第五章 采场顶板支护方法
第五章采场顶板支护方法第五章 采场顶板支护方法第一节 顶板分类与底板特征一、对直接顶的分析直接顶的完整程度取决于两个因素:一个是岩层本身的力学性质,另一个是直接顶岩层内由各种原因造成的层理和裂隙的发育情况。
以直接顶的初次垮落步距L 0作为直接顶分类的工程指标,并将初次垮落步距L 0 ≥16 ~ 20 m 的顶板称为稳定顶板,把L 0 ≤8 m 的顶板称为不稳定顶板,对L 0 = 9~15 m 之间的顶板则称为中等稳定顶版。
西德埃森采矿研究中心提出。
端面破碎度是指支架前粱端部到煤壁间顶板破碎的程度,即破碎度以%表示。
式中F A 为破碎的面积,F 为整个梁端到工作面煤壁的面积。
但一般冒高超过5 ~ 10 cm 的面积才计入破碎面积。
根据西德鲁尔区的大量测定,可将该区的顶板分为三大类:一类为E = 0~10%;二类为E = 11%~30%,。
三类为E > 30%。
对于第三类,则无论从支架设计及生产管理上均应使端面距尽可能地小,以防止顶板冒落。
这三类端面距与顶板破碎度的关系如图5-1所示。
图5-1 端面距与顶板破碎度的关系A FF二、对基本顶的分析在基本顶原分类中引入了直接顶厚度h i与煤层采高h m的比值N,N=h i/ h m。
分类认为:Ⅰ.N> 5,这时基本顶的垮落与错动对工作面支架无多大影响,称为无周期来压或周期来压不明显的顶板。
Ⅱ.2 < N< 5,这时基本顶的失稳对工作面支架有较为严重的影响,称为有周期来压的顶板。
Ⅲ.N< 2,甚至没有直接顶。
这时,基本顶的悬露与垮落都将对工作面支架有严重的影响。
称为周期来压严重的顶扳。
Ⅳ.基本顶特别坚硬,又无直接顶。
这时顶板常在采空区内悬露上万平方米而不垮落。
当其垮落时,则形成暴风,顶板往往沿工作面切落,造成事故。
这类顶板称为极坚硬顶板。
由于大面积坚硬顶板难以处理,长时期来,仍然只能使用煤柱支撑法来管理这类顶板,即每采一定距离后,采空区内留一段煤柱,以防止顶板冒落。
显然,这种方法将造成很大的煤损,且不利于使用综合机械化采煤。
但通过多年研究和实践,采用爆破放落部分顶板,或用注入高压水使顶板软化等办法处理顶板,已可基本控制大面积顶板垮落对工作面造成的严重威胁。
这些将在第十章加以进一步叙述。
Ⅴ.能塑性弯曲的顶板。
赋存在煤层之上的顶板,随着工作面的推进能缓慢下沉,而后逐渐与煤层底板相接触。
这种情况的形成,显然与顶板岩层的性质,采高及岩层厚度有关。
一般只可能在薄煤层或厚度不大的中厚煤层的石灰岩顶板中才出现。
三、顶板分类方案及其指标表5-1直接顶分类指标及参考要素类别1类 不稳定顶板 2类 中等稳定顶板 3类 稳定顶板4类 非常稳定顶板1a1b 2a 2b 基本指标τr ≤44<τr ≤88<τr ≤1212<τr ≤1818<τr ≤2828<τr ≤50岩性和结构特征泥岩、泥页岩、节理裂隙发育或松软泥岩、碳质泥岩、节理裂隙较发育 致密泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、节理裂隙不发育 砂岩、石灰岩、节理裂隙很少 致密砂岩、石灰岩、节理裂隙极少 主要力学参数参考区间综合弱化常量 C Z =0.163±0.064 C Z =0.273±0.09 C Z =0.30±0.12C ZC =0.43±0.157 C ZC =0.48±0.11 单向抗压强度 R C =27.94±10.75 R C =36±25.75 R C =46.3±20R C =65.3±33.7 R C =89.4±32.6分层厚度 h 0=0.26±0.125 h 0=0.285±0.13 h 0=0.51±0.355 h 0=0.675±0.34 h 0=0.72±0.34 等效抗弯能力R