周家坳煤矿3267回采工作面支护设计毕业设计.doc

毕业设计

设 计 题 目： 周家坳煤矿3267回采工作面支护设计
学 生 姓 名：
专 业 班 级：
学 号：
指 导 老 师：
系 主 任 ：
评 阅 人：

2015年 5月

目 录
前言
第1章 工作面概况 1
1.1 工作面位置及井上下关系 1
1.2 煤层 1
1.3 煤层顶底板 2
1.4 水文地质 2
1.5 影响回采的其它因素 2
1.6 储量、服务年限和生产能力 3
第2章 采煤方法和采煤工艺 5
2.1 采煤方法 5
2.2 采煤工艺 5
第3章 工作面支护设计 9
3.1 工作面支柱规格选择 9
3.2 工作面支护参数计算 9
3.3 支柱的确定和选用顶梁型号 11
第4章 溜子道、回风巷及端头顶板支护 12
4.1 工作面溜子道、回风巷支护 12
4.2 工作面端头支护 12
4.3 工作面支护 12
第5章 工作面支护管理 14
5.1 工作面安全出口及两巷支护管理要求 14
5.2 扩巷方法、扩巷支护要求 15
5.3 支架的安装和管理要求 15
5.4 回柱放顶规定 16
5.5 支柱下放方式、要求 16
参考文献 17
1

致谢 18前 言

响应学校学校毕业设计要求结合实际矿井情况做出《周家坳煤矿3267回采工作面支护设计》选题。根据《煤矿安全规程》井巷工程、国家煤矿安监局，关于印发《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本，（试行）》的通知、《煤炭工业矿井设计规范》、本矿相关资料、等文献编写毕业设计。期间由赵铁桥老师对该设计从选题、构思、资料收集到最后定稿的各个环节给予细心指引与教导，使我得以最终完成毕业设计，在此表示衷心感谢。
2007年3月国家煤监局以煤安监技装〔2007〕5号文件，要求严格煤矿采掘头面管理，强力推进采煤方法和支护方式的改革。煤矿企业要本着安全可靠、技术先进的原则选择采煤方法，合理布置采掘工作面和选择开采顺序，回采工作面采用正规壁式采煤方法。因此每个煤矿选择合理的采煤方法和采煤工艺，必须结合本矿煤层赋存条件、顶底板岩性特征和煤层倾角等实际情况来作为编写依据。
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,再结合井下情况、相关资料，咨询老师后做出的关于3267工作面支护设计。

1

第1章 工作面概况
1.1 工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系见表1-1。
表1-1 作面位置及井上下关系表
煤层名称
6煤层
水平名称
三水平
采区名称
326
工作面名称
3267回采工作面
地面标高（m）
+135m/+130m
工作面标高（m）
-7m/-18m
地面位置
对应地面位置为罗家村、老办公楼，职工家属楼和原万世达的部分楼房，高度一至六层不等，工作面对应地面水沟有：小立井主水沟（暗沟）和副井排水暗沟通过。工作面开采深度140m～148m。
井下位置
及四邻
采掘情况
该工作面北邻原万世达3169工作面采空区；南邻3266采空区；西至3266采空区；东至3267N工作面未开采。
平均走向长
（m）
210
平均倾斜长（m）
75
斜面积
（m²）
15750

1.2 煤层
工作面煤层情况见表1-2。
表1-2 工作面煤层情况表
煤
层
情
况
煤层厚度
（m）
1.6-3.5
煤层结构
煤层倾角
6°
平均厚度（m）
2.0
简单结构煤层

1.3 煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表1-3。
表1-3 工作面煤层顶底板情况表
煤
层
顶
底
板
情
况
顶板名称
岩石名称
厚度（m）
岩 性 特 征
基本顶
砂岩
10～23
浅灰色、裂隙钙质充填，下部较破碎
直接顶

2～15

6煤层
煤
0.8～3.2
煤层上部有一粉未再胶结块状结构分层，黑色，裂隙发育;中下部交错状结构煤层，裂隙发育,具似金属光泽。煤层结核较简单。平均厚度2.0m。

直接底
粉砂岩
3～10
灰白色、块状结构，存有少量裂隙且被石英脉充填、下部有薄层状的砂质页岩
老底
砂质页岩
7～18
深灰色、夹页岩层

工作面地质综合柱状图如图1-1所示。
1.4 水文地质
经过煤巷掘进探钻钻孔分析，工作面开采时，局部顶板会有老塘裂隙淋水，对生产会造成一定影响。工作面范围预测不会有大面积老空积水，工作面水文地质属简单。
1.5 影响回采的其它因素
影响回采的其它因素见表1-4。
表1-4 影响回采的其它因素表

