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1、*8*煤业集团有限公司近距离煤层开采顶板管理安全技术措施二。二一年一月一日1概况31.1矿井概况31.2位置、范围31.3煤层顶底板赋存特征31.4地质构造情况31.5水文地质情况31.6瓦斯、火、煤层情况41.7上部煤层开采情况42围岩控制与锚杆支护原理42.1下煤层巷道矿压特征42.2 1工作面锚杆支护计算63巷道支护83.1顺槽支护方案及参数83.2切眼支护方案及参数 114安全技术措施141概况1.1矿井概况*8*煤业集团有限公司位于*1.2位置、范围下层煤第一个工作面为*工作面，现以第一个工作面进行说明。*工作面为9号煤首采面，东为一采区3条下山，西为井田边界，上覆*采空工作面， 间
2、距为6m左右。该工作面埋深352394m，长171m，推进长度786m。采煤方法为综采一 次米全高。1.3煤层顶底板赋存特征9号煤层顶底板岩性综合柱状。煤层位于太原组中段底部，上距8号煤层6.207.05m， 平均6.54m。煤层厚度4.20m，煤层结构简单，含夹砰1层，为全区稳定可采煤层。煤层 顶板岩性为砂质泥岩、粉砂岩、泥岩；底板岩性为砂岩、泥岩。1.4地质构造情况*工作面位于华北板块鄂尔多斯板内拗陷带鄂尔多斯东缘板拗柳林鼻状块凸东部， 受区域构造影响，本工作面总体上为一走向北东一一南西，倾向北西的单斜构造，在此基 础上伴随宽缓的波状褶曲，地层比较平缓，倾角为-5+3。预计本工作面内无褶曲
3、、大断 层及陷落柱，无岩浆岩侵入现象。米区地质构造类型属简单类。1.5水文地质情况(1) 9号煤层顶板上覆第四系和上伏第三系松散岩性孔隙含水层、二叠系*组和上、 下统石盒子组砂岩裂隙含水，石碳系上统太原组灰岩含水层，其中第四系和上伏第三系松 散岩性孔隙含水层、二叠系*组和上、下统石盒子组砂岩裂隙含水层富水性弱，靠大气 降水补给，对巷道掘进影响较小；灰岩含水层岩溶裂隙较发育，富水性中等，预计掘进* 回采巷道过程中会有少量顶板淋水。(2) *回采巷道对应地面位置为山谷，无大的水体，盖山厚度为352394m左右， 煤层上覆砂岩含水层受大气降水补充，对掘进无影响。(3) 9号煤层上距8号煤层间距约47
4、m, *工作面对应的8号煤层*采空工作 面，掘进前需提前探放采空积水，掘进期间如有异常情况，立即停止作业采取措施。(4) *工作面本煤层周边无采空区，无地质钻孔。1.6瓦斯、火、煤层情况*省地质矿产研究院2014年3月编制的*8*煤业集团有限公司8#、9#煤层 矿井瓦斯涌出量预测报告，根据*省煤炭工程项目咨询评审中心晋煤咨评安字201488 号文“关于*8*煤业集团有限公司8#、9#煤层矿井瓦斯涌出量预测报告评审意见 书”，8*煤业在生产能力为150万t/a的情况下，开采9#煤层时，矿井最大绝对瓦斯涌 出量为12.44m3/min，最大相对瓦斯涌出量为3.94m3/t，回采工作面最大绝对瓦斯涌
5、出量为 3.77m3/min，掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为1.71 m3/min。1.7上部煤层开采情况*工作面上覆对应的为8号煤层*工作面，且已采空，*回采巷道内错*回 采巷道2035m。2围岩控制与锚杆支护原理2.1下煤层巷道矿压特征*工作面回采巷道，沿9号煤层底板掘进留顶煤掘进，9号煤层平均厚度4.55m， 根据矿方提供资料内生裂隙比较发育，断口常多呈阶梯状和贝壳状，少数为有棱角状、眼 球状。煤层中裂隙表面有黄铁矿薄膜，硬度在2度左右。煤层埋藏深度352394m左右。 9号煤层顶板依次为0.2m厚泥岩，1.8m砂质泥岩，1.8m厚粉砂岩，1.6m厚砂质泥岩之上 为8号煤层采空区，8、9
