矿山压力与岩层控制课程设计.doc

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1、中国矿业大学矿业工程学院矿山压力与岩层控制课程设计 姓 名： 班 级 学 号： 指导老师：吴 锋 锋 2015.6.22目录矿山压力与岩层控制课程设计21 课程设计的目的22 课程设计的内容23 课程设计资料23.1 工作面地质条件23.2 工作面生产技术条件43.3 其它参数4一依据岩层控制的关键层理论，确定主、亚关键层位置；5二计算直接顶初次跨落步距，老顶初次断裂步距，老顶周期来压步距92.1直接顶初次跨落步距：92.2老顶初次断裂步距如下：102.3老顶初次断裂步距如下：12三:结合三铰拱平衡理论，计算上覆岩层“三带”中垮落带高度；121：什么是三铰拱平衡理论？12四：依据液压支架选型原

2、则及步骤，考虑大采高综采、综采放顶煤（采煤机割煤高度2.5m）开采2种条件，分别计算顶板压力大小，进行液压支架工作的合理选型，画出支架简图；131 液压支架的基本形式132.1 顶底板性质142.2 煤层条件152.3 经济成本16五：假定回采巷道选用锚网支护，理论计算确定锚杆的型号、间排距及支护方案简图。19矿山压力与岩层控制课程设计1 课程设计的目的矿山压力与岩层控制课程设计是矿山压力与岩层控制采矿专业主干课程的一个重要实践环节。通过课程设计使学生了解和掌握矿山压力与岩层控制的研究方法，加深对课程知识的理解，为以后的毕业设计及矿压理论研究奠定基础，使学生具备运用该方法解决采矿工程实际问题的

3、能力。2 课程设计的内容结合某一给定回采工作面的地质及生产技术条件，设计完成以下内容，并配有必要的图表。2）依据覆岩岩性特征，采用力学分析计算直接顶初次垮落步距，老顶初次断裂步距，老顶周期来压步距；3）结合三铰拱平衡理论，计算上覆岩层“三带”中垮落带高度；4）依据液压支架选型原则及步骤，考虑大采高综采、综采放顶煤（采煤机割煤高度2.5m）开采2种条件，分别计算顶板压力大小，进行液压支架工作的合理选型，画出支架简图；5）假定回采巷道选用锚网支护，理论计算确定锚杆的型号、间排距及支护方案简图。3 课程设计资料3.1 工作面地质条件某综采工作面井下位置西为东四辅撤运输巷，北为正在掘进的另一工作面，南

4、为另一工作面采空区，东为矿界，工作面之间留有60m的煤柱。所采煤层为3#煤层，煤体黑色，条带状结构，中部夹0.2m厚泥岩，赋存稳定，变异系数为0.08%，可采指数为1.0。煤的容重1.46t/m3，煤质普氏硬度12，盖山厚度292480m。煤层底板标高 488624m，地面标高 7801104m。工作面所采煤层厚度4.566.83m，平均6.30m，煤层倾角为114，平均5。工业储量6439345.35t，可采储量6246165t。依据该工作面钻孔数据，煤层上方伪顶为黑色炭质泥岩，层厚为0.20m；直接顶为灰黑色层理发育的砂质泥岩，层厚2.43m；老顶为浅灰色的坚硬中粒砂岩，成份以石英，长石为

5、主，层厚7.10m；直接底为灰黑色砂质泥岩，中厚层状，有斜节理，含云母碎片，中夹薄层细砂岩，层厚2.80m；老底为黑灰色泥岩，有节理，质不坚硬，局部夹薄层状砂泥岩、粉砂岩，层厚7.52m。工作面上覆岩层及其物理力学参数如表1所示。表1 覆岩岩层其物理力学参数岩层序号岩性厚度/m弹性模量/Mpa抗压强度/Mpa抗拉强度/Mpa体积力（N/m3）C30砂质泥岩6.640.869.85.9727280C29细粒砂岩0.765.180.57.127640C28砂质泥岩6.740.869.85.9727280C27砂岩层20.0568.7584.64.83527630C26砂质泥岩6.140.869.8

