巷道支护参数计算

40119运顺宽度5.8m ，高度3.5m ，全煤层中掘进，煤厚10.5m 。根据工程经验，顶部锚杆规格为φ20mm ×2300mm ，间排距700×800mm 。运顺顶板锚索间排距为1400×800mm ，每排4根。运顺帮部采用螺纹钢锚杆配以金属网、锚索进行支护；帮部锚杆规格均为φ18×2000mm,间排距均为800×800mm 。

用极限平衡下塑性区计算法、悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论验算。 1、极限平衡塑性区法 ①极限平衡下的塑性区半径

()?

φ

φφγφsin 2sin 1)K (sin 1-??

??????+?-=ctg C ctg C H R R o s

式中：s R —巷道塑性区半径，m ；

o R —巷道外接圆半径，通过几何法算出外接圆半径3.39m ； γ—上覆岩石平均容重，取0.025MN/m 3； H —巷道埋深，最大埋深560m ； C —围岩粘结力，2.65MPa ； φ—围岩内摩擦角，30°。 经计算得：

()m 51.730)303(30sin 139.330

sin 230sin 1=??

?

?

????+??-=-ctg C ctg C H R s γ

②计算维持极限平衡区岩石不冒落所需要的支护力 顶部岩石荷载的厚度为：

h d =Rs-b/2

式中：s R —巷道塑性区半径，m ；

b —巷道高度 经计算得：

h d ＝7.51-1.75=5.76m

为了维持极限平衡区岩石不冒落所需要的最小支护力为： 顶部：P 顶＝=∑i i h γ 5.76×13.6kN/m3＝78.3kN/m2 ③锚索提供的支护抗力为：

D

B q n

s

?=s P 式中：

q s --锚索破断力，18.9mm 钢绞线取q s ＝400kN ，；

B —巷道宽度，5.8m ； D —锚索排距，0.8m ； n —每排锚索根数，4； 计算得：8.3440.8

8.5400

4KN P s =??

=。

②锚杆提供的支护抗力

锚杆加固后所形成的均匀压缩带提供的支护抗力为：

2

m m m D q P ?=η (5.3)

式中：q m --锚杆锚固力，100KN ；

D m 2--锚杆间、排距，0.7*0.8㎡； η--锚杆支护系数，取η＝0.35。 计算得：P m =62.5kN/m 2 ③支护总抗力

P 总＝P s +P m =344.8+62.5=407.3(kN/m 2)

④支护安全系数 K=407.3/78.3=5.2

安全系数不小于1.5，满足工程要求。

悬吊法参数验算

1、按单体锚杆悬吊作用计算锚杆长度，应满足：

L ≥L 1+L 2+L 3

式中：L —锚杆总长度；

L 1—锚杆外露长度（钢带厚度0.006+锚杆牌厚度0.010+螺母厚度；0.04+0.02～0.05m,顶锚杆取0.08m ，帮锚杆取0.1m ）,m ；

L 2-有效长度（顶板锚杆取免压拱高b ，帮锚杆取煤帮破碎深度c ）,m ；

L 3-锚入煤层内深度（顶锚杆取0.8m ，帮锚杆取0.6m ），m ； L 2的取法：

①有界限分明调查清楚的伪顶时，L 2>伪顶厚度，m

②有范围内调查确定的易碎直接顶时，L 2>易碎直接顶厚度，m ③取普氏免压拱高

A.当围岩普氏硬度系数f ≤2时普氏免压拱高按下式计算：

???