C h 0<7.52R C h 0=2.9~11.4R C h 0=7.8~29.1 R C h 0=33~104R C h 0=45.5~139.4 Z C 0基本顶分级 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ 基本顶来压显现 不明显明显强烈非常强烈 ⅣaⅣb分级指标≤895 895<≤975 975<≤1075 1075<≤1145>1145四、底板特征底板岩层在矿山压力控制中涉及两类问题:其一是煤层开采后引起的底板破坏,其范围将与开采范围及采空区周围的支承压力分布有关,由于底板的破坏可能导致地下水分布的变化,如我国华北地区许多煤层的底板为奥陶纪石灰岩,富eP eP eP eP eP含水性,煤层开采后底板的变形破坏可能引起突水等事故,因此必须研究开采后的底板破坏规律;另一方面从采场支护系统而言,支护系统的刚度是由“底板—支架—顶板”所组成,因此底板岩层的刚度将直接影响到支护性能的发挥,由于单体支柱的底面积仅100cm 2,在底板比较松软的情况下,支柱很容易插入底板,从而影响对顶板的控制。
图5-2 工作面实测支柱载荷与支柱穿底量关系此处应指出,底鞋不宜采用木材,因为木材的横向抗压强度甚小,只有3MPa 左右,与软底板情况相近,因此抗插入能力差,效果不明显。
根据我国煤矿开采工作面底板对支柱的影响将底板进行了分类,如表5-3所示。
可根据此表选择支柱应具有的底面积。
底板类别 基本指标辅助指标 参考指标 一般岩性名称代号 容许比压q c / MPa 容许刚度K c / MPa •mm -1 容许穿透度βc /mm -1 容许单轴抗压强度R c / MPa 极软 Ⅰ < 3.0 < 0.035 < 0. 20 < 7.22 充填砂、泥岩、软煤 松软Ⅱ 3.0~6.0 0.035~0.32 0.20~0.40 7.22~10.80 泥页岩、煤 较软Ⅲa 6.0~9.7 0.32~0.67 0.40~0.65 10.80~15.21 中硬煤、薄层状页岩Ⅲb9.7~16.1 0.67~1.27 0.65~1.08 15.21~22.84 硬煤、致密页岩 中硬Ⅳ16.1~321.27~2.761.08~2.1622.84~41.79致密页岩、砂质泥岩坚硬Ⅴ> 32 > 2.76 > 2.16 > 41.79 厚层砂质页岩、粉砂岩、砂岩第二节采场支架类型与支架力学特性一、概述回采工作面支架主要是由梁与柱组合而成的。
根据支柱和顶梁的配合关系,可将回采工作面支架分为两大类,即单体支架和液压支架。
由金属支柱和金属铰接顶梁组合而成的工作面支架称为单体支架,根据金属支柱的特性,又可将其分为摩擦式金属支架和单体液压支架,前者使用的支柱为摩擦式金属支柱,后者则为液压支柱。
液压支架是由支柱、底座与顶梁联合为一个整体的结构。
它以液压为动力,不仅能实现支设与回撤的自动化,而且使移溜等一系列工序也同时实现了机械化,充分减轻了繁重的体力劳动。
P’0 —初撑力。
支架支设时,将活柱升起,托住顶梁,利用升柱工具和锁紧装置使支柱对顶板产生一个主动力。
这个最初形成的主动力称为支柱的初撑力。
对于液压支柱,即是泵压所形成的支柱对顶板的撑力。
P0 —始动阻力。
在顶板压力作用下,活柱开始下缩的瞬间,支柱上所反映出来的力称为始动阻力。
这种力是顶板压缩支柱形成的。
因此称为支柱的阻力。
P1 —初工作阻力。
指在支架的性能曲线中,活柱下缩时,工作阻力的增长率由急剧增长转为缓慢增长的转折点处的工作阻力。
P2 —最大工作阻力。
支柱所能承受的最大负载能力,又称额定工作阻力。
目前所使用支柱的工作特性有以下几种,如图5-12所示。
