岩巷支护设计理论计算及参数确定方法
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法
1、按自然平衡拱理论计算
Ⅰ、两帮煤体受挤压深度C
C=(（KrHB/1000fcKc）Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)
=（（2.5×24×510×1/1000×2×1.0）Cos（23°/2）-1）×2.65×tg（45°-63°/2）=8.9m
式中： K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取2.8
r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3
H——巷道埋深m
B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1
fc——煤层普氏系数，
Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0
a——煤层倾角
h——巷道掘进高度m
ψ——煤体内摩擦角，可按fc反算
Ⅱ、潜在冒落高度b
b=(a+c)Cosa/Kyfr
=（2.1+8.9）×0.92/0.45×4=5.62m
式中：a——顶板有效跨度之半 m
Ky——直接顶煤岩类型性系数。当岩石f=3-4时，取0.45 ;f=4-6 时，取0.6; f=6-9时，取0.75。
Fr——直接顶普氏系数
Ⅲ、两煤帮侧压值Qs
Qs=KnCr煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2)
=2.5×2×8.9×1.48[2.65×0.39+5.62×0.98×0.24=155kN/m
式中：n——采动影响系数，取2-5
r煤——煤体容重，KN/m3
(1)顶锚杆长度L
L=L1+b+L2
=0.05+5.62+0.35=6.02
式中：L1——锚杆外露长度 m
L2——锚固端长度 m
b——潜在冒落拱高度 m
锚杆间距D≤1/2L
锚杆排距LO=Nn/2K〃rab
=105×12/2×2×24×2.1×5.62=
式中：n——顶板每排锚杆根数
N——每根锚杆锚固力，KN
K——安全系数，取2-3
r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进跨度，m
(2)煤帮锚杆
锚杆长度：L=L1+C+L2
=0.05+8.9+0.35=9.3
锚杆间距：D=Nh/L0KQs
=105×2.65/×2×155=
式中：N——设计锚杆锚固力，MPa
K——安全系数，取2-3
L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距
Qs——两帮侧压值，KN
2、按悬吊理论
(1)锚杆长度L，
L=L1+L2+L3
=50+1000+300=1350mm
式中：L1——锚杆外露长度
L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm
L3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm
(2)锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算
N=π/4(d2σ屈)
=0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN 式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpa
d——杆体直径
(3)锚杆间排距
锚杆间距D≤1/2L
D≤0.5×2200=1100mm
锚杆排距L0=Nn/（2kra L2）
=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1=4.51m
式中：n——每排锚杆根数
N——设计锚固力，KN/根
K——安全系数，取2-3
r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进宽度 m
3、按组合梁原理计算
(1) 锚杆长度L
L=L1+L2+L3
式中：L1——锚杆外露长度 m
L3——锚固端长度 m
L2——组合梁自撑厚度 m
L2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2
=0.612×4.2(2×/)
K1——与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进2-3；爆破法掘进3-5；巷道受动压影响5-6
P——组合梁自重均布载荷 MPa
ψ——与组合梁层数有关的系数
组合层数：1 2 3 ≥4
ψ值：1.0 0.75 0.7 0.65
B——巷道跨度 m
σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的0.3-0.4倍 MPa
σx——原岩水平应力，σx=λrz MPa=0.4×24×510=0.00489MPa，
λ—侧压力系数，一般为0.25-0.4,
Z—巷道埋深 m
(2)锚杆间距
以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性
D≥1.63m1(σ1/KP)/2
=1.63×(/8×)/2=
式中：m1——最下面一层岩层的厚度 m
K——安全系数，取8-10
P——本层自重均布荷载 P=r1m1 =24×,MPa ；
r1——最下面一层岩层的容重，KN/m3
锚索支护参数的确定：
1、锚固长度La
La≥fst/πfcs d1
=（1870/3.14×10）×17.8=1060mm
设计锚固长度1.4m＞1.06m
式中：d1—锚索钢绞线之径，mm
fst—钢绞线抗拉强度，Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算
2、锚索间排距
L/S≥2
S≤L/2=6600/2=3300mm
设计间排距1.8m＜3.3m
式中：L—锚索孔深度
S—锚索间距
3、锚索锚固力P
P1≥P≥P1/K或P2/K
P≥400/2=200KN
设计锚固力200KN
式中：P—设计锚索锚固力 KN
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力 KN
P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力 KN
K—安全系数，取2
切眼锚杆支护参数的确定：
1、顶锚杆
按加固拱原理确定锚杆参数：
