礦山壓力與巖層控制課程設計.doc

1、中國礦業(yè)大學礦業(yè)工程學院礦山壓力與巖層控制課程設計 姓 名： 班 級 學 號： 指導老師：吳 鋒 鋒 2015.6.22目錄礦山壓力與巖層控制課程設計21 課程設計的目的22 課程設計的內容23 課程設計資料23.1 工作面地質條件23.2 工作面生產技術條件43.3 其它參數(shù)4一依據(jù)巖層控制的關鍵層理論，確定主、亞關鍵層位置；5二計算直接頂初次跨落步距，老頂初次斷裂步距，老頂周期來壓步距92.1直接頂初次跨落步距：92.2老頂初次斷裂步距如下：102.3老頂初次斷裂步距如下：12三:結合三鉸拱平衡理論，計算上覆巖層“三帶”中垮落帶高度；121：什么是三鉸拱平衡理論？12四：依據(jù)液壓支架選型原

2、則及步驟，考慮大采高綜采、綜采放頂煤（采煤機割煤高度2.5m）開采2種條件，分別計算頂板壓力大小，進行液壓支架工作的合理選型，畫出支架簡圖；131 液壓支架的基本形式132.1 頂?shù)装逍再|142.2 煤層條件152.3 經濟成本16五：假定回采巷道選用錨網(wǎng)支護，理論計算確定錨桿的型號、間排距及支護方案簡圖。19礦山壓力與巖層控制課程設計1 課程設計的目的礦山壓力與巖層控制課程設計是礦山壓力與巖層控制采礦專業(yè)主干課程的一個重要實踐環(huán)節(jié)。通過課程設計使學生了解和掌握礦山壓力與巖層控制的研究方法，加深對課程知識的理解，為以后的畢業(yè)設計及礦壓理論研究奠定基礎，使學生具備運用該方法解決采礦工程實際問題的

3、能力。2 課程設計的內容結合某一給定回采工作面的地質及生產技術條件，設計完成以下內容，并配有必要的圖表。2）依據(jù)覆巖巖性特征，采用力學分析計算直接頂初次垮落步距，老頂初次斷裂步距，老頂周期來壓步距；3）結合三鉸拱平衡理論，計算上覆巖層“三帶”中垮落帶高度；4）依據(jù)液壓支架選型原則及步驟，考慮大采高綜采、綜采放頂煤（采煤機割煤高度2.5m）開采2種條件，分別計算頂板壓力大小，進行液壓支架工作的合理選型，畫出支架簡圖；5）假定回采巷道選用錨網(wǎng)支護，理論計算確定錨桿的型號、間排距及支護方案簡圖。3 課程設計資料3.1 工作面地質條件某綜采工作面井下位置西為東四輔撤運輸巷，北為正在掘進的另一工作面，南

4、為另一工作面采空區(qū)，東為礦界，工作面之間留有60m的煤柱。所采煤層為3#煤層，煤體黑色，條帶狀結構，中部夾0.2m厚泥巖，賦存穩(wěn)定，變異系數(shù)為0.08%，可采指數(shù)為1.0。煤的容重1.46t/m3，煤質普氏硬度12，蓋山厚度292480m。煤層底板標高 488624m，地面標高 7801104m。工作面所采煤層厚度4.566.83m，平均6.30m，煤層傾角為114，平均5。工業(yè)儲量6439345.35t，可采儲量6246165t。依據(jù)該工作面鉆孔數(shù)據(jù)，煤層上方偽頂為黑色炭質泥巖，層厚為0.20m；直接頂為灰黑色層理發(fā)育的砂質泥巖，層厚2.43m；老頂為淺灰色的堅硬中粒砂巖，成份以石英，長石為