影响回采的其它地质情况
最大涌水量
0.3（m³/min）
正常涌水量
0.1（m³/min）
瓦斯
根据湘煤行[2014]172号文，周家坳煤矿属低瓦斯矿井。2014年瓦斯鉴定相对瓦斯涌出量为8.23m³/t，绝对瓦斯涌出量为1.37 m³/min。
煤尘
根据文号同上，周家坳矿6煤层鉴定为无煤尘爆炸危险性
煤的自燃性
根据文号同上，周家坳6煤层鉴定为无自燃倾向性
地 温
24℃
地 压
一般

图1-1 工作面地质综合柱状图

1.6 储量及服务年限
1.6.1 储量
⑴工作面可采储量
本采面平均走向长210m，平均倾斜长75m，煤层倾角6°，面积15750m2，平均煤厚2.0m，煤层视密度1.5t/m3。
Q工业＝210m×75m×2.0m×1.5t/m3×0.95＝4.5万t
1.6.2服务年限
工作面服务年限计算如下：
工作面的服务年限（年）＝（可采储量÷月产量）÷12
　　　　　　　　　　　 ＝（45000÷3400）÷12
＝ 1.1(年)
本采煤工作面服务年限为1.1年，即13个月。
1.6.3生产能力
工作面生产能力计算如下：
W＝LSHRC
＝75m×0.8m×2.0m×1.5t/m3×95%
＝171(t)
式中 W——工作面正规循环生产能力，t；
L——工作面平均长度，m；
S——工作面循环进尺，m；　　　　
H——工作面设计采高，m；
R——煤的视密度，t/m3；　　　　
C——工作面采出率，%。
经过以上计算，工作面正规循环生产能力为171（t）。

第2章 采煤方法和采煤工艺
2.1 采煤方法
工作面采用走向长壁后退式开采，全部跨落法管理顶板，用单体配π梁“二梁五柱”支护。进风巷，回风巷距工作面煤壁20m范围内必须抬栌加固进行超前支护。按从内往外的顺序沿走向方向逐排进行回采。
2.2 采煤工艺
1.回采工艺：本工作面采用爆破采煤工艺，其工艺过程包括打眼、爆破落煤和装煤、刮板输送机运煤、移置输送机、人工支护和回柱放顶等工序。
2.采高、循环进度
⑴采高：采高2.0m。
⑵循环进度：每循环推进0.8m。
3.落煤、装煤、运煤方式
⑴落煤：采用爆破落煤。
⑵装煤：人工运装爆破崩落或撒落到输送机采空区侧的煤。
⑶运煤：利用刮板输送机将煤炭运送到溜煤上山斗口内，经搪瓷溜槽溜入矿车，再由蓄电瓶机车运至主井底。
4.顶板控制
⑴采用“二梁五柱”对工作面顶板进行支护。即：利用两根π梁、五根单体交替迈步组合式垂直煤壁支护。采用栓木棍和竹帘网扒尖护顶后，用两根π梁平行并拢成一组垂直煤壁支护，并打齐五个点柱，靠煤壁侧主梁基本点柱为三根单体，副梁点柱为两根单体。排距0.8m，柱距0.7m，最小控顶距1.6m，最大控顶距2.4m。
⑵工作面爆破前，支柱必须支设牢固，爆破后必须及时落煤移梁、支柱，减少空顶时间，如有崩翻支柱，必须先扶正支柱，做到支柱成排成组。放顶前要及时套梁回收上下引巷支架，严禁超控顶距开采。
⑶采空区采用全部陷落法管理顶板。
5.炮眼布置设计
⑴工作面煤层比较松软，节理发育，煤层平均厚度为2.0m，，爆破目的在于震松煤体即可，基于以上原因，采用双排炮眼布置，底眼离底板0.3m，顶眼距顶板0.8m，顶眼距底眼1.2m,炮眼间距0.7m，眼深0.9m，每眼装药0.2kg，采用大串联放炮。炮眼必须用黄泥充填满，不允许用煤或其它易燃品封眼。局部地段应视煤层及顶板的实际情况可减少炮眼或不放炮。如遇夹矸，可视具体情况增加炮眼和装药量。
⑵炮眼布置图
85m
进风巷
回风巷
回风巷
进风巷
0.9m
1m
85m
5°
0.3m
2m
140
(139)
1
2
3
4
5
6
7
8
139
140
8
(7)
6
(5)
4
(3)
2
(1)
1.1m
0.6m
1m
0.6m
1.1m
0.3m
炮眼布置图见图1-2。

