顶板管理方案东井995.docx

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顶板管理方案东井995

旺苍县三江镇

葡萄石煤业有限责任公司东井

顶

板

管

理

方

案

旺苍县三江镇葡萄石煤业有限责任公司

二0一0年三月

旺苍县三江镇葡萄石煤业有限责任公司

东井顶板管理方案

第一章概况

第一节顶板事故概述

顶板事故是指在地下开采过程中，顶板意外冒落造成人员伤亡、设备损坏、生产中发生的事故。

顶板事故在煤矿开采过程中占很高的比例，随着支护材料和技术的更新，顶板事故有所下降，但仍是煤矿生产过程中的主要灾害之一。

顶板事故分为局部冒顶和大型冒顶，按发生冒顶事故原因进行分类，有压垮冒顶、漏顶型冒顶、推垮型冒顶等。

局部冒顶常发生在靠近煤壁、采场上下端头、放顶线附近。

在生产过程中，局部冒顶远大于大型冒顶，约占采煤工作面冒顶事故的70%以上，危害大，局部冒顶原因一般有三种：

1、直接顶被密集裂隙切割，形成游离岩块。

2、采高过大，老顶来压期间，煤壁片帮，扩大了无支护空间。

3、顶板破碎或放顶煤开采。

第二节葡萄石东井井下各煤层地质情况

葡萄石公司东东井法定开采的煤层有：

9#、11#、12#三层煤，各煤层地质情况如下：

葡萄石矿井煤层较薄，变异系数小，厚度比较稳定。

其中，9#煤层较厚，其采高大约在2.1--2.6米间，因此，今后葡萄石东井采面的顶板管理重点在9#煤层采面。

11#煤层地质情况

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩石特征

老顶

直接顶

泥岩、粉砂质泥岩

1.15

灰色泥岩、粉砂岩含少量煤屑

伪顶

0

煤层

0.66

直接底

泥岩

0.48

灰黑色泥岩，底部为粉砂岩

老底

粉砂岩

4.8

灰黑色中厚层状钙质粉砂岩

煤层厚度、结构比较稳定，属较稳定煤层

12-2煤层地质情况

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩石特征

老顶

粉砂岩、砂岩

5

灰色钙质粉砂岩和钙质细砂岩

直接顶

泥岩、粉砂质泥岩

1.15

灰色泥岩、粉砂质泥岩含少量煤屑

伪顶

0.1

煤层

1.02

直接底

泥岩

3

灰黑色泥岩，底部为粉砂岩

老底

粉砂岩

5.5

灰色钙质粉砂岩

煤层厚度、结构比较稳定，属较稳定煤层

第三节葡萄石顶板管理现状

1、巷道顶板管理现状：

葡萄石东井是一个老矿井，随着煤层开采逐渐延伸至边缘，原有巷道在采动影响下，木支护断梁折柱较多；干缝石碹碹石被压烂，导致巷道变形大，维修工作量也相应增大，对矿井的正常生产形成了一定的影响。

从2008年开始，葡萄石东井已在巷道的维修和掘进支护中，部分地使用了金属支架支架。

2、采面顶板管理现状

采面现已基本淘汰了木支护，采用金属摩擦支柱支护。

但金属摩擦支柱的行程小，对采面采高变化的适应性差，采面的顶板管理增加了难度。

第二章葡萄石东井顶板管理集中整治方案

第一节顶板管理集中整治组织机构

鉴于葡萄石东井井下顶板管理现状，同时也是为了更好地落实《矿井顶板管理集中专项整治工作方案》、广元市煤炭工业局[2010]16号文、旺苍县煤炭工业管理局[2010]29号文精神，我公司召开了专题会议，落实了资金、人员、机构、方案。

