掘进支护设计
修改后规程支护设计样式
（一）永久支护（工作面顺槽）
永久支护采用锚网锚索钢带联合支护。
按悬吊理论计算锚杆参数：
（1）、锚杆长度计算：
L ＝KH + L1 + L2＝K×（B/2f）+ 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0.5m；
L2 —锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；
B —巷道开掘宽度，取3.8m；
f —岩石坚固性系数，煤层取2.3,岩层中取4.0；
代入数值，经计算得锚杆长度如下：
在煤层中时： L=2×｛3.8/（2×2.3）｝+0.5+0.1=2.26(m)
在岩层中时： L=2×｛3.8/（2×4.0）｝+0.5+0.1=1.56(m) （2）、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取A：
A =)
Q÷
(KHr
式中：A —锚杆间排距，m；
Q —锚杆设计锚固力，120KN/根（∮22mm螺纹钢锚固系统中各组成部分的设计最小承载力为190KN）；
H —冒落拱高度，取0.8m；
r—被悬吊煤层的重力密度，取13.23KN/m3；
K —安全系数，一般取K=2；
A= )
?
÷=2.38(m)
120?
0.8
(
13.23
2
通过以上计算，并按照工程类比法，依据济南澳科公司在我矿做的“大采深、大倾角巷道支护技术研究报告”的相关结论，××××巷道支护时选用以下型号锚杆：
（二）永久支护（穿层锚网喷巷道队）
永久支护采用锚网喷支护。
按悬吊理论计算锚杆参数：
（1）、锚杆长度计算：
L ＝KH + L1 + L2＝K×（B/2f）+ 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0.5m；
L2 —锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；
B —巷道开掘宽度，取4.4m；
f —岩石坚固性系数，取4.0（中等坚固的岩石）；
代入数值，经计算得锚杆长度如下：
L=2×｛4.4/（2×4.0）｝+0.5+0.1=1.70(m)
（2）、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取A：
A =)
Q÷
(KHr
式中：A —锚杆间排距，m；
Q —锚杆设计锚固力，120KN/根（∮22mm螺纹钢锚固系统中各组成部分的设计最小承载力为190KN）；
H —冒落拱高度，取0.6m；
r—被悬吊岩层的重力密度，取27.15KN/m3；
K —安全系数，一般取K=2；
A= )
2
(
120?
?
÷=1.91(m)
0.6
2
.
15
7
通过以上计算，并按照工程类比法，依据济南澳科公司在我矿做的“大采深、大倾角巷道支护技术研究报告”的相关结论及已施工巷道的支护效果监测情况，××××巷道支护时选用以下型号锚杆：
同原规程
掘进工作面临时支护管理规定
煤矿掘进工作面临时支护管理规定 为了确保开拓、掘进巷道施工安全，加强各类施工巷道的顶板管理，根据《煤矿安全规程》第四十一条之规定，现对煤矿施工巷道临时支护使用管理规定如下： 一、开拓、掘进巷道破岩（煤）长度达到掘进作业规程规定的循环进尺或完成一次爆破敲帮问顶后，必须立即采用临时支护，间隔时间以正规循环图表中规定的敲帮问顶时间段为准。 二、前探梁临时支护使用管理规定： 1、开拓、掘进工作面正常施工情况下，临时支护选用前探梁支护。 2、矩形断面巷道顶板使用4根顶锚时使用两根前探梁支护，掘进顶板使用5根顶锚时使用3根前探梁支护，掘进顶板使用7根顶锚时使用5根前探梁支护。拱形断面巷道前探梁使用数量按3根、5根、7根布置，各类巷道具体使用数量在作业规程中明确规定。 3、掘进循环进尺小于1m时前探梁可只用一道背木，掘进循环进尺大于1m、小于2m时使用两道背木，掘进循环进尺大于2m时，前探梁背木不得小于三道。 4、前探梁前排背木至迎头最大间距不得大于600mm，两道背木之间相距不得大于800mm，两边背木端头距巷帮距离不得大于400mm（拱形巷道以背木端头吊线距墙帮距离为准）。 5、前探梁背木原则上按2000×200×50 mm、1600×150×50 mm、1200×150×50 mm、800×100×50 mm四种规格制作，具体选用哪种规格（或其他特殊专用规格），可根据所施工巷道的宽度及其他
特殊用途在掘进作业规程中确定。单一规格背木一次报批使用和备用的总量不超过10块。 6、前探梁吊环螺丝必须拧紧，露出螺帽的螺纹不得少于一丝，背木必须背实，并用木楔打紧，保证牢固有力（用手拍打无明显移动）。 7、每块背木必须由2根及以上前探梁背支。 8、上山施工时，前探梁必须使用联网绳与顶板网或锚杆连锁牢固。 9、工作面爆破前，必须将顶板上的前探梁及吊环取掉；前探梁及吊环变形时，必须及时更换。 10、工作面除正常使用的临时支护材料外，必须至少备用2根前探梁、4个吊环、10根符合要求的背木（包括800×100×50 mm 型背木4块）。煤巷拆下后的临时支护材料必须和备用临时支护材料统一整齐码放在距离迎头不超过15m的巷帮一侧；岩巷拆下的临时支护材料必须和备用临时支护材料统一码放在耙装机后10m 范围内的巷道非水沟侧。 11、前探梁所用材料的规格、型号、材质；前探梁的安装间距必须在作业规程中明确规定。 三、木点柱临时支护使用管理规定： 1、巷道开口、顶板坡度突然变化较大等特殊情况下，无法使用前探梁时，可使用木点柱临时支护。 2、使用木点柱作为临时支护时，循环进尺不得大于1m。 3、矩形断面巷道顶板使用4根顶锚时使用两根木点柱支护，掘进顶板使用5根顶锚时使用3根木点柱支护，掘进顶板使用7根顶锚时使用5根木点柱支护。拱形断面巷道木点柱使用数量按3
