煤矿巷道掘进支护设计VIP

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、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。,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。,式中U0无采动影响阶段巷道顶底板移近量，由图2-6-31a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2-6-31b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2-6-31c查对；U2受下区段工作面二次采动影响巷道顶底板移近量，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。,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。,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,计算跨度之半式中，a-巷道宽度之半mh-巷高，m-岩石内摩擦角。对粘土及破碎松散岩石式中:f-普氏系数。RC-折减后抗剪强度，-岩石容重，H-巷道埋深。,按岩石抗压强度计算R30MPa，f=R/60R/80塌落拱高b=a1/f(m)（2-6-3）垂直岩压Q=a1b（2-6-4）侧壁岩压p=h(b+h/2)tg2(450一/2)（2-6-5）,（2）圆形断面弹性理论公式径向应力（2-6-6）切向应力（2-6-7）剪切应力（2-6-8）式中，-极坐标辐射角，-侧压力系数，-泊松比。,（3）圆形断面弹塑性理论公式（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=SZb，PX=SXH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。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。注支护安全系数1.2;12#矿工钢3.2m跨度时梁承载能力123.48KN/根，11#、12#表示11#矿工钢、12#矿工钢对棚支架型式。,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,注1.巷帮锚杆基本支护形式与主要参数视地应力、巷帮煤（岩）强度、节理状况、护巷煤柱尺寸、巷道断面等因素，参照顶板锚杆确定；2对于复合顶板、破碎围岩、易风化、潮解、遇水膨胀围岩，可考虑在基本支护形式基础上增加锚索加固或注浆加固、封闭围岩等措施；3“顶板较完整”指节理、层理分级的、，“顶板较破碎”指、级，如7-7所示。,表2-6-12节理、层理发育程度分级,（2）理论计算法按悬吊理论锚杆长L可由下式计算（2-6-10）式中L1锚杆外露长度，一般取L10.15m；L2锚杆有效长度，m；L3锚杆锚固长度，由拉拔试验确定，m。,当直接顶需要悬吊的范围易于划定时，L2应大于或等于它们的厚度。巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大于或等于松动破碎区的高度：（2-6-11）式中RMRCSIR地质力学分级岩体总评分；B巷道宽度，m。,用普氏自然平衡拱理论确定松动破碎区的高度时，L2应等于普氏免压拱的高度：当f3时（2-6-12）当f2时（2-6-13）式中f普氏岩石坚固性系数，h巷道掘进高度，m；岩体内摩擦角，（0）。,根据杆体承载力与锚固力等强度原则计算杆体直径D(mm)：（2-6-14）式中由拉拔试验确定的锚固力，kN；t杆体材料的抗拉强度，MPa。,根据每根锚杆悬吊的岩重，计算锚杆的间排距s1、s2（m），通常按锚杆等距排列：（2-6-15）式中K锚杆安全系数，一般取K1.52；岩石体积力，kN/m3。,按组合梁理论计算：（2-6-16）式中K1安全系数，一般取K135；q均布载荷，kN/m。在考虑了岩层蠕变的影响及顶板各岩层间摩擦作用的影响后：（2-6-17）式中x原岩水平应力，MPa；反映与梁应力和弯曲有关的各岩层间摩擦作用的慣性矩折减系数（表2-6-13）。,表2-6-13由组合梁岩层数目决定的系数数值根据组合梁的抗剪强度，计算锚杆的间排距s1、s2（m），通常按锚杆等距排列：（2-6-18）式中杆体材料抗剪强度，MPa；K2顶板抗剪安全系数，一般取K236。,（3）系统设计法对于大量工程岩石力学问题，只有少数能得到解析解，这一方面是由于岩体的非匀质、各向异性等特征，造成岩体本构关系的非线性，以及控制偏微分方程的非线性。另一方面，边界条件常常不能表示为简单的数学函数。因此，当力学模型建立之后，设计分析和反馈分析阶段通常要采用数值方法得出近似解。利用有限元法、有限差分法、边界元法和离散元法等工程数值方法，使我们有可能选择更精确的力学模型处理锚固体的复杂力学特征，例如，非线性、非匀质性、各向异性和时变性等。也有可能解决复杂的巷道锚杆支护中的工程问题，例如，分步开挖、复杂几何形状、地下水作用、采动影响等问题。,我国巷道锚杆支护系统设计的基本思想是认为地质调查、设计、施工、监测、信息反馈等是相互关联、制约和影响的有机整体，巷道支护系统是一个复杂的系统工程。系统设计方法包括6个基本部分：地质力学评估，主要是围岩应力状态和岩体力学性质评估。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。