2 矿井开拓与开采.doc

2 矿井开拓与开采2.2 矿井主要灾害因素及安全条件2.2.1 矿井瓦斯现主要根据本区和邻近生产矿井的瓦斯涌出情况，结合以往勘查资料，对区内一1、二1煤层瓦斯赋存情况叙述如下：原中南煤田地质局127队1968年提交荥巩矿区一、二、三井田煤矿勘探精查地质报告时，未对煤层瓦斯情况进行详细的鉴定和预测，仅预测该矿区瓦斯相对涌出量为40.0150.60m3/t.d。该矿区南部新中矿开采二1煤层时，其瓦斯鉴定结果为，相对瓦斯涌出量为10.9039.74m3/t.d,按煤与瓦斯突出矿井管理，因煤与瓦斯突出频繁，该井已于1989年停产。据该矿区西部钻孔测试资料，二1煤层取样深度为456.0405.15m,瓦斯成分以CH4为主，占66.9087.74%，平均82.35%，CO2为7.9410.22%,平均9.02%,N2为2.4222.88%，平均8.63%。瓦斯含量为3.787.90m3/t,daf,平均为5.91m3/t,daf。据浅部大峪沟井田1908孔煤芯作煤层突出危险性指数指标测定;煤层硬度系数极低（f=0.130.15），自上而下煤层瓦斯散放初速度为2014，属煤与瓦斯突出型煤层。综上所述，本区二1煤层应属高瓦斯区，未来采掘过程中，在煤层瓦斯含量大、煤层厚度和产状变化地段、小断层附近应采取防突措施，确保矿井安全生产。据本区东部10208孔（据本区约800m）取样测试，一1煤层瓦斯含量为0.26m3/t.daf,瓦斯成分中CH4仅占8.43%，CO2和N2分别为60.54%和31.12%，属瓦斯风化带。可见其瓦斯含量低，未来矿井开采一1煤层应为低瓦斯矿井。但应指出，由于煤层瓦斯赋存具有一定的不均一性，加之一1煤层与高瓦斯二1煤层间距较小 ，有可能因回采一1煤层时顶板冒落而导致二1煤层瓦斯大量涌入矿坑。因此，为确保安全，矿井开采一1煤层时，按煤与瓦斯突出矿井管理，防患于未然。2.2.2 煤的自燃倾向及煤尘爆炸性1、煤的自燃倾向性：根据郑州煤矿安全检测检验中心2010年12月25日煤的自燃倾向性检测检验报告，本矿一1煤的自燃等级为类，属不易自燃煤层。2、煤尘爆炸性：根据郑州煤矿安全检测检验中心2010年12月25日煤尘爆炸性检测检验报告，本矿一1煤层无煤尘爆炸危险性。2.2.3 煤层顶底板的工程地质特征2.2.3.1 煤层顶、底板工程地质特征据钻孔资料及矿井揭露，一1煤层顶板为中厚层状石灰岩，偶有泥岩或炭质泥岩伪顶，底板为铝质岩或铝质泥岩，局部有泥岩伪底；一3煤层顶板为致密坚硬的石灰岩，一般不需支护，局部见松软易碎的泥岩、砂质泥岩伪底、伪顶。区内生产矿井均没有开采二1煤层，根据邻近煤矿的生产情况，其顶板为灰白色中厚层状细粒砂岩，伪顶为黑色泥岩，岩性松软，易于垮落，底板为黑色泥岩、砂质泥岩，岩性较松软，偶有底鼓现象。区内无一1煤层顶、底板岩石力学试验样。从岩性及邻近矿井井下采掘情况看，煤层直接顶板由L1、L2灰岩组成，厚度6.008.00m,抗压强度较大。底板由铝土质泥岩或铝土岩组成，厚度3.2010.50m,平均5.50m.生产中未发生过冒顶、片帮、掉块、底鼓等不良地质现象。岩石较为坚固，具有一定的抗压、拉、剪强度。顶板不易陷落，但因伪顶的存在，局部地带易掉块，宜采用散点柱式支撑。底板因部分泥质岩类的存在，应预防底鼓。二1煤层顶、底板以泥岩、砂质泥岩为主，工程地质条件不佳，属不稳定或极不稳定的岩层，据邻近矿区测试资料，其岩石物理力学试验见表2-2-1。二1煤层顶、底板岩石物理力学试验结果 表2-2-1层位岩石名称物理性质力学强度（kg/cm2）稳定性评价比重/容重含水量/孔隙率（%）自然状态抗压强度单向抗拦强度二1煤层顶板细粒砂岩2.75/2.740.99/2.5342539.1不稳定粉砂岩2.76/2.661.37/5.1330527.5极不稳定泥岩及砂质泥岩2.73/2.651.33/3.2825720.5极不稳定二1煤层底板细粒砂岩2.76/2.631.08/5.5550719.8不稳定粉砂岩2.75/2.750.88/3.8753626.1极不稳定泥岩及砂质泥岩2.75/2.661.36/4.8330325.9极不稳定石灰岩2.70/2.660.24/1.7045434.8不稳定综上所述，本矿区二1煤层属二型顶底板，质软不易管理。一般沿底送巷，岩、煤巷采用坑木支护，正常情况下基本能保证矿井正常生产。工程地质条件属于中等复杂程度。一1煤层属二类三四型顶/底板，生产中一般不需支护或在工作面等稀疏支护即可。2.3 矿井开拓系统2.3.1 井筒2.3.1.1 井筒的设置及功能1、主井主井井筒净直径4.0m，净断面12.6m2，表土段砼支护厚度450mm；基岩段混凝土支护厚度350mm，装备一对2.5t非标箕斗，钢丝绳罐道，设防撞绳，担负全矿井提煤任务，并兼作矿井的进风井，并敷设一趟排水管道、一趟洒水管道和电力和通讯电缆。