1、顶板管理集中整治领导小组

组长：

何虹伦

付组长：

何义伦

成员：

何多仁、李传林、何三鹏、何衍华、何纪虎、李文兴、何纪新、包杰、各采煤掘进维修班组长。

2、各成员职责

组长何虹伦负责资金、设备、材料的准备和购置

何义伦负责整治方案实施过程中的相关协调事宜

李传林负责带领何纪新、包杰进行相关技术规程措施的编制、现场实施的技术指导和监督，现场实施情况资料的收集、整理、总结和上报。

何多仁全面负责实施工作的协调，并协助安全技术措施和规程等技术文件的编制

何三鹏负责东井现场实施工作的具体落实。

何衍华负责西井现场实施工作的具体落实

李文兴负责现场实施的安全检查和督促。

第二节采煤工作面顶板管理集中整治方案

葡萄石公司东井法定开采的煤层有：

9#、11#、12#三层煤，从其历史开采情况看，9#煤层的开采一直是个难题，长期未找到有效的开采方法，尽管也开采了一部分，因采高在2.1m以上，一直都是矸石条带加煤墩支护顶板，导致资源利用率低，开采成本高，安全管理难度大。

11#煤层的开采推进方式近期有了一定的突破，在今年初步形成了后退式开采，采面采用金属摩擦支柱加矸石条带支护。

12#煤层一直为前进式开采，采面采用木支柱加矸石条带支护。

一、采煤方法上，采用（俯伪斜）走向长壁采煤法

从葡萄石东井已经开采收集的地质资料可以看出，葡萄石东井为低瓦斯矿井，煤层倾角在35~38度，煤层较稳定。

同时，在近几年，葡萄石东井已开始了这种采煤法的尝试，并积累了一定的经验。

因此，采用走向长壁采煤法条件比较成熟。

二、改前进式采煤为区内后退式采煤。

在+424m水平沿13#煤层布置集中运输巷，每隔300~500m布置石门，揭穿12-2、11#、9#煤层，再沿各煤层布置采面上下平巷，形成采煤工作面，进行区内后退。

回采完后的半煤巷可根据采掘需要可维修或不维修，以减少巷道的维修工程量、顶板管理量及难度、费用，为维修顶板管理增加安全系数。

三、调整采煤部署，严格按照先采上后采下的煤层开采顺序进行回采。

煤层开采顺序为：

9#→11#→12-2，积极探索上煤层采面和下煤层采面间距，将其控制在有利于顶板管理的范围内。

四、在东井11#煤层D46111采面、9#煤层D46091采面，采用单体液压支柱支护，淘汰摩擦金属支柱支护。

（一）11#煤层D46111采面支护方案

1、东井11#煤层D46111采面地质情况

东井11#煤层D46111采面位于东井+446m水平三号与四号石门之间，走向长度200m，倾角35-38°，平均36°，垂高37m，真倾斜长63m，其顶底板岩性详见《十一号煤层及顶底板综合柱状图》

从D46111采面已回采情况看，其直接顶灰黑色泥岩在放炮后即行垮落，其采高在1.2-1.6m之间，即其最小采高1.2m，最大采高1.6m。

2、采面平巷布置及支护

采面平巷沿11#煤层布置，支护采用矿工钢梯形棚支护，巷道净宽（平轨面）2.5m。

下平巷装车线高度为1.2-1.4m。

3、采煤方法选择：

由于该采面煤层倾角为35-38°，平均36°，因此，为了保证安全生产和提高单产，确定该工作面采用俯伪斜走向长壁分段密集采煤方法，工作面伪斜角的控制：

工作面煤壁与真倾斜方向的夹角为0～10°，分段密集间距（真倾斜距离）6～8m，密集柱距0.3m，密集垫层（矸石条带）厚1.0m，密集爬坡度（上仰角）5～10°。

3、采煤工艺：

。

（1）落煤方式：

炮采

（2）工艺流程：

打眼→装药→放炮→临时支护及处理安全→攉煤→支柱（包括基本柱和密集）→回柱放顶。

4、采高和循环进度：

（1）根据该工作面煤层赋存情况，预计工作面最大采高为1.6m，最小采高为1.2m，平均采高为1.4m。

（2）循环进度：

1.0m。

5、工作面支护：

工作面基本柱采用带帽单体液压支柱支护，木帽规格为：

新鲜半圆木，圆木直径不小于20cm，长度为50cm，质地必须坚硬；密集支柱木帽长度为40cm。

6、采面支柱选型

（1）、支护强度计算：

1）、按8倍采高计算：

P=8mr

=8×1.4×24

=268.8（kN/m2）

式中:

P---支护强度，kN/m2

m---工作面平均采高，m

r---直接顶容重，取24kN/m3

2）、按单位面积计算：

P＝EMLrcosa/L1（Kp-1）

＝1.50×1.4×6.10×24×cos36°/〔4.1×（1.20－1）〕

＝303.322.（kN/m2）

式中：

E---周期来压的安全系数，取1.50

M---工作面平均采高，m

L---L1+L2

L1---采场控顶距

L2---采空区悬顶距≤2m

r-----上覆岩层平均比重

a---煤岩真倾角度

KP--垮落岩石脆胀系数，取1.20

通过计算取该工作面支护强度为P＝303.322（kN/m2）

3）、支柱支撑力计算：

Rt＝kgkzkbkhkaR

＝0.99×0.95×0.9×1.0×0.95×294

＝236.4KN/根

式中：

Rt……支柱实际支撑力

kg……工作系数，取0.91

Kz……增阻系数，取0.85

Kb……不均衡系数，取0.8

Kh……采高系数，取1.0

Ka……倾角系数，取0.95

R……支柱额定工作阻力，为294KN/根

4）、支护密度的计算：

　n=P/R

　=303.322/294

　=1.032根/m2

（2）、支护参数的设计与选型：

1）、根据该工作面的煤层赋存情况以及该工作面的已开采情况，预计工作面最大采高M大=1.6m，最小采高M小=1.2m，顶板最大移近量H1=100mm，木帽厚度H2=70mm，由此计算:

最大支撑高度H大=M大-H1-H2=1700－100－70=1530mm

最小支撑高度H小=M小-H1-H2=1200－100－70=1030mm

2）、根据计算，采面选用DZ－30/100型1.6、1.8m支柱。

工作面出现地质构造变化或采高增大或减小时，根据具体情况选择不同规格支柱。

3）、根据采面实际情况，工作面基本支柱的排距为1.0m，则基本支柱柱距：

　d=1/n×1

=1/1.032×1

=0.969m

按理论计算，采面基本柱柱距为0.969m，为留有一定的安全系数该采面支柱柱距选择为0.80m，那么该采面实际支护密度：

H=1/b×1

=1/0.80×1

=1.25根/m2

　4）、根据合理的支柱密度，保证足够的支撑能力，确定排距为1.0m，柱距为0.80m。

（3）、合理控顶距的选择：

根据该工作面顶底板条件，该工作面采用“三·四”排控顶，见四回一。

最大控顶距为四排（4.1m）、最小控顶距为三排（3.1m），放顶步距1.0m，端面距不大于0.2m。

7、工作面所需支柱数量：

工作面上出口留4m安全煤柱，下出口留6m安全煤柱，工作面有效长度为53m，因此，工作面支护所需支柱计算如下：

（1）采面基本柱所需数量：

N1=[（63-4-6）÷0.8]×3.5=232（根）

（2）工作面横排密集需要支柱数

工作面每6米（沿真倾斜方向距离）设置横排密集一道，密集爬坡度（上仰角）5～10°，密集柱距0.3m，密集垫层（矸石条带）厚

1.0m。

1）、工作面密集数：

（63-4-6）÷6+1=10（个）

2）密集支护需要的支柱数量：

N2=10×3×4=120（根）

（4）上下出口需要的支柱数量：

1）上出口需要的支柱数量：

上出口长4m，宽1.4m，柱距0.8m,排拒1.0m，带帽点柱

N3=4÷0.8×2=10（根）

2）工作面下安全出口支柱需要数量计算：

下安全出口由两段组成：

一段沿真倾斜方向布置的直眼，长4

m，一段为八字形，联通相邻两个直眼，其长度为5米。

下安全出口为两个，一个出煤，一个通风行人。

其柱距为0.8m，排拒为1.0m。

因此，下安全出口所需数量为：

N4=（4+4+5+5）÷0.8×2=45（根）

（5）工作面所需支柱数为：

N0=（N1+N2++N3+N4）×1.15

=（232+120+10+45）×1.15

=468（根）

通过支护设计计算，D46111采面共计需要配备支柱520根。

其规格为：

DZ－30/100型1.6m300根，DZ－30/100型1.8m168根。

8、上下平巷超前支护：

上下平巷超前支护20m，采用金属摩擦支柱加木帽的方式进行支护。

在超前压力大的情况下，采用金属摩擦支柱加矿工钢梁头的形式进行支护。

支护时，靠工作面上出口10m段为双排支护，后10米为单排支柱支护。

需要的金属摩擦支柱数量为：

（13×2+13）×2=78根

9、采空区管理：

采空区采用全部垮落法进行管理。

放炮后，采面攉煤人员将矸石选出，堆码到横排密集上。

10、采面支柱管理：

每班设置一名专职的支护管理员，负责采面支护的清点和向上班、下班支护管理员进行支柱接交及采面支护质量的管理、验收。

（二）9#煤层D46091采面支护方案

1、东井9#煤层D46091采面地质情况

东井9#煤层D46091采面位于东井+446m水平三号与四号石门之间，走向长度200m，倾角35-38°，平均36°，垂高37m，真倾斜长63m，其顶底板伪顶为炭质页岩，易垮落，f=3-4。

直接顶为泥质粉砂岩，较完整，f=4-6。

从D46091采面已回采情况看，其伪顶顶在放炮后即行垮落，其采高在2.1-2.6m之间，即其最小采高2.1m，最大采高2.6m。

4、采面平巷布置及支护

采面平巷沿9#煤层布置，支护采用矿工钢梯形棚支护，巷道净宽（平轨面）2.5m。

下平巷装车线高度为1.2-1.4m。

5、采煤方法选择：

由于该采面煤层倾角为35-38°，平均36°，因此，为了保证安全生产和提高单产，确定该工作面采用俯伪斜走向长壁分段密集采煤方法，工作面伪斜角的控制：

工作面煤壁与真倾斜方向的夹角为0～10°，分段密集间距（真倾斜）6～8m，密集柱距0.3m，密集垫层（矸石条带）厚1.0m，密集爬坡度（上仰角）5～10°。

3、采煤工艺：

。

（1）落煤方式：

炮采

（2）工艺流程：

打眼→装药→放炮→临时支护及处理安全→攉煤→支柱（包括基本柱和密集）→回柱放顶。

4、采高和循环进度：

（1）根据该工作面煤层赋存情况，预计工作面最大采高2.35m，最小采高为2.1m，平均采高为2.6m。

（2）循环进度：

1.0m。

5、工作面支护：

工作面基本柱采用单体液压支柱与金属顶梁配套支护，一梁一柱；工作面密集支柱采用单体液压支柱与木帽配套支护，一帽一柱，

木帽规格为：

新鲜半圆木，圆木直径不小于20cm，长度为40cm，质地必须坚硬。

6、采面支柱选型

（1）、支护强度计算：

1）、按8倍采高计算：

P=8mr

=8×2.35×24

=451.2（kN/m2）

式中:

P---支护强度，kN/m2

m---工作面平均采高，m

r---直接顶容重，取24kN/m3

2）、按单位面积计算：

P＝EMLrcosa/L1（Kp-1）

＝1.50×2.35×6.10×24×cos36°/〔4.1×（1.20－1）〕

＝509.148（kN/m2）

式中：

E---周期来压的安全系数，取1.50

M---工作面平均采高，m

L---L1+L2

L1---采场控顶距

L2---采空区悬顶距≤2m

r-----上覆岩层平均比重

a---煤岩真倾角度

KP--垮落岩石脆胀系数，取1.20

通过计算取该工作面支护强度为P＝509.148（kN/m2）

3）、支柱支撑力计算：

Rt＝kgkzkbkhkaR

＝0.99×0.95×0.9×1.0×0.95×294

＝236.4KN/根

式中：

Rt……支柱实际支撑力

kg……工作系数，取0.91

Kz……增阻系数，取0.85

Kb……不均衡系数，取0.8

Kh……采高系数，取1.0

Ka……倾角系数，取0.95

R……支柱额定工作阻力，为294KN/根

4）、支护密度的计算：

　n=P/R

　=509.148/294

　=1.732根/m2

（2）、支护参数的设计与选型：

1）、根据该工作面的煤层赋存情况以及该工作面的已开采情况，预计工作面最大采高M大=2.6m，最小采高M小=2.1m，顶板最大移近量H1=100mm，顶梁厚度H2=100mm，由此计算:

最大支撑高度H大=M大-H1-H2=2600－100－100=2400mm

最小支撑高度H小=M小-H1-H2=2100－100－100=1900mm

2）、由于该采面故选用DZ－30/100型2.8、3.0m支柱。

工作面出现地质构造变化或采高增大或减小时，根据具体情况选择不同规格支柱。

3）、根据采面实际情况，工作面基本支柱的排距为1.0m，则基本支柱柱距：

　d=1/n×1

=1/1.732×1

=0.577m

按理论计算，采面基本柱柱距为0.577m，柱距太小，使用的单体液压支柱又长，现场难以操作，考虑工作面采用了特殊支护（密集支柱垫层）能起到一定的支撑作用，分担了部分顶板压力，故取该采面支柱柱距为0.70m，那么该采面实际支护密度：

H=1/b×1

=1/0.70×1

=1.43根/m2

　4）、根据合理的支柱密度，保证足够的支撑能力，确定排距为1.0m，柱距为0.70m。

（3）、合理控顶距的选择：

根据该工作面顶底板条件，该工作面采用“三·四”排控顶，见四回一。

最大控顶距为四排（4.1m）、最小控顶距为三排（3.1m），放顶步距1.0m，端面距不大于0.2m。

7、工作面所需支柱数量：

工作面上出口留4m安全煤柱，下出口留6m安全煤柱，工作面有效长度为53m，因此，工作面支护所需支柱计算如下：

（1）采面基本柱所需数量：

N1=[（63-4-6）÷0.7]×3.5=265（根）

（2）工作面横排密集需要支柱数

工作面每6米（沿真倾斜方向距离）设置横排密集一道，密集爬坡度（上仰角）5～10°，密集柱距0.3m，密集垫层（矸石条带）厚

1.0m。

1）、工作面密集数：

（63-4-6）÷6+1=10（个）

2）密集支护需要的支柱数量：

N2=10×3×4=120（根）

（3）上下出口需要的支柱数量：

1）上出口需要的支柱数量：

上出口长4m，宽1.4m，柱距0.7m,排拒1.0m，带帽点柱

N3=4÷0.7×2=12（根）

2）工作面下安全出口支柱需要数量计算：

下安全出口由两段组成：

一段沿真倾斜方向布置的直眼，长4

m，一段为八字形，联通相邻两个直眼，其长度为5米。

下安全出口为两个，一个出煤，一个通风行人。

其柱距为0.7m，排拒为1.0m。

因此，下安全出口所需数量为：

N4=（4+4+5+5）÷0.8×2=52（根）

（5）工作面所需支柱数为：

N0=（N1+N2++N3+N4）×1.15

=（265+120+12+52）×1.15

=516（根）

通过支护设计计算，D46091采面共计需要配备支柱468根。

其规格为：

DZ－30/100型2.8m400根，DZ－30/100型3.0m116根。

8、上下平巷超前支护：

上风巷超前支护20m，采用金属摩擦支柱加木帽的方式进行支护。

在超前压力大的情况下，采用金属摩擦支柱加矿工钢梁头的形式进行支护。

支护时，靠工作面上出口10m段为双排支护，后10米为单排支柱支护。

需要的金属摩擦支柱数量为：

（13×2+13）×2=78根

11、采空区管理：

采空区采用全部垮落法进行管理。

放炮后，采面攉煤人员将矸石选出，堆码到横排密集上。

12、采面支柱管理：

每班设置一名专职的支护管理员，负责采面支护的清点和向上班、下班支护管理员进行支柱接交及采面支护质量的管理、验收。

（3）采面管路系统

1、液压泵：

液压泵选用XRB-2B，电机额定功率37KW，控制开关为QBZ-120，电压等级为660V。

2、平巷主管：

平巷、工作面主管为高压胶管或无缝钢管，直径为φ16mm。

