友众煤矿采掘工作面顶板安全评估报告.docx

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友众煤矿采掘工作面顶板安全评估报告

山西寿阳段王煤业集团友众煤有限公司

采掘工作面顶板安全评估报告

矿井名称（公章）：

山西寿阳段王集团友众煤业有限公司

总工程师（签字）：

评估人（签字）：

编制日期：

年月日

山西寿阳段王煤业集团友众煤业有限公司

采掘工作面顶板安全评估报告

一、30102采煤工作面顶板安全评估报告

1、30102工作面回风、运输巷前支护

1）支护形式

运输、回风巷为梯形巷道，运输、回风巷均采用π型钢配合DZ-35、28型单体液压支柱支护一梁三柱，其中回风巷：

柱距1.5/1.2m、排距1.0m；运输巷：

柱距0.8/1.2m、排距1.0m，单体液压支柱上下两巷底板较硬未进行穿鞋、各单体支柱均全部挂全防倒绳。

满足支护强度要求。

2）支护长度

根据《煤矿安全规程》、《30102工作面作业规程》的规定，30102工作面回风巷超前支护自煤壁向外支护长度为20m；30102工作面运输巷自煤壁向外超前支护长度为50米，该支护长度是有中国矿业大学围岩课题组制定。

满足支护长度要求。

2、30102工作面顶板管理施工方法

工作面采用111架ZY4200/09/22型支架,4架过渡液压支架ZYG4200/09/22,4架端头液压支架ZYT6800/16/35对工作面顶板实行全支护法管理；本工作面的顶板管理采用全部垮落法。

满足施工要求。

3、30102工作面上下端头的支护

1）工作面端头支架可以直接支护工作面上、下端头顶板。

2）上、下端头采用ZYT6800/16/35综采支架进行支护,采用抬底油缸自牵自交错迈步向前移动，移动步距为0.6m。

工作面端头最大控顶距4.9m，最小控顶距4.0m。

3）当端头支架侧护边沿与煤柱间距大于0.3m时，沿支架切线（支架后端销轴位置）支设对柱加密集支柱进行切顶。

并在支架侧护边沿与煤柱之间按排距0.6m、柱距1.0m走向支护单体配铰接顶梁。

确保端头支护与煤柱间距不大于0.3m。

当切顶排以里顶板冒落不充分时，在切顶排外加支戗棚。

切顶排单体支柱密集间距不大于0.3m，对柱间距0.4m。

4）拉端头架、推转载机的顺序：

先拉端头1＃架，再拉端头2＃架，然后移转载机移溜头，工作面溜头、溜尾架拉过后滞后工作面其它支架0.3m。

4、评估结论

经综合评估，30102工作面端头及上下两巷超前支护质量符合作业规程要求，满足施工强度及要求。

二、60103E采煤工作面顶板安全评估报告

1、工作面回风、运输巷超前支护

1）支护形式

运输、回风巷为梯形巷道，运输、回风巷均采用π型钢配合DZ-35、28型单体液压支柱支护一梁三柱，其中运输巷：

柱距柱距1.5/1.0m、排距1.0m，回风巷：

柱距柱距1.5/1.0m、排距1.0m。

单体液压支柱穿铁鞋支到硬底、挂全防倒绳。

2）支护长度

根据《煤矿安全规程》及《集团公司技术管理规定》的规定，工作面进、回风巷超前支护自煤壁向外支护长度不低于20m，工作面正规支护与平巷支护间距不得大于0.5m，如工作面在采动过程中巷道超前压力较大时，超前支护长度根据现场情况及时改变。

