使用懸浮式單體液壓支柱可行性研究報告

1、XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦使用懸浮式單體液壓支柱可行性研究報告XXXXXXXXXXXXXXXX二0一一年四月XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦使用懸浮式單體液壓支柱可行性研究報告總工程師：編 制：審 核：XX煤安工程技術(shù)咨詢服務(wù)二0一一年四月目 錄總說明1第一章 井田概況7第二章 井田開拓及開采21第三章 單體液壓支柱的選型與配備27第四章 回采工作面使用懸浮式單體液壓支柱的必要性33第五章 項目投資38第六章 結(jié)論40總 說 明一、概況1、礦井性質(zhì)、礦井位置、隸屬關(guān)系1）礦井性質(zhì)XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦為整合礦井，由原下莊煤礦和原黃皮沖煤礦于2007年4月24日整合形成，整合擴(kuò)界后新的礦井名稱為XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦

2、，設(shè)計生產(chǎn)規(guī)模為9萬t/a。2）礦井位置及交通（1）位置：XX煤礦位于XX市北西部，隸屬XX市XX鎮(zhèn)鎮(zhèn)管轄；地理坐標(biāo)為:東經(jīng)107º2722107º2829，北緯26º295726º4626。（2）交通XX煤礦位于XX市北西部，隸屬XX市XX鎮(zhèn)管轄。該礦距XX市約7km，205省道從礦區(qū)北東側(cè)經(jīng)過。礦山有公路相通，交通較為方便。詳見交通位置圖0-1-1。圖0-1-1 礦區(qū)交通位置圖（3）隸屬關(guān)系及企業(yè)性質(zhì)XX煤礦行政區(qū)劃隸屬于XX市XX鎮(zhèn)管轄，企業(yè)性質(zhì)為私營獨資。二、任務(wù)來源及編制依據(jù)1、任務(wù)來源本任務(wù)來源于XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦，受XX煤礦委托進(jìn)行懸浮式

3、單體液壓支柱的可行性研究報告的編制。2、編制依據(jù)1）XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦回采工作面使用懸浮式單體液壓支柱的可行性研究報告的委托書；2）XX省國土資源廳2008年9月2日頒發(fā)的XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦采礦許可證（復(fù)印件）（證號：5200000830805）；3）XX大學(xué)勘察設(shè)計研究院編制的XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦（整合）開采方案開采方案設(shè)計；4）XX大學(xué)勘察設(shè)計研究院編制的XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦（整合）安全設(shè)施開采方案設(shè)計；5)XX省煤炭管理局文件黔煤生產(chǎn)字【2007】487號“對黔南州煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批復(fù)”；6)XX省煤炭管理局文件黔煤生產(chǎn)字【2008】1457號“對黔南州煤礦20

4、08年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批復(fù)”；6)XX省煤田地質(zhì)局實驗室2004年12月24日提交的“XX市XX鎮(zhèn)下莊煤礦D煤層煤炭自燃傾向鑒定報告”和2004年12月24日提交的“XX市XX鎮(zhèn)下莊煤礦D煤層煤塵爆炸性鑒定報告”；8)XX市供電局福供方復(fù)【2008】17號“關(guān)于供電可行性方案的回復(fù)”；9)2009年3月22日XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦與XX甕安煤礦護(hù)隊簽訂的礦山救援技術(shù)服務(wù)協(xié)議；10)煤炭工業(yè)小型礦井設(shè)計規(guī)范（GB50399-2006）；11）中華人民共和國安全生產(chǎn)法，2002年6月；12）煤礦安全規(guī)程（2011版）。三、指導(dǎo)思想 本著“以人為本，安全生產(chǎn)”的原則，防止發(fā)生冒頂傷亡事故的安全

5、隱患，該礦回采工作面使用新型懸浮式單體液壓支柱相比其他支護(hù)，在使用過程中省時省工且具有較好的安全可靠性。四、項目特征1、礦井開拓方式礦井開拓方式為斜井開拓。2、主要巷道布置利用整合方案中的主斜井作為系統(tǒng)的主斜井，主井口考慮布置在該處工業(yè)場地中，風(fēng)井井口距離主井井口以東約75m。主要井筒位置及特征表見表0-4-1。表0-4-1 井筒位置及特征表井筒名稱井口坐標(biāo)方位角（°）坡度（°）斷面（m2）XYZ掘進(jìn)斷面凈斷面主斜井296198236446916+1010.77m347256.35.2回風(fēng)斜井296195636446985+1021.36m19306.35.23、采區(qū)劃分整

