上组煤钢带网强度验算.docx
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上组煤钢带网强度验算
上组煤掘进巷道支护增收节支方案
一、锚杆、锚索支护强度降低可行性分析
概述:
011005-9#顺槽断面形状为矩形,毛断面尺寸为宽×高:
3800mm×2200mm,巷道沿1#煤层顶板掘进,巷道为半煤岩巷道,顶板自下而上依次是1.5m左右厚的砂质泥岩,5.8m厚的细粒砂岩,5m厚的砂质泥岩。
方法一
(一)顶板锚杆支护参数计算
因为巷道为岩顶巷道,故按悬吊理论计算较为合理。
1、锚杆长度
式中:
L1—锚杆外露长度,取决于锚杆类型与锚固方式,考虑螺母、托盘、钢带、网的厚度,一般取0.15m;
L2—锚杆有效长度,不小于不稳定岩层的厚度,取1.5m;
L3—锚杆锚固长度,端部锚固一般取0.3~0.4m,取0.4m。
计算得:
L=2.05m
可取锚杆长度为2.2m。
2、锚杆直径
式中:
Q—锚杆锚固力,设计为0.08MN;
σ—锚杆的抗拉强度,取值为285MPa;
计算得:
L=18.9mm
可取锚杆直径为20mm。
3、锚杆间排距
式中:
K—安全系数,一般取1.5~2,取值为2;
γ—支护煤岩体的容重,取值为0.025MN/m3。
计算得:
a=1.03m,即锚杆的间排距应小于1.03m。
可取锚杆的排距为1m,间距为0.85m。
(二)两帮锚杆支护参数计算
1、锚杆长度
巷道两帮潜在松塌区宽度M
式中:
h—巷道掘进高度,取2.2m
φ—煤层内摩擦角,取25°
计算得M=0.8m
锚杆长度L=M+L1+L2
式中:
L1—帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度,取0.4m
L2—帮锚杆外露长度,取0.15m
计算得:
L=1.35m
可取锚杆长度为1.5m。
2、锚杆直径
计算得:
D=13.6mm
取锚杆直径为18mm。
3、锚杆间排距
式中:
Q—锚杆锚固力,设计为0.05MN;
K—安全系数,一般取1.5~2,取值为2。
γ—支护煤岩体的容重,由于巷道两帮为半煤岩巷道,从安全角度考虑,取值为0.025MN/m3。
计算得:
a=1.1m,即锚杆的间排距应小于1.1m。
可取锚杆的排距为1m,间距为0.9m。
(三)锚索补强支护参数计算
1、锚索长度
L=k(L1+L2+L3)
式中:
L1—锚索外露长度,取0.3m
L2—潜在的不稳定岩层高度,取1.5m
L3—锚索锚固长度,取1.5m
K—安全系数,取值1.5。
计算得:
L=4.95m。
取锚索长度为5.5m
2、锚索直径
因为钻孔直径为28mm,考虑“三径”匹配,索体直径与钻孔直径的差值控制在4~10mm之间有利于树脂药卷锚固效果的发挥,所以选择直径为17.8mm的锚索。
3、间排距、
单根锚索所悬吊的潜在不稳定岩层的重力应小于锚索的拉断载荷。
直径为17.8mm的锚索破断载荷为443kN。
则单根锚索所悬吊的潜在不稳定岩层的重力应<443kN。
设单根锚索所悬吊顶板的面积为S
则单根锚索所悬吊的潜在不稳定岩层的重力
F=F岩层=10γ岩层hS=10×2.5×1.5S=37.5S<443kN
所以S<11.8m2
则单根锚索所支护的顶板面积应小于11.8m2。
当锚索支护排距为3m,单根锚索支护顶板面积为11.4m2<11.8m2,符合。
故顶板锚索支护排距为3m,采用单锚索布置。
方法二
采用自然平衡拱理论作为锚杆支护设计方法和依据。
(一)巷道围岩破坏指数计算
式中:
C—煤帮松塌破坏深度m;
K—巷道周边挤压应力集中系数一般取3.0;
1—顶板岩层平均容重25KN/m3;查表得
H—巷道埋深,取350m;
B—固定(残余)压力影响系数,一般取1-1.2,取1.2;
F1—煤体单向抗压强度14-20MPa,取20MPa;
KC—煤体完整性系数1.0;
—煤层倾角(°),取4°;
h—巷道掘进高度,取2.2m;
—煤体内摩擦角16-40°,取25°。
计算可得:
C=0.8m。
(二)顶板潜在的冒落拱高度
式中:
b—顶板潜在的冒落拱高度m;
C—巷道两帮松塌破坏深度,取0.8m;
a—巷道顶板有效跨度之半,取1.9m;
Ky—直接顶煤岩类型系数,取0.6;
Fz—直接顶普氏坚固性系数,取5。
计算可得:
b=0.9m。
(三)顶板锚杆长度计算
