顶板压力计算

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中厚煤层一次采全高回采工艺的改进与验算

中厚煤层一次采全高回采工艺的改进与验算

中厚煤层一次采全高回采工艺的改进与验算一次采全高工艺作为中厚煤层常采用的采煤工艺,为进一步提高该采煤工艺下的回采率,本文在分析原有回采工艺缺陷的基础上提出了走向长壁式回采工艺,分析该工艺下的支护安全系数是否满足要求,并对原有采后管理进行了优化分析。

标签:中厚煤层;回采;支护;校核;采后管理1 煤层情况简介本文所研究的煤层厚度为1.2-1.6m,倾角为45°-55°。

该煤层的底板和顶板分别为细砂岩和粉砂岩,其中细砂岩的厚度为4.7m,粉砂岩的厚度为11m[1]。

经分析,该煤层在开采过程中未出现明显的周期压力和初次压力矿压等。

2 回采工艺的改进方案针对该煤层的厚度、倾角以及顶板和地板的情况分析,该煤层采用一次全采高的开采方式,为了提高煤炭的开采率先后采用了仓储式、倒台阶式等回采方式[2]。

为了进一步提高煤层的回采效率,本文结合顶板和顶板的提出了走向长臂后退式回采工艺,具体方案说明如下:(1)回采工艺的支护方案设计:针对该煤层的特点,工作面所采用的支护方式为单体液压支柱的3排6柱的支护方式,且每排支柱的相距1.2m,每根支柱相距0.8m。

结合煤层的倾角范围,支护朝向采空区倾斜2°-3°。

(2)综采工作面的防护方案设计:由于该煤层的倾角较大,存在有片帮煤及伪顶下落的情况发生,容易造成人员伤亡。

故,在回采过程中将综采工作面的煤层的仰角开采为8°-10°。

将每排支护设备采用9.3的钢丝绳连接,防止支护设备失效下窜。

(3)挡煤板的设计:由于该煤层的倾角较大,煤炭由于打炮的原因容易落入采空区。

故,在第三排支柱上用废旧的皮带做成一道挡煤板,防止煤炭落入采空区,从而提高了综采工作面煤炭的回收效率。

3 支护方式的可行性验算3.1 顶板压力的计算针对本文所提出了回采工艺,综采工作面所采用的支护方式为3排6柱的单体液压支架支护,且该液压支柱的型号为DE-1.6型。

顶板压力是什么压力有初次和周期

顶板压力是什么压力有初次和周期

顶板压力是什么压力有初次和周期顶板压力是什么压力有初次和周期第三讲顶板第一课顶板压力是什么压力有初次和周期在掘进巷道之前,地下的岩层或煤层是实体的,上部岩层的重量压在下部岩层上,处于平衡状态。

这时岩体不变形,也不会移动。

我们在煤层或岩层中掘进一条巷道后,巷道顶部的岩层就要往下落,这个顶部岩层的重量就压在巷道的两帮上(叫做支撑压力),就像盖房子用的水泥预制板搭在两堵墙上一样。

如果巷道断面小,而顶板岩层又坚硬,这个预制板”(顶板)一时还不会垮落;如果巷道断面大,顶板岩层比较松软、层理又明显,这个预制板”就会发生离层和弯曲下沉,有的人叫顶板有劲”了;要是不用支架或其他办法支护住,最后就要断裂、破坏、冒落下来。

这种由于进行采掘活动而在巷道及回采工作面周围岩体中,以及在支架上所引起的力,叫做矿山压力”,人们习惯叫顶板压力。

掘出的巷道如果不支护,顶板就要冒落,冒顶会不会越冒越高呢?在回答这个问题之前,我们先来看看有些农村的窑洞吧。

在黄土高原土质致密的地方,人们往往在向阳坡掏成半圆顶窑洞居住,窑洞里不支护,上面的黄土层多少年也不会塌落,井下巷道也是这样,当顶板冒成拱的形状,就自然平衡不再往高处冒了,形成了自然的平衡拱。

这时顶板的压力通过圆拱传递到巷道的两帮上,就好像一座石拱桥,桥上的物体重量是由两边桥基来承担一样。

这个拱可以保持比较长时间的稳定,因此巷道支架所承受的压力,主要是拱内破碎岩石的重量。

这种情况在煤炭科学理论上叫做自然平衡拱假说。

回采工作面采空区压力大,顶板压力比掘进巷道复杂。

现在我们用缓倾斜单一煤层走向长壁全部垮落法采煤的工作面作个例子来说明。

回采工作面由开切眼向前推进采煤。

煤壁前方的支承压力区也跟着向前移动。

随着工作面推进,靠采空区的支柱要顺序一排排回掉,直接顶就会自己垮落。

如果直接顶比较厚,冒落的岩石可以填满采空区,老顶和老顶上面的岩层出现一定的弯曲便沉落在压实的碎矸上,形成了工作面后方的支承压力区。

水处理常用计算公式汇总

水处理常用计算公式汇总

水处理常用计算公式汇总转载:新环保声音水环境与水生态水处理公式是我们在工作中经常要使用到的东西,在这里我总结了几个常常用到的计算公式,按顺序分别为格栅、污泥池、风机、MBR、AAO进出水系统以及芬顿、碳源、除磷、反渗透、水泵和隔油池计算公式,由于篇幅较长,大家可选择有目的性的观看。