6、5.9727280C25细粒砂岩165.180.57.127640C24泥岩0.81836.72.527420C23砂质泥岩4.740.869.85.9727280C22细粒砂岩2.965.180.57.127640C21泥岩1.151836.72.527420C20砂质泥岩2.4540.869.85.9727280C19细粒砂岩0.965.180.57.127640C18泥质砂岩340.869.85.9727280C17细粒砂岩1.8565.180.57.127640C16泥岩1.41836.72.527420C15砂质泥岩1.240.869.85.9727280C14细粒砂岩1.6565.

7、180.57.127640C13泥质砂岩1.540.869.85.9727280C12泥岩11836.72.527420C11砂质泥岩1.540.869.85.9727280C10细粒砂岩1.565.180.57.127640C9砂质泥岩11.3540.869.85.9727280C8中粒砂岩3.572.488.76.5727620C7砂质泥岩15.140.869.88.9727280C6砂质泥岩540.869.85.9727280C5细粒砂岩2.165.180.57.127640C4泥岩6.11836.72.527420C3中粒砂岩7.172.488.76.5727620C2砂质泥岩2.63

8、40.869.85.9727280C13号煤6.38.417.550.73155303.2 工作面生产技术条件工作面顺槽沿煤层底板布置，设计为矩形断面，采用锚网支护方式，断面大小均为5.03.8m。切眼为8.53.8m的矩形断面。工作面采用全部机械化的走向长壁大采高后退式自然垮落综合机械化采煤方法。工作面设计采高为6.0m。3.3 其它参数老顶及其上附加岩层的碎胀系数，可取为1.151.33；直接顶碎胀系数，可取为1.331.50。也可参照矿山压力与岩层控制教材中的相关参数取值。一依据岩层控制的关键层理论，确定主、亚关键层位置；将对岩体局部或直至地表的全部岩体的运动起控制作用的坚硬岩层称为关键

9、层, 前者称为亚关键层, 后者称为主关键层;关键层判别方法分为以下3个步骤进行:.第1步, 由下往上确定覆岩中的坚硬岩层位置. 此处的坚硬岩层非一般意义上的坚硬岩层, 它是指那些在变形中挠度小于其下部岩层, 而不与其下部岩层协调变形的岩层. 假设第 1 层岩层为坚硬岩层, 其上直至第 m 层岩层与之协调变形, 而第 m+ 1 层岩层不与之协调变形, 则第 m + 1 层岩层是第 2 层坚硬岩层. 由于第 1 层至第 m 层岩层协调变形, 则各岩层曲率相同, 各岩层形成组合梁, 由组合梁原理可导出作用在第 1 层硬岩层上的载荷为 (1)式中: q1 ( x ) m为考虑到第m层岩层对第1层坚硬岩

10、层形成的载荷; hi , i , Ei分别为第i岩层的厚度、容重、弹性模量( i = 1, 2, , m) .考虑到第m + 1层对第1层坚硬岩层形成的载荷为 (2)由于第 m + 1 层为坚硬岩层, 其挠度小于下部岩层的挠度, 第 m + 1 层以上岩层已不再需要其下部岩层去承担它所承受的载荷, 则必然有 (3) 将式( 1) , ( 2) 代入式( 3) 并化简可得 (4)式(4)即为判别坚硬岩层位置的公式.具体判别时,从煤层上方第1层岩层开始往上逐层计算及当满足式(4)则不再往上计算,此时从第1层岩层往上,第m+1层岩层为第1层硬岩层.从第1层硬岩层开始,按上述方法确定第2层硬岩层的位置