锚杆长度：L=N×（1.1+B/10）=1.1×(1.1+4.2/10)=1.67m (N 取1.1)
锚杆直径:D=L/110=1.67/1.10=15.2mm
锚杆间排距:a<0.5L=0.5×1670=835mm
根据以上计算，为提高安全度和支护效果，选取φ20×2200mm 左旋无纵筋锚杆，锚杆间排距900×900 mm,每眼使用Z2335药卷3卷。
2、帮锚杆
两邦锚杆选用Φ20mm,L=2200mm 左旋无纵筋锚杆，间排距750
×700,每眼使用Z2335药卷3卷（最末一排距底板不超过300 mm）。
三、护网
护网选取直径4 mm，网格40×40 mm的经纬网。
四、锚索
因机、风巷及切眼埋深大，跨度也较大，为确保安全和支护效果，施工时在顶板打锚索加强支护。机巷顶锚索规格：17.8 mm×7000 mm，间距1.5 m，排距1.5 m,每眼使用Z2335药卷4卷。
锚杆支护参数的确定：
一、按加固拱原理确定锚杆参数：
1、顶锚杆
(1)锚杆长度：Ｌ= N（1.1+B/10）=1.0×(1.1+4.2/10)=1.52m；根据我矿支护经验，锚杆长度取Ｌ=2.2m。
式中：L—锚杆长度；
N—围岩稳定影响系数，取1.0m；
B—巷道跨度。
(2)锚杆直径：Ｄ=L/110=2.2/110=0.02m，取D=20mm。
(3)锚杆间距：d≤0.5L=0.5×2.2=1.1m，取间排距为900×900mm。
(4)锚杆型号：选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，其锚固力≥100KN/根；配用W钢带及φ4mm的钢网联合支护顶板。
2、巷帮锚杆：巷帮支护锚杆选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，并配合φ14mm的钢筋梯形梁和φ4mm的钢网联合支护。
二、按悬吊理论确定锚杆参数：
1、锚杆长度L，
L=L1+L2+L3
=50+1200+300=1550mm
设计锚杆长度L=2200mm
式中：L1——锚杆外露长度
L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm
L3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm
2、锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算
N=π/4(d2σ屈)
=0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN
式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpa
d——杆体直径
3、锚杆间排距
锚杆间距D≤1/2L
D≤0.5×2200=1100mm
锚杆排距L0=Nn/2kra L2
=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1.2=3.76m 设计锚杆间排距为900×900mm
式中：n——每排锚杆根数
N——设计锚固力，KN/根
K——安全系数，取2-3
r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3
a——1/2巷道掘进宽度 m
锚索支护参数的确定：
1、锚固长度La
La≥fst/πfcs d1
=（1870/3.14×10）×17.8=1060mm
设计锚固长度1.4m＞1.06m
式中：d1—锚索钢绞线直径，mm
fst—钢绞线抗拉强度，Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算2、锚索间排距
L/S≥2
S≤L/2=6600/2=3300mm
设计排距1.8m＜3.3m
设计间距1.6m＜3.3m
式中：L—锚索孔深度
S—锚索间距
3、锚索锚固力P
P1≥P≥P1/K或P2/K
P≥400/2=200KN
设计锚固力200KN
式中：P—设计锚索锚固力，KN
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KN
P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，KN
K—安全系数，取2
参数设计的深入研究
2014-2015学年第一学期 统计质量管理课程论文 题目：参数设计的深入研究 姓名： xx 学号： xxxxxxx 专业： xxx 授课教师： xxx 完成时间：
参数设计的深入研究 摘要：田口玄一的参数设计的思想和方法已经在实际中取得了巨大的成功 ,同时也引起了学术界的重视。近十年来人们对此作了大量的研究.这些研究涉及参数设计的各个方面.本文试图对参数设计深入研究。 关键词: 参数设计交互作用 一、参数设计简述: 参数设计是产品开发三个阶段中的第二个阶段,即在给定基本结构后,系统中个参数如何确定,是的产品性能指标接那个达到目标值,又使它在各种环境下波动小,稳定好。譬如在惠斯顿电桥中如何选择A,B,D,F的电阻值和电动势E,使得电阻y能准确测量出来,并且在各种使用环境下测量值的波动小,稳定性好。 二、参数设计的基本方法: 参数设计是一个多因素选优问题。由于要考虑三种干扰对产品质量特性值的波动影响，找出抗干扰性能好的设计方案，故参数设计比正交试验设计要复杂得多。田口博士采用内侧正交表和外侧正交表直积来安排试验方案，用信噪比作为产品质量特性的稳定性指标来进行统计分析。 为什么即便采用质量等级不高、波动较大的元件，通过参数设计，系统的功能仍十分稳定呢？这是因为参数设计利用了非线性效应。 通常产品质量特性值y与某些元部件参数的水平之间存在着非线性关系，假如某一 D(一般呈正产品输出特性值为y，目标值为m，选用的某元件参数为x，其波动范围为 x D，引起y的波动为Dy1，通过参数设计，将x1态分布)，若参数x取水平x1，由于波动 x ，引起y 的波动范围缩小成Dy2，由于非线性效应十分移到x2，此时同样的波动范围 x 明显，即提高了元件质量等级后，对应于x1的产品质量特性y的波动范围仍然比采用较低质量等级元件、对应于水平x2的y波动范围D y2要宽，由此可以看出参数设计的优越性。 三、参数设计的基本流程 在产品设计阶段，研究不一样的产品在使用环境下，不同设计参数是如何影响产品性能的。而参数设计作为一种“放大器”，可以利用比较少的试验费用和时间来获得决策所需的信息。田口参数设计的关键部分就是致力于减少方差，或者说减少产品质量特
巷道锚杆支护参数设计
巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 （一）锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年，机械式锚杆研究与应用； 1950~1960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究； 1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用； 1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生； 1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多，有胀壳式、
树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境，在巷道支护方面积极发展锚杆支护，到1987年，英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术，从而扭转了过去的被动局面，煤巷锚杆支护得到迅速发展，经过近10年实验的基础上，又进行了改进和提高，到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家，自1932年发明U型钢支架以来，U型钢支架发展迅速，支护比重很快达到了90%以上，从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来，随着矿井开采深度日益增加，维护日益困难。面临这种困境，德国采用不断增加金属支架的型钢质量，逐步减小棚距的做法，这不仅使巷道支护费用增高，而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此，巷道维护困难的状况仍然难以改观，于是寻求成本低，运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广，现己应用到千米的深井巷道中，取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速，到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆，在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，在“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一，
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)详解
汾西矿业集团巷道支护理论计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月
前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。
架棚支护
（三）架棚巷道（工字钢棚、U型棚、弧形棚）质量标准 1、巷道尺寸标准 （1）巷道净宽质量要求： 中线一帮允许误差范围为0～+50mm。 （2）巷道净高质量要求： 有腰线巷道腰线距正顶、底板允许误差范围为0～+100mm，无腰线巷道净高允许误差范围为0～+100mm。 （3）工字钢棚下扎质量要求： 工字钢棚巷道棚腿1米处下扎允许偏差±20%。 2、架棚质量标准 （1）水平巷道前倾后仰质量要求： 棚腿1米垂线处偏差值≦17mm。 （2）斜巷迎山角质量要求： 斜巷迎山角允许偏差值为0～+1°，不得退山。 （3）撑（拉）杆数量、位置质量要求： ①工字钢棚巷道七道撑木必须齐全；撑木必须打紧打牢；撑木必须打成一直线，连续五根撑木位置偏差值不大于30mm。 ②U型棚（弧形棚）拉杆必须齐全；拉杆螺丝必须上紧，凡能用扳手能拧动；拉杆必须成一直线，连续五根拉杆位置偏差值不大于100mm。 （4）背板位置、数量质量要求： ①背板必须齐全。 ②背板间距允许偏差值为-50～+50mm。 ③背板必须背紧背牢。 ④背板必须背成一直线，连续5根背板位置偏差不大于100mm。 （5）柱窝深度质量要求： 柱窝深度不得小于设计值30mm。 （6）支架扭斜质量要求： 工字钢梁扭斜≦100mm，U型棚（弧形棚）扭斜≦80mm。 （7）支架间距质量要求： 工字钢梁支架间距允许误差范围为-100～+100mm，U型棚（弧形棚），支架间距允许误差范围为-50～+50mm。 （8）工字钢棚其它质量要求： 工字钢梁腿接口前后错差不大于5mm。 （9）U型棚其它质量要求: ①梁腿搭接允许偏差为-30mm。 ②耳间隙≦10mm。 ③卡缆螺栓必须上紧。
锚杆(锚索)支护设计公式
锚杆（锚索）支护设计技术参数 一、锚索设计承载力 钢绞线直径为φ15.24mm 时230kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时320kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。 二、锚索设计破断力 钢绞线直径为φ15.24mm 时260kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时355kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时504kN 。 三、锚杆（锚索）支护参数校核 1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L ≥L 1+L 2+L 3 式中L ——锚杆总长度，m ； L 1——锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），m ； L 2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ，帮锚杆取帮破碎深度c ），m; L 3——锚入岩（煤）层内深度，m 。 其中围岩松动圈冒落高度 b=顶 f H B ??? ? ? -+?245tan 2ω 式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高； 顶f ——顶板岩石普氏系数； ω——两帮围岩的似内摩擦角，ω=()顶f arctan 。 ? ?? ? ? -?=245tan ωH c 2、校核顶锚杆间、排距：应满足 γ 2kL G a < 式中a ——锚杆间、排距，m ；
