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4、液压支架应与采煤机、刮板输送机等设备相匹配。
支架的宽度应与刮板输送机中部槽长度相一致,推移千斤顶的行程应较采煤机截深大100-200mm,支架沿工作面的移架速度应能跟上采煤机的工作牵引速,移架速度还应满足生产指标的要求,支架的梁端距应为340mm左右。
二、液压支架选型依据及内容
1、选型依据:
支架选型前必须将工作面的煤层、顶底板及采区的地质条件全面查清、探明,编出综采采区、综采工作面地质说明书。
2、选型内容:
选择支架时,要确定下述内容:
支架类型,如支撑掩护式或掩护式;
立柱根数;
支护阻力,包括初撑力、额定工作阻力;
支架结构高度,包括最大和最小高度;
顶梁和底座的结构形式、尺寸及其相对位置;
对防滑、防倒、防片帮、调架、移架、端面维护等装置的要求;
操作方式、阀组性能等。
三、基本支架初步设计
1、基本支架主要技术参数的确定
⑴支护强度(工作阻力)
从理论上分析,合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。
支护强度过大,不仅增加支架重量和设备投资,而且给搬运、安装带来困难;
过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落,使顶板破碎,造成顶板维护困难。
因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。
但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算,目前主要以经验法或实测数据,来确定支架的支护强度。
①采用经验公式计算支架的支护强度:
=8×
3.3m×
2.5×
103×
10-5kg/m
=66×
10-2Mpa=0.66Mpa
式中:
q—支护强度;
—作用于支架上的顶板岩石系数,一般取5-8。
顶板条件好、周期来压不明显时取下限,否则取上限;
H—采高,3.3m;
—顶板岩石密度,一般取2.5×
103kg/m
。
经过经验公式计算可知,工作面支架支护强度0.66Mpa。
②采用载荷估算法计算支架工作阻力:
支架立柱的工作阻力P应满足顶板支护强度要求,即支架立柱的工作阻力由支护强度和支护面积所决定。
P=200+8Lo,KN/m2
P—液压支架工作阻力,KN;
Lo—老顶初次来压步距,根据11-103工作面老顶来压步距为22.6m。
可按下式计算
P=200+8Lo=200+8×
22.6=380.8,KN/m2
支架的支护面积,m
F=(L+C)(B+K1),㎡
=(3.675+0.34)×
(1.65+0.1)=7.02625㎡
F—支架的支护面积,m
L—支架顶梁长度,3.675m;
C—端面距,0.34m;
B—支架顶梁宽度,1.65m;
—架间距,0.1m;
通过公式P=200+8Lo,KN/m2可知,P=380.8×
7.02625=2675.596KN
经过经验公式计算可知,计算的支架立柱工作阻力为2675.596KN。
⑵采用经验公式计算支架高度
支架高度一般系指支架的最大和最小结构高度,它必须适应煤层采厚变化所要求的最大和最小支撑高度。
最小高度过大,可能会出现压架现象;
最大支撑高度过小,可能会造成丢煤浪费资源,或支架顶空现象。
支架的最大和最小支撑高度,应根据煤层厚度的变化合理选择,
支架高度可由下式计算:
=
+a=3.4+0.2=3.6m
-
=3.2-0.1-0.2-0.1=2.8m
—支架最大结构高度,〔m〕;
—支架最小结构高度,〔m〕;
—煤层最大采高,〔m〕取3.4m;
—煤层最小采高,〔m〕取3.2m;
—考虑伪顶冒落后,支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量;
中厚煤层可取0.2m,厚煤层可取0.3m;
薄煤层应适当减小;
〔m〕取0.2m;
—顶板最大下沉量,(一般取支架后排立柱处顶板的下沉量,可借鉴邻近工作面的观测资料选取,Ⅰ级老顶取最大值,Ⅳ级老顶取最小值;
若无这方面资料,可按0.1m选取);
根据相邻工作面11-103工作面观测资料取0.1m;