格栅的设计计算一、格栅设计一般规定1、栅隙(1)水泵前格栅栅条间隙应根据水泵要求确定。

(2) 废水处理系统前格栅栅条间隙,应符合下列要求:最大间隙40mm,其中人工清除25~40mm,机械清除16~25mm。

废水处理厂亦可设置粗、细两道格栅,粗格栅栅条间隙50~100mm。

(3) 大型废水处理厂可设置粗、中、细三道格栅。

(4) 如泵前格栅间隙不大于25mm,废水处理系统前可不再设置格栅。

2、栅渣(1) 栅渣量与多种因素有关,在无当地运行资料时,可以采用以下资料。

格栅间隙16~25mm;0.10~0.05m3/103m3 (栅渣/废水)。

格栅间隙30~50mm;0.03~0.01m3/103m3 (栅渣/废水)。

(2) 栅渣的含水率一般为80%,容重约为960kg/m3。

(3) 在大型废水处理厂或泵站前的大型格栅(每日栅渣量大于0.2m3),一般应采用机械清渣。

3、其他参数(1) 过栅流速一般采用0.6~1.0m/s。

(2) 格栅前渠道内水流速度一般采用0.4~0.9m/s。

(3) 格栅倾角一般采用45°~75°,小角度较省力,但占地面积大。

(4) 机械格栅的动力装置一般宜设在室内,或采取其他保护设备的措施。

(5) 设置格栅装置的构筑物,必须考虑设有良好的通风设施。

(6) 大中型格栅间内应安装吊运设备,以进行设备的检修和栅渣的日常清除。

二、格栅的设计计算1、平面格栅设计计算(1) 栅槽宽度B式中,S为栅条宽度,m;n为栅条间隙数,个;b为栅条间隙,m;为最大设计流量,m3/s;a为格栅倾角,(°); h为栅前水深,m,不能高于来水管(渠)水深;v为过栅流速,m/s。

581采煤压力计算

581采煤压力计算
P
微增阻支柱 0.91 0.85 0.8 1.5~2.2m 0.95 11°~25° 0.95
急增阻支柱 0.5 0.7 0.7 1.5~2.2m 0.95 26°~45° 0.9
木支柱 0.5 0.7 0.7 >2.2m 0.9 45°> 0.85
Ld—最大控顶距,米; L 柱—柱距,0.75 米 n —支护密度,根/米 2 向上取整,确定合理的柱数 n1 4、验算校核实际支护密度及支护安全系数 顶板压力计算 1) 、顶板一次冒落高度计算 H= K h1
1、采面工作面合理支护强度(Pt) : Pt=9.81khr 其中: Pt—工作面合理的支护强度,KN/m2 K—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比, 一般为 4~8, 应根据 具体情况合理选择,开采煤层薄、顶板条件好、周期压不明显时,应选用 低倍数;反之则采用高倍数。我局一般取值不低于 6。 h—采高,m; r—顶板岩石重力密度,一般取 2.5,t/m3 2、支柱实际支撑能力计算公式: Rt=kgkzkbkhkaR 式中:R—支柱额定工作阻力,KN; k—支柱阻力影响系数,可以从支柱阻力影响系数中查得。 项目 工作系数 kg 增阻系数 kz 不均匀系数 kh 采高系数 kh 倾角系数 ka 液压支柱 0.99 0.95 0.9 <1.4m 1.0 <10° 1.0 3、工作面合理的支护密度(n) n= Rtt 式中:n—支柱密度,根/m2 Rt—支柱实际支撑能力,KN/根。 4、根据采煤方法选定支护管理方式,确定排、柱数。 根据我局技术管理规定,炮采工作面最大循环进度 1.2 米,排数不低于三 排, 最多采用四排管理方式; 机采工作面根据采煤机截深循环进度最大 0.8 米,排数不低于四排,最多采用五排管理方式。柱距按公司统一规定 0.75 米。 首先根据采煤方法,确定支柱支护排数,排、柱距及最大控顶距。 然后计算每排支柱数 n1=Ld·L 柱·n 式中: n1—每排支柱数;

车库顶板行车及各类堆载验算实例计算书

车库顶板行车及各类堆载验算实例计算书

车库顶板行车及各类堆载验算实例计算书一、计算依据1、《建筑施工模板安全技术规范》JG.J162-20192、《建筑施工安全检查标准》JGJ59-20193、《建筑施工扣件式钢管脚手架安全技术规范》JGJ130-20194、《建筑施工高处作业安全技术规范》JGJ80-20165、《混凝土结构工程施工质量验收规范》GB50204-20156、《建筑工程施工质量验收统一标准》GB50300-20217、《建筑结构荷载规范》GB50009-20198、《混凝士结构设计规范》GB50010-2020二、设计数据(拟定,实际根据结构图纸)地下室顶板板厚:300mm。