安装金属梯子间，作为矿井的一个安全出口。2、副井副井井筒净直径4.5m，净断面15.9m2，表土段支护厚度450mm；基岩段支护厚度350mm，装备一对1.0t矿车罐笼，钢丝绳罐道，设防撞绳，担负全矿井提矸、下放材料、升降人员等任务，兼作矿井的进风井。井筒内敷设一趟注浆管路、一趟压风管路和两趟排水管路。3、风井净直径4.0m，净断面12.6m2，表土段支护厚度450mm；基岩段支护厚度350mm。担负矿井的回风任务，敷设一趟瓦斯抽采管路，预留一趟排水管路，装备金属梯子间，兼作矿井的一个安全出口。各井筒特征见表2-3-1，井筒断面见图2-3-13。 井筒特征表 表2-3-1序号名称单位主井副井风井1井口座标Xm3841315.5238413453840948Ym38433199.623843324038432972Zm+229.5+231.5+2042提升方位角度107 1073井筒直径m4.04.54.04井筒倾角度9090905井筒长度m439.5441.53656断面净m212.615.912.6掘进m218.9/16.622.9/20.418.9/16.67支护材料混凝土混凝土混凝土厚度mm450/350450/350450/3508井筒装备 一对2.5t非标准箕斗，金属梯子间，一趟排水管道一对1.0t标准罐笼，两趟排水管道一趟瓦斯管路，一趟排水管路，金属梯子间2.3.1.2 井筒和工业场地工程地质条件本区为低山丘陵区，区内地势总体呈东高西低，最高海拔标高为263.5m之间，最低海拔标高为185.5m，相对高差78.0m。区内冲沟发育，有利于大气降水的排泄。本区属黄河水系，区内无常年性河流，水头河（米河）从矿区西部边界通过，属季节性河流。地面冲沟几乎常年干枯，惟雨时有短时水流，雨后即干。2.3.1.3防洪设计标准本区为低山丘陵区，区内地势总体呈东高西低，最高海拔标高为263.5m之间，最低海拔标高为185.5m，相对高差78.0m。区内冲沟发育，有利于大气降水的排泄。本区属黄河水系，区内无常年性河流，水头河（米河）从矿区西部边界通过，属季节性河流。地面冲沟几乎常年干枯，惟雨时有短时水流，雨后即干。米河在矿井工业场地西面1800m处，河道标高为+185.0m，本矿井工业场地的最低平场标高为+214.0m，高出该标高较多，不受该河流影响。工业场地主副井井筒均位于较高的台地上，不受周围雨水影响，故工业场地满足防洪要求。根据本工业场地地形，根据工业场地实际平场标高，为了充分利用已有地形，减少土石方量及建筑基础工程量，在满足生产工艺和窄轨铁路运输的要求下,竖向布置采用台阶式布置方式。整体上尽量与原地形基本保持一致，工业场地共分为三个主要的台阶，办公生活建筑位于北面的上台阶，储煤场位于南面的下台阶，主副井及其他建筑均位于中间的台阶上。主井井口标高为+228.0m，副井井口标高为230.45m。场内雨水通过场内排水沟排至围墙外，汇入西面的场外冲沟。2.3.1.4 保护煤柱的留设井筒及工广煤柱根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程有关规定和郑州矿区其他矿井的经验数据，各参数选取如下：表土层移动角45，基岩走向和上山移动角为72、下山移动角72-0.6留取，计算方法为垂线法。2.3.1.5进、回风井口的安全性根据矿井开拓布置，矿井布置一个主井、一个副井和一个风井。其中主副井进风，风井回风。主井、风井中安装有金属梯子间，作为矿井的安全出口。进风井口以下的空气温度（干球温度，下同）必须在2以上。进风井口距离储煤厂100m左右，距离回风井280m左右，布置在粉尘、有害和高温气体不能侵入的地方。进风井口装设防火铁门，防火铁门必须严密并易于关闭，打开时不妨碍提升、运输和人员通行，并应定期维修；如果不设防火铁门，必须有防止烟火进入矿井的安全措施。在井下和井口房，严禁采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并遵守以下规定：在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。回风井口50m范围内不得有火源，并设专人监视。回风井井口设有防爆门，井下发生爆炸事故时，可使防爆门灵活打开，有效的降低爆炸冲击波对相关设施的破坏。2.3.2煤层开采顺序、采区划分及采区开采顺序2.3.2.1煤层开采顺序的确定按防治煤与瓦斯突出规定第四十条规定：区域防突措施应当优先采用开采保护层。由于二1煤层属于煤与瓦斯突出煤层，一1煤层为低瓦斯煤层，且位于二1煤层下部35m，可作为二1煤层开采的下保护层，为此，本次设计先开采一1煤层，后开采二1煤层。2.3.2.2保护层的开采按防治煤与瓦斯突出规定第四十八条规定：“首次开采保护层时，可参照附录D确定沿倾斜的保护范围、沿走向（始采线、终采线）的保护范围、保护层与被保护层之间的最大保护垂距、开采下保护层时不破坏上部被保护层的最小层间距离等参数”，以此来确定开采保护层的可行性和保护范围。