6、個礦井共劃分為4個采區(qū)，沿井田中部的F1 斷層將井田劃分為兩個部分，F(xiàn)1 斷層以東劃分為2個采區(qū)開采，+757m標(biāo)高至煤層上部采空區(qū)邊界為一采區(qū)，+757m標(biāo)高以下為二采區(qū)；F1 斷層以西劃分為2個采區(qū)開采，+871m標(biāo)高至煤層露頭為三采區(qū)，+871m標(biāo)高以下為四采區(qū)。4、采煤工作面的回采工藝及支護(hù)方式1）采煤工作面采用炮采工藝。（1）落煤方式：煤電鉆(ZMS-1.5型)打眼，放炮落煤。（2）支護(hù)方式：工作面：配備DW16-300/100X型懸浮式單體液壓支柱，支撐高度為0.921.60m，額定工作阻力為300kN/根(初撐力為108.5-144.7kN/根)，選用HDJA-1000型金屬鉸接

7、頂梁，齊梁齊柱式布置。端頭(上下出口)：“四對八梁”支護(hù)，采用4.0m 8根(4組)礦用22kg/m工字鋼，交錯抬棚加強(qiáng)支護(hù)，并保持出口暢通。順槽超前加強(qiáng)支護(hù)：運輸、回風(fēng)巷離工作面10m范圍內(nèi)采用雙排走向抬棚，1020m范圍內(nèi)采用單排走向抬棚支護(hù)，選用DW25-250/100X懸浮式單體液壓支柱配合HDJA-1000型金屬鉸接頂梁。順槽支護(hù)：運輸順槽和回風(fēng)順槽采用工字鋼金屬梯形棚支護(hù)。特種支護(hù)：放頂線采用密集、叢柱切頂，初期來壓和周期來壓時增設(shè)懸浮式單體液壓支柱。（3）頂板管理：采用全部陷落法管理頂板，“四六”排控頂，排距1.0m，柱距0.7m，最小控頂距3.2m，最大控頂距4.2m，放頂步距

8、1.0m。放頂線采用密集、叢柱切頂；根據(jù)采面片幫情況，在片幫地段打設(shè)臨時貼幫柱，柱距1.6m，采用回柱絞車回柱。5、礦井項目投資1）項目總投資：2550.0萬元，噸煤投資：283.33元/t；2）財務(wù)內(nèi)部收益率：32.14%(稅后)；42.92%(稅前)；3）投資利潤率：44.16%；投資利稅率：58.00%；4）靜態(tài)投資回收期:3.49(稅前)；4.11a(稅后)。6、技術(shù)經(jīng)濟(jì)及社會效益評價XX煤礦交通方便，工業(yè)物資供應(yīng)及煤炭運銷條件較好，電源已達(dá)到雙回路供電要求、水源基本可靠，工業(yè)場地新建。建筑材料多可以就地解決，環(huán)境保護(hù)已采取措施，礦區(qū)及附近居民均以農(nóng)業(yè)為主，勞動力富余，具備了煤礦建設(shè)的

9、各種有利條件。礦井煤炭賦存較穩(wěn)定，資源較豐富，開采技術(shù)條件較好，過去的開采亦為后續(xù)生產(chǎn)積累了一定的經(jīng)驗，礦井的建設(shè)是有條件的、可行的。第一章 井田概況一、井田概況1、地理位置及交通狀況1）位置XX煤礦位于XX市北西部，隸屬XX市XX鎮(zhèn)鎮(zhèn)管轄；地理坐標(biāo)為:東經(jīng)107º2722107º2829，北緯26º295726º4626。2）境界礦界：根據(jù)XX省國土資源廳2008年9月2日頒發(fā)的XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦采礦許可證（復(fù)印件）（證號：5200000830805）,該礦采礦權(quán)范圍由4個拐點坐標(biāo)圈定，開采標(biāo)高：+1100m+500m，礦區(qū)面積：1.411km2，拐

10、點坐標(biāo)見表1-1-1：表1-1-1 礦區(qū)范圍拐點坐標(biāo)拐點編號縱坐標(biāo)(X)橫坐標(biāo)(Y)12962749.0036446106.0022961700.0036447775.0032960963.0036447277.0042962316.0036445791.00準(zhǔn)采標(biāo)高:+1100m至+500m 面積:1.411Km23）交通XX煤礦位于XX市北西部，隸屬XX市XX鎮(zhèn)管轄。該礦距XX市約7km，205省道從礦區(qū)北東側(cè)經(jīng)過。礦山有公路相通，交通較為方便。 (見交通位置示意圖0-1-1)。2、自然地理1）地形地貌礦山地勢南西高北東低，海拔標(biāo)高一般10101100m，最高點位于礦區(qū)南部一無名山頭，山頂

