矿压-8巷道维护原理与支护技术

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第八章巷道维护原理和支护技术.ppt

第八章巷道维护原理和支护技术.ppt

软岩巷道围岩变形规律 1.软岩巷道变形的影响因素 (1)岩石本身的强度、结构、胶结程度等; (2)自重应力场、构造应力场、扰动应力场; (3)遇水膨胀性; (4)采掘扰动; (5)软岩的流变性。 2.软岩巷道变形规律 (1)具有明显的时效性; (2)多表现为环向受压、呈现出非对称性; (3)变形随埋深的增加而增加; (4)在不同应力作用下具有明显的方向性。
锚杆长度、杆体直径、锚杆的间排距等。
(3) 系统设计法 系统设计方法包括6个基本部分: ① 地质力学评估,主要是围岩应力状态和岩
体力学性质评估。 ②初始设计,以有限差分数值模拟分析为主要
手段,辅以工程类比和理论计算法 。 ③按初始设计选定的方案进行施工 。 ④现场监测 。 ⑤信息反馈与修改、完善设计 。 ⑥重复进行由初始设计至信息反馈与修改、完
表8-6 各种金属支架架型的力学特性和适用条件
支架架型 梯形刚性支架 梯形可缩性支架 半圆拱可缩性支架 三心拱直腿可缩性支架 三心拱曲腿可缩性支架 多绞摩擦可缩性支架 马蹄形可缩性支架
圆形可缩性支架
方(长)环形可缩性支架
主要力学特性 不可缩,承载能力较小 垂直、侧向均可缩,承载能力较小
承载能力较大,特别是在均压时
第四节 巷道锚杆支护
一、锚杆种类和锚固力 锚杆是锚固在岩体内维护围岩稳定的杆状
结构物。对地下工程的围岩以锚杆作为支护 系统的主要构件,就形成锚杆支护系统。单 体锚杆主要由锚头(锚固段)、杆体、锚尾 (外锚头)、托盘等部件组成。
1.锚杆的分类 最基本的分类方法是按锚杆的锚固方式划分: ① 机械锚固式锚杆包括胀壳式锚杆、倒楔式
3—穹形球体;是4—目托前盘国;内外用的最广 5—塑料1—硬木泛内的楔一2种—
木杆体;3—木托板; 4—硬木外楔;5—竹杆 体增压垫圈;6—驱动螺 母

矿山压力与岩层控制课后习题

矿山压力与岩层控制课后习题

第一章 矿山岩石和岩体的基本性质1、岩石的孔隙性、孔隙度和孔隙比有什么不同?研究它们有何意义?2、岩石受载时会产生哪些类型的变形?岩石的塑性和流变性有什么不同?3、将某矿的页岩岩样做成5cm ×5cm ×5cm 的三块立方体试件,分别作剪切角度为45°、55°和65°的抗剪强度实验,施加的最大载荷相应地为22.4、15.3和12.3KN ,求该页岩的内聚力C 和内摩擦角值,并绘出该页岩的抗剪强度曲线图。

4、对某矿石灰岩进行抗剪强度实验结果,当时,当时。

如果已知该岩石的单向抗压强度,求侧压力时其三轴抗压强度是什么?5、莫尔强度理论和格里菲斯强度理论在本质上有何区别?为什么莫尔强度理论较广泛地用作岩石强度条件?他可用来解释那些问题?6、试叙述单向拉伸、单向压缩、双向拉伸、双向压缩、双向不等拉压、纯剪、三向等拉、三向等压和三向不等压的应力圆(设压应力为正,、、分别为最大、中间和最小应力)。

7、岩石强度的压性能有何意义?如何根据莫尔应力圆和斜直线型强度包络线求解岩石试件在单向受力条件下的压拉比?8、如果某种岩石的强度条件为试求:(1)这种岩石的单轴抗压强度;(2)设压应力为正,单位为MPa ,则下列应力状态的各点是否会产生破坏,(40,30,20);(53,7,30,6.3);(53.7,30,1);(1000,1000,1000)。

9、某种岩石在单轴压缩过程中,其压应力达到28MPa 时即发生破坏,破坏面与最大主平面的夹角为60°,假定抗剪强度随正应力呈线性变化,计算,(1)这种岩石的内摩擦角;(2)在正应力为零的平面上的抗剪强度;(3)上述试验中与最大主平面成30°夹角的平面上的抗剪强度;(4)破坏面上的正应力和剪应力。

10、解释岩体强度变化曲线图的含义,是考虑是否有其他方式能更多的反映岩体ϕMPa n 8.41=σMPa 8.151=τMPa n 2.81=σMPa 181=τMPa R 6.821=MPa 53=σ1σ2σ3σ)MPa (tan 10300+=ατ321σσσ>>强度特征?11、某矿按双千斤顶法对主井井口表土层下基岩中制取的四个试体进行了原地剪切试验,每次先施加法线力N 到一定值且稳定不变后再施加倾斜15°的推力P ,直到试体沿底板岩面发生剪切破坏,试验结果如下:擦角υ值。