—支架卸载前移时,立柱伸缩余量,取0.2m;
—支架顶梁上存留的浮煤和碎矸厚度,一般取0.05-0.1m,取0.1m;
根据一些生产的实际经验,为防止伪顶冒落而引起支架顶空现象和一些难于预见的因素,最大结构高度
,要在计算的基础上,再考虑增加0.1~0.4m的富裕量。
确定支架的最低高度时还应考虑到井下的允许运输高度。
支架的伸缩比
值的大小反映了支架对煤层厚度变化的适应能力,其值越大,说明支架适应煤层厚度变化的能力越强。
采用单伸缩立柱,
值一般为1.6左右。
经过经验公式计算可知,支架的最小支撑高度为2.8m,最大支撑高度为3.6m。
2、确定支架型号
根据本工作面顶底板岩性、煤厚、矿压、通风断面等因素,确定本工作面选用ZY8600—18/38型两柱掩护式液压支架,支架特征为:
支撑高度:
1800—3800mm
支架宽度:
1650mm
支架中心距:
1750mm
支架顶梁长度:
3675mm
支架初撑力:
6410KN
支架工作阻力:
8600KN
支护强度:
1.04-1.11Mpa
底座比压:
2.46-2.54Mpa
卸载压力:
42.26Mpa
质量:
29.2t
额定供液压力:
31.5MPa
立柱最小伸缩量:
106mm
立柱最大伸缩量:
1894mm
经过以上各公式计算可知,ZY8600—18/38型两柱掩护式液压支架支护强度为1.04—1.11Mpa,能够满足工作面工作面支架支护强度0.66Mpa;
ZY8600—18/38型两柱掩护式液压支架支护强度为8600KN,能够满足工作面工作面支架立柱工作阻力为2675.596KN;
ZY8600—18/38型两柱掩护式液压支架支撑高度:
1800—3800mm,能够满足支架的最小支撑高度为2.8m,最大支撑高度为3.6m;
故确定本工作面选用ZY8600—18/38型两柱掩护式液压支架。
四、确定过渡支架型号
过渡支架布置在工作面与回采巷道的交汇处,与基本支架一样,应有足够的工作阻力、拉架力、推移力,走得动,还要有合理的结构形式,以保证维护的空间。
过渡支架与工作面基本支架相比不同点在于,其一是工作面两端是运输机的机头和机尾,它们位置较高,横向尺寸较大,要求支架立柱前方空间较大,同时又要保证足够支护强度;
其二是两侧过渡是工作面与正、付巷的交叉口,空顶面积较大,顶板比较难以维护,要求支架的稳定性好;
其三是支架架型不易过于复杂,应考虑与基本支架的适应性,因此过渡支架选用与基本支架相同的架
型,即两柱掩护式支架,确定工作面过渡支架选用ZYG8600-18/38型两柱掩护式液压支架,支架特征为:
4075mm
30.4t
五、性能验算
1、底板比压
顶板压力是通过顶梁、支柱传到底板的,如底板的抗压如强度小于支架所要求的抗压强度,则支架底座会被压入底板。
因此,合理的选择支架对底板的最大比压(支架技术特征表中可查),是支架选型中一个很重要的指标,特别对于底板松软的工作面更为重要,必要时应进行测定和计算。
计算公式如下:
>
=1.23×
1×
1.6=1.97
即:
2.46~2.54>1.97
—实测底板的最小抗压入强度;
—底板载荷集中系数,一般取1;
—洒水影响系数,一般取1.2~1.6;
—支架对底板的最大比压,可由支架特征表查得,取1.23
根据公式
可知,2.46~2.54>1.97,能够满足要求。
2、顶板覆盖率
支架顶梁对支护面积的覆盖率为
=1.65×
3.675/(3.675+0.34)×
(1.65+0.1)×
100%
=86%
—覆盖率;
—顶梁宽度,〔m〕;
取1.65m
—支架间距,〔m〕;
取0.1m
—顶梁长度,〔m〕;
取3.675m
—端面距,〔m〕;
取0.34m
:
有侧护板的支架取0.1m,无侧护板的支架取0.1~0.2m。
覆盖率应符合顶板性质的要求,一般不稳定顶板不小于87%—95%;
中等稳定顶板不小于75%—86%;
稳定顶板不小于60%—70%。
根据公式计算可知,覆盖率为86%,属于中等稳定顶板,满足现场实际情况。
六、性能校核
1、按承压校核
Pc=72.3Hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1
其中:
Pc—额定支护强度下限,KN/m²
;
Hm—工作面采高取3.3m;
