8103皮带顺槽.docx
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8103皮带顺槽
第一章概况
第一节 概述
一、巷道名称
本作业规程掘进巷道为8#煤层8103皮带顺槽,该巷道东北面为8101准备工作面,西南面为8105准备工作面,西北面与上仓皮带巷、采区轨道大巷相连接,东南面至我矿井田边界。
二、巷道用途
8103皮带顺槽主要为8103工作面的运煤、进风、行人及辅助运料等任务服务,顺槽内安设运输皮带。
三、巷道性质
本工作面所掘巷道沿8#煤层顶板掘进,顶板为L3石灰岩石,底板岩性为泥岩、砂质泥岩。
该巷道沿方位角149°32′26″″掘进。
四、巷道设计长度和服务年限
设计长度:
1410m。
掘进期限:
根据设计,本巷道从2012年3月17日开工,预计2012年10月10日竣工。
服务年限:
8103回采工作面可采年限。
五、巷道平面布置
附图1:
采区及工作面巷道布置图
第二节 依据
一、经过审批的设计及批准时间
1、矿井兼并重组整合项目初步设计说明书(修改版)(山西源通煤矿工程设计有限公司2010年6月编制)。
2、矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇(修改版)(山西源通煤矿工程设计有限公司2010年10月编制)。
3、矿井兼并重组整合项目初步设计井下安全避险六大系统设计(修改版)(山西源通煤矿工程设计有限公司2010年10月编制)。
4、山西柳林联盛龙门塔煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告(山西省煤炭地质水文勘察研究院2011年3月编制)。
二、地质说明书
本作业规程所掘巷道地质资料的编制依据是山西省第三地质工程勘察院于2009年10月编制的《山西柳林联盛龙门塔煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。
三、其他依据
1、《煤矿安全规程》。
2、《矿井通风》
3、《煤矿建设安全规程》
4、《井巷工程验收规范》
5、《煤矿矿井质量标准化标准》
6、《煤矿工人安全知识》
7、《柳林县煤矿通风瓦斯管理实施细则》
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况
开口坐标
8103皮带顺槽
X:
4142749.353Y:
19492285.428
终点坐标
8103皮带顺槽
X:
411526.108Y:
19493004.807
地面相对位置
及标高
地表为黄土覆盖的梁峁地貌,标高范围在+815~1034m与井下巷道高差大于150m。
井下位置及四邻情况
8103皮带顺槽,东北面为8101工作面,西南面为8105工作面,西北面与上仓皮带巷、采区轨道大巷相连。
我矿井田边界南邻骄峰煤业井田,西南邻庄上煤业井田、兴无煤业井田,西邻同德煤业井田。
老空水、火、瓦斯对工程的影响
巷道开掘后加强上层煤采空区管理,做好顶板探放水工作,避免水害事故的发生。
建筑物对工程
的影响
地表无其他水体设施或建筑
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固系数、层间距
8号煤层位于太原组中段上部,L3灰岩为其直接顶板,距下部9号煤层顶9.03m,煤层厚1.40-2.11m,平均为1.90m,一般含0-1层夹矸,在赋存区内为稳定可采煤层。
煤层顶板为石灰岩,底板为粉砂岩、泥岩。
煤(岩)层赋存特征表
煤层号
煤层厚度
最小-最大
平均
(m)
间距
最小-最大
平均
(m)
结构
(夹矸数)
可采性
稳定性
顶底板岩性
顶板
底板
山西组
4
2.11-4.50
3.82
简单
(0-1)
全区可采
稳 定
泥岩
泥岩
砂质泥岩
3.0-10.0
7.45
5
1.80-2.50
1.74
简单
赋存区
可采
稳定
泥岩
泥岩
42.5-58.7
46.21
太原组
8
1.40-2.11
1.90
简单
(0-1)
赋存区
可采
稳定
石灰岩
泥岩
砂质泥岩
7.72-9.82