图5-3 支柱的几种典型特性曲线(P-ΔS曲线)(a)—急增阻式;(b)—微增阻式;(c)—恒阻式;P’0 —初撑力;P0 —始动阻力;P1 —初工作阻力;P2 —额定工作阻力或最大工作阻力。
急增阻式——支柱开始支设时,有一个极小的人为的初撑力P’0,当支柱在顶板压力作用下,活柱开始下缩时便形成了始动阻力P0,而后随着活柱下缩,工作阻力呈直线型急剧增加。
这种支柱可缩量较小。
其特性曲线见图5-3(a)。
微增阻声——同急增阻式一样,只具备有较小的初撑力与始动阻力。
但它随着活柱的下缩,工作阻力先有一个急剧增长过程。
当达到初工作阻力P1后,随着支柱的继续下缩,工作阻力的增长变得极为缓慢,一直到支柱的最大可缩量,也即是支柱的最大工作阻力时为止。
此类支柱具有较大的可缩量,其特性曲线见图5-3(b)。
恒阻式——当支柱安设后,随着活柱下缩,很快达到额定工作阻力,以后尽管活柱继续下缩,支柱的工作阻力保持不变,特性曲线见图5-3(c)。
从支柱工作阻力适应顶板压力的特点进行分析,显然,恒阻性能的支柱较为有利,急增式性能比较差。
但恒阻式支柱的结构比较复杂,成本较高。
急增阻式的结构简单,成本较低。
二、液压支柱的结构及特性液压支柱单独与顶梁配合支护顶板,称为单体液压支架。
它也可以与顶梁、底座以及移架千斤顶等组合而成为液压自移支架。
液压支柱是典型的恒阻性能支柱。
按其注油方式可分为内注油式与外注油式两种。
内注式液压支柱使用的工作介质是机油,它是通过摇动手把,操纵支柱内的手摇泵,把油从低压腔压入高压腔。
支撑过程中通过安全阀来保证支柱对顶板具有一个恒定的工作阻力。
回收时,打开卸载阀使高压腔内的油回到低压腔,活柱在自重作用下自动回缩。
图5-4为内注式液压支柱的简单结构图。
升柱时,操纵液压泵,无压油自活柱腔内通过吸油孔进入泵体。
再经活塞加压,自单向球阀压至柱体内。
这样使活柱上升。
当支柱超过额定工作阻力时,工作液由通道进入安全阀,使安全阀打开,保持工作阻力恒定。
支柱卸载时,则操纵手把,打开卸载阀,工作液从柱体腔内经过中心通道,经卸载阀流入活柱上腔。
图5-4 内注液式支柱结构示意图1—柱体,2—活柱,3—活塞头,4—泵,5—安全阀与卸载阀,6—上顶盖,7—下柱座,8—支柱底腔,9—通道图5-5为外注液式液压支柱基本结构图。
支设时,靠外部泵站经管路系统通过注液枪向支柱供液。
工作介质是含有1~2%乳化油的乳化液。
回收时打开卸载阀,把工作介质排到支柱外部,活柱靠自重和弹簧力回缩。
单向阀、安全阀和卸载阀共同组成一个三用阀,它是一个关键的部件,它的性能优劣直接影响着支柱的工作特性。
在工作面每隔10~15 m需配备一把注液枪和一卸载手把。
外注式和内注式液压支柱在使用上各有其特点:1) 外注式液压支柱需要配备液压泵和管路系统,因而在使用上不如内注式灵活,但柱体内不需手摇泵,因此结构简单,重量轻,成本低;2) 外注式液压支柱,每使用一次需要消耗一定的乳化液;3) 外注式液压支柱支设速度由液压泵的流量决定。
一般来说,泵的流量比内注式液压支柱的手摇泵要大的多,所以支设速度比较快。
采场压力浅析与顶板有效支护
采场压力浅析与顶板有效支护摘要:本文论述采场压力与顶板支护的关系、液压支架工作面顶板管理及两顺超前支护采用替棚支架支护顶板的工艺实践。
关键词:应力集中区;周期来压;顶板管理;替棚支架;引言近年来,煤矿开采中综采工作面的顶板事故时有发生,为了减少顶板事故的发生就要明确采场压力和顶板支护的关系。
采场压力是指开采后引起的巷道及回采工作面周围岩体应力及其作用的过程。
顶板支护是指工作面支护、两顺超前支护等维护所必需的工作空间,以满足煤炭运输、行人、运料及通风等生产工艺。
煤炭开采必然会产生采场压力,为了安全合理地进行采煤工作,就必须控制采场压力,而控制采场压力主要是支护工作空间。