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)详解
汾西矿业集团巷道支护理论计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月
前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。
煤矿掘进工作面支护材料管理办法(原版+吴部+户部)
高头窑煤矿掘进工作面支护材料 管理制度 为确保安全生产,进一步加强高头窑煤矿掘进工作面支护材料管理工作，尽量减少支护材料投入，降低吨煤成本，提高矿井经济效益，实现规范化、精细化管理。特制定《高头窑煤矿掘进工作面支护材料管理制度》。 一、掘进工作面支护材料管理领导小组 组长：掘进副矿长 副组长：掘进副总 成员：生产技术部部长、安监部部长、物资部部长、监审部部长、掘进队队长。 掘进工作面支护材料管理领导小组下设管理办公室，办公室设在生产技术部，生产技术部部长兼任办公室主任，生产技术部掘进专责负责具体协调联络工作，各区队技术员、材料员为本区队支护材料的监督员，负责本区队支护材料领取时质量、规格的查验工作。 二、掘进工作面支护材料领导小组管理职责 （一）生产技术部职责 1.参与支护材料入矿检验、验收（检查内容包括支护材料出厂日期、出厂合格证、煤矿安全标志、出厂检验合格证、现场实物抽查）等工作。 2.负责总结、推广支护方面的新技术、新材料、新设备、
新工艺。 3.负责确定掘进工作面的支护方式及支护参数。 4.负责根据现场实际情况，及时变更支护材料的规格型号及技术要求。 5.负责支护材料的抽检、送检工作，并根据实验结果及现场使用情况确定支护材料质量是否合格。 6.负责掘进巷道支护参数的设计优化工作，在确保安全生产的前提下，尽量减少支护材料的消耗量。 7.负责检查各施工现场使用的支护材料、支护质量是否符合设计要求。对支护质量不合格的施工地点，有权责令其停止生产，并限期整改。 （二）安监部职责 1.参与支护材料入矿检验、验收（检查内容包括支护材料出厂日期、出厂合格证、煤矿安全标志、出厂检验合格证、现场实物抽查）等工作。 2.参与支护材料的抽检、送检工作，并根据实验结果及现场使用情况确定支护材料质量是否合格。 3.负责对支护材料现场实时监管工作，发现有使用不合格支护材料的施工单位，有权责令其停止生产，并限期整改。 （三）物资部职责 1.负责支护材料的采购、审批、领用和发放、仓储、装卸等管理工作。
采煤工作面设计规范
采煤工作面设计规范 一、范围 1、本规范规定了采煤工作面设计的程序、依据、技术内容、设计说明书编写的格式。 2、本规范适用于综采工作面、综采放顶煤工作面、水采工作面的设计。 二、设计程序 1、采煤工作面设计由矿生产技术部门按采煤工作面衔接安排，确定工作面设计或项目设计负责人。 2、由矿总工程师组织有关科（部）室，根据采区设计研究确定采煤工作面设计的具体原则。 3、设计负责人根据设计指令下达设计通知单，通知有关单位提供相关基础资料或者通知各专业根据相关基础资料进行专业设计。 4、设计负责人或者各专业根据确定的设计原则及收集的相关资料进行采煤工作面设计。 5、编制采煤工作面设计说明书。 6、由矿总工程师组织有关单位负责人对采煤工作面设计进行审查。经修改通过后报送长治公司进行审核备案。 三、设计依据 1、长治公司批准的采区设计。 2、矿总工程师批准的掘进地质说明书。 3、采面位置、范围，井上、下关系及四邻采面的地质情况。包括煤层赋存情况、水文地质、瓦斯及二氧化碳等有害气体赋存情况与涌出特征，煤层爆炸倾向，煤层自燃发火倾向及分类情况。 4、采面内煤层顶底板岩性特征、岩移特点及上、下煤层间及夹矸关系；邻近工作面同一煤层的矿压观测资料。 5、邻近工作面及边界小窑采空区、积水情况资料。 6、编制内容必须符合《矿产资源法》、《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤炭工业小型矿井设计规范》等国家有关安全生产的法律法规、技术标准和规范的要求。