9.03
9
0.78-2.32
1.85
中等
(1-2)
全区可采
稳 定
泥岩
泥岩
附图2:
8号煤综合柱状图
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤的自燃倾向性和爆炸性
瓦斯涌出量:
根据晋煤安发【2009】430号文年度瓦斯等级鉴定结果:
8号煤CH4绝对涌出量为1.76m³/min;CO2为4.4m³/min。
属低瓦斯煤层。
煤的自燃倾向性和爆炸性:
根据山西省煤炭地质研究所晋煤检【2009】0604—MB—J0774检验结论,8号煤层自燃倾向性等级为
级,属于自燃煤层,煤尘具有爆炸性。
第三节地质构造
一、区域地质
1、区域构造
本井田位于吕梁背斜西翼,地层走向大致为北北西到北西,倾向南西。
在此基盘上发育有次一级波状起伏和大小不等的断裂构造。
本井田位于鄂尔多斯盆地东部边缘,吕梁背斜之西翼,河东煤田中部,大地构造位置处于华北地块之次级单元河东凹块之中,区域上构造为一单斜构造,地层倾向南西,倾角4~13°,区内断裂构造不发育。
2、区域地层
本井田区域构造位置处于鄂尔多斯台坳之河东断凹,兴县—石楼南北向断褶带中南部。
区域地层由老到新有:
古生界奥陶系中统,石炭系中统本溪组、上统太原组,二叠系下统山西组、下石盒子组,二叠系上统上石盒子组,新生界第四系统中、上更新统,全新统。
3、区域含煤特征
区域上含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。
太原组(C3t):
由深灰色、灰黑色泥岩、砂质岩、中粗粒砂岩、灰岩及煤层组成,为一套海陆交互相含煤沉积。
该组旋回结构清楚,厚度很稳定,一般含6、7、8、9、10号煤层,其中8、9、10号煤层为稳定全区或大部分可采煤层,其余为不可采煤层。
山西组(P1s):
山西组是以陆相沉积为主的海陆交互相含煤沉积,地层岩性由深灰一灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、灰色砂岩及煤层组成,本组含有1、2、3、4、5号煤层,其中4、5号煤层为稳定可采煤层,其余为不可采煤层。
二、矿井地质
1、地层
本井田位于沙曲井田规划区的东部,井田大部分被黄土覆盖,其岩零星出露。
井田内发育的地层由老至新有奥陶系中统,石炭系中统本溪组、上统太原组,二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组,上第三系上新统,第四系中上更新统的地层。
现将井田内地层层序、厚度、岩性及其变化情况由老至新简述如下:
(1)奥陶系中统峰峰组(O2f)
奥陶系中统为灰色、深灰色石灰岩、灰白色、黄灰色泥质灰岩、灰色中厚层花斑状灰岩、白云岩等组成,石灰岩质纯、性脆,本组厚度大于100m。
(2)石炭系中统本溪组(C2b)
岩性为一套铁铝岩、铝土质泥岩、粘土岩、灰黑色石灰岩,与下伏地层呈平行不整合接触,厚度10.12-31.45m,平均为26.67m。
(3)石炭系上统太原组(C3t)
为本区主要含煤地层之一,岩性主要为黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰色石灰岩及煤层。
其中赋存有6、7、8、9、10号五层煤,其中8、9、10号煤层为稳定可采煤层;6号煤层在本井田内为不可采煤层;7号煤层为不可采煤层。
本组地层厚度一般为70.82-125.20m,平均95.10m,底部以K1中砂岩为界与下伏本溪组呈整合接触关系。
(4)二叠系下统山西组(P1s)
本组地层为主要含煤地层之一,为一套陆相为主含煤沉积地层。
岩性主要由长石石英砂岩、泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩组成。
该组总共发育有1、2、3、4、5号5层煤,其中4、5号煤层为主要可采煤层,其余为不可采煤层,本组厚度45.10-63.50m,平均52.90m,底部以K3砂岩为界与下伏太原组地层呈整合接触关系。
(5)二叠系下统下石盒子组(P1x)