G ——锚杆设计锚固力，kN/根； k ——安全系数，一般取2；（松散系数） L 2——有效长度（顶锚杆取b ）; γ——岩体容重 3、加强锚索长度校核，应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度，m ； a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ； c a a f f d K L 41? ≥ 其中： K ——安全系数； 1d ——锚索直径； a f ——锚索抗拉强度，N/㎜2； c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）？ b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m ； c L ——托板及锚具的厚度，m ； d L ——外露张拉长度，m ； 4、悬吊理论校核锚索排距： L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1] 式中 L---锚索排距，m ； B---巷道最大冒落宽度， m ； H---巷道最大帽落高度， m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，kN/m 3（包括顶煤+直接顶） L 1---锚杆排距, m, F 1---锚杆锚固力, kN;70
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)
同煤集团巷道支护理论计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月
前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌雀、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌雀等支护是被动支护，由于成本髙、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护, 锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国內外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论, 计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，釆用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发
架棚支护工安全技术操作规程通用版
操作规程编号：YTO-FS-PD617 架棚支护工安全技术操作规程通用版 In Order T o Standardize The Management Of Daily Behavior, The Activities And T asks Are Controlled By The Determined Terms, So As T o Achieve The Effect Of Safe Production And Reduce Hidden Dangers. 标准/ 权威/ 规范/ 实用 Authoritative And Practical Standards
架棚支护工安全技术操作规程通用 版 使用提示：本操作规程文件可用于工作中为规范日常行为与作业运行过程的管理，通过对确定的条款对活动和任务实施控制,使活动和任务在受控状态，从而达到安全生产和减少隐患的效果。文件下载后可定制修改，请根据实际需要进行调整和使用。 一、适用范围 第1条本规程适用于我公司所有煤沿巷掘进工作面从事架棚支护作业的人员。架棚支护包括木棚、金属、混凝土等材料的棚式支护材料。 二、上岗条件 第2条架棚支护工必须经过专业技术培训，考试合格后，方可上岗． 第3条架棚支护工必须认真学习并掌握作业规程中规定的巷道断面，支护形式和支护技术参数及质量标准等；能够熟练使用作业工具，并能进行检查和保养。 三、安全规定 第4条施工中不得使用下列支护材料及支架： 1.不符合作业规程规定的支护材料． 2.腐朽、劈裂、折断、过度弯曲的坑木． 3.露筋、折断、缺损的混凝土棚． 4.严重腐蚀或变形的金属支架．
第三章 巷道断面及支护参数
第三章巷道断面及支护参数 一、巷道断面 1 、巷道断面的形状及断面尺寸： 31001工作面回风顺槽，运输顺槽及切眼均为圆角矩形。回风顺槽掘进断面7.36㎡。掘宽3.2ｍ。掘高2.3ｍ。净断面6.6㎡，净宽3m，净高2.2m。运输顺槽掘进断面10.35㎡，掘宽4.5m，掘高2.3m；净断面9.46㎡，净宽4.3，净高2.2m；切眼掘进断面13.64㎡，掘宽6.2m，掘高2.2m，净断面12.6㎡，净宽6m，净高2.1m。水沟为0.2*0.2（不包括切眼）。 2、附：巷道断面特征表。 二、支护方式及支护参数。 1、岩巷部分采用锚网喷支护，所用网片网孔规格为40 *40㎜。采用10#铅丝菱形编制网片搭接；横向、纵向长度均为100㎜。喷浆支护喷射砂浆标号为M15，喷浆厚度不小于100㎜。 2、工作面运输和回风顺槽采用锚网支护。支护锚杆均采用 ?20*1800㎜左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，网片采用1500*1000㎜的钢筋网片，回风顺槽前进方向的右帮采用20*1800㎜的塑钢锚杆和1000*1000㎜的塑钢网片，边对边，口对口连接。运输顺槽前进方向的左帮采用20*1800㎜的塑钢锚杆和1000*1000㎜的塑钢网片，右帮采用20*1800㎜的左旋无纵筋强螺纹钢锚杆，拱顶部采用20*2200㎜的左旋无纵筋强螺纹钢锚杆，网片采用1500*1000㎜的钢筋网片，边对边，口对口连接。药卷采用ck2335树脂药卷，锚杆
锚固力不得低于60KN。锚杆间排距为800*800㎜。 三、支护技术要求： 1、锚杆孔深度误差控制在0~50㎜之间。 2、锚杆间排距误差不超过±100㎜。 3、锚杆呈矩形布置，锚杆外露长度≤50㎜。 4、锚杆的安装角度与巷道轮廓线夹角不小于75°，裂隙层理发育处适当调整锚杆安装角度，尽量垂直裂隙层理面。 5、锚杆螺母必须用力矩扳手拧紧，扭力矩不小于140N.M。 6、所掘巷道煤壁必须修理平整，铺设金属网片时，必须铺平拉展、头对头、边对边，用14#铁丝编制网片，每米不小于12扣，一扣压一扣，每扣扭三圈。 第四章施工工艺 一、掘进方式： 运输顺槽、回风顺槽、切眼均采用炮掘方法施工，将煤用耙斗拉至SOB—420130B型刮板输送机。岩石利用矿车装运提升场上。炮掘施工工艺：现场交接班与安全检查延伸中腰线，打探眼，检查气体，检修设备平行作业；打眼与准备支护材料平行作业；打注锚杆支护与后巷清煤平行作业。 炮掘面施工工艺流程图： 交接班→安全检查、敲帮问顶→延伸中腰线→打探眼→检查气体→打眼→装药→检查气体→爆破通风→检查气体→敲帮问顶→打锚杆眼→安装锚杆挂网上托板→清理浮渣→延伸刮板输送机→进入下
U钢支护架棚巷道完整施工工艺流程