煤矿巷道修护管理规定

煤矿巷道修护管理规定

煤矿巷道修护管理规定矿井巷道因受矿压、动压影响,巷道局部出现喷体开裂、脱落支架变形、巷道顶板下沉等现,影响通风、行人和运输安全。

为了规范修护标准,确保修护质量,结合集团公司《掘进顶板管理实施细则》和《煤巷锚杆支护技术规范》制定本修护管理规定。

一、传统锚杆巷道修护方法:(一)正常地段的巷道修护方法1、修护工具:找掉→锚网梁支护。

2、找掉前应对找掉范围的风、水管及电缆线采取有效保护措施。

3、必须安排专人对开裂喷体进行找掉;对已开裂而又找不掉喷体,必须采用打点柱进行临时支护,确保工作人员安全。

4、找掉和修护必须按从外向里或从上向下的顺序进行,作业点前方1m必须使用好安全点柱。

5、斜巷维护必须执行从下向上的顺序施工,作业点上下方必须设有可靠的安全挡板或挡板、防护网。

6、对找掉后的范围采取锚网梁支护;对暂不找不掉的喷体亦必须补打锚杆。

(二)特殊地段的巷道修护方法(指岩巷交叉点、三角门跨度较大的局部喷体开裂、脱落严重的区段)1、修护工序:找掉→初喷→锚网梁→复喷→锚注→锚索支护。

2、找掉参照第(一)项中的第2、3、4、5小项要求执行。

3、找掉后,对巷道进行初喷,初喷前用高压风水充分冲净巷道的浮尘。

初喷的厚度30~50mm。

4、对找掉后初喷的范围采取锚梁支护;对暂找不掉的喷体亦必须补打锚杆。

5、锚网梁外复喷的保护层喷厚不小于20mm,不大于40mm。

6、锚注眼排、间距控制在1200~1500mm。

锚注管长度:1200~1500mm。

每眼注浆干水泥量最大不超过500kg;水泥标号为525﹟以上硅酸盐水泥。

7、锚索的排、间距视交叉点、三角门跨度的大小而定,一般为3~5m。

(三)巷道两帮(拱基线以下范围)的维修方法1、对于巷道两帮喷体开裂地点,首先对开裂喷体找掉,然后进行锚网梁支护。

2、对于巷道两帮喷体脱落、拆帮严重地点。

(1)对开裂喷体撬掉,尔后初喷30~50mm,并按0.8m的排、间距布置锚网梁支护(-800水平及以下按0.7m的排、间距布置锚网梁支护),然后再复喷20~40mm喷厚的保护层。

煤矿巷道支护理论与技术及应用(康红普院士)

煤矿巷道支护理论与技术及应用(康红普院士)

深部高应力、强烈动压影 响、松软破碎围岩巷道, 二次支护后仍出现变形破 坏,需三次、四次支护甚 至多次支护
二次支护图
巷道二次支护后变形破坏图
锚杆支护的本质作用与关键参数
围岩变形形式:不连续、 不协调变形;连续、整 体变形。锚杆主要对前 者起作用
锚杆预应力及扩散起关键作用: 大幅提高预应力,并实现有效 扩散,可抑制围岩不连续、不 协调变形
型钢支护
锚杆支护
锚杆支护
低强度锚杆
早期适用于简 单条件(5%)
高强度锚杆
不能满足困难 巷道支护
高预应力强力锚杆
解决复杂巷道支 护难题
锚杆类型
低强度 高强度 高预应力 高强度
直径/mm
14-20 18-22 20-25
拉断载荷/kN
50-120 120-200 200-400
预应力 /kN
0-10 10-20
5
高预应力施工 机具与工艺
提出单孔、多参数、耦合地质力学原位快速测试方法
单孔完成地应力、强度与结构及相互耦合关系测试
开发出配套测试仪器(2项发明专利)
岩层
封隔器
手动泵
油泵
储能器-2
传感器 储能器-1
采集仪 流量计
注水 管
升降 器
SYY-56型小孔径水压致裂 地应力测量装置,实现了 井下地应力快速测量
螺纹钢锚杆
扭矩螺母
锚杆支护构件
锚杆杆体及附件 锚固剂 护表构件(钢带、金属网) 锚索
复杂困难巷道对支护材料的要求
杆体不仅强度高,且延伸率大、冲击韧性高 有利于锚杆预应力与工作阻力扩散的护表构件
各构件力学性能匹配
可操作性
井下锚杆支护构件
经济性

巷道支护施工与设计新技术

巷道支护施工与设计新技术

巷道两帮为薄弱部位
顶板为薄弱部位
底板与两帮为薄弱部位
与应力有关的薄弱部位
当巷道位于构造应力区,且构造应力占据主导地位时,巷道开挖后, 顶底板岩层中较硬的岩层,在长期的构造应力作用下,积聚较高的应力及 弹性能量,当该岩层的上部岩层开挖后,必然发生屈曲破坏,出现向上的 弯曲运动,当岩层的挠度超过极限时,出现较大的拉应力,导致巷道的直 接顶底板岩层出现拉伸破坏,因此巷道顶底板存在软硬岩层时,顶底板岩 层是与应力有关的薄弱部位。而巷道顶底板主要为软弱岩层的互层结构时, 积聚构造应力的能力很弱,积聚的能量很容易在长时间的流变过程中释放 掉。因此,顶底板岩层的破坏程度弱,顶底板是与应力无关而与结构有关 的薄弱部位。
锚杆的中期作用
当锚杆能深入到上部稳定岩层时,锚杆的作用主要表现为: (1)将破坏区内的岩层与稳定岩层相连,阻止破坏岩层垮落; (2)锚杆提供径向和切向约束,阻止破坏区岩层扩容、离层及滑 动,提高岩层的水平承载能力,使稳定岩层内的应力分布均匀。锚杆工作 阻力越大,效果越明显。 当锚杆不能伸入稳定岩层时,锚杆的作用主要为: (1) 阻止锚固区域内的岩层扩容、离层及滑动,从而提高岩层的 水平承载能力,在破坏范围内形成次生承载层,它可以阻止上部破坏岩层 的进一步扩容和离层; (2)次生承载层形成后,会使上部岩层内的应力分布趋于均匀, 有利于巷道的稳定。
cr cr
w max w0
0.6 <
N < 0.8 N cr
底板岩层破坏条件(底鼓原因和条件)
破坏准则
N cr =
p 2 EJ
l2
当巷道底板岩层所受轴向力N > 0.8N 时,将发生屈曲现
cr
象,即产生明显底鼓、破裂现象。上式表明,当顶、 底板岩性相同时,底板岩层产生屈曲的临界轴向力与

第八章巷道维护原理和支护技术

第八章巷道维护原理和支护技术

0.64
0.36
B h
R R
RC RC
0 .778 0 .778
0.222 0.222
B hB
h
R R
RC1 RC1
0.64 0.64
0.36 0.36
B hB
h
第一节 无煤柱护巷
一、护巷煤柱得稳定性
2、 煤柱得应力分布
1)一侧采空
煤柱(体)得承载能力,随着远离煤体
(煤柱)边缘而明显增长。在距煤体(煤柱)
第二节 巷道围岩卸压
一、跨巷回采进行巷道卸压
跨巷 回采
横跨 纵跨
1-不留区段煤柱、先跨;2—留区段煤柱、先跨; 3—留区段煤柱、后跨;4—较宽得煤柱维护上山
第二节 巷道围岩卸压
二、巷道围岩开槽卸压及松动卸压
1、 巷道周边开槽(孔)对围岩应力分布得影响
开槽卸压原理:使作用于 周边围岩得高应力向卸压 压区以外得岩体深部转移
2
第一节 无煤柱护巷
一、护巷煤柱得稳定性
1、 煤柱得载荷
各种方法得基本观点一致:煤柱得宽度必须保证煤柱得极限载荷σ
不超过它得极限强度R(七章一节)。煤柱得宽度B计算式:
1000B
B
D H
1 4
D
2
cot
RC
0.778
0.222
B h
1000B
B
D
H
1 4
D
2
cot
RC 1
边缘一定宽度内,存在着煤柱(体)得承载能
力与支承压力处于极限平衡状态,运用岩体
得极限平衡理论,塑性区得宽度x0:
x0
m 2 f
K H C cot
ln p1 C cot

