21901回风顺槽沿空留巷设计.docx

1、21901回风顺槽沿空留巷设计目 录第一章 工作面概况 2第一节 工作面位置 2第二节 煤层特征 2第二章 工作面布置及采煤方法 7第一节 工作面布置 7第二节 采煤方法 8第三章 沿空留巷设计 8第一节 沿空留巷支护方式 9第四章 矿压监测 16第五章 安全技术管理 17第一章 工作面概况第一节 工作面位置20191工作面位于柏家大地以南240350m。大坪以东500600m，标高约+1302.20+1358.40m， 该工作面为二采区首采工作面，设计开采19#煤层。工作面走向长604.7m，倾斜长127.9m，面积约7341.13m2。工作面开采距地表较浅，埋深约365m-498m。地面有

2、沟谷、有少量耕地，无大的河流。第二节 煤层特征一、煤层及顶底板情况本工作面开采19#煤层，该工作面范围内，煤层厚度在0.61m之间，平均厚0.8m。19煤为黑色，煤岩类型以暗煤为主，夹镜煤、亮煤，小断层发育，似金属光泽，块状、部分碎粒状。煤层有一层泥质粉砂岩伪顶，厚度约0.1-0.3m；直接顶为B4灰岩，厚度约1m；老顶为砂质泥岩、粉砂岩互层，厚约10 m。直接底板为泥岩或炭质泥岩，厚度约2.54m，；老底为泥岩，约9.94m厚。表1-1 煤 层 情 况煤层情况煤(岩)层总厚（m）0.61.0煤(岩)层结构煤(岩)层倾角（度）-840.80.6（0.1）0.2-5可采指数0.94变异系数（%）

3、稳点程度较稳定21.39本工作面19煤层层位稳定，厚度变化不大，最大1.0m，最小0.6m，平均0.8m；黑色，煤岩类型以暗煤为主，夹镜煤、亮煤，小断层发育，似金属光泽，块状、部分碎粒状。表1-2 煤层顶底板情况煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征老顶砂质泥岩、粉砂岩互层10.0灰色深灰色，上部含泥质，中下部具细粒，水平层理发育。直接顶B4灰岩1.0灰浅灰色，硫铁矿含量较高，层理较发育。伪顶粉砂质泥岩0.1灰黑色、块状，含植物化石，有时尖灭.直接底泥岩或炭质泥岩2.54深灰色，含植物化石碎片，夹细砂及泥质条带，局部为炭质泥岩。老底泥岩9.94灰深灰色，成份以粉砂质泥岩为主，

4、含少量泥质，层理发育。21901工作面综合柱状图（1：500）二、地质构造21901回采工作面构造相对简单。煤岩层走向变化不大，煤岩层倾角变化不大，从-86度；另外，根据三维勘探资料分析，工作面所处地段断层不多，在21901运输顺槽以南有一条断层F1202，其落差为10m；在巷道实际掘进中也揭露了部分小断层：断层情况详述如下：F1202正断层，1202孔内断点在475.05m，上部倾角32，下部倾角10，倾角变化不大，岩芯破碎，落差10m。F1202断层在平面上的延伸方向主要依据三维地震资料及首采区内的节理、裂隙发育方向，再结合平面图上的等高线综合考虑而定。该断层在21901运输顺槽以南，与开

5、切眼位置最近，但距离也大于20m，对21901回风顺槽及21901采区的开采基本没有影响。 在巷道21901运输顺槽、21901回风顺槽及开切眼的掘进中已经实际揭露多条小断层，对回采将有一定的影响。表1-3地质构造情况构造名称揭露断层位置倾向（度）倾角（度）性质落差（m）对掘进影响程度F1202未揭露24732正断层10对21901工作面回采无影响121901回风顺槽里程350m1280正断层1.5对回采有一定影响221901回风顺槽里程360m34570正断层1.3对回采有一定影响321901回风顺槽里程480m18570正断层1.0对回采有一定影响421901回风顺槽里程595m18570

6、正断层1.0对回采有一定影响521901回风顺槽里程830m16070正断层2.0对回采有一定影响621901回风顺槽里程892m16070正断层2.0对回采有一定影响721901开切眼里程28m16575逆断层2.0对回采有一定影响821901运输顺槽里程223m13580正断层1.2对回采有一定影响921901运输顺槽里程360m34570正断层5对回采影响较大1021901运输顺槽里程560m9270正断层1.5对回采有一定影响1121901运输顺槽里程688m9670正断层0.7对回采有一定影响三、水文地质条件 1、水文地质条件：21901工作面水文地质类型简单，回采过程中的直接充水水