1、 开采下保护层的最小层间距按防治煤与瓦斯突出规定附录D.4规定，开采下保护层时，不破坏上部被保护层的最小层间距离可用下式确定： 式中： H允许开采的最小层间距，m； M保护层的开采厚度，1.06m； 煤层倾角，9； K顶板管理系数。冒落法管理顶板时，K取10。 经计算，本矿井允许开采的最小煤层间距H为10.86m，小于一1煤和二1煤的平均间距35m，所以开采下保护层是可行的。2、 最大保护垂距按照防治煤与瓦斯突出规定附录D.3规定，开采下保护层时最大保护垂距可用下式计算：式中：S下下保护层的理论最大保护垂距，m。它与工作面长度和开采深度H有关，可参照防治煤与瓦斯突出规定表D.3选取，根据本矿情况，利用插值法得出S下为140m左右；1保护层开采的影响系数，当MM0时，1=M/M0，当MM0时，1=1；经计算，1为1。M保护层开采厚度，1.06m；M0保护层的最小有效厚度，参照防治煤与瓦斯突出规定图D.3选取0.25m；2层间硬岩含量系数，根据本矿地质情况，经计算取0.6。经计算，开采一1煤保护层时，最大保护垂距为84m，远远大于一1煤和二1煤两层煤的煤层间距35m，即二1煤在垂直方向上完全处于被保护范围内。3、 倾向和走向保护范围按照防治煤与瓦斯突出规定附录D.1规定，开采下保护层时沿倾斜方向的保护范围可根据卸压角划定，如图2-3-4所示：图2-3-4 保护层工作面沿倾斜方向的保护范围依据防治煤与瓦斯突出规定附录D中表D.1中数据，利用插值法可得出本矿1=78，2=84。由于在本矿的可采范围内，一1煤与二1煤在平面位置上完全重合， 一1煤又采用的是不留设煤柱的布置方式。经计算，二1煤深部边界煤柱线以浅到距浅部边界煤柱3m范围以深全部处于保护范围之内。按照防治煤与瓦斯突出规定附录D.2规定，若保护层采煤工作面停采时间超过3个月、且卸压比较充分，则该保护层采煤工作面对被保护层沿走向的保护范围对应于始采线、采止线及所留煤柱边缘位置的边界线可按卸压角5660划定，如图2-3-5所示：F图2-3-5 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围根据计算，将一1煤采止线和始采线垂直投影到二1煤，以投影线向内3m作保护范围线，该保护范围线圈定区域，即为受保护区域（如图2-3-5中的E区）。由上述分析可知，二1煤在走向和倾向方向上大部分处于一1煤层的保护范围内，在垂直方向上完全处于一1煤层的保护范围之内。2.3.2.3采区划分与开采顺序根据矿井的开拓布置，全井田共布置三个采区，分别为：11双翼上山采区，12双翼上下山采区和13单翼下山采区。投产时先开采一1煤11双翼上山采区，再开采13单翼下山采区，最后开采12双翼上下山采区。采区开采顺序按照先近后远的原则，一般为前进式开采。采区接替：11采区13采区12采区。2.3.2.4 达产时生产采区和工作面数目矿井设计生产规模为0.30Mt/a，移交生产时以一个回采工作面，四个掘进工作面，一套瓦斯预抽巷道系统及与之相配套的生产系统来保障矿井生产能力。2.3.3 主要巷道2.3.3.1 大巷布置根据开拓部署，-210m水平轨道大巷布置在一4煤顶板厚层中粒砂岩层位中，长93m，通过51m长的石门与轨道上山相连接；-204m运输巷沿一1煤层顶板布置，长261m；从-204m运输大巷向煤仓上口布置上仓斜巷，倾斜长度122m，倾角11。-210m轨道大巷下距一1煤层底板15.1m，距奥陶系灰岩20.6m，上距二1煤层底19.9m，采用锚网喷支护，半圆拱断面，净断面积8.5m2；-204m运输大巷净断面积6.6 m2。后期在-209m水平，平行-204m运输大巷布置-209m轨道大巷，长678m，担负12采区的辅助运输和回风任务。-161m回风大巷，沿一1煤层顶板布置，裸体巷道，矩形断面，净断面积10.8 m2。2.3.3.2 采区巷道布置本矿井一1煤层虽然瓦斯较低，但由于其与二1煤层只有35m左右，随着煤层开采、顶板的垮落，二1煤层的瓦斯卸压后势必会由裂隙进入采空区及开采巷道，为加强通风保证安全，因此，按煤与瓦斯突出矿井管理考虑，设计布置三条上山。三条上山原则上沿一1煤层顶板布置，半煤岩裸体巷道，矩形断面。11采区轨道上山倾角820，净断面积5.5m2，斜长310m，担负11采区的辅助运输任务；11采区运输上山倾角08，净断面积5.8m2，斜长299m，担负11采区煤炭运输任务；在运输上山下端-196m水平设置11采区上仓平巷，长51m。上仓平巷端部布置溜煤眼，高4米。11采区回风上山倾角8，净断面积7.5m2，斜长405m，担负11采区的回风任务。 2.3.3.3 采区顺槽采区工作面运输顺槽和轨道顺槽均沿一1煤层顶板布置，均为矩形断面，裸体半煤岩巷，工作面采用跳采方式开采。