11、,以此类推,直至确定出最上一层硬岩层(设为第n层硬岩层).通过对坚硬岩层位置的判别,得到了覆岩中硬岩层位置及其所控软岩层组.。第2步,计算各硬岩层的破断距.坚硬岩层破断是弹性基础上板的破断问题,但为了简化计算,硬岩层破断距采用两端固支梁模型计算,则第k层硬岩层破断距Lk可由下式计算 (k= 1,2,n), (5)式中:hk为第k层硬岩层的厚度,m;Rk为第k层硬岩层的抗拉强度,MPa;qk为第k层硬岩层承受的载荷,MPa.由式(1)可知,qk可按下式确定由于表土层的弹性模量可视为0,设表土层厚度为H,容重为C,则最上一层硬岩层即第n层硬岩层上的载荷可按下式计算 (k= 1,2,n-1) . (

12、6)式(6),(7)中,下标k代表第k层硬岩层;下标j代表第k层硬岩层所控软岩层组的分层号;mk为第k层硬岩层所控软岩层的层数;Ek,j,hk,j,Ck,j分别为第k层硬岩层所控软岩层组中第j层岩层弹性模量、分层厚度及容重,单位分别为GPa,m,MN/m3.当j= 0时,即为硬岩层的力学参数.例如E1,0,h1,0,C1,0分别为第1层硬岩层的弹性模量、厚度及容重,E1,1,h1,1,C1,1分别为第1层硬岩层所控软层组中第1层软岩的弹性模量、厚度及容重.第3步,按以下原则对各硬岩层的破断距进行比较,确定关键层位置.1)第k层硬岩层若为关键层,其破断距应小于其上部所有硬岩层的破断距,即满足lk

13、lk+1(k= 1,2,n-1) . (8)2)若第k层硬岩层破断距lk大于其上方第k+1层硬岩层破断距,则将第k+1层硬岩层承受的载荷加到第k层硬岩层上,重新计算第k层硬岩层的破断距.若重新计算的第k层硬岩层的破断距小于第k+1层硬岩层的破断距,则取lk=lk+1.说明此时第k层硬岩层破断受控于第k+1层硬岩层,即第k+1层硬岩层破断前,第k层硬岩层不破断,一旦第k+1层硬岩层破断,其载荷作用于第k层硬岩上,导致第k层硬岩随之破断.这一现象在文献2的数值模拟研究中得到了证实,限于篇幅,在此不作详细介绍.3)从最下一层硬岩层开始逐层往上判别lklk+1时重新计算第k层硬岩层破断距.例如,假设由

14、第1,2步确定出覆岩中有3层硬岩层,各自破断距分别为L1,L2,L3, 具体计算过程如下27280*2.63=71.7(kPa)=7.46kPa按两端固支梁分别计算C2，C3岩层的破断距：33.9m40.4m （由下面计算可知）所以C3为关键层。196.102kPa313.88kPa356.84kPa404.87kPa142.63kPa按两端固支梁分别计算C3，C7岩层的破断距：40.4m 60.4m（由下面计算可知，且由下面可知C7关键层负载只到C(26）所以C7为关键层。=411.928kPa497.60kPa565.55kPa593.57kPa621.40kPa同理可求640.26kPa

15、，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。按两端固支梁分别计算C7，C27岩层的破断距：60.4m65.8m （由下面计算可知）所以C27为关键层。553.98kPa720.80kPa同理739.70kPa，897.26kPa所以C27为主关键层，C3，C7为亚关键层。二计算直接顶初次跨落步距，老顶初次断裂步距，老顶周期来压步距2

16、.1直接顶初次跨落步距：（1）：什么叫直接顶垮落步距？煤层开采后，将首先引起直接顶的垮落。回采工作面从开切眼开始向前推进，直接顶悬露面的增大，当达到其极限跨距时开始跨落。直接顶的第一次大面积垮落称为直接顶初次垮落。直接顶初次垮落的标志是：直接顶垮落高度超过1-1.5m,范围超过全工作面长度的一半。此时直接顶的垮落步距， 煤层开采之后将首先引起直接顶的跨落回采工作面向前推进的过程，直接顶悬露面积过大，当达到极限跨距的时候开始跨落。直接顶的第一次大面积的跨落叫做直接顶初次跨落。直接顶的初次跨落步距的计算可以借鉴顶板跨落步距的计算公式，按固支梁计算，即 （2-1） 又由题目可知，直接顶的厚度h=2.