7、源为19煤顶板泥岩含岩溶裂隙水，富水性弱。工作面以南有F1202正断层，对21901工作面无回采。另外，回采中若遇大的断裂构造可能导通上部含水层，在工作面低洼处形成大的积水，影响正常回采。故在回采过程中，应加强防治水工作，安设满足需要的排水设施，确保工作面安全正常回采。2、涌水量预计：“比拟法”预测矿坑涌水量根据矿区水文地质条件及矿床充水因素，直接充水含水层为含煤地层本身，而上部飞仙关组T1f1+2+3段为隔水层，飞仙关组四段（T1f4）含水层对今后矿床开采不构成影响。故采用比拟法计算工作面涌水量较可靠。（1）计算公式的选择根据比拟法计算公式：Q=KLL，其中为含水层储水系数，取0.5，KL为

8、含水层的渗透系数，取0.95，L为回采工作面周长（21901运输顺槽866.4m，21901回风顺槽905m，开切眼131.7m2），计算得矿坑涌水量Q=0.50.95,2034.824=40.3m3/h。求得21901工作面正常涌水量约40 m3/h。回采过程中，排水系统已完善，能满足生产需要。四、瓦斯 该段19#为煤/岩与瓦斯突出矿井，该区域瓦斯绝对涌出量2.25m3/min；CO2：本矿井该区域CO2涌出量0.27m3/min；回采前采取防突措施。五、煤的自燃倾向性及爆炸性 19煤属于类自燃煤层，无爆炸危险性，回采过程中加强通风管理，防止煤层自然发火。第二章 工作面布置及采煤方法第一节

9、工作面布置一、工作面参数工作面采用走向长壁布置，走向长604.7m，工作面长度127.9m，煤层倾角约-5，煤厚0.6-1m，平均0.8m。二、巷道布置及支护形式1、21901运输顺槽21901运输顺槽开口位于南翼轨道巷（G12）号导线点向前2m处。矩形断面，沿19煤层顶板掘进，宽高=4.3m2.5m。巷道采用锚网支护。2、21901回风顺槽21901回风顺槽开口处位于南翼回风巷H5导线点处，巷道为矩形断面，沿19煤层顶板掘进，宽高=4.3m2.55m。巷道采用锚网支护，巷道顶板采用锚杆支护。锚杆为202000树脂锚杆，锚杆按800mm800mm间排距布置；两帮采用锚网支护，锚杆为202000

10、树脂锚杆按800mm800mm间排距施工，钢筋网采用6.5的钢筋制作，网孔规格为：100mm100，网幅为2200mm950， 网片搭接长度不得小于100mm，搭接处每200mm用12#铁丝捆扎。钢筋网只用于巷道的两帮，顶部正常时不用此网，当顶板破碎过地质构造带时，顶板应挂此网加强支护。 第二节 采煤方法21901工作面沿19煤布置，根据煤层赋存情况及地质情况，以及采面的具体情况，确定本工作面采用综采，为走向长壁后退式采煤方法。工作面沿19煤顶板回采，平均煤厚0.8m，实际采高在1.3m。循环进度：0.6m，全部跨落法管理顶板。工作面每天实际回采两个循环，日进度3.0m/天。第三章 沿空留巷设

11、计21901工作面是糯东煤矿二采区首采工作面，该面开采煤层为19煤，为缓解该采区采掘接替紧张、提高煤炭回收率，根据目前该采区系统布置情况，决定对21901回风顺槽按沿空留巷进行设计（留巷长度约604m），作为21902工作面运输顺槽使用（留巷巷道宽4m、高度2.5m）。沿空留巷技术能顺利的实施，不仅使我矿减少了工作面巷道的掘进工程量，节约了大量的人力、物力和资金投入，还实现了煤柱的100%回收，减少掘进成本，减少煤柱损失率，创效益鲜明直接。如该技术的成功应用，不仅降低了开采成本，较为理想的缓解了生产工作面接替紧张造成的掘进压力，实现了工作面的连续生产和安全生产，为企业健康、稳定、可持续发展创造

12、了有利条件。第一节 沿空留巷支护方式一、作用机理沿空留巷的矿压主要决定于巷道上方冒落带和裂隙带高度岩层的重新平衡，当工作面推进后，采空区顶板冒落，巷道上方顶板暴露并向采空区急剧倾斜下沉，而顶板挠曲发展到超过岩层的抗弯强度时，使其发生断裂，沿空留巷支护既要控制住顶板，又要保证受力最小，保持巷道稳定，满足安全和生产需要。二、支护方式确定根据实际条件，沿空巷道确定以顶板锚杆+锚索支护为主，巷壁辅以矸石袋墙、木跺、木点柱及金属网联合支护方式。单体液压柱临时支护。(一)、顶板锚杆+锚索支护 随着采面采动的影响，矿压明显显现，巷道变形严重，直接顶会整体下沉或冒落，锚杆本身不能承载，它只能起组合作用，无论是