如果能较好地解决这两者之间的矛盾,利用采场压力的规律和特点,进行合理有效地支护就一定能够保证安全、正常有序开采。
1 采煤工作面压力分析1.1老顶初次来压采煤工作面开切眼掘出后,由于岩体内原始应力平衡受到破坏,引起围岩内应力重新分布,直到岩体形成新的平衡。
在开切眼两侧形成与巷道类似的支承压力。
由于切眼两帮煤体节理裂隙比较发育,因而可视为单向受力状态,其抗压强度很小;再往两侧延深,由于层理面之间的摩擦力,致使煤块在水平方向的挤压力逐渐增加,煤块由单向应力状态逐步过渡到三向应力状态,其抗压强度也将逐渐增加。
当工作面推进一段距离后,直接顶跨压不断增加,当达到极限跨度时,采空区进行初次放顶,直接顶跨落后往往不能充填满采空区,老顶及上覆部分岩层的重量由工作面煤壁及煤柱所支承。
随工作面继续推进,老顶岩层达到极限垮度时,超过了岩层的抗拉强度层,岩层就要断裂,但由于岩块之间的摩擦挤压还不会垮落,工作面处于岩块形成的拱的保护之下,再继续推进后断裂的老顶岩块会失稳,这就是初次来压,这时原始应力也随之消失。
1.2工作面周期来压回采工作面初次来压后,随着工作面的不断推进,根据岩层破坏的特征,可将岩层分为三个部分,自下而上,即岩块呈不规律垮落的冒落带、裂隙带及弯曲下沉带。
煤矿巷道顶板支护工艺流程
煤矿巷道顶板支护工艺流程煤矿巷道顶板支护啊,这可太重要啦。
咱就像给巷道的顶板撑起一把保护伞一样呢。
一、支护前的准备工作。
咱得先把要用的东西都准备好。
那些支护材料,像锚杆啊、锚索啊、钢带啊,还有什么金属网之类的,都得提前检查检查有没有损坏的地方。
可不能拿个破破烂烂的材料就去支护,那就像穿了双破鞋去跑步,肯定不行呀。
而且工具也要齐全,钻机得能正常工作,要是钻机不好使,那就像战士上战场没带枪一样,啥也干不成。
另外呢,工作的地方也要清理干净,有那些乱七八糟的石头啊、杂物啊,都得清走,不然干活的时候碍手碍脚的,多不方便呀。
二、锚杆支护。
1. 定眼位。
要根据设计的要求来确定锚杆眼的位置。
这就好比盖房子打地基,位置定错了,那整个房子都盖歪了。
一般都是用尺子量好距离,然后做个小标记,这个标记可不能马虎,就像厨师做菜放盐,多少得有数,这个眼位定得准不准直接影响到后面的支护效果呢。
2. 打眼。
这打眼也是个技术活。
钻机得稳稳地拿住,不能晃来晃去的。
要是打得歪歪扭扭的,那锚杆放进去都不牢固。
就像种树,坑挖歪了,树也长不直溜。
打眼的时候还要注意速度和力度,不能太快也不能太慢,太快了可能会把眼打坏,太慢了又耽误时间。
而且要根据岩石的硬度来调整,硬的岩石就得使点劲,软的岩石就得温柔点,就像对待不同脾气的人一样,得有不同的办法。
3. 安装锚杆。
眼打好了,就可以安装锚杆啦。
先把锚杆放到眼里,然后把锚固剂放进去。
这锚固剂就像胶水一样,能把锚杆紧紧地固定在眼里面。
安装的时候要把锚杆推到底,然后转动锚杆,让锚固剂充分搅拌均匀。
这就像搅拌咖啡一样,得搅得匀匀的,这样才能起到最好的固定效果。
三、锚索支护。
1. 眼位确定和打眼。
锚索的眼位确定和锚杆有点类似,不过锚索的眼一般打得更深一些。
打眼的时候同样要注意那些问题,钻机要拿稳,眼要打得直。
这锚索就像是锚杆的加强版,是给顶板更强有力的支撑。
2. 安装锚索。
锚索安装的时候要先把钢绞线放进去,然后再把锚固剂放进去。
综采工作面空顶区支护安全技术措施
综采工作面空顶区支护安全技术措施1. 引言在煤矿生产中,综采工作面是一种常用的采煤方法。
然而,由于煤矿工作面空顶区的强度较低,容易发生顶板事故,严重威胁到煤矿生产和人员安全。
因此,对于综采工作面空顶区支护安全技术措施的研究和应用至关重要。
2. 综采工作面空顶区的特点综采工作面空顶区是指煤矿综采工作面上方未受到支护的区域。
其特点包括:- 顶板岩层疏松、软弱,强度低; - 受到采煤活动的影响,顶板容易失稳,产生落石、片帮等风险; - 顶板事故易导致工人伤亡和采煤设备损坏。