由于在一1煤层对二1煤层瓦斯进行预抽采，为解决与抽采巷道的通风问题，上下预抽行进行贯通，以形成独立的通风系统。预抽采巷道与下区段上顺槽之间煤柱，必须在工作面开采后，待顶板冒落稳定后，布置短壁工作面，进行煤柱回收，以保证符合防治煤与瓦斯突出规定第47条要求。2.3.3.4 大巷安全间隙、支护方式及安全风速巷道断面设计主要考虑通风、运输、行人和敷设管道的要求，并留有一定的富裕量。主要巷道安全间隙满足煤矿安全规程第二十二条相关要求。矿井11采区轨道上山设备突出部分与巷帮支护的最小距离为1200mm；岩石巷道采用半园拱断面，以锚喷支护为主，局部穿越煤层、断层地段采用锚喷+“U”型钢棚复合支护，主要硐室、交岔点采用锚喷支护，煤层巷道采用 “U”型钢或锚喷联合支护。巷道安全风速均满足煤矿安全规程第一百零一条有关要求。11采区轨道下山风速为4.7，回风巷风速为7.3m/s主要巷道断面见图2-3-68。2.3.3.5 其它安全措施掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复，之后方可进入工作面作业。修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行。在松软的煤、岩层及地质破碎带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施。在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。采用锚杆、锚喷等支护形式时，应遵守下列规定：锚杆、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。采用钻爆法掘进的岩石巷道，必须采用光面爆破。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。使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净，砂浆锚杆必须灌满填实。软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。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品。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。锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。岩帮的涌水地点，必须处理。掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，包括接近老空时必须预留的煤（岩）柱厚度和探明水、火、瓦斯等内容。必须根据探明的情况采取措施，进行处理。2.3.4 竣工投产应具备标准条件2.3.4.1 矿井移交标准本矿井设计规模为0.30Mt/a，矿井移交生产时为一个11采区，一个回采工作面，四个掘进工作面，一套瓦斯预抽巷道系统及与之相配套的生产系统的全部井巷工程均应完成。矿井竣工移交时应完成的工作有： 1全部井巷工程和地面土建工程、井上下安装工程；2矿井提升、运输、通风、瓦斯抽采、排水、给排水、供暖及供热等系统；3地面生产系统，地面生产、生活设施及行政福利设施；4配套的三废处理和环保工程及各类安全设施；5全矿井联合试运转。2.3.4.2矿井移交条件1、矿井安全设施及条件竣工验收前，必须完成建设项目的全部安全工程、设施、装备，生产系统和防灾系统健全，经过联合试运转，具备安全生产条件。2、建设矿井取得采矿许可证、矿长资格证、矿长安全资格证,特种作业人员经培训并取得操作资格证书,入井工作人员经安全培训并考试合格。3、单项工程经工程质量监督部门验收，并取得质量合格的认证报告。4、矿井投产验收前必须对矿井瓦斯等级、各煤层煤尘爆炸性和自燃倾向性做出鉴定。5、矿井主要变压器、提升机及钢丝绳、提升容器、通风机、空气压缩机、水泵等主要电器和机械设备经有资质的部门检测检验，并出具检验合格报告。6、委托有资质的安全评价机构做出安全验收评价报告，并按规定备案。2.3.4.3 矿井移交时井巷工程量矿井技术改造投产时，巷道总长度11992.7m，掘进总体积93086.1m3。万吨掘进率为399.8m/万t和3102.9m3/万t。井巷工程量汇总详见表2-3-2。井巷工程量汇总表 表2-3-2序号项目名称长度（m）掘进体积（m3）煤巷岩巷小计煤巷岩巷小计1井筒778.8778.88612.58612.52开拓巷道238.2 238.22811.22811.23采区巷道3789.6 3789.635883.735883.74井底车场及硐室1161.71161.713268.913268.9合计3789.62178.75968.335883.724692.660576.32.4 采煤方法及采区巷道布置2.4.1 采煤方法的合理性分析本井田位于荥密背斜北翼，区域构造形态为一单斜构造，地层（煤层）走向大致为南东110125，倾向北东，倾角一般810。