17、43m，直接顶上承载的载荷q=71.7kpa;直接顶的极限抗拉强度RT=5.97MPa,可得直接顶的初步跨落步距： L1= 31.36m （2-2）2.2老顶初次断裂步距如下：（1）：什么叫老顶的初次断裂步距？老顶达到初次断裂时的跨距称为极限垮落步距，也称为初次断裂步距。（补充条件：工作面的长度180米，根据记录其他工作面的老顶的最大悬顶宽度一般在20米左右。）由上面条件可知，工作面长度与老顶的悬顶宽度的比值大于5，所以可以认为，老顶的是梁式破断形式，其具体计算过程如下：老顶的梁式断裂时的极限跨距可用材料力学的方法求得，如图下图所示：已知梁内任意一点的正应力为： 式中，M该点所在的断面弯矩 y

18、该点离断层中性轴的距离 对称中性轴的断面距。根据固定梁的计算，最大弯矩发生在梁的两端，。因此，该处的最大拉应力为： 当时，即岩层在该处的正应力达到该处的抗拉强度极限，岩层在该处拉裂。为此，这种梁断裂时的极限跨距为： 又由表可知，老顶厚度h=7.1m，抗拉强度极限 ，老顶的载荷集度 可得老顶的极限跨距为 L1T=40.45m2.3老顶初次断裂步距如下： 根据以往的文献资料，老顶的周期来压步距一般都是按老顶的悬臂式折断来确定：根据材料力学，。此时最大弯矩（L为悬臂梁的极限跨距),Y取（h为岩层厚度），取极限抗拉强度时，则： 它与老顶的初次断裂时的极限跨距相比，则周期来压相当于老顶初次断裂步距的。所

19、以老顶的周期来压步距： L=16.5m三:结合三铰拱平衡理论，计算上覆岩层“三带”中垮落带高度；1：什么是三铰拱平衡理论？假定垮落的顶板岩层厚度最大为充满采空区,垮落带岩层最大高度为 (7)式中:M为采高,m;Kp为顶板岩层的碎胀系数;Hm为顶板垮落高度,m.工作面采高加大将导致顶板垮落带高度增大,从而使长壁开采时工作面的平时强度增加.但上述公式形成的背景都是在普通采高的条件下,公式没涉及到大采高也没考虑到工作面长度的影响.认为开采之后直接顶全部跨落，则跨落带的高度为 且 其中Kp可取1.11.5之间的数；在这里我们取1.38煤层厚度M=6.30m，Kp=1.38 可得开采之后跨落带的高度：

20、H1=16.59m四：依据液压支架选型原则及步骤，考虑大采高综采、综采放顶煤（采煤机割煤高度2.5m）开采2种条件，分别计算顶板压力大小，进行液压支架工作的合理选型，画出支架简图；1 液压支架的基本形式（1）支撑式液压支架：顶梁较长，一般超过 4 m 左右，立柱垂直于底座，有较强的支撑力。（2）掩护式液压支架：顶梁较短，一般不超过 3.5 m，带有掩护梁，分隔采空区和作业空间，立柱呈倾斜分布，作业空间和通风断面较大。（3）支撑掩护式液压支架：有上述两种支架的特点，采用四连杆机构，更好地承受顶板水平推力及扭转分力，对围岩既有强的支撑、切顶作用，又有较好的掩护、隔离作用，但价格较前两者昂贵。2 ：