??????? ??+?+=

245212?Hctg B f L

B.当围岩普氏硬度系数f ≥3时普氏免压拱高按下式计算：

f

L 2B 2=

c=Htg(45о-φ/2)

式中：B —巷道掘进跨度，B=5.8m

H —巷道掘进高度，H=3.5m f —煤普氏硬度系数，f 取1.8；

φ—两帮围的内摩擦角，φ取46°27′（地质报告）

b=[5.8/2+3.5ctg(45о+46°27′/2)]/1.8=2.40

c=Htg(45о-φ/2)=0.81

依据上述公式计算得出：

顶锚杆长L 顶≥L1+L2+L3=0.08m+2.4m+0.8m=3.28m ， 帮锚杆长L 帮≥L1+L2+L3=0.1m+0.81m+0.6m=1.51m ，

所选顶板锚杆为2.2m<3.28m ，不能满足需要；所选帮部锚杆2.0m>1.51m ，能满足要求

2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距

a=(Q/K 1γL 2)1/2

式中：Q-锚杆的承载力，按90KN 计算

γ—煤体容重，取1.39t/m 3(13.622KN/m 3；)

L2—有效长度（顶板锚杆取免压拱高b ，帮锚杆取煤帮破碎深度c ）,m ； a —锚杆间排距，通常间距与排距相同 K 1-安全系数，一般取1.5～1.8，这里取1.6 a=(90/1.6/13.622/2.65)1/2=1.25m 实际间排距为700*800mm ，满足要求。

3、假设锚杆锚固力与锚杆破断力相同，则锚杆直径按下式验算

d=(4Q/πσ)0.5

式中：σ—锚杆杆体材料抗拉强度,

经计算d=（4×0.09/3.14/410）^0.5=16.7mm 所选锚杆直径为20mm ，满足要求。 按组合梁验算： 1、长度验算

t 212σK q

K B

5.0L ?≥

式中：σt —煤层的抗拉强度，取值0.5Mpa K 1—安全系数，一般取值3-5，此处4；

K 2—增加网片和钢带后的表面强化系数，取值1.5-2.5，此处取2； B —巷道宽度，5.8m

q —组合梁上方近似均布载荷（根据极限平衡拱求出塑性区高度后，减去设计锚杆有效长度后的载荷） L 2=2.3-0.1=2.2m

q=(5.76-2.2)×13.6kN/m 3=0.0484Mpa

m 28.15

.0*20484

.0*4*

8.5*5.0σK q

K B 5.0t

21==?

顶锚杆长L 顶≥L1+L2+L3=0.08m+1.28m+0.8m=2.16m ， 顶板锚杆选型为2.3m,由此可见顶板锚杆长度选择合理。 2、悬吊理论校核锚索间距

L ≤nF 2/（K 2BH γ）

式中：L —锚索排距，m ；

B —巷道最大冒落宽度，取巷道宽度 5.8m ； H —巷道冒落高度，按塑性区高度5.76m ； γ—岩体容重，取KN/m3；煤层取13.62

F 2 —单根锚索的极限破断力，Ф18.9钢绞线为400KN ； n —每排锚索根数，取4；

K 2-安全系数，一般取1.5～1.8，这里取1.8 通过验算得 L ≤1.96m 。 3、锚杆锚固力计算

表10 树脂药卷主要技术参数

锚杆锚固力可按下式计算：

K

d π1000

σ

l Q =t

式中 Q —锚杆锚固力，KN ；

K —锚杆安全系数，取2~3； l —锚固长度，m ；

r —粘结强度，粘结强度分对螺纹钢的粘结强度和对煤层的粘结强度，取5Mpa 。 经计算：

KN 1005

.25

*02.0*14.3*8.0*

1000K

d π1000

===σ

l Q t

设计锚索间排距为1400*800mm ，每排4根，满足安全要求。

按自然平衡拱验算

自然平衡拱理论认为，巷道开掘后，在上覆岩层压力作用下，浅部围岩发生破坏，而在深部一定范围内形成自然平衡工。自然平衡拱以上岩体是稳定的，锚杆的作用主要是防止破坏区围岩垮落

①煤层巷道帮部破坏深度C （m ）

290tan )110K （

C 4

cx ?

γ-?-=h f HB y

式中 C —巷帮破坏深度，为负值时表明煤体稳定，正值是表面煤体发生破坏；

K cx —巷道周边挤压应力集中系数，按巷道断面形状及宽高比确定，此处

取2；1.6

γ—巷道上方至地表地层平均视密度，25kN/m 3 H —巷道埋深，最大埋深560m ；400

B —表征采动影响程度的无因次参数，此处取1.26；1 f y —煤层硬度系数，1.8；1.3

h —煤层厚度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度，3.5m ；3.9 φ—两帮围的内摩擦角，φ取46°27′（地质报告） 经计算得：

m 36.12274690tan 5.3*)18

.1*10 1.26*560*25*2（

290tan

)110K （C 4

4cx ='?-?-=-?-=?