岩性由一套灰-灰绿色陆相碎屑岩组成,偶尔含有不稳定的1-2层薄煤层,本组地层厚度97.80-123.84m,平均为111.34m,底部以K4砂岩为界,与下伏山西组地层呈整合接触关系。
本组地层在井田内保存不全。
(6)上第三系上新统(N2)
岩性为暗红色、棕红色亚粘土,夹有半胶结状砾石层,厚度0-71.56m,平均为25.89m,底部以半胶结状砾石层为界与下伏地层角度不整合接触。
(7)第四系中、上更新统(Q2+3)
岩性为土黄色亚砂土、亚粘土,垂直节理发育,该统广泛分布于山梁及山坡上,厚0-108.23m,平均为57.60m,与下伏地层角度不整合接触。
2、含煤地层
井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组,现叙述如下:
太原组地层为一套海、陆交互相含煤岩系,为本区主要含煤地层之一,岩性主要为黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰色石灰岩及煤层,从沉积特征看,太原组含煤地层形成于海进过程中,聚煤作用形成于滨海平原上,海侵之初将潜水面抬升,致使滨海平原沼泽化,大面积沼泽分布,堆积了泥炭层,海侵的发生为泥炭层埋藏保存创造了条件。
该组中共发育有五层灰岩,为地层对比的主要标志层,共发育有6、7、8、9、10号五层煤,一般分为三段:
下段(C3t1):
从太原组底部的(K1)砂岩至9号煤层底板,厚度31.10-46.00m,平均为43.00m。
岩性以泥岩、薄层灰岩、砂质泥岩和砂岩为主。
本组含有10号煤层,为稳定的大部可采煤层。
底部以K1砂岩为界,与下伏地层呈整合接触关系。
中段(C3t2):
从9号煤层底至L3灰岩底,厚度为10.52-14.32m,平均为12.66m。
本段主要发育有8、9号煤两层煤和砂岩、泥岩,8、9号煤层在赋存区内为全区稳定可采煤层。
上段(C3t3):
从(L3)灰岩底至K3砂岩底,厚度为29.20-39.60m,平均为35.44m。
岩性为石灰岩、泥岩、砂岩及煤线组成,含有6、7号煤层,均为不可采煤层。
山西组地层为主要含煤地层之一,为一套陆相含煤沉积地层,其含煤地层形成于海退过程中,聚煤作用发生于海退造成的三角洲平原环境中,该组总共发育有1、2、3、4、5号五层煤,其中4号煤层已采空,5号煤层在赋存区为全区可采煤层,该组其它岩性为长石石英砂岩、泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩组成。
3、井田构造
井田地层总体上为一单斜构造,走向北西-南东,倾向南西,地层平缓,倾角为3~7°。
在井田中东部发育一背斜,轴迹总体走向为北东-南西向,两翼产状均较平缓,倾角5°,为一宽缓的对称背斜;另在井田南部发育一向斜,轴迹总体走向为北西-南东向,两翼产状均较平缓,倾角6°,为一对称的向斜。
在原薛锄联营煤矿的北部发现有一条F1正断层,该断层走向北东—南西,落差5m,倾向东南,倾角70°,井田内延伸1000m。
在今后生产过程中应该注意隐伏断层和陷落柱的线索,以防事故发生。
综上所述,本井田内构造为简单型。
第四节水文地质
一、井田边界及其水力性质
龙门塔井田位于河东煤田柳林矿区东部,井田东部边界为煤层露头或隐伏露头区,其余三面为认定边界。
天然状态下,井田内各地下含水层在东部浅埋或露头区接受大气降水、河床孔隙水或地表水(罗侯河和锄沟河)的补给,总体向西北方向三川河谷低洼处径流、排泄。
二、含水岩组的划分及其特征
(1)奥陶系碳酸盐类岩溶水含水岩组
埋藏于井田深部,距地表深浅不一,含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为主,本组岩溶发育,富水性强,一般单井出水量小于1000m3/d。
但埋深大于390m时仅见局部小深洞。
据本井田东南方向4km的CS6钻孔以及柳林泉域水位资料,本井田奥陶系灰岩岩溶水水位标高在805.00m,5、8、9、10号煤层最低底板标高分别为745m、700m、690m、680m,低于奥灰水位,故本区下部开采为承压开采,在有导水构造的情况下,对煤层开采构成威胁。