最大跨度为8.40m,无梁楼盖。

顶板上设计回填土厚度为1.8m。

车库设计活荷载:5KN/m,消防车道荷载17.85KN/m2。

三、设计承载能力计算1、査《建筑结构荷载规范》GB50009-2019附录表A中A.1.4得:粘土自重为18KN/m2 。

2、地下室顶板覆土1.8m每平方米荷载:18KN/m×1.8m=32.4KN/m2。

3、地下室顶板可承受荷载为:32.4KN/m+5KN/m=37.4KN/m(活载按恒载计算,增大安全系数)。

4、根据拟定数据计算得顶板可承受恒荷载折算后为:37.4KN/m。

四、地下室顶板承载计算(一)、车库顶板行车荷载1、吊车、干混砂浆罐车、钢筋运输车、混凝土罐车作用下楼面等效均布活荷载的确定。

根据各种车型荷载:(1)吊车按20T吊车考虑,自重28吨,吊运钢筋每捆按5吨计,合计33×1.1,总计37吨。

(设计为恒载,将活载转化为恒载,下同)(2)钢筋运输车按装30t考虑,车重15t,合计45×1.1=49.5吨。

(3)混凝土罐车及泵车按装12立方米车考虑,混凝土罐车自重约15吨,12立方米混凝土按28.8 吨计,合计43.8×1.1=48.18吨。

(4)干混砂浆罐车按装15立方米车考虑,车自重约20吨,砂浆25吨,合计45×1.1,总计50吨考虑。

四采场矿山压力显现基本规律

四采场矿山压力显现基本规律

h0 PEi K 0 hi
mE E LE 式中,K 0 KT L
27
4.4 顶板压力的计算
4.4.1 估算法 3、威尔逊估算法
顶板岩石类型 破碎顶板
垮落角/ 90
比较破碎顶板
75
60 45
P与Q1作用位置差异形成附加力Q3。 中等稳定顶板 稳定顶板 P Q1 Q3
成反力R后,其回转下沉才会
缓和和停止。为了不使老顶沿 工作面切落,支架工作阻力应
等于 Q1 与 Q2 之和,支架抗变形
图4-5 老顶初次来压力学模型 能力还必须与老顶回转下沉相
P—支架反力; Q1—直接顶载荷; Q2—老顶载荷;R—矸石反力
适应。
11
4.2 老顶的初次来压
老顶初次来压前支承压力分布
7
4.1 概述
讨论:
(1)关于采场矿山压力现象衡量/评价指标是根据现场顶板控制 需要确定的,不同条件回采工作面面临的生产安全问题可能不同, 使用的采场矿山压力显现评价指标也可能不同。如,除前面介绍 的指标外,还用支架工作阻力、支柱钻底、底臌(鼓)等指标。 ( 2 )“大”、“小”结构及其作用关系:采场支架与直接顶构 成小结构,处于上覆老顶岩层组成的大结构之下。“大结构”的 变形、失稳直接影响到小结构的状态,同时“大结构”周围的支 承压力分布情况也将直接影响到煤壁及底板岩层的稳定性。小结 构的维护作用是保证生产必须的空间和安全,支护对大结构也有 影响。采空区处理方法甚至可以改变大结构形式及其状态。
图4-14a 顶分层采空区支承压力分布
(采深H=163m,H=407104Pa,面长120m)
32
4.5 回采工作面支承压力分布
4.5.3 下分层工作面采空区支承压力分布

D1004综采工作面顶板压力计算方法

D1004综采工作面顶板压力计算方法

山西吕梁襄矿环能国鼎煤业有限公司100102综采工作面顶板压力计算方法技术科2010-05-21100102综采工作面顶板压力计算方法本矿100102工作面采用ZF2800/16/24型液压支架管理顶板,每架支架上安设一台YHY60(A)型矿用本安数字压力计(量程0—60Mpa)进行计量。

为了进一步更好的利用压力计了解支架顶梁所承岩石质量,特出D1004采煤工作面支架选型依据及顶板压力计算方法:一、支架选型依据:1、依岩石重量法推算综采工作面支架设计支护强度W Z:Wz=H岩×r×K=17.6×25×1.2=528KN/m3=0.528MPa取Wz=0.53MPa式中:H岩—上覆岩层厚度(m)按8倍采高考虑即:2.2×8=17.6mr—岩石平均容重取25KN/m3K—老顶动载系数取1.22、底板比压验算泥岩底板允许比压为8.35MPa,而中间架和过渡架设计底板比压平均值为0.85MPa,显然工作面底板允许比压大于支架设计底板比压,故支架不会发生钻底现象。

3、依综采工作面支架支护强度确定支架工作阻力F=Wz×S=0.53×3.658=1939KN式中: F—支架工作阻力KNWz—支架支护强度(MPa)S—支架支护面积1.18×3.1=3.658m2ZF2800/16/24型液压支架工作阻力F=2800KN∵2800KN>1939KN∴所选支架的工作阻力符合要求。

D1004工作面液压支架主要技术参数二、顶板压力计算方法理论依据:P=F/S ①P—数字压力计所显示的压强值PaF—支架立柱上部所承载岩石的重量NS—支架立柱的缸径0.02m2F=mg ②g—重力加速度,取10m/s2由①、②得: P·S=mg即:m= P·S/g得 m=0.002P(注:式中各量单位均为国际单位制)当支架压力表显示24Mpa时m=0.002×24×106得:m=48000Kg=48t以上算出每个立柱所承载的岩石重量,所以支架所承岩石的重量为:m1=4×48=192t同理:当支架压力表显示25Mpa时得m2=200t附:支架压力表与支架上方所承岩石重量及质量对照表技术科2010-5-21。

采煤工作面顶板压力及采动压力传播范围预测

采煤工作面顶板压力及采动压力传播范围预测
O " 盯 +盯 s= = 0. 2+ 2: 2.2MPa 2 2
抗压强度 5 0 P , 3 M a采煤工作面沿伪倾斜走 向推进 , 使用 E T

