煤矿顶板支护设计

煤矿顶板支护设计
煤矿顶板支护设计

第一章井田概况及地质特征

第一节矿井自然概况

一、位置与交通

XXXX煤矿位于XXXX省西南部、XXXX县城南西,隶属黔西南州XXXX县XXXX乡管辖,地处XXXX县XXXX乡XXXX村。距XXXX县城 km,直距 km,距XXXXX州州政府所在地XXXXX市XXkm,直距XXkm,离XXX市XXX镇XXXkm,直距XXXXkm。XXX铁路、XXX国道从矿区南西部XXX 镇经过,XX至XX高等级公路从矿区西部直距XXkm处通过,XXX省道自矿区北部XXXkm处通过,XXX省道自矿区西部矿界外XXXXm处通过,矿山有公路与XXX省道相通,交通方便。

二、自然地理概况

1.地形地貌

矿区地势总体上中部高四周低,海拔一般1500~1600m,最高点位于矿区西部三棵桩山顶,海拔1738.0m,最低点位于矿区南西部1号拐点,海拔1420.0m,相对高差318m。

矿区总体上属低中山地貌,境内夜朗组地层分布地段地形较陡,含煤地层分布地段地形较缓,多被第四系坡积物覆盖。

2.矿区地表水

矿区内无河流,地表水为山间雨源型小溪,主要受大气降水及地形控制,矿区内小冲沟发育,沟水动态变化极大,季节性变化十分显著,雨季暴涨,旱季流量较小或干枯,一般小于2l/s。

XXXX水库:距矿区西矿界XXXXm左右,长1200m,最宽处170m,储水量约25万m3。

三、矿井历史概况

XXXX煤矿原由原XXXX煤矿、XXXX煤矿整合而成。两个矿井生产规模3万吨/年,现利用XXXX煤矿的井筒进行改造。

XXX年XX月,XXXX省地质矿产勘查开发局X地质大队在区内进行过XX煤矿储量核实工作,提交有《XXXX省XXXX县X乡X村XX煤矿矿产资源储量核实报告》(以下简称"XX报告")。"XX 报告"获保有资源量47万吨(333类XX万吨、334?类17万吨),最低开采标高之下9万吨(333类6万吨、334?类3万吨)。

XXXX县XX乡XXXX煤矿是经省府函[XX]XX号文件批准的年生产能力XX万吨的整合技改矿井,矿区面积XXX平方公里,属私营独资企业,XX年取得六证,现为六证齐全合法生产矿井。

第二节矿井煤层概况

一、可采煤层

区内主要可采煤层2层(XX煤层、XX煤层),零星可采煤层3层(C1 、C11、C14),可采煤层平均总厚4.78m,可采系数0.016。将XX煤层、XX煤层煤层叙述于下:XX煤层位于龙潭组第二段(P3l2)上部,厚0.82~1.45m,平均1.20m,一般无夹矸,结构简单。全区可采。

XX煤层:位于龙潭组第二段(P3l2)上部,厚1.10~2.97m,平均2.21m,偶含0.15~0.XXm 泥岩夹矸1~2层,结构较简单。全区可采。

二、煤的物理性质

XX煤层,黑色,中~细条带结构,局部宽条带结构,块状构造,玻璃、油脂光泽,参差状断口,节理、裂隙发育,见薄膜状方解石充填于节理、裂隙,半亮~光亮型。

XX煤层,黑色,中~细条带结构,玻璃、油脂光泽,参差状断口,节理、裂隙发育,见薄膜状方解石充填于节理、裂隙,半亮型。

三、煤的化学性质

根据业主提供的《XXXX县XX乡XXXX煤矿储量核报告》中煤层的煤质资料,原煤煤质的分析结果见下表。

煤层煤质分析表

四、风(氧)化特征

矿区地形为低中山地貌,区域喀斯特地貌较发育,地形有利于大气降水入渗,在含煤地层

露头区风化作用强烈,茅口组及长兴组地层岩溶较发育,上覆地层和下伏地层岩石工程地质条件较好,含煤地层部分地段存在粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤等软弱层,XX煤层、XX煤层煤层顶板力学强度较高,其底板力学强度很低,底板如果支护不良,可能出现片帮、底鼓、支架下陷等工程地质问题,故本矿区工程地质条件为中等,在开采过程中应加强巷道底、帮或顶的支护管理工作,预防不良事故发生。

五、煤种及工业用途

矿区内XX煤层、XX煤层煤层原煤干燥无灰基挥发分均小于10%,干燥无灰基氢元素含量大于3%,根据XX年XX月1日起试行的中国煤炭分类标准,矿区XX煤层、XX煤层煤层均为无烟煤,煤类牌号为WY ,XX煤层煤类编号为03,XX煤层煤类编号为02。

本矿XX煤层、XX煤层煤层其用途除作民用煤外,还可用于火力发电、一般工业锅炉、汽化等用煤。

第三节地质与水文概况

一、地质构造

矿区位于扬子准地台西南缘XX断陷晴隆-安龙构造变形区中部包谷地向斜北翼中段,区内地层主要呈北西~南东走向,倾向北东,倾角8~20°,一般8~15°,地层沿倾向倾角有一定变化,区内未发现褶曲,仅南矿界附近发现断层2条(即F1、F2、)。矿区总体上属单斜构造。

矿区内构造复杂程度属中等类型,矿区内地质构造对生产能力的确定无影响。

二、水文地质

矿区矿床大部分位于最低侵蚀基准面以下,直接充水水源为龙潭组、长兴组、大隆组裂隙水、采空区积水、地表冲沟水,间接充水水源为溪沟水、XXX水库水、大气降水、茅口组强岩溶水,故本矿区属以裂隙充水为主,水文地质条件复杂程度为中等,水文地质类型属二类二型。

矿区属低中山侵蚀、剥蚀高原山地地貌,由山麓、斜坡和冲沟构成,中部高四周低,南西侧沿黄家店子~XX~竹林寨~者末寨发育有一区域东西向地表分水岭,矿区位于地表分水岭北西侧马路河之南XX、三棵桩、黄家店子一带,在山峦斜坡中主要发育有南北向冲沟,地形切割较大,总体趋势为中部高四周低。矿区属珠江流域XX江水系马路河支流,XX河发育于矿区北

部,由南向北至XX一带后转为由西向东径流,最终汇入XX江一级支流麻沙河,马路河距矿区最近最低标高1206m,为矿区当地最低侵蚀基准面。此外在矿区中部发育有数条溪沟,一般由南向北径流,并汇入马路河,其中最长为XX至秧寨的溪沟,约为4km,流量为10.267l /s,溪沟常年有水,其余溪沟长约0.64-2.16km。补给源为泉水和大气降水。

矿区位于包谷地背斜北翼,区内未发现断裂,地质构造简单,岩层呈单斜产出,倾角11~45°,并由西向东逐渐变陡。据XX煤矿详查资料:F1、F2断层虽然为正断层,但导水性弱,据XX煤矿在井下已揭露该断层,根据实测资料正常涌水量为20m3/d,综合分析,构造对矿床充水的可能性较小。

第四节矿井生产能力与系统装备

矿井生产能力XX万吨/年,资源储量XX万吨,可采储量XX万吨,矿井设计服务年限

20.3年。

矿井整体装备情况如下:

绞车。副斜井提升绞车型号为提升机JTP-1.6×1.2型,矸石由串车提升。

皮带。主斜井运煤,安装两部皮带输送机,型号:DTL-80/15型输送机。

主扇。主扇型号为FBCDZ-8-NO19型防爆轴流式通风机二台,矿井通风方式为中央并列抽出式。

压风。地面压风机型号为LGFD132-015M-T型空气压缩机3台,沿主斜井敷设两部压风管路与井下各地点管路相连。。

水泵。井下主排水泵型号为MD155-33×10型离心泵3台,沿主斜井敷设2路排水管路。

供电。井上下供电为双回路,高压入井。两回路均引自XX35kV变电站10kV侧不同母线段,电源可靠。

通讯。井上下通讯采用防爆电话,对外联系使用移动电话及固定电话。

第五节矿井生产概况

目前XXXX煤矿一采区1XX1工作面已经结束,1XX2工作面正在进行回采,1XX3工作面正在进行准备,矿井北侧与XX煤矿为界,正在将XX煤矿整合给XXXX煤矿,XX水库西侧XX0米处

为矿界,南侧与XX煤矿搭界,东侧以保护煤柱为界。

根据划定矿区范围批复中确定的矿井开采境界标高范围为:+XXm至+XXm。各煤层的开采境界由拐点圈定,XX煤层、XX煤层煤层境界拐点坐标情况见下表。

一采区XX煤层采用走向长壁后退式采煤方法,其采煤工艺为爆破落煤、刮板输送机运煤、单体液压支柱控制顶板,整个矿井为一采二掘。

矿井目前正在开采XX煤层右侧1XX2工作面,并开始进入下一接续工作面准备工作,本设计就是针对矿井右侧回采巷道进行相关围岩控制设计。

第二章现状及设计意义

第一节回采巷道顶板控制现状

主要产煤国家的巷道支护可归结为三种类型:金属支架、锚杆支护、多种支护并存。

随着开采深度的不断增加,巷道支护越来越困难,原来主要使用金属支架的产煤国家在上世纪80年代后越来越重视锚杆技术的发展与应用。

综合现阶段巷道支护方式,比较普遍采用的主要有锚杆支护、喷射混凝土支护、棚子支护、锚索支护、锚喷支护、联合支护等方式。

1、锚杆支护。锚杆支护技术作为巷道和其它地下工程支护技术的一种主要形式,早在上世纪,美国、前苏联就在开始使用锚杆支护。锚杆支护是井巷支护比较经济合理的有效手段,在煤矿、金属矿山、水利、隧道以及其它地下工程中迅速得到发展,