式中:
L—垂直锚杆长度m;
L1—锚杆外露长度,0.15m;
L2—锚杆有效长度,1.5m;
L3—锚杆锚固长度,0.4m。
经验公式
L=N×(1.1+B÷10)=1.8m
式中:
N—与稳定性有关的系数,取1.20;
B—巷道宽度,取3.8m。
结合实际,取锚杆长度为2200mm。
(四)顶板锚杆直径计算
式中:
d—锚杆直径mm;
Q—设计锚固力,80kN;
—抗拉强度,取285MPa
考虑锚杆屈服变形后势必造成顶板离层严重,取
=285Mpa,计算d=18.7mm。
经验公式
式中:
d—锚杆直径mm;
—锚杆长度2000mm。
根据实际情况,确定锚杆长度直径为20mm。
(五)顶板锚杆间排距
根据矿区生产地质条件和巷道支护经验,我矿一般顶板锚杆间距小于900mm,取为850mm,排距的确定按下式计算:
式中:
d——锚杆排距m;
m——每排锚杆的数量,取5;
n——每根锚杆的屈服载荷66KN;
K——安全系数,2;
——顶板岩石容重,25KN;
A——巷道掘进跨度,3.8m;
L——锚杆长度2.2m
L0——锚杆外露长度0.15m。
所以间距取0.85m,排距取0.8m为合适。
(六)煤帮锚杆长度
煤帮锚杆的作用主要是控制因剪切而造成的两帮煤体松动与挤出,煤帮锚杆必须穿过潜在的剪切松塌,其长度必须满足下式要求:
L≥L0+L3+C=1.35m
式中:
L——煤帮锚杆长度m;
L0——煤帮锚杆外露长度0.15m;
L3——煤帮锚杆在潜在松塌区之外的锚固长度0.4m。
根据实际选取长度为1.5m的煤帮锚杆。
(七)煤帮锚杆间排距
煤帮锚杆的间距取为0.9m,煤帮锚杆的排距按下式计算:
式中:
D—煤帮锚杆间距m;
F—每根锚杆的锚固力设计值,50KN;
h—煤帮高度,2.2m;
K—安全系数,2.5
d—间距,0.9m
Qs—煤帮侧压值。
Qs=KU×C×r×[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-φ/2)]=43kN/m
式中:
QS—两煤帮侧压值,kN/m;
KU—采动影响系数,取1~5,取5;
C—巷道两帮松塌破坏深度,0.8m;
r—煤体容重,15kN/m3
h—巷道掘进高度,2.2m。
a—煤层倾角,4°。
b——顶板潜在的冒落拱高度,0.9m;
φ—煤体内摩擦角,25°。
结合实际考虑取1m。
通过以上计算可知,从降低锚杆、锚索支护强度上不可行。
二、锚网支护附件强度降低可行性分析
上组煤目前在掘巷道顶、帮支护所用钢带为φ16mm圆钢制成的钢筋梯子梁,金属网采用12#铁丝编制成的菱形金属网。
常用钢筋梯子梁规格及力学参数见下表1,铁丝的规格及力学参数见表2。
表1钢筋梯子梁规格及力学参数
钢筋直径/mm
截面积/mm2
屈服载荷/kN
拉断载荷/kN
10
157.1
37.7
59.7
12
226.2
54.3
86
14
307.9
73.9
117
16
402.1
96.5
152.8
表2铁丝规格及力学参数
型号
直径/mm
截面积/mm2
拉断载荷/N
12#
2.6
5.3
1860
14#
2
3.1
1100
16#
1.6
2.1
740
18#
1.2
1.2
420
以011005-9#顺槽为例:
巷道顶板支护所用锚杆规格为:
φ20×1800mm的螺纹钢锚杆,锚杆支护间排距为850×1000mm。
巷道两帮支护所用锚杆规格为:
φ16×1600mm的胀套锚杆,锚杆支护间排距为900×1000mm。
(一)顶板钢带降低型号可行性分析
顶板潜在的冒落拱高度:
式中:
b—顶板潜在的冒落拱高度m;
C—巷道两帮松塌破坏深度;
式中:
h—巷道掘进高度,取2.2m
φ—煤层内摩擦角,取25°
计算得C=0.8m
a—巷道顶板有效跨度之半,取1.9m;
Ky—直接顶煤岩类型系数,取0.6;
Fz—直接顶普氏坚固性系数,取5。
计算可得:
b=0.9m。
巷道每根顶钢带所承受载荷为:
L×D×b×R=3.8m×1m×0.9m×25kN/m3=85.5kN。
式中:
L—巷道跨度,3.8m;
D—锚杆支护排距,1m;
b—顶板潜在的冒落拱高度,取0.9m;
R—岩体平均容重,25kN/m3。
则顶板钢带的屈服载荷小于85.5kN时,钢带发生不可恢复变形;钢带的破断载荷小于85.5kN时,钢带拉断。