:

图1-2 炮眼布置图
⑶爆破说明表
爆破说明见表1-5。
表1-5 爆破说明表
项　目
技术要求
项　目
技术要求
采高
2.0m
每眼装药量
0.2kg
打眼范围
75m
装药方式
正向
炮眼名称
对眼
封泥长度
封满
炮眼编号
1～216
水炮泥个数
1个/眼
炮眼个数
216
连线方法
串联
炮眼位置
顶眼距顶板0.8m
底眼距底板0.3m
启爆顺序
同时启爆
炮眼深度
0.9m
炮眼总长
38m
角度
水平
顶眼
90°
一次启爆长度
15m
底眼
90°
垂直
顶眼
90°
一次启爆药量
8.4kg
底眼
俯15°
炸药品种
煤矿许用乳化炸药
一次启爆雷管
42个
雷管品种
毫秒延期电雷管
一循环起爆次数
5
启爆器
MTB-100
每循环药量
43.2kg
启爆器放出流量
允许大于准爆电流
每循环雷管量
216个
⑷爆破指标表
爆破指标表见表1-6。
表1-6 爆破指标表
序号
指标名称
单位
数 量
1
工作面采高
m
2.0m
2
煤（岩）种类坚硬系数

F=1.5
3
炸药种类

AE型煤矿许用乳化炸药
4
雷管种类及号数

煤矿许用四段毫秒延期电雷管
5
炮眼利用率
%
90
6
每循环爆破推进度
m
0.8
7
每循环爆破体积
m3
120
8
炸药消耗量
Kg/t
0.25
9
雷管消耗量
个/t
0.8
10
每循环炸药消耗量
Kg
43.2
11
每循环雷管消耗量
个
216
12
起爆范围

采场75m

6.工作面施工工艺流程
⑴准备：进入工作面进行安全检查。内容包括：瓦斯浓度检查、支护情况检查、安全隐患检查及整改。
⑵打眼、装药、联线、放炮：按照炮眼布置图设计参数打眼、装药、联线，再严格执行放炮管理制度，进行撤人、站岗、警戒。
⑶落煤：手镐修齐胸子煤壁，人工攉煤。
⑷支护：进入工作面，首先加固上下出口“二对四梁”，上下两巷超前支护；采面支护先护顶移主梁，再打好贴帮柱，最后关胸子。
⑸运输：采面刮板运输机运煤至溜子道再运至溜煤斗口内，经自溜装入矿车。
⑹回柱放顶：按里向外，由下至上的顺序操作。回柱放顶前，对工作面所有支护情况进行检查，及时更换、加固不符要求、失效支柱，搞好修理，清理浮煤、杂物，确保后路畅通无阻，将回柱器置于回柱点5m外的安全地点牢固的支柱上，确认安全可靠后方能开始回柱、放顶工作。回柱放顶时坚持“三人放顶制”，放顶人员站在支护完好的地方，一人挂好钢丝绳后卸载，一人摇回柱器，一人观察顶板情况。必要时应使用长柄卸载工具远距离卸载。放顶前在靠近待回收支柱这一排的单体支柱老塘侧，挂好挡矸网，先将靠老塘一侧点柱回出移至工作面，最后将待放顶的π梁下支柱卸载并将π梁移至与工作面一根梁并拢为一组，打好点柱。放顶回柱时必须不做与放顶回柱无关的工作。
⑺工艺流程：安全检查→打眼、装药、联线→放炮→敲帮问顶→扒尖护顶→移梁支护→攉煤打贴帮柱→关胸子→清扫浮煤支护加固→回柱放顶→清扫浮煤→搞好文明化生产。