2、喷射混凝土支护。该支护方式是用喷射机将混凝土混合物喷射在岩面上凝结硬化而成的一种支护,其粘结力大,能同岩石紧密粘结,形成了喷射混凝土独特作用,喷射混凝土能随着巷道掘进及时施工,且加入速凝剂后其早期强度成倍增长,因而能控制围岩的过度变形与松弛。但其本身是脆性的,当岩石变形大时,易裂开剥落。锚喷支护则是锚杆与混凝土联合支护的简称,能使二者相互取长补短,互为补充,可以防止局部岩块的松动和坠落,从而加固与提高岩石拱的承载能力。锚喷支护又可与金属网联合进行支护。它具有施工速度快,施工机械化程度高,成本低及节约材料等优点。

3、棚子支护。棚子支护的作用是使地压均匀的分布到顶梁和棚腿上,棚子支护又分为,木支护,金属支护,钢筋混凝土支护,石材整体支护等不通方式,木支护适用于地压不大,巷道服务年限不长的,断面较小的采区巷道里,有时也是巷道掘进中的临时支护。金属支护是木支护的优良替代品。钢筋混凝土支护适用于地压稳定,服务年限长及断面不小于12m3 的巷道,不适宜用于有动压的巷道,但由于构件重,架设困难,随着锚喷支护的发展,其使用以日渐减少了。石材整体支护也已经随着锚喷支护的应用而渐渐废弃。

4、锚索支护。在煤矿巷道支护工程中采用预应力锚索,有如下六个特点:①锚索的锚固深度大,承载能力强,支护效果好。②锚索的补强作用,在复合顶板、大断硐室、交岔点处的支护中更明显,尤其在顶板来压大,层理发育的采准巷道中使用效果更佳。此种支护适用范围非常广。③支护材料重量轻,体积小,工人劳动强度低。施工工艺简单,操作方便,安全可靠,可提高掘进速度。④锚索支护可大大减少巷道维修量,节约维护费用。⑤ 从安全生产角度及有利于顶板维护等方面来看,经济上合理,技术上可行,具有较好的推广价值。⑥锚索的施工比较灵活,可以和其他加固措施相结合,具有不缩小巷道断面、工期短、安全可靠和节约资金等优点,尤其对破损巷道的加固与其他方法相比更具有优势。

5、锚喷支护。锚喷支护是锚杆与喷射混凝土联合支护的简称。它之所以比传统支护优越,主要是由于它在机理和工艺上具有一些独特的工作特性。其概括起来说,主要有及时性、密贴

性、封闭性、可分性、适应性、组合性、经济性和科学性。

(1)及时性。喷射混凝土、喷射水泥浆以及锚喷,能及时支护、甚至超前支护(插筋锚杆);因此,能够不失时机地为工作面创造安全的工作空间。

(2)密贴性。喷层与围岩密贴,是一种强度高、粘结力大、抗渗性能强的薄层支护,能够将围岩表面的裂隙牯成整体,防止松动;故喷层既提高围岩的表面强度,叉具有一定的支护抗力。

(3)封闭性。喷层及时封闭围岩,具有防火、防水、防瓦斯、防风化的性能,从而克服了软岩怕水、怕震、怕风化的缺点;及时封闭围岩,防止了环境效应对软岩的不良影响。

(4)可分性。喷层可多次喷,先早喷薄喷,使喷层具有柔性同时锚杆也有一定的让压性,通过应力调整使围岩趋于稳定性,再复喷达到设计厚度。

(5)适应性。锚喷支护可用于不同岩性、不同断面、不同用途的各种地下工程。它既可作为支护体,又可作为临时加固等补强措施;既可作为临时支护,又可作为永久支护或永久支护中的一次支护;既能承受静载荷,又能承受动载荷,故其适应性非常强。

(6)组合性。锚杆可以和各种支护形式组合,如型钢、U型钢、砌碹、弧板、金属网等,组成各种形式的联合支护。

(7)经济性。锚喷支护是一种轻型支护,其重量只有一般承压式支护的1/6—1/5。断面利用率高,可减少工程量10%.20%。锚喷支护每米巷道直接成本只相当碹体支护的1/5,相当金属支护的1/7—1/8。

(8)科学性。锚喷支护可以根据围岩收敛速率判断围岩稳定程度,修正锚喷数。利用信息反馈法,克服施工的盲目性。

综合目前国内外巷道支护现状,在支护方式上基本已经满足巷道围岩控制的需要,具体采用哪种方式比较合理,需要结合具体地质条件和生产条件来综合确定。

第二节回采巷道围岩控制设计的意义

回采巷道围岩控制是一个十分复杂的问题,巷道围岩的破坏形式多种多样,而且在围岩的不同部位不同破坏阶段,其破坏机理也不同,常见的围岩破坏有局部落石破坏、拉断破坏、重剪破坏、复合破坏、岩爆破坏和潮解膨胀破坏等多种形式。围岩破坏形式不一样,反映在支护

的方案上也不一样。

采区巷道的围岩控制是直接关系到生产能否顺利进行和其它涉及煤矿安全的重要方面。近年来,采区巷道顶板冒落及煤壁片帮逐渐成为影响煤矿安全生产的因素。

煤矿顶板灾害与水灾、火灾、瓦斯、粉尘、高温一起,并行被称为矿井生产的六大灾害。据不完全统计,在我国煤矿各类事故中,围岩即所谓顶板事故在煤矿事故发生起数中占70%左右,伤亡人数占1/3左右,虽然该类事故以“零打碎敲”事故为主,与瓦斯爆炸造成的群死群伤事故有很大的区别,但其对作业人员所造成的人身伤害和生产威胁仍不容小视。

在矿井围岩灾害事故中,按事故发生的地点来看,由于回采巷道支护不可靠而发生的顶板事故约占围岩类事故的XX%左右,该类事故的发生不仅严重影响井下工人的人身安全,而且有时还严重制约工作面生产能力的正常发挥,阻碍生产的正常进行。

为保证矿井安全生产,本设计以矿井回采巷道围岩灾害防治为目标,以XXXX煤矿一采区1XX1工作面回采巷道围岩控制为背景,开展相应的回采巷道围岩控制设计,一方面防治和杜绝该类事故的发生,另一方面也为保证工作面正常生产能力的发挥提供保障。

第三章巷道布置概况

第一节工作面地质概况

当前设计回采巷道隶属一采区1XX3工作面上下材料巷,地质条件简单。煤层直接顶为深灰色薄层泥质砂质间夹砂质页岩,厚度为1.3m左右,岩性较软。老顶是粉砂质粘土岩,厚6m左右,颜色为深灰色。底板为黑灰色炭质泥页岩,厚20m左右,颜色为灰黑色,岩性较硬。本工作面顶底板发育完整,无伪顶。

XX煤层厚0.82~1.45m,平均1.20m,一般无夹矸,结构简单,煤层最大倾角为15°,最小倾角为8°,平均倾角为12°。煤层硬度为3.2,煤层层理为较发育,煤层节理为较发育。容重为1.35t/m3。该工作面绝对瓦斯涌出量为0.1m3/min,相对瓦斯涌出量为3.6 m3/t,属低瓦斯工作面,煤层没有自然发火。无主要含水层,只有部分顶底板淋水,对应地表无积水,工作面正常涌水量为5m3/h,最大涌水量为10m3/h。

第二节工作面生产概况

一采区1XX1工作面已经开采完毕,目前正在开采1XX2工作面,设计准备1XX3工作面。

靠近矿井右侧边界XX0米左右开切眼,工作面走向长500米左右,倾斜长度120米左右。工作面距离地表的开采深度为150m左右。

采煤采用走向长壁后退式布置,开采工艺为炮采。平均煤层厚度1.2m。煤层倾角8o~15o,平均倾角12o,矿井绝对瓦斯涌出量为0.3 m3/min。

第三节工作面回采巷道布置

XX煤层采用双翼布置。根据工作面生产需要,回采巷道布置在煤层当中。由于工作面上下巷位置已经确定,煤层厚度为1.2m,故在设计中仅涉及到三个方面,一是巷道具体采用挑顶或卧底或既挑顶又卧底,以达到需要的断面尺寸;二是巷道断面具体采用哪种形状;三是巷道断面尺寸。

第四节巷道位置确定

此处的巷道位置具体指是采用挑顶或卧底或既挑顶又卧底中的哪一种。本煤层的岩石顶底板节理较发育,且XX层煤层的倾角为8o~15o,平均倾角为12o,其顶板为砂质页岩,较为坚固,其厚度为1.3m,底板也是泥质页岩,厚度为20m。为了工作面的回风、运输、开采方便,所以巷道采用卧底式且其形状采用梯形,其形状如图3-1所示。

第五节巷道形状确定

回采巷道常用的断面形状有梯形、倒梯形、矩形、拱形。

⑴ 梯形,梯形的断面利用率较拱形高,但承压性能较差,故梯形断面常用于服务年限不长,断面较小或围岩稳定,地压不大的巷道。

⑵ 倒梯形,倒梯形断面大多根据现场的实际情况,采用理论分析的方法重新设计出合理的巷道断面。

⑶ 矩形,矩形断面利用率高,承载能力低,一般用于顶压和侧压都小,服务年限短的巷道。

⑷ 拱形,拱形多面则常用于服务年限较长或围岩不稳定,地压大的巷道。

第六节巷道断面尺寸

由于煤层平均厚度为1.2m,巷道平均高度为2.4m,所以巷道向下卧底1.2m巷道宽度为3.6m。

巷道断面形状示意图

第四章回采巷道围岩控制设计

第一节回采平巷围岩支护方案确定

一、回采平巷围岩控制可行方案

结合本矿区地质尤其是煤岩组合状态,以及现有巷道支护形式现提出以下几种技术上可行的支护方案。

(方案一):锚杆支护。锚杆支护基于以下三种原理对围岩进行控制,即悬吊作用、组合梁作用、挤压加固作用。

⑴ 悬吊作用。该作用是用锚杆将软弱的危岩、伪顶或直接顶悬挂于上方坚固的稳定岩层中。

⑵ 组合梁作用。该理论认为:在层状顶板中,较薄的顶板岩层容易发生离层开裂破坏,锚杆支护的组合梁作用是通过锚杆的锚固力把数层薄的岩层组合起来,增大了岩层间的摩擦力,同时锚杆本身也提供一定的抗剪力,阻止岩层层间的相对移动,从而形成类似锚钉加固的组合梁。组合梁中全部锚固层共同变形,提高了顶板岩层整体的抗弯能力,从而大大减少岩层的变形和弯张应力。