《矿山压力及岩层控制》(Ground Pressure and Strata Control)课程教学大纲

《矿山压力及岩层控制》(Ground Pressure and Strata Control)课程教学大纲

课程编号:012102《矿山压力及岩层控制》(Ground Pressure and Strata Control)课程教学大纲48学时 3学分一、课程的性质、目的及任务《矿山压力与岩层控制》课程是采矿工程专业必修的专业核心课程和主干课程。

该课程全面反映了我国矿山压力与岩层控制研究方面所取得的科研成果和生产实践经验,适当介绍了可借鉴的国外相关理论和技术。

本课程的任务是使学生掌握:煤矿回采工作面和采区巷道矿山压力及其控制的基本理论和基础知识,采掘空间周围岩体内的应力重新分布规律,回采工作面围岩结构及其移动、破坏规律,支架-围岩相互作用关系以及矿山压力的控制方法等。

通过课程学习,使学生能够针对矿山生产地质条件,合理布置巷道和回采工作面,合理设计回采工作面顶板和巷道围岩的控制方法,掌握防治顶板事故和冲击地压预测、预防技术。

了解矿山压力研究的基本方法,具备分析和解决矿山压力问题的能力。

二、适用专业采矿工程。

三、先修课程材料力学、岩石力学。

四、课程的基本要求1.掌握矿山压力、矿山压力显现、矿山压力控制等基本概念,了解研究矿山压力的目的、意义。

2.掌握开采空间围岩应力重新分布规律,原岩应力、构造应力、支承压力、极限平衡状态、超前支承压力、残余支承压力等概念,岩体内的弹性变形能。

3.掌握回采工作面及其采空区上覆岩层所形成的“竖三带”与“横三区”;掌握直接顶的稳定性,老顶岩层“梁”与“板”模型,老顶岩层破断块体形成的“砌体梁”结构及其稳定性;了解“关键层”理论、采场岩层移动与控制以及底板岩层破坏规律。

4.掌握回采工作面老顶初次来压、周期来压及其来压步距;掌握矿山压力显现的影响因素,顶板压力的构成及其估算,老顶来压预报方法。

5.掌握直接顶分类与老顶分级。

掌握工作面支架与围岩相互作用关系,工作面支架的基本类型和性能,支架合理工作阻力的构成及其估算;支撑式、掩护式、支撑掩护式支架的特点及其适应条件。

掌握综采工作面端面顶板稳定性影响因素;综放工作面顶板稳定性影响因素。

煤矿巷道支护方法

煤矿巷道支护方法

煤矿巷道支护技术摘要:推行巷道支护改革,对于降低原煤生产成本,提高经济效益,有着巨大的促进作用,本文就煤矿巷道支护问题进行了探讨。

关键词:煤矿巷道支护被动式支护主动式支护近几年来,随着我国煤矿开采深度的不断增加,煤矿井巷支护经历了由单一型支护技术到联合支护型技术的发展历程。

煤矿早期开采阶段几乎全部是以木材作为巷道及采煤工作面的支护材料,随着新型材料的出现,开始采用混凝土或钢筋混凝土砌碹等支护形式,这些被动式支护耗费大量材料且受深度和岩性影响。

随着井巷支护技术的发展演变,可将其归纳为被动式支护方式、主动式支护方式。

1.被动式支护方式被动式支护技术是源于古典压力理论和坍落理论,认为巷道开挖后围压主要由围岩局部坍塌导致而成,而巷道的稳定主要靠围岩坍塌致使硐室形状改变后自行获得。

被动式支护把围岩坍塌岩与支护分开来考虑,把围岩视作荷载,支护看作承载结构,二者之间形成“荷载—结构”体系,认为支护是为了承受由围岩所产生的荷载,无法控制围岩变形破坏的发生,只能起被动抵抗的作用。

1.1木支护方式木支护技术主要是采用木材作为支护材料,典型的支护方式有“亲口”棚、鸭嘴棚、戴帽点柱、木垛等。

木支护耗费大量木材而且受采深和岩性影响严重,因此只适用于浅部围岩,而且支护断面形状必须与围岩曲线一致,以充分发挥围岩和支护结构抗压强度大的优势,从而硬性抵抗岩体的变形压力。

1.2石材支护方式石材支护分片石、料石两种支护方式,优点是具有抗压性好、一次成巷好、安全系数大、抗灾能力强、支架变形小和质量易保证等特点,不足之处在于初期投资高,只适用于矿井服务年限长的巷道。

1.3金属支架支护方式金属支架支护技术主要分刚性支架支护与可缩性支架支护,其中刚性支架允许压缩变形量小,工作阻力随变形量增大而减小,直至破坏而失去工作阻力;可缩性支架允许压缩变形量大,在结构设计压缩范围内,工作阻力随压缩量大而增大,或者恒阻。

金属支架支护视支架为支护体,围岩为荷载,其破坏是由于支架上弯曲力矩达到屈服极限的破坏应力所致,同时,由于支架承受侧压力和荷载的不均匀常使支架失去稳定性或可缩性而减弱或失去竖向承载能力。

矿井深部开采矿压与支护技术

矿井深部开采矿压与支护技术

矿井深部开采矿压与支护技术摘要:随着矿业经济的发展,矿产资源开发逐步向深部延深,我国将采深1000~2000m界定为深部开采。

有学者认为资源深部开发并不仅是开采深度增加,还是一种综合考虑围岩特性、应力状态及应力水平的力学状态。

开采矿压显现的主要过程集中在快速变形阶段,需加强对支护技术的控制措施。

基于此,本篇文章对矿井深部开采矿压与支护技术进行研究,以供参考。

关键词:矿井深部;开采;矿压;支护技术引言对于巷道围岩控制而言,要结合矿井深部开采的基本要求和具体情况,践行过程化技术方案,全面提升支护选择和设计的合理性,最大程度上维持相互作用的规范程度,为井巷处理经济性、可靠性以及安全性的提升奠定基础。