7、采煤工作面设计的编制必须以经集团、公司和政府有关部门批准的设计文件（矿井设计、矿井改扩建设计、水平延深设计、区域设计等）和经审批的采区地质说明书为依据。 四、工作面设计内容 1、工作面所处位置及编号，所采煤层位置（编号），巷道布置、巷道断面，支护形式及支护材料的选择计算，掘进设备。 2、工作面几何尺寸、位置、边界、煤柱，邻近工作面开采情况，采动对地面的影响预测及采取的相应措施，工作面储量计算及回采率。 3、采煤方法、生产工艺、顶板管理、设备选型、生产能力及其确定的依据、可采期及工作制度。 4、根据煤层赋存条件、顶底板岩性和矿压资料，确定液压支架选型设计和顶板管理方法。 5、通风、运输、供电、注浆、供排水、综合防尘、煤层注水、防灭火、瓦斯抽放、钻场钻孔、防治水、通讯照明和监测监控等系统的设施选型、布置和能力配套的设计，并附各种系统图及相关图纸。 6、综合防尘、防火、防瓦斯、煤尘爆炸的隔爆设施、措施及灌浆系统的确定。 7、防治瓦斯、煤层突出、火灾、透水及其它危险现象的安全技术措施。 8、采煤工作面主要技术经济指标。 9、六大系统（监测监控系统、井下人员定位系统、压风自救系统、供水施救系统、通讯联络系统、紧急避险系统包括避难硐室和救生舱）设计。 五、采煤工作面设计说明书的编制 设计说明书包括封面、会审签字表、会审记录表、章节目录、章节内容及附图。 概述 1、工作面的井上下位置及对地表的影响、盖山厚度和四邻关系、主要大巷的关系。 2、工作面周围开采状况。 3、工作面所采煤层及开采顺序。 4、该工作面计划接替时间及安装时间。
掘进工作面临时支护作业流程
掘进工作面临时支护作业流程 为进一步规范掘进工作面临时支护作业流程，提高顶板管理水平，经与相关领导结合，现对掘进工作面临时支护作业流程进行规范如下： 一、岩巷掘进工作面 1、岩巷掘进工作面临时支护流程如下： 验炮→敲帮问顶（工器具、材料准备）→初喷浆→临时支护→拱部锚杆支护。 2、岩巷掘进工作面临时支护形式：弧形前探梁或钢管前探梁。前探梁必须有一定备用量，其备用数量、备用材料规格等必须在作业规程中明确。 3、工作面验炮后验收员初步校验巷道尺寸，校验巷道尺寸时必须站在永久支护下进行，采取比对上一循环初喷浆尺寸方式进行校验。 4、工作面初喷浆时，锚喷工按照验收员要求进行喷浆，验收员负责观察照灯以把握巷道初喷浆尺寸。 5、工作面初喷浆后进行临时支护，而后验收员详细校验巷道尺寸并划轮廓线，对于初喷浆尺寸偏小的，采用风镐开挖至设计尺寸，而后撤除前探梁进行补喷；对于初喷浆尺寸偏大的，直接撤除前探梁进行补喷。巷道补喷后，及时采用前探梁进行临时支护。 6、工作面临时支护后及时进行永久锚网支护，工作面永久及临
时支护方式、最大空顶距、最大控顶距、循环进尺等必须在作业规程中明确。 7、如工作面验炮后，因交接班、设备原因、材料原因等不能及时初喷浆时，必须采用前探梁进行临时支护，避免工作面悬顶时间过长。 8、严禁单独采用喷射混凝土作为临时支护。锚喷巷道遇断层破碎带、地质构造带、揭穿煤层或爆破后围岩破碎时，可初喷一层30～50mm厚混凝土封闭围岩，防止风化。喷射混凝土可作为一项辅助临时支护与其它形式的临时支护一起使用。 二、煤巷掘进工作面 1、煤巷掘进工作面临时支护流程如下： 割煤→敲帮问顶（工器具、材料准备）→临时支护→顶部锚杆支护。 2、煤巷掘进工作面临时支护形式：机载临时支护或单体柱配合π型梁或钢管前探梁。前探梁必须有一定备用量，其备用数量、备用材料规格等必须在作业规程中明确。 3、煤巷掘进工作面推广使用机载临时支护，机载临时支护装置支护后两侧距巷帮大于400mm时要有其它辅助临时支护措施。 4、使用单体液压支柱配合金属梁临时支护时，金属梁排距、单体液压支柱间距、柱压等要在作业规程中明确规定，同时要采取可靠的防倒防滑措施。 5、在2502工作面下顺槽及2502工作面上顺槽进行临时支护试验，
巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计(孙巧龙)
巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计 孙巧龙 （淮北朔里矿业有限责任公司，安徽淮北235052） 【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。 【关键词】锚杆支护；合理设计；选择；巷道 1引言 在煤矿巷道的锚杆支护中，由于其对破碎岩体的加固效果好，又优于U型钢被动支护，加上劳动强度低、经济效益显著的特点，因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛，75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响，所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大，严重的冒落无法再利用。因此，煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性，以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面 巷道锚杆支护过程中，对于深部高应力的地点，在进行断面选择时，必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道，应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道，可采用梯形断面；复合顶板或破碎顶板的巷道，应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。 