1、编 号:MPG-回采工作面支护设计2014-01-01版本号:第二版 新疆阜康市磨盘沟煤矿 回采工作面支护专项设计及顶板管理安全技术措施第一版发布时间:2014-01-01第一版实施时间:2014-01-01至2014-12-31阜康市磨盘沟煤矿生产办公室编制 磨盘沟煤矿回采工作面支护设计批准页 参加回采工作面支护设计成稿讨论人员:矿长、总工、安全副矿长、生产副矿长、机电副矿长、副总工及各科、队负责人。回采工作面支护设计审核审批意见采煤队长年 月 日掘进队长年 月 日通风队长年 月 日救护队长年 月 日生产技术科长年 月 日安 全科 长年 月 日机 电科 长年 月 日磨盘沟煤回采工作面支护设计
2、批准页回采工作面支护设计审核审批意见监控室主任年 月 日调度室主任 年 月 日机电副总工年 月 日通风副总工年 月 日安全副矿长 年 月 日生产副矿长年 月 日机电副矿长年 月 日总 工程 师年 月 日矿 长批 准 年 月 日目 录第一章 概况- 1 -一、矿井概况- 1 -二、工作面位置及井上下关系- 2 -三、煤层- 3 -四、煤层顶底板:- 3 -五、水文地质- 4 -六、地质构造- 4 -八、储量及服务年限- 5 -第二章 国内外现状及设计意义- 5 -一、国内外回采工作面控制现状- 5 -(一) 单体支护- 6 -(二)综采液压支架支护- 8 -二、国内工作面顶板控制设计意义- 11
3、 -第三章、磨盘沟煤矿工作面布置概况- 11 -一、煤层顶底板概况- 11 -二、工作面生产概况- 12 -第四章 工作面顶板控制设计- 13 -一、工作面超前支护设计- 13 -(一)、超前支护方案确定- 14 -(二)、超前支护参数与布置方式确定- 17 -(三)、工作面端头顶板控制设计- 19 -二、工作面常规段支护设计- 21 -(一)、工作面支护方案优选确定- 21 -(二)、工作面支护参数确定- 25 -第五章、煤矿综采工作面顶板管理安全技术措施- 27 -一、成立矿顶板管理领导小组- 27 -二、综采工作面概述- 27 -三、综采工作面顶板管理的一般规定- 28 -四、综采工作面
4、交接班期间的顶板管理- 29 -五、综采工作面非来压期间的顶板管理- 30 -六、综采工作面周期来压的顶板管理- 31 -七、停机检修前的顶板管理- 32 -八、工作面内局部冒顶的处理措施- 33 -第一章 概况一、矿井概况 阜康市磨盘沟煤矿位于阜康市正南10km,从阜康市区有可通行汽车的简易公路直达井田。井田西侧有阜康市至水磨河旅游区沥青公路,从公路的9km处正东侧有可通行汽车的3km简易公路直达井田。井田距乌鲁木齐市76km,交通较便利,该矿行政区隶属阜康市管辖。井田西起65线西0.4km,向东1km为井田东界,北起F1阜康逆掩断裂北0.12km,向南1km为南界。井田东西长1.404km
5、,南北宽0.712km。该区属山区,无常年流水河流。根据国土资采划2005第069号“划定矿区范围批复”,批准该矿矿区范围由4个拐点圈定,开采深度由897m至420标高,矿区面积约1.0km2 。表111 拐 点 X Y S14884239.1529579732.53 S24884239.1529580182.53 S34884727.1529580182.53 S44884727.1529580682.52 S54884239.1529580682.52 S64884239.1529581136.51 S74883527.1729581136.51 S84883527.1729579732.