11、海拔約1175m，最低點位于礦區(qū)東部溪溝底，溝底海拔約993m（礦山侵蝕基準(zhǔn)面），最大相對高差182m。礦山總體上屬中低山地貌，碳酸鹽巖覆蓋范圍廣，峰叢、洼地、溶斗、溶洞等喀斯特地貌較發(fā)育，在逆向坡地帶易形成陡崖、陡坡，含煤地層經(jīng)多次風(fēng)化剝蝕形成低凹或緩坡地形。2）氣象煤礦所在區(qū)域?qū)賮啛釒嘏瘽駶櫄夂騾^(qū)，據(jù)XX市氣象局多年氣象資料，年平均氣溫14.7，年平均降雨量1197mm，年日照時數(shù)1167.9小時，無霜期267天。雨季多在510月，枯季多在12月至次年3月。災(zāi)害性天氣主要有干旱、冰雹、暴雨等。3）地表水礦區(qū)內(nèi)地表水系屬長江流域沅江水系重安江支流，區(qū)內(nèi)無大的河流、水庫等地表水體，地表水為山

12、間雨源型小溪，主要受大氣降水及地形控制，礦區(qū)北東側(cè)發(fā)育一條小溪溝，名為下莊小河，溝水自北西向南東逕流，區(qū)內(nèi)長度約2km，2007年5月28日在礦區(qū)南東側(cè)邊緣測得溝水流量為150.95 l/s。溝水動態(tài)變化極大，季節(jié)性變化十分顯著，雨季暴漲，旱季流量較小。4）地震據(jù)中國地震動參數(shù)區(qū)劃圖(18306-2001)，XX市地震基本烈度小于度，區(qū)域穩(wěn)定性較好。二、礦井建設(shè)的資源條件1、礦區(qū)地質(zhì)1）地層礦區(qū)及周邊出露地層由老到新為中二疊統(tǒng)茅口組（P1m），上二疊統(tǒng)吳家坪組（P3w）及上二疊統(tǒng)長興組（P3c）。分別簡述如下：（1）中二疊統(tǒng)茅口組（P2m）主要巖性為灰?guī)r、燧石灰?guī)r等，為灰色、深灰色，泥晶粉屑結(jié)

13、構(gòu)，中厚層狀，波狀層理，含蜓科等動物化石。區(qū)內(nèi)出露不全，地層厚度不詳。與上覆地層呈假整合接觸。（2）上二疊統(tǒng)吳家坪組（P3w）根據(jù)巖性組合共分為三段，分別敘述如下： 吳家坪組一段（P3w1）主要巖性為粉砂巖、泥質(zhì)粉砂巖、粉砂質(zhì)泥巖、泥巖等，中夾中厚層狀灰?guī)r、含泥灰?guī)r、燧石灰?guī)r、硅質(zhì)灰?guī)r，含腕足類動物化石，上部夾D煤層，該煤層為礦區(qū)主要煤層，煤厚0.91.2m，段厚2535m，平均厚30m。 吳家坪組二、三段（P3w2+3）主要巖性為灰?guī)r、含泥灰?guī)r、泥質(zhì)灰?guī)r、燧石灰?guī)r、硅質(zhì)灰?guī)r等，為灰色、深灰色，泥晶粉屑結(jié)構(gòu)，中厚層狀，波狀層理，含大量燧石團(tuán)塊及結(jié)核，燧石團(tuán)塊大小不等，分布不均，中夾薄層狀砂泥巖

14、薄層，頂部為一層粉砂質(zhì)泥巖，段厚250m。（3）上二疊統(tǒng)長興組（P3c）主要巖性為燧石灰?guī)r、含少量硅質(zhì)巖、硅質(zhì)灰?guī)r。為灰色、深灰色，泥晶結(jié)構(gòu)，中厚層狀，波狀層理。本段厚85m。（4）下三疊統(tǒng)大冶組（T1d）出露于礦區(qū)北西部及外圍。根據(jù)巖性組合自下而上共分為三段：第一段（T1d1）為淺灰色、灰色，中厚層狀至厚層狀灰?guī)r。頂部為薄層狀泥質(zhì)灰?guī)r。底部為淺灰色薄層狀中厚層狀泥質(zhì)灰?guī)r夾粉砂質(zhì)泥巖、泥巖。一般厚度170m左右。第二段（T1d2）淺灰色、灰黃色粉砂巖，泥巖，上部夾薄層灰?guī)r。厚度110230m。第三段（T1d3）淺灰色、灰色中厚層狀至厚狀灰?guī)r夾薄層狀灰?guī)r，中部夾白云質(zhì)灰?guī)r。厚度91256m。2）

15、構(gòu)造XX煤礦位于揚子板塊黔南斷陷，屬XX向斜西翼，地層走向北西南東向，傾向北東，地層傾角2534°。沿走向和傾向產(chǎn)狀變化不大，煤層產(chǎn)狀與地層產(chǎn)狀一致。地表未發(fā)現(xiàn)褶曲。礦山總體上為單斜構(gòu)造。礦區(qū)發(fā)育2條斷層，編號為F1及F2。F1位于礦區(qū)中部，走向北東南西向，傾向南東，傾角約50°，地層斷距約30m，性質(zhì)為逆斷層，區(qū)內(nèi)延伸長度約700m。F2位于礦區(qū)南西側(cè)邊緣外側(cè)，走向北西南東向，傾向北東，推測性質(zhì)為正斷層，延伸長度大于3km。 結(jié)合臨區(qū)及區(qū)域構(gòu)造特征，本區(qū)地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜程度類型應(yīng)屬中等。三、煤層1、含煤地層1）地層特征區(qū)內(nèi)含煤地層為二疊系上統(tǒng)吳家坪組（P3w），僅一段（P3w