30 / / 801 2 综 采 支架 支护 顶 板 , 6 7型 支护 强 度 为 0 6 P 。 .1 a M
() 3 计算 采煤工作面高峰压力 : 冲积层岩体高峰压力
度, 明确 工作标准和 奖罚标 准及激励 政策 , 科学地 编制 劳动 组织 、 合理安排各工 序的工 作时 间, 挥每位职 工的主 观能 发 动性 , 潜机械 、 挖 设备 的潜力 。
作者简介 孙延新(92 17 一) 男 ,93年毕业 于泰安煤 炭工 19
() 6加强后 路辅 助运输设备 的检 修质量 , 保证运 输设 备
简论 外塌 陷角 理 论 系统 与 其 他 矿压 理 论 的差 别 。
关键词 顶板显现压力 采动压力传播 范围 传播采 动压力值
d = G cia = 1. 2× snl  ̄= 1 3 ×0. 7= 0. 2MP ls n 3 i O .2 1 2 a
1 采 煤 工 作 面 基 本 参数 及 顶 板 压 力显 现 值 计 算 11 采煤 工作 面基 本 参 数 .
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27 第6 0年 期 0
夯堪差 斜技
5 5
采煤 工作 面 顶 板压 力及 采动 压 力传 播 范 围预 测
王 志杰
( 口矿业集 团有限公司工程建设公 司, 龙 山东 龙 口 250 ) 670
摘 要 根据外塌 陷角理论 系统公 式预测采煤工作面顶板压力显现值 , 出采动压力传播 范 围和 传播压力 大小的计算公 式, 提
" Oc= 般 = 1 3 g l矗 . 2× s 4  ̄=0. 3 a i 5 n 9 MP

污水处理基本计算公式

污水处理基本计算公式

污水处理基本计算公式水处理公式是我们在工作中经常要使用到的东西,在这里我总结了几个常常用到的计算公式,按顺序分别为格栅、污泥池、风机、MBR、AAO进出水系统以及芬顿、碳源、除磷、反渗透、水泵和隔油池计算公式,由于篇幅较长,大家可选择有目的性的观看。

格栅的设计计算一、格栅设计一般规定1、栅隙(1)水泵前格栅栅条间隙应根据水泵要求确定。

(2) 废水处理系统前格栅栅条间隙,应符合下列要求:最大间隙40mm,其中人工清除25~40mm,机械清除16~25mm。

废水处理厂亦可设置粗、细两道格栅,粗格栅栅条间隙50~100mm。

(3) 大型废水处理厂可设置粗、中、细三道格栅。

(4) 如泵前格栅间隙不大于25mm,废水处理系统前可不再设置格栅。

2、栅渣(1) 栅渣量与多种因素有关,在无当地运行资料时,可以采用以下资料。

格栅间隙16~25mm;0.10~0.05m3/103m3 (栅渣/废水)。

格栅间隙30~50mm;0.03~0.01m3/103m3 (栅渣/废水)。

(2) 栅渣的含水率一般为80%,容重约为960kg/m3。

(3) 在大型废水处理厂或泵站前的大型格栅(每日栅渣量大于0.2m3),一般应采用机械清渣。

3、其他参数(1) 过栅流速一般采用0.6~1.0m/s。

(2) 格栅前渠道内水流速度一般采用0.4~0.9m/s。

(3) 格栅倾角一般采用45°~75°,小角度较省力,但占地面积大。

(4) 机械格栅的动力装置一般宜设在室内,或采取其他保护设备的措施。

(5) 设置格栅装置的构筑物,必须考虑设有良好的通风设施。

(6) 大中型格栅间内应安装吊运设备,以进行设备的检修和栅渣的日常清除。

二、格栅的设计计算1、平面格栅设计计算(1) 栅槽宽度B式中,S为栅条宽度,m;n为栅条间隙数,个;b为栅条间隙,m;为最大设计流量,m3/s;a为格栅倾角,(°); h为栅前水深,m,不能高于来水管(渠)水深;v为过栅流速,m/s。

6米顶板压力计算

6米顶板压力计算

一次成巷顶板压力计算一、顶板最小支护强度:P≥m×r =2.5×23 =57.5kPa二、每米巷道锚杆及锚索需要承受的载荷:Q=P×B=57.5×6.5=356.5KN三、每米巷道锚杆提供的载荷:Q1=nχPmχa÷L=8χ100χ70%÷1.0=560KN四、每米巷道锚索悬吊支护提供的载荷:锚索采用直径φ17.8mm钢绞线制成,其工作载荷为:Q2=176KN若每2 m布置4根锚索,每米巷道锚索提供的载荷为:4Q2÷2=3×176÷2=352KN则每米巷道锚杆与锚索共同提供的载荷为:Q1+4Q2÷2=560+352=912KN>Q满足支护要求。

五、锚杆、锚索支护长度计算:L锚杆= L1 +L2+L3=0.1+0.8+0.7=1.6m 取2.0mS锚索= S1+ S2+ S3=0.2+3.0+1.4=4.6m 取5.2m式中:m —悬吊岩层厚度,m。

r —顶板岩层密度,kN/m3。

B —巷道宽度, m。

Pm —锚杆锚固力,100KN。

a —锚杆支护效率,70%。

L1—锚杆外露长度,m。

L2—锚杆悬吊长度, m。

L3—锚杆锚固长度, m。

S1—锚索外露长度, m 。

S2—锚索悬吊长度, m。

S3 —锚索锚固长度, m。

n —设计锚杆排数。

六、支护参数的确定:综合上述计算取锚杆及锚索参数如下:1、锚杆种类:φ20m m左旋螺纹钢树脂锚杆锚杆长度:2.0m 锚杆锚固力: ≥10 T.初锚力:≥5 T. 托盘种类:7mm碟形托盘(120mm×120mm)锚杆间距:1.0m 锚杆排距:1.0 m布置方式:矩形布置2、锚索种类:φ17.8mm钢绞线锚索长度: 5.2m锚索间距: 1.6 m 锚索排距:1.5m锚索初锚力:≥24Mpa.(80KN)锚索锚固力: ≥16T(48 Mpa)布置方式:两排矩形布置托盘种类:槽钢长0.4米3、锚固方式:1)锚杆: 树脂锚固剂2卷CK---2335树脂锚固剂(红色药卷)。