构造类型为中等，以断裂为主，断裂方向多为北西西向，次为北东向，在浅部及中部煤层附近发育有滑动构造，从而使煤层赋存变浅。二1煤层厚度为0.557.20m，平均2.34m，煤厚总体变化较大，为较不稳定型煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸，局部见12层，一般为0.050.80m。二1煤层直接顶板以灰黑色泥岩或泥岩为主，局部为灰白色细砂岩；直接底板为1420m的细-中粒砂岩，局部为黑色砂质泥岩及泥岩伪底。区内二1煤层为全区普遍可采的较稳定型中厚煤层。二1煤为煤与瓦斯突出煤层。一1煤层厚度0.751.21m，平均1.06m，首采区平均厚度1.1m，全区变化不大，属稳定型煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸或含一层泥岩或炭质泥岩夹矸。一1煤层直接顶板为L1石灰岩，局部有伪顶，岩性为炭质泥岩或砂质泥岩；煤层底板为铝土质泥岩、铝土岩。区内一1煤层为结构简单的稳定型薄煤层。由于一1煤层距二1煤层35m左右，根据煤层的赋存条件、开采技术条件和水文地质条件，设计两层煤开拓联合布置，初期先开采保护层一1煤层。结合煤矿的生产技术及管理水平，为了最大限度地实现资源的合理开发，设计采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。根据开拓部署，矿井投产时，应形成一个采煤工作面，四个掘进工作面和两个相互贯通的瓦斯抽采巷道。即在11采区东翼布置一个炮采工作面（11102工作面）作为投产工作面。按防治煤与瓦斯突出规定第47条要求：“开采保护层时应同时抽采被保护层瓦斯”。所以在11102工作面顺槽外侧15m布置两条瓦斯预抽巷，并在端部联通，形成瓦斯预抽采巷道系统，抽采二1煤层瓦斯。2.4.2 采掘设备的安全性2.4.2.1 单体液压支柱的支护强度投产的炮采工作面和接替的普采工作面均选用DZ14-25/80单体液压支柱，由于一1煤层底板为铝土质泥岩、铝土岩，可采用穿“木鞋”支护方式。由于该矿井为薄煤层，顶板坚硬，为使顶板垮落，应加大放顶步距，根据王河煤矿的生产经验，工作面采用二、四排控顶，排距1.0m，柱距0.7m，最大控顶距4m，最小控顶距2.0m。切顶支柱采用单排密集式。配备JH11.4型回柱绞车。11101接替普采工作面，采煤机截深0.7m，往返一次割两刀，即一个循环，根据王河煤矿普采工作面的生产经验，工作面采用三、五排控顶，排距0.7m，柱距1.0m，最大控顶距3.7m，最小控顶距2.3m。切顶支柱采用单排密集式。配备JH11.4型回柱绞车。根据矿井的地质条件和煤层赋存条件，支架支护强度和间排距确定如下：1、投产工作面支架支护强度和间排距的确定、选型支柱的技术特征型号支撑高度（mm）伸缩行程（mm）额定工作阻力kN额定工作液压MPa初撑力kN泵站压力MPa备注DZ14-25/80870/14005302505075/10015/20、估算顶板的下沉量SNMR0.041.14.00.18m式中：N顶板下沉系数，处于0.040.05之间； M平均采高，1.1m； R最大控顶距，m；、工作面密度的计算、支柱实际支撑力的计算RTKBK2KCKG 0.920.96250.9520.98t/株式中：RT单体液压支柱实际支撑能力，t/株； KB支柱受力不均衡系数，0.92； K2支柱的增阻特性系数，0.96； KC支柱的理论支撑能力，25t/株； KG支柱的工作系数，0.95；、工作面顶板压力的计算a、初次采压前阶段压力的计算PTminAmi ri62.515t/m2式中：A直接顶压力，t/m2； mi、ri直接顶厚度mi和容重(t/m3)b、老顶来压前阶段压力的计算PTmaxA+MrC/4.5.Lk15+102.210/（4.54.0）27.222式中：M老顶平均厚度，m； r劳动岩石容重，t/m2； C初压步距，取10m；Lk控顶距，m；c、周期来压顶板压力PT的计算PminA15t/m2PmaxA+Mrc/6.5Lx 15+102.210/（6.52.0）29.95t/m2式中：Pmin、Pmax周压期间最小、最大顶板压力，t/m2 C周期来压步距，取10m；、工作面支护密度计算a、初压期间：NmaxPTmax27.222/20.981.28棵/m2NmaxPTmax29.95/20.981.38棵/m2式中：Nmax、Nmax初、周期来压期间工作面允许最大排距，设计取1.0m。