6、53 井田属博格达多山北麓低山地带,地势东高西低,南高北低之趋势。一般海拔在8301000m左右,“V”字形沟谷在井田发育。 根据自治区批准的阜康市煤炭工业结构调整规划方案,将该矿改扩建为年生产能力为9万t/a的阜康市磨盘沟煤矿。二、工作面位置及井上下关系磨盘沟煤矿1122-1综采工作面位于740水平西翼14-15号煤层,东以750回风下山为界;西以矿井边界为界,南北都是实体岩层,1122运输巷水平标高+740。本工作面地表为荒山,无河流及公路通过,设计停采线距回风巷下山40米。工作面平均走向长度为510米;煤层平均倾角:4555 ;属急倾斜煤层;煤层总厚度:平均16米;煤层赋存稳定,构造简单
7、。水平名称 +740水平采区名称 1122-1西翼采区地面标高 +983m井下标高 +650m750m地面的相对位置地面相对全部为低山地带,无建筑物,无塌陷坑。回采对地面设施的影响1、该工作面对应地面为低山,无水体、地面建筑物,也无公路通过。2、1122-1西回采工作面对应地面标高+983m左右,井下标高+650m750m,煤层可采厚度从65线66线69线由24.43m5.69 m0.37m,逐渐变小,煤层厚度不稳定,其顶板下沉带最大距工作面底板25m,因此,该工作面回采对地面设施无影响。井下位置对四邻关系该工作面西至井田边界线,上下均为实体,对工作面回采无影响。走向长度510m倾角 4555
8、三、煤层该煤层赋存主要受褶曲影响较大,煤层走向近东西。煤层中部走向起伏变化较大,其煤种牌号为M45号煤,煤层编号为14-15号煤层,属特厚煤层,在井田内其结构基本稳定,无大的变化,其厚度有较大的变化。煤层可采厚度从65线66线69线由24.43m5.69 m0.37m,逐渐变小,煤层厚度不稳定,结构简单,夹矸0-1层,顶底板岩性均为粉砂岩。四、煤层顶底板:煤层顶底板见可采煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)层间距(m)结构夹矸层数可采性稳定性倾角()视密度(t/m3)顶底板岩性最小-最大平均最小-最大平均顶板底板14-152.7523.4313.004.1120.289.46基本稳定01可采较稳定
9、39521.3粉砂岩粉砂岩19-212.4811.056.77基本稳定01可采较稳定40521.27粉砂岩粉砂岩五、水文地质根据本矿综采工作面1122-1工作面进风巷、回风巷的施工情况来看,本工作面的涌水量主要受第1415号煤层含水层及上部古火区积水的影响,工作面巷道布置完成后,涌水量逐渐减弱,但在回采期间加强排水工作。六、地质构造该工作面范围内地层属单斜构造, 工作面上部倾角变大,两巷及切眼煤层裂隙较发育,局部地段十分破碎,可能对回采有一定的影响。因煤层沿走向有一定的宽缓褶曲构造,两巷有不同程度的丢煤,在回采时应制定专项措施,加大上下隅角顶煤回收量,减少资源丢失率。七、影响回采的其他因素(一
10、)、影响回采的其他地质情况;1、瓦斯:含量较高,掘进期间总回风侧绝对瓦斯涌出量6.82m/min;。2、煤尘:有爆炸危险性,在生产工作中做好降尘工作,定期冲洗巷道。3、煤的自燃性:根据自燃倾向性鉴定报告1415号煤层有自燃倾向性。(二)、地质部门建议工作面周期来压前后,工作面及两巷前方约50米范围内应加强支护工作,并根据工作面实际来压情况,做好个人防护工作及此时的工作面超前预爆破工作。八、储量及服务年限(一)、储量本工作面可采走向长度510米,工作面长度16米,采放高度9米,工作面煤炭容重为1.3t/m3,其工业储量约为其储量5101691.3=9.5万吨。(二)、工作面服务年限由工作面服务年
11、限=9.5/0.751.4=9个月。第二章 国内外现状及设计意义一、国内外回采工作面控制现状当前国内外工作面支护中,多为单体支护和综采液压支架支护两种,其中单体支护按其材料分为木支柱和金属支柱两种,其中木支柱由于其承载能力低、复用率低、安全性差、防火性能差,一般仅用于0.8m以下的煤层,在有条件的条件下一般不予采用。对于金属支柱,则分为金属摩擦支柱和液压支柱两种,由于金属摩擦支柱属于被动支护方式,目前处于全面淘汰状态,故单体液压支柱(单体液压支架)成为工作面单体支护的主体。(一) 单体支护在采用单体支护时,工作面支护主要有支柱+钢梁构成的棚子支护、支柱+铰接顶梁支护、带帽点柱支护三种方式。 支