巷道顶板压力普氏理论计算公式推导

巷道顶板压力普氏理论计算公式推导

巷道顶板压力普氏理论计算公式推导
图1普氏围岩压力计算模型图2 自然平衡拱计算简图
1.自然平衡拱拱轴线方程的确定
为了求得硐顶的围岩压力,首先必须确定自然平衡拱拱轴线方程的表达式,然后求出硐顶到拱轴线的距离,以计算平衡拱内岩体的自重。

先假设拱周线是一条二次曲线,如图2所示。

在拱轴线上任取一点M(xy),根据拱轴线不能承受拉力的条件,则所有外力对M点的弯矩应为零。


由于拱脚很容易产生水平位移而改变整个拱的内力分布,因此普氏认为拱脚的水平推力T’必须
即作用在拱脚处的水平推力必须小于或者等于垂直反力所产生的最大摩擦力,以便保持拱脚的稳定。

此外,普氏为了安全,又将水平推力降低一半后,令T=qa1f/2,代入(a)式可得拱轴线方程为
当侧壁稳定时,x=a, y=b,可得b=a/f
2. 塌落拱面积计算
1
11110211023
0222a b -a b -3323a a a A ydx
x dx af
a x f af a a f f a f ==−−=∫∫
24a 23A A f ==总
3. 单位长度内荷载计算 2
413f a V A γγ==总。

顶板压力规律

顶板压力规律

顶板压力一般规律一、矿山压力及其显现矿井在开采之前,煤岩体普遍受到重力的作用,各个方面的受力是平衡的,表现不出压力现象,这种状态称为采前“原始应力状态”。

矿井在生产期间,随着采掘工作的进行,形成一定的空间,使顶板岩石悬露,从而破坏了地层原有的平衡稳定状态,岩石开始移动,发生变形,这种岩石活动所产生的力,叫矿山压力.它包括岩石的重力,构造运动的残余力,以及岩层受温度变化和水的浸湿的膨胀力等。

一般矿井岩层的重力是主要的。

由岩层自重作用而形成的矿山压力,其大小与开采深度及开采后悬露的岩层面积和厚度成比例,其发展变化与上覆岩层的运动发展密切相联系。

在矿山压力的作用下,造成顶板下沉、破碎、支架压坏、片帮、煤体变形等现象,称为矿山的压力显现.矿山压力显现是矿山压力作用的结果。

矿山压力的存在是绝对的,采动就有,但矿山压力的明显显现是相对的、有条件的,这是因为:(一)岩层明显的运动只是在矿山压力值达到能促使岩体进入塑性破坏阶段之后,它取决于岩体受力的大小与岩体自身的强度。

(二)支护受力只有在围岩明显运动后才会发生,受力值的大小取决于对岩层运动的抵抗程度。

由于矿山压力的显现而导致冒顶,对煤矿安全生产造成严重威胁。

因此,我们应对矿山压力及其显现予以高度重视,采取有效的措施,加强顶板管理,防止冒顶事故的发生。

二、顶板压力的一般规律从顶板表现出来的矿山压力最为明显,所以通常叫“顶板压力",又叫支架支承压力,影响工作面顶板压力的因素很复杂,它的压力变化的一般规律是:(一)顶板暴露面积越大,压力越大。

反之,压力就较小。

(二)顶板暴露时间越长,压力越大.因为顶板悬露时间越长,下沉量越大,因而发生离层和破碎,顶板压力就显著增加。

反之,顶板压力就小。

(三)顶板越松软、破碎,压力越大。

(四)巷道越宽,顶板压力越大。

根据测定计算,顶板压力与巷道宽度的平方成正比,也就是说,巷宽扩大二倍,顶板压力就会扩大四倍.(五)护巷煤柱越小,巷道所承受的压力越大。

22g101-3基础顶板受力筋计算

22g101-3基础顶板受力筋计算

22g101-3基础顶板受力筋计算基础顶板受力筋计算是混凝土结构设计中非常重要的一部分,它涉及到基础顶板的受力分析和筋材的选择,对于保证基础顶板的安全性和稳定性至关重要。

