小煤矿采煤工作面合理支护密度的计算.pdf

- 1 3 9 - 中国科技信息2 0 0 6 年第3 期 C H I N A S C I E N C E A N D T E C H N O L O G Y I N F O R M A T I O N F e b . 2 0 0 6 工 程 论 坛 式中f老顶与直接顶之间的摩擦因数，一般取0 . 3 Q 由老顶结构形式决定的摩擦力安全系数 老顶结构形式 类拱 拱梁 梁式 磨擦力安全系数Q 1 . 5 2 3 9 1 6 0 5 采面老顶结构形式为拱梁式, 取Q 2 α老顶周期来压完后的顶板下沉角 Sinα HMZ （1－ K）/C 式中K岩石碎胀系数，9 1 6 0 5采面取为1 . 3 9 1 6 0 5 采面S i n α [ 0 . 8 3 ＋2 . 7 （1 －1 . 3 ） ] / 1 2 0 . 0 0 2 P t 2 2 7 1 0 4＋2 . 7 2 . 5 1 04（9 ＋3 ）0 . 0 0 2 / （0 . 3 3 ） 2 7 . 3 6 1 0 4（N / m2） ③ 支护强度P t的计算 P t m a x { Pt 1, Pt 2} Pt 1 2 9 . 0 0 8 1 0 4N / m2 2 9 0 . 0 8 k N / m2 （2）支柱实际支撑能力计算 R t KgKzKbKhKαR 式中 K g支柱的工作系数 K z增阻系数 Kb不规则系数 K α倾角系数 Kh采高系数 R支柱额定工作阻力, K N 9 1 6 0 5 采面R 3 0 0 k N K g 0 . 9 9 Kz 0 . 9 5 Kb 0 . 9 Kh 1 Kα 1 R t KgKzKbKhKαR 0 . 9 9 0 . 9 5 0 . 9 1 1 3 0 0 2 5 3 . 9 5 K N 支密度n 1 Pt/ Rt 2 9 0 . 0 8 / 2 5 3 . 9 5 1 . 1 4 2 根/ m 2 2 、护密度的计算 在顶板力学参数不详的采场，护顶参数可依据下表直接顶的完 整性系数近似确定。 直接顶完整性u （u R uD uE）/ 3 式中u R顶板的单向抗压δ C对岩层质量的隶属度 u D分层厚度m对岩层质量的隶属度 u E节理裂隙间距f 对岩层质量的隶属度 而u R 0 . 3 1 2 （1 0δC） 0 . 2 6 9－1 u D 3 . 7 4 5 7 e － 1 . 4 5 8 7 / （d ＋ 1 ）－1 u E 3 . 7 4 5 7 e － 1 . 4 5 8 7 / （f ＋ 1 ）－1 单向抗强度各等级数值及其对应的参考岩性表 采煤工作面的冒顶事故，尤其是大面积的切顶事故，几乎都是 由于支护能力不足造成的。为此，在广大现场出现了增加支护密度 的现象，结果狭窄的工作空间更加拥塞，增加了大量的支护工作 量，增加了生产成本，降低了回采工作面的效率。因此，确定合 理的支护密度，在煤矿生产中具有现实的意义。 大多数小煤矿没有压力监测，对于采煤工作面的支护密度大多 数凭感觉和经验，支护密度不一定合理，太大则易发生冒顶事故， 太小则会使工作空间拥塞，增大工作量和成本。下面我以山东省章 丘市东风煤矿9 1 6 0 5 采面为例进行支护密度计算，供同行参考。 山东省章丘市东风煤矿为地方国有煤矿,年产量为 15万吨。 9 1 6 0 5 采面煤厚0 . 8 3 m 。直接顶为石灰岩，厚2 . 7 0 m 。老顶为粉砂岩， 厚3 . 7 5 m 。底板为细砂岩, 厚3 . 2 6 m 。根据已采工作面经验, 顶板呈缓 慢下沉, 在煤壁后面8 ～1 0 m 处触矸。初次来压步距为2 8 ～3 0 m 。三、 四排控顶, 采用D Z 1 4 3 0 / 1 0 0 单体液压支柱支护，额定工作阻力R 为3 0 0 K N 。老顶为拱梁结构。 一、计算工作面正常推进阶段支护密度 1 、支护密度的计算n 1 Pt/ Rt 式中n 1支密度，根 /m 2 P t采场各推进阶段的顶板压力, K N / m 2 R t支柱实际支撑能力，K N /柱 （1）支护强度 Pt的计算 ① 按支的原则 支护的准则为防止支柱压死， 其力学保证条件为支架在限定变形 状态下工作时，必须能支住与要求控制的顶板下沉量Δh i 对应的老 顶悬跨度L i 的部分及直接顶的全部作用力。 