今后开采过程中,应注意奥灰水突水事故。
(2)石炭系上统太原组(C3t)碎屑岩类夹碳酸盐类岩溶裂隙含水岩组
根据资料分析主要含水层为五层灰岩,总厚度平均为19m左右。
灰岩厚度较大,裂隙发育富水性中等。
灰岩岩溶裂隙较发育,单位涌水量q=0.1191/s.m。
渗透系数为0.195m/d,水质类型为HCO3-·SO42--Ca2+·Mg2+型水。
(3)二叠系下统碎屑岩类含水岩组
岩性主要为钙、泥质胶结的中粒砂岩,节理裂隙较为发育,容易接受大气降水或地表水补给,沿裂隙或顺层迳流,富水性较弱。
(4)第三、第四系松散岩类空系含水层
第三系上新统和第四系中更新统砂砾石(岩)层零星出露于井田沟谷两侧,范围不大,厚度一般5m左右,孔隙发育,就地接受降水补给,形成空隙潜水,受地形条件、补给条件及其分布面积小的限制,富水性一般不强,经短途径流即排向河谷或补给地表水,集中排泄时形成下降泉,泉流量一般为0.1—1.00L/s,水质类型多为HC03—Na。
第四系全新统主要成条带壮分布于锄沟河和罗侯沟中,为近代河床冲、洪鸡积砂砾石层,厚5—10m,透水性强,易于接受降水入渗补给,富水性较强,地下水沿河谷向下游运移。
三、主要隔水层
(1)本溪组隔水层
本溪组底部为一套以泥岩和铁铝质粘土岩为主的地层,夹有砂岩和薄层灰岩,该层分布普遍,厚度稳定,一般是26m左右,是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层,隔水性较好。
(2)山西组隔水层
山西组中含有十余米以泥岩和砂质泥岩为主的地层,层位稳定而连续,加之山西组的含水性弱,故为5号煤层与太原组之间的较好的隔水层。
(3)第四系粘土隔水层主要是由中更新统(Q2)地层,厚度2.5—63.00m,主要由浅红、黄灰色砂质粘土组成,下部含2—6层古土壤及小型钙质结核、冲积砾石,上部一般为红黄土夹古土壤及小的钙质结核,垂直节理发育,地貌上多形成陡壁、黄土柱等。
四、矿井充水条件
本井田四界均为人为边界,根据井田水文地质条件和该矿目前涌水情况综合分析,本矿井充水因素主要有以下几个方面:
地下水的补、径、排条件
奥陶系岩溶水的补给主要为基岩裸露区大气降水和地表水的入渗补给。
井田内奥灰水属区域岩溶水径流区,岩溶水由南向北方向运移,本井田奥灰岩溶水水位标高在805m。
石炭系和二叠系的砂岩裂隙水,在接受大气降水和季节性河流以及上覆含水层的入渗补给后,顺岩层倾斜方向运移,上部含水层在沟谷中以侵蚀下降泉的形式排泄,下部含水层顺层向西排出井田外。
现采煤矿的矿坑排水和民井开采是其主要的排泄方式。
根据井田含水层发育情况并结合本矿和周围生产矿井井下涌水情况综合分析,该矿井的充水因素主要有:
(1)地表水对开采煤矿的影响
井田内有锄沟,井田东部外围有罗侯沟,均为季节性流水,随着煤矿的开采,顶部岩层将遭到破坏,会使地表岩层裂隙加大、增多,甚至形成地面塌陷,因此一定要采取防范措施,以防沟谷地表水及泥砂贯入矿坑,造成危害。
(2)构造对开采煤层的影响
井田地层总体上为一单斜构造,走向北西-南东,倾向南西,地层平缓,倾角为3~7°。
在井田中东部发育一背斜,轴迹总体走向为北东-南西向,两翼产状均较平缓,倾角5°,为一宽缓的对称背斜;另在井田南部发育一向斜,轴迹总体走向为北西-南东向,两翼产状均较平缓,倾角6°,为一对称的向斜。
但由于奥灰水水头均高于主采5、8、9、10号煤层底板,一但有断层存在,有可能形成导水通道,使岩溶水涌入矿井,造成水害,因此一定要重视对隐伏断层以及其它构造形迹的发现与研究。
以防断层导水造成淹矿事故。
(3)采空区积水对开采煤层的影响
据调查,根据采煤方法、地层产状、顶底板岩性及其稳定性、返水孔情况,确定本区存在16块采空积水区,另外据调查采空区都有一定积气存在。
详见采空区情况统计表。
式中:
—老空积水的静储量(m3);
—小窑老空积水区平面积(m2);
—煤层采厚(m);
—煤层倾角(°);
—老空区充水系数,取0.3。
经计算10号煤层最大突水系数为0.036MPa/m,小于临界值0.06MPa/m,属岩层受构造破坏块段安全区,在没有断层的影响下,奥灰水突水的可能性很小。
五、防治水措施