Lp—基本顶周期来压步距取14.9m;
(取上层11-103综采工作面周期来压步距14.9m)
Bc—控顶宽度(其值为梁端距+顶梁长度=0.34+3.675+0.6=
4.615m)
N—充填系数(N=Hi/Hm=直接厚度/采高=3.3/3.3=1m)
则:
Pc=72.3×
3.3+4.5×
14.9+78.9×
4.615-10.24×
1-62.1
=238.59+67.05+364.1235-10.24-62.1
=597.4235KN/m2≈0.60Mpa
1.04MPa>0.60MPa
综上所述,支架额定支护强度为0.60Mpa,小于支架支护强度下限1.04MPa,因此所选用ZY8600-18/38两柱掩护式支架满足支护要求。
2、按煤层顶底板情况校核
该煤层顶板为泥岩,底板为粉砂岩,因此选用的ZY8600-18/38两柱型掩护式支架适应顶底板岩性,不会出现明显下陷。
3、通风断面情况校核
根据《煤矿安全规程》第101条要求:
采煤工作面风速0.25≤V≤4m/s进行校核。
该工作面配风量为974m3/min以上,断面S按工作面控顶距时断面最小9.0m2、最大10.34m2校算
Q=60v/sV=Q/min
VMin=974/(60×
10.34)≈1.57m/s
VMax=974/(60×
9)≈1.8m/s
0.25m/s<VMin<4m/s0.25m/s<VMax<4m/s
因此所选用支架符合通风要求。
4、按支撑高度与煤层厚度变化情况校核
所选用支架最大支撑高度为3.8m,最小支撑高度为1.8m,煤层平均厚度为3.3m,故所选用支架符合煤层变化的需要。
第三节单体支柱选型计算
1、单体柱规格的选择,主要依据单体柱在开采煤层使用时需要达到最大高度和最小高度,由于本工作面用单体柱作为两巷超前支护的材料,所以单体柱规格的选择主要依据本工作面正、付巷的最大高度和最小高度。
⑴单体柱的最大高度Hmax
Hmax=Mmax-b+L
Mmax—巷道最大高度,4m;
b—π梁厚度,0.15m;
L—为了避免单体柱在完全抽出状态下工作,预留的活柱富裕行程,一般为0.2m。
Hmax=4-0.15+0.2=4.05m
⑵单体柱的最小高度Hmin
根据单体柱管理办法的规定,应留有200mm伸缩余量,
Hmin=Mmin-s-b-a。
Mmin—巷道最小高度,3.2m;
s—顶板在最大控顶距处平均最大下沉量,0.3m;
b—π梁厚度,0.15m;
a—单体柱卸载高度(一般≥0.1),m;
0.1m
Hmin=3.2-0.3-0.15-0.2=2.55m
所以本工作面单体柱高度应在2.55~4.05m之间,所以本工作面超前支护选用DW28、DW32~35、DW38~42型单体柱。
第四节工作面两巷超前、端头及封口柱支护设计
一、工作面两巷超前支护设计
超前支护,主要针对工作面上下巷受采动影响,为使其能够保证生产期间正常使用而进行的加强支护设计,也是为了防止工作面超前支承压力和沿倾斜方向支承压力的叠加作用而引起的巷道围岩变形、移动、破坏。
根据2016版《煤矿安全规程》第九十七条规定“采煤工作面必须保持至少2个畅通的安全出口,一个通到进风巷道,另一个通到回风巷道。
采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护,且加强支护的巷道长度不得小于20m;
”根据11-105工作面两巷布置存在重叠、内错布置,(下分层11-1051巷与上分层10-1051巷属重叠布置,下分层11-1052巷内错上分层10-1052巷10m布置),同时在掘进期间局部顶板揭露岩性较为破碎,现场采用锚网梁支护、W钢护板支护、架棚支护方式进行支护;
根据掘进期间11-105工作面顺槽巷道存在层间距变薄、顶板压力较大造成现场底(鼓)帮、顶板破碎现象等情况,具体两巷超前支护设计如下:
1、正巷超前支护方式:
⑴正巷超前支护采用DW28、DW32~35、DW38~42型单体支柱采用戴帽点柱的形式进行支设,柱帽采用3600mmπ梁垂直巷道布置,并于两排锚梁间支设。
⑵根据正巷在掘进期间局部顶板揭露岩性较为破碎,工作面现场采用锚网梁支护、W钢护板支护方式进行支护,正巷层间距低于6.5m段巷道:
15#点前40m至25#点前73m(长度432m,层间距为4.3-6.4m);