γh f HB y

②顶板岩层破坏深度L 2(m)，按相对于层理的法线计，可根据下式求出：

n

f C a y 2K cos )(L α+=

式中 a —巷道半跨度，2.9m ；

α—近水平煤层，此处按0°计算；

K y —待锚岩层的稳定性系数，此处取1；

f n —锚固岩层的硬度系数，锚固在煤层中，硬度系数1.8； 经计算：

m 36.28

.1*10cos )36.19.2(L 2=?

+=

③顶板锚杆长度

顶板锚杆长度按L 顶=L 2+△

式中： △—锚杆锚入围岩破坏范围之外与锚杆外露长度之和，一般取0.5-0.7m

经计算得：

L 顶=2.36+0.7=3.06m

③帮部锚杆长度

帮部锚杆长度按L 帮=C+△ 经计算得：

L 帮=1.36+0.6=1.96m

由此可见，顶板锚杆选择过短，帮部锚杆长度合适

巷道毛断面计算公式

2.2m梯型棚毛断面计算公式： (2.2+0.1+3.2+0.1)× 2.4m梯型棚毛断面计算公式： (2.4+0.1+3.4+0.1)× 2.4m U型棚毛： π×（1.215+0.12+0.05）/2+（2.451+0.24+0.1+2.949+0.24+0.1）× 2.4m U型棚净： π×（1.315）/2+（2.650+3.200）× 2.6m U型棚毛： π×（1.315+0.12+0.05）/2+（2.650+0.24+0.1+3.200+0.24+0.1）× 2.6m U型棚净： π×（1.315）/2+（2.650+3.200）× 222.8m U型棚毛断面计算公式： π×（1.415+0.12+0.05）/2+（2.860+0.24+0.1+3.400+0.24+0.1）× 2.8m U型棚净断面计算公式： π×（1.415）/2+（2.860+3.400）× 3.8mU型棚毛断面计算公式： π×（1.915+0.12+0.05）/2+（3.881+0.24+0.1+4.422+0.24+0.1）×222222 3.6mU型棚毛断面计算公式： π×（1.815+0.12+0.05）/2+（3.477+0.24+0.1+4.064+0.24+0.1）×22巷道毛断面计算公式:

2.2m梯型棚(2.2+0.1+ 3.2+0.1)×2 2.6m U型棚π×（1.315+0.12+0.05）/2+（2.650+0.24+0.1+ 3.200+0.24+0.1）× π×（1.415+0.12+0.05）/2+（2.860+0.24+0.1+3.400+0.24+0.1）× π×（1.915+0.12+0.05）（3.881+0.24+0.1+4.422+0.24+0.1）×222 2.8m U型棚 3.8mU型棚

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，

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。

锚杆参数计算

铁迈煤矿锚杆（索）支护参数计算 一、锚杆长度： 按照加固拱原理确定锚杆参数： L≥L1+L2+L3 其中：L -------锚杆全长，m； L1-------锚杆外露长度，一般取0.05-0.2m，包括垫板、螺母；为了进行拉拔试验通常取0.2M. L2-------锚杆有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆破碎深度较大值）m； L3-------锚杆锚固长度，一般为0.3-0.5m; L2= [B/2+Htan（45°-W/2）]/f 其中：L2-------锚杆有效长度，m； B-------巷道掘进跨度，取3.8m； H-------巷道掘进高度，取3.5m； W-------围岩（煤体）内摩擦角，取45°； f-------岩石普世系数，取2.5；则 L2=［3.8/2+3.5*tan（45°-45°/2）］/2.5=1.34 所以锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.2+1.34+0.5=2.0m，因此采用长度 为2.0m的锚杆；