每班跟班区长观察两巷的安全出口宽度及时调整人行道宽度，发现顶板破碎、片帮严重时应补充技术措施，加强支护。

2、60103E工作面顶板管理施工方法

工作面采用134架ZY3200/15/36型支架,端头液压支架ZY3200/15/36对工作面顶板实行全支护法管理。

本工作面的顶板管理采用全部垮落法。

3、60103E工作面上下端头的支护

1）工作面端头支架可以直接支护工作面上、下端头顶板。

2）上、下端头采用ZY3200/15/36综采支架进行支护,交错迈步向前移动，移动步距为0.6m。

3）当端头支架侧护边沿与煤柱间距大于0.3m时，沿支架切线（支架后端销轴位置）支设对柱加密集支柱进行切顶。

并在支架侧护边沿与煤柱之间按排距0.5m、柱距1.0m走向支护单体配铰接顶梁。

确保端头支护与煤柱间距不大于0.3m。

当切顶排以里顶板冒落不充分时，在切顶排外加支戗棚。

切顶排单体支柱密集间距不大于0.3m。

4）当端头支架侧护边沿与煤柱间距大于1.5m时，应及时安设端头支架。

5）工作面上下端头单体支柱采用400mm×400mm铁鞋，有效防止支柱钻底。

单体液压支柱初撑力不低于90KN，所有支柱挂全防倒钩。

6）拉端头架、推转载机的顺序：

先拉端头1＃架，再拉端头2＃架，然后移转载机移溜头，工作面溜头、溜尾架拉过后滞后工作面其它支架0.3m。

7）工作面单体支护密度计算

由《60103E工作面作业规程》可知，本工作面支护强度为520KN／m2，因此工作面支护强度应大于520KN／m2。

8）端头支护密度计算

支柱实际工作阻力：

Rt=R0×Kz×Kg×Kb×Ka×Kh

=30×0.99×0.99×0.99×0.99×0.99

=28.5t/根（279.3kN）

其中：

R0：

支柱额定工作阻力，取30t/根

Kz：

支柱增阻系数,取0.99

Kg：

支柱工作阻力系数，取0.99

Kb：

支柱不均匀系数，取0.99

Ka：

工作面倾角系数，取0.99

Kh：

工作面采高系数，取0.99

支护密度计算：

N=A/Rt=520/279.3=1.86棵/m2。

现在端头支护排拒0.5m,间距1.0米，S=0.5×1.0=0.5m2。

支护密度为：

N=1/0.5=2棵/m2大于1.86棵/m2。

4、评估结论

经综合评估，60103E工作面端头及上下两巷超前支护质量符合作业规程要求，满足施工强度及要求。

三、30108回风巷掘进工作面顶板安全评估报告

1、30108回风巷巷道规格

1）回风巷采用梯形断面

净宽×净高=3800×2700mm,S荒=11.2m²,S净=10.26m²。

2）料场及皮带机头硐室采用梯形断面：

净宽×净高=4600×2700mm,S荒=13.44m²,S净=12.42m²。

3）半圆拱形断面

净宽×中净高=3800×3000mm,S荒=10.68m²,S净=9.85m²。

2、30108回风巷支护材料与规格

1）巷道均采用金属全螺纹钢等强度右旋式锚杆；巷道顶板及肩窝采用锚杆规格为：

Φ×L=20×2200mm，内径：

20±0.3mm，横截面积：

314.2mm2，屈服强度：

≥400MPa，直线度≤2mm/m，断后伸长率≥18%；两帮采用锚杆规格为：

Φ×L=18×2000mm，内径：

18±0.3mm，横截面积：

254.5mm2，屈服强度：

≥335MPa，直线度≤2mm/m，断后伸长率≥18%。

2）每根锚杆均用1块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为10～50mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固。

每根锚索均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1500mm，锚索外露长度不大于250mm。

树脂锚固剂型号为MSCRa23/70（直径为23mm，长度为700mm），稠度≥30mm，固胶比≥4%，凝胶时间：

8-25s，锚索均使用配套标准锁具紧固。

3）锚杆托盘：

采用规格为150×150×10mm高强方形托盘，承载力≥137KN。

4）钢带采用“M”型钢带，型号GRT-M3，L=3.6/4.2m，重量4.05kg/m，屈服强度：

≥235Mpa，抗拉强度：

375-500Mpa。

5）顶板挂金属菱形网，网规格为长×宽=4700×1200mm，拉伸强度：

≥30KN/m；两帮挂金属双抗塑料网，网规格为长×宽=5000×1300mm，网与网之间要逐扣联结,并压网10cm。

6）锚索：

选用高强度、低松驰（Ⅱ级）粘结式1×7钢绞线。

长度：

7m；直径：

17.8mm；每m重量：

1.5kg/m；级别：

270K；强度:

1860N/mm2；延伸率：

≥3.5%；最低破断负荷352.8KN；执行标准：

ASTMA416-90G。

锚索托盘采用不低于Q215的钢材制作的方形托盘，规格尺寸300×300mm，厚度不低于12mm。

7）两帮采用柔性皮带梁，规格：

L=2.2m，三个孔，孔距1m。

3、30108回风巷支护方式

30108回风巷回风巷采用梯形断面，锚网带支护，锚索加强支护。

4、30108回风巷支护参数：

30108回风巷后期需沿空留巷兼作30110运输巷，顶板均采用金属菱形网，规格4700×1200mm，两帮均采用护帮皮子、金属双抗塑料网，规格5000×1300m，进行支护。