1我国不同区域煤矿主要地质条件特征我国不同区域的煤矿地质条件特征不同,煤层赋存及分布也有较大差别,开采所面临的问题也有所差异。

晋陕蒙地区是我国目前的主要产煤地区,煤层埋深浅、煤层厚、煤质硬,常采用大采高开采模式。

但随着开采深度、工作面高度的增加,冲击地压开始显现,厚煤层大采高工作面煤壁片帮严重、矿压显现剧烈,围岩控制面临挑战。

煤层地质条件的不同会影响实现工作面智能化开采的原则、路径及目标。

相较于综合机械化采煤,智能化开采对地质保障度的要求更高。

地质条件越复杂,控制系统就越需要更精准的感知、更快速的分析与决策、更高的数据传输速率。

以安徽阜阳中煤新集口孜东矿为例,该矿是典型的“三软”煤层,正在开采的140502工作面处于−967m水平,工作面长为266m,采高为4~6m。

煤层存在起伏,呈现回风巷和运输巷两端高、工作面中间低的特点。

煤层走向倾角为8~15°,局部为17°以上。

围岩(顶底板、煤壁)条件决定了液压支架支护的稳定性、有效性,如果条件较差就会导致片帮、漏矸、扎底等问题。

煤层走向/倾向角度变化造成了液压支架、采煤机及刮板输送机空间相对位姿的变化,由于重力作用会导致倒架、上窜下滑、采煤机割顶/割底等一系列问题。

煤矿巷道支护的几个技术问题

煤矿巷道支护的几个技术问题

新材料应用
高强度材料
高强度钢材、高强度混凝土等新材料 的应用,提高了巷道的抗压能力和稳 定性。
复合材料
如玻璃纤维、碳纤维等复合材料,用 于增强支护结构的韧性和抗冲击性能。
新工艺应用
喷射混凝土工艺
通过喷射混凝土对巷道进行快速封闭 ,提高围岩的稳定性。
锚杆支护工艺
利用锚杆对巷道进行固定,增强巷道 的整体选择
根据巷道围岩的稳定性和压力情 况,选择合适的直接顶板支护方
式,如木棚、金属支架等。
基本顶控制
根据基本顶的运动规律和压力显现 规律,选择合适的控制方式,如采 用锚杆、锚索等加强顶板稳定性。
临时支护
为避免因支护不及时导致的顶板事 故,应选择合适的临时支护方式, 如木垛、横梁等。
顶板下沉量检测
使用顶板下沉量表或激光测距 仪等工具,检测顶板的下沉量 是否在允许范围内。
锚杆锚索拉拔力检测
对锚杆锚索进行拉拔试验,检 测其承载力是否满足设计要求 。
矿压监测
通过矿压监测仪器对巷道围岩 的压力进行实时监测,及时发 现异常情况并采取相应措施。
03
巷道支护维护
日常检查与维护
01
02
03
04
巷道支护安全
安全防护措施
制定安全防护措施
针对不同的巷道类型和地质条件,制 定相应的安全防护措施,包括顶板防 护、 侧帮防护、 底板防护等。
定期检查和维护
安全预警系统
建立安全预警系统,对可能出现的危 险, 如顶板塌落、 侧ayna滑坡 等进行 实时监测,并及时发出警 报,以便应 对突发情况。
对已经介定的巷道,应定期进行安全 检查,确保各项安全防护措施得到有 效执行。
修复性维修
对于已出现问题的部位进 行修复,恢复其原有功能 和安全性。

巷道维护与维修授课件

巷道维护与维修授课件

图13-9 平行巷壁深孔松动爆破扩修示意图
临时支护 巷道修复改造,必须进行有效的临时支护,这是因为松散破碎的老巷爆破后失却支护,易于冒落,必须及时进行控制。岩巷修复临时支护类型有:喷浆、临时架棚、临时点柱、临时锚杆支护等;
永久支护加固 岩巷修复加固,目的是能较长时间地延续巷道的基本功能。长期的生产实践表明,一条巷道一般经过3次反复扩帮修复后,围岩相当破碎,再做进一步的修复相当困难,因此,巷道服务期内修复不宜超过3次。
图13—15 巷道底鼓的类型和力学模型 (b)挤压流动性底鼓;(c)挠曲褶皱性底鼓;(d)剪切错动性底鼓

巷道底鼓的影响因素 岩性状态 围岩的矿物成分、结构状态和软弱程度对巷道底鼓起决定性作用。我国煤矿软岩的粘土矿物成分主要有高岭土、蒙脱石、伊利石及伊蒙混层矿物,其中蒙脱石是对巷道稳定性危害最大的粘土矿物。
02
具体地说巷道维护要注意以下六点:
充分利用围岩的自承力
巷道中,架设的支架应当尽量利用它所能提供的承载能力。在巷道支护过程中尽可能地充分利用围岩的自承力,这是一种经济、先进的巷道支护原理。
为了利用围岩的自承力,就要允许围岩产生某些变形,这种变形会使围岩中的能量得到一定释放,从而起到适当的“卸载作用”。
图13-13 小孔径预应力锚索结构 l—毛刺;2—钢绞线;3 —钻孔; 4—巷道围岩表面;5—槽钢;6—钢垫板; 7—锁具;L1—内锚固段长度;L2一锚索有效长度
1.锚索支护材料:锚索、锚固剂、托盘、槽钢。 2.支护方式选择:采用联合支护,即先锚网喷支护,再进行锚索加强支护。 3.锚索支护参数的确定 ①最小锚固长度:水泥(砂)浆锚固的锚固长度大于3.5 m;树脂锚固的锚固长度大于>1.5 m; ②锚索长度:锚索长度5.m~10.m,根据工程条件选取; ③锚索间排距按下式选取:S≤L/2。 4.施工工艺:锚索施工可分为地面准备、钻孔、锚固、张拉4个主要工序。