21、液压支架选型的基本依据及原则进行液压支架选型时，其基本依据是顶底板性质、煤层条件和经济成本等。2.1 顶底板性质2.1.1 顶板一般情况下，根据直接顶的类别和基本顶级别选择架型。不同的直接顶和基本顶基本决定了所采用的液压支架架型和工作方式。直接顶的分类有：不稳定顶板，中等稳定顶板，稳定顶板，坚硬顶板。基本顶级别：级顶板（周期来压不明显）、级顶板（周期来压明显）、级顶板（周期来压强烈）、级顶板（周期来压极其强烈）。由上可知，直接顶的类别和基本顶级别，两者的划分都无严格的定量评定指标，因此按顶板性质分级来选择架型不一定十分科学、严密。具体选用时可遵循下列原则：（1）对于基本顶周期来压不明显的中等稳

22、定或破碎顶板，可选用掩护式液压支架；对于直接顶稳定的顶板，可选用支撑式或撑掩护式液压支架。（2）对于基本顶周期来压强烈（级）、直接顶不稳定或中等稳定的顶板，可选用支撑掩护式液压支架；对于直接顶稳定或坚硬的顶板，可选用支撑掩护式液压支架或支撑式液压支架。此外，由于某些顶板条件比较特殊，故可采用多种形式的液压支架，因此液压支架架型的选择既要以顶板性质作为依据，还应考虑顶板级别划分的模糊性。在顶板类、级大致估定的条件下，宜侧重于选用防护性能较好的液压支架，如掩护式支架或带有护帮装置的液压支架。2.1.2 底板底板软硬程度或强度大小，决定了底座结构形式和支承面积。底座是液压支架的主要承载部件，它将顶板

23、压力传至底板。其结构形式分为以下几种：（1）整体刚性结构。用钢板焊接成箱形结构，底部封闭，强度高，稳定性好，对底板比压小，但排矸性差。适用于底板较松软、采高与倾角较大及稳定顶板等条件。（2）分式刚性结构。左右对称，座箱上部用过桥或箱形结构固定连接。底板不封闭，排矸性较好，对顶板适应性较好。（3）左右分体结构。两个独立而对称的箱形结构，两部分用铰接过桥或连杆连接，可在一定范围内摆动，对不平底板适应性好，排矸性较好。2.2 煤层条件2.2.1 煤层厚度煤层厚度是液压支架选型的一项重要指标。煤层厚度及其变化情况决定了液压支架的结构高度和伸缩范围，采高和顶板性质直接决定了液压支架的工作阻力或支护强度。

24、（1） 液压支架的工作阻力实质上是液压支架在工作中能承受顶板的载荷，是衡量液压支架支护性能的最主要的技术参数，可按下式计算：QZb（LC）式中：Z 为支护强度；b 为支架中心距；L 为顶梁长度；C 为顶梁前端到煤壁距离。在液压支架出厂代号中都明确地标有其工作阻力，如ZZ6000液压支架（工作阻力为 6 000 kN）。（2）液压支架最大高度的确定。考虑到顶板有顶板冒落或可能局部冒落而压住液压支架，为保证立柱有一定的行程量，液压支架最大高度应在煤层最大采高基础上，再加200 mm300 mm。（3）液压支架最小高度的确定。考虑到液压支架上、下浮煤堆积影响，移架操作时支架立柱要有150 mm左右的

25、回缩量等因素，液压支架最小高度应在煤层最小采高基础上再减200 mm300 mm。选型原则：对于薄煤层（采高小于1.3 m）开采，在液压支架选型时应考虑通风断面和作业空间较大的掩护式或支撑掩护式液压支架。煤层厚度超过1.5 m 时，顶板对液压支架有一定的水平和侧向推力，这种情况下应优先选用抗水平力和扭转能力强的掩护式结构的液压支架，而不宜用支撑式支架。煤层厚度超过2.5 m时，煤壁和悬顶部分顶板可能在矿压作用或采煤机割煤时振动而引起的垮落，需要选用带有护帮装置的液压支架，一般多采用支撑掩护式支架。如果煤层厚度变化较大，由于双伸缩立柱的行程范围较大，能更好地适应这种煤层条件。对于煤层厚度大、煤层