考虑到11-1051巷与10-1071巷保安煤柱为30m,当11-105综采工作面推进至距离10-107综采工作面切巷位置剩余100m时需提前对超前支护进行变更。
⑶11-105综采工作面回采期间,正巷超前支护要求:
①当工作面推进至层间距低于6.5m段巷道时,正巷超前支护距离要求“一梁三柱”不小于100m(根据相邻工作面11-1031巷重叠上分层10-1031巷布置,结合回采期间现场支护经验所得超前支护距离要求“一梁三柱”不小于200m)。
②当工作面正巷超前支护末排单体支柱距离10-107切巷位置剩余100m时,正巷超前支护距离要求“一梁三柱”不小于200m。
⑷正巷超前支护行人侧单体支柱距煤柱侧0.3m,非行人侧单体支柱距煤壁侧0.3m;
超前支护柱距1.0m;
非行人侧单体支柱与中间段单体支柱排距2.9m,中间段单体支柱与行人侧单体支柱排距0.8m。
⑸正巷超前支护超前支护支设好后,超前支护单体支柱不采用防倒拉杆,将3600mmπ梁两端、单体支柱均采用0.6m的防倒链与顶网进行连接,且柱鞋的大链与单体支柱手把进行连接,确保单体支柱防倒有效。
所有支柱必须穿鞋戴帽,以提高支护强度。
⑹当工作面推过程中,正巷顶板压力较大造成正巷超前段顶板离层底鼓时,要求对局部超前支护压力较大区域需进行加密支护,即将原超前支护段单体支柱柱距1.0m,变更为柱距0.5m,进行补强支护,同时超前支护距离要求“一梁三柱”不小于150m或200m,具体另行制定超前支护变更通知单,队组严格按照生产科下发的超前支护变更通知单进行执行。
2、付巷超前支护方式:
⑴付巷超前支护采用DW28、DW32~35、DW38~42型单体支柱采用戴帽点柱的形式进行支设,柱帽采用900mmπ梁垂直巷道布置,并于两排锚梁间支设。
⑵根据付巷在掘进期间局部顶板揭露岩性较为破碎,工作面现场采用锚网梁支护、W钢护板支护、架棚支护方式进行支护,付巷架棚区域为:
4#点前65m至6#点前62m(长度64m,架棚80架,层间距为6.4-6.6m);
⑶11-105综采工作面回采期间,付巷超前支护要求:
①当工作面正常推进过程中,结合付巷掘进期间巷道揭露层间距在4.7-6.5m的情况,付巷超前支护距离要求双排不小于50m(根据相邻工作面11-1032巷内错上分层11-1032巷10m布置,结合回采期间现场支护经验所得超前支护距离要求双排不小于30m)。
②当工作面付巷超前支护末排单体支柱距离架棚段巷道剩余50m时,付巷超前支护距离要求双排不小于100m。
⑷付巷超前支护柱距1.0m、排距3.1m,付巷行人侧单体支柱距煤柱侧不小于0.6m,非行人侧单体支柱距煤壁侧不小于0.6m。
⑸付巷超前支护支设好后,将900mmπ梁两端、单体支柱均采用0.6m的防倒链与顶网进行连接,且柱鞋的大链与单体支柱手把进行连接,确保单体支柱防倒有效。
单体支柱必须使用防倒拉杆进行联锁,所有支柱必须穿鞋戴帽,以提高支护强度。
⑹当工作面推过程中,付巷顶板压力较大造成付巷超前段顶板离层底鼓时,要求对局部超前支护压力较大区域需采用“一梁三柱”进行补强支护,同时超前支护距离要求“一梁三柱”不小于50m或100m;
具体另行制定超前支护变更通知单,队组严格按照生产科下发的超前支护变更通知单进行执行。
⑺付巷超前支护现场采用“一梁三柱”支护时,付巷超前支护行人侧单体支柱距煤柱侧0.3m,非行人侧单体支柱距煤壁侧0.3m;
非行人侧单体支柱与中间段单体支柱排距2.9m,中间段单体支柱与行人侧单体支柱排距0.8m;
采用“一梁三柱”支护时超前支护单体支柱不采用防倒拉杆,将3600mmπ梁两端、单体支柱均采用0.6m的防倒链与顶网进行连接,且柱鞋的大链与单体支柱手把进行连接,确保单体支柱防倒有效;
附图二:
两巷超前支护平面图
3、11-105工作面两巷过各类硐室期间超前支护要求:
根据现场实际情况,11-105工作面在回采过程中,将在付巷依次推过临时泵站硐室、油脂库硐室、临时水仓,正巷依次推过材料硐室,工作面在回采期间正、付两巷过硐室期间超前支护需做以下补充:
⑴当工作面推进至临时泵站硐室剩余10m时,要提前对临时泵站硐室进行支护,具体维护方法如下:
①现场采用900mmπ梁配合单体支柱对临时泵站硐室内的顶板进行支护(一梁一柱),在硐室中间支设一排单体支柱(根据现场硐室宽度为1.5m,长度为25m),距煤柱侧1.0m,柱距1.0m,π梁垂直巷道布置。
②支柱支设好后,将900mmπ梁、单体支柱均采用0.6m的防倒链与顶网进行连接,且柱鞋的大链与单体支柱手把进行连接,确保单体支柱防倒有效,所有支柱必须穿鞋戴帽,以提高支护强度。
⑵当工作面推进至油脂库硐室剩余10m时,要提前对油脂库硐室进行支护,具体维护方法如下:
①现场采用900mmπ梁配合单体支柱对油脂库硐室内的顶板进行支护(一梁一柱),在硐室内支设一排单体支柱(根据现场硐室宽度为2m,长度为4m),距煤柱侧1.0m,柱距1.0m,π梁垂直巷道布置。
⑶当工作面推进至临时水仓剩余10m时,要提前对临时水仓进行支护,具体维护方法如下:
①现场采用900mmπ梁配合单体支柱对临时水仓内的顶板进行支护(一梁一柱),在硐室内支设一排单体支柱(根据现场硐室宽度为2m,长度为4m),距煤柱侧1.0m,柱距1.0m,π梁垂直巷道布置。
⑷当工作面推进至材料硐室剩余10m时,要提前对材料硐室进行支护,具体维护方法如下:
①现场采用900mmπ梁配合单体支柱对材料硐室内的顶板进行支护(一梁一柱),在硐室内支设一排单体支柱(根据现场硐室宽度为1.5m,长度为4m),距煤柱侧1.0m,柱距1.0m,π梁垂直巷道布置。
附图三:
临时泵站硐室、油脂库硐室、临时水仓、材料硐室支护平面示意图
4、当工作面付巷超前支护过锚网梁、架棚双重支护段时,应提前采用8#铁丝将11#矿工字钢棚棚腿距离顶板1.0m处与煤(帮)侧的金属网进行连锁,确保捆绑过程中不少于3道,以防止棚腿脱落伤人。
5、超前支护单体柱必须支设成一直线,支设整齐,必须有硬连接,要求支柱注液嘴朝向老山侧,支柱手把朝向巷道口一侧;
保证支柱迎山有力,初撑力不低于11.5MPa。
6、当顶板破碎造成局部漏顶时,必须架设抬棚并用圆木、勾木将漏顶处勾实。
7、施工期间因受采动压力影响,巷道帮挤、超高或柱子钻底严重时,必须适当调整支柱支设位置,改变π梁支设方向或加密支护,具体另行制定超前支护变更通知单,队组严格按照生产科下发的超前支护变更通知单进行执行。
二、工作面端头支护设计
回采工作面端头位于工作面与顺槽连接处,是行人、运输和通风的必经处,多种设备的汇集处,也是工作面支护和巷道支护的交叉地带。
由于回采工作面端头处于采动影响及围岩松动破坏区内,所以具有结构、形状和支护形式发生变化的特征。
正确的端头支护应能保证安全有效地维护端头围岩,使其工作状态良好。
根据2016版《煤矿安全规程》第一百一十四条规定“采用综合机械化采煤时,必须遵守下列规定:
工作面两端必须使用端头支架或者增设其他形式的支护”。
结合目前我矿实际情况,工作面上、下端头选用DW28、DW32~35、DW38~42型单体支柱,采用φ400mm柱鞋及配合900mmπ梁采用戴帽点柱的形式进行支设,具体端头支护设计如下:
1、上端头支护
⑴若上端头排头支架距煤柱侧距离L≤800mm,在距支架200mm处支设一排戴帽点柱,要求柱距800mm。
⑵若上端头排头支架距煤柱侧距离800mm≤L<1600mm,在支架顶梁与煤柱之间的顶板按每800mm支设一排戴帽点柱,第一排戴帽点柱在距支架200mm处开始支设,要求排距800mm,柱距800mm。
⑶若上端头排头支架距煤柱侧距离L≥1600mm,在支架顶梁与煤柱之间的顶板按每增加800mm空顶加一排戴帽点柱进行支护。
要求柱距为800mm,排距为800mm。
⑷当上端头顶板比较破碎时,端头支护排距缩小为600mm。
2、下端头支护
⑴若下端头末尾支架距煤柱侧距离L≤800mm,距支架顶梁200mm处支设一排戴帽点柱,要求柱距800mm。
⑵若下端头末尾支架距煤柱侧距离800mm≤L<1600mm,在支架顶梁与煤柱之间的顶板按每800mm支设一排戴帽点柱,第一排戴帽点柱在距支架200mm处开始支设,要求排距800mm,柱距800mm。
⑶若下端头末尾支架距煤柱侧距离L≥1600mm,在支架顶梁与煤柱之间的顶板按每增加800mm空顶加一排戴帽点柱进行支护。
⑷当下端头顶板比较破碎时,端头
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