1、回风巷采用梯形断面，锚网带支护，锚索加强支护。

顶板布置4棵锚杆，锚杆排间距：

1000×1100㎜，两帮锚网支护，两帮各布置3棵锚杆，锚杆排间距：

1000×1000mm，锚固方式为加长锚。

锚索分别布置在距巷道中心线偏右1500mm和距巷道中心线偏左1000mm，成“三花”型布置，锚索排距3000mm，锚索紧跟迎头。

割煤前最大空顶距500mm,割煤后最大空顶距2500mm。

2、料场及皮带机头硐室采用梯形断面，锚网带支护，锚索加强支护。

顶板布置5棵锚杆，锚杆排间距：

1000×1000㎜，两帮锚网支护，两帮各布置3棵锚杆，锚杆排间距：

1000×1000mm，锚固方式为加长锚。

锚索成对布置，距巷道中心线1200mm，锚索排距2000mm，锚索紧跟迎头。

割煤前最大空顶距500mm,割煤后最大空顶距1500mm。

3、掘进过程中，若遇断层、顶板破碎、层理发育、压力加大或受其它构造影响而不稳定时，采用半圆拱断面，缩小排距加强支护。

锚杆排间距缩为：

800×1000㎜，周圈挂菱形网，锚固方式为加长锚。

锚索成对布置，距巷道中心线1000mm，锚索排间距为2400mm×2000mm，锚索紧跟迎头。

锚索加强支护仍无法保证顶板安全时，进行架棚加强支护，棚间距1000mm，架棚紧跟迎头严禁拖后。

割煤前最大控顶距500mm、割煤后最大控顶距1300mm、循环进度为800mm。

5、30108回风巷临时支护设备及型号

单体液压支柱型号：

DZ-28，最大高度：

2800mm、最小高度：

2000mm、工作行程：

800mm、额定工作阻力：

250KN、额定工作液压：

31.8MPa、初撑力：

118-157KN、泵站压力15-20MPa、液压缸内径：

100mm；ZBQ-7.5/25型矿用气动注液泵：

额定输出压力为20MPa。

临时支护施工工艺：

采用6棵单体液压支柱作为临时支护,支设方式为割煤后，施工人员站在永久性支护下进行敲帮问顶，摘除危岩悬矸后进行联网，联网后将网与钢带敷设在顶板上，同时开启气动注液泵，保证额定压力不小于20MPa；施工人员及时将单体液压支柱用注液枪注液升起，同时安设柱帽打设在钢带上；单体液压支柱必须有柱窝，挖设柱窝时，施工人员应站在永久性支护下进行。

单体液压支柱必须支设到硬底上，并有不小于200mm的柱窝并有柱帽,柱帽规格为：

长×宽×厚=1200×200×100mm，上方用木楔打紧刹牢，点柱要迎山有劲,并有3°～5°的迎山角。

单体液压支柱间距为1000mm，单排单体液压支柱有效支护顶板距离1200mm。

临时支护必须由外向工作面逐排循环使用，严禁空顶作业。

6、30108回风巷支护参数计算：

1、梯形断面

1）按悬吊理论计算锚杆参数

顶锚杆长度计算：

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0.7m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.04m；

其中：

H=B/2f=4/（2×3.8）=0.526（m）

式中：

B—巷道开掘宽度，取4.0m；

f—岩石坚固性系数，砂质泥岩取f=3.8；

则L=2×0.526+0.7+0.04=1.79（m）

锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取A。

A=

式中：

A—锚杆间排距，m；

Q—锚杆设计锚固力，100KN/根；

H—冒落拱高度，取0.526m；

r—被悬吊砂岩的重力密度，取25.6KN/m³；

K—安全系数，一般取K=2；

A=100／（2×0.526×25.6）=1.93（m）

经以上计算，梯形断面用直径20mm、长度2200mm全螺纹钢等强度金属锚杆。

排间距：

1000×1100mm，符合设计要求。

帮锚杆支护设计参数计算:

帮锚杆通过加固煤体作用达到支护效果，锚杆支护设计主要依据的是破坏区的范围值即巷帮破坏深度C和巷帮荷载值Qs，巷帮锚杆设计按挤压加固作用形式设计。

（1）两帮煤体受挤压破坏深度C值

式中：

K—自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关。

巷道梯形断面时取2.6；

r—顶板岩层平均容重，r=2.6t/m3；

H—巷道埋深，巷道最大埋深160m；

B—（残余）固定支撑压力影响系数，实体煤取1；

fc—煤层普氏坚固性系数，fc=1.0；

Kc—煤体完整性系数，Kc=0.9～1.0，取Kc=0.9；

α—煤层倾角，取α=5°；

h—巷道高度，取设计断面最大高度2.8m；

φ—煤体内摩擦角，φ=arctgfc=45°；

则两帮煤体受挤压破坏深度C值等于0.25m

（2）两煤帮侧压值Qs

式中KU—采动影响系数，取2～５，取KU=5；

ｒ煤—煤体容重，1.4t/m3；

h—巷道掘进高度，2.8m。

则Qs=1.18t

（3）帮锚杆长度确定

L=KH+L1+L2

式中：

L—锚杆长度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

H—两帮煤体受挤压破坏深度C值，0.25m；

L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.7m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度0.01-0.04，一般取0.04m；