13、按悬吊理论或加固拱作用理论都无法保证支护的可性和安全性，必须在使用锚杆支护基础上采用加强支护措施。在锚杆支护的基础上，打锚索支护。锚索是将锚杆支护形成的预应力承载结构与深部围岩相连，对顶板进行深部锚固而产生强力悬吊作用和相之叠加，发挥深部稳定岩层的承载能力，组合形成一个新岩层，这个新岩层厚度和刚度层间抗剪强度成倍增加，使顶板得到有效控制。（二）、巷壁矸石袋墙+木跺+木点柱/钢筋网支护 在巷道断面以外与采空区交界处的架设的一些特殊类型的支护，它主要作用是分担和减轻巷内基本支护所受的载荷，抑制巷道与采空区交界处的顶板下沉。巷壁支护选择砌矸石墙，以缓解采空区对巷道的压力。（三）支护参数设计留巷支护以

14、顶板锚索支护为主，按载荷全部由锚索承担设计，巷道充填带、木跺、木点柱支护强度忽略不计。动压影响范围内，考虑以单体柱配合铰接顶梁加强支护（临时支护）。1、 锚索参数计算（1） 理论垮落高度带岩层厚度（高度）hk确定：hk=M/ Kk-1式中：M采高，1.3m Kk垮了带岩石平均碎胀系数，（1.4-1.5）hk=1.3/1.4-1 =3.25m (2)锚索长度支护确定： LLa+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度， m；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取垮落平均厚度3.25mLc上托盘及锚具的厚度，取0.1m；Ld需要外露的张拉长度，取0.3m。（2）锚索锚固

15、长度La按下式确定：LaK（d1fa）/(4fc)式中：K安全系数，取K2；d1锚索钢铰线直径，取17.8mm；fa钢铰线抗拉强度，N/mm2（4.45/mm2）fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10 N/mm2。La(217.84.45)/(410)3.96m L=3.96+3.25+0.1+0.3=7.61m锚索长度取8.3m，即满足要求。2、锚索支护密度（1）NKW/P断 式中：K-安全系数，取1.5-2 W-每平方米巷道静压力，KN P断-锚索最低破断力,取353KN（2）根据采高公式，每平方米巷道最大静压力：W= （4-8）Hg4根据煤矿顶板管理经验，顶板垮落高度一般取4-8倍采高,取4

16、.H按支护高度最大取1.3m；顶板岩石密度，取2.5t/m3；g9.8N/kg；代入数据得：W=41.32.59.8=127.4（kN/m2）每米巷道静压力为：BW=4127.4=509.6 kN/m2B留巷宽度，4m； （3） NKW/P断=1.5509.6/353=2.16根/ m按自重载荷全部由锚索承担计算，每米需要布置2.16棵锚索，锚索排距按1.6m布置，则沿巷道轴线方向，每1.6m需布置4棵锚索（每两棵锚索，用12#槽钢梁连接）。锚索间排距1.6m1.6m。二、单体柱支护密度确定（动压影响范围）考虑到老顶来压时下位岩层及充填体的动载系数为静载系数的24倍，取动压期间压力：P动=2W

17、=2127.4=254.8（kN/m2）；锚索支护强度127.4KN/m2，则单体支柱需承受强度为127.4kN/m2。单体液压支柱实际支撑力Rt=KgKzKbKhKaR式中Rt单体液压支柱实际支撑力Kg支柱工作系数，0.99Kz支柱增阻系数，0.95Kb支柱不均匀数0.9Kh采高系数1.3Ka倾角系数0.95R支柱额定工作阻力250KNRt=0.990.950.91.30.95250=261.34KN通过计算，每平方米支柱密度0.5棵/ m2，则每米需2棵，按柱距1.2m确定，每排布置3棵（DW2800单体柱，配1.2m铰接顶梁），满足要求。一般情况，回采工作面超前20m和后方40m，是采动

18、影响强烈区。所以，要求对工作面超前20m、工作面后方40m采用单体柱加强支护，单体临时支护随工作面推进，逐步回撤，循环支设。三、矸石袋墙采用人工装塑料袋矸石，充填巷旁采空侧，并用黄泥摸严实，密闭采空区，防止漏风，利于后期通风管理。充填宽度1.5m、高度1.3m， 四、木跺加强切顶支护沿矸石袋墙，靠采空侧，每5m支设一组木跺缓减顶板冲击压力和加强切顶效果。五、木点柱、金属网支护 木点柱、金属网（网片采用铁丝连接）紧贴矸石袋支设，为构造矸石袋框架结构。1、支护设计方案 通过以上计算，为满足支护强度、通风等要求，在原锚杆支护的基础上，确定方案：（1）永久支护： 锚索（锚索梁）+矸石袋墙+木跺+木点柱