12、柱+钢梁构成的棚子支护。该类支护方式按照顶梁的布置方向不同可分为走向棚和倾斜棚,走向棚是沿着煤层走向布置,而倾斜棚是沿着煤层倾斜布置,具体采用哪种方式应视顶板主导裂隙的空间展布方向而定,当然也要考虑到采动影响下次生裂隙的空间展布情况。目前在这两种棚子中,走向长壁工作面多采用走向棚子。按照新老两排棚子棚梁的相互位置的不同,走向棚子可采用连锁式、搭接式和对接式三种。 连锁式走向棚子的优点是支撑力大,其缺点是装备的支柱数量多,支护工作量重复,因此连锁式棚子仅在顶板很破碎、压力很大、或有假顶、煤项、循环进度较小的工作面采用。搭接式走向棚子支护的优点是:机器道上方有较长的棚梁探出部分掩护,减少了顶板暴露
13、面积;棚梁护顶面积大,可少背顶或不背顶;在联合采煤机工作面,跟着联合采煤机后面架设棚子,由于有老棚子的探出部分掩护,可以先打上靠煤壁的支柱,另一根支柱可随后补打,这样,追机支柱架设快,可以充分发挥联合采煤机的生产能力。 搭接式走向棚子支护的缺点是不经济,因为这种支护方式费工费时,且不能适应整体移运输机的要求。搭接式走向棚子支护适用于顶板比较破碎,采用联合采煤机或截煤机,采高较小,不适宜采用悬臂支架的工作面和采高虽然较大,但缺乏铰接式金属顶梁的工作面。对接式走向棚子支护方式,这种棚子优点是顶梁承托面积大,支柱排距可以根据运输机和行人的要求,有较大的变化。其缺点是不经济,且不能适应整体移运输机的要
14、求。 对接式走向棚子适应于顶板节理、裂隙较多、但压力不大,采用爆破落煤的工作面 。斜棚子支护优点对放顶有利,架设比较方便。其缺点是不经济,不能适应整体移运输机的要求。倾斜棚子支护方式应用较少,其适用于顶板比较破碎,节理和裂隙方向垂直于煤壁或者是倾斜较大的打眼放炮采煤工作面。 支柱+铰接顶梁支护在单体支柱工作面,在支柱上方配备铰接顶梁,其目的一是增加支柱之间的稳定性,二是增加控/护顶的面积,以此来增加工作面生产的安全性。根据支柱与顶梁之间的搭配位置不同可分为柱支中间、正悬臂、倒悬臂三种方式。 柱支中间搭配方式。此时梁上的受力相对比较均匀,对顶板的控制效果相对较好。 正悬臂搭配方式。该方式是支柱支
15、设在顶梁的后1/3位置处,其最大的优点是:机道上方能得到及时支护,空顶面积小,机道相对比较安全。其最大的缺点是支柱距离采空区比较近,回撤支柱时相对不安全,同时最后一排支柱容易受采空区冒落的矸石冲击,发生倒柱或埋柱现象。 倒悬臂搭配方式。该方式与正悬臂恰好相反,支柱支设在顶梁的前1/3位置处,其最大的优点是:支柱距离采空区比较远,回撤支柱时相对安全,同时最后一排支柱不容易受采空区冒落的矸石冲击,避免发生倒柱或埋柱现象发生。其最大的缺点是:机道上方空顶面积大,机道相对安全性差,同时由于顶梁向采空区侧延伸长度比较大,因此顶梁容易随顶板下沉的不均衡而发生弯曲变形。 带帽点柱支护带帽点柱支护在直接顶比较
16、完整的工作面使用。其优点是工作面初期设备投资少,工人加设支护容易操作,但缺点是支柱单独工作,整体稳定性差。(二)综采液压支架支护相比较而言,液压支架较比单体支护的安全性要好,工作几乎在封闭的条件下作业。液压支架可分为三种即支撑式、掩护式和支撑掩护式。 支撑式支架。支撑式液压支架可分为垛式和节式两种,垛式液压支架工作阻力大,侧向稳定性和切顶性能好,工作空间大,易满足通风要求;但由于顶梁比较宽、长,移架时顶板悬露面积较大,在直接顶破碎的条件下使用是困难的。节式液压支架与垛式液压支架比较,它结构较灵巧,重量较轻,移架时顶板悬露面积较小,对顶板适应性较好,其缺点是结构复杂,稳定性较差,维护费高。支撑式
