采掘工作面支护设计方案

1、采掘工作面支护设目录一、矿井概况 2二、采、掘工作面支护设计 2（一）、采煤工作面支护及顶板管理设计 21、支柱的型号选择计算 22、支护密度计算 33、回采工作面支护方式及顶板管理 44、临时超前支护 55、工作面上下出口支护及相关措施 56、防止顶板事故措施 6（二）掘进工作面支护设计 71、巷道锚杆参数确定及支护方式 72、采用锚杆、锚喷支护安全措施 9XX煤矿采、掘工作面支护设计一、矿井概况XX市XX煤矿位于湖北省 XX市XX市XX镇XX村，始建于1994年，年生产6 万吨，是一家私营煤矿。XX煤矿矿区地处鄂西山区与江汉平原的过渡带，属丘陵区，区内地形北西 高南东低。 本区地层区划为扬

2、子区黄陵八面山分区黄陵小区。 区域出露的地层由 老至新为三叠系下统嘉陵江组、 中统巴东组和上统九里岗组、 晓坪组； 侏罗系下 统香溪组、中统自流井组、下沙溪庙组、上沙溪庙组；白垩系上统罗镜滩组、红 花套组、跑马岗组；上第三系掇刀石组；第四系。井田内地层从老到新依次为： 侏罗系下统香溪组第一段（Jixn1）、香溪组第二段（Jixn2）、香溪组第三段（Jixn3）； 侏罗系中统自流井群第一段（ J2zl 1）、自流井群第二段（ J2zl 2）、自流井群第三 段（J2ZI3）;侏罗系中统下沙溪庙组（J2X）及第四系（Q）,其中侏罗系中统下 沙溪庙组（J次）位于井田东部外围和井田地层为断层接触关系。矿

3、井开采的煤层为侏罗系下统香溪组第二段（Jix n2 ）W 21煤层。煤层形态呈 层状或似层状，煤层结构简单。煤的肉眼结构特征，一般有23个分层，夹1 2层夹矸，上部以粉状、粒状结构煤为主，中部以发热量较低，灰份较高的条带 状结构煤为主， 下部以煤质较好， 层位稳定的块状煤为主。 煤层综合统计厚度一 般 0.85 0.9m，倾角 10°。煤层的直接顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，厚度 3.512米，一般为 7 米，局部有炭质泥岩、泥岩伪顶，但都极薄，厚 0.020.2 米;其底板为泥质粉 砂岩、粉砂质泥岩。 其顶底板岩石完整性尚好， 岩石的工程地质条件判定为良好。XX煤矿自建矿以来，因为

4、开采的煤层较薄，煤层赋存条件差，经济效益较 差，其采、掘工艺一直较落后， 采煤多采用落后的柱式采煤法， 采用木支柱支护; 掘进工作面多采用木棚子支护或裸巷。 由于采、 掘工艺及支护方式落后， 给矿安 全管理带来了极大的难度。随着国家对煤矿安全监管力度的加大， 安全工作成为企业各项工作的重中之 重，落后的采掘工艺和支护方式已经不能满足安全生产的需要， 为了保证安全生 产，必须淘汰落后的采掘工艺和支护方式。二、采、掘工作面支护设计根据XX煤矿煤层赋存条件及顶底板情况，结合周边开采同煤层的其他矿井 实际生产情况， 决定采用走向长壁式采煤法代替以往的柱式采煤法， 用单体液压 支柱代替木支柱支护采面，用

5、锚杆代替木棚子支护掘进巷道。（一）、采煤工作面支护及顶板管理设计1 、支柱的型号选择计算（ 1 ）、确定顶板下沉量 S= n X Mnin X L=0.025 X 0.85 X 4.2 = 0.089m=89mm式中：n 顶板下沉系数，取0.025Mmin工作面开采范围内的煤层最小采高，取0.85mL最大控顶距，取4.2m（2）、支柱规格确定 采用WD外注式型单体液压支柱： 、支柱最大高度计算HnaMka b° e =0.9 0.1 0.8m= 800mm式中：bo顶梁厚度，取0.1m；Max工作面开采范围内的煤层最大采高，取0.90me柱鞋厚度，根据本矿底板性质，支柱不穿鞋，为0。

6、 、支柱最小高度计算Hmin Mmin Sxb0 a0 0.85 0.089 0.1 0.050.611m611mm800 573mm。 初撑式中：ac工作面支柱备用下缩量，取 0.05m。 选取 DW08 300/100 外注式单体液压支柱，支撑高度为力118157kN,工作阻力为30kN/根。2、支护密度计算（1）、支护的强度P= （48）X MXy t/mP=8X 0.9 X 2.2=15.84t/m式中：M平均采高，0.9m；; 丫顶板容重，取 2.2t/m 3;按8倍采高取值。（ 2）、支护密度确定DW外注式单体液压支柱每柱的额定承载能力为 30t，考虑相关因素的影响， 使支撑能力减