3. 综采工作面空顶区支护安全技术措施为了保证煤矿综采工作面空顶区的安全,需要采取一系列的支护技术措施。
以下是一些常用的技术措施:3.1. 预支护通过对采煤工作面上方较为薄弱的岩层进行提前支护,增加顶板的整体强度,减少顶板事故的发生。
预支护的常用方法包括: - 钢架支护:在顶板岩层上方设置钢架,增加岩层的承载能力。
- 锚杆支护:在岩层上方进行钻孔,安装锚杆以增强岩层的稳定性。
- 网片支护:在钢架上方覆盖网片,增加岩层与钢架的连接性,防止岩层下滑。
3.2. 采用防落地技术防落地技术是指采取一系列措施,防止顶板落石、片帮等物体直接砸击到工人和设备上。
常用的防落地技术包括: - 安装防护网:在顶板上方搭建起防护网,防止砸落物体的直接冲击。
- 定期清理顶板:通过清理顶板上的杂物和松动物体,减少落石的可能性。
3.3. 加强仰拱支护仰拱支护是指对综采工作面空顶区进行整体支撑,增强顶板的稳定性。
常用的加强仰拱支护技术包括: - 安装钢拱架:在空顶区域设置钢拱架,增加顶板的承载能力。
- 加固立柱:对综采工作面周围的立柱进行加固,提高支撑能力。
4. 安全注意事项在综采工作面空顶区支护过程中,需注意以下安全事项: - 在进行预支护、防落地和加强仰拱支护时,应严格按照施工规范进行操作,确保支护工作的质量。
- 定期检查支护设施,及时发现并修复损坏的支护部件,确保支护系统的完整性和稳定性。
采煤工作面的顶板支护范文
采煤工作面的顶板支护范文一、引言采煤工作面是煤矿生产过程中最重要的部分之一,也是最容易出现事故的地方之一。
顶板支护是保障采煤工人安全的关键措施之一。
本文将详细介绍采煤工作面的顶板支护范文,以指导和规范煤矿工作面的运营活动。
二、顶板支护范文(一)基本原则1. 顶板支护工作必须符合国家煤矿安全生产法律法规和相关标准的要求,以及矿山公司的规章制度。
2. 顶板支护工作必须以安全生产为中心,始终把人的安全放在首位,严格执行安全操作规程,确保人员和设备安全。
3. 顶板支护工作必须科学合理,根据地质、地下水、煤层厚度等条件,制定相应的支护措施,并严格按照设计方案进行施工。
4. 顶板支护工作必须加强监督检查,建立健全的安全监管机制,及时发现和解决问题,确保支护系统的有效运行。
(二)支护设计1. s线网支护:在顶煤层下方布设s型钢和钢绞线网,以抵抗顶板下沉和断裂的力,保证顶板的稳定;同时加强支护区域的定密度和定角度喷锚。
2. 环形支柱支护:采用环向支柱支护方法,即将支柱按环向布置,并联接成支撑系统,提高支护强度和稳定性,并加入钢撑,以提高支撑系数。
3. 多点支撑支护:采用多点支撑方式,将支撑点均匀分布在工作面上,增加支护强度和稳定性,并采用压顶板和保护设备,减小顶板的运动范围。
4. 薄板支撑:采用薄板支撑技术,即在煤体稳定区域采用薄板支撑,减少使用支柱的数量,提高采煤效率和安全性。
(三)支护施工1. 施工前,必须做好准备工作,包括对相关设备和工具的检查和维护,准备好必要的材料和耗材。
2. 根据支护设计方案,合理布置施工队伍和设备,确保施工的顺利进行。
3. 施工中,必须严格按照安全操作规程进行,保护现场安全,避免事故发生。
4. 施工结束后,必须进行验收工作,检查支护系统的完整性和稳定性,及时处理存在的问题。
(四)安全监测1. 采煤工作面必须安装定点监测系统,及时监测顶板的运移和变形情况,发现异常及时报警和处理。
2. 定期组织安全监测人员对监测数据进行分析和评估,及时调整支护措施,确保采煤工作面的稳定性。
2021《矿压》主要知识点(1)
《矿山压力与岩层控制》主要知识点第一讲绪论●基本概念:●矿山压力:由于矿山开采活动的影响,在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力称为矿山压力。