⑶挤压加固作用。该作用理论认为,在锚杆锚固力的作用下,每根锚杆周围形成一个两头带圆锥的筒状压缩区。各锚杆所形成的压缩区彼此联成一个有一定厚度的均匀压缩带,该带具有较大的承载能力,如果是拱形或圆形巷道,把锚杆以适当的间距沿拱形系统安装,就会在巷道周围形成连续的均匀压缩带,并起到拱

另外锚杆支护还可对破裂围岩起加固作用。巷道开挖后,围岩发生破裂,在打入锚杆后,一方面可以阻止围岩裂隙的过度发展,另一方面锚杯将破裂围岩锚固起来,使其强度大大提高。

(方案二):喷射混凝土支护。喷射混凝土支护是用喷射机将混凝土混合物喷射在岩面上凝结硬化而成的一种支护,其粘结力大,能同岩石紧密粘结,形成了喷射混凝土的独特作用,喷射混凝土能随着巷道掘进及时施工,且加入速凝剂后其早期强度成倍增长,因而能控制围岩的过度变形与松弛。但其本身是脆性的,当岩石变形大时,易裂开剥落。

(方案三)锚喷支护。锚喷支护则是锚杆与混凝土联合支护的简称,能使二者相互取长补短,互为补充,可以防止局部岩块的松动和坠落,从而加固与提高岩石拱的承载能力。喷锚支护又可与金属网联合进行支护。它具有施工速度快,施工机械化程度高,成本低及节约材料等优点。

(方案四):棚子支护。棚子支护的作用是使地压均匀的分布到顶梁和棚腿上,棚子支护又分为木支架、金属支架、钢筋混凝土支架、石材整体支护等不同方式。木支架适用于地压不大,巷道服务年限不长的,断面较小的采区巷道里,有时也是巷道掘进中的临时支架。金属支架是木支架的优良替代品。钢筋混凝土支架适用于地压稳定,服务年限长及断面不小于12m3 的巷道,不适宜用于有动压的巷道,但由于构件重,架设困难,随着锚喷支护的发展,其使用已日渐减少。石材整体支护也已经随着锚喷支护的应用而渐渐废弃。

(方案五):锚索支护。在顶板岩石比较松软时,单一的锚杆往往不能有效的支护,容易造成锚杆的整体垮落,带来严重的后果。而锚索具有锚固深度大、承载能力高、可施加较大的预紧力等特点,如果在锚杆支护的同时配以少量的锚索,就可以将锚固体悬吊于稳定坚硬的老顶上,避免其离层及出现巷道顶板整体下沉或垮落。因此,在软岩巷道中应用锚索支护,对于确保安全生产具有重大的意义。

锚索支护的作用机理是:单体锚索是通过固定在岩体内的内锚头和锁定的外锚头对锚索施加预应力,锚索产生拉张弹性变形。当围岩有变形时,锚索的预拉力通过内、外锚头以压力方式作用在围岩上,平衡围岩的变形力,来维护巷道的稳定。在煤矿巷道,锚杆、锚索大都是配合使用。当锚杆、锚索及时支护之后,形成锚杆、预应力锚索的加固群体。这样,相邻的锚杆、

锚索的作用力相互叠加,组合成一个“承载层”(承载拱),这个新的承载层厚度比单用锚杆成倍增加,能使围岩发挥出更大的承载作用。

在煤矿巷道支护工程中采用预应力锚索,有如下六个特点:①锚索的锚固深度大,承载能力强,支护效果好。②锚索的补强作用,在复合顶板、大断硐室、交岔点处的支护中更明显,尤其在顶板来压大,层理发育的采准巷道中使用效果更佳。此种支护适用范围非常广。③支护材料重量轻,体积小,工人劳动强度低。施工工艺简单,操作方便,安全可靠,可提高掘进速度。④锚索支护可大大减少巷道维修量,节约维护费用。⑤ 从安全生产角度及有利于顶板维护等方面来看,经济上合理,技术上可行,具有较好的推广价值。⑥锚索的施工比较灵活,可以和其他加固措施相结合,具有不缩小巷道断面、工期短、安全可靠和节约资金等优点,尤其对破损巷道的加固与其他方法相比更具有优势。

(方案六):锚杆-锚索联合支护。当煤巷围岩的变形较大,当支护不当,顶板容易产生冒落拱。当冒落拱高度大于锚杆锚固范围时,易造成冒顶事故。所以,煤巷使用锚索支护的目的是防止因锚杆支护不可靠时,通过锚索的悬吊作用阻止顶板冒顶。因此,在煤巷中,锚索的主要作用是悬吊作用,而不是加固作用。然而,发挥锚索的悬吊作用仅仅是人们使用锚杆-锚索联合支护的出发点或目的,并不是煤巷锚杆-锚索联合支护的实际作用效果。锚杆-锚索联合支护的作用不是锚杆支护作用与锚索悬吊作用的简单组合,其联合支护的作用机理和作用效果与围岩条件、支护方法、施工工艺及支护参数有关,必须根据不同情况进行分析。

锚索与单体锚杆的作用功能是一样的,既有加固围岩的作用,也有悬吊下部松动岩石的作用。两者的区别在于锚索可以锚固在围岩深部的稳定岩层中,而锚杆因其长度较短,在围岩条件较差的情况下,锚杆不能锚固在稳定的岩石中,此时锚杆的悬吊作用很小,主要靠其加固作用和锚杆群的成拱作用控制围岩变形,提高围岩的承载能力。

⑴ 锚杆-锚索联合加固原理

当锚杆和预应力锚索同时安装时,锚杆与锚索对围岩起到共同的加固作用。由于锚索的工程延伸量较小,围岩在该变形范围内产生的松动破坏区较小。所以,锚杆和锚索均以加固围岩的作用为主,共同提高锚岩支护体的承载能力,保持围岩稳定。

锚杆和锚索同时安装时,保证锚杆-锚索联合支护成功的前提是围岩达到稳定时的变形量

U0小于锚索的延伸量。满足这一条件的围岩的稳定性一般较好,在多数情况下,可以通过合理选择锚杆支护形式和参数,单独采用锚杆支护来保持巷道围岩的稳定。但有些情况例外,如复合顶板和淋水大的巷道,这类巷道顶板锚杆的加固作用很小,锚岩支护体的承载能力低,在顶板下沉量较小时就可能造成冒顶,所以,必须采用锚杆-锚索联合加固作用原理,保证巷道支护的可靠。

⑵ 锚杆-锚索支护作用的互补原理

煤巷巷道围岩的变形量很大,为了避免采用锚杆-锚索联合加固支护时因锚索延伸量超过极限而破断,可以采用类似于软岩支护中的二次支护方法及其作用原理进行锚索加强支护,如图4-9所示。在巷道开挖初期,围岩自身的整体性好,通过锚杆的加固作用,锚岩支护体的承载能力较高,围岩在一定变形范围内可以保持自身的稳定。随着围岩变形的增大,锚岩支护体的承载能力和自稳性降低,同时围岩集中应力移往深部,围岩变形趋于平稳。在锚岩支护体失稳之前,再通过锚索的悬吊作用,保持锚岩支护体和围岩的稳定。

在实际工程中,锚杆-锚索联合支护是否能实现锚杆与锚索支护作用的互补性取决于采用的支护方法和合理的支护设计,它要求将锚岩支护体的特性与锚索的力学特性有机地结合一起进行总体的支护设计,而不是锚杆和锚索支护参数分别独立设计。由于采用不同的锚杆支护形式,锚岩支护体的承载特性有较大差异;同样,采用不同的锚索支护方式对围岩的适应性也不相同。因此,在支护设计中,应根据巷道围岩条件,采用合理的锚杆支护形式和参数,选择与之相匹配的锚索支护方法,这是锚杆-锚索联合支护的关键。

第二节回采平巷围岩支护最优方案

从施工速度和施工技术难度上说,可选用方案一锚杆支护,方案四棚子支护,五锚索支护。从经济角度出发可选择方案一锚杆支护和金属网的联合支护和方案五锚索与金属网的联合支护,但根据顶板节理发育较好,顶板岩石较坚固的特性,选择锚杆支护较锚索支护更经济适用,综合以上情况确定为顶板锚杆支护、帮部锚网支护。

第三节回采平巷锚杆支护参数确定

通过以上对回采平巷的可行性支护方案对比,最终确定采用锚杆支护。锚杆支护设计中需

要确定出的主要技术参数包括以下几个:⑴ 锚杆长度、⑵ 锚杆间距、⑶ 锚杆排距、⑷ 锚杆

支设预紧力。

目前,主要应用工程类比法和理论计算方法,工程类比方法占较大比重。理论计算方法往往用来检验工程类比法的可靠性程度。工程类比法,是在现有理论基础上,参照已有大量工程实践的经验参数,通过工程相似条件下的类比,直接确定新开工程支护参数的一种方法。理论计算方法是在测得岩体和支护材料力学参数前提下,根据围岩力学特征建立数学模型,然后利用相应锚杆支护作用机理和相关支护理论确定锚杆支护参数的方法。表4-1出了我国以工程类

比法为主要依据,提出的煤巷锚杆支护形式及主要参数选择范围。

表4-1煤巷顶板锚杆基本支护形式与主要支护参数选择

根据实际需要,本设计采用理论计算的方法来确定回采巷道顶板和两帮围岩的锚杆支护参数。

第四节回采平巷顶板支护参数确定

按悬吊理论计算锚杆参数:

1、锚杆长度计算:

L=KH+L1+L2

式中:L——锚杆长度,m;

H——冒落拱高度,m;

K——安全系数,一般取K=2

L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.2m;

L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般按经验取0.05m;

其中:

式中:B——巷道开掘宽度,取3.6m;

f——岩石坚固性系数,取3;

则:L=2×0.6+0.2+0.05=1.45(m)

2、锚杆间距、排距计算:设定间排距相等,取a:

式中:a ——锚杆间排距,m;