第3章 工作面支护设计
3.1 工作面支柱规格选择
工作面采用单体液压支柱配金属π梁支护。单体液压支柱型号：DZ22-30/100，额定工作阻力300KN；金属π梁型号DFB-7# 。
3.2 工作面支柱参数计算
3.2.1 支柱最大高度计算：
Hmax ＝Mmax－C
＝2.0－0.1
＝1.9m
3.2.2 支柱最小高度计算：
Hmin ＝Mmin－C－ΔSx－S
＝1.8－0.1－0.06－0.05
＝1.59（m）
式中：Hmax――工作面开采范围内煤层最大采高，m；
Hmin――工作面开采范围内煤层最小采高，m；　
Mmax――工作面开采范围内煤层最大采高，m；　
Mmin――工作面开采范围内煤层最小采高，m；　
C――π梁的厚度，C＝0.1m；　
ΔSx――顶板下沉量；　
ΔSx＝ηMMinL1＝0.025×1.8×2.4＝0.06，取ΔSx＝0.108m。
式中：η――顶板下沉系数，取η＝0.025；　
L1――工作面最大控顶距，L1＝2.4m；　
S――工作面最大顶板下沉量，取S＝0.05m。
工作面选择支柱型号规格DZ22-30/100，最大高度2.24m，大于计算所需高度1.9m；最小高度1.44m，小于计算最小高度1.59m。符合工作面使用要求。
3.2.3 合理支护强度的计算：
1.采用经验公式计算：
Pt ＝9.81hrk
＝9.81×2.0×2.5×6
＝294.3（KN/m2）
式中 Pt——工作面合理的支护强度，KN/m2；
h——采高，m；取2.0m。
r——顶板岩石容重，KN/m3，取2.5KN/m3；
k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，取6。
经计算得：工作面合理的支护强度，294.3KN/m2
2.根据“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”选择最大支护强度为300KN/m2。
3.采用工作面不同推进阶段（顶板来压、正常推进）按“支护原则”和“防倒原则”要求，300KN/m2为工作面的支护强度。
3.2.4 支柱实际支撑能力计算：
Rt＝KgKzKbKhKaR
＝0.99×0.95×09×0.95×1×300
＝241（KN）
式中：—单体支柱实际初撑力KN；
—支柱工作系数，；
—支柱增阻系数，；
—支柱不均匀系数，；
—采高系数，；
—倾角系数，；
—支柱额定工作阻力，。
经计算得：Rt=241KN。

支柱阻力影响系数见表1-5。
表1-5 支柱阻力影响系数表
项　目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
木支柱
工作系数Kg
0.99
0.91
0.5
0.5
增阻系数Kz
0.95
0.85
0.7
0.7
不均匀系数Kb
0.9
0.8
0.7
0.7
采高系数Kh
<1.4m
1.5～2.2m
1.5～2.2m
>2.2m
1.0
0.95
0.95
0.9
倾角系数Ka
<10o
11o～25o
26o～45o
>45o
1.0
0.95
0.9
0.85
注：表中系数根据矿压观测结果统计，适应一般工作面条件
3.2.5 工作面合理的支柱密度计算：
n=Pt/Rt =294.3÷241＝1.22（根/m2）
式中：n——支柱密度，根/m2；Rt——支柱实际支撑能力，KN/根。
3.2.6 根据合理的支柱密度，确定排距、柱距：
1.确定支柱排距：根据本矿井技术装备与开采技术条件，为满足通风、运输、行人的需要排距确定为0.8m。
2.工作面支柱柱距:

式中 —工作面支柱排数，；
—每根支柱的支护面积，；
—梁长度，；
—梁端至煤壁距离，。
经计算得： m
工作面实际柱距取0.7m小于0.87m，符合要求。
3.际支护密度的计算
n===2.98(根/m2)
实际支护密度大于设计支护密度，符合设计要求。
4.理控顶距的选择
采面支护形式为“两梁五柱”，设计最小控顶距1.6m，最大控顶距2.4m，放顶步距0.8m。支护密度验算如下：
N回=5÷（2.4×0.7）=2.98（根/m2）>1.22（根/m2）
N采=5÷（1.6×0.7）=2.19（根/m2）>1.22（根/m2）
N回、N采均大于前面估算密度的设计支护形式，故采用最小控顶距1.6m、最大控顶距2.4m，符合要求。
3.3 支柱的确定和选用顶梁型号
根据上述有关参数结合本采煤工作面采高2.0m的要求，选取DZ22-30/100型外注式液压单体配DFB-7#金属π梁完全符合工作面顶板支护要求。

第4章 溜子道、回风巷及端头顶板支护
4.1 工作面溜子道、回风巷支护
4.1.1 正常情况时
溜子道、回风巷采用单体、π梁抬栌20米进行超前支护架设时必须保证支柱架设牢固。
4.1.2 压力过大时
如溜子道、回风巷因压力过大，需要临时增设木垛进行加强支护时。巷尾架设“井”字形木垛（规格：2×2m）。　
4.2 工作面端头的支护
安全出口采用“二对四梁”加固支护。支柱架设牢固，迎山有劲，柱窝落到实底，撑木齐全，浮煤清理干净，无杂物堆积，π梁必须用3m长梁，巷高不低于1.8m。 “二对四梁”必须随采面的推进及时前移。
4.3 工作面支护
1.工作面支护平面布置图
工作面支护平面布置图见图4-1。