就斜切圆拱形断面来说，斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4，上肩窝部高度达到煤层顶板，下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明，其断面承压效果要比梯形断面好。但是，岩石掘进工作量大是其缺点，并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能 在锚杆的种类选择上，主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择，其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出
采掘工作面爆破设计
采掘工作面爆破设计 2017年7月
采掘工作面爆破设计 一、采煤工作面爆破设计 1、工程概况 矿井布置一个采煤工作面，首采工作面为六2-11010采煤工作面， 位于矿井六2上山采区东翼，采面剩余走向长度330m，倾斜长度210m，煤层厚度，煤层倾角14-17°，采煤工作面采取三八制正规循环，每天三班生产，班推进，日推进度为。 2、支护形式及规格 六2煤层坚固性系数为f=4，六2-11010工作面采用倾斜长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，工作面采用ZH1600/16/19ZL型整体顶梁 组合悬移液压支架支护顶板，支架中心距1000mm，最大控顶距，最 小控顶距，排距； 3、爆破器材确定 我公司为低瓦斯矿井，根据炸药的使用规定，选用Ⅱ级煤矿 许用炸药（32mm药卷，重200g/节）。起爆器材选用选用毫秒电雷管，发爆器选用MFB-100矿用电容式发爆器（引爆能力为100发）。 4、爆破参数确定 炮眼直径选用40mm，采用双层斜眼布置，炮眼深度均为，顶眼距顶板，底眼距煤层地板，与工作面夹角70-80°，眼距。 5、装药连线 采用连续反向装药，每眼装药，连线方式为串联，按自下而上 顺序一次起爆10个眼。
6、一图三表如下 图1 炮眼布置图 该工作面煤质中硬，炮眼布置形式采用双排眼，如下图所示 表1 爆破原始条件
名称单位数量名称单位数量体积m2炮眼数目个420 岩石坚固性系数 f 4 雷管数目个420 炮眼深度m 总装药量kg 168 表2 爆破设计说明书 炮眼指标项目眼距顶距底距仰角水平角装药封泥长度水炮袋孔径单位m m m 度度克/眼mm 个/眼mm 上75～80 0-300 ＞500 1 35 下10～15 75～80 400-500 ＞500 1 35 循环指标项目眼数药量雷管水炮袋 其它 起炮方式正向 单位个kg 发个联线方式串联 总计420 168 420 420 爆破方式毫秒 采面爆破采用毫秒爆破法。装药时，按照雷管的段数进行一次装药；采用分组装药、分组起爆；分组 起爆间隔距离不少于2m。 表3 预期爆破效果 名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 93 每循环炸药消耗量Kg/m 168 循环进尺m 循环炮眼总长度m 336 每循环爆破实体岩石体积m3每立方米岩体消耗雷管数量个/ m3 炸药单耗Kg/ m3每循环消耗雷管数量个420 7、采煤工作面每天炸药、雷管消耗量 采煤工作面每天消耗炸药542kg，每天消耗雷管1354个。 二、掘进工作面爆破设计 1、工程概况
1采掘工作面设计管理办法
1、采掘工作面设计管理办法 第1条为加强集团公司采掘生产技术管理工作，实现矿井正规、持续、安全生产，依据《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国煤炭法》、《中华人民共和国矿山资源法》、《中华人民共和国矿山安全法》、《煤矿安全规程》等国家有关安全生产的法律、法规、标准、规章、规程和相关技术规范，特制定本办法。 第2条采掘生产技术管理是煤矿生产管理的基础工作，集团公司、矿必须加强对采掘生产技术管理的领导，建立健全以集团公司总经理、矿长为首的行政管理体系和在总经理、矿长领导下的以总工程师为首的技术管理体系。 第3条集团公司、矿总工程师应对集团公司总经理、矿长负责，主管集团公司、矿技术工作，对重大生产技术问题提出的方案和措施，经集团公司总经理、矿长审查或上级机关批准后，由分管负责人组织实施。 第4条生产技术业务部门必须加强领导，强化责任、强化管理、强化监督、强化培训，必须明确职责范围和技术人员、管理人员的职责、权限，并严格检查考核。 第5条地质部门必须提前一个月提交新设计盘区的地质报告，盘区设计提前一个月送交施工单位。新盘区移交生产前，由矿组织验收。 第6条本管理办法适用隶属于碾焉煤矿公司从事煤炭生产和煤