《煤矿巷道施工技术》掘进、支护设备及工程材料 ppt课件

《煤矿巷道施工技术》掘进、支护设备及工程材料  ppt课件

第二章 掘进、支护设备及工程材料
掘进机的选型
一、掘进机分类
1.根据经济截割岩石硬度的不同分类
(1)煤巷掘进机:经济截割岩石硬度f≤5; (2)半煤岩掘进机:经济截割岩石硬度6≤f≤8; (3)岩巷掘进机:经济截割岩石硬度f≥9。
22
PPT课件
第二章 掘进、支护设备及工程材料
2.根据适用巷道断面大小的不同分类
7.根据传动方式的不同分类
(1)机械传动掘进机:除液压缸外全部采 用机械传动;
(2)液压传动掘进机:除截割机械外全部 采用液压传动。
8.根据行走机构的不同分类
可分为轮轨式、液压迈步式、履带行走式和 掩护盾式(甲虫式)。
91
52.9 89
88
47
88
89
89
抗弯 强 度
MPa
热导率 W/(m-
K)
13.7 60.7
13.2
14.7 59
17.2
16.7 67
19.6
19.6 70.3
适用条件
硬煤及较软岩石 软和较软岩石 软和较软岩石 中硬岩石 中硬、中上等坚硬岩石 坚固岩石 最坚固岩石
16
PPT课件
引言-巷道施工技术的内容
第二章 掘进、支护设备及工程材料
4.根据工作机构的运动形式不同分类
可分为纵轴式和横轴式、摆动式和摇臂式。
5.根据截割机构的不同分类
可分为截链式、截盘式、滚筒式和钻削式。
6.根据破碎原理的不同分类
可分为截割式、冲击镐式、滚压式和高压水射流式。
24
PPT课件
第二章 掘进、支护设备及工程材料
钎刃在冲击力F的作用下凿入岩石,凿出深度 为^的沟槽工一工,然后将钎子转动一角度口, 再次冲击,此时不但凿出沟槽Ⅱ一Ⅱ,而且两 条沟槽之间的岩石,也被冲击时产生的水平力 H剪切掉。为使钎刃始终作用在新的岩面上, 必须及时排除岩石碎屑。冲击、转杆、排粉, 往复循环地持续进行,便可凿出圆形炮眼。

矿井巷道维修安全技术措施(最新版)

矿井巷道维修安全技术措施(最新版)

( 安全技术 )单位:_________________________姓名:_________________________日期:_________________________精品文档 / Word文档 / 文字可改矿井巷道维修安全技术措施(最新版)Technical safety means that the pursuit of technology should also include ensuring that peoplemake mistakes矿井巷道维修安全技术措施(最新版)12月17-18日我矿对井上下生产系统各环节进行了全面排查,井下部分巷段出现顶板风化、离层及网包现象,为了加强对巷道维护工作的安全管理,特制定本措施。

一、维护范围:联络巷、回风大巷、西正巷、西副巷、216顺槽、217顺槽、218顺槽、I#绞车房二、维护内容:1、独立小网包的处理。

2、网包群的处理。

(顶板离层厚度在10㎝以下)3、面积较大、离层厚度大于10㎝以上的巷段。

4、无明显离层、整体沉降顶板的维护。

三、维护时间:四、参加维护人数:五、领导组:组长:任吉生副组长:张应忠、赵祥国、刘奴贵成员:各科、队长及各科队管理人员六、对参加维护人员的要求:身体健康的男性,年龄在40岁以下,熟悉井下业务,经岗前培训,考试合格者。

七、操作工艺要求:1、对一般网包处理(1)、面积较小(直径50cm以下),厚度10公分以下独立的、周围围岩相对完整的网包,在处理时可不架设临时支护,用长把钢筋钳直接剪断网丝,用长把工具将活矸掏净,然后再用12#铁丝将网片拉紧并打结实,操作时人员要站在外侧(上侧)以防落矸伤人。

如锚杆托盘处无明显离层掉碴,用力矩搬手直接紧固锚杆螺丝。

如锚杆托盘处有明显离层厚度在10cm以下,可加衬硬质木托板,同一锚杆上木托板的数量不能超过2块,托板规格:15-20cmX5cmX50cm,然后再用托帽、螺丝进行紧固。

(完整版)第八章巷道维护原理和支护技术

(完整版)第八章巷道维护原理和支护技术

1、试述采区巷道常用的支护形式答:与矿井基本巷道不同,采区巷道使用年限较短,受采动影响严重,这类巷道支护有其自身的特点,主要支护形式有:(1)巷道内基本支护:巷道开掘后即架设的金属或木材支架,是支护采区巷道最基本的支护结构物,服务于巷道期限的始终。

(2)巷道内加强支护:指在高压区域或处于移动支承压力影响时,当基本支护不能保证巷道稳定时,采用的加强支柱等。

包括临时性加强支护和永久性加强支护。

(3)巷旁支护:为保护巷道而专门设置的一种人工构筑物,如矸石带、木垛、密集支柱等,通常用在沿空留巷靠采空区一侧。

(4)围岩加固类支护:指采用锚杆支护或化学加固的方法保持和增加围岩的稳定性,利用巷道围岩的自承力来达到维护巷道的目的,有的作为巷道基本支护使用。

(5)巷道联合支护:采区在采动影响下,支架和围岩相互作用处于变化的过程中,企图以一次支护达到一劳永逸是很困难的,因此,许多矿井的采区巷道采用上述不同形式的支架联合支护。

2、绘图说明无煤柱护巷的基本原理由于巷道前方分为卸载区、支承压力区和稳压区,卸载区载荷小,并且为了避免支承压力的作用,对巷道进行无煤柱护巷,就是把巷道布置在卸载区,这样顶板对巷道压力小,支护比较容易,主要无煤柱护巷的形式是沿空留巷和沿空掘巷。

上区段工作面回采后,采空区上覆岩层垮落,老顶形成“O—X”破断。

随着工作面推进,老顶周期性破断,破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体梁结构,在工作面端头破断形成弧形三角板(图8-8)。