7、小，承载能力考虑 0.8 的系数，则每根支柱的承载能力为 30X 0.8=24t/ 根。根据支护强度的计算，支护所需要的支护强度为 15.84t/m 2，因此，从理论上，工作面支护密度n15.84t/m 2十 24t/ 根一0.66 根/ m根据此结果，工作面的实际支护密度选择1根/ m，完全能满足支护采场顶板的要求。3、回采工作面支护方式及顶板管理根据以上计算，工作面配备 DW018 300/100外注式单体液压支柱，支撑高 度为800573mm 初撑力118157kN,工作阻力为30kN/根。工作面采用“三、 五”排控顶，排距1.0m，柱距1.0m,最大控顶距4.2m、最小控顶2.2m,放

8、顶步 距2 m根据回采工作面采高较小，且顶板完整，岩性坚硬以及周边开采同煤层的其 他矿井经验等实际情况，单体液压支柱上不挂铰接顶梁，而采用长25cm厚10cm 的木方代替。采用密集支柱切顶。密集支柱间距 50cm每组密集长5.0m，留设一个0.8m 的安全门。切顶困难或顶板破碎时，可采用木垛、毛石垛等方法进行管理。采用 全部陷落法管理顶板，回柱绞车安装在上部回风平巷，由下至上依次回收。回采工作面顶板管理方式图工作面平面图A-A放顶前BB1.2m1.0m1放顶后4、临时超前支护根据煤矿安全规程第五十条规定：采煤工作面所有安全出口与巷道连接 处20m范围内，必须加强支护。因此，采煤工作面上、下出口

9、20m范围内，设临时超前支护，其中距采煤工作面前10m采用双排单体液压支柱支护，后10m采用 单排单体液压支柱支护，柱距为1m，采用顺巷棚支护。5、工作面上下出口支护及相关措施（1）、在开采过程中根据顶板情况，若顶板压力较大，则将支柱柱距作适当 调整。（2）、工作面支柱要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞 檐（小于0.2 m ）。（3）、工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸、漏 矸等。（4）、工作面煤层平均倾角10°，刮板运输机等设备不需设防滑固定装置。（5）、要及时放顶，采用回柱绞车回柱，不得进入老塘作业；沿切顶线采用 密集支柱和戗棚等加强支护并切

10、顶。在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支 护，禁止先回后打。必须使用回柱绞车机械回柱，回下的支柱必须堆码整齐。（6）、换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必 须打临时柱，不得空顶作业(7) 、特殊支护：在放顶线采用单体支柱密集支护、戗柱切顶。在煤壁线采 用单体支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距 1.6m。在上、下安全出口 20 m范 围内采用单体支柱打成托梁加强支护。(8) 、计算、估计和观测周期来压步距， 在初次来压和周期采压期间必须在 放顶线打双排丛柱，必须加打木垛，(木垛每6m打一个，呈“井”字形)切顶。 并在来压时撤退人员。(9) 、注意观测顶板来压情况和顶板稳定

11、完整情况，过断层和老巷时要制定 专门措施。(10) 、回采工作面出口 20 m内巷道的净高不得低于1.6m。(11) 、工作面回风巷和工作面运输巷出口处一段距离(包括回风巷和工作 面运输巷离工作面前和工作面后)采用16根3.5m长工字钢梁一梁三柱成对加强 支护，柱距0.8m、棚距为0.40.5 m。(12) 、工作面上下出口采用6m长的4根矿用22kg/m工字钢，走向交错抬 棚加强支护，并保持上下出口畅通。6、防止顶板事故措施(1)、采煤工作面放炮后， 必须及时打好临时护身顶柱， 及时恢复好被放炮 冲倒的支柱， 人员必须在护身顶柱下攉煤， 攉完煤及时打好支柱和贴帮柱， 严格 桉设计或作业规程规

12、定及时支护，严禁空顶作业。( 2)、当进入采面工作时， 严格执行敲帮问顶制度， 及时清理活石悬矸 (煤)， 以免掉落伤人。( 3)、当遇顶板条件变化时，必须及时修改作业规程 ，制定有针对性的 支护措施。( 4)、支柱必须垂直于顶、底板打设，严禁打在浮煤浮矸上，要保证支柱有 足够的初撑力 (90kN)。(5) 、在回柱时， 必须使用回柱绞车回柱， 人员不得站在绳道内及容易发生 崩绳、崩柱的地方， 以免断绳飞断钩伤人。 指挥回柱绞车的停开必须使用清晰可 靠的点铃信号，信号不清不明时，严禁启动回柱绞车。(6) 、工作面的浮煤必须清理干净，不得随意留顶、底煤。(7) 、支柱打设必须迎山有劲，支柱必须拉