6、号煤层属极近距离煤层，顶板岩层节理裂隙较发育；底板为粉砂 岩、细沙岩。胶带(回风)顺槽：宽4500X高3500mm；辅助运输(进风)顺槽：宽4500 X 高 3500mm；开切眼：宽 8000X 高 3500mm。巷帮的似内摩擦角按下式计算：0 = tan -1 f。式中：f”一巷帮普氏系数。巷道最大片帮深度按下式计算：式中：h 巷道高度，取4.2m。顶板不稳定岩层高度按自然平衡拱高度计算为:a + cTdm；式中：hg一顶板自然平衡拱高度，a 一巷道掘进宽度之半；fd 一顶板普氏系数。巷道顶压按下式计算：Qd4yd x (a + c)23fd式中：Qd 一巷道顶压，kN/m；Y d 一顶板岩
7、石容重，取26kN/m3。巷道侧压按下式计算：Q = 1 h(Y h + 2 b) - ctg 2(45c 2式中：Q 一巷道侧压，kN/m；Y m 一巷帮煤（岩）的容重 b一顶板自然平衡拱高度，煤层取 14.4kN/m3,岩层取26kN/m3；m。根据以上各式，考虑节理裂隙影响，煤层的普氏系数fm取1.3,考虑顶板节理裂隙影 响系数取顶板加权普氏系数fd =1.7计算：胶带（回风）顺槽、辅助运输（进风）顺槽：最大片帮深度约为1.2m，自然平衡拱高 度为2.0m；顶压为231.9kN/m；巷帮侧压为：21.44kN/m。开切眼：最大片帮深度约为1.2m，自然平衡拱高度为2.8m ；顶压为431
8、.1kN/m ；巷帮 侧压为：28.9kN/m。从以上可知，9号煤层切眼顶板浅部岩层层理裂隙，易导致顶板离层、裂隙扩张或剪 切滑移、断裂等不利现象。两帮岩性鉴于裂隙体与破碎体之间，裂隙体与破碎体组成的两 帮易发生片帮、垮帮现象。片帮、垮帮等现象的发生，会削弱两帮对顶板的支撑作用，使 巷道有效跨度增大、顶板岩层变形加剧。最终形成“顶板弯曲变形一顶板裂隙扩张或剪切 滑移f两帮挤压破碎f片帮、垮帮f两帮对顶板支撑减弱f顶板裂隙扩张加剧f两帮破坏 加剧”的恶性循环过程。随着时间的延伸，顶板中还可能形成拱形破碎区，使围岩中的载 荷体范围扩大。2.2工作面锚杆支护计算一、顶板锚杆(索)支护参数计算根据顶板
9、层状、块状不连续性岩性特征，顶板锚杆支护宜采用挤压加固理论、组合梁 理论和悬吊理论相结合的方式进行。即通过锚杆支护使顶板形成锚固梁、组合梁，并通过 锚索确保能将顶板中潜在的拱形载荷体悬吊于深部岩层结构中。顶锚杆长度按如下方法确定：l = 11 +12 +13。式中：1 锚杆长度；1 锚固长度，N0.3m； 1 锚杆有效长度，m； 1 锚杆外露 123长度，取0.1m。则顶锚杆长度应不小于2.4m。考虑外露端，锚杆长度应大于锚杆间距的 两倍参数取值，故顶锚杆取间排距不大于1.0m为宜。并采用锚索补强。顺槽锚索参数：根据每根锚索悬吊载荷大小确定锚索间距()与排距3)，取每排布置一根锚索，则锚索悬吊
10、载荷(G = b Q = 231.9b)等于锚索的锚固力(Q)。在考虑安全系数(K) d的情况下：b = QK x 231.9式中：b 锚索排距，m；Q一锚索的锚固力，取300kN。安全系数K=2.0，计算得b = 300 = 0.65m ；2 x 231.9可见，顶板采用锚索补强，顶锚索排距小于1.0m时，每排布置1.5根锚索，锚索排距 2.0m时，每排不小于3根锚索，安全系数大于2。切眼锚索参数：根据每根锚索悬吊载荷大小确定锚索间距(a)与排距(b )，取每排布置 一根锚索，则锚索悬吊载荷(G = b Q = 431.1b)等于锚索的锚固力(Q)。在考虑安全系数(勇 d的情况下：b = Q