老顶岩层在直接顶岩层跨落后,一般在煤体内(是相对于采空区而言的)断裂、回转或弯曲下沉,在采空区内形成岩层承载结构。

沿工作面倾向,岩体A、岩块B、岩块C组成铰接结构,该结构的稳定性取决于采空区的充填程度和老顶岩层的断裂参数。

采空区上覆岩层移动稳定后,沿空巷道位居岩块B的下方。

岩体A为本区段工作面老顶岩层,岩块B为上区段工作面采空区靠煤体一侧的弧形三角板,岩块C为上区段工作面采空区垮落矸石上的断裂岩块(图8-8)。

8巷道维护原理和支护技术10A

8巷道维护原理和支护技术10A

8.1 无煤柱护巷
8.1.2 老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系 沿空巷道顶板大小结构
8.1 无煤柱护巷
8.1.2 老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系 沿空巷道顶板大小结构
大结构形成过程中的回转、下沉决定了小结构的矿压显现 程度,包括直接顶的抗剪和变形、充填墙体的载荷等。 反过来,小结构对大结构也有影响,增加了直接顶的悬顶 长度,进而影响大结构位态变化。
沿空留巷巷道变形经历5个阶段
8.1 无煤柱护巷
8.1.4 沿空留巷的矿压显现规律
沿空留巷巷道变形经历5个阶段
8.1 无煤柱护巷
8.1.4 沿空留巷的矿压显现规律
采用巷旁充填沿空留巷,在 回采面采空区把回采巷道保留 下来,可以实现Y型或H型通风, 有效解决上隅角瓦斯超限问题,
还可以利用留巷空间施工上下
8.1 无煤柱护巷
8.1.1 护巷煤柱的稳定性
煤柱的载荷
单位长度煤柱总载荷
D2 P ( B D) H ctg 4
煤柱平均应力
P D2 ( B D) H ctg B 4 B
煤柱最小宽度 知按Obert岩柱强度计算式
8.1 无煤柱护巷
8.1.2 老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系
采空区侧向残余支承压力分布
8.1 无煤柱护巷
8.1.3 沿空掘巷的矿压显现规律
沿倾斜方向支承压力分布规律
图8-9
回采工作面倾斜方向支承压力分布 a 砂岩顶板;b 泥页岩顶板。
8.1 无煤柱护巷
8.1.3 沿空掘巷的矿压显现规律
——取决于前支承压力影响范围L和煤柱宽度B。
B<L
8.1 无煤柱护巷

煤矿巷道支护技术的研究与应用

煤矿巷道支护技术的研究与应用

煤矿巷道支护技术的研究与应用【摘要】本文介绍了煤矿巷道支护技术种类,分析了当前煤矿巷道支护现状与存在的问题,重点阐述煤矿巷道锚杆支护技术的应用。

实践表明,锚杆支护已经成为我国煤矿巷道首选的、安全高效的主要支护方式,在煤矿巷道掘进生产过程中发挥着重要的作用,十分显著的提高了巷道支护效果,保证了采煤工作面的安全、快速推进,并有效地促进了煤炭产量的大幅度增长。

【关键词】煤矿巷道支护锚杆支护1 煤矿巷道支护技术的种类煤矿巷道支护技术可分为多种,按照支护对围岩的作用方式来划分,可将其分为四种:首先,一种是可以改善巷道围岩力学性质的;一种是作用在巷道围岩表面的;一种是同时作用在巷道围岩表面和围岩内部的;一种是降低巷道应力的。

其中,砌碹支护技术就是属于作用在巷道围岩表面的支护技术,也是一种应用很早的技术,目前一些矿井中仍然在使用,但一般也只能用于特殊巷道和硐室。

棚式支护曾经在煤矿巷道中占有主要的地位,被广泛应用,但随着矿井的不断加深和地质条件复杂性的提升,其逐渐被锚杆支护所代替。

锚喷支护性能优越,是首选的岩巷支护技术,同时锚杆支护技术也成为了主要的支护方式。

应力控制技术属于能够降低巷道应力的支护技术,但由于其复杂性,并未得到广泛的应用。

当前应用最为广泛的还是锚杆支护技术。

2 当前煤矿巷道支护现状与存在的问题2.1 锚杆支护技术发展状况就目前看来,我国的不少煤矿开采的深度已达到1000余米之上,不仅仅开采深度大,而且地质构造及其复杂,存在矿井灾害发生的可能性,给煤矿的开采带来了很大的困难。

但在不断地技术改革和大量的资金投入,新型的技术和材料被应用到巷道支护中,为煤矿巷道支护技术提供了很大的保障。

目前,就应用范围而言,锚杆支护技术已经由稳定的岩层、静压巷道、全岩巷道发展到了松软破碎岩层、动压巷道、采区煤巷;就锚杆的种类而言,也有了很大的改善,从木锚杆发展到了多种多样的金属锚杆;就支护形式而言,锚杆支护的形式由单一的锚杆支护发展到现在的锚网带及锚索等多种方式联合支护。

煤矿巷道支护设计及施工工艺

煤矿巷道支护设计及施工工艺

煤矿巷道支护设计及施工工艺支护设计一、巷道断面巷道断面直墙半圆拱型,净下宽:3.6m,净高:3.0m,净断面:9.4㎡,掘进下宽:3.8m,掘进中高:3.1m,掘进断面:10.6㎡。

二、支护方式(一)、永久支护巷道永久支护方式采用锚网喷,巷道交叉口、岩层松软、过断层等地段采用锚网喷+锚索支护。

按悬吊理论计算锚杆参数:1、锚杆长度计算:L=KH+L1+L2式中 L---锚杆长度,m;H---冒落拱高度,m;K---安全系数,一般K=2;L1---锚杆锚进稳定岩层的深度,一般按0.5m;L2---锚杆的外露长度,一般取0.1m;其中:H=B/2f=3.8/(233)=0.63B---巷道掘进宽度,取3.8m;f---岩石坚固系数,取3;K---安全系数,一般K=2;则:L=230.63+0.5+0.1=1.862、锚杆间距、排距计算:设计时间距、排距均为a,则a=[Q/KHγ]1/2=1.02式中 a---锚杆间排距,m;Q---锚杆设计锚固力,64kN/根;H---冒落拱高度,0.63m;γ---被悬吊砂岩的密度,取25kN/m3;K---安全系数,一般K=2;通过以上计算,选用直径20mm螺纹钢树脂锚杆,长度为2.0m,锚杆间、排距为 0.9m。