U钢支护架棚巷道施工工艺流程 我矿U钢支护架棚巷道施工期间，严格按照《煤矿安全规程》、《开掘技术操作规程》最新质量标准化及掘进工作面作业规程要求施工，实现了安全生产，无违章行为，达到了标准化矿井的要求。 U钢支护架棚巷道施工工艺流程：交接班→安全确认→洒水冲洗巷道→钻眼→装药→爆破→吹散炮烟→审帮问顶→临时支护→洒水冲洗巷道→出煤（碴）→永久支护。 施工各工序描述如下： ⑴交接班: 交接班时间为上一班收工和下一班准备施工时，交接班人员原则上实行口 对口、手对手、人对人交接班；班长交接班时，严格按照《安全确认表》和《班评估一缆表》内容，双方签字认可后由交班班长带到井上交值班室。现场交接班实现了两班之间生产任务和隐患处理的交接，将隐患及时消除。 ⑵安全确认：各工种作业前，先进行安全确认，严格按照《安全确认本》内各岗位确认项目逐项进行安全确认，如：是否培训合格持证上岗，顶帮是否裱褙严实，有无空帮空顶现象，各机电设备是否完好无失爆，有毒有害气体是否超限，各种安全设施是否齐全有效等。进行安全确认后，发现隐患及时处理，处理完毕，确认无安全隐患后，方可施工。同时，我矿严格实施班中安全确认制度，即班前，班中，班后三确认，并汇报区值班室和调度室，发现隐患时，能及时处理。安全确认，确保了作业环境的安全，实现了安全生产。 ⑶洒水冲洗巷道：施工前，为防止粉尘超限，需要对迎头30米巷道进行洒水降尘。同时为保持巷道干净无煤尘积存，掘进工作面迎头100m内每天冲洗巷道一次，100m内以外掘进工作面后路每周冲洗巷道一次。 ⑷钻眼：钻眼采用风钻或气腿式风动凿岩机。打眼要掌握“准、平、直、齐”四要点，即点眼要准确，掌钎要平，眼要直，眼底要落在一个垂直面上，使爆破后工作面整齐；为确保达到“准”的要求，每次打眼前，必须将中腰线引到巷道轮廓线来，然后按光爆图表标出每圈炮眼布置线盒每个炮眼位置，眼位要准确，与图表的误差不允许大于30mm；为确保达到“平、直、齐”的要求，打眼前要量好钎长，标号记号，打眼时，先按巷道中心线打好第一个炮眼，插入炮杆，作为打好其他炮眼的导向标准。 ⑸装药：爆破选用煤矿许用三级乳化炸药和毫秒电雷管。炮眼打完后，把掘进工作面所打的眼全部用高压风吹一遍，把里边的岩粉吹净；装药前，将独巷以内所有非本质安全型电气设备停电、闭锁。爆破作业必须执行“一炮三检”制度，装药前，爆破前，爆破
齿轮几何参数设计计算
第2章渐开线圆柱齿轮几何参数设计计算 2．1 概述 渐开线圆柱齿轮设计是齿轮传动设计中最常用、最典型的设计，掌握其设计方法是齿轮设计者必须具备的，对于其它类型的传动也有很大的帮助。在此重点讨论渐开线圆柱齿轮设计的设计技术。 2．2 齿轮传动类型选择 直齿（无轴向力） 斜齿（有轴向力，强度高，平稳） 双斜齿（无轴向力，强度高，平稳、加工复杂） 2．3 齿轮设计的主要步骤 多级速比分配 单级中心距估算 齿轮参数设计 齿轮强度校核 齿轮几何精度计算 2．4 齿轮参数设计原则 （1) 模数的选择 模数的选择取决于齿轮的弯曲承载能力，一般在满足弯曲强度的条件下，选择较小的模数，对减少齿轮副的滑动率、増大重合度，提高平稳性有好处。但在制造质量没有保证时，应选择较大的模数，提高可靠性，模数増大对动特性和胶合不利。 模数一般按模数系列标准选取，对动力传动一般不小于2 对于平稳载荷：mn=(0.007-0.01)a 对于中等冲击：mn=(0.01-0.015)a 对于较大冲击：mn=(0.015-0.02)a （2）压力角选择 an=20 大压力角（25、27、28、30）的优缺点：
优点：齿根厚度和渐开线部分的曲率半径增大，对接触弯曲强度有利。齿面滑动速度减小，不易发生胶合。根切的最小齿数减小。缺点：齿的刚度增大，重合度减小，不利于齿轮的动态特性。轴承所受的载荷增大。过渡曲线长度和曲率半径减小，应力集中系数增大。 小压力角（14.5、15、16、17.5、18）的优缺点： 优点：齿的刚度减小，重合度增大，有利于齿轮的动态特性。轴承所受的载荷减小。缺点：齿根厚度和渐开线部分的曲率半径减小，对接触弯曲强度不利。齿面滑动速度增大，易发生胶合。根切的最小齿数增多。 （3）螺旋角选择 斜齿轮螺旋角一般应优先选取整:10-13. 双斜齿轮螺旋角一般应优先选取:26-33. 螺旋角一般优先取整数，高速级取较大，低速级取较小。 考虑加工的可能性。 螺旋角增大的优缺点： 齿面综合曲率半径增大，对齿面接触强度有利。 纵向重合度增大，对传动平稳性有利。 齿根的弯曲强度也有所提高（大于15度后变化不大）。 轴承所受的轴向力增大。 齿面温升将增加，对胶合不利。 断面重合度减小。 （4）齿数的选择 最小齿数要求（与变位有关） 齿数和的要求 齿数互质要求 大于100齿的质数齿加工可能性问题（滚齿差动机构） 高速齿轮齿数齿数要求 增速传动的齿数要求 （5）齿宽和齿宽系数的选择 一般齿轮的齿宽由齿宽系数来确定， φa=b/a φd=b/d1 φm=b/mn φa=(0.2-0.4)
巷道锚杆支护计算公式
根据1552工作面围岩柱状资料分析，15#煤层顶板直接顶为粘土岩，厚度1.0-1.5m ，施工时，极易垮落，掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进，采取锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高强度锚索做辅助支护。根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验，确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。 二、支护参数设计 ㈠采用类比法合理选择支护参数：根据15#煤层邻近巷道的支护经验，1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆，间距1000mm,排距900mm ；选用1x7丝φ15.24mm ，锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。 ㈡采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 L = KH+L 1+L 2 式中：L ——锚杆长度，m H ——冒落拱高度，m K----安全系数，取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m L 2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m 其中： H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m 式中：B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中：a 、b ——锚杆间、排距m Q ——锚杆设计锚固力，50kN/根； H ——冒落拱高度，取0.58m ； K ——安全系数，取2； r ——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m