11、K x 431.1式中：b 锚索排距，m；Q一锚索的锚固力，取300kN。300安全系数K=1.6，计算得b = 0.43m ；1.6 x 431.1可见，切眼顶板采用锚索补强，顶锚索排距小于1.0m时，每排布置2.3根锚索，切眼 锚索排距2.0m时，每排不小于5根锚索，安全系数大于1.5。锚索长度确定：锚索要求锚固到顶板稳定岩层之上，根据综合柱状，顶板依次为0.2m 厚泥岩，1.8m砂质泥岩，1.8m厚粉砂岩，1.6m厚砂质泥岩，考虑巷道留有1m左右顶煤， 巷道顶板与上方8号煤层采空区距离为6.4m左右，考虑锚索外露端，锚索长度应在5.3 6.3m，可根据现场窥视，长度不宜小于5.3m。二、
12、两帮锚杆支护参数计算根据裂隙体及破碎体的岩性特征，两帮锚杆支护宜采用挤压加固、整体锚固方式。即 通过锚、网支护使两帮中形成具有一定承载能力的挤压加固墙；还可将两帮顶、底角的锚 杆倾斜布置，使顶、帮锚固体及底板形成整体承载结构，从而减小两帮位移，增强锚固体 对深部岩体的约束作用。两帮锚杆支护参数顺槽：根据每根帮锚杆抵抗的侧压载荷大小确定锚杆间距(a )与排距(b )。取a = b即侧 压载荷(G = a2Q /3.5 = a2 x21.44 + 3.5 = 6.125a2)等于锚杆的锚固力(Q)。在考虑了安全系数 (K)的情况下：, Q K x 6.125式中：a 锚杆间距，m；锚杆安全系数K=
13、2.0，计算得a =50= 2.0m ；2 x 6.125Q帮锚杆的锚固力，取50kN。可见，巷帮锚杆间排距小于2.0m，安全系数大于2。帮锚杆长度按如下方法确定:l = I】+12 + 匕 式中：l 一锚杆长度；11锚固长度，0.6m；12一锚杆围岩中非锚固段长度，m；13 锚杆外露长度，取0.1m。锚杆围岩中非锚固段长度按巷道最大片帮深度1.2m确定，则帮锚杆长度应大于1.9m, 帮锚杆长度取2.0m，根据锚杆群作用机理，为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，发挥锚 杆的加固和组合作用，使巷帮形成整体的柔性支护结构，阻止岩体的初步变形与破坏，提 高围岩的完整性和稳定性，巷帮锚杆长度应大于锚杆间
14、距的两倍参数取值，帮锚杆间距小 于1.0m为宜，设计时结合巷道断面具体尺寸进行。切眼帮：根据每根帮锚杆抵抗的侧压载荷大小确定锚杆间距(a )与排距3 )。取a = b即侧压载荷(G = a2Q /3.5 = a2 x28.9 + 3.5 = 8.3a2)等于锚杆的锚固力(Q)。在考虑了安全系数(黔的情况下：式中：a 锚杆间距，m；Q帮锚杆的锚固力，取50kN。锚杆安全系数K=2.0，计算得a - ：-1.73m ；2 x 8.3可见，巷帮锚杆间排距小于1.7m，安全系数大于2。帮锚杆长度按如下方法确定：l I】+12 + 七式中：l 一锚杆长度；11锚固长度，0.6m；12一锚杆围岩中非锚固段
15、长度，m；13 锚杆外露长度，取0.1m。锚杆围岩中非锚固段长度按巷道最大片帮深度1.2m确定，则帮锚杆长度应大于1.9m， 帮锚杆长度取2.0m，根据锚杆群作用机理，为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，发挥锚 杆的加固和组合作用，使巷帮形成整体的柔性支护结构，阻止岩体的初步变形与破坏，提 高围岩的完整性和稳定性，巷帮锚杆长度应大于锚杆间距的两倍参数取值，帮锚杆间距小 于1.0m为宜。3巷道支护3.1顺槽支护方案及参数胶带（运输）顺槽和辅助运输（辅运）顺槽沿9号煤层底板掘进，设计巷道断面为矩 形断面，宽为4.5m （辅运顺槽）宽为4.8m（运输顺槽），高为3.5m。支护方案为：锚杆+ 金属网+钢筋梁+锚索补强联合支护。（一）顶板支护（1）顶板锚杆支护参数顶锚杆形式和规格：采用杆体为622mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2400mm，杆尾