结论1：锚杆长度确定为2.0m 二、锚杆间排距 B=√---Q/-(khr)------ 式中： B：锚杆间排距； Q：锚杆锚固力；取80KN K：安全系数，取2； h：巷道掘进宽度；3.8m r:上覆岩层平均体积重量取25 KN/m3 则：B=√---Q/-(khr)-----= √-80/(2*3。8*25--=0.649m,取0.6m. 结论2：锚杆间排距确定为0.6m. 三、锚索长度： 为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用锚索的长度为： L=L1+L2+L3+L4 其中：L---------锚索长度，m； L1 --------锚索深入稳定岩层锚固长度，m； L2 --------需要悬吊不稳定岩层（煤体厚度），取 2.5m； L3 --------上托盘及锚具厚度，0.15m； L4 --------需要外露张拉的长度，取0.25m。

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

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．

锚杆支护理论计算方法

锚杆支护参数的确定 一、锚杆长度 Ｌ≥L1+L2+Ｌ3--------－－------－-------- ① =0.１＋１．5+0．3=1.9m 式中： Ｌ——锚杆总长度，ｍ； L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度)，取0.１m； Ｌ２——锚杆有效长度或软弱岩层厚度,m； L3——锚入岩（煤）层内深度（锚固长度）,按经验L3≥３00mm。 (一)锚杆外露长度L１ L1=(０．1～０.１5)m,[钢带+托板+螺母厚度+（0.０２～０.03）] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度）L３ 1.经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》ＧBJ86－85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.３条第四款规定： 第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用2０锰硅钢筋或３号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.３.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;

四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200~25０毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度 宜为300～４0０毫米； 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于６毫米,尺寸不宜小于１5０×１５0毫米； 六、锚头的设计锚固力不应低于５0千牛顿； 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm~４0０mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节 锚杆支护设计”中规定： 第3．3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式（3.3.11-1)、(3.３.１1-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3．3.１1-１） cr st a f d f d k l 2214≥ (３.3.1１-２) 式中ｌa ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度（ｃm); ｄ1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径（cm ）; ｄ２——锚杆孔直径(ｃm ）; ｆst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N/cm ２）;

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

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=

巷道断面设计、爆破说明书及爆破图表编制

巷道断面设计、爆破说明书及爆破图表编制 学生姓名： 学院： 专业班级： 专业课程： 指导教师： 2014年 5 月30 日

《井巷工程》课程设计任务书 题目： 某煤矿年设计生产能力90万t吨，为瓦斯矿井，采用立井多水平开拓方式，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为450m3/h. 第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限为25年；通过的流水量为 220 m3/h ，风量为 34m3/s ；采用XK8-9/132A蓄电池式电机车，牵引3.0 t矿车运输。巷道内铺设一趟直径Φ为200mm的压气管和一趟直径Φ为100mm的供水管。设计的大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=4～6。该矿实行“三八”工作制，计划月进尺140m，每月实际工作30d，掘支平行作业，每一掘进班完成一个循环。预计正规循环率为0.9，炮眼利用率为0.9。 设计内容： 1、选择合适的巷道断面形状。 2、设计双轨直线段的巷道断面。确定巷道净宽、拱高、墙高、净断面面积、净周长，并进行风速校核。选择合适的支护方式，确定支护参数。最后确定巷道的掘进断面尺寸。 3、布置巷道内水沟和管线。 4、计算巷道掘进工程量和材料消耗量。 5、绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗表。 6、根据设计的断面图，编制爆破作业图表。包括爆破原始条件，三个方向的炮眼布置图、装药量及起爆顺序、预期爆破效果表。 设计要求： 1、在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使设计成果达到较高水平。 2、要通过计算确定的，必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的，请说明确定理由。设计参照依据：《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程质量验收规范》、《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》、《煤矿矿井采矿设计手册》、《井巷工程》东兆星等． 3、说明书用稿纸手写（或打印），要求字迹工整，内容完整，表格要用统一编号和表头。图纸绘制用CAD，绘图比例用1：50，纸型为A4。图纸格式要求按示例一，示例二；线型、线宽及图例，参照采矿设计手册采矿制图部分要求。 4、提交的设计成果包括：设计说明书及有关图纸（巷道断面施工图，炮眼布置图）