13、线打设 , 成排成行，保证排、柱 距不超宽，确保有足够的支护密度。( 8)、打柱时必须用小板将顶背实，确保不发生漏顶。(9) 、回柱时，人员必须站在支柱完好、顶板完整的安全地点进行，回柱前 必须事先清理好退路，确保退路畅通。(10) 、加强工作面的工程质量管理，不合格的支柱必须推倒重来，支柱或 支架必须符合作业规程的规定。（11）、在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度。在初次来压或周期采压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时，必须进行强制放顶，并制定强制放顶措施，并报有关主管部门审批后严格执行。（12）、在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下

14、的支柱必须支设在新的切顶排上，梁子堆码整齐，保证退路畅通。（13）、在作业过程中必须保持文明生产，杜绝冒险蛮干；狠反“三违”，严 禁工人违章作业，干部违章指挥。（14）、损坏、卸压的柱梁必须及时出井检修，工作面严禁使用坏柱坏梁。（15）、端面距超过300mm寸，必须在煤壁侧加打贴帮柱。（二）掘进工作面支护设计掘进巷道采用锚杆配合锚梁支护1、巷道锚杆参数确定及支护方式根据XX煤矿的实际情况，采用巷道围岩分类法确定巷道锚杆参数。根据原煤炭工业部颁布的煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范中关于煤 矿锚杆支护围岩分类（见下表），XX煤矿巷道围岩别为川类，属中等稳定岩层。煤矿锚杆支护围岩分类围岩分类岩层锚述

15、巷道开挖后围 岩的稳定状态（35m跨度）岩种举例别名称I稳定围岩1完整坚硬岩层 R） 60MPa， 不易风化；2层状岩胶结好，无软弱夹层围岩基本稳 定，长期不支护 无碎块掉落现 象完整的玄武 岩、石英质砂 岩、奥陶纪石灰 岩、茅口灰岩、 大冶厚层灰岩n稳定性较好岩 层1完整比较坚硬岩层甩=40 60MPa2层状岩层，胶结较好3坚硬块状岩层，裂隙面闭 合，无泥质充填物， 尺 60MPa围岩基本稳 定，较长时间不 支护会出现小 块掉落胶结好的砂 岩、砾岩、大冶 厚层灰岩出中等稳定岩 层1完整的中硬岩层2=2010MPa2层状岩层以坚硬层为主，夹 有少数软岩层3比较坚硬的块状岩层2=40 60MPa

16、能维持一个 月以上稳定，会 产生局部岩块 掉落砂岩、砂质页 岩、粉砂岩、灰 岩、硬质凝灰岩IV稳定性较差岩 层1较软的完整岩层，Rb<20MPa2中硬的层状岩层；3中硬的块状岩层，甩=20 40MPa围岩的稳定 时间仅有几天页岩、泥岩、 胶结不好的砂 岩、硬煤V不稳定1易风化潮解剥落的松软岩 层围岩很容易炭质页岩、花 斑泥岩、软质凝lJlj i=r 岩层2各类破碎岩层产生冒顶片帮灰岩、煤破碎的 各种岩石以工程类比法为主要依据提出的煤巷锚杆支护形式及主要支护参数选择见F表。巷道顶板锚杆支护形式与主要支护参数选择巷道类别巷道围岩状况基本支护形式主要支护参数I非常稳疋整体砂岩、石灰岩类岩层：不

17、 支护其他岩层：单体锚杆端锚 杆体直径：1618mm 锚杆长度：1.61.8m排间距：0.81.2m 设计锚固力：6480kNn稳定顶板较完整：单体锚杆顶板较破碎：锚杆+网端锚 杆体直径：1618mm锚杆长度：1.62.0m排间距：0.81.0m设计锚固力：6480kN出中等稳疋顶板较完整：锚杆+钢筋梁或 桁架顶板较破碎：锚杆+1钢带+网， 或增加锚索桁架+网，或增加锚索端锚 杆体直径：1618mm锚杆长度：1.82.2m排间距：0.61.0m 设计锚固力：6480kN全长锚固杆体直径：18 22mm锚杆长度：1.82.4m排间距：0.61.0mV不稳定锚杆+W钢带+网，或增加锚索桁架+网，或

18、增加锚索全长锚固杆体直径：18 22mm锚杆长度：1.82.4m排间距：0.61.0mV极不稳疋1. 顶板较完整：锚杆+金属可 缩支架，或增加锚索2. 顶板较破碎：锚杆+网+金 属可缩支架，或增加锚索，或加 固围岩3. 底鼓严重：锚杆+环形可缩 支架全长锚固杆体直径：18 22mm锚杆长度：2.22.6m排间距：0.61.0m根据以上分析，矿井采用 16mm勺左旋式钢筋树脂锚杆。锚杆长度一般为 1.8m,锚杆间排距700X 700mm采用锚杆+钢筋梁方式。在实际施工中，应根据 具体条件做修正，必要时适当加长加密锚杆，使锚杆锚固在顶板稳定岩层中。2、采用锚杆、锚喷支护安全措施(1) 、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。(2) 、采用钻爆法掘进的岩石巷道，应采用光面爆破。(3) 、打锚杆