采掘工作面支护设计.doc

1、X X 煤 矿采掘工作面支护设计1目 录一、矿井概况 .1二、采、掘工作面支护设计 .1（一）、采煤工作面支护及顶板管理设计 .11、支柱的型号选择计算 .12、支护密度计算 .23、回采工作面支护方式及顶板管理 .34、临时超前支护 .45、工作面上下出口支护及相关措施 .46、防止顶板事故措施 .5（二）掘进工作面支护设计 .61、巷道锚杆参数确定及支护方式 .62、采用锚杆、锚喷支护安全措施 .82XX 煤矿采、掘工作面支护设计一、矿井概况XX 市 XX 煤矿位于湖北省 XX 市 XX 市 XX 镇 XX 村，始建于 1994 年，年生产6 万吨，是一家私营煤矿。XX 煤矿矿区地处鄂西山

2、区与江汉平原的过渡带，属丘陵区，区内地形北西高南东低。本区地层区划为扬子区黄陵八面山分区黄陵小区。区域出露的地层由老至新为三叠系下统嘉陵江组、中统巴东组和上统九里岗组、晓坪组；侏罗系下统香溪组、中统自流井组、下沙溪庙组、上沙溪庙组；白垩系上统罗镜滩组、红花套组、跑马岗组；上第三系掇刀石组；第四系。井田内地层从老到新依次为：侏罗系下统香溪组第一段（J 1xn1）、香溪组第二段（J 1xn2）、香溪组第三段（J 1xn3）；侏罗系中统自流井群第一段（J 2zl1）、自流井群第二段（J 2zl2）、自流井群第三段（J 2zl3）；侏罗系中统下沙溪庙组（J 2x）及第四系（Q），其中侏罗系中统下沙溪庙

3、组（J 2x）位于井田东部外围和井田地层为断层接触关系。矿井开采的煤层为侏罗系下统香溪组第二段（J 1xn2） 21煤层。煤层形态呈层状或似层状，煤层结构简单。煤的肉眼结构特征，一般有 23 个分层，夹12 层夹矸，上部以粉状、粒状结构煤为主，中部以发热量较低，灰份较高的条带状结构煤为主，下部以煤质较好，层位稳定的块状煤为主。煤层综合统计厚度一般 0.850.9m，倾角 10。煤层的直接顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，厚度 3.512 米，一般为 7米，局部有炭质泥岩、泥岩伪顶，但都极薄，厚 0.020.2 米；其底板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩。其顶底板岩石完整性尚好，岩石的工程地质条件判定为良好

4、。XX 煤矿自建矿以来，因为开采的煤层较薄，煤层赋存条件差，经济效益较差，其采、掘工艺一直较落后，采煤多采用落后的柱式采煤法，采用木支柱支护；掘进工作面多采用木棚子支护或裸巷。由于采、掘工艺及支护方式落后，给矿安全管理带来了极大的难度。随着国家对煤矿安全监管力度的加大，安全工作成为企业各项工作的重中之重，落后的采掘工艺和支护方式已经不能满足安全生产的需要，为了保证安全生产，必须淘汰落后的采掘工艺和支护方式。二、采、掘工作面支护设计根据 XX 煤矿煤层赋存条件及顶底板情况，结合周边开采同煤层的其他矿井实际生产情况，决定采用走向长壁式采煤法代替以往的柱式采煤法，用单体液压支柱代替木支柱支护采面，用

5、锚杆代替木棚子支护掘进巷道。（一）、采煤工作面支护及顶板管理设计31、支柱的型号选择计算（1） 、确定顶板下沉量S x=M minL=0.0250.854.20.089m=89mm式中：顶板下沉系数，取 0.025 Mmin工作面开采范围内的煤层最小采高，取 0.85mL最大控顶距，取 4.2m（2） 、支柱规格确定采用 WD 外注式型单体液压支柱： 、支柱最大高度计算Hmax=Mmaxb 0e =0.90.10.8m800mm式中：b 0顶梁厚度，取 0.1m； Max工作面开采范围内的煤层最大采高，取 0.90me柱鞋厚度，根据本矿底板性质，支柱不穿鞋，为 0。 、支柱最小高度计算Hmin

6、M minS xb 0a 00.850.0890.10.050.611m611mm式中：a 0工作面支柱备用下缩量，取 0.05m。选取 DW08300/100 外注式单体液压支柱，支撑高度为 800573mm。 初撑力 118157kN，工作阻力为 30kN/根。2、支护密度计算（1） 、支护的强度P=（48）M t/m 2P=80.92.2=15.84t/m2式中：M平均采高，0.9m； 顶板容重，取 2.2t/m3；按 8 倍采高取值。（2） 、支护密度确定DW 外注式单体液压支柱每柱的额定承载能力为 30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑 0.8 的系数，则每根支柱的

