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1、.中国矿业大学矿业工程学院矿山压力与岩层控制课程设计 姓 名： 班 级 学 号： 指导老师：吴 锋 锋 2015.6.22目录矿山压力与岩层控制课程设计21 课程设计的目的22 课程设计的内容23 课程设计资料23.1 工作面地质条件23.2 工作面生产技术条件43.3 其它参数4一依据岩层控制的关键层理论，确定主、亚关键层位置；5二计算直接顶初次跨落步距，老顶初次断裂步距，老顶周期来压步距92.1直接顶初次跨落步距：92.2老顶初次断裂步距如下：102.3老顶初次断裂步距如下：12三:结合三铰拱平衡理论，计算上覆岩层“三带”中垮落带高度；121：什么是三铰拱平衡理论？12四：依据液压支架选型
2、原则及步骤，考虑大采高综采、综采放顶煤（采煤机割煤高度2.5m）开采2种条件，分别计算顶板压力大小，进行液压支架工作的合理选型，画出支架简图；131 液压支架的基本形式132.1 顶底板性质142.2 煤层条件152.3 经济成本16五：假定回采巷道选用锚网支护，理论计算确定锚杆的型号、间排距及支护方案简图。19矿山压力与岩层控制课程设计1 课程设计的目的矿山压力与岩层控制课程设计是矿山压力与岩层控制采矿专业主干课程的一个重要实践环节。通过课程设计使学生了解和掌握矿山压力与岩层控制的研究方法，加深对课程知识的理解，为以后的毕业设计及矿压理论研究奠定基础，使学生具备运用该方法解决采矿工程实际问题
3、的能力。2 课程设计的内容结合某一给定回采工作面的地质及生产技术条件，设计完成以下内容，并配有必要的图表。2）依据覆岩岩性特征，采用力学分析计算直接顶初次垮落步距，老顶初次断裂步距，老顶周期来压步距；3）结合三铰拱平衡理论，计算上覆岩层“三带”中垮落带高度；4）依据液压支架选型原则及步骤，考虑大采高综采、综采放顶煤（采煤机割煤高度2.5m）开采2种条件，分别计算顶板压力大小，进行液压支架工作的合理选型，画出支架简图；5）假定回采巷道选用锚网支护，理论计算确定锚杆的型号、间排距及支护方案简图。3 课程设计资料3.1 工作面地质条件某综采工作面井下位置西为东四辅撤运输巷，北为正在掘进的另一工作面，
4、南为另一工作面采空区，东为矿界，工作面之间留有60m的煤柱。所采煤层为3#煤层，煤体黑色，条带状结构，中部夹0.2m厚泥岩，赋存稳定，变异系数为0.08%，可采指数为1.0。煤的容重1.46t/m3，煤质普氏硬度12，盖山厚度292480m。煤层底板标高 488624m，地面标高 7801104m。工作面所采煤层厚度4.566.83m，平均6.30m，煤层倾角为114，平均5。工业储量6439345.35t，可采储量6246165t。依据该工作面钻孔数据，煤层上方伪顶为黑色炭质泥岩，层厚为0.20m；直接顶为灰黑色层理发育的砂质泥岩，层厚2.43m；老顶为浅灰色的坚硬中粒砂岩，成份以石英，长石
5、为主，层厚7.10m；直接底为灰黑色砂质泥岩，中厚层状，有斜节理，含云母碎片，中夹薄层细砂岩，层厚2.80m；老底为黑灰色泥岩，有节理，质不坚硬，局部夹薄层状砂泥岩、粉砂岩，层厚7.52m。工作面上覆岩层及其物理力学参数如表1所示。表1 覆岩岩层其物理力学参数岩层序号岩性厚度/m弹性模量/Mpa抗压强度/Mpa抗拉强度/Mpa体积力（N/m3）C30砂质泥岩6.640.869.85.9727280C29细粒砂岩0.765.180.57.127640C28砂质泥岩6.740.869.85.9727280C27砂岩层20.0568.7584.64.83527630C26砂质泥岩6.140.869.
