法律状态公告日
法律状态信息
法律状态
2020-08-28
未缴年费专利权终止 IPC(主分类):G06F17/50 授权公告日:20190322 终止日期:20190913 申请日:20160913
专利权的终止
2019-03-22
授权
授权
2017-11-10
著录事项变更 IPC(主分类):G06F17/50 变更前: 变更后: 申请日:20160913
著录事项变更
2017-11-10
专利申请权的转移 IPC(主分类):G06F17/50 登记生效日:20171023 变更前: 变更后: 申请日:20160913
专利申请权、专利权的转移
2017-03-15
实质审查的生效 IPC(主分类):G06F17/50 申请日:20160913
实质审查的生效
2017-02-15
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技术领域
本发明涉及一种基于弱面剪切支护理论的巷帮支护设计方法,尤其适用于半煤岩巷道巷帮的支护。
背景技术
近年来,随着煤炭市场的持续低迷,降低开采成本、实现科学经济开采成为煤炭企业改革脱困、逆势发展的首要任务。如何从支护上进行改革,不断减少支护材料投入,建立针对不同围岩特性、服务年限、巷道功能的科学的支护体系,从根本上降低支护成本是矿井需要研究的重要内容。
目前,巷道支护一直沿袭着矿井初步设计时的支护参数,在支护参数的科学性和适用性方面一直没有多少突破,在巷道锚杆支护设计上存在着锚杆锚索间排距过密,支护强度过高,支护成本高,支护材料浪费等现象,因此,研究一种如何从根本上降低支护成本是矿井急待解决的问题。
发明内容
技术问题:本发明的目的是克服现有技术中的不足之处,提供一种针对不同巷道高度半煤岩巷道基于弱面剪切支护理论进行的巷帮支护参数设计方法。
技术方案:本发明的基于弱面剪切支护理论的巷帮支护设计方法,通过判定半煤岩巷道帮部围岩发生剪切破坏条件,建立巷道围岩帮部支护力学模型分析,确定不同巷道高度条件下帮部锚杆的支护参数计算公式,具体步骤如下:
(1)建立半煤岩巷道围岩在外力作用下沿某一弱面角度α倾斜滑移破坏的力学模型;
(2)通过沿该弱面角度α倾斜滑移破坏的力学模型计算,判定巷道帮部围岩发生剪切破坏的临界条件,确定巷道里侧45°角方向上剪切强度最大;
(3)基于锚杆加强支护后岩体应抵住最大剪切块上最大剪切弱面上的剪切强度原理,建立半煤岩巷道围岩帮部支护力学模型;
(4)通过半煤岩巷道围岩帮部支护力学模型计算,给出巷道帮部弱面处锚杆的数量n以及第i根锚杆长度li的计算公式,合理配置巷帮支护所需锚杆的数量和长度。
所述弱面角度α滑移破坏的力学模型为:均布载荷给巷道施加向下的法向作用力为F0,F0分解的沿剪切面上的力为F1,F0分解的沿剪切面垂直方向的力为F2,抗压强度为P0,P0分解的剪切面上强度为P1,P0分解的剪切面垂直方向上的强度为P2,岩块宽度为m,滑移块直角边边长为a、斜边边长为b。
所述弱面角度α滑移破坏的力学模型计算过程为:已知F1=bmP1,F0=amP0,P1=P0sinα,a=bcosα,由F1=F0sinα等量代换得bmP1=amP0sinα,化简得出巷道帮部围岩发生剪切破坏的临界条件为
所述建立半煤岩巷道围岩支护力学模型为:设定开挖断面为A,最大剪切块为B,顶部施加均布载荷为q,矩形断面净高为h0,煤厚h2,起底岩石厚度为h3,肩窝第1根锚杆距顶板距离h1,外露长度为L1,松动带长度为L2,锚入最大剪切块长度为L3,锚入最大剪切块以外稳定区域长度为L4,锚杆间距d。
所述第i根锚杆长度为li,帮部锚杆平均支护长度l及数量n的计算公式为:
li=L1+L2+h2-h1-(i-1)d+L4
式中,L1满足0.02m≤L1≤0.08m,L2由地质条件决定,h1满足0.2m≤h1≤0.9m,L4满足0.2m≤h1≤0.6m,h0满足2.2m≤h0≤3m,h0满足1.3m≤h2≤3.0m,d满足0.8m≤d≤1.2m,n满足2≤n≤4。
有益效果:本发明针对现有技术中巷道在支护过程中存在的锚杆支护过密,支护强度过高,支护浪费、支护参数不科学、支护成本高的问题,通过建立基于弱面剪切支护理论的巷帮支护设计方法,确定不同巷道高度条件下帮部锚杆的支护参数计算公式,合理配置巷帮支护所需锚杆的数量和长度。本发明尤其适用于半煤岩巷道的帮部支护参数设计,在保证矿井支护安全的前提下,有效地减少了支护材料及支护成本,保障了巷道围岩支护参数的科学性和适用性。其方法简便,操作方便,安全可靠,从根本上降低了支护成本,在本技术领域内具有广泛的实用性。
附图说明
图1(a)为本发明巷道围岩体弱面滑移破坏受力模型图;
图1(b)为本发明巷道围岩体弱面滑移破坏坐标受力示意图;
图2为本发明半煤岩巷道支护模型支护参数计算示意图;
图3为某矿31104E中间巷优化前的永久支护断面图;