●矿山压力显现:由于矿山压力作用使巷硐周围岩体和支护物产生的种种力学现象,称为矿山压力显现。
●矿山压力控制:所有减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法均叫做矿山压力控制。
●采场围岩控制:●巷道围岩控制:●研究和学习矿山压力与岩层控制的意义。
第二讲采场上覆岩层结构与顶板破断规律(第三章)●基本概念:顶板●底板:●上覆岩层(覆岩):●直接顶●基本顶(老顶)●直接底●关键层;●直接顶初次跨落、●基本顶初次破断与周期破断;●岩石碎胀系数。
●直接顶初次跨落前的离层机理及其危害。
●直接顶跨落后的碎胀特性及其对矿压影响。
●基本顶破断规律与破断距计算。
●采动覆岩“大结构”的内涵及主要假说。
● 砌体梁假说及“砌体梁”结构的失稳形式及稳定条件。
● 基本顶破断面角度对“砌体梁”结构稳定性的影响。
关键层破断后的岩块互相挤压有可能形成三铰拱式的“砌体梁”平衡结构,此结构平衡将取决于咬合点的挤压力是否超过该咬合点接触面处的强度极限,在一定条件下可能导致岩块随着回转而形成变形失稳;另外即是咬合点处的摩擦力与剪切力的相互关系,当剪切力大于摩擦力时形成滑落失稳,在工作面的表现形式为顶板的台阶下沉。
防止“砌体梁”结构的滑落失稳条件:咬合点处的摩擦力大于剪切力,ϕtan ⋅≤T R 根据“砌体梁”结构受力分析,,即,岩块长度要大于2~2.5倍岩块厚度。
防止“砌体梁”结构的变形失稳条件:回转变形形成的咬合点的挤压力小于该咬合点接触面处的抗压强度极限。
根据“砌体梁”结构受力分析,结构回转下沉量小于一定值⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛⋅⋅-⋅=∆K K n h 311 ● 通常通过触矸来实现。
⎝⎛⋅-⋅=∆Kn h 311●基本顶弹性基础破断的反弹与压缩特征。
●岩层控制关键层理论的主要学术思想。
第三讲采场矿山压力显现基本规律(第二章、第四章)基本概念:基本顶初次来压:基本顶(老顶)悬露达到极限跨距发生初次断裂,断裂的基本顶岩块回转下沉,从而导致工作面顶板急剧下沉和支架阻力普遍增大现象,称为基本顶(老顶)初次来压。
采场与巷道支护设计
砌体梁学说:工作面支架的作用应及时支撑控顶区直接顶岩层,避免直接顶和老顶离层而破碎;同时要对上覆可能形成砌体梁结构的老顶岩层以作用力,用以平衡其部分载荷,不让其沿工作面形成切顶以及大量的台阶下沉。
(一)采场支护方法1)支护方式(1)点柱、棚子(单体支柱+铰接顶梁)木支柱、金属摩擦支柱、单体液压支柱(2)液压支架支护支撑式、掩护式、支撑掩护式、综放液压支架(3)轻型支架支护(4)滑移/悬移顶梁支架(简单支架)支护液压支架分类支撑式掩护式支撑掩护式轻型支架分类滑移顶梁支架单体组合式支架(二)采场支护设计方法1)工程类比法2)解析法、半解析法3)顶底板控制设计专家系统(三)巷道支护方法1)支护方式类型(1)表面支护和内部支护表面支护是木支架、金属支架、装配式混凝土支架、砌碹、喷层等直接作用于巷道围岩表面的支护,其作用就是提供表面约束支护力.内部支护是锚杆、锚索、注浆等深入围岩内部的支护。
其作用主要是加固围岩,同时对围岩表面提供约束支护力。
(2)主动支护与被动支护注浆、有预紧力的锚杆(索)、有初撑力的表面支护属主动支护。
无预紧力的锚杆(索)、无初撑力的表面支护,属被动支护。
(3)刚性支护与可缩性支护尽管各种支护均有一定的可缩性,但相差较大。
一般而言,壁后充填的可缩性金属支架、可拉伸锚杆、柔性喷层等支护可缩性较大,而其他支护的可缩性均较小。