6、85.9727280C25细粒砂岩165.180.57.127640C24泥岩0.81836.72.527420C23砂质泥岩4.740.869.85.9727280C22细粒砂岩2.965.180.57.127640C21泥岩1.151836.72.527420C20砂质泥岩2.4540.869.85.9727280C19细粒砂岩0.965.180.57.127640C18泥质砂岩340.869.85.9727280C17细粒砂岩1.8565.180.57.127640C16泥岩1.41836.72.527420C15砂质泥岩1.240.869.85.9727280C14细粒砂岩1.6565
7、.180.57.127640C13泥质砂岩1.540.869.85.9727280C12泥岩11836.72.527420C11砂质泥岩1.540.869.85.9727280C10细粒砂岩1.565.180.57.127640C9砂质泥岩11.3540.869.85.9727280C8中粒砂岩3.572.488.76.5727620C7砂质泥岩15.140.869.88.9727280C6砂质泥岩540.869.85.9727280C5细粒砂岩2.165.180.57.127640C4泥岩6.11836.72.527420C3中粒砂岩7.172.488.76.5727620C2砂质泥岩2.6
8、340.869.85.9727280C13号煤6.38.417.550.73155303.2 工作面生产技术条件工作面顺槽沿煤层底板布置，设计为矩形断面，采用锚网支护方式，断面大小均为5.03.8m。切眼为8.53.8m的矩形断面。工作面采用全部机械化的走向长壁大采高后退式自然垮落综合机械化采煤方法。工作面设计采高为6.0m。3.3 其它参数老顶及其上附加岩层的碎胀系数，可取为1.151.33；直接顶碎胀系数，可取为1.331.50。也可参照矿山压力与岩层控制教材中的相关参数取值。一依据岩层控制的关键层理论，确定主、亚关键层位置；将对岩体局部或直至地表的全部岩体的运动起控制作用的坚硬岩层称为关
9、键层, 前者称为亚关键层, 后者称为主关键层;关键层判别方法分为以下3个步骤进行:.第1步, 由下往上确定覆岩中的坚硬岩层位置. 此处的坚硬岩层非一般意义上的坚硬岩层, 它是指那些在变形中挠度小于其下部岩层, 而不与其下部岩层协调变形的岩层. 假设第 1 层岩层为坚硬岩层, 其上直至第 m 层岩层与之协调变形, 而第 m+ 1 层岩层不与之协调变形, 则第 m + 1 层岩层是第 2 层坚硬岩层. 由于第 1 层至第 m 层岩层协调变形, 则各岩层曲率相同, 各岩层形成组合梁, 由组合梁原理可导出作用在第 1 层硬岩层上的载荷为Q1xm=E1h31i=1mhii/i=1mEih3i (1)式中
10、: q1 ( x ) m为考虑到第m层岩层对第1层坚硬岩层形成的载荷; hi , i , Ei分别为第i岩层的厚度、容重、弹性模量( i = 1, 2, , m) .考虑到第m + 1层对第1层坚硬岩层形成的载荷为Q1xm+1=E1h31i=1m+1hii/i=1m+1Eih3i (2)由于第 m + 1 层为坚硬岩层, 其挠度小于下部岩层的挠度, 第 m + 1 层以上岩层已不再需要其下部岩层去承担它所承受的载荷, 则必然有 Q1xmQ1xm+1 (3) 将式( 1) , ( 2) 代入式( 3) 并化简可得 (4)式(4)即为判别坚硬岩层位置的公式.具体判别时,从煤层上方第1层岩层开始往上
11、逐层计算及当满足式(4)则不再往上计算,此时从第1层岩层往上,第m+1层岩层为第1层硬岩层.从第1层硬岩层开始,按上述方法确定第2层硬岩层的位置,以此类推,直至确定出最上一层硬岩层(设为第n层硬岩层).通过对坚硬岩层位置的判别,得到了覆岩中硬岩层位置及其所控软岩层组.。第2步,计算各硬岩层的破断距.坚硬岩层破断是弹性基础上板的破断问题,但为了简化计算,硬岩层破断距采用两端固支梁模型计算,则第k层硬岩层破断距Lk可由下式计算 (k= 1,2,n), (5)式中:hk为第k层硬岩层的厚度,m;Rk为第k层硬岩层的抗拉强度,MPa;qk为第k层硬岩层承受的载荷,MPa.由式(1)可知,qk可按下式确
12、定由于表土层的弹性模量可视为0,设表土层厚度为H,容重为C,则最上一层硬岩层即第n层硬岩层上的载荷可按下式计算 (k= 1,2,n-1) . (6)式(6),(7)中,下标k代表第k层硬岩层;下标j代表第k层硬岩层所控软岩层组的分层号;mk为第k层硬岩层所控软岩层的层数;Ek,j,hk,j,Ck,j分别为第k层硬岩层所控软岩层组中第j层岩层弹性模量、分层厚度及容重,单位分别为GPa,m,MN/m3.当j= 0时,即为硬岩层的力学参数.例如E1,0,h1,0,C1,0分别为第1层硬岩层的弹性模量、厚度及容重,E1,1,h1,1,C1,1分别为第1层硬岩层所控软层组中第1层软岩的弹性模量、厚度及容
13、重.第3步,按以下原则对各硬岩层的破断距进行比较,确定关键层位置.1)第k层硬岩层若为关键层,其破断距应小于其上部所有硬岩层的破断距,即满足lklk+1(k= 1,2,n-1) . (8)2)若第k层硬岩层破断距lk大于其上方第k+1层硬岩层破断距,则将第k+1层硬岩层承受的载荷加到第k层硬岩层上,重新计算第k层硬岩层的破断距.若重新计算的第k层硬岩层的破断距小于第k+1层硬岩层的破断距,则取lk=lk+1.说明此时第k层硬岩层破断受控于第k+1层硬岩层,即第k+1层硬岩层破断前,第k层硬岩层不破断,一旦第k+1层硬岩层破断,其载荷作用于第k层硬岩上,导致第k层硬岩随之破断.这一现象在文献2的数值模拟研究中得到了证实,限于篇幅,在此不作详细介绍.3)从最下一层硬岩层开始逐层往上判别lklk+1时重新计算第k层硬岩层破断距.例如,假设由第1,2步确定
