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文檔簡介

1、X X 煤 礦采掘工作面支護設計 目 錄一、礦井概況1二、采、掘工作面支護設計1(一)、采煤工作面支護及頂板管理設計11、支柱的型號選擇計算12、支護密度計算23、回采工作面支護方式及頂板管理34、臨時超前支護45、工作面上下出口支護及相關措施46、防止頂板事故措施5(二)掘進工作面支護設計61、巷道錨桿參數確定及支護方式62、采用錨桿、錨噴支護安全措施8XX煤礦采、掘工作面支護設計一、礦井概況XX市XX煤礦位于湖北省XX市XX市XX鎮XX村,始建于1994年,年生產6萬噸,是一家私營煤礦。XX煤礦礦區地處鄂西山區與江漢平原的過渡帶,屬丘陵區,區內地形北西高南東低。本區地層區劃為揚子區黃陵八面

2、山分區黃陵小區。區域出露的地層由老至新為三疊系下統嘉陵江組、中統巴東組和上統九里崗組、曉坪組;侏羅系下統香溪組、中統自流井組、下沙溪廟組、上沙溪廟組;白堊系上統羅鏡灘組、紅花套組、跑馬崗組;上第三系掇刀石組;第四系。井田內地層從老到新依次為:侏羅系下統香溪組第一段(J1xn1)、香溪組第二段(J1xn2)、香溪組第三段(J1xn3);侏羅系中統自流井群第一段(J2zl1)、自流井群第二段(J2zl2)、自流井群第三段(J2zl3);侏羅系中統下沙溪廟組(J2x)及第四系(Q),其中侏羅系中統下沙溪廟組(J2x)位于井田東部外圍和井田地層為斷層接觸關系。礦井開采的煤層為侏羅系下統香溪組第二段(J

3、1xn2)21煤層。煤層形態呈層狀或似層狀,煤層結構簡單。煤的肉眼結構特征,一般有23個分層,夾12層夾矸,上部以粉狀、粒狀結構煤為主,中部以發熱量較低,灰份較高的條帶狀結構煤為主,下部以煤質較好,層位穩定的塊狀煤為主。煤層綜合統計厚度一般0.850.9m,傾角10。煤層的直接頂板為泥質粉砂巖、粉砂質泥巖,厚度3.512米,一般為7米,局部有炭質泥巖、泥巖偽頂,但都極薄,厚0.020.2米;其底板為泥質粉砂巖、粉砂質泥巖。其頂底板巖石完整性尚好,巖石的工程地質條件判定為良好。XX煤礦自建礦以來,因為開采的煤層較薄,煤層賦存條件差,經濟效益較差,其采、掘工藝一直較落后,采煤多采用落后的柱式采煤法

4、,采用木支柱支護;掘進工作面多采用木棚子支護或裸巷。由于采、掘工藝及支護方式落后,給礦安全管理帶來了極大的難度。隨著國家對煤礦安全監管力度的加大,安全工作成為企業各項工作的重中之重,落后的采掘工藝和支護方式已經不能滿足安全生產的需要,為了保證安全生產,必須淘汰落后的采掘工藝和支護方式。二、采、掘工作面支護設計根據XX煤礦煤層賦存條件及頂底板情況,結合周邊開采同煤層的其他礦井實際生產情況,決定采用走向長壁式采煤法代替以往的柱式采煤法,用單體液壓支柱代替木支柱支護采面,用錨桿代替木棚子支護掘進巷道。(一)、采煤工作面支護及頂板管理設計1、支柱的型號選擇計算(1)、確定頂板下沉量Sx=MminL=0

5、.0250.854.20.089m=89mm式中:頂板下沉系數,取0.025 Mmin工作面開采范圍內的煤層最小采高,取0.85m L最大控頂距,取4.2m(2)、支柱規格確定采用WD外注式型單體液壓支柱: 、支柱最大高度計算Hmax=Mmaxb0e =0.90.10.8m800mm式中:b0頂梁厚度,取0.1m; Max工作面開采范圍內的煤層最大采高,取0.90m e柱鞋厚度,根據本礦底板性質,支柱不穿鞋,為0。 、支柱最小高度計算HminMminSxb0a0 0.850.0890.10.050.611m611mm式中:a0工作面支柱備用下縮量,取0.05m。選取DW08300/100外注式

6、單體液壓支柱,支撐高度為800573mm。 初撐力118157kN,工作阻力為30kN/根。2、支護密度計算(1)、支護的強度P=(48)M t/m2P=80.92.2=15.84t/m2式中:M平均采高,0.9m; 頂板容重,取2.2t/m3; 按8倍采高取值。(2)、支護密度確定DW外注式單體液壓支柱每柱的額定承載能力為30t,考慮相關因素的影響,使支撐能力減小,承載能力考慮0.8的系數,則每根支柱的承載能力為300.8=24t/根。根據支護強度的計算,支護所需要的支護強度為15.84t/m2,因此,從理論上,工作面支護密度n15.84t/m224t/根0.66根/ m2根據此結果,工作面