1、在掘进过程保持排水畅通,工作面安设排水设施。
2、坚持“预测预报,有掘必探,先探后掘,先治后采”的原则。
按《煤矿防治水规定》严格进行探放水(探放水设计另行编制)。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
8103皮带顺槽布置在8#煤层中,沿8#煤层顶板掘进,其东北面为8101工作面,西南面为8105工作面,西北面与上仓皮带巷、采区轨道大巷相连。
巷道开口坐标为X:
4142749.353,Y:
19492285.428。
开口标高+767m,最低标高+750m。
8103皮带顺槽全长1410m,掘进设计断面为宽4.0m、高2.5m的矩形巷道。
巷道采用锚索、锚杆、钢带、金属网联合支护。
8103皮带顺槽采用综掘机掘进。
第二节矿压观测
一、观测对象
8103皮带顺槽。
二、观测内容
序号
项目
内容
仪器
1
巷道表面位移
顶底板、两帮相对移近量及
顶板下沉量
钢尺
2
顶板离层
顶板岩层位移
顶板离层指示仪
3
锚杆、锚索受力
顶帮锚杆、锚索受力分布
扭矩扳手、拉拔力、
测力器
三、观测方法
1、正常情况下从8103皮顺开口后5米起每50m设一观察站,对巷道顶、底板及两帮移近量用钢尺观测,每周观察一次,观察基点尽量选在顶板完好无淋水地段。
所测数据记录在册,并挂牌管理。
2、用测力器检测顶、帮锚杆锚索锚固力,用扭矩板手检查扭力是否达到要求,用拉拔力仪进行拉拔测试。
上述三项测试每50m不少于3根,所测数据记录在册,并挂牌管理。
3、顶板离层测站:
采用顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外离层位移值,每隔50m在巷道顶板中部钻一φ29mm的垂直钻孔,深度8m,安装顶板离层指示仪直接读取顶板离层值。
观测频率:
每月上、中、下旬各观测1次,新安设顶板离层指示仪应连续观测10天以上。
离层仪编号管理,并及时填写读数,及时掌握顶板下沉量。
4、安装离层仪注意事项:
(1)离层指示仪安装位置相互间距离不得50m,否则无法捕捉顶板离层的全过程;
(2)钢丝绳应事先盘好,推入锚固器时逐圈展开,以防纠缠打结;
(3)推入锚固器时,安装杆不得回拉,否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出;
(4)浅部基点锚固器一定要准确定位,为此可提前在安装杆上做好标记,安装深度2.5m;
(5)安装后两个刻度坠均应在自由悬垂状态,不得有任何卡阻现象。
四、数据处理:
由矿质量标准化办公室负责采集数据和分析处理。
根据《预应力张拉千斤顶使用说明书》内关于千斤顶张拉力值与油泵压力表读数之间的关系(拉拔试验荷载按不低于设计值的90%合格计算):
张拉力值(kN)
20
40
80
100
120
150
180
压力表读数(MPa)
6.6
13.1
26.3
32.9
39.4
49.3
59.1
张拉力(kN)=3.044×压力表读数(MPa)可知:
1、要求锚索预紧力不低于220KN,拉拔试验锚固力不低于258KN,其中,安装预应力不低于100kN;
顶锚杆预紧力不低于100N·M,拉拔试验锚固力不低于90KN;
可收回帮锚杆预紧力不低于60N·M,同时拉拔试验锚固力不低于57KN。
2、在观测过程中,若发现离层值进入警戒区内时,要停止掘进,对该测站前后20米范围及时采取补打锚杆或锚索的措施进行加固,并及时对支护设计参数进行修改。
3、在观测过程中,若发现离层值进入危险区内时,应由矿总工程师召集有关科室分析原因,并及时采取相应的安全措施。
4、在地质条件发生变化时,缩短测站距离,加大观测频率。
5、每月对各监测巷道的综合监测数据进行分析总结,作出分析报告。
监测数据异常时,要及时进行分析,并作出分析报告,提交相关领导与部门负责人,并及时修改支护设计参数。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据山西安煤矿业设计工程有限公司为我矿编制的《山西柳林龙门塔煤业有限公司锚杆支护设计说明书》所提供的数据,我矿围岩稳定性为Ⅳ级。