架棚支护安全技术措施
编号：AQ-JS-05681 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑 架棚支护安全技术措施 Safety technical measures of scaffolding support
架棚支护安全技术措施 使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科 学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。 一、顶板管理 （一）、严格执行“敲帮问顶”制度 每班开工前，施工中必须有专人，站在安全处，找尽帮顶、悬岩的浮矸、活岩。一人找顶，一人监护，找顶时，被找地点下方严禁有人，严禁空顶作业。 （二）、严格执行正规循环施工 掘进后最大空顶距离、永久支护后最大空顶距离必须在作业规程、技术措施等技术文件中具体规定。过断层、顶板破碎带时必须缩小循环进尺。 （三）、临时支护 正常使用临时支护，严禁空顶作业。支护时必须在临时支护下进行。支护过程中，必须对工作地点的电缆、风筒、风管、水管及机电设备妥善加以保护，不得损坏。严禁将棚腿架设在浮煤浮矸上。
（四）、操作人员站位 支护时操作人员必须站在有支护的安全地点进行。采用人工上梁时，必须手托棚梁，稳抬稳放，不要将手伸入柱梁接口处；采用机械上梁时，棚梁在机具上应放置平稳，操作人员不得站在吊升梁的下方作业。 （五）、支护材料和参数 顶板支护材料和支护参数必须符合设计规定，支护强度满足支护要求。 （六）、支架连锁加固 每次爆破前必须加固连锁迎头不少于10m的支架，并接牢煞顶实帮。 （七）、顶板压力显现明显时，应及时补打点柱 施工点柱要遵守以下规定： 1、棚梁受到顶板来压弯曲变形，当其中部与其两端相比下沉≥50mm，且连续数量超过2棚时，每隔1棚施工1根点柱；当棚梁中部下沉≥80mm时，每棚均施工1根点柱。
锚杆支护参数计算
1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部，沿3上煤层顶板掘进，巷道底板标高在-203~-208m ，地表松散层厚度平均36m ；煤层厚度为3~3．83m ，平均3．4m ；煤层直接顶为砂质泥岩，厚度在0．60~．95m 之间，平均0．8m ；老顶为细砂岩，厚度15m 左右；底板为粉砂岩，厚度在1．158~．58m ，平均为4．9m 。 煤巷两侧及底板为煤体，粘聚力0．45MPa 、内摩擦角26°、容重1．33kg ／m 3、单向抗压强度6．35MPa ；煤巷顶板为砂质泥岩，粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2．76kg/m 3单向抗压强度20MPa ；原岩应力6．48MPa ；围岩稳定性系数为1．7，巷道围岩为Ⅳ类，属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢，设计强度240MPa ，托盘为铸钢托盘；两侧采用压缩木锚杆，设计强度17．6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3．1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中：1l 为锚杆外露长度，一般为0．1m ；2l 为被锚固围岩的厚度， 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中：p R 巷道围岩塑性区半径；o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1)，其值为 2．18m ；h 为巷道宽度或高度，两者之间取小值，即h =2．6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得： ①巷道顶板岩层： m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体)： m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2)，得锚杆锚固区围岩厚度： 煤巷顶板岩层：m l 23.12=
巷道支护理论计算
各种理论计算方法 一、按悬吊理论计算锚杆参数 适用于层状岩层，平顶巷道顶板锚杆；距离顶板周边往上1-1.5m 处最好有一层厚度大于2m 的坚固稳定老顶；上述范围没有老顶时，公式仍可套用。 1、锚杆长度计算： L=L 1+L 2+L 3 式中 L ——锚杆长度，cm ； L 1——锚杆外露长度，为垫板厚度+螺母厚+0.3mm ；cm L 2——破碎直接顶厚度，一般按经验取0.4m ； L 3——锚杆伸入老顶长度，按经验取≥0.30m ，或按锚固粘结力（π d τL 3）等于锚杆拉断承载力（πd 2σ/4）估算， 其中：当f ≥3时，L 2= B ， 当f ≤2时， 式中B ——巷道开掘宽度，m ； f ——岩石坚固系数。 H ——巷道掘进高度，m φ——两帮岩层的似内摩擦角。 D ——为锚杆直径， τ——为锚固剂与锚杆粘结强度，MPa σ——为锚杆抗拉强度，MPa 。 2、锚固力Q ：锚杆锚固力应等于杆体承载力，杆体能承载平均作用范围内岩石的重力。 Q =π(d/2)2σ=kab γL 2 式中：σ——锚杆抗拉强度，MPa d ——杆体直径 k ——安全系数，取1.5-1.8 a ——锚杆间距 b ——锚杆排距 γ——岩体容重 L 2——巷道顶板破碎带高度。 3、锚杆间距、排距计算： 设计令间距、排距均为a ，则 a=（Q/K L 2γ）1/2 式中α——锚杆间排距，m ； Q ——锚杆设计锚固力，150KN/根 L 2——冒落拱高度，取0.25m ； γ——被悬吊岩石的重力密度，取27KN/m 3； K ——安全系数，一般取1.5-1.8。 4、混凝土喷层厚度t 根据锚杆喷射混凝土支护技术规范，喷射混凝土支护厚度，最小不应小于50mm ，时。2≤f
架棚支护工作业操作规程完整
架棚支护工作业操作规程 1．施工中不得使用下列支护材料及支架： （1）不符合作业规程规定的支护材料。 （2）腐朽、劈裂、折断、过度弯曲的坑木。 （3）璐筋、折断、缺损的混凝土棚。 （4）严重锈蚀或变形的金属支架。 2．施工时，必须按照作业规程规定采用前探梁支护或其他临时支护形式，严禁空顶作业。其支护材料、结构形式、质量应符合作业规程规定。 3．支护过程中，必须对工作地点的电缆、风筒、风管、水管及机电设备妥善加以保护，不得损坏。 4．严禁将棚腿架设在浮煤浮矸上。 5．放炮崩倒、崩坏的支架应及时修复或更换。修复支架前，应先找掉危石、活矸，做好临时支护；扶棚或更换支架，应从外向里逐架依次进行。 6．在倾斜巷道架棚，必须有一定的迎山角，迎山角值应符合作业规程的规定。支架必须迎山有力，严禁支架退山。 7．架棚巷道支架之间必须安设牢固的拉杆或撑木。工作面10 米应敷设防倒器或采取其他防止放炮崩倒支架的措施。 8．对工程质量必须坚持班检和抽检制度，隐蔽工程要填写“隐蔽工程记录”单。