16、1）含煤，含煤段為海陸交互相沉積，主要由薄至中厚層狀粉砂巖、泥質(zhì)粉砂巖、粉砂質(zhì)泥巖、泥巖、煤層及淺灰色、灰色及深灰色中厚狀灰?guī)r、燧石灰?guī)r、泥質(zhì)灰?guī)r組成。含煤14層，其中可采煤層1層，含煤地層總厚約30m。產(chǎn)腕足類動物化石及少量植物化石。2）含煤性含煤地層為吳家坪組（P3w）一段，含煤14層，其中三層不可采。含煤總厚1.301.60m，平均1.40m，含煤系數(shù)4.67%?？刹擅簩?層，可采煤層厚度1.201.45m，平均1.31m，可采含煤系數(shù)4.37%。2、可采煤層位于吳家坪組一段（P3w1）中上部，下距底界約20m，上距頂界約10m，煤層厚度1.201.45m，平均1.31m，局部含炭質(zhì)泥巖

17、夾矸1層，夾矸厚度0.300.40m。結(jié)構(gòu)較簡單。煤層屬較穩(wěn)定型煤層。其特征如下：煤層特征見表1-3-1。表1-3-1 煤層特征表順序區(qū)域組煤層名稱煤層厚度(m)煤層夾矸數(shù)穩(wěn)定性煤層傾角(度)煤種頂 底 板 巖 性最大最小平均頂 板底 板1吳家坪組D1.451.201.311穩(wěn)定27焦煤細(xì)砂泥巖泥質(zhì)細(xì)砂巖3、煤質(zhì)1）煤種煤種為焦煤。2）煤巖特征區(qū)內(nèi)D煤層為黑色，呈玻璃光澤，性脆，階梯及參差狀斷口，細(xì)條帶狀結(jié)構(gòu)，常見黃鐵礦結(jié)核及細(xì)脈，半暗半亮型。3）工業(yè)性質(zhì)根據(jù)生產(chǎn)地質(zhì)報告，煤質(zhì)特征見表1-3-2。D煤層水分Mad（%）灰分Ad（%）揮發(fā)分Vdaf（%）硫分St,d（%）容重焦渣特征粘結(jié)性膠質(zhì)層

18、厚度mm最終收縮度mm熔合狀況體積曲線形狀原煤1.6832.2833.582.531.57521.5539.0完全熔合之宇型精煤1.6410.3330.441.26669表1-3-2 工業(yè)分析結(jié)果表根據(jù)原煤分析結(jié)果，D煤層發(fā)熱量（Q）：原煤干基高位發(fā)熱量（Qgr,d）為23.236MJ/kg。屬中熱值煤。原煤干基低位發(fā)熱量（Qnet,d）為22.50MJ/kg。四、安全條件1、水文地質(zhì)條件XX煤礦位于黔東南煤田內(nèi)，屬XX向斜西翼。區(qū)內(nèi)地表水為珠江流域，沅江水系支流，區(qū)內(nèi)地形以中山為主，內(nèi)部多盆地和緩坡，境內(nèi)碳酸鹽類巖石廣泛分布，巖溶地貌如溶丘、洼地、峰叢、溶斗、伏流等分布普遍。 區(qū)域內(nèi)巖層主要

19、為碳酸鹽巖和碎屑巖兩大類，碳酸鹽巖包括二疊系上統(tǒng)長興組、吳家坪組，二疊系中統(tǒng)茅口組灰?guī)r。碳酸鹽巖分布面積廣，分布區(qū)多屬裸露及半裸露的基巖山區(qū)，地表巖溶洼地、落水洞、溶斗、巖溶潭、巖溶大泉等較發(fā)育，地下局部發(fā)育溶洞、暗河，大氣降水容易通過地表大量的負(fù)地形滲入巖溶裂隙、管道、暗河之中，巖層中賦存著豐富的巖溶水，富水性強(qiáng)，這些巖溶水長途徑流，最后以巖溶大泉、巖溶泉群或暗河等形式集中排泄于當(dāng)?shù)睾庸戎?。碎屑巖分布區(qū)主要包括二疊系上統(tǒng)吳家坪組下部粉砂巖、粉砂質(zhì)泥巖及泥質(zhì)粉砂巖。碎屑巖靠近地表時風(fēng)化作用較強(qiáng)烈，風(fēng)化裂隙較發(fā)育，含風(fēng)化裂隙水，深部發(fā)育構(gòu)造裂隙地段，含構(gòu)造裂隙水為主，碎屑巖區(qū)地下水運動受地形、地