19、/金属网支护。（2） 临时加强支护：单体柱支护+铰接顶梁支护具体参数，详见附图。2、支护工艺（1）锚索支护锚索施工超前工作面煤壁20m施工，严格按设计参数施工（根据采面推进进度，及时施工，确保超前工作面煤壁20m以上）。（2）矸石袋墙按工作面回采进度，在工作面回柱前按设计支设木点柱/木跺、背金属网（充填范围），回柱后及时充填矸石袋。抹墙滞后充填墙距离不宜超过5m。 支设木点柱/木跺背金属网充填矸石袋抹墙（3）单体临时支护初期留巷时，煤壁超前20m的单体柱支护随推采不拆除，待采空区后方长度达40m，根据回采进度回撤后巷单体支护。表3-1主要技术经济指标序号材料名称规格/型号数量备注1锚索17.8

20、*8300mm755棵2锚索梁12#槽钢/2000mm378条3网片2500*950/1300*950863/863片4道木1200mm7248根5木点柱2550/1600755/755棵6单体柱DW-28150棵7铰接顶梁1200mm150根8矸石量1178m3第四章 矿压监测1、观测沿空留巷侧的顶板压力、墙体的抗压强度和锚杆，定点、逐根进行检查，并将检测记录记入专用记录本中备查。2、主要观测顶底板活动规律、巷道表面位移量、底板和两帮变形相对移近量、支护质量动态和锚杆锚固力。3、通过对沿空留巷的矿压观测，掌握巷道顶板及两帮的变化，从而及时采取科学、合理的支护方式，有效保持顶帮的整体稳定。4、

21、观测的方法：顶板的离层利用顶板离层仪进行监测，顶板离层仪的型号： LBY-3B，量程：300mm，精度：1mm。（1）、每40米安装一组LBY-3B型顶板离层仪，前10天每天至少观测一次。（2）、距迎头100米内，每5天观测一次，采空区周期来压时每天至少观测一次，100米外每5天观测一次。（3）、锚杆拉拔预紧力，每30米巷道抽查一次，一次分别不少于3根。观测内容、目的、方法及观测周期一览表序号观测内容观测目的观测方法观测周期1顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取安全措施顶板离层指示仪每30m安装一处1次/7天2锚杆阻力测定锚杆承受的载荷30m安装一个锚杆测力器1次/7天3两帮相对移近量监测巷道两

22、帮的稳定状况收敛计1次/7天5、顶板离层监测必须挂牌，要注明仪器的初始读数与当前读数以及填写日期；每七天由专人填写，内容齐全，文字清晰。6、区队要有正规的检测记录表，及时填写，一式两份，每周报送生产科一份备查。 7、我们采取边施工、边观测，及时对测量的数据分析、判断，并把结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、及时补充措施、积极指导施工。第五章 安全技术管理1、随工作面推采，工作面超前20m、采空区后部40m范围内，必须支护合格，只有当后方临时支护长度达到40m时，才可将后排临时支护卸下，支到前面，如此循环。2、工作面回采期间，加强工作面老塘顶板管理，留巷侧不得出现大面积悬顶，悬顶面积大，

23、严格执行强制放顶。3、观测沿空留巷的顶板压力、顶板离层、锚索、锚杆等受力情况，定点、逐根进行检查，并将检测记录记入专用记录本中备查。4、矿压观测，主要观测顶底板活动规律、巷道表面位移量、底板和两帮变形相对移近量、支护质量动态和后巷临时单体柱支护状况，不合格支护，及时整改。5、通过对沿空留巷的矿压观测，掌握巷道顶板及两帮的变化，从而及时采取科学、合理的支护方式，有效保持顶帮的整体稳定。6、顶板离层采用原有离层仪进行观测，前10天每天至少观测一次，距迎头100米内，每5天观测一次，采空区周期来压时每天至少观测一次，100米外每5天观测一次。 7、工作面超前20m、采空区后部40m范围内，每10m安设顶板动态仪，随工作面推采，逐步回撤，循环安设。 8、采取边施工、边观测，及时对测量的数据分析、判断，并把结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、及时补充措施、积极指导施工。9、开工前必须在新鲜风流中安装两台同型号的局扇，向施工地点供风及吹散瓦斯。10、采空侧采用垛矸石袋墙，必须接顶严密，墙间的空隙必须用黄泥填实，不得留空洞。11、必须在作业地点往采空区方向3m处悬挂便携式报警仪，当浓度超过0.8%时必须立即停止施工。并在留巷迎头5米、回风巷回风口10米处分别安设一台瓦斯自动检测报警探头，报警浓度分别为0.6%、0.6%，每班用两用仪及瓦斯鉴定器对瓦斯探头校对，发现问题及时处理。