矿建设活动的单位。 第7条盘区设计由矿总工程师负责组织编制，在编制盘区设计前，必须先编制盘区设计方案，经集团公司审批后，再进行盘区设计。盘区设计必须依照经批准后的盘区设计方案进行编制，经矿总工程师审批签字后报集团公司备案，无盘区设计或设计未经批准不准进行施工图设计，更不准开工。 第8条编制盘区设计方案前必须具备下列文件： 一、经矿总工程师审批的地质报告； 二、矿井设计文件，如：矿井设计、矿井改扩建设计、水平设计或区域设计； 三、矿井的长远规划、盘区接续图表； 四、邻近盘区相同煤层的矿压观测资料； 第9条盘区设计方案必须符合《煤矿安全规程》以及煤炭工业有关技术文件的规定，在充分分析研究本矿实际生产条件的基础上，必须提出至少两个或以上技术方案进行技术经济论证比较，选择最佳方案做为盘区设计的实施方案。 第10条盘区设计方案在编制过程中,依据设计规范基础上广泛征求业务科室、工程技术人员、工人和安监部门人员的意见，尽量采用新技术、新工艺、新设备、新材料和现代化管理技术，设备选型应坚持高强度、大功率、技术先进、性能可靠、环节配套的原则，力求盘区的开采实现高产、高效、高回收率、安全可靠和经济效益好。
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，
掘进工作面改变支护补充措施实用版
YF-ED-J6317 可按资料类型定义编号 掘进工作面改变支护补充 措施实用版 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
掘进工作面改变支护补充措施实 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。 综掘十一队施工的3428风巷，现迎头全 煤，根据技术科的安排由架棚支护改为锚杆支 护。为了确保该巷的施工安全及工程质量，特 编制如下补充措施： 一、技术要求： 1、巷道的支护规格：净高 2.4m，净宽 3.2m。顶板采用L2200mmФ22mm的高强螺纹钢 锚杆，L6400的锚索与L3000mm的“M”型钢带 及金属网进行支护,其株排距900mm×800mm，锚 索间距2.4米并布置在巷中。巷帮采用Ф
20mmL2000mm螺纹钢锚杆与L2400mm的梯子梁及塑钢网进行支护,其株排距为700mm×800mm,塑钢网压茬不小于100mm并压茬于梯子梁处。巷道的帮顶锚杆初锚力分别不小于200 N.m， 300N.m;其锚固力分别不小于60KN，80KN 二、安全措施: 1、严格执行敲帮问顶制度。作业人员在每次开工前及施工过程中必须对作业地点帮顶的活矸危岩清理干净,方可进行后序工作。 2、严格执行“一炮三检”，“一炮三警戒”及“三人联锁”放炮制度。严格执行炮后验炮制度，放炮后待炮烟散尽，由班长负责，放炮员参加对迎头煤矸进行清底验炮，清底交窑。 3、放炮前，施工人员必须将各种生产机具
掘进工作面设计说明书
xxxxx掘进设计说明书 编号：号 编制单位：xxxxxxx 编制日期：2017年10月
设计会审记录
目录 1. 概况................................................................................................ - 1 - 1.1概述......................................................................................... - 1 - 1.2编写依据 ................................................................................ - 1 - 2. 地面相对位置及地质情况 ........................................................... - 2 - 2.1 井上下对照关系表 ............................................................... - 2 - 2.2 煤（岩）层赋存特征及地质构造 ....................................... - 3 - 2.3 地质构造 ............................................................................... - 5 - 2.4 水文地质 ............................................................................... - 5 - 2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性 ....................................................... - 5 - 2.6 煤质指标 ............................................................................... - 5 -3．巷道布置及支护设计 ................................................................. - 6 - 3.1 巷道布置 ............................................................................... - 6 - 3.2支护设计 ................................................................................ - 8 - 3.3支护工艺设计 ...................................................................... - 13 - 3.4工程质量验收标准 .............................................................. - 14 - 3.5 矿压观测设计 ..................................................................... - 14 - 4. 施工方法及工艺设计 ................................................................. - 16 - 4.1 施工方法 ............................................................................. - 16 - 4.2 设备配备及技术特征 ......................................................... - 18 - 5. 生产系统设计 ............................................................................. - 20 - 5.1 通风系统 ............................................................................. - 20 -
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）。
巷道支护方案
支护方案 一、概述 二、处理方案 现场勘查后，根据现场各部位情况制定施工方案。下盘运输巷采用喷锚网支护，距已施工完成工作面3米；采矿进路开口5m采用喷锚网，矿体部分采用素喷混凝土；交叉点右侧墙体先施工喷锚网支护，再外部砌护；材料库房钢筋混凝土支护。具体施工方案如下： 1、喷锚网支护 喷锚网支护混凝土强度等级均为C25；喷锚网钢筋网采用∮8 mm钢筋，钢筋网间距100mmx100mm；锚杆采用∮20 mm螺纹钢筋，1m ×1m间距交错布置，锚杆长度2.2m，施工中可根据具体情况调整钢筋网和锚杆的设置参数。喷射混凝土支护、喷锚支护和喷锚网支护断面应按照相应施工规范进行施工。 1）喷射混凝土 喷射混凝土要求凝结硬化快、早期强度高，优先选用硅酸盐水泥和普通硅酸盐水泥。为了保证混凝土强度，防止混凝土硬化后的收缩和减少粉尘，喷射混凝土中的细骨料采用坚硬干净、细度模数宜大于2.5的中砂或粗砂。 为了减少回弹和防止管路堵塞，喷射混凝土的粗骨料粒径应不大于15mm。根据采用的速凝剂性能，通过试验确定其掺量，使喷射混凝土初凝不应大于5min，终凝不应大于10min。 一次喷射厚度。若一次喷射厚度过大，由于重力作用会使混凝土颗粒间的凝着力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度太小，石子无法嵌入灰浆层，将会使回弹增大。一次喷射合理厚度，墙50mm，拱
30mm。 分层喷射的间歇时间。当一次喷射厚度达不到设计厚度，需进行分次喷射时，后一层的喷射应在前一层混凝土终凝后进行。在常温15℃～20℃下喷射掺有速凝剂的混凝土时，分层喷射的间歇时间为15～20min。 混和料的存放时间。由于砂、石含有一定水分，与水泥混合后，存放时间应尽量缩短。不掺速凝剂时，存放时间不应超过2h；掺速凝剂时，存放时间不应超过20min，最好随拌随用。 喷射顺序是先墙后拱，自下而上进行。喷射前应埋设控制喷厚的标志，调节好给料速度。在喷射中，喷头应保持不断移动，以便减少回弹，保持喷层厚度均匀。如使喷头按圆形和椭圆形轨迹做螺旋式连续喷射，环形圈应为长轴400～600mm，短轴150～200mm。随时检测喷层厚度，确保达到设计厚度，岩面有较大凹陷处，应予以喷射找平。 2）锚杆施工 锚杆孔的施工应遵守下列规定：钻锚杆孔前，应根据设计要求和围岩情况，定出孔位，做出标记；锚杆孔距的允许偏差为150mm；钻孔的孔深、孔径均应符合设计要求。钻孔深度不宜比规定值大200ｍｍ以上，钻头直径不应比规定的钻孔直径小3.0ｍｍ以上；钻孔与锚杆预定方位的偏差为1°～3°。 锚杆安装前检查锚杆原材料型号、规格、品种。检查孔内积水和岩粉是否吹洗干净，不合格的锚杆孔要重钻。 采用药卷锚固剂进行锚固，锚杆安装采用先灌后锚法，把锚杆体插入孔眼直到底部，杆体安装后，不得随意敲击。锚杆锚入围岩的长度不低于2米。 要定期对安装好锚杆进行抗拔力测试，锚杆抗拔力可通过拉拔器作拉拔试验测出数值，不合格的锚杆可用加密锚杆的方法予以补强，并分析总结原因。 孔口承压垫座应符合下列要求：钻孔孔口必须设有平整、牢固的承压垫座；承压垫座的几何尺寸、结构强度必须满足设计要求，承压面与锚杆垂直。
煤矿掘进工作面超前支护方案设计和使用介绍