20、貌、巖性、構(gòu)造控制，富水性總體較弱，主要依靠大氣降水補(bǔ)給，受地勢影響，一般為近源補(bǔ)給、就近排泄。區(qū)域內(nèi)巖溶水和碎屑巖裂隙水均以大氣降水作為主要補(bǔ)給來源，地下水動態(tài)隨季節(jié)變化明顯，一般每年5月中、下旬地下水流量、水位開始回升，69月為最高值，其間出現(xiàn)23次峰值，1012月份進(jìn)入平水期，水位、流量開始逐漸遞減，到次年三、四月份降為最低值。區(qū)域內(nèi)吳家坪組煤礦床上覆的巖溶含水層直接覆蓋在含煤地層之上，含水層地下水會通過裂隙涌入礦井，從而威脅到煤礦床的開采。下伏茅口組強(qiáng)含水層與主采煤層間隔水層較薄，當(dāng)煤層開采至區(qū)域地下水位以下時，其地下水會通過裂隙涌入礦井，造成礦井突水。2、礦區(qū)巖層的含水性特征1）二疊

21、系中統(tǒng)茅中組(P2m)強(qiáng)含水層主要分布在礦區(qū)南西部外圍，巖性以厚層灰?guī)r為主。露頭灰?guī)r遭受風(fēng)化作用和巖溶作用強(qiáng)烈，巖溶裂隙發(fā)育，含較豐富的巖溶裂隙水，為區(qū)內(nèi)強(qiáng)含水層。2）吳家坪組一段（P3w1）弱含水層主要巖性為粉砂巖、泥質(zhì)粉砂巖、粉砂質(zhì)泥巖、泥巖等，中夾中厚層狀灰?guī)r、含泥灰?guī)r、燧石灰?guī)r、硅質(zhì)灰?guī)r，厚30m。泉水的出露形式為砂泥巖淺部風(fēng)化裂隙水，該層含水性、富水性總體較弱，為弱含水層。3）二疊系上統(tǒng)吳家坪組二、三段(P3w2+3) 中等含水層地層呈帶狀出露于礦區(qū)中部，巖性以灰?guī)r及泥質(zhì)灰?guī)r為主，其下部為細(xì)砂巖、粉砂巖、泥質(zhì)粉砂巖、粉砂質(zhì)泥巖、泥巖等碎屑巖，夾數(shù)層煤層。該組平均厚度約250m。由于該

22、組以碳酸鹽巖類巖層為主，露頭灰?guī)r遭受風(fēng)化作用和巖溶作用強(qiáng)烈，巖溶裂隙發(fā)育，含較豐富的巖溶裂隙水，為區(qū)內(nèi)中等含水層。4）二疊系上統(tǒng)長興組（P3c）中等含水層該組呈條帶狀出露于礦區(qū)北西部，巖性以燧石灰?guī)r、灰?guī)r為主，組厚約85m。露頭灰?guī)r遭受風(fēng)化作用和巖溶作用較強(qiáng)烈，巖溶裂隙發(fā)育，含較豐富的巖溶裂隙水，為區(qū)內(nèi)強(qiáng)含水層。5）三疊系下統(tǒng)大冶組 (T1d) （1）第一段（T1d1）為淺灰色、灰色，中厚層狀至厚層狀灰?guī)r。頂部為薄層狀泥質(zhì)灰?guī)r。底部為淺灰色薄層狀中厚層狀泥質(zhì)灰?guī)r夾粉砂質(zhì)泥巖、泥巖。一般厚度170m左右。為強(qiáng)含水層。（2）第二段（T1d2）淺灰色、灰黃色粉砂質(zhì)巖，泥巖，上部夾薄層灰?guī)r。厚度110

23、230m。為弱含水層。（3）第三段（T1d3）淺灰色、灰色中厚層狀至厚狀灰?guī)r夾薄層狀灰?guī)r，中部夾白云質(zhì)灰?guī)r。厚度91256m。為強(qiáng)含水層。6）第四系(Q)弱含水層僅殘留于山谷、溪溝、洼地，面積小。為碎屑巖的殘積、坡積及沖積物，厚度一般小于10m，僅含微弱孔隙水?？傮w上該層為孔隙弱含水層。3、充水因素分析1）充水水源通過對XX煤礦范圍內(nèi)地表和井下的調(diào)查分析，礦井內(nèi)無河流、水庫等大型地表水體，礦井充水水源主要為地下水、地表沖溝水、老窯積水。（1）地下水第四系孔隙水：礦區(qū)內(nèi)覆蓋的第四系結(jié)構(gòu)松散，孔隙度大，滲透性好，雨季能入滲并儲存地表水及大氣降雨，內(nèi)部積水與煤層之間無隔水層，開采淺部煤層時可直接滲入

