W进风巷沿空留巷设计方案

1、巷道支护在保证支护强度，保证安全的前提下，积极采用新技术、新工艺，推广新经验，推进巷道支护改革。推行沿空留巷技术，可以取消区段隔离煤柱，提高资源回收率，减少万吨掘进率，缓和采掘关系，延长矿井寿命；同时为响应公司推广沿空留巷的政策，我矿拟在 30103W工作面进风巷（ 30102W运输巷）全巷沿空留巷。第一章、工作面概况一、工作面位置水平名称960 水平采区名称一采区地面标高+1125+1152m井下标高960 1020m地面的相对位置工作面地面位置位于丘陵及农田内，地面为丘陵地貌回采对地面设施地表皆为农田无任何设施及建筑物， 该面回采对地面设施无的影响影响井下位置及相邻该面东与祥升煤矿相邻、南

2、为西回风巷、北为30102W工作关系面，西为 3#实体煤走向长度（ m）420（进风巷）170m面积2倾斜长度68000m380（回风巷）二、煤层及其顶底板特征本工作面设计开采煤层为3#层煤，通过对周边巷道地质资料分析，3#层煤赋存稳定，全区可采，煤层为简单结构煤层， 煤层的厚度在 1.25-2.60m之间，平均 2.06m。工作面直接顶底板为粉砂岩，详见下表。煤层顶底板特征一览表顶、底板名称岩石名称厚度（ m）特征灰至灰白色， 中厚层状，性脆易冒基本顶中砂岩9.8-13.6落，泥质胶结，顶板分级为级。灰色、深灰色砂岩，上部为粉砂岩，直接顶砂质泥岩砂岩27-4.9下部为中粒砂岩， 块状层理，中

3、间夹一薄层砂质泥岩， 易放顶，孔隙式胶结，顶板分类为类。伪顶无伪顶黑色、深灰色砂质泥岩，上部夹直接底灰黑色砂质泥岩6.2-11.64#煤、下部夹 5#煤薄煤线，中部为一薄层中粒砂岩，b 类底板，允许比压13mpa。依据 30103W工作面矿压资料和相邻工作面观测资料， 根据普氏岩石分级法确定为类。按顶板的坚固、稳定程度及对工作面矿压影响程度分，直接顶为类中等稳定顶板。基本顶为中砂岩，属级顶板，基本顶来压明显。根据已采工作面情况，当煤层被采后，直接顶呈悬臂梁状态，能悬露一定时间， 随支架前移，能够顺利垮落，直接顶初次垮落步距为15-23m，垮落岩块充填采空区高度大于煤层采高，两巷超前影响带 20

4、-50m。三、构造特征根据工作面上、下顺槽和相邻工作面的实际揭露，工作面范围内为单斜构造，煤层走向变化较小 , 工作面无褶曲影响。工作面在开采过程中如遇到断层及地质构造时及时与技术科联系制定相应技术措施。四、水文特征该工作面水文地质条件简单，3煤直接顶砂岩厚2.7 4.9m，孔隙式胶结，含有少量的水，具导水性；基本顶灰色中砂岩厚 9.8 13.6m，泥质胶结，顶板垮落时裂隙中会有少量的淋水，对回采影响不大。五、瓦斯、煤尘及煤的自燃性工作面为低瓦斯区，煤尘无爆炸危险性，煤层无自燃发火倾向。第二章、沿空留巷支护设计30102W运输巷沿空留巷为30102W 设计工作面的运输巷，为了满足30102W运

5、输巷安装皮带和行人的要求，巷道净断面不小于3.0 2.5m（宽下帮高）。2/10一、巷道顶板支护、30102W运输巷采用梯形断面， 锚网带加锚索加强支护 , 净宽净高=4.0 2.7m, 顶板布置 4 棵锚杆，锚杆排间距： 10001000 ，两帮锚网支护，两帮各布置 3 棵锚杆，锚杆排间距： 10001000mm，锚固方式为加长锚，周圈挂塑料网。锚索布置在正中，锚索间距为 3.0m。、留巷巷道支护方式：单体配 型钢倾斜加强支护顶板，一梁三柱， 型钢下帮为两棵点柱柱距 0.4m、排距为 0.7m。其中第一棵（上帮）单体距及巷道中心线 1.5m、第二棵、第三棵单体（下帮）距在巷道中心线右侧（即煤