一般情况下,对于不稳定围岩,应采用“锚杆+W型钢带(或钢筋梁)网,或增加锚索”的支护形式,当顶板较为破碎时采用“锚杆+W型钢带(或钢筋梯梁)+网,必要时增加锚索的支护形式。
在此基础上,参考本井田内柳林县龙门塔煤矿以及本矿针对8号煤层煤巷的经验,确定采用锚杆、锚索金属网和钢带联合支护方式。
二、支护参数设计
(一)采用类比法合理选择支护参数
根据工作面8号煤层矿压观测资料和同煤层临近巷道的支护经验,巷道顶锚杆选用Φ18×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间距800mm,排距900mm;帮锚杆选用Φ16×1600mm的可回收锚杆,间距700mm,排距900mm;锚索选用8000-Φ17.8-7股钢绞线,与巷道走向垂直布置两排锚索,间距1600mm、排距2700mm。
锚索预紧力不低于200KN,拉拔试验锚固力不低于258KN,其中,安装预紧力不低于100kN;顶锚杆预紧力不低于100N·M,拉拔试验锚固力不低于90KN;可收回帮锚杆预紧力不低于60N·M,同时拉拔试验锚固力不低于57KN。
(二)采用计算法校核支护参数
1、现将此支护参数进行校验:
锚杆长度:
顶锚杆通过悬吊作用,达到支护效果的条件,应满足:
L>L1+L2+L3
式中:
L—锚杆长度,mm;
L1—锚杆外露长度(钢带厚度+托盘厚度+螺母厚度+0.02m~0.05mm,帮锚杆取150mm、顶锚杆取70mm),m;
L2—锚杆有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎程度C),m;
L3—锚入岩层内深度(顶锚杆取800mm,帮锚杆取600mm),m。
普氏免压拱高:
b=[B/2+Hcos(45°+w/2]/f顶C=[Hcos(45°+w/2]
式中:
B、H—掘进巷道的宽度和高度;(B=4m、H=2.8m)
f顶—顶板岩石普氏系数,取3;
w—两帮岩石的内摩擦角,w取70°;
b=[4000/2+2500×cos(45°+70°/2)]/2=811mm
C=[2800×cos(45°+70°/2)]=434mm
经计算锚杆长度:
顶锚杆≥811+800+70≥1681mm(取2000mm)
帮锚杆≥434+600+150≥1184(取1600mm)。
2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距a:
每根锚杆悬吊岩体重G=rL2a2,锚杆锚固力应能承担G的重量,为了安全起见,再考虑安全系数K,取K=2
Q>KG
Q>KrL2a2
a<
a<
<1.57m
a——锚杆间排距
Q——所选顶锚杆的锚固力≥100KN
K——安全系数取2
R——岩体容重25KN/m3
L2——锚杆有效长度
经以上计算得a<1.57,所选锚杆间排距大于700mm能满足理论要求。
3.悬吊理论校核锚索间排距:
根据地质钻孔柱状分析,直接顶无坚硬岩层。
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落,用φ17.8mm、L=8000mm(锚入岩石1000mm)的钢绞线,校核锚索间距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。
此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间排距:
L=nF2/[BHr-(2F1sinθ)/L1]
=3×230/[4×3×25-(2×70×sin75°)/0.9]
=690/[300-150]
=4.6m
式中:
L---------锚索间排距,m;
B---------巷道最大冒落宽度,取4m;
H---------巷道冒落高度,按最严重冒落高度取3m;
r---------岩体容重,25KN/m3;
L1-------锚杆排距,0.9m;
F1-------锚杆锚固力,70KN;
F
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