本文将从基础顶板受力分析入手,介绍基础顶板受力筋计算的步骤和方法,以及常见的注意事项和应用技巧。

一、基础顶板受力分析基础顶板受力分析是基础顶板受力筋计算的前提,只有了解基础顶板的受力情况,才能选择合适的受力筋,并进行有效的计算。

1.基础顶板受力情况基础顶板在使用过程中受到多种力的作用,主要包括自重、墙柱荷载、地震作用等。

在进行受力分析时,需要考虑这些受力因素,并综合考虑。

2.基础顶板受力分析方法基础顶板的受力分析可以采用静力分析的方法,按照力的平衡原理和受力构件的受力性质,分析受力情况。

其次,也可以采用有限元分析方法,通过软件模拟基础顶板在受力情况下的应力分布和变形情况,对受力进行分析。

通过受力分析,可以得到基础顶板在不同位置和方向上的受力情况,为后续的受力筋计算提供依据。

二、基础顶板受力筋计算基础顶板受力筋计算是根据基础顶板受力分析的结果,选择适当的受力筋,在满足安全性和稳定性的前提下,尽量减少筋材的使用量。

1.受力筋选取在进行受力筋计算时,首先要根据基础顶板的受力情况和构造特点,选择适合的受力筋的截面形状和尺寸。

一般来说,常用的受力筋有钢筋、预应力钢筋等,需要根据具体情况选择,并严格按照相关规范和要求进行。

2.受力筋计算方法受力筋的计算一般包括受力筋的截面面积计算和受力筋的数量计算。

对于截面面积的计算,可以根据基础顶板的受力情况和受力筋的特性,采用相关的计算公式或表格进行计算。

对于受力筋的数量计算,需要根据受力筋在基础顶板上的布置情况和受力分布情况,确定合理的受力筋的数量和布置方式。

三、基础顶板受力筋计算注意事项在进行基础顶板受力筋计算时,需要注意以下几个方面:1.安全性和稳定性优先。

在选择受力筋和进行计算时,必须优先保证基础顶板的安全性和稳定性,不能为了减少筋材的使用量而牺牲安全性和稳定性。

压力拱理论

压力拱理论

设地面房屋建筑基底压力为P 0,则作用在巷道顶板上的压力Q 为:202452BP tg Htg B H f BP G Q +⎥⎦⎤⎢⎣⎡⎪⎭⎫ ⎝⎛--=-+=ϕϕγ式中:G —巷道单位长度顶板上岩层所受的总重力(KN/m ) B —巷道宽度(m ),为2.6m f —巷道侧壁的摩阻力(KN/m ) H —巷道顶板的埋藏深度(m ) P 0—建筑物地基压力,取100KN/m 2γ、ϕ—分别为巷道顶板岩石容重和内摩擦角(KN/m 、°) 当H 达到某一深度时,顶板岩层恰好保持平衡,此时H 称为临界深度H 0,其值为:)245(2)245(4220220ϕϕγϕϕγγγ--++=tgtg tgtg P B B B H2、评判标准当H <H 0时,地基不稳定;(H 为巷道顶板的实际埋深,下同) H 0<H <1.5H 0时,地基稳定性差; H >1.5H 0时,地基稳定。

3、井巷顶板岩石力学参数庄屋煤矿区未打过钻孔,也未进行过岩石物理力学测试,故本次主要采用黄石市区域经验值(如下表)进行估算:4、计算结果及评价将以上各项参数代入公式求得临界深度H0=16.97m,而庄屋煤矿负33米平巷顶板距塘岩湾地面的实际深度(H)为80米左右,远远大于1.5 H0(1.5×16.97=25.46m),据此可确定庄屋煤矿负33米地下井巷对塘岩湾地基稳定不产生影响。

(二)采空区顶板破坏影响高度评估1、采空区顶板的破坏形式与分带性地下采空区形成后,由于平衡条件得到改变,采空区围岩应力重分布与调整,致使围岩产生不同形式的破坏。

其中采空区顶板在重力作用下,将发生弯曲、破裂、垮塌等地质变化,顶板破坏程度与岩体工程地质性质、采空区高度,及采矿方法相关,当矿体顶板岩层厚度大时,一般自下而上可形成三个破坏带:(1)冒落带:为采空区直接垮塌的部分,因岩石碎胀作用,当岩石碎块充填满采空区高度时,冒落带不再向上方发展;(2)裂隙带:位于冒落带上部,带内岩石产生断裂、分张、裂隙相互贯通,岩石破碎。

巷道的支护问题

巷道的支护问题

巷道顶板压力的分析计算与木材支护分析计算的理论是基于世界各个国家的标准来进行计算,并取最大值作为结果值,以保证安全问题。

围岩压力是变形压力和松动压力的组合,大部分压力(特别是变形压力)由围岩自身承担,只有少部分转移到支护结构上。

一、巷道矿压估算1.工程类比法(地质压力系数法)假定山岩压力为均匀分布,并且适用于H≤1.5(2a)的巷道。

P=S x×γ×2a其中:H-巷道高度,2mS X,S Z-山岩压力系数,取值0.15γ-围岩的容重,23kN/m3a-巷道跨度的一半,1mP=0.15×23×2=6.9kN/m22.根据围岩情况,选择顶压载荷高度为0.25m。

P=0.25×γ=0.25×23=5.75kN/m23.根据相关地压的经验数据和围岩的情况,可以得出顶板压力P=30kN/m2。

根据计算的结果,选取其中最大的值30kN/m2作为巷道的顶板的压力值。

二、木材支护由于坑木需要强度大,硬度高。

所以本矿选择Gelam树木作为支护的坑木。

每米巷道的支护密度为一架棚,承载的坑木为两根。

选用的坑木直径约为14cm,长度为230cm。

所以坑木所受的顶板压力为:F=P/(2S)=30/(2×3.14×0.07²)=974kN/m2。

根据相关的资料显示,Gelam树木的抗压强度为12Mpa,而Albasia的抗压强度为6Mpa。

所以Gelam木材满足要求,能够起到支护的作用,从而保证矿井的安全。

同时,这两种木材在矿井中都进行过实验,巷道支护完好,从未出现问题。

由此可以得出,矿井的木材支护是能充分保证安全的,矿井各个系统配套合理,可以进行工作。

水处理设施设计计算公式汇总

水处理设施设计计算公式汇总

水处理各处理单元计算公式汇总水处理公式是我们在工作中经常要使用到的东西,在这里我总结了几个常常用到的计算公式,按顺序分别为格栅、污泥池、风机、MBR、AAO进出水系统以及芬顿的计算,大家可有目的性的观看。