带入式中可知：

L=KH+L1+L2=2×0.25+0.7+0.04=1.24m；施工时采用的锚杆长度Ф18×2000mm，符合要求。

（4）帮锚杆间距、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，取70KN/根；

K—安全系数，一般取K=2；

H—两帮煤体受挤压破坏深度C值，0.25m；

r—两帮煤体的重力密度，取14KN/m3；

A=Q/（KHr）=70/（2×0.25×14）=3.16m，

施工中排间距1000×1000mm，符合要求。

（5）锚索长度的确定

为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用预应力锚索作加强支护，采用低松弛、高强度钢绞线，直径为17.8㎜钢绞线的最低破断载荷为352.8KN，应用悬吊理论进行参数计算:

巷道梯形断面施工段锚索计算

锚索长度:

L=l1+l2+l3

L－锚索长度；

l1－锚索外露长度，取0.25ｍ；

l2－巷道顶板潜在破坏范围，取L2=2.8ｍ；

l3－锚索伸入老顶长度，按l3=dσt/4τc

计算式中ｄ—锚索直径为17.8㎜

σt—锚索钢绞线的抗拉强度，352.8KN的破断载荷作用在φ17.8㎜的钢绞线上相当于强度1451Mpa，所以σt取1451Mpa

τc—钢绞线与树脂粘结强度，取10Mpa

代入数据得L3=17.8×1451/（4×10）=645.695㎜。

计算得：

L=0.25+2.9+0.646=3.796ｍ。

采用φ17.8×7000mm锚索能满足支护要求。

按悬吊理论验算锚索排间距：

L=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]

式中L—锚索间距，m；

B—巷道最大冒落宽度，取4.0m；

H—巷道冒落高度；

按最严重冒落高度H=巷高/岩石松散系数=2.8/1.35=2.07m；

岩石松散系数取1.35

γ—岩体容重，25.6kN/m3；

L1—锚杆排、间距，1.1m；

F1—锚杆锚固力，100kN；

F2—锚索极限承载力，取352.8kN；

θ—锚杆与巷道顶板的夹角，按最小角度取，75°；

n—锚索排数，取2。

L=2×352.8/[4.0×2.07×25.6-（2×100×sin75）/1.1]=20.7m

经以上计算，①梯形断面采用φ17.8×7000mm的钢绞线。

锚索“三花”布置，锚索排距3000mm，符合设计要求。

2、料场及皮带机头硐室断面

1）按悬吊理论计算锚杆参数

顶锚杆长度计算：

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0.7m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.04m；

其中：

H=B/2f=4.8/（2×3.8）=0.632（m）

式中：

B—巷道开掘宽度，取4.8m；

f—岩石坚固性系数，砂质泥岩取f=3.8；

则L=2×0.632+0.7+0.04=2.0（m）

锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取A。

A=

式中：

A—锚杆间排距，m；

Q—锚杆设计锚固力，100KN/根；

H—冒落拱高度，取0.632m；

r—被悬吊砂岩的重力密度，取25.6KN/m³；

K—安全系数，一般取K=2；

A=100／（2×0.632×25.6）=1.76（m）

经以上计算，梯形断面顶板采用直径20mm、长度2200mm全螺纹钢等强度金属锚杆。

排间距：

1000×1100mm，符合设计要求。

帮锚杆支护设计参数计算:

帮锚杆通过加固煤体作用达到支护效果，锚杆支护设计主要依据的是破坏区的范围值即巷帮破坏深度C和巷帮荷载值Qs，巷帮锚杆设计按挤压加固作用形式设计。

（1）两帮煤体受挤压破坏深度C值

式中K—自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关。

巷道梯形断面时取2.6；

r—顶板岩层平均容重，r=2.6t/m3；

H—巷道埋深，巷道最大埋深160m；

B—（残余）固定支撑压力影响系数，实体煤取1；

fc—煤层普氏坚固性系数，fc=1.0；

Kc—煤体完整性系数，Kc=0.9～1.0，取Kc=0.9；

α—煤层倾角，取α=5°；

h—巷道高度，取设计断面最大高度2.8m；

φ—煤体内摩擦角，φ=arctgfc=45°；

则两帮煤体受挤压破坏深度C值等于0.25m

（2）两煤帮侧压值Qs

式中KU—采动影响系数，取2～５，取KU=5；

ｒ煤—煤体容重，1.4t/m3；

h—巷道掘进高度，2.9m。

则Qs=1.18t

（3）帮锚杆长度确定

L=KH+L1+L2

式中：

L—锚杆长度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

H—两帮煤体受挤压破坏深度C值，0.25m；

L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.7m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度0.01-0.04，一般取0.04m；

