150102回采工作面支护专项设计Word文件下载.docx

1、井下位置及相邻关系：150102回采工作面位于井田南部，南为井田南边界采空区，北为石窝沟村和原3#煤坑口工业广场（现养猪场）保安煤柱，东为设计150103运输顺槽，西为150101工作面采空区。地面相对位置：150101回采工作面相对应的地面位置为长治县八义镇石窝沟村向南的山脊地带，范围内有少量的农田，无民房。工作面地面标高+1170m- +1266m，井下标高+920m+ 968m三、含煤特征150102采煤工作面开采煤层为15#煤层位于太原组下部，3号煤层之下107.36m，可采煤层平均厚度4.2m，含1层炭质泥岩夹矸，结构简单，属全区发育，全区可采之稳定煤层，为一型，顶板为石灰岩，底板为

2、泥岩。四、瓦斯、煤尘和煤的自燃1、煤层瓦斯据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发2013391号文件，本矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.65m/min，相对涌出量为0.56m/t，为瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性煤层号火焰长度（mm）最低岩粉量（%）有无爆炸性15#520有综上表所述，本矿15#煤具有爆炸性，在生产过程中应加强洒水防尘工作，以杜绝煤尘爆炸事故发生。3、煤的自然倾向性吸氧量自燃等级倾向性质0.98ml/g自燃综上表所述，本矿15#煤层属自燃煤层。4、地压、地温区域内未发现地温、地压异常现象，井下巷道未曾出现地温、地压异常现象，属地温、地压正常区五、水文地质类型划分本矿井下正常涌水量为6m3/d

3、左右，最大涌水量10m3/d左右，井田水文地质类型为中等。六、煤的物理性质和煤岩特征（1）物理性质及宏观煤岩特征15号煤呈黑色、光泽差，富含硫分及黄铁矿结核，俗称“臭煤”。宏观煤岩成分以亮煤为主，暗煤次之，夹有镜煤条带，煤岩类型属半亮型煤。（2）据山西省长治县王庄煤矿详查地质报告，15号煤层显微煤岩特征如下：壳质组：仅3号煤偶见小孢子体、角质体。隋质组：15号煤为10%45%，以半丝质体为主，多呈团块状，与半镜质体一起构成不规则的似透镜状、线里状。其次为丝质体，多呈结粒状，少量呈磷屑状、透镜状、偶见微粒状。矿物质：以粘土矿物为主，含量一般小于10%，呈星点状，团块状集合体，或呈条带状、线理状。

4、少量充填胞腔内。碳酸盐矿物含量一般小于5%，多数为后期裂隙充填，15号煤黄铁矿含量可达2%，呈星点状分布，偶见石墨化组石。15号煤层镜质组和惰质组的含量占95%以上，15号煤可确定为微镜惰煤。七、顶、底板岩性井田现开采15号煤层，15号煤层直接顶为石灰岩，厚6.6612.6m，平均9.55m，极限抗压强度平均78.4-97.7MPa，局部发育泥岩，炭质泥岩伪顶，据王庄煤矿地质报告资料，15号煤层顶板为坚硬类岩石，属难冒落的坚硬顶板。底板为泥岩，局部为炭质泥岩伪底，厚约8m，未发现底鼓现象。顶底板岩石力学试验成果表编号岩性采样位置容重g/cm2极限抗压强度MPa抗剪断强度普氏坚固系数坚固程度干燥

5、平均内聚力C值MPa内磨擦角（）太115号煤顶板灰色石灰岩太义煤矿2.6564.969.9100.478.420.2326.4910.04尚坚固太22.6363.0100.0130.097.715.738406.3013.00坚固八、工作面支护设备选型回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。综采能否实现安全高效关键于支架型号是否选择合理。根据地质报告，15号煤层顶板为石灰岩，底板岩性为泥岩。根据生产经验和有关技术文件，选用支撑掩护式放顶煤液压支架。1、按跨落带来压计算（1）确定支架的工作阻力或支护强度时，一般考虑垮落带岩层变形破坏时对支架的影响。（2）按实测的支架外载荷有关数据，利用回归分析计算支

6、架的支护强度时，先求出支护强度的折算系数n。来压前：n1=7.46M0.829（R=0.94，S=0.13）来压时：n2=9.768M0.769（R=0.98，S=0.06）（3）按上述顶板来压时载荷折算系数回归公式，得出计算，支架额定支护强度qH（kN/m2）的公式qH=9.768K. M 0.21.=9.7681.34.20.2130=511.02（kN/m2）511.020.75=681.36（kN/m2）P=LBqH=4.41.5681.36=4496.95（kN）式中：K备用系数，K=1.3。支架阻力的实际利用系数为75%；M煤层厚度，m；顶板岩石容重，kN/m3。2、按经验公式计算