图4-1 工作面支护布置平面示意图

2.最大控顶距
工作面最大控顶距见图4-2。
A-A

图4-2 工作面最大控顶距示意图

3.最小控顶距
工作面最小控顶距见图4-3。
B-B

图4-3 工作面最小控顶距示意图

3．溜子道、回风巷剖面
溜子道、回风巷剖面见图4-4。
C-C

图4-4 溜子道、回风巷剖面图

第5章 支护管理要求
5.1 工作面安全出口及两巷支护管理要求
工作面安全出口及两巷内不得堆放材料阻塞退路，浮煤和杂物及时清理干净，确保两出口和上下巷道畅通无阻。
5.1.1上、下安全出口
必须采用“二对四梁”加固支护，高度不能低于1.6m；老塘侧放顶前挂严竹帘网，防止窜矸并采用单体配边木抬好边栌。“二对四梁”支护必须随工作面的推采及时前移，架设牢固确保安全出口安全、畅通可靠。
5.1.2上、下两巷
必须超前20m用单体配兀梁抬栌进行加固，确保两巷支护强度，两巷高度要求不少于1.6m(受客观原因影响不受此限)。
5.2 扩巷方法、扩巷支护要求
5.2.1扩巷方法
采取套棚（按设计尺寸重新架棚）的方法进行扩巷。
5.2.2扩巷支护要求
巷道净高不小于1.8m，净宽不少于2.0m，棚距0.7m，撑筒齐全，棚帮关严背实；巷道内杂物浮煤清理干净确保巷高。
5.3 支架的安装和管理要求
5.3.1支架安装
将主梁向前移动，紧贴煤壁，托住顶板；用长1.0m，直径不小于3cm的栓木棍平行煤壁关棚，每0.2m一组，每组两根，用竹筱或竹帘关严，不漏煤矸为准要；主梁移好后，先支起π梁中部支柱，起临时支护作用，然后挖好贴帮柱窝，支设贴帮柱此柱须向上山方向有3～5°的迎山角；再按设计要求支好其它两个支柱。老塘侧点柱须向老塘方向有3～5°的迎山角。排列方式为垂直煤壁两根梁并拢为一组，组与组以0.7m间距排列，每组梁采用五个单体支柱支撑顶板压力。

5.3.2管理要求
支柱必须成排成组（横成组，竖成排成线），柱距0.7m，允许误差±0.1m，排距0.8m，允许误差±0.1m。
5.4 回柱放顶规定
采用“三人放顶”制，一人观察顶板，一人用回柱器拉支柱，一人搬运回收出来的支柱；回柱采用回柱器回收，回柱器必须安设在距回收的支柱后路5m处的牢固支架上。如遇点柱压“死”不得强行硬拉，要先将底子清落，再回收。
5.5 支柱下放方式、要求
回柱放顶按从里往外、从下往上的顺序进行，即先回收点柱再回收π梁。回收的支柱要立即搬运走，严禁堆放在后路，阻塞退路。

参考文献
1、国家煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.煤炭工业出版社.2011年 
2、东兆星、吴士良.《井巷工程》.中国矿业大学出版社.2010年 
3、国家煤矿安监局，关于印发《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规（试行）》的通知（安监总煤装〔2011〕33号）
4、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215－2005）
5、曹允伟等主编.《煤矿开采方法》.煤炭工业出版社.2005
6、王永安.李永怀主编.《矿井通风》.煤炭工业出版社.2005
7、勒建伟.吕智海主编.《煤矿安全》.煤炭工业出版社.2005
8、马新民主编.《矿山机械》.中国矿业大学出版社.1999
9、国家安监总局.《防治煤与瓦斯突出规定》.煤炭工业出社.2009
10、钱鸣高等主编.《矿山压力与岩层控制》.中国矿业大学出版社.2010
11、周诗建，周华龙主编.《矿山压力观测与控制》.重庆大学出版社.2010
12、本矿相关的资料

致 谢
首先真诚的感谢老师的尽心指导、感谢矿部给予的资料与支持。
在我遇到技术问题，对毕业设计感到困惑的时候是老师给予了我无偿的指导，谢谢老师。在我遇到实际资料的缺乏与不了解时时 矿部给予了我帮助，谢谢矿部所有员工，没有你们的帮助我会走很多弯路。指导老师严谨的治学态度、丰富渊博的知识、敏锐的学术思维、精益求精的工作态度、积极进取的科研精神以及诲人不倦的师者风范是我终生学习的楷模，导师的高深精湛的造诣与严谨求实的治学精神将永远激励着我。最后再次对本公司的各级技术人员对我实践指导和帮助，表示崇高的谢意和致敬！
至此，感谢！

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