5、主，層厚7.10m；直接底為灰黑色砂質泥巖，中厚層狀，有斜節(jié)理，含云母碎片，中夾薄層細砂巖，層厚2.80m；老底為黑灰色泥巖，有節(jié)理，質不堅硬，局部夾薄層狀砂泥巖、粉砂巖，層厚7.52m。工作面上覆巖層及其物理力學參數(shù)如表1所示。表1 覆巖巖層其物理力學參數(shù)巖層序號巖性厚度/m彈性模量/mpa抗壓強度/mpa抗拉強度/mpa體積力（n/m3）c30砂質泥巖6.640.869.85.9727280c29細粒砂巖0.765.180.57.127640c28砂質泥巖6.740.869.85.9727280c27砂巖層20.0568.7584.64.83527630c26砂質泥巖6.140.869.8

6、5.9727280c25細粒砂巖165.180.57.127640c24泥巖0.81836.72.527420c23砂質泥巖4.740.869.85.9727280c22細粒砂巖2.965.180.57.127640c21泥巖1.151836.72.527420c20砂質泥巖2.4540.869.85.9727280c19細粒砂巖0.965.180.57.127640c18泥質砂巖340.869.85.9727280c17細粒砂巖1.8565.180.57.127640c16泥巖1.41836.72.527420c15砂質泥巖1.240.869.85.9727280c14細粒砂巖1.6565.

7、180.57.127640c13泥質砂巖1.540.869.85.9727280c12泥巖11836.72.527420c11砂質泥巖1.540.869.85.9727280c10細粒砂巖1.565.180.57.127640c9砂質泥巖11.3540.869.85.9727280c8中粒砂巖3.572.488.76.5727620c7砂質泥巖15.140.869.88.9727280c6砂質泥巖540.869.85.9727280c5細粒砂巖2.165.180.57.127640c4泥巖6.11836.72.527420c3中粒砂巖7.172.488.76.5727620c2砂質泥巖2.63

8、40.869.85.9727280c13號煤6.38.417.550.73155303.2 工作面生產技術條件工作面順槽沿煤層底板布置，設計為矩形斷面，采用錨網(wǎng)支護方式，斷面大小均為5.03.8m。切眼為8.53.8m的矩形斷面。工作面采用全部機械化的走向長壁大采高后退式自然垮落綜合機械化采煤方法。工作面設計采高為6.0m。3.3 其它參數(shù)老頂及其上附加巖層的碎脹系數(shù)，可取為1.151.33；直接頂碎脹系數(shù)，可取為1.331.50。也可參照礦山壓力與巖層控制教材中的相關參數(shù)取值。一依據(jù)巖層控制的關鍵層理論，確定主、亞關鍵層位置；將對巖體局部或直至地表的全部巖體的運動起控制作用的堅硬巖層稱為關鍵

9、層, 前者稱為亞關鍵層, 后者稱為主關鍵層;關鍵層判別方法分為以下3個步驟進行:.第1步, 由下往上確定覆巖中的堅硬巖層位置. 此處的堅硬巖層非一般意義上的堅硬巖層, 它是指那些在變形中撓度小于其下部巖層, 而不與其下部巖層協(xié)調變形的巖層. 假設第 1 層巖層為堅硬巖層, 其上直至第 m 層巖層與之協(xié)調變形, 而第 m+ 1 層巖層不與之協(xié)調變形, 則第 m + 1 層巖層是第 2 層堅硬巖層. 由于第 1 層至第 m 層巖層協(xié)調變形, 則各巖層曲率相同, 各巖層形成組合梁, 由組合梁原理可導出作用在第 1 層硬巖層上的載荷為q1xm=e1h31i=1mhii/i=1meih3i (1)式中:

10、 q1 ( x ) m為考慮到第m層巖層對第1層堅硬巖層形成的載荷; hi , i , ei分別為第i巖層的厚度、容重、彈性模量( i = 1, 2, , m) .考慮到第m + 1層對第1層堅硬巖層形成的載荷為q1xm+1=e1h31i=1m+1hii/i=1m+1eih3i (2)由于第 m + 1 層為堅硬巖層, 其撓度小于下部巖層的撓度, 第 m + 1 層以上巖層已不再需要其下部巖層去承擔它所承受的載荷, 則必然有 q1xmq1xm+1 (3) 將式( 1) , ( 2) 代入式( 3) 并化簡可得 (4)式(4)即為判別堅硬巖層位置的公式.具體判別時,從煤層上方第1層巖層開始往上逐