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。

煤矿锚杆支护技术参数

煤层集中皮带机道锚杆锚索支护 参数设计及计算方法 煤层平均厚度3.5m，煤层结构简单，夹石层数1~2层，夹石岩性为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩，厚度一般为0.20~0.40m，煤层顶板岩性为砂砾岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩；煤层底板岩性有炭质泥岩、粉砂岩、砂砾岩。 煤层集中皮带巷断面设计为矩形，巷道宽度4.0m，高度3.2m，采用锚网梁索联合支护方式支护顶板，锚网支护方式支护巷帮。 一、巷道锚杆支护参数设计 （一）顶板锚杆支护参数确定 1、锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。 1）锚杆长度的确定 LLLL =++312L——锚杆长度，m；式中 L——锚杆外露长度，m；1L——锚杆有效长度，m；2L——锚杆锚固长度，m。3L的确定）锚杆外露长度（11LL=0.05m ，一般）0.02～0.03m（螺母厚度垫板厚度= ++11（2）锚杆有效长度L 的确定2． L的确定：采用解释法中普式自然平衡拱巷道顶锚杆有效长度2L。理论确定2L=1.8B/f 3时，f≥f——普氏系数，取4.5；式中B——巷道跨度，取4m；

L= 1.8B/f =1.6m，取1.65m L = 0.3~0.4m，取0.3m。3LLLL= 2L的确定（3）锚杆锚固长度3 0.05+1.6+0.3=1.95m，结合矿井实际，=++取因此，321L=2.0m。 2）锚杆间排距的确定 对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排D按下式计算：距 DL=0.5*2=1m≤0.5 3）锚杆直径的确定 d可按下式计算：锚杆直径d=L/110=2000/110=18.2mm，锚杆直径取20mm＞18.2mm 4）锚杆锚固力计算 锚杆锚固力可按下式计算： Q——锚杆锚固力，t；式中 2rDQ?KL2 K——锚杆安全系数，取2~3； L；m——锚杆有效长度，2． 3r。——视密度，t/m2rD?KLQ=3*1.60*1*1.45=69.6KN，采用直径20mm 的等强螺纹钢2锚杆通过树脂药卷锚固后，锚固力约70KN≥Q=69.6 KN，符合要求。 锚杆锚固采用树脂药卷。当顶部煤体较好时，锚杆锚固方式可端部锚固；当顶板煤体松软破碎时，采用全长锚固。 （一）煤帮锚杆支护参数确定 1）煤帮锚杆长度

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

锚索支护计算

锚索支护设计技术参数 1、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 ； M MM f f d K L c a a 27.13059.127010 431.14278.17241≥≥???≥?≥ 其中： K ——安全系数,一般取2； 1d ——锚索直径,17.8mm ； a f ——锚索抗拉强度，1427.31N/㎜2； c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，10N/㎜2； b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，3.7m ； c L ——托板及锚具的厚度，0.15m ； d L ——外露张拉长度，0.25m ； M L L L L L d c b a 37.525.015.07.327.1=+++=+++= 设计取锚索长度为8.3m 2、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，4.2 m ； H---巷道最大帽落高度，2m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，39.42kN/m 3（包括顶煤+直接顶） L 1---锚杆排距, 0.8m, F 1---锚杆锚固力,70 kN; F 2---锚索极限承载力, 320kN; θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;

n---锚索排数,取1。 L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1]=1×320÷[4.2×2×39.42-(2 ×70×sin75°)÷0.8]=1.974m 3、加强锚索数目的校核，应满足 断P W K N ?≥ 式中N ——锚索数目； K ——安全系数；2 断P ——锚索最低破断力，360kN ； W ——被悬吊岩石的自重，kN ； ∑∑???=D h B W γ 其中：B ——巷道掘进荒宽，4.2m ； D ——锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取4.15m ； ∑h ——悬吊岩石厚度，3.7m ； ∑γ——悬吊岩石平均容重，24.13kN/m 3。 KN D h B W 17.155615.413.247.32.4=???=???=∑∑γ 6.836017.15562=?=?≥断P W K N 根