从变形角度考虑选用φ16mm的钢带合理;如果从节约支护成本考虑允许一定的变形,则只准将钢带型号降低到φ14mm,并配合矿压监测,对巷道围岩支护情况及时分析。
(二)顶板铁丝网降低型号可行性分析
巷道宽度为3.8m,支护排距为1m。
巷道每排顶板铁丝网所能承受的最大垂直载荷为:
式中:
L—巷道跨度,3.8m;
f—铁丝网铁丝的破断力,kN;
d—巷道支护排距,1m。
12#铁丝的破断力为1.86kN,则其编制成的铁丝网按巷道宽为3.8m,排距为1m,所能承受垂直载荷为:
F=189kN。
14#铁丝的破断力为1.1kN,则其编制成的铁丝网按巷道宽为3.8m,排距为1m,所能承受垂直载荷为:
F=112kN。
16#铁丝的破断力为0.74kN,则其编制成的铁丝网按巷道宽为3.8m,排距为1m,所能承受垂直载荷为:
F=75kN。
而巷道顶板每排锚网所承受载荷为:
L×D×b×R=3.8m×1m×0.9m×25kN/m3=85.5kN。
式中:
L—巷道跨度,3.8m;
D—锚杆支护排距,1m;
b—顶板潜在的冒落拱高度,取0.9m;
R—岩体平均容重,25kN/m3。
因此,顶板锚网所用铁丝标号需≤14#。
(三)两帮钢带降低型号可行性分析
巷道两帮侧压值为:
Qs=KU×C×r×[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-φ/2)]=43kN/m
式中:
QS—两煤帮侧压值,kN/m;
KU—采动影响系数,取1~5,取5;
C—巷道两帮松塌破坏深度,0.8m;
巷道两帮潜在松塌区宽度C
式中:
h—巷道掘进高度,取2.2m
φ—煤层内摩擦角,取25°
计算得C=0.8m
r—煤体容重,15kN/m3;
h—巷道掘进高度,2.2m;
a—煤层倾角,4°。
b—顶板潜在的冒落拱高度,0.9m;
φ—煤体内摩擦角,25°。
巷道帮锚杆支护排距为1m。
巷道每根顶钢带所承受载荷为:
B×Qs=43kN。
式中:
B—巷道帮锚杆支护排距,1m;
Qs—两煤帮侧压值,43kN/m。
则帮部钢带的屈服载荷小于43kN时,钢带发生不可恢复变形;钢带的破断载荷小于43kN时,钢带拉断。
从变形角度考虑必须选用φ12mm及以上的钢带。
(四)两帮铁丝网降低型号可行性分析
巷道高度为2.2m,帮锚杆支护排距为1m。
巷道帮部每排铁丝网所能承受的最大水平载荷为:
式中:
L—巷道高度,2.2m;
f—铁丝网铁丝的破断力,kN;
d—巷道支护排距,1m。
12#铁丝的破断力为1.86kN,则其编制成的铁丝网按巷道高为2.2m,排距为1m,所能承受水平载荷为:
F=115.7kN。
14#铁丝的破断力为1.1kN,则其编制成的铁丝网按巷道高为2.2m,排距为1m,所能承受水载荷为:
F=68kN。
16#铁丝的破断力为0.74kN,则其编制成的铁丝网按巷道高为2.2m,排距为1m,所能承受水平载荷为:
F=46kN。
而巷道两帮侧压值为:
Qs=43kN/m。
因此,从安全角度考虑,帮锚网选取铁丝型号最低应为14#。
三、结论
为了达到增收节支的目的,从降低锚杆、锚索支护强度上不可行,只可以降低钢带和锚网的强度。
①可将顶板钢带型号由φ16mm的圆钢降低到φ14mm;
②可将顶板锚网所用铁丝标号由12#降低为14#;
③可将两帮钢带型号由φ16mm的圆钢降低到φ12mm;
④可将两帮锚网所用铁丝标号由12#降低为14#。
另外,必须配合矿压监测,对巷道围岩支护情况及时分析。
对锚网、钢带降低其强度后:
原巷道每米支护所需锚网、钢带的成本为:
钢带13.4×(3.4+1.8×2)=93.8元。
φ16mm钢带每米13.4元。
锚网27/10×(3.4+1.8×2)=18.9元。
1.2×10m铁丝网12#的每卷27元。
改变锚网、钢带强度后巷道每米支护所需锚网、钢带的成本为:
钢带11.9×3.4+10.1×1.8×2=76.8元。
φ14mm钢带每米11.9元,φ1,2mm钢带每米10.1元。
锚网16/10×(3.4+1.8×2)=11.2元。
1.2×10m铁丝网14#的每卷16元。
则每米巷道可节省:
(93.8+18.9)-(76.8+11.2)=24.7元。
则按照目前该巷道的平均进尺5m,年工作天数330天计,一年可节省40755元。
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