6、帮侧） , 分别距巷道中心线距离为 0.7m、1.1m。单体支柱必须穿铁鞋，保证单体初撑力，要迎山有劲。二、巷道两帮支护采空帮：采用 1.0 6m 的金属菱形网和编织袋墙、单体点柱（采空区关门柱）护帮。在靠近采空侧距下帮点柱 0.5m 处固定菱形网。菱形网在钢带边折叠以前 0.2m 处，并用单体配 型钢压住网片。铺网要求：第一片网压第二片网，其搭接部分 500mm，并用穿条联接，联网必须牢固，发现撕网后及时重联，依次是前片网压后片网。其余菱形网都铺放在支架 型钢上，随着工作面推进进入采空区。 型钢间距 700mm，两型钢之间支设 1 棵关门柱，所以单体点柱穿铁鞋，初撑力必须到达要求。下帮最后单

7、体支柱以里采用编织袋装满碎矸石垒砌成墙的方法支护顶板，墙宽度为1m。附：巷道断面图、巷道支护示意图三、支护强度的效验1 、支护强度的确定（1）经验公式计算支护强度Q=N HF= 7 2.06 7.05 26=2644(KN)3200（KN）故所选支架能够满足工作面顶板管理的要求Q ：支架工作阻力N ：采高的倍数，一般取 4-8 ，这里取 7 H ：工作面采高（ 2.06m）F: 支架支护面积（支架宽度控顶距） ，这里取 7.05m23/10：顶煤与顶板岩性容重，最大取2.65t/m 3 (26KN/m3)（2）选择支架支护强度PtQ/F=2644/7.05=3752式中 Pt ：支架支护强度（

8、 KN/m）2、沿空留巷超前支柱实际支撑强度验算1、其计算式为：Rt=KgKzKbKhKaRR- 支柱额定工作阻力，取280KN试中： Kg、Kz、 Kb、Kh、Ka-工作系数、增阻系数、不均匀系数、采高系数、倾角系数，分别取0.99 、0.95 、0.9 、1、1由式可得：Rt=0.990.95 0.9 11280=237kn/根根据集团公司采煤工作面矿压统计，其实测最大顶板压力为Pt=292KN/m2,则最小支护密度为：N=Pt/Rt=292/237=1.24根/m2由于工作面使用直径400mm铁鞋，有效防止支柱钻底。根据以上计算结果，按照选定的控顶方式，并考虑一定的安全系数，确定工作面最

9、小支护密度为 0.7 根/m2，最大支护密度为2.1 根/m2，排距 0.7m, 一梁三柱。根据同煤层矿压观测选择，满足生产实际要求。四、通风系统及风量核算（一）、风量计算1、按温度计算S=HBP=2.064.7 0.95=9.2m 2Q采 =60VSKL=6019.2 1.4=772.8m/min式中 :H-平均采高， 2.06m；B- 平均控顶距， 4.7m；P-有效断面系数，取0.95 ；V-根据该工作面环境温度18-20 ，取工作面风速为1.0m/s;4/10K- 根据集团公司规定工作面长度170m,面长系数取 1.4 。2Q 采 =4NK=4751.5=450m/min式中 :N工作

10、面同时工作最多人数，75 人；K 风量备用系数，取 1.5 。3、按瓦斯涌出量计算3Q采100q 瓦K 瓦 =1001.25 2=162m/min 式中 :q 瓦工作面瓦斯绝对涌出量，取q 瓦=1.25m3/minK 瓦工作面瓦斯不均衡系数，取K 瓦=2经计算 30103W工作面配风风量为772.8m3/min 。根据寿阳县煤管局规定本矿为低瓦斯高管矿井，工作面配风量按上述计算风量的1.1 倍配风，则 30103W工作面配风风量 772.8 1.1 850.08 m3/min 。按工作面的实际，工作面配风量按上述计算风量的 1.1 倍配风，则 30103W工作面配风风量850.08 1.1 9