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

锚杆和锚索支护参数的计算

一、锚杆支护参数的计算 1）锚杆长度的确定： 顶锚杆 根据悬吊理论计算： 本矿的煤层顶板属中等稳定形，锚杆须锚入稳定岩石0.35米，锚杆外露0.05米，，则锚杆的长度L=l 1+l 2+l 3=1.3+0.35+0.05=1.7 (m) 其中 L 1------顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析 得1.3米 L 2------锚杆须锚入稳定岩石长度，取0.35m L 3------锚杆外露长度，0.05m 结合锚杆支护技术规范要求及我矿生产实际选定锚杆长度1.8m 2）锚杆间排距的确定： L= h K Q =1.02米，考虑巷道宽度间距取0.8米，排距取1.0米。 锚杆的抗拉力为 5.0吨，经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力实验，锚杆的抗拉力均在5.0吨以上。 其中 Q----抗拉力，取5.0 k-----安全系数，取1.5 γ---岩石容重，取2.5T/m 3 h----顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析得1.3米 考虑巷道宽度，间距取0.8米，排间取1.0米，符合理论计算要求。 二、锚索间排距的确定： 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，3.1m； H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.6米； γ—岩体容重，取25KN/m3； L1—锚杆排距，1.0米； F1—锚杆锚固力，取50KN； F2—单根锚索的极限破断力，取210KN； θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，85ｏ； n—锚索排数，取2； L =2×210/［3.1×3.6×23-（2×50×sin85ｏ）/1］=2.5m 考虑巷道宽度，间距取1.6米，排距取2.0米，符合理论计算要求。

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

巷道断面测量方法综述

巷道断面测量方法综述 摘要目前国内测量巷道断面常是通过测量高、宽,然后按照不同断面形状套用公式,进行近似计算,这种方法测出来的断面面积有较大的误差。介绍长期以来煤矿中使用的各种测量方法,希望为断面测量设计带来新的思路。 关键词巷道断面;测量 0引言 巷道断面测量是通风阻力测算的重要一环,其误差直接影响到通风阻力的误差。所以在有条件的情况下我们应尽量使其测得精确量。巷道断面的测量方式虽然已从人工测量发展到机械测量,从接触式测量发展到非接触式测量,从不精确的估算发展到精确的测量,但是现在煤矿还是常用皮尺进行粗略的测量,原因是还没有一种既精确又方便携带价格低廉的测量工具。 1接触式测量 1.1基于计算通式的巷道断面测量 拱形巷道包括半圆拱、三心拱、任意三心拱和圆弧拱巷道。半圆拱、三心拱巷道断面积的计算公式王保礼在1989年《矿山技术》上推导出来。任意三心拱和圆弧拱巷道断面积的计算公式,由玉石洼铁矿的王致远、王立志在1995年第五期《冶金矿山设计与建设》上推导出来。 1.2面积微分法的接触式测量 1995年骆庆中在《煤矿安全》第五期上介绍了一种简便测量巷道断面积的仪器。仪器的原理是将整个巷道断面化分为若干个三角形断面,通过计算所有三角形面积之和来求得整个巷道断面积。整个仪器由可调顶梁、可伸缩测杆和刻度盘组成如图1。 图1 使用时,先将顶梁旋钮旋转,使整个仅器固定在巷道中间位置(且与被测断面重合);然后将可伸缩测量杆绕轴心“O”点旋转,使其指向刻度盘上的零度;伸长测量杆使其顶端与巷道壁接触,此时,沿测杆测出轴心“O”点与巷道壁之间的距离L1。测完后,收缩并顺时针旋转测量杆,旋转角度为(为能整除360的因数,即n=360);再伸长测量杆井用同样的方法测出轴心“O”到巷壁的距离L2,以此类推,可以得到。根据已知三角形两边边长及其夹角的三角形面积,计算公式为:然后,我们就可以推算出该被测巷道断面积为: 2非接触是测量