7、承载能力为300.8=24t/根。根据支护强度的计算，支护所需要的支护强度为 15.84t/m2，因此，从理论上，工作面支护密度n15.84t/m 224t/根0.66 根/ m 2根据此结果，工作面的实际支护密度选择 1 根/ m 2，完全能满足支护采场4顶板的要求。3、回采工作面支护方式及顶板管理根据以上计算，工 作 面 配 备 DW08300/100 外注式单体液压支柱，支撑高度为 800573mm。 初撑力 118157kN，工作阻力为 30kN/根。工作面采用“三、五”排控顶，排距 1.0m，柱距 1.0m，最大控顶距 4.2m、最小控顶2.2m，放顶步距 2m。根据回采工作面采高较

8、小，且顶板完整，岩性坚硬以及周边开采同煤层的其他矿井经验等实际情况，单体液压支柱上不挂铰接顶梁，而采用长 25cm，厚10cm 的木方代替。采用密集支柱切顶。密集支柱间距 50cm，每组密集长 5.0m，留设一个0.8m 的安全门。切顶困难或顶板破碎时，可采用木垛、毛石垛等方法进行管理。采用全部陷落法管理顶板，回柱绞车安装在上部回风平巷，由下至上依次回收。 AA BB区 段 回 风 平 巷区 段 顺 槽 平 巷回 采 工 作 面 顶 板 管 理 方 式 图工 作 面 平 面 图5A-B-放 顶 前放 顶 后 4.2m02.m104、临时超前支护根据煤矿安全规程第五十条规定：采煤工作面所有安全出

9、口与巷道连接处 20m 范围内，必须加强支护。因此，采煤工作面上、下出口 20m 范围内，设临时超前支护，其中距采煤工作面前 10m 采用双排单体液压支柱支护，后10m 采用单排单体液压支柱支护，柱距为 1m，采用顺巷棚支护。5、工作面上下出口支护及相关措施（1） 、在开采过程中根据顶板情况，若顶板压力较大，则将支柱柱距作适当调整。（2） 、工作面支柱要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞檐（小于 0.2 m） 。（3） 、工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸、漏矸等。（4） 、工作面煤层平均倾角 10，刮板运输机等设备不需设防滑固定装置。（5） 、要及时放顶，

10、采用回柱绞车回柱，不得进入老塘作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。必须使用回柱绞车机械回柱，回下的支柱必须堆码整齐。6（6） 、换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。（7） 、特殊支护：在放顶线采用单体支柱密集支护、戗柱切顶。在煤壁线采用单体支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距 1.6m。在上、下安全出口 20 m 范围内采用单体支柱打成托梁加强支护。（8） 、计算、估计和观测周期来压步距，在初次来压和周期采压期间必须在放顶线打双排丛柱，必须加打木垛，(木垛每 6m 打一个，呈“井

11、”字形)切顶。并在来压时撤退人员。（9） 、注意观测顶板来压情况和顶板稳定完整情况，过断层和老巷时要制定专门措施。（10） 、回采工作面出口 20 m 内巷道的净高不得低于 1.6m。（11） 、工作面回风巷和工作面运输巷出口处一段距离（包括回风巷和工作面运输巷离工作面前和工作面后）采用 16 根 3.5m 长工字钢梁一梁三柱成对加强支护，柱距 0.8m、棚距为 0.40.5 m。（12） 、工作面上下出口采用 6m 长的 4 根矿用 22kg/m 工字钢，走向交错抬棚加强支护，并保持上下出口畅通。6、防止顶板事故措施（1） 、采煤工作面放炮后，必须及时打好临时护身顶柱，及时恢复好被放炮冲倒的

12、支柱，人员必须在护身顶柱下攉煤，攉完煤及时打好支柱和贴帮柱，严格桉设计或作业规程规定及时支护，严禁空顶作业。（2） 、当进入采面工作时，严格执行敲帮问顶制度，及时清理活石悬矸（煤） ，以免掉落伤人。（3） 、当遇顶板条件变化时，必须及时修改作业规程 ，制定有针对性的支护措施。（4） 、支柱必须垂直于顶、底板打设，严禁打在浮煤浮矸上，要保证支柱有足够的初撑力(90kN)。（5） 、在回柱时，必须使用回柱绞车回柱，人员不得站在绳道内及容易发生崩绳、崩柱的地方，以免断绳飞断钩伤人。指挥回柱绞车的停开必须使用清晰可靠的点铃信号，信号不清不明时，严禁启动回柱绞车。（6） 、工作面的浮煤必须清理干净，不得

13、随意留顶、底煤。（7） 、支柱打设必须迎山有劲，支柱必须拉线打设,成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。（8） 、打柱时必须用小板将顶背实，确保不发生漏顶。（9） 、回柱时，人员必须站在支柱完好、顶板完整的安全地点进行，回柱前必须事先清理好退路，确保退路畅通。7（10） 、加强工作面的工程质量管理，不合格的支柱必须推倒重来，支柱或支架必须符合作业规程的规定。（11） 、在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度。在初次来压或周期采压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时，必须进行强制放顶，并制定强制放顶措施，并报有关主管部门审批后严格执行。（12） 、在回柱