7、的實際支護密度選擇1根/ m2,完全能滿足支護采場頂板的要求。3、回采工作面支護方式及頂板管理根據以上計算,工作面配備DW08300/100外注式單體液壓支柱,支撐高度為800573mm。 初撐力118157kN,工作阻力為30kN/根。工作面采用“三、五”排控頂,排距1.0m,柱距1.0m,最大控頂距4.2m、最小控頂2.2m,放頂步距2m。根據回采工作面采高較小,且頂板完整,巖性堅硬以及周邊開采同煤層的其他礦井經驗等實際情況,單體液壓支柱上不掛鉸接頂梁,而采用長25cm,厚10cm的木方代替。采用密集支柱切頂。密集支柱間距50cm,每組密集長5.0m,留設一個0.8m的安全門。切頂困難或頂

8、板破碎時,可采用木垛、毛石垛等方法進行管理。采用全部陷落法管理頂板,回柱絞車安裝在上部回風平巷,由下至上依次回收。 4、臨時超前支護根據煤礦安全規程第五十條規定:采煤工作面所有安全出口與巷道連接處20m范圍內,必須加強支護。因此,采煤工作面上、下出口20m范圍內,設臨時超前支護,其中距采煤工作面前10m采用雙排單體液壓支柱支護,后10m采用單排單體液壓支柱支護,柱距為1m,采用順巷棚支護。5、工作面上下出口支護及相關措施(1)、在開采過程中根據頂板情況,若頂板壓力較大,則將支柱柱距作適當調整。(2)、工作面支柱要布置整齊,排、行成直線,接頂及時,防止出現過大傘檐(小于0.2 m)。(3)、工作

9、面破碎帶處要加強支護,采用密集支柱和鋪荊芭,防止串矸、漏矸等。(4)、工作面煤層平均傾角10,刮板運輸機等設備不需設防滑固定裝置。(5)、要及時放頂,采用回柱絞車回柱,不得進入老塘作業;沿切頂線采用密集支柱和戧棚等加強支護并切頂。在回柱放頂前必須先打好放頂線的特殊支護,禁止先回后打。必須使用回柱絞車機械回柱,回下的支柱必須堆碼整齊。(6)、換柱時,一定要先打臨時柱,后換柱;沿工作面不能打正式柱時,必須打臨時柱,不得空頂作業。(7)、特殊支護:在放頂線采用單體支柱密集支護、戧柱切頂。在煤壁線采用單體支柱打成貼幫柱進行支護,貼幫柱柱距1.6m。在上、下安全出口20 m范圍內采用單體支柱打成托梁加強

10、支護。(8)、計算、估計和觀測周期來壓步距,在初次來壓和周期采壓期間必須在放頂線打雙排叢柱,必須加打木垛,(木垛每6m打一個,呈“井”字形)切頂。并在來壓時撤退人員。(9)、注意觀測頂板來壓情況和頂板穩定完整情況,過斷層和老巷時要制定專門措施。(10)、回采工作面出口20 m內巷道的凈高不得低于1.6m。(11)、工作面回風巷和工作面運輸巷出口處一段距離(包括回風巷和工作面運輸巷離工作面前和工作面后)采用16根3.5m長工字鋼梁一梁三柱成對加強支護,柱距0.8m、棚距為0.40.5 m。(12)、工作面上下出口采用6m長的4根礦用22kg/m工字鋼,走向交錯抬棚加強支護,并保持上下出口暢通。6

11、、防止頂板事故措施(1)、采煤工作面放炮后,必須及時打好臨時護身頂柱,及時恢復好被放炮沖倒的支柱,人員必須在護身頂柱下攉煤,攉完煤及時打好支柱和貼幫柱,嚴格桉設計或作業規程規定及時支護,嚴禁空頂作業。(2)、當進入采面工作時,嚴格執行敲幫問頂制度,及時清理活石懸矸(煤),以免掉落傷人。(3)、當遇頂板條件變化時,必須及時修改作業規程,制定有針對性的支護措施。(4)、支柱必須垂直于頂、底板打設,嚴禁打在浮煤浮矸上,要保證支柱有足夠的初撐力(90kN)。(5)、在回柱時,必須使用回柱絞車回柱,人員不得站在繩道內及容易發生崩繩、崩柱的地方,以免斷繩飛斷鉤傷人。指揮回柱絞車的停開必須使用清晰可靠的點鈴

12、信號,信號不清不明時,嚴禁啟動回柱絞車。(6)、工作面的浮煤必須清理干凈,不得隨意留頂、底煤。(7)、支柱打設必須迎山有勁,支柱必須拉線打設,成排成行,保證排、柱距不超寬,確保有足夠的支護密度。(8)、打柱時必須用小板將頂背實,確保不發生漏頂。(9)、回柱時,人員必須站在支柱完好、頂板完整的安全地點進行,回柱前必須事先清理好退路,確保退路暢通。(10)、加強工作面的工程質量管理,不合格的支柱必須推倒重來,支柱或支架必須符合作業規程的規定。(11)、在初次來壓、周期來壓期間必須加強支護,確保有足夠的支護強度和支護密度。在初次來壓或周期采壓期間頂板懸露面積超過作業規程規定時,必須進行強制放頂,并制