24、礦井，其地下水是淺部煤層開采的直接充水水源。但因厚度不大，分布不廣，蓄水量有限，對煤礦開采影響小。長興組中等含水層：巖性主要為灰?guī)r，富水性強(qiáng)，巖溶裂隙發(fā)育。該組離含煤地層較遠(yuǎn)，對煤礦床開采影響小。吳家坪組二、三段中等含水層：該組巖性主要為碳酸鹽巖，富水性強(qiáng)，巖溶裂隙發(fā)育。該組為煤礦床開采的直接充水水源。茅口組強(qiáng)巖溶含水層：茅口組地下水豐富，地下水徑流強(qiáng)烈。開采淺部煤層時，地下水對礦井影響?。划?dāng)煤層開采至區(qū)域地下水位以下時，該層地下水會通過裂隙涌入礦井，造成突水。該組為煤礦床開采的間接充水水源。（2）地表溪溝水礦區(qū)北東側(cè)發(fā)育的下莊小河，河溝水自北西向南東逕流，區(qū)內(nèi)長度約2km，2007年5月28

25、日在礦區(qū)南東側(cè)邊緣測得溝水流量為150.95 l/s。當(dāng)?shù)V井開采至溝水位以下時，溪溝水可能沿斷層裂隙、風(fēng)化裂隙或采礦裂隙滲入或突入礦井，成為礦井開采的直接充水水源。（3）老窯采空區(qū)積水礦井南西側(cè)有部分采空區(qū)，采空區(qū)內(nèi)有積水，在開采淺部煤層時，這些積水通過廢舊巷道或煤巖層裂隙滲入，成為礦井的直接充水水源。2）充水通道（1）巖石天然節(jié)理裂隙礦區(qū)內(nèi)的含煤地層在接近地表附近，巖石風(fēng)化節(jié)理、裂隙很發(fā)育，而深部則發(fā)育成巖或構(gòu)造節(jié)理、裂隙，它們是地下水活動的良好通道，并溝通上覆含水層與含煤地層的水力聯(lián)系。（2）人為采礦冒落裂隙未來的采煤活動將產(chǎn)生大量的采礦裂隙，這些人為裂隙也會溝通上覆含水層與含煤地層的水力

26、聯(lián)系，成為地下水活動的良好通道。（3）斷層破碎帶礦區(qū)中部F1斷層切割地層為P2m-P3c，破壞了地層的完整性、連續(xù)性，降低了巖石的力學(xué)強(qiáng)度，可能連通含煤地層與上、下伏含水層地下水、地表水之間的水力聯(lián)系，加之未來礦床開采中，人工采礦裂隙大量出現(xiàn)，改變了斷層帶附近應(yīng)力場和地下水的天然流場，地表水、地下水更可能沿斷裂帶進(jìn)入礦井。礦區(qū)南西部外圍F2斷層發(fā)育于P2m地層中，對煤礦床開采影響小。（4）老窯采空區(qū)區(qū)內(nèi)沿煤層露頭線一帶分布著大小不一、開采深度或深或淺的老窯，其廢棄采面或巷道會成為老窯水、部分地表水進(jìn)入礦井的通道。（5）巖溶管道礦區(qū)內(nèi)茅口組、吳家坪組、長興組灰?guī)r含水層局部地段可能發(fā)育巖溶管道，當(dāng)

27、它們被斷層溝通與煤層間水力聯(lián)系時，也會成為礦井充水通道。4、充水方式礦井充水通道主要以巖石原生和采礦節(jié)理、裂隙為主，規(guī)模一般不大，少量為斷層裂隙、老窯巷道、巖溶管道，因此未來礦井充水方式主要以滲水、滴水、淋水為主，局部可能發(fā)生突水。5、水文地質(zhì)類型本礦區(qū)大部分礦床位于最低侵蝕基準(zhǔn)面以上，直接充水水源主要為吳家坪組巖溶裂隙水、老窯采空區(qū)積水、地表沖溝水，故本礦區(qū)屬于以巖溶裂隙水充水為主，水文地質(zhì)條件為中等的煤礦床，在斷層交錯地帶、老窯密集地帶、煤層低于最低侵蝕基準(zhǔn)面地帶，這些地區(qū)水文地質(zhì)條件復(fù)雜程度增大。6、礦井涌水量1）原黃皮沖煤礦已停產(chǎn)關(guān)閉，老窯采空區(qū)有積水，因老窯及采空區(qū)無通風(fēng)等原因無法進(jìn)