Q——锚杆设计锚固力,XXkN/根

H——冒落拱高度,m;

R——被悬吊岩层的重力密度,取26kN/m3

K——安全系数,一般取K=1.5;

a=1.1(m)

通过以上计算,选用直径14mm、长度1500mm的等强度钢筋锚杆,锚杆间排距为XX mm×XXmm 时满足支护要求。

3、锚杆预紧力

根据现场经验,锚杆预紧力设定为3t。

4、根据矿井一采区回采平巷及推采情况,结合矿井实际,1XX3工作面准备巷道顶板支护采取直径16mm、长度1800mm的左旋等强度全螺纹锚杆,锚杆间排距900mm×900mm,能够满足矿井支护需要;帮部支护同顶板支护,只是为了防止帮部折帮事故,在打设锚杆的同时配合XXmm

×2000mm的铁丝网。

第五节回采平巷锚杆支护布置

依据以上计算,确定回采平巷锚杆支护布置如图所示。

3.6m

回采平巷锚杆支护布置图

第六节开切眼支护设计

一、开切眼支护方案确定

(方案一)锚杆支护:该方案在4.1.1 回采平巷围岩控制可行方案已经中阐述这里不在复述。

(方案二)锚索支护:该方案在4.1.1 回采平巷围岩控制可行方案中已经阐述这里不在复述。

(方案三)锚杆与锚索的联合支护:该方案在4.1.1 回采平巷围岩控制可行方案中已经阐述这里不在复述。

(方案四)单体柱支护:利用单体液压支柱配合铰接顶梁进行断面支护。

由于此工作面为上一在采工作面的接续面,此处的支护具有停留时间较短的特点。从经济角度和实际生产的角度出发,设计选择第一种方案。

二、开切眼支护参数确定

根据本设计的实际地质和生产的实际情况,设计开切眼宽度 2.4m, 高度为煤层厚度为1.5m,由于本巷道跨度不大,高度随煤层掘进,服务年限较短,设计中只是在顶板加打两排锚杆支护,帮部为裸体,顶板锚杆间排距参照1XX3上下材执行,不在具体叙述。

第七节回采巷道特殊地段控制设计

结合本设计的实际地质及巷道布置情况,特殊地段主要涉及到巷道掘进过程当中地质破碎带。为防止该处发生事故,一般根据破坏带的破裂程度以及含水状况来确定。

第八节破碎带不含水

当破坏带不含水时,可采用以下几种方法,即超前锚杆加固法、超前棚法、超前小导管注浆加固法、锚杆锚索组合支护等提前对顶板围岩进行维护或加固。

第九节破碎带含水

预计破碎带含水的条件下,可采用以上方案中超前小导管注浆支护,且为全封闭型注浆。

第五章回采巷道支护安全技术措施

第一节回采巷道围岩潜在危险分析

回采巷道与开切眼围岩的潜在危险主要存在于巷道掘进过程当中,主要是由于空顶作业造成,在无支护状态下进入空间作业造成,同时对于开切眼而言隶属倾斜巷道,存在岩石滚落伤人的危险。

第二节回采巷道围岩危险防范措施

根据以上存在的一些潜在危险,提出以下防范措施:

1、掘进工作面严禁空顶作业和先敲帮问顶,将活矸处理掉,在工作面迎头安设锚杆期间要设置前探临时支护。

2、在开切眼掘进与施工过程中,必须制定和设置防止矸石、物料、支架滚落和支柱歪倒的安全措施。

3、采用锚杆支护时,端头与掘进工作面的距离,锚杆的形式、规格、安装角度、都必须在

施工组织设计或作业规程中规定。

4、从利于围岩自身稳定角度出发,采用爆破法掘进时必须采用光面爆破。

5、锚杆的安装必须使用机械或力矩扳手拧紧,确保锚杆的托板紧贴煤巷。

6、锚杆支护巷道时施工质量必须符合设计要求,施工完毕后,还需指定人员经常检查,发现问题及时处理。

7、由于开切眼掘进过程中采用自下而上的掘进贯通方式,故存在爆落岩石滚落伤人的情况,因此,在爆破掘进过程中一方面要设置挡护措施,另一方面每隔XXm设置一个躲避硐。

8、由于开切眼掘进过程中采用自下而上的掘进贯通方式,工作面掘进头存在瓦斯积聚的情况。因此,一方面要加强一炮三检,另一方面要加强通风,将积聚的瓦斯及时排出。

XXXX县XX乡XXXX煤矿

XX年二月六日

煤矿顶板管理会议纪要

煤矿顶板管理工作会议纪要 时间:2014年10月12日下午 地点:矿调度室 记录人: 参加人员:矿长、安全副矿长、各专业副总、各工区、科室负责人。 首先由技术科科长介绍了采煤工作面顶板的特点,加强采面 顶板管理的具体做法和要求,以及今后工作应注意的事项进行了阐述。其他人员发言如下: 安全科: 1、增强采煤工顶板管理意识,在安全的前提下完成各道工序做法、措施。确保作业人员在“支护完整、安全可靠”的条件下作业,严禁空顶作业。 2、工作面上、下班时,班组长必须负责进行现场交接班,把本 班工作面的顶邦情况、生产任务、质量、安全、设备等情况以及上个班作业过程存在的问题等情况向下一个班组的人员交代清楚。 3、进入采煤工作面前,班组长必须对工作面支护情况先作检查 并安排处理好存在的问题。采煤工作面支柱应在放炮前加固,工作面的打眼、装药、放炮必须严格按作业规程规定进行。放炮崩倒、崩坏的支柱必须立即恢复或更换。严格执行工作面敲邦问顶

工作,发现存在不安全隐患,必须立即组织排除,待隐患排除清楚后,方可进行正常生产。 安全副总: 1、采煤工作面必须备有足量的备用支护材料、处理顶板工具;采煤工作面作业前,必须认真遵循《作业规程》规定的采煤方法,自上往下进行回采工作。 2、钻眼过程中,必须严格按规程规定的循环进度进行操作,作业过程中,顶板管理员必须经常观察顶板来压等情况,发现不安全隐患时,必须立即停止作业,撤出所有的作业人员及机具,待隐患排除清楚后,方可继续作业。 3、放炮通风结束后重新进入工作面时,班组长应负责由外往里对支护进行认真检查加固,并严格执行敲邦问顶工作,检查工作面前后安全质量情况,确认安全后方可进入工作面。 安全矿长: 1、出煤时,班组长应指挥支柱工,做好边出煤边支护工作,禁止任何人进入空顶区域,保证支护符合要求,严禁空邦空顶作业。 2、支柱工在上班时必须掌握上一个班的支护质量情况及安全生产状况,特别是整个工作面的支护情况,按照《作业规程》要求对工作面进行支护,支护前必须做好检查工作面和敲邦问顶工作。对工作面的安全上下出口、薄弱地点等认真观察,一旦发现断梁折柱、卸荷柱必须及时加强支护,防止工作面煤壁片邦,保证安全出口畅通。

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10级采矿工程专业 煤矿开采学课程设计说明书 学号:120XX020XX34 姓名:刘洋 班级:采矿工程<5、6>班 指导老师:王文 设计成绩: 设计时间:20XX-10-22---20XX-11-8

目录 一、带区巷道布置 1、带区概况 (3) 2、采区储量及服务年限 (3) 3、带区的再划分 (6) 4、确定采区内巷道布置 (8) 5、确定工作面回采巷道布置方式及推进终点位置 (12) 6、确定通风布置系统煤层通风系统 (12) 7、带区车场路线设计 (13) 二、采煤工艺设计 1、采煤工艺方式的确定 (14) 2、工作面主要机械设备 (15) 3、采煤机工作方式 (16) 4、工作面的支架方式 (17) 5、超前支护方式和距离 (18) 6、校核支架的强度和高度 (18) 7、工作面合理长度的验证 (21) 8、循环方式选择及循环图表的编制 (23) 总结 (27) 参考文献 (28)

一、带区巷道布置 1.1 带区概况 本采区为某矿第二水平第四采区,其中二采区已采,六采区未采。上部标高-150m,下部标高-300m。本采区构造简单,单斜构造,煤层为厚煤层,煤层埋藏稳定,构造简单,煤质中硬,煤层厚度4.5m,煤的密度为1.35t/ m3,煤的密度为1.35t/ m3,自然发火期为3-12个月。采区走向长度20XXm,倾斜长度1200m,煤层倾角为7.5°,采区生产能力自定。 运输方式:大巷运煤采用胶带输送机,辅助运输采用1.5t固定式矿车,10t架线电机牵引。 瓦斯等级:瓦斯相对涌出量 5 m3/t,为低瓦斯矿井。 图1 煤层柱状图 1.2 采区储量及服务年限 1.采区工业储量

煤矿顶板安全管理规定(正式版)

山西省煤矿顶板安全管理规定 第一章总则 第一条为提高煤矿顶板管理水平,有效预防顶板事故发生,保障煤矿安全生产,根据《矿山安全法》、《安全生产法》、《煤矿安全规程》、《煤矿巷道锚杆支护技术规范》(GB/T35056-2018)等安全生产相关法律、法规、技术政策,制定本规定。 第二条在山西省境内从事井工煤矿生产和建设活动,应遵守本规定。 第三条煤矿主要负责人(含法定代表人、实际控制人)是本单位顶板安全管理工作的第一责任人,对顶板管理工作负总责,负责建立健全顶板管理机构、配备相应的管理人员、制定顶板管理制度和顶板管理年度计划;分管副矿长、总工程师具体负责本单位顶板管理、技术管理工作。 第四条煤矿应全面掌握本单位各煤层及顶底板岩性特征、矿压技术参数及其变化情况,分析其动态规律,不断总结学习顶板管理经验,积极推广应用新技术、新工艺、新材料、新装备。 第五条煤矿要委托有资质的部门对开采煤层的围岩物理特性、岩石力学性质(抗拉、抗剪、抗压、岩性等)进行检测并出具检测检验报告,作为编制支护设计的依据。 第六条采掘工作面必须编制有完善的作业规程,作业规程必须包含顶板管理相关内容,由煤矿总工程师组织会审并签字后贯彻执行。遇到地质条件发生变化时,应及时修改作业规程或补充制定相应的安全技术措施。施工队组要组织对