17、支架适用于厚度小于2.5m、顶板稳定、矿压显现强烈(垛式)或顶板稳定性较差(节式)的煤层。 掩护式液压支架。这种支架防护性能好,尤其是破碎顶板情况下更为突起,其缺点是支撑力小,切顶性能较差,工作空间较小,不利于操作和通风。一般用在煤层厚度23m,顶板周期来压不明显的工作面。 支撑掩护式液压支架。这种支架兼有支撑式和掩护式两种支架的特点,其优点是:支撑能力大、顶梁受力好,切顶性、防护性以及稳定性较强,安全可靠性,有较大的通风断面,对坚硬或较破碎的各种顶板均能适应。其缺点是结构复杂。这种支架多用于顶板中等稳定或易于冒落的中厚煤层。除此之外,还有针对厚煤层放顶煤开采专门设计的放顶煤支架。我国目前的放
18、顶煤支架有三大类:滑移顶梁支架、单体组合支架、液压支架。滑移顶梁支架有HDY型滑移顶梁支架、HJ型滑移顶梁支架、HD型滑移顶梁支架。HDY型滑移顶梁支架适用于2级以下13类顶板的机采、炮采工作面支护,工作面倾角小于25,采取特殊措施后可用于小于35工作面。还可用于一次采全高及放顶煤工作面。HJ型滑移顶梁支架适用于工作面倾角小于20,采高小于2.2m,落煤方式为铺顶网,剪网口放煤。滑移顶梁支架的优点是结构简单,体积小,便于安装和拆卸。其缺点是:移架时操作复杂,需反复升降柱多次,需用时间长,影响了效率;支架为单列,稳定性差,因而只能用在近水平工作面;移架机构的弹簧钢板,加工制造比较困难,井下易损坏
19、,且移架机构装在梁体内,损坏时维修困难;放顶煤由人工进行操作,劳动强度大。单体组合式支架具有机械化支护的先进性,这类支架力图克服单体支柱的分散不稳定性,吸收液压支架的高顶板遮盖率、互为连锁、互为导向、调架防滑等优点,具有明显的灵活性和经济性。当然他与自移液压支架相比,整体控顶能力较低,使用可靠度较差以及寿命较短,但它对我国目前的煤炭生产和多种地质条件还是适应的。放顶煤液压支架按支护方式有节式、掩护式、支撑掩护式。节式放顶煤液压支架用于近水平煤层或倾斜长壁工作面,或急倾斜特厚煤层水平分段放顶煤工作面。掩护式放顶煤液压支架的优点是单输送机系统维护量小,顶梁段,有利于梁端控顶,控顶面积小,便于管理;
20、其缺点是通风断面小,放煤粉尘大,输送机能力有限,采放不能平行作业,工作面单产受限制;放煤槽打开放煤时,工作面不能穿行人,减少了安全出口。支撑掩护式放顶煤液压支架优点是结构简单,缺点是放煤口没有液压搅动棒,大块煤无法破碎,支架后部空间小,不利于后部输送机维护。在中硬煤、硬煤中己广泛应用。除以上支护形式外,还有针对特殊条件下(急倾斜煤层)的柔性掩护支架、气垛支架等。综合目前国内外工作面顶板支护现状,采用哪种支护方式必须根据工作面具体条件,从技术上可行,经济上合理两个方面进行综合分析,以求在保证工作面安全的前提下,尽可能能降低工作面投资,即具体问题具体分析确定。二、国内工作面顶板控制设计意义煤矿顶板
21、灾害与水灾、火灾、瓦斯、粉尘、高温一起,并行被称为矿井生产的六大灾害。据不完全统计,在我国煤矿各类事故中,围岩即所谓顶板事故在煤矿事故发生起数中占70%左右,伤亡人数占1/3左右,虽然该类事故以“零打碎敲”事故为主,与瓦斯爆炸造成的群死群伤事故有很大的区别,但其对作业人员所造成的人身伤害和生产威胁仍不容小视。同时,对于采煤工作面而言,也存在推垮型重大事故发生的可能性。为保证矿井安全生产,本设计以矿井工作面围岩灾害防治为目标,以磨盘沟煤矿一采区十二井回采工作面围岩控制背景,开展相应的工作面顶板支护设计,一方面防治和杜绝顶板事故的发生,另一方面也为保证工作面正常生产能力的发挥提供保障。第三章、磨盘
22、沟煤矿工作面布置概况一、煤层顶底板概况当前设计回采巷道隶属14-15煤层,14-15号煤层直接顶板为泥质粉砂岩类,质地较软,裂隙、层理发育,松散易破碎。厚度6.79m。其中有三层厚度为0.45m、0.5m、0.6m的煤线和裂隙、层理发育易破碎的细砂岩互层。厚约84m。老顶为粗砂岩和砂质砾岩互层:裂隙发育,质地坚硬。厚约43m。岩性为块状结构,致密,均一,干燥状态下单向抗压强度66.7MPa,饱和状态下单向抗压强度7.4MPa,软化系数0.11,为不稳定顶板,岩石的抗风化性能较弱,遇水软化性较强。14-15号煤层直接底板为泥质砂岩类,砂质结构,裂隙易膨胀,厚约2.11m。下部为0.41m厚的煤层