图4为某矿31104E中间巷优化后的永久支护断面图。
具体实施方式
下面结合附图中的实施例对本发明作进一步的描述:
本发明的基于弱面剪切支护理论的巷帮支护设计方法,通过判定半煤岩巷道帮部围岩发生剪切破坏条件,建立巷道围岩帮部支护力学模型分析,确定不同巷道高度条件下帮部锚杆的支护参数计算公式,具体步骤如下:
(1)建立半煤岩巷道围岩在外力作用下沿某一弱面角度α倾斜滑移破坏的力学模型;所述弱面沿角度α滑移破坏的力学模型为:均布载荷给巷道施加向下的法向作用力为F0,F0分解的沿剪切面上的力为F1,F0分解的沿剪切面垂直方向的力为F2,抗压强度为P0,P0分解的剪切面上强度为P1,P0分解的剪切面垂直方向上的强度为P2,岩块宽度为m,滑移块直角边边长为a、斜边边长为b。
(2)通过沿该弱面角度α倾斜滑移破坏的力学模型计算,判定巷道帮部围岩发生剪切破坏的临界条件,确定巷道里侧45°角方向上剪切强度最大;所述弱面角度α滑移破坏的力学模型计算过程为:已知F1=bmP1,F0=amP0,P1=P0sinα,a=bcosα,由F1=F0sinα等量代换得bmP1=amP0sinα,化简得出巷道帮部围岩发生剪切破坏的临界条件为
(3)基于锚杆加强支护后岩体应抵住最大剪切块上最大剪切弱面上的剪切强度原理,建立半煤岩巷道围岩帮部支护力学模型;所述建立半煤岩巷道围岩支护力学模型为:设定开挖断面为A,最大剪切块为B,顶部施加均布载荷为q,矩形断面净高为h0,煤厚h2,起底岩石厚度为h3,肩窝第1根锚杆距顶板距离h1,外露长度为L1,松动带长度为L2,锚入最大剪切块长度为L3,锚入最大剪切块以外稳定区域长度为L4,锚杆间距d。
(4)通过半煤岩巷道围岩帮部支护力学模型计算,给出巷道帮部弱面处锚杆的数量n以及第i根锚杆长度li的计算公式;
所述第i根锚杆长度为li,帮部锚杆平均支护长度l及数量n的计算公式为:
li=L1+L2+h2-h1-(i-1)d+L4
式中,L1满足0.02m≤L1≤0.08m,L2由地质条件决定,h1满足0.2m≤h1≤0.9m,L4满足0.2m≤h1≤0.6m,h0满足2.2m≤h0≤3m,h0满足1.3m≤h2≤3.0m,d满足0.8m≤d≤1.2m,n满足2≤n≤4。
实施例1、以某矿31104E中间巷为例,31104E中间巷为半煤岩巷道,煤厚1.6m,荒高2.5m,起底0.9m,具体实施步骤如下:
(1)建立半煤岩巷道周围岩体在外力作用下沿某一弱面滑移破坏的受力平衡力学模型,如图1所示。假设弱面沿图示虚线方向剪切,则此弱面为剪切面,与水平方向上的夹角为α,m为岩块宽度,均布载荷给巷道施加向下的法向作用力为F0,F0分解的沿剪切面及其垂直方向上的力为F1、F2,抗压强度为P0,抗压强度P0分解的剪切强度及其垂直方向上的强度为P1、P2,滑移块直角边、斜边边长为a、b;
(2)半煤岩巷道沿角度α滑移破坏的力学模型计算过程为:
已知F1=bmP1,F0=amP0,P1=P0sinα,a=bcosα,
由F1=F0sinα等量代换得bmP1=amP0sinα,
得出巷道帮部围岩发生剪切破坏的临界条件为
当α=45°时,P1最大,为
(3)顶部使用长4000mm的新型“M”钢带,顶部网使用金属菱形网,顶板肩角(30°)锚杆采用Ф20mm×2200mm的等强螺纹钢树脂锚杆护顶,顶板其余锚杆采用Ф20mm×2000mm等强螺纹钢树脂锚杆护顶,间排距为900mm×950mm;帮部使用长2100mm新型“M”钢带护帮,帮部锚杆使用Ф18mm×1800mm等强螺纹钢树脂锚杆压双向拉伸塑料网护帮,两帮锚杆间排距均为900×950mm,如图3所示;
(4)建立半煤岩巷道帮部支护模型支护参数计算示意图,如图2所示,第i根锚杆长度为li,帮部锚杆支护长度li及数量i的计算公式为:
li=L1+L2+h2-h1-(i-1)d+L4
分别取L1=0.05m,L2=0.2m,h1=0.4m,L4=0.35m,得到
将原支护参数质量标准d=0.9m,h2=1.6m带入,得出第1根锚杆长度为1.8m,第2根锚杆长度为0.9m,第3根锚杆长度为0m,平均锚杆长度为1.35m,锚杆数量为2。
(4)优化前帮部锚杆为3根直径为18mm,长度为1.8m的等强螺纹钢锚杆,通过理论验算,支护强度过强,可以进一步削弱支护强度,进行支护参数优化设计,31104E中间巷优化后的帮部支护参数为:第1、2根锚杆Ф18mm×1800mm,第3根锚杆不需要打设,锚杆间排距为1000×950mm,消耗锚杆长度为3.6m,与图3结构相比,锚杆支护减少1根,如图4所示。
机译: 基于弱平面剪力支护理论的隧道侧壁支护设计方法
机译: 充采综采工作面过渡支护支护参数的设计方法。
机译: 一种通过在长壁工作面输送机上的长壁工作面在两个方向上开始,回收和装煤的方法,该方法采用可移动的滚筒剪切和滚筒剪切进行实施