作业规程的学习、考试,所有作业人员要在学习记录表上签字,未经作业规程学习并考试合格者,不得安排作业。 第七条煤矿编制的年度灾害预防和处理计划必须包含顶板管理内容,并根据实际变化情况及时修改,灾害预防和处理计划由煤矿主要负责人组织实施。 第八条煤矿必须对从业人员进行顶板灾害预防和应急处理知识及方法的安全教育和培训,培训不合格的,不得上岗作业。 第九条煤矿顶板管理工作接受群众监督。从业人员有权拒绝违章指挥,制止违章作业。当工作地点出现顶板险情时,有权立即停止作业,撤到安全地点;当险情没有得到处理不能保证人身安全时,有权拒绝冒险作业。 从业人员必须遵守煤矿安全生产规章制度、作业规程和操作规程,严禁违章指挥、违章作业。 第十条煤矿必须建立顶板监测、巡查制度,严格执行敲帮问顶及围岩观测制度。 第十一条煤矿发生顶板事故后,煤矿相关负责人必须立即采取措施组织抢救,并按有关规定及时上报。 第二章掘进 第一节一般规定 第十二条掘进巷道作业规程编制前,地质部门应提供经矿总工程师批准的地质说明书,说明煤层赋存状况、顶底板岩性以及影响巷道施工的地质构造、应力情况,上下层对照关系及四周开采情况,水、火、瓦斯、煤尘等情况。 第十三条井巷工程施工前,必须编制《作业规程》或《安全技术措施》,并组织会审。巷道支护形式应根据地质条件、巷道断面和形状、运输及通风要求、

煤矿顶板管理专项技术措施【最新版】

煤矿顶板管理专项技术措施 一、矿山压力显现基本因素分析 (一)煤层顶底板 本矿井田内含煤地层为西山窑组下段,岩性由河流相、湖泊相、泥炭沼泽相形成的砂砾岩、粉砂岩、炭质泥岩和煤层组成。 地质报告重点对B5、B7煤层顶底板岩石物理力学性质进行采样测试,分述如下。 1)B5煤层顶板 该煤层直接顶板以中-细砂岩为主,厚度一般在25m左右。干燥情况下岩石较坚硬,力学强度较高,据测试煤层直接顶板在饱和状态下单向抗压强度为0.2-0.23MPa,干燥状态下单向抗压强度为72.1-73.5MPa,天然状态下单向抗压强度为22.2-24.1MPa,天然状态下单向抗拉强度为 2.4-2.3MPa,天然状态下直剪切强度为 4.5-4.7MPa,软化系数为0.00,属易软化的岩石。

2)B5煤层底板 该煤层直接底板为粉砂岩,厚度3.5m左右,据测试粉砂岩在饱和状态下单向抗压强度为 1.4-1.5MPa,干燥状态下单向抗压强度为22.9-23.1MPa,天然状态下单向抗拉强度为8.4-8.6MPa,软化系数为0.06-0.05,属软弱岩石 3)B7煤层顶板. 该煤层顶板为粉砂岩,岩石破碎,稳定性差,据测试粉砂岩在饱和状态下单向抗压强度为 5.8MPa,干燥状态下单向抗压强度为27.5MPa,天然状态下单向抗压强度为11.2MPa,天然状态下直剪切强度为 10.3MPa,软化系数为0.21,属软弱强度的岩石。 二、顶板事故防治及装备 1、根据井田煤层赋存条件,顶底板岩性情况和所选用的采煤法的开采特点及地面地形地物情况,确定工作面顶板管理方式为全部垮落法,工作面支护配备

ZJH1200/14/30(X-1TY)型悬移顶梁液压支架,端头支护采用DZ28-30/100型单体液压支柱用二、四排支护;工作面超前支护采用DZ28-30/100型单体液压支柱支护。 2、工作面在回采过程中必须在上下顺槽距工作面20m 范围内进行超前支护,强化工作面端头及上下顺槽的支护强度。 3、本矿井煤层及顶底板稳定性一般,顶板岩石多为软弱岩石,主要开拓准备巷道(井筒、石门)锚喷支护,对煤层巷道挂金属网,硐室支护用料石碹支护。 4、采掘工作面敲帮问顶,掘进工作面遇到松软岩层要进行支护。掘进工作面在放炮后支护之前采用木支柱进行临时支护。 三、强制放顶 本矿井采用全部垮落法管理顶板,当顶板较硬不易垮落时,避免工作面受到初次来压及周期来压时大面积来压的严重威胁,采用循环浅孔,步距深孔爆破放落顶板的方法。原理是工作面推进时每循环采

某矿炸药库设计使用说明

赵楼矿井下爆炸材料库设计说明书 一、矿井概况 根据已批准的**体规划,本矿井井田边界为东起**断层…..矿井设计规模…Mt/a,年工作日330天,每天三班作业,净提升时间为16h,矿井劳动定员为….人。 二、设计依据 1、《煤矿安全规程》(2006版)中的有关规定; 2、《煤矿矿井井底车场硐室设计规范》(MT/T5026-1999)中“井下爆炸材料库”的有关规定,《爆破安全规程》(GB6722-2003)、《煤炭工业矿井设计规范》(MT/T5026-1999); 3、《采矿设计手册》中的有关规定; 4、矿井机械化程度,日炸药消耗量和日雷管消耗量; 5、井下爆炸材料库围岩资料; 6、井下爆炸材料库所在区域巷道关系及井上下关系对照图。 三、爆炸材料库服务区域 该爆炸材料库为新建矿井永久性爆炸材料库,由于矿井开拓形式考虑工业场地压煤量少、井下勘探程度及地层地质的原因,所以初步设计选定井口及工业场地位于构造验证孔附近,造成井下爆炸材料库可直接服务区域主要为矿井一采区,距离超过2.5km以后应在适当位置建立火药发放硐室,以方便使用。但井下永久炸药库仍可作为井上下炸药的主要中转站继续使用。 四、爆炸材料库类型

根据井下巷道的布置关系及库房周围的巷道及地质状况,设计推荐采用壁槽式布置,该布置形式由于将爆炸材料分散储存,巷道布置较硐室式要求稍低,易于在满足规程规定的前提下灵活布置。 五、爆炸材料库容量选择依据 根据矿井..Mt/a的设计年产量,普掘工作面将是矿井投产后的爆炸材料主要消耗地点,根据初步设计,矿井后期考虑8个普掘工作面和4个综掘进工作面。1个普掘工作面的炸药消耗量按每日两茬炮,日进尺3.6m计算,每炮进尺1.8m。掘进断面按平均22m2计算,每次爆破平均消耗炸药45~50kg,取48kg;消耗雷管约100发,则一个工作面日均消耗炸药48×2=96kg,消耗雷管约100×2=200发。8个普掘头用炸药量约96×8=768kg, 消耗雷管约200×8=1600发。同时,考虑到煤矿的井下断层较多的实际地质条件,综掘头过断层时用药平均按普掘头的0.2倍计算,则4个综掘头日均消耗炸药量96×0.2×4=76.8kg, 消耗雷管约200×0.2×4=160发。 3天炸药消耗量:(768+76.8)×3=2534.4kg 10天雷管消耗量:(1600+160)×10=17600发 六、井下爆炸材料库位置选择 根据开拓部署及矿井初期投产安排,设计将爆炸材料库位置选择在井底车场附近,并尽量靠近一采区。 七、主要技术要求 1、布置形式 本爆炸材料库采用壁槽式布置,右侧回风、左侧进风,回风道连

煤矿顶板事故预防技术措施

矿井顶板事故预兆与预防措施 矿井开采过程中的采掘工作面或在已掘的巷道内所发生的冒顶、片帮、掉矸等造成的人身伤亡和生产事故统称为顶板事故。顶板事故是煤矿五大灾害之一,掌握冒顶事故的预兆及其预防措施是煤矿安全生产的重要保证,我们必须分析掌握煤矿发生冒顶事故的原因、预兆、研究有效预防措施,以降低煤矿顶板事故的发生,保证煤矿安全生产。 一、顶板事故的分类 按冒顶范围,可将顶板事故分为局部冒顶和大型冒顶两类;按发生冒顶事故的力学原因,可将顶板事故分为压垮型冒顶、漏垮型冒顶和推垮型冒顶三类。 1、局部冒顶 局部冒顶是指冒顶范围不大,有时仅在3-5支架范围内的冒顶。但局部冒顶的次数远大于大型冒顶事故,危害比较大。 2、大型冒顶 大型冒顶是指范围较大的冒顶。 3、压垮型冒顶 因支护强度不足,顶板来压时压垮支架而造成的冒顶事故。 4、漏垮型冒顶 由于顶板破碎。支护不严而引起破碎的顶板岩石冒落的冒

顶事故。 5、推垮型冒顶 因复合型顶板水平推力作用使支架大量倾斜而造成的冒顶事故。 二、冒顶事故原因 冒顶事故发生的原因很多,其根本原因在于开采过程中矿山压力的活动所造成。顶板的矿山压力活动过程中发生不同程度的变形,先是沿着顶板节理出现裂隙,产生离层现象。此时,如果顶板管理不当,支护质量不好,压力继续增大,岩石变形超过弹性变形极限,就会出现断裂、垮落、片帮或局部冒顶。从发生冒顶事故的原因分析,有的属于对客观事物的认识不足,而较多的则是现场管理不善所造成。 三、冒顶的预兆 冒顶的预兆是多方面的,有声音方面、顶板上的、支架及棚子上的及煤帮上的预兆等。 1、声音方面的预兆 采掘工作面冒顶前会发出多种声音,如:采煤工作面老顶断裂时发出的鸣炮声、直接顶受压时的破裂声、掘进工作面棚子及背顶材料受压后的劈裂声等,都是冒顶的预兆。 2、直接顶上的预兆 采煤工作面直接顶在受到老顶压力后,会更加破碎,裂缝条数会增多、加宽,出现掉渣甚至下矸雨。同时,直接顶的下沉