P t iAMZγ Z C Δ hA/ （ KTLKΔ hi） 式中Δ hA顶板最大下沉量，mm Δh i要求控制的顶板下沉量，m m M Z第一岩梁厚度，9 1 6 0 5采面为2 . 7 m γZ老顶密度，取2 . 51 0 4K N / m3 C周期来压步距，m ，为稳定起见，9 1 6 0 5采面取为1 2 m K T岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N控制 9 1 6 0 5 采面 N 2 . 7 / 0 . 8 3 3 . 2 5 3 K T 3 8 （N －2 . 5 ） 5 3 8 （3 . 2 5 3－2 . 5 ） 5 3 3 . 6 1 4 A直接顶作用力 当悬顶距 L S＜ 2 m时，A MZγZ（LZ＋ LS）/ LK 2 当悬顶距 LS＞ 2 m时，AM ZγZ（1＋ LS/ LK） 式中L K控顶距, 为稳妥起见，9 1 6 0 5采面取为3 m L S悬顶距, 为稳妥起见，9 1 6 0 5 采面取为9 m 9 1 6 0 5 采面A 2 . 7 2 . 5 1 0 4（1 ＋9 / 3 ） 2 7 1 04N / m2 Δ h A HLK/C 式中H采高，9 1 6 0 5采面取为0 . 8 3 m 9 1 6 0 5 采面Δh A 0 . 8 3 3 / 1 2 0 . 2 0 7 5 m 2 0 7 . 5 m m 按国有重点煤矿生产矿井采煤工作面质量标准化标准规定，采 场顶、底板移近量≤1 0 0 m m / m ，9 1 6 0 5采面采高为0 . 8 3 m ，故其 Δ h i 8 3 m m 。 因此，9 1 6 0 5采面 P t 1 2 7 1 0 4 2 . 7 2 . 5 1 041 2 2 0 7 . 5 / 3 3 . 6 1 4 3 8 3 2 9 . 0 0 8 1 0 4N / m2 ② 按防滑的准则 老顶一般自身能形成平衡结构，采场支护设计以“让压”为 原则，支架除承受直接顶的全部作用外，还需使直接顶与老顶有足 够的接触压力，使直接顶与老顶紧贴，防止直接顶向空区向滑动。 P t 2 A＋ Q MZγZ（LK＋ LS） Sinα / fLK 小煤矿采煤工作面合理支护密度的计算 彭节1 徐志远2 1 , 章丘市东风煤炭集团总公司; 2 , 章丘市煤炭局 （下转第1 3 6页） - 1 3 6 - 中国科技信息2 0 0 6 年第3 期 C H I N A S C I E N C E A N D T E C H N O L O G Y I N F O R M A T I O N F e b . 2 0 0 6 工 程 论 坛 图 3 解计算结果列于表 4。 表4 φ 4 0 综上所叙， （一）从表 1、表 2可看出⑴设错台的加筋土挡土墙比不设错台的加筋土挡 土墙的土压力要减少6 . 1 ～2 2 . 4 ，⑵填土内磨擦角大的 φ 4 0 比填土内磨擦角小的（φ 3 5 ） 土压力要小。 （二）从表 3可看出，在同样墙高填土的情形下，设二个错台的加筋土挡土墙比设一个错 台的加筋土挡土墙的土压力要减少1 . 7 ～3 . 4 。 （三）从表 4可看出，在同样墙高填土的情形下，设三个错台的加筋土挡土墙的土压力最 小，其中比设一个错台的加筋土挡土墙的土压力要减少1 . 5 ～3 . 7 ；设二个错台的加筋土挡土墙 比设一个错台的加筋土挡土墙的土压力要减少1 . 0 ～2 . 4 。 大量的工程实践证明，加筋土挡土墙中部设错台是减小挡土墙土压力的有效措施，并有利于 调整墙面水平位移，且便于施工操作和维修，减少工程投资，值得推广。 为此，我国“公路加筋土工程设计规范 J T J 0 1 5 - 9 1 ”第4 . 2 4 条规定，加筋土挡土墙高度 大于1 2 m时，填料应慎重选择，墙高的中部宜设宽度不小于1 m的错台。 （上接第1 3 5页） 结论选用悬挑架子较双排落地脚手 架节约资金2 8 9 1 1 0元 7，结论 7 . 1 支拆方便该挑架可随主体工程施 工进度周转，下一段架子所在高度范围内 的各楼层的模板拆除后，可拆除该段架 子，材料周转到上部楼层继续使用。 7 . 2 劳动力合理配置在整个结构施工 阶段，始终有一定量的脚手架搭拆工作 量，工作可连续进行，减少窝工现象。 7 . 3 节约周转材料、降低成本经比较 使用该脚手架较双排落地脚手架节约资金 2 8 9 1 1 0元。 （上接第1 3 4页） 分层厚度、节理裂隙间距各等级数值及其关系表 9 1 6 0 5 采面δC取值为1 0 0 M p a ，d 取1 . 3 ，f d －0 . 1 1 . 2 u R 0 . 3 1 2 （1 0 1 0 0 ） 0 . 2 6 9－1 1 . 0 u D 3 . 7 4 5 7 e －1 . 4 5 8 7 / （1 . 3 ＋1 ）－1 0 . 9 8 7 u E 3 . 7 4 5 7 e －1 . 4 5 8 7 / （1 . 2 ＋1 ）－1 0 . 9 3 0 u u RuDuE/ 3 1 ＋0 . 9 8 7 ＋0 . 9 3 / 3 0 . 9 7 2 可得出9 1 6 0 5 采面直接顶板质量为好的岩层，可对应选取带薄木帽 点柱支护 3 、合理支护密度的计算 n m a x ｛n 1，n2｝ 9 1 6 0 5采面n m a x ｛n 1，n2｝ n1 1 . 1 4 2根 / m 2 因为循环进度为1 . 0 m ，故取排距为1 . 0 m ，柱距为1 / 1 . 1 4 2 0 . 8 8 m 。 二、初次放顶前支护密度计算 1 、支护强度P 0的计算 （1）直接顶初次垮落期间，支护强度 P01 支的准则为把直接顶安全地切落在采空区，如基本支护达不到要 求，则考虑其他措施。 P 0 1≥MZγZC0/ 2 LK 式中C 0初次来压步距，9 1 6 0 5采面取为3 0 m 。 9 1 6 0 5 采面P 0 1≥2 . 7 2 . 5 1 0 4 3 0 / （2 3 ） 3 3 . 7 5 1 0 4K N / m2 （2）老顶初次来压期间 ① 按支的准则, 防止直接顶向采空区推垮，让老顶缓慢沉降到要求 的位态，保证支柱不被压死。 P 0 2 MZγZC0/ 2 KTLK 9 1 6 0 5 采面P 0 2 2 7 1 0 4＋2 . 7 2 . 5 1 043 0 / （2 3 3 . 6 1 4 3 ） 2 8 . 0 0 4 1 0 4（K N / m2） ② 按防滑的原则 P 0 3 A＋ Q MZγZ（LK＋LS）S i nα0/ f LK 式中α0老顶初次来压完成后的顶板下沉角 S i nα0 2 ［H＋ M Z（1－ K） ］/ C0 9 1 6 0 5 采面S i n α0 2 [ 0 . 8 3 ＋2 . 7 （1 －1 . 3 ） ] / 3 0 0 . 0 4 / 3 0 0 . 0 0 1 3 P 0 3 2 7 1 0 4 2 7 3 2 . 5 1 04 3 ＋3 0 0 . 0 0 1 3 / 0 . 3 3 ） 2 7 . 9 9 1 0 4（K N / m2） （3）支护强度 P0的计算P0max｛P0 1，P0 2，P03｝ 9 1 6 0 5采面P 0 m a x ｛P0 1，P0 2，P0 3｝ P0 1 3 3 . 7 51 0 4K N / m2 2 、支柱实际支撑能力9 1 6 0 5采面为R t 2 5 3 . 9 3 5 K N /根 3 、支密度n 1 P0/ Rt 9 1 6 0 5 采面n 1 P0/ Rt 3 3 7 . 5 / 2 5 3 . 9 3 5 1 . 3 2 9根/ m 4 、护密度可参照正常推进阶段求得的n 2 5、合理的支护密度 9 1 6 0 5采面n m a x ｛n 1，n2｝ n1 1 . 3 2 9根 / m 2 因为循环进度1 . 0 m ，故选排距为1 . 0 m ，柱距为1 / 1 . 3 2 9 0 . 7 5 m 。 （上接第1 3 9页）