网片采用钢筋网,相邻网片要压茬连接,搭接长度不小于100mm。

爆破前锚网支护距迎头不大于0.7m,炮后不大于2.4m。

围岩性较好时,采用先锚后喷的方式;围岩稳定性较差是,锚杆间、排距应适当缩小,并要先及时喷射混凝土,喷浆厚度不小于30mm,然后打设锚杆,复喷必须达到设计厚度。

初喷距工作面不超过5m,复喷距工作面不超过10m。

洒水养护时间不少于28天。

(二)、临时支护1、由于锚杆机手柄长度为1.3m,锚杆间距为0.9m,因此,在炮后及时进行敲帮问顶,然后操作人员站在支护完好的地点打设顶锚杆作为临时支护。

2、初喷工作面作临时支护。

炮后及时找掉,冲刷巷帮后立即进行初喷,初喷厚度不小于30mm,喷体初凝20min后,施工人员方可进入迎头。

康红普:煤矿巷道现代化支护技术

康红普:煤矿巷道现代化支护技术

侧压系数 1.5-2.5 1.0-2.0 0.5-1.5
二、巷道围岩地质力学测试技术
估算地应力的公式
k 117 0.622 H
平均水平应力与垂直应力比值随埋深变化
潞安常村矿煤层上山锚杆支护
新汶协庄矿顺槽锚杆支护
一、前言
金属支架:工字钢、U型钢支架,钢管混凝土支架等。
(a) 梯形
(b) 拱形
(c) 马蹄形
(d) 环形
金属支架类型
新汶华丰矿大巷金属支架支护
一、前言
注浆加固:水泥─水玻璃;高分子材料,复合注浆材料。
浆液 锚杆 封孔器
出浆口 破碎岩体
锚杆与注浆加固示意图
封隔器
手动泵
油泵
储能器-2
传感器 储能器-1
采集仪 流量计
注水 管
升降 器
小孔径水压致裂地应力测量原理
小孔径水压致裂地应力测量装置
二、巷道围岩地质力学测试技术
开发出配套测试仪器-煤岩体强度测试
钻孔触探法; WQCZ-56型小孔径煤岩体强度测定装置。
岩层
探针
探头
压力表
探针位移计
手动泵
安 装 杆 压力-位移同步 采集仪
采动体支 护体关系
巷道支护与围岩相互作用关系,支护理论;
围岩控制 方法参数
提出合理的围岩控制方法与参数;
井下应用 信息反馈
井下施工,矿压监测,信息反馈与评价。
二、巷道围岩地质力学测试技术
地质力学测试的重要性
煤岩体地质力学参数:应力( 原岩应力与采动应力),煤岩 体强度,结构。
地质力学参数是巷道布置与支 护设计的必要基础。
升降 器
煤岩体强度测定原理
煤岩体强度测定装置
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图8-31 拱形支架断面基本参数
表8-4 我国拱形支架断面基本参数推荐值
基本参数 R 2 /R1 α H α α
3 4 1
选择范围 1.0~1.4 90~140 ≤1000 0~15 <16 400
备注 R 2 -R1 ≤800 mm 支架节数增加,相应加大
(0 ) / mm (0 ) ( )
0
图8-36 环形可缩性支架 a—方环形;b—长环形
三、巷道支架选型 1.金属支架的承载能力
金属支架的承载能力分极限承载能力和实际 承载能力。极限承载能力是指支架处于刚性状态 下所允许的最大承载能力,以支架不出现塑性变 形为标准。实际承载能力是可缩性支架在收缩阶 段表现出的承载能力,由连接件和支架的工作状 况决定。
3.巷道围岩松动爆破卸压法的应用
图8-20
松动爆破卸压钻孔布置
三、利用卸压巷硐进行巷道卸压 利用卸压巷硐卸压方法的实质是,在被保 护的巷道附近(通常是在其上部、一侧或两 侧),开掘专门用于卸压的巷道或硐室。转移 附近煤层开采的采动影响,促使采动引起的应 力分布再次重新分布,最终使被保护巷道处于 开掘卸压巷硐而形成的应力降低区内。
② ③ 2L>B>L时,见图8-5。 B<L时(图8-6),受两侧采动影响时,K值可达到 4~5以上。
图8-4 煤柱宽度很大时弹塑性变 形区及垂直应力分布
Ⅰ—破裂区;Ⅱ—塑性区; Ⅲ—中部为原岩应力的弹性区
图8-5 煤柱宽度较大时弹 塑性变形区及垂直应力分布
Ⅰ—破裂区;Ⅱ—塑性区; Ⅲ—应力升高的弹性区
图8-22 胶带输送机硐室顶部卸压
1-输送机硐室;2—卸压巷道;3—松动爆破区
图8-23
本煤层沿顶板布置卸压巷道卸压
表8-3 卸压前后巷道围岩变形参数对比
最大变形速 参数 度/mm·d-1 顶底 卸压 不卸压 卸压/ 不卸压 40% 30% 31.7% 76.3% 30.8% 51.2% 39.0% 64.6% 29.7% 51.7% 79 199 两帮 76 256 顶底 20.1 63.5 工作面前 50m 工作面前 120m
B x0 2m x
二、老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系
(1) 在巷道整个服务时期,随采面不断前移, 通过巷道顶板对沿空巷道围岩稳定的影响 方式和程度差异悬殊。 (2) 沿空巷道顶板岩层处于采空区上覆岩层 结构固支边与铰结边之间,其顶板岩层断 裂成弧形三角板。 (3) 沿空巷道跨度较小,工作面老顶岩层结 构对巷道围岩稳定性影响最显著,老顶一般 可视为亚关键层。
二、巷道围岩开槽卸压及松动卸压
1.巷道周边开槽(孔)对围岩应力分布的影响
图8-17 切缝对圆形巷道周边应力分布的影响 (边界元数值模拟结果)
a—无切缝;b—两帮切缝; c—顶底切缝; d—两帮及顶底同时切缝
2.巷道围岩开槽(孔)卸压法的应用
图8-18
钻孔卸压现场试验结果
1—未卸压 2—卸压钻孔深8m 3—卸压钻孔深9m
注:Ⅱ、Ⅲ分别 为可缩性支架、 刚性支架工作特 性曲线。这是支 架固有的。
图8-27 Ⅰ为支架与围岩的相互作用关系曲线
A—弹塑性阶段 ; B—松动破裂阶段
4.“支架-围岩”相互作用原理的应用
依据“支架-围岩”相互作用原理,在巷道 支护的工程实践中发展了以下实用支护技术:
(1) (2) (3)
实行二次支护 采用柔性支护 强调主动支护
回采巷道保持稳定状态的护巷煤柱宽度值B/m
巷道埋藏深度/m 400 24 30 39 500 27 35 48 600 30 42 53 700 33 47 58
μ为巷道 顶底板移 近率;x 为护巷煤 柱宽度
图8-10 μ-x关系曲线示意图
(三)
沿空掘巷的矿压显现
1.沿空掘巷的围岩应力和围岩变形
图8-11 沿空掘巷引起煤帮应力重新分布
1 2 B B D H 4 D ctg RC 0.778 0.222 h 1000 B