煤矿掘进工作面超前支护方案设计和使用介绍 生产技术部张兆军 各位领导： 今天由我来为大家介绍一下掘进工作面超前支护方面的知识。 我们都知道，煤矿的巷道支护有永久支护、临时支护和超前支护的说法。它们的概念和型式有什么不同呢？下面我先来说明一下——所谓永久支护，是指在巷道的服务年限内，为维护巷道围岩稳定而进行的支护。一般有混凝土支护、料石碹支护、锚网喷支护等，具体选择哪种支护方式，要根据巷道围岩的稳定程度的不同，选择既能满足巷道支护需要，又更易施工、更符合经济合理性原则的型式。 所谓临时支护，是指永久支护未完成，临时维护巷道围岩稳定，为施工作业提供安全作业条件的支护。象锚网支护、金属棚支护等。 所谓掘进工作面的超前支护，是指在掘进工作面迎头临时支护前方空顶处控制顶板，暂时为安全作业提供保护的支护。一般有前探梁支护、戴帽点柱支护和悬顶梁支护等。 《煤矿安全规程》明确规定，掘进工作面严禁在空顶下作业。什么是空顶呢？所谓空顶，是指巷道新掘进后，对顶板还没有进行任何支护，这时的巷道顶板，称为“空顶”。临时支护到巷道迎头的距离称为“空顶距”。巷道放炮后或综掘机掘进后进行支护前的空顶距离最大，我们称为“最大空顶距”；巷道临时支护后，巷道的空顶距离最小，我们称为“最小空顶距”。作业规程规定，最小空顶距不得大
于0.4m，最大空顶距不得大于2.4m。之所以作出这个规定，是因为空顶距过大，巷道的顶板会变得不稳定，容易发生掉顶、冒顶现象，引发人身伤害和顶板事故。掌石沟“3.26”顶板致人死亡事故，正是由于在空顶下出矸作业，顶板掉顶造成的。由此让我们沉重地感觉到空顶作业的严重危害。超前支护，就是让作业人员避免空顶作业的有效型式。 今天，我要向大家着重介绍的前探梁支护就是其中的一种。 在锚网作为临时支护的巷道中，我们采用一截长100mm，外径108mm，壁厚5mm无缝钢管与两个与锚杆相配套的重叠的螺母焊接牢固，组成一个吊环，使用时将两个吊环分别紧固到巷道最靠前的两排锚杆上；采用长2.5m、外径76mm、壁厚5mm的无缝钢管组成前探梁的后梁，采用长3m、外径50mm、壁厚5mm的无缝钢管组成前探梁的前梁，使用时，将后梁从前述的吊环中穿过，在吊环后余一米，再将前梁从后梁管内穿到前面空顶区域，前后梁重叠1500mm，前梁前端距前排锚杆2000mm，在左右相邻锚杆上也同样组装好前探梁，组装好后，人在临时支护下从后往前在前探梁前部、后部用半圆木或背板将顶板背设牢固，完成前探梁支护。这样作业人员就可以在前探梁的有效保护下进行出矸、规整巷道，打眼、铺网、安装锚杆等的作业了。
掘进工作面安全管理刚性规定
附件2： 掘进工作面安全管理刚性规定 （一）迎头顶帮临时支护安全管理 一、顶板临时支护 1、架棚支护采用金属前探梁挂梁护顶时，必须满足以下要求： （1）材质规格 前探梁选用长度不小于4m的型钢（11＃矿工钢、Π型钢等）。 （2）支护参数 ①金属前探梁固定点每根不少于3处，每两个固定点之间至少应间隔一棚，两端固定点处的前探梁要超出固定点l00mm的长度。 ②巷道必须采用不少于三根前探梁，采用U型钢棚支护，顶梁为二节及以上的，前探梁不少于四根。金属前探梁等距离均匀对称布置。 ③倾斜巷道必须采取前探梁防窜措施。 2、锚杆支护采用带帽点柱护顶时，必须满足以下要求： （1）材质规格 点柱采用外注式单体液压支柱，必须穿鞋或打在实底上，柱帽规格不小于500×200×50mm。 （2）支护参数 带帽点柱间排距不大于1.5m，帽沿距端面不大于300mm，点柱高度不大于2.5m。单体液压支柱必须正规有劲，并采取防倒措施。 3、综掘机安装机载临时支护装置的必须按规定要求正常使
用。 二、端面临时支护 4、端面防护网采用柔性网和骨架网两种形式。柔性网采用钢丝绳或注塑钢丝绳编织，钢丝绳直径4-6mm，网孔规格不大于120mm，压网横梁采用型钢梁、钢绞线、钢带、钢筋梯子梁等材料加工；骨架网可采用全刚性金属或骨架加金属网制作。 5、防护网支护参数： （1）防护网覆盖距底板1.0m以上的所有裸露煤岩壁。 （2）巷道净高小于3m时采用一道横梁压网，布置在巷道中部，巷道净高大于或等于3m时，采取两道横梁压网，等距布置。横梁生根点不少于3个，距帮不大于500mm。 （3）防护网周边必须牢固生根，固定点间距不大于600mm。采用一道横梁时，梁与顶板之间生根点不少于3个，并在断面内均匀布置。固定点生根牢固，深入岩巷不小于600mm，煤巷不小于1000mm，网与固定点牢固联结。 （4）架棚支护巷道可采用在支架上设挂钩方式作为端面防护网周边固定点，固定点间距不大于600mm，中间部位固定方式同上。挂钩采用直径不小于10mm的圆钢加工。 （5）端面防护网采用其他固定形式时，必须在作业规程中对技术参数和安全操作要求作出具体规定。 6、炮掘巷道打眼、装药必须在永久支护和端面防护网掩护下进行。 7、大断面、上山施工、围岩破碎等特殊条件巷道采用锚网（喷）临时支护进行端面防护时，距底板1.0m以上断面必须防护，锚杆间排距不大于１.0m，距巷道轮廓线不大于500mm，锚杆长度不小
锚网巷道支护设计说明书