13、定強制放頂措施,并報有關主管部門審批后嚴格執行。(12)、在回柱放頂前必須先打好放頂線的特殊支護,禁止先回后打,回下的支柱必須支設在新的切頂排上,梁子堆碼整齊,保證退路暢通。(13)、在作業過程中必須保持文明生產,杜絕冒險蠻干;狠反“三違”,嚴禁工人違章作業,干部違章指揮。(14) 、損壞、卸壓的柱梁必須及時出井檢修,工作面嚴禁使用壞柱壞梁。(15)、端面距超過300mm時,必須在煤壁側加打貼幫柱。(二)掘進工作面支護設計掘進巷道采用錨桿配合錨梁支護1、巷道錨桿參數確定及支護方式根據XX煤礦的實際情況,采用巷道圍巖分類法確定巷道錨桿參數。根據原煤炭工業部頒布的煤炭井巷工程錨噴支護設計試行規范中

14、關于煤礦錨桿支護圍巖分類(見下表),XX煤礦巷道圍巖別為類,屬中等穩定巖層。煤礦錨桿支護圍巖分類圍巖分類巖層錨述巷道開挖后圍巖的穩定狀態(35m跨度)巖種舉例類別名稱I穩定圍巖1.完整堅硬巖層Rb60MPa,不易風化;2.層狀巖膠結好,無軟弱夾層圍巖基本穩定,長期不支護無碎塊掉落現象完整的玄武巖、石英質砂巖、奧陶紀石灰巖、茅口灰巖、大冶厚層灰巖穩定性較好巖層1.完整比較堅硬巖層Rb=4060MPa2.層狀巖層,膠結較好3 堅硬塊狀巖層,裂隙面閉合,無泥質充填物,Rb60MPa圍巖基本穩定,較長時間不支護會出現小塊掉落膠結好的砂巖、礫巖、大冶厚層灰巖中等穩定巖層1.完整的中硬巖層 Rb=2010

15、MPa2.層狀巖層以堅硬層為主,夾有少數軟巖層3.比較堅硬的塊狀巖層Rb=4060MPa能維持一個月以上穩定,會產生局部巖塊掉落砂巖、砂質頁巖、粉砂巖、灰巖、硬質凝灰巖穩定性較差巖層1.較軟的完整巖層,Rb20MPa2.中硬的層狀巖層;3.中硬的塊狀巖層,Rb=2040MPa圍巖的穩定時間僅有幾天頁巖、泥巖、膠結不好的砂巖、硬煤不穩定巖層1.易風化潮解剝落的松軟巖層2.各類破碎巖層圍巖很容易產生冒頂片幫炭質頁巖、花斑泥巖、軟質凝灰巖、煤破碎的各種巖石以工程類比法為主要依據提出的煤巷錨桿支護形式及主要支護參數選擇見下表。巷道頂板錨桿支護形式與主要支護參數選擇巷道類別巷道圍巖狀況基 本 支 護 形

16、 式主 要 支 護 參 數非常穩定整體砂巖、石灰巖類巖層:不支護其他巖層:單體錨桿端錨 桿體直徑:1618mm錨桿長度:1.61.8m排間距:0.81.2m設計錨固力:6480kN穩定頂板較完整:單體錨桿頂板較破碎:錨桿+網端錨 桿體直徑:1618mm錨桿長度:1.62.0m排間距:0.81.0m設計錨固力:6480kN中等穩定頂板較完整:錨桿+鋼筋梁或桁架頂板較破碎:錨桿+鋼帶+網,或增加錨索桁架+網,或增加錨索端錨 桿體直徑:1618mm錨桿長度:1.82.2m排間距:0.61.0m設計錨固力:6480kN全長錨固 桿體直徑:1822mm錨桿長度:1.82.4m排間距:0.61.0m不穩定

17、錨桿+W鋼帶+網,或增加錨索桁架+網,或增加錨索全長錨固 桿體直徑:1822mm錨桿長度:1.82.4m排間距:0.61.0m極不穩定1頂板較完整:錨桿+金屬可縮支架,或增加錨索2頂板較破碎:錨桿+網+金屬可縮支架,或增加錨索,或加固圍巖3底鼓嚴重:錨桿+環形可縮支架全長錨固 桿體直徑:1822mm錨桿長度:2.22.6m排間距:0.61.0m根據以上分析,礦井采用16mm的左旋式鋼筋樹脂錨桿。錨桿長度一般為1.8m,錨桿間排距700700mm,采用錨桿+鋼筋梁方式。在實際施工中,應根據具體條件做修正,必要時適當加長加密錨桿,使錨桿錨固在頂板穩定巖層中。2、采用錨桿、錨噴支護安全措施(1)、錨桿、錨噴等支護的端頭與掘進工作面的距離,錨桿的形式、規格、安裝角度,混凝土標號、噴體厚度,掛網所采用金屬網的規格以及圍巖涌水的處理等,必須在施工組織設計或作業規程中規定。(2)、采用鉆爆法掘進的巖石巷道,應采用光面爆破。(3)、打錨桿眼前,必須

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