23、和1.1m厚的泥质砂岩。下部老底为5.4m厚的粉砂岩和1.12m厚的中砂岩。岩性为块状结构,致密,均一,干燥状态下单向抗压强度29.7MPa,饱和状态下单向抗压强度14.8MPa,软化系数0.49,为软弱型底板,岩石的抗风化性能较弱,遇水软化性较强。工作面所在区域的的岩层组成情况参见区域综合柱状图。岩石物理力学试验成果表名称岩性比重(g/cm3)天然容重(g/cm3)含水率()单向抗压强度(MPa)单向抗拉强度(MPa)抗剪强度(MPa)软化系数(K)干燥状态饱和状态天然状态干燥状态饱和状态14-15煤顶板粉砂岩2.742.600.466.77.40.22.72.20.1114-15煤底板粉砂
24、岩2.642.510.229.714.80.21.60.60.49二、工作面生产概况采煤采用走向长壁后退式布置,开采工艺为综采。地质储量12万吨,可采储量9.5万吨,平均煤层厚度13m。煤层倾角4555,平均倾角12,矿井相对瓦斯涌出量为6.82m/mi,煤尘爆具有爆炸性。该工作面生产能力为45万吨/a,工作面采用“三、八”工作制,两班采煤一班准备,检修循环进尺为0.6m,每天进尺为两个循环。第四章 工作面顶板控制设计本工作面支护设计按其设计区域主要包括以下四个部分: 超前支护。主要针对工作面上下巷受采动影响,为使其能够保证生产期间正常使用而进行的加强支护设计。 端头支护。由于工作面上下端头一
25、方面有设备搭接,另一方面也是在工作面放顶期间隶属收尾位置,为事故多发区域,故对其进行特别支护设计。 常规支护。该支护区域隶属工作面正常支护区域。 特殊支护。主要是针对当工作面遇到特殊地段,如顶板破碎区域等所进行的特殊支护设计。一、工作面超前支护设计超前支护是为了防止工作面超前支承压力和沿倾斜方向支承压力的叠加作用而引起的巷道围岩变形、移动、破坏。按安全规程规定,超前支护距离不应相遇20m,并对其进行实时观测。(一)、超前支护方案确定目前,超前支护方式主要有以下几种: 棚子加强支护棚子加强支护主要有以下几种方案。【方案一】:加强柱支护。该类加强支护是在原来棚子的断面范围内以增加构件的方式加强原有
26、的基本支架,其形式有中心柱、偏心柱或当巷道较宽时两者并用。支柱要注意以下几点要求: 支柱迎山有力,初撑力不小于90KN。 支柱要支成直线,棚距不超过规定要求的100mm。支柱钻底量不大于100mm。 在用支柱完好、不漏液、不自动卸载、无外观缺损;在用兀钢无断裂和变形严重现象。 严禁兀钢单挑。 支柱时三用阀嘴朝向老空侧,同时手提把朝向老空相反的方向。 超前支护单体支柱必须拴好保险绳,防止倒柱伤人。加强柱支护的优点是,可拆除重复利用,支柱周转率高,稳定性好。但加强柱支护有以下缺点:支护强度低。对于顶板压力较大的煤层,达不到支护强度,易造成工作面安全出口处顶板下沉,单体支柱钻底多,回撤困难,特别是工
27、作面后部密集切顶处尤其如此,既增加了劳动强度,又不利于安全生产;支护速度慢。由于单体支柱、顶梁支设及回撤速度难以大幅度提高,制约了工作面的推进速度,难以实现高产高效;劳动强度大。由于支设回撤单体支柱及顶梁频繁,并且全部采用人力,造成工作面回采使用人员多,劳动强度大;成本高,安全性差。因顶板压力大或操作等原因,支柱、顶梁、柱鞋的损坏量较大,增加成本支出。并且工序复杂,人工操作多,造成事故的概率较大。【方案二】加强棚支护。该类支护是在原先架设的棚子之间,增设一些棚子,或者在原先采用锚杆等支护的条件下,通过新架设棚子来增加对顶板的控制,以此来达到超前支护的作用。该加强支护主要用于顶板完整性较差的情况
28、。加强朋支护的优点是,支护密度加大,稳定性好,可回收利用。缺点是,支、回、移、运工作量大,用人多,材料消耗多,劳动强度大,用人多,成本高。【方案三】加强抬棚支护。该类支护是在原先架设的棚子与棚子之间,增设一些抬棚。加强抬朋支护优点是稳定性好,支护密度大,可回收利用。缺点是,支、回、移、运工作量大,用人多,材料消耗多,工作空间小,劳动强度大,占用时间多,支护成本高。 柱+顶梁加强支护当巷道原先采用锚杆支护时,超前支护则采用单体液压支柱+铰接顶梁的所谓一柱一梁的加强支护方式。该类支护方式的特点是架设容易,操作方便,容易拆装,该方式目前在工作面生产中比较常用。 联合加强支护当巷道原先采用锚杆支护时,