带入式中可知：

L=KH+L1+L2=2×0.25+0.7+0.04=1.24m；施工时两帮采用的锚杆长度Ф18×2000mm，符合要求。

（4）帮锚杆间距、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，取70KN/根；

K—安全系数，一般取K=2；

H—两帮煤体受挤压破坏深度C值，0.25m；

r—两帮煤体的重力密度，取14KN/m3；

A=Q/（KHr）=70/（2×0.25×14）=3.16m，

施工中排间距1000×1000mm，符合要求。

（5）锚索长度的确定

为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用预应力锚索作加强支护，采用低松弛、高强度钢绞线，直径为17.8㎜钢绞线的最低破断载荷为352.8KN，应用悬吊理论进行参数计算:

（1）巷道梯形断面施工段锚索计算

锚索长度:

L=l1+l2+l3

L－锚索长度；

l1－锚索外露长度，取0.25ｍ；

l2－巷道顶板潜在破坏范围，取L2=2.8ｍ；

l3－锚索伸入老顶长度，按l3=dσt/4τc计算

式中ｄ—锚索直径为17.8㎜

σt—锚索钢绞线的抗拉强度，352.8KN的破断载荷作用在φ17.8㎜的钢绞线上相当于强度1451Mpa，所以σt取1451Mpa

τc—钢绞线与树脂粘结强度，取10Mpa

代入数据得L3=17.8×1451/（4×10）=645.695㎜。

计算得：

L=0.25+2.9+0.646=3.796ｍ。

采用φ17.8×7000mm锚索能满足支护要求。

按悬吊理论验算锚索排间距：

L=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]

式中L—锚索间距，m；

B—巷道最大冒落宽度，取4.8m；

H—巷道冒落高度；

按最严重冒落高度H=巷高/岩石松散系数=2.8/1.35=2.07m；

岩石松散系数取1.35

γ—岩体容重，25.6kN/m3；

L1—锚杆排、间距，1.0m；

F1—锚杆锚固力，100kN；

F2—锚索极限承载力，取352.8kN；

θ—锚杆与巷道顶板的夹角，按最小角度取，75°；

n—锚索排数，取2。

L=2×352.8/[4.8×2.07×25.6-（2×100×sin75）/1.0]=9.9m

经以上计算，料场及皮带机头硐室断面采用φ17.8×7000mm的钢绞线。

锚索成对布置，锚索排距2000mm，符合设计要求。

7、评估结论

经综合评估，30108回风巷支护方式、临时支护均符合设计要求，支护参数经公式验算达到设计要求及支护强度。

四、30106运输巷巷修工作面顶板安全评估报告

1、30106运输巷断面规格

采用梯型断面，荒宽×中荒高=4200×2900mm,S荒=12.18m2。

净宽×中净高=4000×2800mm,S净=11.2m2。

2、30106运输巷支护方式及参数

采用锚网带、锚索支护支护方式，顶板布置4棵锚杆，锚杆排间距：

1100×1100㎜，两帮各布置3棵锚杆，锚杆排间距：

1100×1000㎜。

锚杆扭矩规定值（N•m）顶板不小于400N•m，两帮不小于300N•m。

单根锚索设计预紧力应大于200KN，锚索外露长度不大于150-250mm。

3、支护参数验算评估

按悬吊理论验算锚杆、锚索长度及排间距参数：

1）锚杆计算

A、锚杆长度L=KH+L1+L2

式中：

L—锚杆长度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

H—冒落拱高度，m；

H=B/2F=4.2/2×4=0.525m

B—巷道开掘宽度，取4.2m；

F—岩石坚固性系数，砂岩取f=4；

L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.7m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度0.01-0.04，一般取0.04m；

带入式中可知：

L=KH+L1+L2=2×0.525+0.7+0.04=1.79m；施工时采用Ф18×2200mm，符合要求。

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，≥70KN/根，取100KN/根；

K—安全系数，一般取K=2；

H—冒落拱高度，取0.525m；

r—被悬吊砂岩的重力密度，取25.6KN/m3；

A=Q/KHr=100/2×0.525×25.6=1.93m，