9．在压力大的巷道架设对棚时，对棚应一次施工，不准采用补棚的方法，以免对棚高低不平，受力不均。 10．巷道支护高度超过2 米，或在倾角大于30 °的上山进行支护施工，应有脚手架或搭设工作平台。 11.架棚后应对以下项目进行检查，不合格时应进行处理。 （1）梁和柱腿接口处是否严密吻合； （2）混凝土支架是否按要求放置木垫板； （3）梁、腿接口处及棚腿两端至中线的距离； （4）腰线至棚梁及轨面的距离； （5）支架有无歪扭迈步，前倾后仰现象； （6）支架帮、顶是否按规定背紧、背牢。 12．背帮背顶材料要紧贴围岩，不得松动或空帮空顶。顶部和两帮的背板应与巷道中线或腰线平行，其数量和位置应符合作业规程规定。梁腿接口处的两肩必须加楔打紧，背板两头必须超过梁（柱）中心。 13．底板是软岩（煤）时，要采取防止柱腿钻底的措施。在柱腿下加垫块时，其规格、材质必须符合作业规程要求。 14．采用人工上梁时，必须手托棚梁，稳抬稳放，不要将手伸入柱梁接口处；采用机械上梁时，棚梁在机具上应放置平稳，操作人员不得站在吊升梁的下方作业。 15．架设梯形金属棚时应遵守下列规定： （1）严禁混用不同规格、型号的金属支架，棚腿无钢板底座的
全方位轮参数计算设计软件使用说明书V1.0
第一章系统概述 1.1 系统介绍 全方位轮参数计算设计软件是集国内外齿轮最新研究成果和实践经验，结合最新国家及国际标准，经知名齿轮专家的几十年研究和提炼，推出的全新设计的齿轮专家系统。系统提供了原始设计，精度计算、强度校核、几何计算、齿轮测绘等模块。在国内拥有众多客户，并得到了客户的认可和好评。 系统以专家模式，渐进方式指导用户快速完成从原始参数得到设计参数的优化设计过程，系统提供大量详实的资料，使得每步的操作和每个的功能都有根有据。同时设计过程在优化条件下，又提供了及其灵活的控制和操作，用户根据自己的经验和方法，选择完全符合自己的设计参数。在系统推荐的总变位分配方案下，可以根据不同的设计优化目的，提供了9种总变位分配方法。在齿轮精度计算中，软件使用了最新国际精度标准并且提供了多达8种的侧隙类型选择，提供了完整的齿厚检测方法。在强度计算中，软件采用了ISO6336-1/2/3强度计算标准（GB/T3480-1997等同采用ISO标准），并且提供了灵活智能的计算过程配置管理功能，使得强度计算可以按照客户的计算要求，并且一步完成包括接触、弯曲、胶合在内的所有计算内容，用户直接可以输出指定格式的计算报告。 使用本软件，用户可以大量节约设计时间和设计成本，提高生产效率。使得原本需要好几天甚至好几个星期的设计量，只需要几分钟或几小时就完成。 2 功能特点 1. 简单易用软件使用Windows标准界面和操作习惯，界面简洁美观，步骤思路清晰，操作方便灵活，对稍有机械传动设计知识的人员，无须培训，在短时间内即可熟悉操作过程。 2．使用范围广软件可以适合减速机行业、矿山机械、汽车行业、船舶行业等多种行业的传动件和传动设备的设计计算要求。 3．先进设计理念和最新标准本软件结合了国内外先进的传动设计技术和研究成
锚杆支护参数设计
煤巷锚杆支护参数设计方法 煤巷的突出特点就是承受采动支承压力，围岩破碎，变形量大。巷道锚杆支护设计，首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估，对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如，是按采动影响时的支护难度设计支护，还是按照采动影响前的使用要求设计，不同的设计思想，结果大不相同。 目前，我国煤巷支护设计方法大致分为三类，即工程类比法、理论计算法及实例法。 1）工程类比法 工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验，通过工程类比，直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而，要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比，做出比较合理的设计方案，正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后，就可根据不同类别的岩层，确定不同的支护形式和参数。 （1）巷道围岩分类方法 围岩分类方法的研究工作历史悠久，早在18世纪，在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入，国内外围岩分类研究得到了迅速发展，据不完全统计，有影响的围岩分类有五六十种之多。 a. 普氏岩石分级法 该法用岩石坚固性系数f（普氏系数）来对围岩分类，f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现，它最重要的性质在于不论是何种抗力，以及这种抗力是如何引起的，而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践，并且有抽象概括的程序可取，所提出的岩石坚固性系数值简单明确，到目前仍有一定的使用价值。 b. 煤矿锚喷支护围岩分类 为了适应巷道锚杆支护的需要，原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类，见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素，是一种典型的多指标分类方法。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标，它是建立在对巷道围岩实测的基础上，几乎不作任何假设，用现场实测和模拟试验，研究围岩状态，找出围岩松动圈这一综合指标，用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握，受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后，依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈，中松动圈、大松动圈三大类六小类，如表2所示。
架棚支护工作业操作规程正式版