26、松软或节理发育，因其不便于分层开采，煤层较破碎，在矿压作用下易冒落，可选用放顶煤支架。2.2.2 煤层倾角煤层倾角主要影响液压支架的稳定性能。煤矿安全规程第67 条规定：煤倾角15时，液压支架应采取防倒、防滑措施。2.2.3 瓦斯量瓦斯涌出量大的煤层，应考虑通风要求，优先选用通风面积大的掩护式或支撑掩护式液压支架。2.3 经济成本在地质条件允许的情况下，液压支架选择范围较大，且使用数量较多，此时应优先考虑经济型的液压支架，以降低企业成本。在管理上做好液压支架的日常检修和维护，可大大减少使用过程中的维检资金，争取最大的经济效益。放顶煤条件下采用实测统计法计算支架支护强度以煤层厚度与岩石体积力的乘

27、积表示支架支护强度q为支架支护强度，kPak为安全系数，k=1.2-1.5,如果支架工作阻力利用率按照75%考虑，k=1.33n为折算系数；M为煤层全厚，M=6.83为岩石体积力，计算得 放顶煤条件下的支架高度计算如下：大采高条件下计算顶板压力：实测统计法：老顶分级指标为老顶初次来压平均当量为老顶初次来压步距，40.4m为直接顶填充系数，.为直接顶厚度；为煤层采高。计算得到：所以老顶分级为b级，其沿米支护阻力下限如下：=(式中，控顶高度 备用系数，取1.4可得 =6724.4KN/m综采条件下支架高度的计算入下：最大采高为,最小采高为，则=-=-a式中，为煤层最大采高，为煤层最小采高，为支架在

28、最大采高时前柱顶板的下沉量，为支架最小采高时后柱顶板的下沉量。又因为=6.83m，=4.56m，a=50mm根据经验公式，S=式中，h为老顶的厚度7.1mn为抗拉强度与抗压强度的比值，所以n=6.57/ 88.7=0.074K为根据固支梁确定为0.5为岩块间的挤压强度与抗压强度的比值，经查资料知，砂质泥岩挤压强度为887.0MPa带入，得到所以S=0.36m=6.83-0.36=6.47m=4.56-0.36-0.05=4.15m综放开采其基本原理在厚煤层（5m）下部布置一个综采工作面，高度为2-3m。采高取均值 =2.5m。支架图如下：五：假定回采巷道选用锚网支护，理论计算确定锚杆的型号、间

29、排距及支护方案简图。按悬吊理论，锚杆长L可由下式计算可得： 式中 锚杆的外露长度，一般取 锚杆有效长度，m； 锚杆锚固长度，有拉拔实验确定，m。一般在0.30.4m，此处取0.4米。用普氏自然平衡拱理论确定松散破碎带的高度时， 应等于普氏免压拱的高度；且有 时， 时， 2.239 式中，f普氏坚固系数,鉴于巷道上方为煤，其硬度为2；1.5h巷道掘进高度，3.8m；岩体内摩擦角，取35；B 巷道宽度，B =5m计算得到 =2.236m =2.789m根据锚杆杆体承重力与锚固力等强度原则，计算杆体直径D（mm）为： 式中，Q由拉拔实验确定的锚固力，KN；一般为8090KN，此处取90KN 锚杆杆体材料的抗拉强度，取值450MPa 可以算出杆体直径D=15.89mm根据每根锚杆悬吊的岩重，计算每根锚杆的间排距、（m），通常按锚杆等距排列； 式中，K锚杆安全系数，这里取1.8； 岩石体积力 可得20