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,