格栅的设计计算一、格栅设计一般规定1、栅隙(1)水泵前格栅栅条间隙应根据水泵要求确定。

(2)废水处理系统前格栅栅条间隙,应符合下列要求:最大间隙40mm,其中人工清除25~40mm,机械清除16~25mm。

废水处理厂亦可设置粗、细两道格栅,粗格栅栅条间隙50~100mm。

(3)大型废水处理厂可设置粗、中、细三道格栅。

(4)如泵前格栅间隙不大于25mm,废水处理系统前可不再设置格栅。

2、栅渣(1)栅渣量与多种因素有关,在无当地运行资料时,可以采用以下资料。

格栅间隙16~25mm;0.10~0.05m3/103m3(栅渣/废水)。

格栅间隙30~50mm;0.03~0.01m3/103m3(栅渣/废水)。

(2)栅渣的含水率一般为80%,容重约为960kg/m3。

(3)在大型废水处理厂或泵站前的大型格栅(每日栅渣量大于0.2m3),一般应采用机械清渣。

3、其他参数(1)过栅流速一般采用0.6~1.0m/s。

(2)格栅前渠道内水流速度一般采用0.4~0.9m/s。

(3)格栅倾角一般采用45°~75°,小角度较省力,但占地面积大。

(4)机械格栅的动力装置一般宜设在室内,或采取其他保护设备的措施。

(5)设置格栅装置的构筑物,必须考虑设有良好的通风设施。

(6)大中型格栅间内应安装吊运设备,以进行设备的检修和栅渣的日常清除。

二、格栅的设计计算1、平面格栅设计计算(1)栅槽宽度B式中,S为栅条宽度,m;n为栅条间隙数,个;b为栅条间隙,m;为最大设计流量,m3/s;a为格栅倾角,(°);h为栅前水深,m,不能高于来水管(渠)水深;v为过栅流速,m/s。

(2)过栅水头损失如式中,h0为计箅水头损失,m;k为系数,格栅堵塞时水头损失增大倍数,一般采用3;ζ为阻力系数,与栅条断而形状有关,按表2-1-1阻力系数ζ计箅公式计算;g为重力加速度,m/s2。

什么是顶板压力

什么是顶板压力

屋顶压力是多少
在掘进巷道之前,地下的岩层或煤层是实体的,上部岩层的重量
压在下部岩层上,处于平衡状态。

这时候岩体不变形,也不会移动。

我们在煤层或岩层中掘进一条巷道后,巷道顶部的岩层就要往下落,
这个顶部岩层的重量就压在巷道的两帮上(叫做支承压力),就像盖房
子用的水泥预制板搭在两堵砖墙上一样。

如果巷道断面小,而顶板岩
层又坚硬,这个“预制板”(顶板)一时还不会垮落;如果巷道断面大,顶板岩层比较松软、层理又明显,这个“预制板”就会发生离层和弯
曲下沉,老工人叫“顶板有劲”了;要是不用支架.式采用其他办法
支护住,最后就要断裂、破坏,冒落下来。

由于采矿活动,巷道和采
煤工作面周围的此类岩体,以及在支架上所引起的力,叫做“矿山压力”,人们习惯称为顶板压力。

掘出的巷道如不支护,顶板就要冒落,冒顶会不会越冒越高呢?在
回答这个问题之前,我们先来看看有些农村的窑洞吧。

在黄土高原土
质致密的地方,人们往往在向阳坡掏成半圆顶窑洞居住,窑洞里不支护,上面的黄土层多少年也不会塌落。

井下巷道也是这样,当顶板冒
成“拱”的形状(有的软岩层可能冒成“窝头状”),就自然平衡不再
往高处冒了,形成了自然平衡拱。

此时,顶板压力通过圆拱传递到巷
道两侧,就好像一座石拱桥,桥上的物体重量是由两边桥基来承担一样。

这个拱可以保持比较长时间的稳定,因此巷道支架所承受的压力,主要是拱内破碎岩石的重量。

这种情况,在煤炭科学理论上叫做“自
然平衡拱假说”。

污水处理基本计算公式

污水处理基本计算公式

污水处理基本计算公式水处理公式是我们在工作中经常要使用到的东西,在这里我总结了几个常常用到的计算公式,按顺序分别为格栅、污泥池、风机、MBR、AAO进出水系统以及芬顿、碳源、除磷、反渗透、水泵和隔油池计算公式,由于篇幅较长,大家可选择有目的性的观看。

格栅的设计计算一、格栅设计一般规定1、栅隙(1)水泵前格栅栅条间隙应根据水泵要求确定。

(2) 废水处理系统前格栅栅条间隙,应符合下列要求:最大间隙40mm,其中人工清除25~40mm,机械清除16~25mm。

废水处理厂亦可设置粗、细两道格栅,粗格栅栅条间隙50~100mm。

(3) 大型废水处理厂可设置粗、中、细三道格栅。

(4) 如泵前格栅间隙不大于25mm,废水处理系统前可不再设置格栅。

2、栅渣(1) 栅渣量与多种因素有关,在无当地运行资料时,可以采用以下资料。

格栅间隙16~25mm;0.10~0.05m3/103m3(栅渣/废水)。

格栅间隙30~50mm;0.03~0.01m3/103m3(栅渣/废水)。

(2) 栅渣的含水率一般为80%,容重约为960kg/m3。

(3) 在大型废水处理厂或泵站前的大型格栅(每日栅渣量大于0.2m3),一般应采用机械清渣。

3、其他参数(1) 过栅流速一般采用0.6~1.0m/s。

(2) 格栅前渠道内水流速度一般采用0.4~0.9m/s。

(3) 格栅倾角一般采用45°~75°,小角度较省力,但占地面积大。

(4) 机械格栅的动力装置一般宜设在室内,或采取其他保护设备的措施。

(5) 设置格栅装置的构筑物,必须考虑设有良好的通风设施。

(6) 大中型格栅间内应安装吊运设备,以进行设备的检修和栅渣的日常清除。

二、格栅的设计计算1、平面格栅设计计算(1) 栅槽宽度B式中,S为栅条宽度,m;n为栅条间隙数,个;b为栅条间隙,m;为最大设计流量,m3/s;a为格栅倾角,(°); h为栅前水深,m,不能高于来水管(渠)水深;v为过栅流速,m/s。