28、入，未收集到資料，積水量不詳。工作中收集到原下莊煤礦正常涌水量35m3/d時,最大涌水量50m3/d。2）礦井涌水量預(yù)算：本礦及鄰近煤礦無相關(guān)資料，礦井涌水量預(yù)算采用以下比擬法，其預(yù)算公式：Q = F×KF Q礦井涌水量（m3/小時）， F預(yù)算面積（m2），KF單位面積含水率（m3/ m2）。原下莊煤礦采空區(qū)面積約98000m2，由此求得正常時：KF為3.57×10-4 m3/ m2，Q正常 = F×0.61×10-4m3/小時；最大時:KF為5.10×10-4 m3/ m2，Q最大 = F×1.02×10-4 m3/小時。

29、XX煤礦預(yù)算面積為1411000m2。礦井預(yù)計涌水量：Q正常=F×KF=1411000m2×3.57×10-4m3/ m2=503.7m3/小時；Q最大=F×KF=1411000m2×5.10×10-4m3/ m2=719.6m3/小時。在開采深部或最低侵蝕基準(zhǔn)面以下煤層時，加強(qiáng)水文地質(zhì)工作及邊采邊探也是本礦必須做和應(yīng)高度重視的工作。2、瓦斯XX煤礦為整合礦井，依據(jù)XX省煤炭管理局文件(黔煤行管字200764號)“對黔南州煤礦2006年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批復(fù)”、XX省煤炭管理局文件(黔煤生產(chǎn)字2007487號)“對黔南州煤礦20

30、07年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批復(fù)”和XX省煤炭管理局文件(黔煤生產(chǎn)字20081457號)“對黔南州煤礦2008年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批復(fù)”，XX煤礦整合前各煤礦2006、2007、2008年度瓦斯等級結(jié)果均為低瓦斯。該礦近三年瓦斯涌出量數(shù)據(jù)見表1-4-1所示。表1-4-1 近三年瓦斯等級情況礦井名稱鑒定年度日產(chǎn)量(t)絕對量(m3/min)相對量(m3/t)鑒定等級審批等級原下莊煤礦2006100.000.598.50低瓦斯低瓦斯原黃皮沖煤礦2006100.000.649.65低瓦斯低瓦斯原下莊煤礦2007120.000.738.76低瓦斯低瓦斯XX煤礦2008160.000.525.0

31、7低瓦斯低瓦斯開采方案中按AQ1018-2006標(biāo)準(zhǔn)進(jìn)行了瓦斯涌出量的預(yù)測，預(yù)測結(jié)果為礦井相對瓦斯涌出量9.752m3/t（2.12m3/min），預(yù)測結(jié)果高于鑒定結(jié)果，因此以預(yù)測結(jié)果為依據(jù)。參照整合前各煤礦2006、2007、2008年度礦井瓦斯等級鑒定情況以及瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果，結(jié)合黔安監(jiān)管辦字2007345號文件，本礦井按低瓦斯礦井設(shè)計和管理。3、煤塵爆炸性根據(jù)XX省煤田地質(zhì)局實驗室2004年12月24日提交的D煤層煤塵爆炸性鑒定報告，D煤層有爆炸危險性。4、煤的自燃性根據(jù)XX省煤田地質(zhì)局實驗室2004年12月24日提交的D煤層煤炭自燃傾向性鑒定報告，D煤層自燃傾向等級為二類(自燃煤層)

32、。5、地溫本井田屬地溫正常區(qū)，未發(fā)現(xiàn)熱害影響。6、煤層頂?shù)装錎煤層位于吳家坪組下部，直接（或間接）頂板為細(xì)砂泥巖，力學(xué)強(qiáng)度低，局部會發(fā)生頂板跨塌，直接底板為泥質(zhì)細(xì)砂巖，力學(xué)強(qiáng)度低，可能發(fā)生底鼓及支柱下陷。7、工程地質(zhì)根據(jù)區(qū)內(nèi)出露地層的巖石組合特征，礦山內(nèi)工程地質(zhì)巖組可劃分為堅硬巖組、半堅硬巖組、軟弱巖組及松散巖組四類。堅硬巖組：二疊系上統(tǒng)吳家坪組（P3w）灰?guī)r，二疊系中統(tǒng)茅口組（P2m）灰?guī)r。半堅硬巖組：主要包括中微風(fēng)化的二疊系上統(tǒng)吳家坪組（P3w）細(xì)砂巖、粉砂巖等碎屑巖。軟弱巖組：主要包括強(qiáng)風(fēng)化的二疊系上統(tǒng)上統(tǒng)吳家坪組（P3w）碎屑巖、煤層等，以及膠結(jié)程度中等好的斷層破碎帶。松散巖組：主要包