11、層計算及當滿足式(4)則不再往上計算,此時從第1層巖層往上,第m+1層巖層為第1層硬巖層.從第1層硬巖層開始,按上述方法確定第2層硬巖層的位置,以此類推,直至確定出最上一層硬巖層(設為第n層硬巖層).通過對堅硬巖層位置的判別,得到了覆巖中硬巖層位置及其所控軟巖層組.。第2步,計算各硬巖層的破斷距.堅硬巖層破斷是彈性基礎上板的破斷問題,但為了簡化計算,硬巖層破斷距采用兩端固支梁模型計算,則第k層硬巖層破斷距l(xiāng)k可由下式計算 (k= 1,2,n), (5)式中:hk為第k層硬巖層的厚度,m;rk為第k層硬巖層的抗拉強度,mpa;qk為第k層硬巖層承受的載荷,mpa.由式(1)可知,qk可按下式確定

12、由于表土層的彈性模量可視為0,設表土層厚度為h,容重為c,則最上一層硬巖層即第n層硬巖層上的載荷可按下式計算 (k= 1,2,n-1) . (6)式(6),(7)中,下標k代表第k層硬巖層;下標j代表第k層硬巖層所控軟巖層組的分層號;mk為第k層硬巖層所控軟巖層的層數(shù);ek,j,hk,j,ck,j分別為第k層硬巖層所控軟巖層組中第j層巖層彈性模量、分層厚度及容重,單位分別為gpa,m,mn/m3.當j= 0時,即為硬巖層的力學參數(shù).例如e1,0,h1,0,c1,0分別為第1層硬巖層的彈性模量、厚度及容重,e1,1,h1,1,c1,1分別為第1層硬巖層所控軟層組中第1層軟巖的彈性模量、厚度及容重

13、.第3步,按以下原則對各硬巖層的破斷距進行比較,確定關鍵層位置.1)第k層硬巖層若為關鍵層,其破斷距應小于其上部所有硬巖層的破斷距,即滿足lklk+1(k= 1,2,n-1) . (8)2)若第k層硬巖層破斷距l(xiāng)k大于其上方第k+1層硬巖層破斷距,則將第k+1層硬巖層承受的載荷加到第k層硬巖層上,重新計算第k層硬巖層的破斷距.若重新計算的第k層硬巖層的破斷距小于第k+1層硬巖層的破斷距,則取lk=lk+1.說明此時第k層硬巖層破斷受控于第k+1層硬巖層,即第k+1層硬巖層破斷前,第k層硬巖層不破斷,一旦第k+1層硬巖層破斷,其載荷作用于第k層硬巖上,導致第k層硬巖隨之破斷.這一現(xiàn)象在文獻2的數(shù)

14、值模擬研究中得到了證實,限于篇幅,在此不作詳細介紹.3)從最下一層硬巖層開始逐層往上判別lklk+1時重新計算第k層硬巖層破斷距.例如,假設由第1,2步確定出覆巖中有3層硬巖層,各自破斷距分別為l1,l2,l3, 具體計算過程如下27280*2.63=71.7(kpa)=7.46kpa按兩端固支梁分別計算c2，c3巖層的破斷距：33.9m40.4m （由下面計算可知）所以c3為關鍵層。196.102kpa313.88kpa356.84kpa404.87kpa142.63kpa按兩端固支梁分別計算c3，c7巖層的破斷距：40.4m 60.4m（由下面計算可知，且由下面可知c7關鍵層負載只到c(2