、工作面柱距的计算a、初压期间工作面最小排距bb1/aNmax1/1.01.280.78mb1/aNmax1/1.01.420.72m由以上计算可知，工作面支护的间排距确定为1.00.7m是合理的。、工作面支护强度的验算29.951039.80.61.2217.7kN250kN根据上面计算，周期来压期间的压力小于单体液压支柱的压力，所选支柱满足生产要求。2、接替工作面支架支护强度和间排距的确定、选型支柱的技术特征型号支撑高度（mm）伸缩行程（mm）额定工作阻力kN额定工作液压MPa初撑力kN泵站压力MPa备注DZ14-25/80870/14005302505075/10015/20、估算顶板的下沉量SNMR0.041.14.00.18m式中：N顶板下沉系数，处于0.040.05之间； M平均采高，1.1m； R最大控顶距，m；、工作面密度的计算、支柱实际支撑力的计算RTKBK2KCKG 0.920.96250.9520.98t/株式中：RT单体液压支柱实际支撑能力，t/株； KB支柱受力不均衡系数，0.92； K2支柱的增阻特性系数，0.96； KC支柱的理论支撑能力，25t/株； KG支柱的工作系数，0.95；、工作面顶板压力的计算a、初次采压前阶段压力的计算PTminAmi ri62.515t/m2式中：A直接顶压力，t/m2； mi、ri直接顶厚度mi和容重(t/m3)b、老顶来压前阶段压力的计算PTmaxA+MrC/4.5.Lk15+102.210/（4.53.7）28.21式中：M老顶平均厚度，m； r劳动岩石容重，t/m2； C初压步距，取10m；Lk控顶距，m；c、周期来压顶板压力PT的计算PminA15t/m2PmaxA+Mrc/6.5Lx 15+102.210/（6.52.3）29.71t/m2式中：Pmin、Pmax周压期间最小、最大顶板压力，t/m2 C周期来压步距，取10m；、工作面支护密度计算a、初压期间：NmaxPTmax28.21/20.981.34棵/m2NmaxPTmax29.71/20.981.41棵/m2式中：Nmax、Nmax初、周期来压期间工作面允许最大排距，设计取1.0m。、工作面柱距的计算a、初压期间工作面最小柱距bb1/aNmax1/0.71.281.1mb1/aNmax1/0.71.421.0m由以上计算可知，工作面支护的间排距确定为0.71.0m是合理的。、工作面支护强度的验算29.711039.80.61.2216.0kN250kN根据上面计算，周期来压期间的压力小于单体液压支柱的压力，所选支柱满足生产要求。2.4.2.2 工作面支护安全措施1、柱窝必须见硬底，严禁把支柱放在浮煤和浮矸上；2、保证支柱初撑力不低于75kN，发现漏液支柱及时更换。3、严禁使用折损、漏液、失效或没经试压合格及掉柱爪的单体支柱。4、在初采期间或出现悬顶时，每隔一棚打一戗柱，戗柱生根要牢靠，其戗柱角与工作面顶板垂直线成40左右，且应有柱窝。5、单体液压支柱的防倒、防滑措施：因工作面坡度较大，底板光滑，为防止作业人员载柱时因柱子蹬空伤人，工作面打眼时，在坡度大于30的地方，打眼时底眼必须载到底板100mm，以便能崩毛底板。每次打眼，跟班工长、验收员要监督这项工作按质按量完成。工作面破底撤人的安全距离，按直线不小于75m，拐弯不小于50m执行。工作面不准出现空载柱，所有单体支柱必须全部承载和加柱柱头绳。2.4.3 采区巷道布置本矿井一1煤层虽然瓦斯较低，但由于其与二1煤层只有35m左右，随着煤层开采、顶板的垮落，二1煤层的瓦斯卸压后势必会由裂隙进入采空区及开采巷道，为加强通风保证安全，因此，按煤与瓦斯突出矿井管理考虑，设计布置三条上山。三条上山原则上沿一1煤层顶板布置，半煤岩裸体巷道，矩形断面。11采区轨道上山倾角820，净断面积5.5m2，斜长310m，担负11采区的辅助运输任务；11采区运输上山倾角08，净断面积5.8m2，斜长299m，担负11采区煤炭运输任务；在运输上山下端-196m水平设置11采区上仓平巷，长51m。上仓平巷端部布置溜煤眼，高4米。11采区回风上山倾角8，净断面积7.5m2，斜长405m，担负11采区的回风任务。 采区工作面运输顺槽和轨道顺槽均沿一1煤层顶板布置，均为矩形断面，裸体半煤岩巷，工作面采用跳采方式开采。由于在一1煤层对二1煤层瓦斯进行预抽采，为解决与抽采巷道的通风问题，上下预抽行进行贯通，以形成独立的通风系统。预抽采巷道与下区段上顺槽之间煤柱留设宽度为15m，必须在工作面开采后，待顶板冒落稳定后，布置短壁工作面，进行煤柱回收，以保证符合防治煤与瓦斯突出规定第47条要求。采区巷道布置及机械配备平、剖面图详见图2-4-12；井下运输系统图详见图2-4-3。