这里的可缩性,必须是指产生缩量后巷道及支架仍能正常工作,支架结构木遭到破坏的情况。
因支架钻底破顶或支架产生结构性破坏的“缩量",是不允许的,因此不属于设计可缩性能的范畴。
(4)临时支护与永久支护临时支护指为保证安全临时支设的,需要撤除并反复使用的支架,如采煤工作面附近巷道的超前支护或加强支护、掘进工作面的临时支护等;永久支护是指为维护巷道长期使用所采用的支护。
(5)一次支护与二次支护不撤除的超前支护应属于一次支护,它同样要在整个巷道服务期内发挥作用。
滞后一次支护一定时间及距离的支护,为二次支护.(6)联合支护和单一支护联合支护指采用多种不同性能的单一支护的组合结构,即在联合支护中各自充分发挥其固有的性能,扬长避短,共同作用,以适应围岩变形的要求,最终达到围岩和巷道稳定的目的。
工作面顶板支护安全技术措施
工作面顶板支护安全技术措施在采煤过程中,工作面顶板支护是保障矿工生命财产安全的重要措施。
因此,采取适当的技术措施是十分必要的。
本文旨在讨论工作面顶板支护的安全技术措施。
工作面顶板的稳定性工作面顶板的稳定性是支护工程的重要指标之一,它受到以下因素的影响:•夹层岩体的厚度和性质;•采区抽采情况;•地质构造和应力分布;•工作面开采方式;•顶板的内在稳定性。
为了保障工作面的稳定和矿工的安全,应采取适当的措施:1.采用科学支护技术,保证顶板的稳定性。
2.根据顶板性质和地质条件,合理选择支护方案。
目前,常用的支护方式有钢架支护、预应力锚杆支护、锚喷网支护、预制板支护、钢网支护、冷弯支架钢板组合支护等。
3.根据采煤机采高和岩层厚度等因素,合理安排支护区域和支护的位置。
4.严格执行矿山安全规程,定期对支护情况进行调查和判定,及时采取必要的措施。
5.保证支护材料的质量和数量,避免使用过时、不合格或损坏的支护材料,确保支护强度达到工程要求。
工作面顶板的监测工作面顶板的监测是保障工作面稳定的另一个重要措施。
目前,常用的顶板监测设备有倾斜计、应变计、压力计、位移计、噪声计等。
顶板监测可以实时了解顶板的变形状况,能够及时发现和预测顶板失稳的危险性,保障工作面顶板稳定,保证矿工的安全。
工作面顶板的维护为保障顶板的稳定性,应定期进行顶板维护,包括清除工作面顶板上的覆盖物、清除工作面回风巷和进风巷内的杂物、消除工作面掏槽丧失和煤层顶板损坏等因素对顶板的影响。
在进行顶板维护时,应严格遵守安全规程,采取必要的安全防护措施,确保作业环境和矿工安全。
工作面顶板的安全防范工作面顶板的治理还需要加强安全防范措施。
工作面顶板安全防范措施包括:1.加强矿井通风系统改造,降低工作面的瓦斯和粉尘浓度,减少爆炸和火灾的发生率。
2.安装煤尘监测设备,及时发现煤尘积聚,防止煤尘爆炸。
3.定期检查防火设施,确保其有效性。
4.加强安全教育和培训,提高矿工安全意识,增强矿工自我保护和事故应急能力。
采掘工作面支护及顶板管理、预防冒顶事故安全措施【5篇】
采掘工作面支护及顶板管理、预防冒顶事故安全措施【5篇】(经典版)编制人:__________________审核人:__________________审批人:__________________编制单位:__________________编制时间:____年____月____日序言下载提示:该文档是本店铺精心编制而成的,希望大家下载后,能够帮助大家解决实际问题。
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采煤工作面支护设计与顶板管理
采煤工作面支护设计与顶板管理简介在煤矿采煤工作面的运营过程中,支护设计和顶板管理是确保工作面安全、高效运营的关键方面。
本文将介绍采煤工作面支护设计的基本原则和方法,以及高效进行顶板管理的技巧和注意事项。