15、6）所以c7為關鍵層。=411.928kpa497.60kpa565.55kpa593.57kpa621.40kpa同理可求640.26kpa，668.40kpa，698.48kpa，720.77kpa，747.01kpa，780.62kpa，832.33kpa，849.13kpa，892.16kpa，913.51kpa，960.69kpa，1026.40kpa，1040.87kpa，1058.85kpa，1120.11kpa，420.20kpa。按兩端固支梁分別計算c7，c27巖層的破斷距：60.4m65.8m （由下面計算可知）所以c27為關鍵層。553.98kpa720.80kpa同理7

16、39.70kpa，897.26kpa所以c27為主關鍵層，c3，c7為亞關鍵層。二計算直接頂初次跨落步距，老頂初次斷裂步距，老頂周期來壓步距2.1直接頂初次跨落步距：（1）：什么叫直接頂垮落步距？煤層開采后，將首先引起直接頂?shù)目迓?。回采工作面從開切眼開始向前推進，直接頂懸露面的增大，當達到其極限跨距時開始跨落。直接頂?shù)牡谝淮未竺娣e垮落稱為直接頂初次垮落。直接頂初次垮落的標志是：直接頂垮落高度超過1-1.5m,范圍超過全工作面長度的一半。此時直接頂?shù)目迓洳骄啵?煤層開采之后將首先引起直接頂?shù)目缏浠夭晒ぷ髅嫦蚯巴七M的過程，直接頂懸露面積過大，當達到極限跨距的時候開始跨落。直接頂?shù)牡谝淮未竺娣e的跨落

17、叫做直接頂初次跨落。直接頂?shù)某醮慰缏洳骄嗟挠嬎憧梢越梃b頂板跨落步距的計算公式，按固支梁計算，即 （2-1） 又由題目可知，直接頂?shù)暮穸萮=2.43m，直接頂上承載的載荷q=71.7kpa;直接頂?shù)臉O限抗拉強度rt=5.97mpa,可得直接頂?shù)某醪娇缏洳骄啵?l1= 31.36m （2-2）2.2老頂初次斷裂步距如下：（1）：什么叫老頂?shù)某醮螖嗔巡骄?？老頂達到初次斷裂時的跨距稱為極限垮落步距，也稱為初次斷裂步距。（補充條件：工作面的長度180米，根據(jù)記錄其他工作面的老頂?shù)淖畲髴翼攲挾纫话阍?0米左右。）由上面條件可知，工作面長度與老頂?shù)膽翼攲挾鹊谋戎荡笥?，所以可以認為，老頂?shù)氖橇菏狡茢嘈问剑?/p>

18、具體計算過程如下：老頂?shù)牧菏綌嗔褧r的極限跨距可用材料力學的方法求得，如圖下圖所示：已知梁內任意一點的正應力為： 式中，m該點所在的斷面彎矩 y該點離斷層中性軸的距離 對稱中性軸的斷面距。根據(jù)固定梁的計算，最大彎矩發(fā)生在梁的兩端，。因此，該處的最大拉應力為： 當時，即巖層在該處的正應力達到該處的抗拉強度極限，巖層在該處拉裂。為此，這種梁斷裂時的極限跨距為： 又由表可知，老頂厚度h=7.1m，抗拉強度極限 ，老頂?shù)妮d荷集度 可得老頂?shù)臉O限跨距為 l1t=40.45m2.3老頂初次斷裂步距如下： 根據(jù)以往的文獻資料，老頂?shù)闹芷趤韷翰骄嘁话愣际前蠢享數(shù)膽冶凼秸蹟鄟泶_定：根據(jù)材料力學，。此時最大彎矩（l

19、為懸臂梁的極限跨距),y取（h為巖層厚度），取極限抗拉強度時，則： 它與老頂?shù)某醮螖嗔褧r的極限跨距相比，則周期來壓相當于老頂初次斷裂步距的。所以老頂?shù)闹芷趤韷翰骄啵?l=16.5m三:結合三鉸拱平衡理論，計算上覆巖層“三帶”中垮落帶高度；1：什么是三鉸拱平衡理論？假定垮落的頂板巖層厚度最大為充滿采空區(qū),垮落帶巖層最大高度為 (7)式中:m為采高,m;kp為頂板巖層的碎脹系數(shù);hm為頂板垮落高度,m.工作面采高加大將導致頂板垮落帶高度增大,從而使長壁開采時工作面的平時強度增加.但上述公式形成的背景都是在普通采高的條件下,公式沒涉及到大采高也沒考慮到工作面長度的影響.認為開采之后直接頂全部跨落，則