工作面支管直径为φ10mm。

3、液压枪每15m配备一把，工作面共配液压枪6把。

（四）12-2#煤层采面支护方案

12-2#煤层现已采至距离东井井田边界400m处，根据目前采面情况来，该采面采高仅为0.6m左右。

因此，根据极广元市煤炭工业管理局、四川煤炭安全监察局川北监察分局印发的《矿井顶板管理集中专项整治工作方案》中的“三、集中专项整治内容”“2”的相关规定，仍采用木支柱进行支护，有关技术参数在作业规程中另行规定。

五、取消+446水平

从+424m~+483m，布置一个区段，取消+446m水平，一是简化通风系统，二是没有中间平巷，平巷维修的顶板管理也就相应减少。

三是减少企业投入，降低生产成本。

四是提高资源利用率。

六、实现采（截）煤机采煤

采面使用采（截）煤机采面，避免爆破对顶板完整性的破坏，更有利于采面的顶板管理。

根据东井各煤层的具体情况，决定先在11#煤层D46111采面进行截煤机采煤的推广应用。

（1）截煤机选型

因D46111采面倾角为35-38°，平均36°，为倾斜煤层，因此选用滚筒式截煤机（MJ11）型，该机型可在周围环境空气的甲烷、煤尘、硫化氢、二氧化碳等含量不超过《煤矿安全规程》所规定的安全含量的矿井中使用。

该机适用于煤层倾角大，工作面凹凸不平的复杂煤层。

　该机型特点：

　　该机采用滚筒式截煤，能在煤层倾角大，工作面凹凸不平的情况下使用。

其操作方便灵活，维修方便，节约电能，提高生产效率，使以前浪费的极薄煤层也得到合理的利用，最大程度节约煤矿资源。

该机型的技术参数如下表

调速方式

手动、脉动、无极变速

容绳量

10m

牵引方式

钢绳内牵引

润滑方式

连续无压润滑

截槽深度

0.6~0.7m

工作方式

沿煤壁来回，左右作业

截缝高度

0.115~0.125m

电机型号

YB2-16DM/4

牵引力速度（工作时）

0~0.6m/min

电机功率

11kW

额定功率

380V/660V

截槽转速

618r/min

额定电流

22.6/13.1A

冷却方式

外形尺寸

风冷

1040×790×340mm

额定转速

整机重量

1460r/min

493±10kg

根据该机特点，它适应D46111工作面情况。

在该面试用成功后，再向其他煤层采面推广使用。

七、采用无煤柱开采

采面采动压力沿煤层倾斜方向传递的距离为8~15m，若留煤柱，采场压力向倾斜方向传递压力的峰值正好在半煤平巷的上部，对巷道的破坏力也最大，若采用无煤柱开采，采场压力向倾斜方向传递的峰值就避开了巷道，因此，采场压力对巷道的破坏作用也就减小，从而平巷的顶板安全管理难度就大大降低

这项技术在葡萄石东井未曾采用，无经验可言，因此，先在采高较小的D46111、D46121进行。

D46111采面采高在1.20-1.6m之间，即其最小采高1.20m，最大采高1.6m，平均采高1.4m。

D46121采面采高在0.6-0.8m之间，即其最小采高0.60m，最大采高0.8m，平均采高0.7m，因此，先在这两个采面进行推广，积累经验后，再向采高较大的9#煤层工作面推广应用。

八、采面的控顶距严格执行作业规程的规定，不得随意加大或缩小。

第三节掘进工作面顶板管理集中整治方案

葡萄石公司东井历史巷道支护方式多为裸支、干缝碹拱支护、木支架支护三种形式。

近年来，在11#煤层采面的上下平巷，也进行了支护的改革，淘汰了木支架，应用了矿工钢金属支架支护。

由于干缝碹拱、木支架承压能力小，在采动压力作用下，碹石被