1 2 B B D H 4 D ctg RC1 0.64 0.36 h 1000 B
-1
工作面前 50m
工作面前 120m
平均变形速度/mm·/d 两帮 38.4 50.3 顶底 34.7 112.7
围岩变形量/mm 两帮 51.0 99.7 顶底 916 2347 两帮 1267 1962 顶底 386 1300 两帮 515 997
3、宽面掘巷卸压
宽面掘巷卸压通常用于薄煤层的巷道,巷道 掘进时把巷道两侧6~8m宽的煤采出,将掘巷过 程中挑顶、卧底的矸石充填到巷道两侧采出的 空间。
图8-24
宽巷(面)掘进卸压
1—宽巷(面)掘进卸压后支承压力分布;2—侧巷
四、掘前预采的应用
图8-25 掘前预采巷道布置示意图
第三节
巷道金属支架
一、巷道支架支护原理
巷道支架的工作特征与地面工程结构的特 性有着根本性区别。支架受载的大小不仅取决 于本身的力学特性(承载能力、刚度和结构特 征),而且与其支护对象—围岩本身的力学性 质和结构有密切关系,也就是“支架-围岩”相 互作用关系。
二、巷道金属支架 (一) 矿用支护 U型钢
图8-28
新U25型钢断面图
图8-29 双槽形夹板式连接件 a—上限位连接件;b—中间连接件;c—下限位连接件 1—上限位块 2—下限位块
图8-30 拱形可缩性金属支架基本结构类型
a—三节式;b—四节式;c—五节式; d—曲腿式;e—非对称式;f—封闭

(二)
煤柱的应力分布
1.一侧采空煤柱(体)的弹塑性变形区及垂直应力的分布
图8-3
煤柱(体)的弹塑性变形区及垂直应力分布
1—弹性应力分布;2—弹塑性应力分布;Ⅰ—破裂区; Ⅱ—塑性区;Ⅲ—弹性区应力升高部分;Ⅳ—原始应力区
2.两侧采空煤柱的弹塑性变形区及垂直应力的分布 两侧均已采空的煤柱,其应力分布状态主要取决 于回采引起的支承压力影响距离L及煤柱宽度B,主 要有三种类型: ① B>2L时(图8-4)
图8-15
沿空留巷工作面巷道平面布置图 b—倾斜长壁沿空留巷
a—走向长壁沿空留巷
五、沿空留巷巷旁支护形式
1. 巷旁支护的作用
巷旁支护是指在巷道断面范围以外,与采 区交界处架设的一些特殊类型的支架或人工构 筑物。 主要作用:控制直接顶的离层和及时切断直接 顶板,使垮落矸石在采空区内充填支撑老顶, 减少上覆岩层的弯曲下沉。减少巷内支护所承 受的载荷,保持巷道围岩稳定。同时为了生产 安全,及时封闭采空区,防止漏风和煤炭自燃 发火,避免采空区内有害气体逸出 。
表8-5
载荷形式 支撑效益 kN/kg 均匀载荷 2.7
不同载荷形式下直腿式拱形支架支撑效益
顶压大(对称) 1.3 侧压大(对称) 1.0 一侧压力大 0.4 一侧肩压大 0.2
图8-6
宽度较小时煤柱的塑性变形区及垂直应力分布 Ⅰ—破裂区;Ⅱ—塑性区;Ⅲ—弹性区
(三)、护巷煤柱的稳定性
(1) 护巷煤柱的宽度 煤柱宽度影响煤柱的稳定性。
图8-7
煤柱的弹塑性变形区及应力分布
(2) 护巷煤柱保持稳定的基本条件 护巷煤柱一侧为回采空间,一侧为采准巷 道。回采空间和采准巷道在护巷煤柱两侧形 成各自的塑性变形区,塑性区的宽度分别为 x0、x1(图8-7)。因此,护巷煤柱保持稳定 的基本条件是:煤柱两侧产生塑性变形后, 在煤柱中央存在一定宽度的弹性核,弹性核 的宽度应不小于煤柱高度的2倍。
图8-8
采空区上覆岩层结构示意图
三、沿空掘巷的矿压显现规律
(一)沿倾斜方向支承压力分布规律
图8-9 回采工作面倾斜方向支承压力分布 a—顶底板为砂岩 b—顶底板为泥质或较破碎的砂质页岩
(二)巷道围岩变形与护巷煤柱宽度的关系
表8-1
围岩 性质 比较稳定 中等稳定 不稳定 200 18 19 24 300 21 24 30
1—掘巷前的应力分布
2—掘巷后的应力分布
Ⅰ—破裂区;Ⅱ—塑性区;Ⅲ—弹性区;4-原岩应力增高部分
2.窄煤柱巷道的围岩应力和围岩变形
窄煤柱巷道是指巷道与采空区之间保留5~8m 宽的煤柱。巷道掘进前,采空区附近沿倾斜方向 煤体内应力分布(图8-12中1)。最终应力分布 状态如图8-12中2所示。
图8-12 窄煤柱护巷引起煤帮应力重新分布
第二节
巷道围岩卸压
一、跨巷回采进行巷道卸压
1.跨巷回采卸压的机理
根据采面不断移动的特点以及巷道系统 优化布置的原则,将位于巷道上方的采煤工 作面进行跨采,使其下巷道经历一段时间的 高应力作用后,长期处于应力降低区内。跨 采的效果主要取决于巷道与上方跨采面的相 对位置。
2、跨巷回采的应用及矿压显现规律
图8-1 留煤柱护巷示意图
(一) 煤柱的载荷 1.煤柱载荷的估算
图8-2
计算煤柱载荷示意图
D 2 ctgδ p B D H γ 4
2.煤柱宽度的理论计算 方法有:①按煤柱的允许应力,煤柱能承受 的极限载荷;②按煤柱应力分布;③其它多种方 法。各种方法的基本观点都认为:煤柱的宽度必 须保证煤柱的极限载荷σ不超过它的极限强度的R。 煤柱的宽度B计算式:
2.“支架-围岩”相互作用的基本状态
①当巷道顶板岩石与上覆岩层离层或脱落时, 支架处于给定载荷状态。 ②当巷道顶板岩石与上覆岩层没有离层或脱 落时,支架处于给定变形状态。
图8-26
“支架—围岩”相互作用力学模型
a—给定载荷状态; b—给定变形状态
3.“支架-围岩”相互作用原理
巷道支架系统必须具有适当的强度和一定的可缩性, 合理的“支架-围岩”相互作用关系是充分利用围岩 天然的自承力和承载力。
2.巷旁支护的类型和适用条件
木垛支护、密集支柱支护、矸石带支护、混凝 土砌块支护及整体浇注巷旁充填等方式。 除整体浇注巷旁充填,其它方式有下缺点:增 阻速度慢、支承能力低、密封性能差、木材消耗多 和机械化程度不高。 适用条件(见P226;略)
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