煤矿井下顶板支护管理

煤矿顶板安全管理基础知识 一、执行敲帮问顶制度有何规定? 1、每个掘进工作面必须有撬棍、洋镐、等工具。进入工作面前,要先责成有生产经验的人员进行敲帮问顶,彻底排除浮矸活石,方可进行作业。如果处理浮矸石可能发生危险或遇有撬不掉的活动炭块,必须先设置临时支护,任何人不得在有隐患的情况下作业。 2、找顶工作应由两名经验的人员担任,一人找顶,一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点,观察人员应站在找顶人的后面,并保证退路畅通。 3、找顶应从有完好支护的地点开始,由外向里,先顶部后两帮依次进行,找顶范围内严禁其他人员进入。 4、找顶工作人员应载手套。用长工具找顶时,要防止煤矸顺杆而下伤人。 5、顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时,应首先设置临时支护,保证安全后,再顺着裂隙,层理慢慢地找下,不提硬刨强挖。 二、顶板的类型和支护方式: 1、顶板类型:伪顶、直接顶、老顶。 2、顶板常见的支护方式:单体支护、摩擦金属支护、液压支架支护。 三、常见冒顶的预兆: 遇到地质构造,裂隙增多、增大,顶板发生断裂声,顶板掉矸、掉渣,淋水增大、瓦斯增大。 四、采用锚杆、锚喷等支护形式时,应遵守下列规定:

(一)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。(二)采用钻爆法掘进的岩石巷道,必须采用光面爆破。 (三)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。 (四)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。 (五)软岩使用锚杆支护时,必须全长锚固。 (六)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。 (七)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。 (八)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。(九)岩帮的涌水地点,必须处理。 (十)处理堵塞的喷射管路时,喷枪口的前方及其附近严禁有其他人员。 五、采煤工作面顶板管理要求: 1、采煤工作面必须经常存有一定数量的备用支护材料。 2、使用摩擦式金属支柱或单体液压支柱的工作面,必须备有坑木,

采煤工作面的顶板支护

采煤工作面的顶板支护集团企业公司编码:(LL3698-KKI1269-TM2483-LUI12689-ITT289-

采煤工作面的顶板支护顶板事故是煤矿五大自然灾害之一,认识煤层顶板,按制煤层顶板,预防顶板事故是煤矿安全工作的重要内容。 煤层上面的岩层叫顶板,根据顶板的坚硬程度及距煤层的距离,可以把煤层的顶板分为伪顶、直接顶、老顶,伪顶是位于煤层之上,紧贴煤层的一层松软岩层,直接顶是位于伪顶之上或煤层之上的顶板,具有一定的稳定性、当工作面煤层被采落时,它不会立即垮落,而是要在工作面之上悬露一定的时间才垮落,直接顶是采煤工作面支护的对象,老顶是在直接顶上方的岩层,比较坚硬,它一般在采空区上方悬露一定的面积后才能垮落,悬露面积根据岩层的性质有所不同,老顶垮落后会给采煤工作面带来很大压力,如果工作面支护不好,就会发生冒顶伤人事故。 在采煤工作面回采中,有老顶的初次来压和周期来压,工作面靠采空区一侧还有固定的支承压力,如果支护措施不能有效地抵抗压力,就会发生冒顶事故,轻则影响矿井生产,重则造成人员伤亡事故。 采煤工作面容易发生冒顶的地点:煤壁处,此处支护力相对较小,加之煤壁片帮及破煤后顶板支护不及时,顶板失去控制,极易发生局部冒顶,若处理不及时,还会发展为大面积冒顶事故,采煤工作面切顶线

处,该处顶板最破碎,顶板压力也最大,在回柱放顶过程中,由于压力重新分布,容易发生冒顶事故,采煤工作面的两个安全出口,在采煤工作面安全出口前后10m处范围内,由于应力集中,压力大,加之控顶面积大,顶板破碎,易发生冒顶事故。 采煤工作面冒顶前,会听到岩层的碎裂声,顶板裂缝增多、增宽,顶板更加破碎、掉碴、支柱整体向一方倾斜或下沉,煤壁片帮严重,若有以上情况时,必须加强采面支护,预防冒顶事故的发生。 在采煤工作面的顶板支护中,必须严格执行煤矿支护及顶板管理方面的措施,按章作业,严防顶板事故的发生,采煤工作面的顶板事故大都发生在直接顶初次垮落、老顶初次来压和周期来压过程中,在工作面的试采阶段,我们必须掌握压力分布及顶板来压规律,采取切实有效的支护措施,根据顶板特性及压力大小采取合理有效的支护形式控制顶板,在正常回采过程中,工作面支护的棚柱距必须严格按要求执行,横竖成排成行,行距、柱距统一,柱子迎山角度要好,梁子必须铰接,对顶板破碎的,可以使用竹笆、木板等加强支护、使整个采面支护形成一个整体,达到最佳的支护效果,对容易冒顶的地方必须根据实际情况加强支护,煤壁伞沿必须及时清理,打好贴帮柱,防止煤壁片帮伤人。对放炮落煤后不能立即支护的,必须搞好临时支护,对切顶线一侧,可采用密集或丛柱、饯柱,以防采面冒顶或采空区石窜入工作面伤人,在回柱放顶时,必须加强最小控顶距最后一排的支护,确认支护强度达到要

煤矿井下掘进工作面顶板支护管理研究

煤矿井下掘进工作面顶板支护管理研究 发表时间:2019-05-07T15:11:04.233Z 来源:《建筑学研究前沿》2019年1期作者:邹玉财[导读] 本文主要分析煤矿井下掘进工作面顶板支护管理。 黑龙江省龙煤集团双鸭山分公司新安煤矿安监处 155138 摘要:目前,加强井下掘进工作面顶板结构支护管理的力度,可以很好的保障在掘进施工过程之中的安全稳定性。但是我国煤矿安全的事故屡屡发生,且诸多安全事故都是因为支护工作做得不够,所以要加强煤矿掘进工作顶板支护管理的力度,从根本之上来进一步的保障掘进工作施工的安全可靠性,最终在最大限度盒子上来确保井下工作人员的人身财产安全。鉴于此,本文主要分析煤矿井下掘进工作面 顶板支护管理。 关键词:煤矿井下掘进工作面;顶板支护;管理; 1、概述 在针对煤矿井下巷道进行掘进开采的阶段之中,生产应力则会重新实施分配,假使顶板支护发生问题,就会使得巷道围岩受到损毁、位移和变形,所以,为了确保井下巷道掘进尽然有序的实施,将顶板支护技术的有效性充分的重视起来,集中分析巷道掘进工艺、速度、地质构造以及施工设备等等因素,按照井下的具体情况,来选择适宜的支护技术,相应的来加大井下巷道掘进的安全可靠性,确保煤矿生产井然有序的予以实施。 2、煤矿井下掘进工作面顶板支护方式 2.1、预留煤柱支护方式 该支护技术是传统的巷道顶板支护方式,应用时一般多在巷道上区段和下区段之中。优点明显,操作简单,备用煤柱技术可以充分提高道路的排水能力和通风能力。与此同时,缺点也很明显,成本相对较高,而煤炭项目资金将是一个艰难的考验。此外,一旦用作屋顶支撑的煤柱损坏,道路就变得不安全并且风险增加。 2.2、矿用支护型钢方式 作为钢材四大品种之一,型钢是一种具有特定尺寸和横截面形状的钢带。对于井下道路援助,已广泛用于各种类型的钢,它们可以被分类由钢部分,椭圆形钢,半圆拱钢和圆钢的横截面的形状分类的。近年来煤矿企业高度重视矿山环境的改善,但关注的是,一些在中国的地下环境的小煤矿没有优化,得出结论,条件非常苛刻,难以你可以。考虑到这一点,矿山必须在使用支撑钢进行采矿时控制采购质量。地下煤矿环境相对复杂,对钢的抗压强度,抗拉强度和抗剪切性有很高的要求。因此,检查所述支撑材料钢时,必须仔细严格检查验收人员有关的工作,则钢的耐压力,拉伸强度和剪切阻力是否满足道路的要求对准焦点。 2.3、可缩性支架支护方式 除了上述两种巷道掘进顶板支护技术之外,更常用的路面支撑技术还具有可折叠的支架,具有双向收缩特性,最常见的是目前在III级道路支持工作中。研究表明,可收缩支架具有很强的耐压性和承载性,从这个角度来看,可以有效地提高道路施工的安全性。 3、煤矿井下掘进工作面顶板支护管理 3.1、强化稳定煤层顶板管理工作 在掘进工作之中对于一些稳定煤层进行掘进施工时,还需要根据屋顶支持管理中的相关标准规则来实施屋顶支撑操作和管理屋顶支撑操作,以确保有效管理屋顶支撑质量是必需的。在执行屋顶支撑管理的过程中,最重要的内容是屋顶支撑操作的定期维护和检修,以及屋顶支撑操作的质量验证。验证屋顶支撑质量的过程证实屋顶支撑结构具有极好的稳定性和完整性,确认屋顶和支撑结构可以紧密接触,并且还特别注意提前支撑工作将验证顶级支持工作和最终支持工作的质量。 3.2、强化对厚煤层顶板结构的支护管理工作 在掘进工作面施工的过程中,当遇到局部厚煤层结构时,相应矿井的压力在停止区域增加,导致不同矿层之间的分离层。由于各种因素,例如煤壁结构的高压和稳定性以及顶板和底板的沉降速度,屋顶结构变得更不稳定。因此,针对这种情况,有必要在进行支撑工作的过程中进一步加强支撑结构的稳定性,并且需要采用具有更好支撑性能的支撑装置,例如,液压支撑方法来确保屋顶结构的稳定性。在支撑方法的选择过程中还应充分考虑屋顶结构情况的差异,并应采用更合适的支撑技术,以确保屋顶结构更好的稳定性。 3.3、做好顶板结构支护的监测以及管理工作 开展掘进工作面的支护作业时,要求作业人员要对支护结构的整体情况实时、全面的监测运营商总体状态管理的支撑结构,有必要获得的监测数据要可靠地记录。在实际的监督和监测工作,如果不正常或出现问题时,及时报告实时监控的情况,有关负责人,应当报经有关部门。发现的问题可以得到有效解决。与此同时,钻井和支持工作,为不同的运营商相应的责任区,设备和严格的监控和观察区的装备的实际操作中,有必要确保了设备的维护。此外,为了确保屋顶支持工作的效率,负责不同的部分人员全面检查的路上,每隔一定时间设置检查站点,严格监控大部分道路及设备的状态是必需的。 3.4、加强支架强度协调释压和让压 煤矿井下巷道掘进工作完成后,在这种情况下,必须采用在隧道初期具有柔韧性和刚性的支撑方法,以避免变形和位移现象,并确保整个地下道路的稳定性和稳健性。同时确保了周围岩石压力和压力释放的调整,进一步增强了支架强度,提高了支撑结构的支撑能力,周围岩石通过变形释放压力来确保围岩可以升级,提高支持效果。 3.5、加强监督管理工作 煤矿开采的第一原则就是安全生产,煤炭企业不应该加强对煤矿井下驾驶支持的建设监督和管理,超出最终利润。首先,在详细了解了煤矿区的地质条件和人员素质后,根据情况选择合理的屋面支护技术。其次,明确屋面支护工作的规范,制定相应的质量监督检查制度。三是加强煤矿工人培训和安全生产教育等工作管理,提高安全意识和技术水平,确保煤矿道路屋面支护工作的安全。 3.6、选择新技术和新工艺