锚网巷道支护设计说明书 一、地质条件 根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析，该巷道沿5#煤层掘进，煤厚为3.0-4.0m，煤层顶板多为k4细粒砂岩，局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩；煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩，局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示，在该段巷道可能遇见断层发育。 二、巷道断面 巷道采用锚网索支护、断面为矩形，设计规格：3.4m*3m（宽*高）巷道支护设计图（见附图1） 三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护 锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱，点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护 采用锚网索支护作为永久支护，支护材料为： 顶部：锚杆18mm*2200mm，Q500高强度螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度8mm 帮部：锚杆16mm*1800mm，Q335矿用螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度6mm 金属网：采用直径6mm钢筋焊接，网孔规格为70mm*70mm。
菱形铁丝网：采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网：采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数： （1）、锚杆设计长度计算： L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m， L2—锚杆有效长度1.50（顶部锚杆取免压拱高b） L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度，即锚杆有效长度L2，则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中：B—巷道开掘宽度，取3.4m ；σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。 （2）、锚杆间、排距计算: 式中：式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;
具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理正式样本
文件编号：TP-AR-L6572 There Are Certain Management Mechanisms And Methods In The Management Of Organizations, And The Provisions Are Binding On The Personnel Within The Jurisdiction, Which Should Be Observed By Each Party. （示范文本） 编制：_______________ 审核：_______________ 单位：_______________ 具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理 正式样本
具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理正式样本 使用注意：该管理制度资料可用在组织/机构/单位管理上，形成一定的管理机制和管理原则、管理方法以及管理机构设置的规范，条款对管辖范围内人员具有约束力需各自遵守。材料内容可根据实际情况作相应修改，请在使用时认真阅读。 1 引言 冲击地压也就是我们俗称的岩爆，它是一种岩体 中聚积的弹性变形势能在一定条件下的突然猛烈释 放，导致岩石爆裂并弹射出来的现象，常伴有煤岩体 抛出、巨响及气浪等现象。冲击地压发生条件一般是 在硬脆岩体高地应力地区，硐室开挖过程中发生岩 爆；发生原因一般是围岩强度适应不了集中的过高应 力而突发的失稳破坏。它具有很大的破坏性，是煤矿 重大灾害之一。本文主要就具有冲击地压危险的采掘 工作面的设计及安全管理进行简要地介绍，在文章的
最后简要地介绍了具有冲击地压危险的采掘工作面需要采取的的安全防护措施。 2 具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理 2.1 具有冲击地压危险采掘工作面的设计 2.1.1 冲击地压危险采区巷道布置的一般原则 （1）主要巷道应布置在岩层或无冲击地压危险的煤层中。 （2）煤层群开采时，巷道布置应有利于首先开采无冲击地压危险或冲击地压危险性小的煤层，并以此作为保护层开采邻近煤层，条件具备时应优先开采上保护层，条件适宜时优先考虑跨上山开采。 （3）根据冲击地压危险影响因素，优化采区巷道布置。 （4）巷道布置应尽可能保持直线，尽量减少因