友众煤矿采掘工作面顶板安全评估报告.docx

1、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

2、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

3、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

4、、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

5、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

6、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400mm400mm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

7、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520KNm2，因此工作面支护强度应大于520KNm2。8)端头支护密度计算支柱实际工作阻力：Rt=R0KzKgKbKaKh=300.990.990.990.990.99=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0.99Kg：支柱工作阻力系数，取0.99Kb：支柱不均匀系数，取0.99Ka：工作面倾角系数，取0.99Kh：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

8、米，S=0.51.0=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=38002700mm,S荒 =11.2m, S净 =10.26m。2）料场及皮带机头硐室采用梯形断面：净宽净高=46002700mm,S荒 =13.44m, S净 =12.42m。3）半圆拱形断面净宽中净高=38003000mm,S荒 =10.68m, S净=9.85m。2、30108回风巷支

9、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：L=202200mm，内径：200.3mm，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：L=182000mm，内径：180.3mm，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1050mm，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MSC

10、Ra23/70（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15015010mm 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=47001200mm，拉伸强度：30KN/m；两帮挂金属双抗塑料网，网规格为长宽=50001300mm，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（级）粘结式17钢绞线。长度：7m；直径：1

11、7.8mm；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300300mm，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47001200mm，两帮均采用护帮皮子、金属双抗塑料网，规格50001300m，

12、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：10001100，两帮锚网支护，两帮各布置3棵锚杆，锚杆排间距：10001000mm，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：10001000，两帮锚网支护，两帮各布置3棵锚杆，锚杆排间距：10001000mm，锚固方式为加长锚。锚索成对布置，距巷道中心

13、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：8001000，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2400mm2000mm，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

14、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

15、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=1200200100mm，上方用木楔打紧刹牢，点柱要迎山有劲,并有35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

16、锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.04m；其中： H =B/2f=4/（23.8）=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=20.526+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/m； K 安全系数，一般取K=2；A= 100(20.52625.6) =1.93（m）经以上计算，梯形断面用直径20mm、长度2200 mm全螺纹钢等强度金属锚杆。排间

17、距：10001100mm，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=0.91.0，取Kc=0.9；煤层倾角，取=5；h巷道高度，取设计断面最大高度2.8m；煤体内摩擦

18、角，=arctg fc=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，取KU=5； 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 =20.25 +0.7+0.04=1.24m ；施工时采用的锚

19、杆长度182000mm，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/（20.2514）=3.16m，施工中排间距10001000mm，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

20、形断面施工段锚索计算锚索长度:L=l1+l2+l3L锚索长度；l1锚索外露长度，取0.25；l2巷道顶板潜在破坏范围，取L2=2.8；l3锚索伸入老顶长度，按l3= dt/4c计算式中 锚索直径为17.8t锚索钢绞线的抗拉强度，352.8KN的破断载荷作用在17.8的钢绞线上相当于强度1451Mpa，所以t取1451Mpac钢绞线与树脂粘结强度，取10Mpa代入数据得L3=17.81451/（410）=645.695。计算得：L=0.25+2.9+0.646=3.796。采用17.87000mm锚索能满足支护要求。按悬吊理论验算锚索排间距： L=nF2/BH-(2F1sin)/L1式中 L锚索

21、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 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；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=2352.8/4.02.0725.6-(2100sin75)/1.1=20.7m经以上计算，梯形断面采用17.87000mm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

22、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/（23.8）=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=20.632+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，

23、取25.6KN/m； K 安全系数，一般取K=2；A= 100(20.63225.6) =1.76（m）经以上计算，梯形断面顶板采用直径20mm、长度2200 mm全螺纹钢等强度金属锚杆。排间距：10001100mm，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

24、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=0.91.0，取Kc=0.9；煤层倾角，取=5；h巷道高度，取设计断面最大高度2.8m；煤体内摩擦角，=arctg fc=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，取KU=5； 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

25、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 =20.25 +0.7+0.04=1.24m ；施工时两帮采用的锚杆长度182000mm，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/（20.2514） =3.16m， 施工中排间距10001000mm，符合要求。（

26、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+l3L锚索长度；l1锚索外露长度，取0.25；l2巷道顶板潜在破坏范围，取L2=2.8；l3锚索伸入老顶长度，按l3= dt/4c 计算 式中 锚索直径为17.8 t锚索钢绞线的抗拉强度，352.8KN的破断载荷作用在17.8的钢绞线上相当于强度1451Mpa，所以t取1451Mpa c钢绞线与树脂粘结强度，取10Mpa 代入数据得L3=17.81

27、451/（410）=645.695。计算得：L=0.25+2.9+0.646=3.796。采用17.87000mm锚索能满足支护要求。按悬吊理论验算锚索排间距： L=nF2/BH-(2F1sin)/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 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；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=2352.8/4.82.0725

28、.6-(2100sin75)/1.0=9.9m经以上计算，料场及皮带机头硐室断面采用17.87000mm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=42002900mm,S荒 =12.18m 2。 净宽中净高=40002800mm, 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：11001100

29、，两帮各布置3棵锚杆，锚杆排间距：11001000。锚杆扭矩规定值(Nm)顶板不小于400Nm，两帮不小于300Nm。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=4.2/24=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 =20.525 +0.7+0.04=1.79m ；施工时采用182200mm，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 = 100/20.52525.6 =1.93m，