11、35.09 m 3 /min 。4、风量验算：工作面回风流中瓦斯浓度不超过1.0%Q瓦/Q 采 =0.81/935.09 100%=0.08%1.0%符合规定要求。风速在 0.25 4m/s 验算V=Q / （60S）=935.09/ （602.06 4.4）=1.72m/s 0.25m/s小采大V=Q / （60S）=935.09/ （602.06 5.0）=1.51m/s 4m/s大采小经验算风速符合规定要求，所以 30103W工作面最终配风量确定为936m/min 符合规定要求，因工作面沿空留巷生产期间工作面风量应大于936m/min 。（二）、通风系统工作面采用下行风，风流路线为：新风

12、：副井 6 轨道巷上组煤轨道下山一采绕道一采辅助运输下山 30101W运输巷 30102W切眼 30102W运输巷 30103W工作面。乏风： 30103W工作面 30103W运输巷上组煤回风下山上组煤回风 5/10上山回风斜井地面。附：通风系统示意图第三章、安全技术措施为保证 30102W运输巷沿空留巷顺利成功，特制定以下安全技术措施：一、瓦斯、煤尘管理（ 1）加强对瓦斯浓度的监测， 当瓦斯浓度超过 0.8%或二氧化碳浓度超过 1.5%时，必须立即停止工作，撤出人员，采取措施后方可进行工作。（ 2）跟班区管、班组长及放炮员、电钳工必须携带便携式甲烷检测报警仪。（ 3）安装通风安全监控系统，在

13、留巷起点位置安装瓦斯探头。（ 4）当隅角瓦斯积聚浓度超过 0.8%时，应采用挂风障、设导向风板等方式吹散隅角瓦斯，使瓦斯浓度小于 0.8%。（ 5）每班有专职瓦斯检查员进行检测。（ 6）沿空留巷巷道中要定期洒水除尘。（ 7）30103W工作面及留巷由通风部门另行制定通风瓦斯管理安全措施二、回采顶板管理（ 1）30102W运输巷超前支护为 20m，一梁双柱。留巷段采用一梁三柱，并进行矿压观测。（ 2）巷道支护为单体配 型钢， 型钢与顶网、单体均要用双股铁丝栓牢拴紧。 型钢将网头压住，然后升单体加强支护，两 型钢之间支设单体点柱一棵并带帽穿铁鞋，单体保证初撑力。（ 3）单体支柱要打成一条直线，单体

14、支柱迎山有力，升紧升牢，所有单体支柱、 型钢必须挂好防倒绳。无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于 90kN，底板松软时单体必须穿铁鞋，巷道压力增大时超前支护增加为3050m,排间拒根据现场情况及时更改。（ 5）所有 型钢都必须用铁丝与顶网拴牢， 防止单体失效等垮落伤人。三、支、回柱安全技术措施1、支柱时，先刨好鞋窝， 放平铁鞋，再在铁鞋上面放好单体进行支柱；底板不平整造成铺鞋困难时，必须先采取措施整平底板后方可支柱。6/102、支柱时，注液人员必须缓慢注液，待单体支柱锚爪接触型钢后，再慢慢将支柱升挺支牢，使 型钢接顶严密有力，注液人员站在所支支柱斜上方一侧，并避开支柱歪倒的方向，以防支柱滑到伤人

15、，扶柱人员必须将头部胸部避开三用阀飞出的方向，以防三用阀断开飞出伤人。3、支柱时，支柱下方严禁有人。采高变化时，必须更换相应高度的支柱，单体支柱必须保证有 20cm 的升出量和 10cm的再升余量，严禁超高和超低使用单体支柱。4、回柱时，按自下而上的顺序进行， 回柱小组由 2 人组成，一人回柱，一人观察顶板，回柱人员必须站在末前排斜上方第二棵支柱的空档内，用带绳的卸荷手把远距离操作。 回柱点以上 5m范围内禁止有人从事其他工作，滑入老塘内的柱梁鞋必须用长铁钩子拉出，严禁任何人员进入老塘内拉梁取柱。5、回柱时，必须使用合格的回柱工具，使用好手拉葫芦，卸荷手把绳长度和铁钩子长度不小于1.5m，锤把