29、根据顶板特点可采用联合支护方式。该联合支护方式主要有以下几种方案:【方案一】:锚索+棚子或支柱与顶梁联合加强支护。该类加强支护主要应用于顶板压力大的条件下。这种支护通过锚索对围岩体施加预应力,限制围岩松动圈的有害变形,改善围岩的应力状态,提高围岩自身承载能力,从而保持围岩的稳定。加锚索+棚/+柱梁的优点,顶板下沉量、两帮移近量相对减小,支护质量明显加强。超前区域的工作量、员工劳动强度、支护人员明显减少,施工比较灵活,可以和其它加固措施相结合,不缩小巷道断面,施工速度快,安全可靠,费用低,具有良好的经济效益。缺点是支护成本高,不可回收利用。【方案二】:锚索+钢带+棚子或支柱与顶梁联合加强支护。该
30、类加强支护主要应用于顶板压力大,且顶板相对比较破碎的条件下。【方案三】:锚索+钢带+金属网+棚子或支柱与顶梁联合加强支护。这种支护主要适用在围岩强度低、整体性差、裂隙节理发育、易片帮冒顶、自稳能力差和采动集中应力较大、围岩位移、压力大且变化剧烈的动压巷道中。即所谓顶板比较破碎的条件下。其优点是支撑能力强,有较高的承载能力和较好的可缩性,能够提高巷道围岩的承载能力,受力均匀,能较好地维护顶板,稳定性好,有良好的经济效益。缺点是,支护成本高,不可回收利用。综合巷道原有的支护方式即锚杆支护,以及支护成本、顶板稳定程度、巷道断面形状等因素,综合确定本设计采用柱+顶梁的加强支护方案比较合理。(二)、超前
31、支护参数与布置方式确定超前支护布置中,按最危险的角度考虑,即以巷道顶板原有支护全部失稳进行考虑,此时巷道顶板冒落近似拱形,如图所示。b 3 3 巷道顶板失稳后状态示意图 确定冒落高度b=a/f (3-1)式中,a-巷道宽度一半,1.5m; f -岩石的硬度系数,依据岩性查表取f=5。则根据式(3-1)计算得:b=1.55=0.3m 单位面积顶板载荷q0q0=rb (3-2)式中,r-顶板岩石平均体积力,24.7kN/m3;b-冒落高度,通过式(3-1)计算得0.3m。则依据式(3-2)计算得:q0 =24.70.3 =7.41kN/m2 选支柱吨位q1=35t/根设计中每个断面采用两根支柱,并
32、分别配以长1.0m的铰接顶梁,则每个断面上的支柱所能承受的顶板极限载荷q2为:q2=2q1=70t 每米巷道顶板的载荷qmqm=q2a (3-3)式中,q0-单位面积顶板载荷, 7.41kN/m2;2a-巷道宽度,3m;则根据式(3-3)计算得:qm=7.413=22.23kN/m2 支柱的间距lzjlzj=q2/qm (3-4)式中,q2-每个断面上的支柱所能承受的顶板极限载荷;qm-每米巷道顶板的载荷。由上式计算得:lzj =3.14m0.8m0.8m0.8m 超前加强支护断面布置图结合实际,考虑到受超前移动支承压力所导致顶板破碎的影响,并结合循环进尺,这里设计采用0.8m。此时的安全系数
33、为n=3.141.0=3.9。 布置方式根据以上计算参数,确定超前加强支护布置如图所示。(三)、工作面端头顶板控制设计回采工作面端头位于工作面与顺槽连接处,是行人、运输和通风的必经处,多种设备的汇集处,也是工作面支护和巷道支护的交叉地带。它主要由四个区域组成(如图所示):巷道端头(A区); 回采工作面机头、机尾设备区(B区); 煤壁前方支承压力影响区(C区); 煤壁后方支承压力影响区(D区)。回采工作面端头示意图由于回采工作面端头处于采动影响及围岩松动破坏区内,所以具有结构、形状和支护形式发生变化的特征。正确的端头支护应能保证安全有效地维护端头围岩,使其工作状态良好。鉴于回来工作面和顺槽支护方