14、放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下的支柱必须支设在新的切顶排上，梁子堆码整齐,保证退路畅通。（13） 、在作业过程中必须保持文明生产，杜绝冒险蛮干；狠反“三违” ，严禁工人违章作业，干部违章指挥。（14) 、损坏、卸压的柱梁必须及时出井检修，工作面严禁使用坏柱坏梁。（15） 、端面距超过 300mm 时，必须在煤壁侧加打贴帮柱。（二）掘进工作面支护设计掘进巷道采用锚杆配合锚梁支护1、巷道锚杆参数确定及支护方式根据 XX 煤矿的实际情况，采用巷道围岩分类法确定巷道锚杆参数。根据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中关于煤矿锚杆支护围岩分类（见下表） ，XX 煤矿巷

15、道围岩别为类，属中等稳定岩层。煤矿锚杆支护围岩分类围岩分类类别 名称岩层锚述巷道开挖后围岩的稳定状态（35m 跨度）岩种举例I 稳定围岩1.完整坚硬岩层Rb 60MPa，不易风化；2.层状岩胶结好，无软弱夹层围岩基本稳定，长期不支护无碎块掉落现象完整的玄武岩、石英质砂岩、奥陶纪石灰岩、茅口灰岩、大冶厚层灰岩稳定性较好岩层1.完整比较坚硬岩层Rb=4060MPa2.层状岩层，胶结较好3 坚硬块状岩层，裂隙面闭合，无泥质充填物，R b60MPa围岩基本稳定，较长时间不支护会出现小块掉落胶结好的砂岩、砾岩、大冶厚层灰岩8中等稳定岩层1.完整的中硬岩层 Rb=2010MPa2.层状岩层以坚硬层为主，夹

16、有少数软岩层3.比较坚硬的块状岩层Rb=4060MPa能维持一个月以上稳定，会产生局部岩块掉落砂岩、砂质页岩、粉砂岩、灰岩、硬质凝灰岩稳定性较差岩层1.较软的完整岩层，Rb 20MPa2.中硬的层状岩层；3.中硬的块状岩层，Rb=2040MPa围岩的稳定时间仅有几天页岩、泥岩、胶结不好的砂岩、硬煤不稳定岩层1.易风化潮解剥落的松软岩层2.各类破碎岩层围岩很容易产生冒顶片帮炭质页岩、花斑泥岩、软质凝灰岩、煤破碎的各种岩石以工程类比法为主要依据提出的煤巷锚杆支护形式及主要支护参数选择见下表。巷道顶板锚杆支护形式与主要支护参数选择巷道类别巷道围岩状况基 本 支 护 形 式 主 要 支 护 参 数非常

17、稳定整体砂岩、石灰岩类岩层：不支护其他岩层：单体锚杆端锚 杆体直径：1618mm锚杆长度：1.61.8m排间距：0.81.2m设计锚固力：6480kN 稳定顶板较完整：单体锚杆顶板较破碎：锚杆+ 网端锚 杆体直径：1618mm锚杆长度：1.62.0m排间距：0.81.0m设计锚固力：6480kN中等稳定顶板较完整：锚杆+ 钢筋梁或桁架顶板较破碎：锚杆+ 钢带+ 网，或增加锚索桁架+网，或增加锚索端锚 杆体直径：1618mm锚杆长度：1.82.2m排间距：0.61.0m设计锚固力：6480kN全长锚固 杆体直径：91822mm锚杆长度：1.82.4m排间距：0.61.0m 不稳定锚杆+W 钢带+

18、网，或增加锚索桁架+网，或增加锚索全长锚固 杆体直径：1822mm锚杆长度：1.82.4m排间距：0.61.0m极不稳定1顶板较完整：锚杆+金属可缩支架，或增加锚索2顶板较破碎：锚杆+网+ 金属可缩支架，或增加锚索，或加固围岩3底鼓严重：锚杆+环形可缩支架全长锚固 杆体直径：1822mm锚杆长度：2.22.6m排间距：0.61.0m根据以上分析，矿井采用 16mm 的左旋式钢筋树脂锚杆。锚杆长度一般为1.8m，锚杆间排距 700700mm，采用锚杆+钢筋梁方式。在实际施工中，应根据具体条件做修正，必要时适当加长加密锚杆，使锚杆锚固在顶板稳定岩层中。2、采用锚杆、锚喷支护安全措施（1） 、锚杆、

19、锚喷等支护的端头与掘进工作面的距离，锚杆的形式、规格、安装角度，混凝土标号、喷体厚度，挂网所采用金属网的规格以及围岩涌水的处理等，必须在施工组织设计或作业规程中规定。（2） 、采用钻爆法掘进的岩石巷道，应采用光面爆破。（3） 、打锚杆眼前，必须首先“敲帮问顶” ，将活矸处理掉，在确保安全的条件下，方可作业。（4） 、使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净。（5） 、软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。（6） 、采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时，必须采用潮料，并使用除尘机对上料口、余气口除尘。喷射前，必须冲洗岩帮。喷射后应有养护措施。作业人员必须佩戴劳动保护用口品。（7） 、锚杆必须按规定做拉力试验。煤巷还必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。对喷体必须做厚度和强度检查，并有检查和试验记录。在井下做锚固力试验时，必须有安全措施。