16、不小于 1.0m，钎子不小于1.2m。6、回出的支柱必须按号整齐地支设在前方型钢下，严禁支柱空载放置。四、避灾路线1、避水原则：当工作面或其他地点，发现有突水预兆时，必须发出警报，撤出受水威胁地点的人员，并及时向矿调度室汇报；最先发现透水的现场工作人员应迅速组织抢救，堵住出水点，防止事故继续扩大；如无法抢救，则应迅速观察突水点情况，根据避水路线迅速撤退到透水地点以上的水平，而不能进入透水点附近及下方的狭窄巷道，如遇出口被水封堵无法撤退，应在高处等待救援。30103W 工作面 30103W运输巷上组煤回风下山原30102 绕道上组煤轨道下山上组煤轨道上山6#煤轨道巷副井地面。30103W 工作面

17、 30102W运输巷一采辅助运输下山一采绕道 （车场）上组煤轨道上山 6#煤轨道巷副井地面。2、避火原则：7/10当工作面发生火灾时，及时向矿调度室汇报，撤出所有受火威胁地点的人员，火灾现场人员应及时组织灭火工作，阻止火势继续蔓延；如无法抢救，则应根据现场情况，按照避灾路线确定撤退路线和避灾自救的方法，撤退时，位于火源进风侧的人员，应迎着新鲜风流撤退；位于火源回风侧的人员或是在撤退途中有烟气中毒危险时，应迅速戴好自救器，尽快撤至新鲜风流中或从回风出口撤到安全地点；如穿越火源没有危险，也可迅速穿过火区撤到火源的进风侧。火灾进风侧人员和回风侧能跨越火区进入进风侧人员由火灾地点30103W运输巷 3

18、0102W切眼 30101W运输巷一采辅助运输下山一采绕道（车场）上组煤轨道上山6#煤轨道巷副井地面。火灾回风侧人员不能跨越火区进入进风侧人员应戴好自救器由工作面30102W运输巷上组煤回风下山原30102 绕道上组煤轨道下山上组煤轨道上山 6#煤轨道巷副井地面。五、垒编织袋墙措施1 、30102W运输巷留巷前，应先支设正规支护，排距0.7m. 支护长度为20m。工作面留巷施工前首先对运输巷的支护质量进行检查，整改变形失效和不合格支柱，顶板破碎或不平时，必须用木料穿实顶板，支柱穿铁鞋，拴牢防倒绳，初撑力不低于90KN。2 、工作面运输巷留巷时，下帮单体支柱（关门柱）以里采用编织袋装满碎矸石垒砌

19、成墙的方法支护顶板，墙宽度为 1m。3 、垒砌编织袋墙时，采用菱形网将编织袋墙包严，菱形网搭接严密，保证编织袋墙的整体性。4 、施工人员装碎袋子时，二人一组，一人扶编织袋一人使用铁锨装碎矸，装袋过程中，必须在有效的支护下进行，严禁空顶作业，装好后的及时进行垒垛。5 、垒砌墙体时，施工人员必须先对周围 5m范围内的支架、单体支柱进行二次注液，确保初撑力符合规定要求。6 、垒砌时，先敲帮问顶，及时摘除危岩悬矸，处理好各种不安全隐患，若顶板破碎时，必须先支设好临时护身支柱，维护好顶板后，方可施工。8/107 、垒砌时，按自下而上、由里向外的顺序进行，随垒砌，编织袋前方必须有正规支护，垒砌时，严禁空顶作业。8 、垒砌时，人员必须在完好支护的保护下方施工，所垒上、下部墙体必须砌到硬底，压茬压缝，上方用碎矸接实顶板，严禁垒砌在浮煤浮矸上。9 、垒砌墙体前，提前用编织袋装碎矸扎好口，以便提高垒砌速度，所砌墙体编织袋要求严密、结实、封顶，四周齐整。10 、随时观察工作面动态，发现异常现象（如：巨大的震顶声、大量支柱卸荷或钻底严重、顶板来压显现强烈或出现台阶下沉现象等） ，必须