34、式及回来工艺的多样性,因而端头支护方式也是不同的。巷道端头用单体或液压支架维护;回采工作面机头、机尾设备区,用单体特殊超前支架或液压支架及时支护;煤壁前方支承压力影响区,用单体点柱或抬棚加强支护。当采用沿空留巷时,煤壁后方支承压力影响区可用木垛、石膏和电厂灰进行巷旁支护。 巷道端头支护。单体支柱类普遍存在的问题是加强支架太多,支卸工作量大,减少了作业空间;支架侧向稳定性差,缺乏控制围岩水平推力的能力;木柱和摩擦式金属支柱初撑力太低,阻止和减缓顶板受采动影响而引起的变形移动能力差。因此,不但影响回采工作面快速推进,而且影响回采工作面安全生产。而单体液压支柱是靠从内部或外部供应的高压液体实现支设和
35、承载的可缩性支柱,它与铰接顶梁配合成为单体液压支架。单体液压支架具有恒阻性能,初撑力高、承载力均匀,撤速度快,使用安全等优点。 回采工作面机头、机尾设备区支护。单体特殊超前支架,具有整体支撑性,稳定性好,操作简单、架设方便的优点。单体特殊超前支护的缺点是工作量大,不够安全,影响推进。液压支架类端头支护普遍存在问题是支架前端受力小,顶梁受载不均,支架与回采工作面及顺槽其它设备配套关系复杂,支架推移困难,不能适应回采工作面快速推进的需要。液压支架类端头支护具有撤速度快,使用安全等优点。结合地质条件回采工作面机头、机尾设备区选用单体特殊超前支架支护。 煤壁前方支承压力影响区支护。如前所述,本设计中超
36、前支护已经进行了专项设计,其具体情况参见上节内容。 煤壁后方支承压力影响区支护。该类支护只要针对沿留空巷而言,虽然本工作面下巷采用沿空留巷的方式,由于隶属巷道支护,故在本设计即工作面支护设计中未予涉及。 综合以上,结合本工作面生产实际,本工作面端头支护只涉及到巷道与工作面交叉点位置顶板支护,以及回采工作面机头、机尾设备区顶板支护两部分,便于机械化采煤及生产实际端头支护采用2架ZFG4800-18/30型支撑掩护式过渡支架支护,二、工作面常规段支护设计(一)、工作面支护方案优选确定工作面支护是以不同质地、品种、规格、型号的支柱、支架、顶梁等支撑物支护采场空间。工作面支护可以维护好控顶区顶板,为采
37、煤提供安全的作业空间,防止顶板冒落,保证人员、设备安全。结合本矿区地质尤其是煤岩组合状态,以及所采用的炮采工艺方式,综合国内现有工作面支护形式,针对本工作面顶板支护问题提出以下几种技术上可行的支护方案。【方案一】:点柱与带帽点柱支护。它是由一根木柱或单体金属支柱或带帽点柱直接架设在顶、底板之间,主要起“支”的作用;柱帽长0.30.5m,一般呈半圆形、长方形及楔形;工作面排列方式有矩形布置与三角形布置。一般多用矩形布置,易于保证工作面支柱架设规整,三角形排列顶板暴露面积小,大柱量均匀、便于多刀作业。适用于直接顶较完整,稳定的工作面,一般用于薄煤层工作面,矩形排列适用于薄煤层、中厚煤层爆破落煤工作
38、面。【方案二】:走向棚子支护。它是由木支柱或金属支柱与木板梁或金属顶梁组成一梁二柱或一梁三柱的支架,棚子垂直工作面布置,走向棚子分上行式连锁棚、下行式连锁棚、混合式连锁棚3种,在顶板破碎条件下,无论采用那种布置方式,都要在两架棚梁上加设木板、荆条等护顶材料,加强棚子的稳定性。走向棚子支护适用于顶板节理比较发育,且节理方向平行或与煤壁夹角小于45的工作面,顶板容易发生平行于工作面的裂缝,顶板破碎,压力较大,有假顶的工作面,煤层倾角小于25,当煤层倾角小于15用上行式连锁棚子,煤层大于15用下行式连锁棚子,上下出口用混合式连锁棚子。【方案三】:单体液压支柱+铰接顶梁。该支护方式按支柱支设位置的不同
39、,可细分为以下几种方案: 齐梁齐柱正悬臂梁支护。齐梁齐柱正悬臂梁支护方式的优点是,支架形式简单、规格质量易掌握,便于组织管理,机道无支柱空间大,空顶面积小,安全性高。缺点是:支柱距离采空区比较近,容易受冒落矸石的威胁,撤柱安全性差,且容易埋柱。适用于顶板不稳定采高不大的工作面。 齐梁齐柱倒悬臂梁支护。齐梁齐柱倒悬臂梁支护方式的优点是,支架形式简单、规格质量易掌握,便于组织管理,支柱距离采空区相对较远,撤柱安全。缺点是:机道空顶面积大,安全性差。适用于顶板稳定采高不大的工作面。 错梁齐柱式悬臂梁支护,该支护方式兼具有以上两种方式的有点,同时,错梁齐柱式悬臂梁支护能及时支护悬露的顶板,放顶线上支柱