20、跨落帶的高度為 且 其中kp可取1.11.5之間的數(shù)；在這里我們取1.38煤層厚度m=6.30m，kp=1.38 可得開采之后跨落帶的高度： h1=16.59m四：依據(jù)液壓支架選型原則及步驟，考慮大采高綜采、綜采放頂煤（采煤機割煤高度2.5m）開采2種條件，分別計算頂板壓力大小，進行液壓支架工作的合理選型，畫出支架簡圖；1 液壓支架的基本形式（1）支撐式液壓支架：頂梁較長，一般超過 4 m 左右，立柱垂直于底座，有較強的支撐力。（2）掩護式液壓支架：頂梁較短，一般不超過 3.5 m，帶有掩護梁，分隔采空區(qū)和作業(yè)空間，立柱呈傾斜分布，作業(yè)空間和通風斷面較大。（3）支撐掩護式液壓支架：有上述兩種支

21、架的特點，采用四連桿機構，更好地承受頂板水平推力及扭轉分力，對圍巖既有強的支撐、切頂作用，又有較好的掩護、隔離作用，但價格較前兩者昂貴。2 ：液壓支架選型的基本依據(jù)及原則進行液壓支架選型時，其基本依據(jù)是頂?shù)装逍再|、煤層條件和經濟成本等。2.1 頂?shù)装逍再|2.1.1 頂板一般情況下，根據(jù)直接頂?shù)念悇e和基本頂級別選擇架型。不同的直接頂和基本頂基本決定了所采用的液壓支架架型和工作方式。直接頂?shù)姆诸愑校翰环€(wěn)定頂板，中等穩(wěn)定頂板，穩(wěn)定頂板，堅硬頂板?；卷敿墑e：級頂板（周期來壓不明顯）、級頂板（周期來壓明顯）、級頂板（周期來壓強烈）、級頂板（周期來壓極其強烈）。由上可知，直接頂?shù)念悇e和基本頂級別，兩者的

22、劃分都無嚴格的定量評定指標，因此按頂板性質分級來選擇架型不一定十分科學、嚴密。具體選用時可遵循下列原則：（1）對于基本頂周期來壓不明顯的中等穩(wěn)定或破碎頂板，可選用掩護式液壓支架；對于直接頂穩(wěn)定的頂板，可選用支撐式或撐掩護式液壓支架。（2）對于基本頂周期來壓強烈（級）、直接頂不穩(wěn)定或中等穩(wěn)定的頂板，可選用支撐掩護式液壓支架；對于直接頂穩(wěn)定或堅硬的頂板，可選用支撐掩護式液壓支架或支撐式液壓支架。此外，由于某些頂板條件比較特殊，故可采用多種形式的液壓支架，因此液壓支架架型的選擇既要以頂板性質作為依據(jù)，還應考慮頂板級別劃分的模糊性。在頂板類、級大致估定的條件下，宜側重于選用防護性能較好的液壓支架，如掩

23、護式支架或帶有護幫裝置的液壓支架。2.1.2 底板底板軟硬程度或強度大小，決定了底座結構形式和支承面積。底座是液壓支架的主要承載部件，它將頂板壓力傳至底板。其結構形式分為以下幾種：（1）整體剛性結構。用鋼板焊接成箱形結構，底部封閉，強度高，穩(wěn)定性好，對底板比壓小，但排矸性差。適用于底板較松軟、采高與傾角較大及穩(wěn)定頂板等條件。（2）分式剛性結構。左右對稱，座箱上部用過橋或箱形結構固定連接。底板不封閉，排矸性較好，對頂板適應性較好。（3）左右分體結構。兩個獨立而對稱的箱形結構，兩部分用鉸接過橋或連桿連接，可在一定范圍內擺動，對不平底板適應性好，排矸性較好。2.2 煤層條件2.2.1 煤層厚度煤層厚