Guide operators to deal with the process of things, and require them to be familiar with the details of safety technology and be able to complete things after special training.架棚支护工作业操作规程 正式版
架棚支护工作业操作规程正式版 下载提示：此操作规程资料适用于指导操作人员处理某件事情的流程和主要的行动方向，并要求参加施工的人员，熟知本工种的安全技术细节和经过专门训练，合格的情况下完成列表中的每个操作事项。文档可以直接使用，也可根据实际需要修订后使用。 1．施工中不得使用下列支护材料及支架： （1）不符合作业规程规定的支护材料。 （2）腐朽、劈裂、折断、过度弯曲的坑木。 （3）璐筋、折断、缺损的混凝土棚。 （4）严重锈蚀或变形的金属支架。 2．施工时，必须按照作业规程规定采用前探梁支护或其他临时支护形式，严禁空顶作业。其支护材料、结构形式、质量应符合作业规程规定。
3．支护过程中，必须对工作地点的电缆、风筒、风管、水管及机电设备妥善加以保护，不得损坏。 4．严禁将棚腿架设在浮煤浮矸上。 5．放炮崩倒、崩坏的支架应及时修复或更换。修复支架前，应先找掉危石、活矸，做好临时支护；扶棚或更换支架，应从外向里逐架依次进行。 6．在倾斜巷道内架棚，必须有一定的迎山角，迎山角值应符合作业规程的规定。支架必须迎山有力，严禁支架退山。 7．架棚巷道支架之间必须安设牢固的拉杆或撑木。工作面10 米内应敷设防倒器或采取其他防止放炮崩倒支架的措施。 8．对工程质量必须坚持班检和抽检制
支护参数计算
附件1、支护参数计算 （一）锚杆参数计算： 按锚杆悬吊理论计算 1、锚杆长度 Ｌ＝Ｌ１＋Ｌ２＋Ｌ３ 式中： Ｌ ：锚杆长度，mm ； Ｌ１：锚杆外露长度，取50mm ； Ｌ２：有效长度，mm ，（顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c ）； Ｌ３：锚入稳定岩层内深度，mm ，(顶锚杆取800mm ，帮锚杆取600mm)； （1） 普氏免压拱高: b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/f 式中： Ｂ ：巷道掘进宽度（B 皮=5.5m 、B 硐室=4.4m 、） Ｈ ：巷道掘进高度（H 皮=3.8m 、H 硐室=3.6m ） ｆ煤：煤层普氏系数，f 煤=2.5； ω帮：两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.26°； 皮带巷：1461mm /2.5]2)/26.6345tan(00832/5500[=-??+=皮b 探放水、调车硐室：b 硐室=mm 2221/2.5]2)/26.6345tan(36002/4400[=-??+ （2） 破碎深度： ) 2/45tan(H c 帮ω-??= 式中： Ｈ：巷道掘进高度（H 硐室=3.6m 、H 皮=3.8m ） ω帮：两帮围岩的内摩擦角，取63.26°；
皮带巷：mm 903)2/26.6345tan(3800c =?-??=皮 探放水、调车硐室：c 硐室=mm 856)2/26.6345tan(3600=?-?? 由（1）、（2）可得巷道顶、帮锚杆长度分别为： 皮带巷：L 皮顶＝Ｌ1＋Ｌ2＋Ｌ3＝50＋1461＋800＝2311mm ； L 皮帮＝Ｌ1＋Ｌ2＋Ｌ3＝50＋903＋600＝2003mm ； 探放水、调车硐室：L 硐室 ＝Ｌ1＋Ｌ2＋Ｌ3＝50＋1222＋800＝ 2072mm ； L 硐室 ＝Ｌ1＋Ｌ2＋Ｌ3＝50＋856＋600＝1506mm ； 23111皮带巷掘进工作面实际所选用的锚杆长度分别为：顶锚杆长度为2600mm ，帮锚杆长度为2100mm ，经计算工作面巷道实际所选用的锚杆长度均大于计算出的长度，所以满足设计要求。 2、锚杆直径 （1）顶锚杆直径计算公式为： t Q d σ13 .1= 式中： Ｑ：锚杆锚固力 取 Q ＝150kN; t σ：锚杆的抗拉强度 取 t σ＝490Mpa; mm m d 9.190199.010 4901015013.16 3==???= 23111皮带巷掘进工作面实际所选用的顶锚杆直径为22mm,大于计算出的直径，所以满足设计要求。 （2）根据西山煤电发[2010]16号文件：工作面煤帮侧的支护，必须采用φ20mm 的玻璃钢锚杆。 3、锚杆的间、排距
架棚支护工岗位职责范本及操作标准
岗位说明书系列 架棚支护工岗位职责及操 作标准 （标准、完整、实用、可修改）
编号：FS-QG-63323架棚支护工岗位职责及操作标准 Shelf support workers job responsibilities and operating standards 说明：为规划化、统一化进行岗位管理，使岗位管理人员有章可循，提高工作效率与明确责任制，特此编写。 一、上岗标准 1、岗位职责 岗位职能范围：巷道支护、施工、检查、维修、回收的工作; 工种内容(工种定义)：巷道内支柱、架梁及特殊支架架设，回收等有关支护方面问题处理的工种。 2、岗位有关生产技术规程 《煤矿安全规程》有关部分; 工作地点作业规程; 和本工种有关的《操作规程》; 《采煤质量标准化标准》中的相关规定; 本矿安全质量检查标准中的相关规定。 3、技术基础知识
具有一定的采煤、地质知识; 了解工作点顶底板岩石性质、矿压及顶板管理方法; 了解巷道布置及通风、运输、管道、电缆系统，熟悉工作面支护方式; 掌握回收放顶的基本要求; 掌握各种支护材料的规程、尺寸、性能要求及使用方法; 掌握顶板周期变化及支护强度等概念。 4、安全防护知识 了解所在工作点顶底板活动规律，掌握工作地点的构造情况; 了解矿山压力主要显现的特征; 掌握回收、放顶、支护方法及要求; 掌握自救互救方法。 二、操作规程 (一)安全规定 1、施工中不得使用下列支护材料及支架： (1)不符合作业规程规定的支护材料。 (2)腐朽、劈裂、折断、过度弯曲的坑木。
(3)露筋、折断、缺损的混凝土棚。 (4)严重锈蚀或变形的金属支架。 2、施工时，必须按照作业规程规定采用前探梁支护或其他临时支护形式，严禁空顶作业。其支护材料、结构形式、质量应符合作业规程规定。 3、支护过程中，必须对工作地点的电缆、风筒、风管、水管及机电设备妥善加以保护，不得损坏。 4、严禁将棚腿架设在浮煤浮矸上。 5、放炮崩倒、崩坏的支架应及时修复或更换。修复支架前，应先找掉危石、活矸，做好临时支护;扶棚或更换支架，应从外向里逐架依次进行。 6、在倾斜巷道内架棚，必须有一定目的地迎山角，迎山角值应符合作业规程的规定。支架必须迎山有力，严禁支架退山。 7、架棚巷道支架之间必须安设牢固的拉杆或撑木。工作面10米内应敷设防倒器或采取基他防止防炮崩倒支架的措施。 8、对工程度质量必须坚持班检和抽检制度，隐蔽工程要