2.5 顶板管理及冲击地压2.5.1 顶板灾害防治及装备2.5.1.1 影响矿山压力显现基本因素分析影响矿山压力显现基本因素主要表现在煤层顶底板岩性、岩石的抗压强度、地质构造及裂隙发育程度，岩层的稳定性及原岩的应力状态及水的影响；煤层赋存条件及采煤方法、开采深度、采高及控顶距等都会对矿山显现有影响。进一步研究矿压显现的规律，是正确设计巷道及支护方式的基础，围岩的强度是影响其稳定性的主要因素，通常较、软弱的围岩容易产生变形和破坏，巷道维护比较困难，相反较坚硬的围岩就不易变形破坏，压力小，巷道容易维护。、煤层顶、底板据钻孔资料及矿井揭露，一1煤层顶板为中厚层状石灰岩，偶有泥岩或炭质泥岩伪顶，底板为铝质岩或铝质泥岩，局部有泥岩伪底；一3煤层顶板为致密坚硬的石灰岩，一般不需支护，局部见松软易碎的泥岩、砂质泥岩伪底、伪顶。区内生产矿井均没有开采二1煤层，根据邻近煤矿的生产情况，其顶板为灰白色中厚层状细粒砂岩，伪顶为黑色泥岩，岩性松软，易于垮落，底板为黑色泥岩、砂质泥岩，岩性较松软，偶有底鼓现象。区内无一1煤层顶、底板岩石力学试验样。从岩性及邻近矿井井下采掘情况看，煤层直接顶板由L1、L2灰岩组成，厚度6.008.00m,抗压强度较大。底板由铝土质泥岩或铝土岩组成，厚度3.2010.50m,平均5.50m.生产中未发生过冒顶、片帮、掉块、底鼓等不良地质现象。岩石较为坚固，具有一定的抗压、拉、剪强度。顶板不易陷落，但因伪顶的存在，局部地带易掉块，宜采用散点柱式支撑。底板因部分泥质岩类的存在，应预防底鼓。二1煤层顶、底板以泥岩、砂质泥岩为主，工程地质条件不佳，属不稳定或极不稳定的岩层，据邻近矿区测试资料，其岩石物理力学试验见表2-2-1。综上所述，本矿区二1煤层属二型顶底板，质软不易管理。一般沿底送巷，岩、煤巷采用坑木支护，正常情况下基本能保证矿井正常生产。工程地质条件属于中等复杂程度。一1煤层属二类三四型顶/底板，生产中一般不需支护或在工作面等稀疏支护即可。、井田地质构造矿区位于荥密背斜北翼东段，总体构造为一走向105左右，倾向15，倾角89的单斜构造。区内构造以徐庄滑动构造为主，并在矿区西部边缘发育一条断层（古城寨断层）。1、徐庄滑动构造西起巩义市西茶店，向东经本区南部的王河井田、计河井田，延伸至三李勘探区，区域延伸长度大于10km。滑动构造面为位于二1煤层上下的一个层间滑动断裂面，在地表出露于二1煤层露头附近，走向与二1煤层露头平行展布，倾向上则沿二1煤层向深部延伸。破碎带厚度050.04m不等，其岩性混杂，断层角砾岩、碎裂岩、糜棱岩均有，可见滑动擦痕、滑动镜面。滑动构造下盘由山西组下部地层-奥陶系地层组成，地层走向105左右，倾向15，倾角89。上盘地层由山西组中上部地层及其以上地层组成，地层产状区内与下盘产状相近，区外浅部呈一走向近东西向的背斜构造。该构造控制可靠。2、古城寨断层位于本区西部边界附近。断层走向85，倾向355，倾角3540，其北盘（上盘）上升，南盘（下盘）下降，为逆断层。断层落差2040m。该断层在区外由8504、9309、8008、7603等钻孔控制，控制严密。综上本区地质构造复杂程度应为中等。、煤层赋存条件及采煤工艺1、资源及开采技术条件二1煤层厚度为0.557.20m，平均2.34m，煤厚总体变化较大，为较不稳定型煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸，局部见12层，一般为0.050.80m。二1煤层直接顶板以灰黑色泥岩或泥岩为主，局部为灰白色细砂岩；直接底板为1420m的细-中粒砂岩，局部为黑色砂质泥岩及泥岩伪底。区内二1煤层为全区普遍可采的较稳定型中厚煤层。二1煤为煤与瓦斯突出煤层。一1煤层厚度0.751.21m，平均1.06m，首采区平均厚度1.1m，全区变化不大，属稳定型煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸或含一层泥岩或炭质泥岩夹矸。一1煤层直接顶板为L1石灰岩，局部有伪顶，岩性为炭质泥岩或砂质泥岩；煤层底板为铝土质泥岩、铝土岩。区内一1煤层为结构简单的稳定型薄煤层，为低瓦斯煤层。2、采煤方法选择本井田位于荥密背斜北翼，区域构造形态为一单斜构造，地层（煤层）走向大致为南东110125，倾向北东，倾角一般810。构造类型为中等，以断裂为主，断裂方向多为北西西向，次为北东向，在浅部及中部煤层附近发育有滑动构造，从而使煤层赋存变浅。二1煤层厚度为0.557.20m，平均2.34m，煤厚总体变化较大，为较不稳定型煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸，局部见12层，一般为0.050.80m。二1煤层直接顶板以灰黑色泥岩或泥岩为主，局部为灰白色细砂岩；直接底板为1420m的细-中粒砂岩，局部为黑色砂质泥岩及泥岩伪底。区内二1煤层为全区普遍可采的较稳定型中厚煤层。二1煤为煤与瓦斯突出煤层。