
对粘土及破碎松散岩石
相关文档
最新文档