40、排列均衡,克服了齐梁式支护沿工作面全长一次加挂全部顶梁及在破碎顶板条件下需打大量临时支柱的缺点。适用于顶板破碎的工作面。 齐梁齐柱柱支中间支护。该支护方式的优点是顶梁受力比较均匀,对顶板控制效果好,同时在支柱安设、回撤组织起来比较简单,一般适用于顶板比较稳定的条件。【方案四】综采液压支架支护正确选择支架的架型,对于提高综采工作面的产量和效率,充分发挥综采设计的效能,实现高产高效,是一个很重要的因素。在具体选择架型时,首先要考虑煤层的顶板条件,它是选择支架架型的主要依据。液压支架架型的选择除了取决于顶板条件之外,还应考虑以下因素,并结合各类支架的不同性能和特点,最终选择一种较为合理的架型。厚度煤
41、层厚度不但直接影响到支架的高度和工作阻力,而且还影响到支架的稳定性。当煤层厚度大于2.52.8m(软煤取下限,硬煤取上限)时,选用抗水平推力强且带护帮装置的掩护式或支撑掩护式支架。当煤层厚度变化较大时,应选用调高范围大的支架。煤层倾角煤层倾角主要影响支架的稳定性,倾角大时易发生倾倒、下滑等现象。当煤层倾角大于时,应设防滑和调架装置,当倾角超过时,应同时具有防滑防倒装置。底板性质底板承受支架的全部载荷,对支架的底座影响较大,底板的软硬和平整性,基本上决定了支架底座的结构和支承面积。选型时,要验算底座对底板的接触比压,其值要小于底板的允许比压(对于砂岩底板,允许比压为,软底板为左右)。瓦斯涌出量对
42、于瓦斯出量大的工作面,支架的通风断面应满足通风的要求,选型时要进行验算。地质构造地质构造十分复杂,煤层厚度变化又较大,顶板允许暴露面积和时间分别在58和20以下时,暂不宜采用液压支架 。结合工作面顶板稳定情况,本设计采用支撑掩护式综采液压支架,(二)、工作面支护参数确定 单位面积顶板载荷确定 依据矿山压力有关知识,采用下式计算单位面积顶板载荷q0: q0=(48)M (4-1)式中,M平均采高,m;顶板岩石平均体积力,kN/m3。根据煤层赋存条件,确定M=3m ,=25 kN/m3,代入式(4-1)并取6倍来计算得:q0=(48)Mr=62.8m25kN/m3=420KN/m2支架吨位初选对于
43、掩护式和支撑掩护式支架、立柱,多为倾斜布置。因此,工作阻力和初撑力随支架的工作高度的不同而不同。高度大,支撑力大,支架的技术特征大多给出的是最大值(在最大高度下)。为此,对于立柱倾角比较大时,需验算该支架用于这个采高下的工作阻力和初撑力,即:所选定的支架在H采高时的支撑力(支护强度)计算值。当然若使用高度与支架本身的最大高度相差不多或立柱倾斜角较少时,可以不用计算。这里初选支架的额定工作阻力q 1=4200KN。 确定每根支柱的支护面积依据下式确定每根支柱的支护面积A: (4-2)将以上计算数据代入公式(4-2)中得:A=1.0(3)、支架布置台数=16/1=16式中:-支架布置台数; -工作
44、面长度,m; -一台支架支护宽度,通常为1.5m。(4)工作面支护布置工作面支护布置方式参见工作面支护布置图。第五章、煤矿综采工作面顶板管理安全技术措施 预防综采工作面冒顶补充措施 预防综采工作面冒顶补充措施为了进一步加强综采工作面顶板管理,保证安全生产,结合我矿综采面 顶板的实际情况,特补充如下安全技术措施: 一、成立矿顶板管理领导小组 组 长:矿长 副组长:总工、安全副矿长、生产副矿长 成 员:区队长、班组长、技术员 职 责: 1、指导综采工作面顶板管理的各项工作。 2、 组织研究日常生产过程中劳动组织问题和生产技术问题。二、综采工作面概述磨盘沟煤矿1122-1综采工作面位于740水平西翼14-15号煤层,东以750回风下山为界;西以矿井边界为界,南北都是实体岩层,1122运输巷水平标高+740。本工作面地表为荒山,无河流及公路通过,设计停采线距回风巷下山40米。工作面平均走向长度为510米;煤层平均倾角:4555 ;属急倾斜煤层;煤层总厚度:平均16米;煤层赋存稳定,构造简单。三、综采工作面顶板管理的一般规定 综采工作面顶板管理的一般规定 1提高全队人员的主动管理顶板的意识,特别是煤机司机、支架工、班 长和带班队长等。 2落实各级管理人员及岗位工的职责,当出现人为因素造成顶板管理