24、度是液壓支架選型的一項重要指標。煤層厚度及其變化情況決定了液壓支架的結構高度和伸縮范圍，采高和頂板性質直接決定了液壓支架的工作阻力或支護強度。（1） 液壓支架的工作阻力實質上是液壓支架在工作中能承受頂板的載荷，是衡量液壓支架支護性能的最主要的技術參數(shù)，可按下式計算：qzb（lc）式中：z 為支護強度；b 為支架中心距；l 為頂梁長度；c 為頂梁前端到煤壁距離。在液壓支架出廠代號中都明確地標有其工作阻力，如zz6000液壓支架（工作阻力為 6 000 kn）。（2）液壓支架最大高度的確定?？紤]到頂板有頂板冒落或可能局部冒落而壓住液壓支架，為保證立柱有一定的行程量，液壓支架最大高度應在煤層最大采高

25、基礎上，再加200 mm300 mm。（3）液壓支架最小高度的確定?？紤]到液壓支架上、下浮煤堆積影響，移架操作時支架立柱要有150 mm左右的回縮量等因素，液壓支架最小高度應在煤層最小采高基礎上再減200 mm300 mm。選型原則：對于薄煤層（采高小于1.3 m）開采，在液壓支架選型時應考慮通風斷面和作業(yè)空間較大的掩護式或支撐掩護式液壓支架。煤層厚度超過1.5 m 時，頂板對液壓支架有一定的水平和側向推力，這種情況下應優(yōu)先選用抗水平力和扭轉能力強的掩護式結構的液壓支架，而不宜用支撐式支架。煤層厚度超過2.5 m時，煤壁和懸頂部分頂板可能在礦壓作用或采煤機割煤時振動而引起的垮落，需要選用帶有護

26、幫裝置的液壓支架，一般多采用支撐掩護式支架。如果煤層厚度變化較大，由于雙伸縮立柱的行程范圍較大，能更好地適應這種煤層條件。對于煤層厚度大、煤層松軟或節(jié)理發(fā)育，因其不便于分層開采，煤層較破碎，在礦壓作用下易冒落，可選用放頂煤支架。2.2.2 煤層傾角煤層傾角主要影響液壓支架的穩(wěn)定性能。煤礦安全規(guī)程第67 條規(guī)定：煤傾角15時，液壓支架應采取防倒、防滑措施。2.2.3 瓦斯量瓦斯涌出量大的煤層，應考慮通風要求，優(yōu)先選用通風面積大的掩護式或支撐掩護式液壓支架。2.3 經濟成本在地質條件允許的情況下，液壓支架選擇范圍較大，且使用數(shù)量較多，此時應優(yōu)先考慮經濟型的液壓支架，以降低企業(yè)成本。在管理上做好液壓

27、支架的日常檢修和維護，可大大減少使用過程中的維檢資金，爭取最大的經濟效益。放頂煤條件下采用實測統(tǒng)計法計算支架支護強度q以煤層厚度與巖石體積力的乘積表示支架支護強度qq=knmq為支架支護強度，kpak為安全系數(shù)，k=1.2-1.5,如果支架工作阻力利用率按照75%考慮，k=1.33n為折算系數(shù)；n=9.768m-0.79m為煤層全厚，m=6.83為巖石體積力，=27kn/m3計算得 q=486.53mpa放頂煤條件下的支架高度計算如下：大采高條件下計算頂板壓力：實測統(tǒng)計法：老頂分級指標為老頂初次來壓平均當量pepe=241.3lnlf-15.5n+52.6hmlf為老頂初次來壓步距，lf=40.4mn為直接頂填充系數(shù)，n=hi/hm. hi為直接頂厚度；hm為煤層采高。計算得到：pe=1217.4所以老頂分級為b級，其沿米支護阻