22g101-3基础顶板受力筋计算

22g101-3基础顶板受力筋计算

22g101-3基础顶板受力筋计算基础顶板是指建筑物中地面以上结构的楼板,它承受着来自上部结构、自身重力以及其他荷载的作用力。

在基础顶板中,受力筋扮演着关键的角色,它们起着支撑和加固的作用,确保基础顶板能够承受各种力的作用。

下面我们来详细了解一下基础顶板受力筋的计算。

1.首先,要明确基础顶板的设计荷载。

具体的设计荷载包括:自身重力、活荷载、风荷载、地震荷载等。

这些荷载会根据具体的建筑物类型和使用情况进行计算。

当我们获得了设计荷载后,可以根据相关规范和计算公式来确定基础顶板所受力的大小和分布。

2.然后,需要确定基础顶板的几何尺寸。

基础顶板的几何尺寸直接影响着受力筋的布置和数量。

一般来说,基础顶板的厚度、长度和宽度会根据设计需求和结构要求来确定。

在确定好几何尺寸后,可以进一步计算出基础顶板的截面面积,以及受力筋的布置方式。

3.接下来,需要计算基础顶板的弯矩和剪力。

弯矩是指应力在横截面上的偏离力矩,而剪力是指垂直于横截面平面的内力。

这两个参数是基础顶板受力筋计算的基础。

常用的计算方法有力矩法、剪力法和位移法等。

4.根据计算出的弯矩和剪力,可以使用受力筋的强度和弹性模量来计算所需的受力筋数量和尺寸。

一般来说,受力筋的数量和尺寸应满足建筑设计规范的要求,并且能够满足基础顶板在使用过程中的安全性和可靠性。

5.最后,需要绘制出基础顶板的受力筋布置图。

受力筋的布置要符合规范要求,不仅要保证强度和刚度的要求,还要考虑施工的方便性和经济性。

在绘制布置图时,要标注出受力筋的位置、数量、直径等信息,以便工程施工和验收。

基础顶板受力筋的计算是建筑设计中非常重要的一部分。

它直接关系着基础顶板的安全性、可靠性以及整个建筑物的使用寿命。

因此,必须要按照相关规范和设计要求进行准确计算,并且在施工过程中要注意加固和检查受力筋的质量和连接性能,以确保基础顶板的正常使用和安全运行。

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顶板管理:
1、工作面顶板管理:采用木柱联合工作面煤柱支护。

2、垮落步距计算::
21/28.355cos 5.2)135.1/(8.0cos )1/(m t kp h Pt =⨯⨯-=⨯⨯-=αγ
由于采仰斜短壁后退式开采,采后空间由木柱联合工作面煤柱支护,可按固定梁计算,直接顶抗拉强度按R t =7.0Mpa 计算,则初次垮落步距: m qco R h L t 6.1857
.0045.0728.0s 21=⨯⨯⨯==α>13m (回采最大控顶宽度)不会直接顶发生顶板垮落。

Q=γ×r=0.025×0.8=0.02直接顶发生顶板垮落。

二、顶板压力计算:(经过矿压观测的可用观测数据)
1、采用经验公式计算:
Pt = h/(kp-1)×γ×cos α
= 0.8/(1.35-1)×2.5×cos55°
=3.28 t/m 2
式中:Pt —每平方米所承受顶板压力 (t/m 2);
h —煤层厚度 (取最大值1m ) (m )
kp — 碎胀系数, 取1.35
γ— 顶板岩石重力密度,t/m 3, 可取2.5t/m 3
α— 煤层倾角 (° )
2、木柱直径选择
D =(1.1~1.25)80
=(1.1~1.25)80
=9.8~11.2(cm)D取12cm
式中:D—木柱直径(cm);
L—木柱长度(cm)。

3、木支柱实际支撑力计算
(1)木支柱理论支撑力计算
R≥fc×A
R≥0.143×3.14×62
R≥16.1t/根
式中:R—每根木柱理论支撑力(t/根)
fc—0.143 (t/cm2) (按柞木、桦木TB15等级选取)A—木柱截面积(㎝2);
(2)木支柱修正计算公式
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
=0.6×0.7×0.7×1.0×0.80×16.1
=3.78t/根
式中:R—支柱额定工作阻力,(t/根);
Rt—支柱实际支撑力,(t/根);
Kg—工作阻力影响系数,取0.6
Kz—增阻系数,取0.7
Kb—不均匀系数,取0.7
Kh—采高系数,取1.0
Ka—倾角系数,取0.80
(3)工作面合理支柱密度计算:
n = Pt/Rt =3.28/3.78=0.0.867根/m2
式中:n—支柱密度,根/m2
Rt—支柱实际支撑能力,(t/根)。

(4)支护间排距确定
W=1/AB =1/(1.0×1.0)=1 (根/m2) W>n 式中:W—密集系数(根/m2)
A—间距(m)
B—排距(m)
三、支柱布置方式:
(1)布置方式:走向及倾向均平行排列(2)走向排距:1.0m (3)倾斜排距:1.0 m (4)迎山角度:7-8度(4)支柱规格:Φ≥120mm圆木
四、工作面支护:
工作面5排5柱管理,支柱要有支柱窝150—200mm,支柱要有7°--8°的迎山角。

五、顶板管理:
顶板管理方法采用木柱支护顶板。

六、上、下巷维护:
上巷超前20米加强支护,10米双排,10米单排,下巷维护采用护帮锚索。

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