煤矿开采毕业设计说明书模板

煤矿开采毕业设计 说明书

第一章矿(井)田地质概况 1.1 矿(井)田位置及交通 1.1.1 交通位置 王家山煤矿位于靖远县城北约60km, 宝积山矿区西北约10km, 行政区划属白银市平川区王家山镇和东升乡管辖。面积约 8.3421km 2,地理坐标为:东经104 ° 48 ‘06 〃?104 ° 53 ‘12 〃,北纬 36 ° 5135 〃?36 ° 5314 〃。 靖远煤业有限责任公司取得王家山煤矿的采矿权, 国土资源部12 月26 日颁发了采矿许可证, 开采深度标高为效期 自12 月至12 月。 1780 —850m, 有 王家山煤矿西北距国道(积山)线的长征车站接轨专用线。矿区内的公路、 309 线约2.5km 。铁路由白(银)?宝, 经旱平川、水泉, 至煤矿工业广场有简易公路纵横交错, 交通甚为方便。交 通位置如图 1.1

图1.1交通位置图 1.1.2地形地貌 矿区地处干旱区,地形复杂。地形陡峻,最高点位于枸条岘, 标高2021.7m, 最低点位于下红湾,标高1815.0m, 相对高差 206.7m,水洞沟以西基岩裸露,属剥蚀构造地貌,王家山向斜两翼 形成相向的单面山着向斜的倾没, 岩层逐渐被黄土覆盖; 水洞以东主要为黄土丘陵区, 相对高差较小,一般20?50m。 由于沿张性构造裂隙易于向下切割侵蚀故横向沟谷发育。随

1.1.3 气象及水文情况 矿区气候属内陆半沙漠干旱气候 ㈠气温:月平均-9?24 C ,最低-18?23 C ,最高达35?38 C , 年平均7.9?9.2 C。夏季酷热,冬季严寒,春、夏、秋季昼夜温差10?16 °C ㈡降水量:年平均量在187 ?374mm 之间, 平均250mm 左右. 多集中于7、8、9 三个月, 降水量占全年的50?60%, 常形成暴 雨。 ㈢蒸发量:年平均1439 ?1782mm, 平均1655mm, 为降水量的 6.6 倍。 ㈣湿度:年平均55 ?64%, 4、 5 月份最干燥, 为41 ?60%, 7?11 月份湿度在58?75% 之间。 ㈤风向:除夏、秋季有东南风外, 其它时间多西北风, 风力2? 4 级, 最大达6?8 级, 全年平均风速 1 ?1.4m/s 。 ㈥每年11 月至次年 3 月为冻结期, 最大冻结深度93cm 。 区内无常年流水, 仅有两条砂河在每年7?9 月雨季期间山洪暴发才有短暂的暂时性流水。一条是苦水峡砂河, 发源于矿区东南部的小井子沟, 由南向北穿过矿区中部, 经胶泥崖村、大红沟、北滩, 与咸水河汇合, 至中卫注入黄河; 另一条是孔家沟砂河, 由李家坪向西流经矿区南侧, 在33、 107 号孔附近折向西南, 经石碑 子沟、旱平川, 流入黄河。 矿区以南的变质岩裂隙水沿F1 断裂带溢出, 在苦水峡砂河上游形成水质良好, 但水量甚小的上升泉, 最小涌水量0.175L/S, 最大涌水量为 1.112L/S 。由于受F1 断裂带中断层泥的阻滞, 进入孔 家沟砂河后形成地下潜流,潜水面深3?10m,对河床中分布的各

煤矿巷道锚杆支护全参数设计

巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 (一)锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式,自美国1912年在aberschlesin(阿伯施莱辛)的Friedens(弗里登斯)煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年,机械式锚杆研究与应用; 1950~1960年,采矿业广泛采用机械式锚杆,并开始对锚杆支护进行系统研究; 1960~1970年,树脂锚杆推出并在矿山得到了应用; 1970~1980年,发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用,同时研究新的设计方法,长锚索产生; 1980~1990年,混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用,树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好,加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟,因而锚杆支护使用很普遍,在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系,处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术,尽管其巷道断面比较大,但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方,采用锚索注浆进行补强加固,控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道,锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多,有胀壳式、

树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时,根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前,英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架,而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高,因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境,在巷道支护方面积极发展锚杆支护,到1987年,英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术,从而扭转了过去的被动局面,煤巷锚杆支护得到迅速发展,经过近10年实验的基础上,又进行了改进和提高,到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家,自1932年发明U型钢支架以来,U型钢支架发展迅速,支护比重很快达到了90%以上,从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来,随着矿井开采深度日益增加,维护日益困难。面临这种困境,德用不断增加金属支架的型钢质量,逐步减小棚距的做法,这不仅使巷道支护费用增高,而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此,巷道维护困难的状况仍然难以改观,于是寻求成本低,运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期,锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广,现己应用到千米的深井巷道中,取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速,到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆,在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护,20世纪60年代锚杆支护开始进入采区,但由于煤层巷道围岩松软,受采动影响后围岩变形量很大,对支护技术要求很高,加之锚杆支护理论、设计方法,锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善,因而发展缓慢。“八五”期间,原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关,在“九五”期间,原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一,

煤矿顶板管理专项治理方案实用版

YF-ED-J1369 可按资料类型定义编号 煤矿顶板管理专项治理方 案实用版 In Order To Ensure The Effective And Safe Operation Of The Department Work Or Production, Relevant Personnel Shall Follow The Procedures In Handling Business Or Operating Equipment. (示范文稿) 二零XX年XX月XX日

煤矿顶板管理专项治理方案实用 版 提示:该解决方案文档适合使用于从目的、要求、方式、方法、进度等都部署具体、周密,并有很强可操作性的计划,在进行中紧扣进度,实现最大程度完成与接近最初目标。下载后可以对文件进行定制修改,请根据实际需要调整使用。 为搞好我矿顶板管理,防止顶板事故的发 生,特制定《八字庄煤矿顶板专项治理方 案》。 第一节组织管理 成立顶板治理工作领导小组,负责顶板的 防治、方案实施所需的人、财、物,严格按本 措施的规定搞好矿井顶板管理工作。 组长:张生权 副组长:欧修平陈正明 成员:靳智培张国祥王祖成王道

立邹正祥马畔超邹从高谭世宝第二节具体管理办法: 1、每月召开顶板管理会议,研究解决顶板管理存在的问题和制订防范事故发生的措施。 2、跟班人员每日对所辖区域的巷道进行全面检查维护,发现危岩及时撬下,一时无法撬下的要做好临时支护或永久支护。 3、跟班负责人在检查瓦斯的同时,要负责检查巷道的顶板情况及支护质量,发现不符合要求的责令现场工作人员及时处理或返工,现场无工作人员时要想办法独自处理,一时处理不了的也要做好警示标记,注明注意事项。 4、生产、安监、通风等部门管理人员下井检查工作时,要注意观察顶板情况和工作面支护情况,发现安全隐患及时处理。

南岔煤矿设计说明书

前言 一、概述 根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发〔2009〕83号“关于忻州市宁武县煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复”,同意以山西忻州神达能源有限责任公司为主体兼并重组山西宁武泰华煤业有限公司、山西宁武南岔煤业有限公司2处地方煤矿整合为1处,关闭山西宁武新堡煤业有限公司,兼并重组后矿井名称为“山西忻州神达南岔煤业有限公司”,2010年1月15日山西省国土资源厅为山西忻州神达南岔煤业有限公司换发采矿证(证号:C1400002010011220053745),井田面积5.6532km2,批准开采2号、3号、5号煤层,生产规模1.20Mt/a。 二、编制矿井兼并重组整合设计的依据 1. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2007]35号文《山西省人民政府办公厅关于印发山西省加快培育和发展大型煤炭集团公司的实施方案的通知》; 2. 山西省人民政府文件晋政发[2008]23号文《山西省人民政府关于加快推进煤矿企业兼并重组的实施意见》; 3. 山西省人民政府办公厅文件晋政办函[2008]168号文关于印发《山西省煤矿企业兼并重组流程图》的通知; 4. 山西省人民政府文件晋政发[2009]10号文《山西省人民政府关于进一步加快推进煤矿企业兼并重组整合有关问题的通知》; 5. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2009]100号文《山西省人民政府办公厅关于集中办理兼并重组整合煤矿证照变更手续和简化项目审批程序有关问题的通知》; 6. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2011]12号文《山西省人民政府办公厅关于认真贯彻落实省领导重要批示精神,确保圆满完成煤矿企业兼并重组整合工作的通知》;