采煤工作面支护设计基本原则采煤工作面的支护设计应遵循以下基本原则:1.安全性:支护设计必须保证工作面的安全运营,防止冒顶和事故的发生。
2.稳定性:支护结构要具有足够的稳定性,能够抵抗工作面的巨大压力和冲击力。
3.经济性:支护设计应考虑成本因素,尽量降低支护材料和人力资源的浪费。
4.可行性:支护设计要在实际操作中可行,符合现场条件和要求。
设计流程采煤工作面支护设计通常遵循以下流程:1.收集资料:包括煤矿地质勘探报告、采煤工艺流程、采煤机技术参数等相关资料。
2.安全评价:对工作面的地质条件、瓦斯含量、矿井水文地质条件等进行评估,确定支护设计的安全要求。
3.选择支护方式:根据评估结果和工作面的具体情况,选择适合的支护方式,如钢支撑、锚杆支护等。
4.设计支护方案:根据选择的支护方式设计具体的支护方案,包括支架间距、支架高度、支架类型等。
5.优化设计:根据实际情况对支护方案进行优化,包括调整支架布置、加强支架位置的支护等。
6.完善设计:绘制支护设计图纸,标明支架布置、支架参数等详细信息。
7.施工实施:按照设计图纸进行施工,保证支护的正确安装和调整。
顶板管理顶板管理是指对工作面上方地质体进行监测、预测和防治的一系列措施。
它的目的是保护采煤工作面的安全稳定运营,防止冒顶事故的发生。
监测预测1.定期检查:对工作面的顶板进行定期检查,发现潜在的冒顶隐患,及时采取措施处理。
2.记录测量:记录和测量顶板的不同指标,如位移、裂缝、应力等,以便及时监测顶板的稳定性。
3.预测模型:根据顶板的监测结果建立预测模型,预测顶板的变形和运动,为冒顶防治提供依据。
防治措施1.合理支护:采用合理的支护方式和设计方案,保证工作面的稳定性和安全性。
采场顶板管理
初 撑 力 工作阻力 支护强度 操纵方式 重 量
运输尺寸
长5980、宽1430、高 2055
为保障支架的支护强 度,每组支架的立柱 高压腔安设压力传感 器,监测数据通过通 信系统直接传入地面
三、巷道掘进断面及支护规格
• 1. 机巷沿煤层顶板施工,为矩形断面,按机轨合一布置,宽×高 =4.6×3.0m;采用锚杆、锚索、金属网、W型钢带联合支护。顶锚 杆选用¢22×2400mm的高强让压锚杆,帮锚杆选用 ¢20×2400mm的左旋高强锚杆,锚杆间排距800×800mm;金属 网采用热镀钵低碳丝经纬编织网,网孔为40×40mm,全断面挂网; 锚索规格为¢17.8×8000mm,锚固力不低于200KN,间排距 1500×2400mm,“三三”布置。 • 2. 风巷沿煤层顶板施工,矩形断面,宽×高=4.2×3.0m。采用锚杆、 锚索、金属网、W型钢带联合支护。顶锚杆选用¢22×2400mm的高 强让压锚杆,帮锚杆选用¢20××2400mm的左旋高强锚杆,锚杆间 排距800×800mm;金属网采用热镀钵低碳丝经纬编织网,网孔为 40×40mm,全断面挂网;锚索规格为¢17.8×8000mm,锚固力不 低于200KN,间排距2000×2400mm,“二三”布置。
一、工作面概况
• 试验工作面为己16-17—12041综合自动化工作面,该工作面位于己二采区西 翼上部,东靠中央回风井,西至F6正断层,北面和南面均未开采。该采面可 采走向长1545m,倾斜长163m,回采高度4.0m,可采储量112.6万吨。煤层 埋深710.7m~751.9m。 • 工作面安装ZY6400/2.35/4.5支架109架,风巷安设ZT3600-20/42型自移超前 支护支架10组进行顶板支护。采面采用MG500/1200-WD型采煤机双向割煤, 往返一次割两刀,采取端头斜切进刀方式。采用SGZ900/1050型刮板输送机 运煤,机巷选用SZZ900/315型转载机将煤转运至皮带输送机中。工作面采用 单一走向长壁后退式采煤法,综合自动化采煤工艺,全部陷落法管理顶板。