一1煤层厚度0.751.21m，平均1.06m，首采区平均厚度1.1m，全区变化不大，属稳定型煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸或含一层泥岩或炭质泥岩夹矸。一1煤层直接顶板为L1石灰岩，局部有伪顶，岩性为炭质泥岩或砂质泥岩；煤层底板为铝土质泥岩、铝土岩。区内一1煤层为结构简单的稳定型薄煤层，为低瓦斯煤层。由于一1煤层距二1煤层35m左右，根据煤层的赋存条件、开采技术条件和水文地质条件，设计两层煤开拓联合布置，初期先开采保护层一1煤层。结合煤矿的生产技术及管理水平，为了最大限度地实现资源的合理开发，设计采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。根据开拓部署，矿井投产时，应形成一个采煤工作面，四个掘进工作面和两个相互贯通的瓦斯抽采巷道。即在11采区东翼布置一个炮采工作面（11102工作面）作为投产工作面。按防治煤与瓦斯突出规定第47条要求：“开采保护层时应同时抽采被保护层瓦斯”。所以在11102工作面顺槽外侧15m布置两条瓦斯预抽巷，并在端部联通，形成瓦斯预抽采巷道系统，抽采二1煤层瓦斯。2.5.1.2 一般顶板冒落灾害的防治措施及装备、回采工作面支柱设备选型论证投产的炮采工作面和接替的普采工作面均选用DZ14-25/80单体液压支柱，由于 一1煤层底板为铝土质泥岩、铝土岩，可采用穿“木鞋”支护方式。由于该矿井为薄煤层，顶板坚硬，为使顶板垮落，应加大放顶步距，根据王河煤矿的生产经验，工作面采用二、四排控顶，排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距4m，最小控顶距2.0m。切顶支柱采用单排密集式。11101接替普采工作面，采煤机截深0.7m，往返一次割两刀，即一个循环，根据王河煤矿普采工作面的生产经验，工作面采用三、五排控顶，排距0.7m，柱距1.0m，最大控顶距3.7m，最小控顶距2.3m。切顶支柱采用单排密集式。顶板管理措施如下：1、应及时敲帮问顶，遇有活碴活煤要及时处理，防止煤、岩突然冒落伤人。要保证支架质量,棚口要严,后身要实，迎山角、扎角要适当。2、回采工作面开采前需编制作业规程。情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。采煤工作面必须保持2个畅通的安全出口，一个通到回风巷道，另一个通到进风巷道。安全出口必须设专人维护，发生顶板离层、巷道底鼓变形时，必须及时处理。3、回采时，对工作面运输巷和回风巷超前回采巷道（一般为工作面前方2030m左右），使用双排单体液压支柱、铰接顶梁加强支护，单体液压支柱初撑力不得小于75kN，软岩应穿铁鞋，防止顶板应力造成巷道破坏。发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换清挖。4、出现大面积顶板不冒落时，采取放炮等措施强迫冒落，以免造成应力集中。采面所有支架必须牢固，严禁打在浮煤上，如有漏顶必须用大料刹实，并与支架严密接触，防止支架不稳定造成大的冒顶。5、支柱初撑力必须达到煤矿安全规程规定要求，工作面必须做到“三直、一平、两畅通”，煤壁不得留有伞檐，不得空顶作业。坚持拉线打柱，保证采高。泵站压力必须保证支柱有符合其性能要求的初撑力和工作阻力。6、为确保安全及支护设备的更换，回采工作面支护设备按规定时间进行维修和更换，其数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。单体液压支柱按正常量的25%备用，作为损坏支柱的替换及顶板破碎时加强支护。7、如遇支柱“压死”禁止炮崩、锤击、溜子拉，应先支临时柱，挑顶或卧底，将其取出。禁止出现坏梁坏柱或缺梁少柱，备用柱梁符合规定，采面结束后，柱梁必须升井检修，试压合格后，方准下井使用。、主要巷道支护和采区顺槽巷道支护1、主要巷道支护主要巷道支护形式和材料的选择主要根据顶板岩层的抗压强度、岩层的稳定性和原始岩石的应力状态，巷道的用途及服务年限等因素确定，-210m轨道大巷下距一1煤层底板15.1m，距奥陶系灰岩20.6m，上距二1煤层底19.9m，采用锚网喷支护，半圆拱断面，净断面积8.5m2；-161m回风大巷，沿一1煤层顶板布置，裸体巷道，矩形断面，净断面积10.8 m2。2、采区巷道支护采区三条上山原则上沿一1煤层顶板布置，半煤岩裸体巷道，矩形断面。11采区轨道上山倾角820，净断面积5.5m2，斜长310m，担负11采区的辅助运输任务；11采区运输上山倾角08，净断面积5.8m2，斜长299m，担负11采区煤炭运输任务；在运输上山下端-196m水平设置11采区上仓平巷，长51m。上仓平巷端部布置溜煤眼，高4米。11采区回风上山倾角8，净断面积7.5m2，斜长405m，担负11采区的回风任务。 采区工作面运输顺槽和轨道顺