煤矿顶板支护设计

第一章井田概况及地质特征 第一节矿井自然概况 一、位置与交通 XXXX煤矿位于XXXX省西南部、XXXX县城南西,隶属黔西南州XXXX县XXXX乡管辖,地处XXXX县XXXX乡XXXX村。距XXXX县城 km,直距 km,距XXXXX州州政府所在地XXXXX市XXkm,直距XXkm,离XXX市XXX镇XXXkm,直距XXXXkm。XXX铁路、XXX国道从矿区南西部XXX 镇经过,XX至XX高等级公路从矿区西部直距XXkm处通过,XXX省道自矿区北部XXXkm处通过,XXX省道自矿区西部矿界外XXXXm处通过,矿山有公路与XXX省道相通,交通方便。 二、自然地理概况 1.地形地貌 矿区地势总体上中部高四周低,海拔一般1500~1600m,最高点位于矿区西部三棵桩山顶,海拔1738.0m,最低点位于矿区南西部1号拐点,海拔1420.0m,相对高差318m。 矿区总体上属低中山地貌,境内夜朗组地层分布地段地形较陡,含煤地层分布地段地形较缓,多被第四系坡积物覆盖。 2.矿区地表水 矿区内无河流,地表水为山间雨源型小溪,主要受大气降水及地形控制,矿区内小冲沟发育,沟水动态变化极大,季节性变化十分显著,雨季暴涨,旱季流量较小或干枯,一般小于2l/s。 XXXX水库:距矿区西矿界XXXXm左右,长1200m,最宽处170m,储水量约25万m3。 三、矿井历史概况 XXXX煤矿原由原XXXX煤矿、XXXX煤矿整合而成。两个矿井生产规模3万吨/年,现利用XXXX煤矿的井筒进行改造。 XXX年XX月,XXXX省地质矿产勘查开发局X地质大队在区内进行过XX煤矿储量核实工作,提交有《XXXX省XXXX县X乡X村XX煤矿矿产资源储量核实报告》(以下简称"XX报告")。"XX 报告"获保有资源量47万吨(333类XX万吨、334?类17万吨),最低开采标高之下9万吨(333类6万吨、334?类3万吨)。

如何加强煤矿井下顶板的管理

如何加强煤矿井下顶板的管理 、/一 一、前言 顶板事故在煤矿生产中经常发生,冒落的形式各种各样,冒落的原因也错综复杂。冒顶的的形成是由内因和外因两方面的因素构成的。内因是煤层顶底板的地质条件,其中顶底板岩层的组合结构是决定冒顶的关键因素,外因是人为的不合理的顶板管理和生产技术因素。因此,通过分析内因和外因导致顶板冒落的原因,采取相应措施,减少冒顶事故的发生。 二、常见冒顶事故的预兆 (一)局部冒顶的预兆 1、工作面遇有小地质构造,由于构造破坏了岩层的完整性,容易发生局部冒顶。 2、顶板裂隙张开、裂隙增多,敲帮问顶时,声音不正常。 3、顶板裂隙内卡有活矸,并有掉碴、掉矸现象,掉大块前往往先落小块矸石。 4、煤层与顶板接触面上,极薄的矸石不断脱落。这说明劈理(即顶板的节理、裂隙和摩擦滑动面)张开, 有冒顶的可能。 5、淋头水分离顶板劈理,常由于支护不及时而冒顶。 (二)大型冒顶的预兆 1、顶板的预兆 (1)顶板连续发生断裂声。这是由于直接顶和老顶发生离层,或顶板断裂而发生的声响。有时采空区顶板发生 像闷雷一样的声音,有人叫“板炮”,这是老顶和上方岩层产生离层或断裂的声音。 (2)掉碴。顶板岩层破碎下落,一般由少变多,由稀变密。在人工假顶下,掉下的碎矸石和煤碴更多(俗称 “煤雨”),这是发生冒顶的危险信号。 (3)顶板裂隙增加或裂隙张开。顶板的裂隙,一种是地质构造产生的自然裂隙,一种是由于顶板下沉产生的采 动裂隙。有经验的老工人说:“流水的裂缝有危险,因为它深;缝里有煤泥、水锈的不危险,因为它是老缝;茬口 新的有危险,因为它是新生的”。人们常常在裂缝中插上楔子,看它是否松动或掉下来,观察裂缝是否扩大,以便 做出预报。 (4)脱层。顶板快要冒落的时候,往往出现脱层现象。检查是否脱层可用“问顶”的方法,如果声音清脆,表明顶板完好;如果顶板发出“空空”的响声,说明上下岩层已经脱离。 2、煤壁的预兆 由于冒顶前压力增加,煤壁受压后,煤质变软,片帮增多,使用电钻打眼时,钻眼省力,用采煤机割煤时负荷减少。

门克庆煤矿矿井初步设计说明书

门克庆煤矿矿井初步设计说明书

门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 第一章井田概况及矿井建设条件 第一节井田概况 一、井田位置及交通 1. 井田位置 门克庆井田位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗、伊金霍洛旗境内,鄂尔多斯呼吉尔特矿区的中部,行政区划分别隶属乌审旗图克镇、伊金霍洛旗台格苏木管辖。 其地理坐标为: 东经:109°25′35″~109°31′00″ 北纬: 38°52′21″~ 38°59′00″ 井田范围:按鄂尔多斯呼吉尔特矿区总体规划,门克庆井田境界由原门克庆井田和陕汉毛利井田合并后范围为准,由4个拐点坐标圈定(各拐点坐标见表1-1-1)。井田北与葫芦素井田毗邻,西与梅林庙井田相接,南与母杜柴登井田为邻,东与二号勘查区西部边界相接。井田东西宽约7.6km,南北长约12.3km,井田为一规则的长方形,面积约94.95km2。 2. 井田交通 井田交通方便,东部有包(头)~神(木)铁路、正建的新包(头)~西(安)铁路和210国道(包头~南宁)呈南北向通过;紧邻井田西部边界外有规划的矿区铁路、矿区公路呈南北向通过。井田距210国道约23km,有乡村公路相通。沿210国道向北约130km可至鄂尔多斯市东胜区,向南约60km 可达陕西省榆林市。 东胜区是鄂尔多斯市政治、经济、文化、通信中心和重要的交通枢纽,

门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 交通网络四通八达,主要的铁路和公路均在此交汇,南北向有210国道(北京~南宁)、213省道(包头~府谷)、包神铁路(包头~神木)、拟建的包西铁路(包头~西安)通过,东西向有109国道(北京~拉萨)通过。东胜区北距包头市108km,南至包神铁路大柳塔车站78km,西距乌海市360km,东抵自治区首府呼和浩特245km。 表1-1-1 井田境界拐点坐标表 本井田铁路、公路交通便利,为煤炭外运及生产所需设备、材料物资运输创造了有利条件。 井田交通位置见图1-1-1,井田在矿区中的位置见图1-1-2。 二、地形地貌 井田位于鄂尔多斯高原之东南部,区域性地表分水岭“东胜梁”的南侧为毛乌素沙漠的东北边缘地带。井田内地形总体趋势是东北高、西南低,

2015年XX煤矿顶板管理总结

望田煤业顶板管理总结 2015年来,为了全面加强顶板的安全管理,保障矿井的安全生产,积极开展顶板管理活动,成立了以总工程师为组长的顶板专项整治活动领导小组,下设办公室在生产技术科,由技术科科长具体负责顶板管理的相关工作。 通过一年来,从制度制定、完善,到现场的强化管理,采取自查、整改、验收的方式,坚持每月进行拉网式全面排查,成效显著。现对本年度顶板管理情况进行总结。 一、完善顶板管理相关的内业资料,优化顶板管理技术。 1、首先是制定完善了《望田煤业顶板管理制度》,进一步规范了“回采工作面顶板管理制度”、“掘进工作面管理制度”、“敲帮问顶制度”、“顶板隐患排查治理制度”。从而在管理上做到规范执行。 2、注重学习,规范管理。安排综采队技术员利用班前会时间安装作业标准,对现场作业人员进行贯彻顶板管理方面的知识,特别是对综采工作面端头支架、密集支柱、回柱等方面进行了专题贯彻,从而使现场操作人员掌握顶板管理方面的技能知识。 3、加强了规程措施的制定及审批,在回采工作面切眼施工、安装、停面、撤面、初次放顶、巷道贯通等要编写专项技术安全施工措施;巷道施工地点分散,必须执行一工程一措施制度,严禁套用原措施或凭经验施工。在掘进工作面遇地质条件变化、老空区、调面、收尾撤面、过老巷、过断层、过煤柱、过冒顶区、过局部破碎带、处理

大面积冒顶时,根据具体情况采取特殊支护形式,并制定安全技术措施并由总工程师批准,贯彻后,认真组织实行。从队长到作业人员都要参加作业规程、安全技术措施的培训学习,培训、考试合格后方可上岗作业。 4、完善了采、掘作业规程、措施中有关顶板管理的内容,不符合要求或者不完善的修订后进行了复审,并重新贯彻学习,确保规程措施的内容对现场施工有针对性、指导性。如我矿自13203工作面回采期间运输顺槽超前支护段顶板破损不易控制,经过现场会审决定对作业规程中超前支护规定进行修改,加强超前支护段的点柱密度及长度,保证超前支护强度,同时在顶板特别不易控制区域,提前施工锚索补强支护,进一步保证回采安全。 5、完善了巷道日检制度,现场作业人员在施工前认真检查所在巷道和工作地点的顶板、行帮、支护情况,在确保支护安全的前提下方可进行施工作业。 6、加强自查,确保隐患整治到位。每月中旬由技术科组织进行顶板管理检查,并将查出的问题隐患,整理成台账,制定整改措施、落实整改责任人和整改期限。创造安全的作业环境,消除顶板事故。 7、提高警惕,防患于未然。做好巷道大面积冒顶事故的防范工作。采用锚索、锚杆、锚喷支护的巷道,要加强支护工程质量检查,加强顶底板移近量的观测工作,我矿在井下大巷的三叉口、四岔口等断面较大了区域内,统一安装了GYW300型顶板离层仪,做到了数据动态监测,同时在工作面切眼及两巷均安装了矿压数据动态监测仪,

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