7、：P=（68）mr0.0098P：支护强度，Mpam：采高，取4.2mr：顶板岩石容重，取r=2.5t/m3则：4.22.50.0098=0.590. 79MPa 3、按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下列公式计算g=Kd（g冒+g顶）g支架支护强度，kN/m2；Kd动载系数，取1.5；g冒冒落带自重应力，g冒r1h；hM/（-1）=2.0/（1.25-1）8r1上覆岩层容重，25000N/m3；g冒825000200000N/m3；M工作面采高，2.0m；岩石初期碎胀系数，1.25；g顶顶煤自重应力，g顶MDr22.0610009.8=30280 N/m3MD放顶煤厚度，2.06m；g=

8、1.5 （200000+30280）=345420 N/m3=0.35MPa通过上述三种方法计算，取其最大的为0.79 MPa，及要求所选的液压支架支护强度应不低于0.79 MPa的顶板荷载。根据液压支架工作阻力计算数据，结合煤层赋存情况及煤层厚度，及选用的采煤方法，工作面支护选用ZF680017/27型液压支架，支架支护高度1.72.7m，工作阻力为6800kN。ZF6800/16/20型放顶煤液压支架技术特征表型号支架宽度（mm）支架高度工作阻力（kN）支护强度（Mpa）支架中心距（mm）架型操作方式重量（t）ZF6800/17/2714501700-270068000.851500支撑掩

9、护式本架19九、液压支架设备布置及顶板管理本工作面采用郑州煤矿机械厂生产的ZFG7800/17/31型端头液压支架和ZF6800/17/27型中部液压支架，工作面切眼长137米，共布设93组对顶板进行管理，安装6组ZFG7800/17/31型端头液压支架、87组ZF6800/17/27型中部液压支架支护，移架时活柱伸缩量应在400mm-800mm之间，同时在工作面上下端头使用1米的双销铰接顶梁配合单体柱一梁一柱进行顶板支护，运巷三排，风巷四排，煤帮柱根根对齐，并随工作面回采交替前移。当支架与支架间隙超过200mm时则使用大板配合单体柱一梁三柱抬棚进行顶板管理，支架初撑力不得低于额定初撑力的80

10、%。工作面采用全部垮落法填充采空区，支架沿采煤机割煤方向依次前移，及时支护新露顶煤，支架移出后，端面距离不得大于0.3m，工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分，中厚以上煤层不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，中厚煤层不超过250mm。若支架推移装置发生故障拉不出时，必须停机停溜，待处理好后，方准割煤。十、工作面安全出口的管理1、工作面顺槽管理（1）支护要求：两巷端头必须保证巷道断面积，高不得低于1.8m,人行路宽度不得小于0.8m。确保通风系统正常和行人运料畅通，严禁有空顶现象。支护材料的使用和作业要求必须严格执行操作标准，保证支护质量和强度。（2）保证0.8米的人行道畅通，及时处理片

11、帮落煤。支柱纵横成线，偏差小于正负100mm。支柱支到实底，做到迎山有力，单体支柱初撑力不小于148.2KN，不得出现空载支柱。所有单体柱三用阀方向平行巷道，且注液口方向一致，并用防倒链拴紧。（3）工作面风运两巷备用材料码放地点设在距工作面50m之外，物料要分类码放整齐。（4）在风、运两巷分别打设20m超前维护，超强支护范围为工作面煤壁线往外20m，风巷超前维护采用四排1000mm一字绞接顶梁一梁一柱加强维护，单体柱为DZ3.15-25/110Q的单体液压支柱，柱距1200mm，排距1000mm，两帮单体柱距煤帮200mm；运巷超前维护采用三排1000mm一字绞接顶梁进行维护；人行道柱距120

12、0mm，转截机柱距2400mm，两帮单体柱距煤帮200mm，人行道左右两排采用一梁一柱，一梁二柱交替维护，保证两顺槽支护强度不变。（5）超前维护时，一定要绞实顶板和两帮，保证棚梁接顶密实和支护质量，确保超前维护支护有效。必要时要加长超前维护距离。（6）端头及两巷超前支护必须编号管理，打设成一条直线。误差+30mm，单体柱用钢丝绳全部串联拴牢，护绳两头留有余量，拉直后与临近支护拴牢。（7）单体柱使用同一规格，保证单体柱工作阻力一致，受力均衡。（8）超前支护如有自落柱时要及时更换。2、单体柱支护强度校验（1）顶板来压时公式计算：F=LshKL超前支护转变为被动支护，L=20m；h单体柱承受直接顶部

13、分载荷，通过150101回采工作面全长推进，对顶板的观察，石灰岩直接顶厚度为47m，这里取最大值h=7m，进行计算:上覆岩层容重，2.5t/m3；K动载系数，取1.25；s支护宽度，4m，每根单体柱受力为F=LshK=（20471.259.8）/（214） =204.2kN所选DZ3.15-25/110Q单体柱的额定工作阻力，F1=250kN，F1大于F，故能够满足要求：（2）顶板来压明显，超前支护形式不能满足维护断面要求时，及时复查规程，采取增加支护密度和强度。十一、工作面上、下端头安全管理1、端头支护管理工作面端头支架架边200mm处采用三排1000mm一字绞接顶梁进行维护，单体柱为3.15m的单体液压支柱，并随工作面推进而交替迈步前移，人行道左右两排采用一梁一柱