33、括第四系碎屑巖殘積、坡積土。第二章 井田開拓及開采一、資源量1、礦井地質(zhì)資源量根據(jù)XX大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院2008年1月提交了XX省XX市XX鎮(zhèn)XX煤礦生產(chǎn)地質(zhì)報告及相關(guān)圖件，截至2007年12月底，礦權(quán)范圍內(nèi)累計總資源量為279萬t，其中：保有煤炭資源儲量250萬t，累計開采消耗（即采空區(qū)的）資源儲量（111b）29萬t。保有煤炭資源儲量250萬t，包括：控制的經(jīng)濟(jì)基礎(chǔ)儲量（122b）2萬t；推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟(jì)資源量（333）102萬t；預(yù)測的煤炭資源量（334）？146萬t，見表1-3-4。2、礦井工業(yè)資源/儲量礦井工業(yè)資源/儲量= 122b +(333)×0.8，礦井工業(yè)資源/儲

34、量計算見表2-1-1。表2-1-1 礦井工業(yè)資源/儲量計算表煤層編號礦井地質(zhì)資源量（萬t）礦井工業(yè)資源/儲量（萬t）122b333334?合計122b +(333)×0.8D210214625083.63、礦井設(shè)計資源/儲量礦井設(shè)計資源/儲量=礦井工業(yè)資源/儲量-永久煤柱損失礦井設(shè)計資源/儲量計算見下表(表2-1-2)：表2-1-2 礦井設(shè)計資源/儲量計算表煤層編號資源/儲量（萬t）礦井工業(yè)資源/儲量（萬t）永久煤柱損失（萬t）礦井開采方案設(shè)計資源/儲量（萬t）122b333334?333×0.8D210214683.64.579.15、礦井設(shè)計可采資源/儲量礦井設(shè)計可采儲

35、量=(礦井開采方案設(shè)計資源/儲量-工業(yè)場地和主要井巷煤柱損失)×采區(qū)回采率采區(qū)回采率按中厚煤層取80%。經(jīng)計算礦井設(shè)計可采儲量為67.235萬t，計算見下表(表2-1-3)：表2-1-3 礦井設(shè)計可采儲量計算表煤層編號資源/儲量（萬t）礦井工業(yè)資源/儲量（萬t）煤層厚度(m)礦井開采方案設(shè)計資源/儲量（萬t）其他煤柱損失（萬t）回采率可采儲量（萬t）122b333334?D210214683.61.0979.100.8067.235注：其他煤柱損失均為334?級別儲量，在此次儲量計算過程中，未納入計算，故表中其他煤柱損失取值為“0”。二、設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限1、服務(wù)年限礦井服務(wù)年限

36、=可采儲量÷(年生產(chǎn)能力×儲量備用系數(shù)) =67.235÷(9×1.4)5.4(a)2、資源量保證或擴(kuò)大生產(chǎn)能力的可能性分析考慮到礦區(qū)內(nèi)地質(zhì)勘探程度不高，開采方案中設(shè)計主采D煤層，在D煤層中很大一部分資源量為預(yù)測(334)？級別，開采方案中設(shè)計未把這部分儲量加入可采儲量計算中，故隨著井下煤層的進(jìn)一步揭露，礦井可采儲量將逐步增加，礦井服務(wù)年限存在較大提升潛力。三、井田開拓1、井田開拓方式1）開拓方式礦井開拓方式為斜井開拓。2）開拓系統(tǒng)布置（1）工業(yè)場地選擇開采方案開采方案設(shè)計中工業(yè)場地選擇在主斜井附近。（2）開拓巷道布置利用整合方案中的主斜井作為系統(tǒng)的主斜

37、井，主井口考慮布置在該處工業(yè)場地中，風(fēng)井井口距離主井井口以東約75m。（3）采區(qū)劃分整個礦井共劃分為4個采區(qū)，沿井田中部的F1 斷層將井田劃分為兩個部分，F(xiàn)1 斷層以東劃分為2個采區(qū)開采，+757m標(biāo)高至煤層上部采空區(qū)邊界為一采區(qū)，+757m標(biāo)高以下為二采區(qū)；F1 斷層以西劃分為2個采區(qū)開采，+871m標(biāo)高至煤層露頭為三采區(qū)，+871m標(biāo)高以下為四采區(qū)。2、井口數(shù)目及位置井筒數(shù)目為2個(主斜井和回風(fēng)斜井)井筒特征見表2-3-1。表2-3-1 井筒位置及特征表井筒名稱井口坐標(biāo)方位角（°）坡度（°）斷面（m2）XYZ掘進(jìn)斷面凈斷面主斜井296198236446916+1010.

38、77m347256.35.2回風(fēng)斜井296195636446985+1021.36m19306.35.21）水平劃分及標(biāo)高采礦許可證許可開采范圍標(biāo)高+1100+500m，井田設(shè)置兩個水平，一水平標(biāo)高為+871m。二水平標(biāo)高為+757m。2）大巷布置采用斜井開拓方式，前期開采F1 斷層以東部分，根據(jù)礦井實際情況，礦井初期在+871m標(biāo)高設(shè)置井底車場，暫不布置運輸大巷；后期開采F1 斷層以西部分，需布置+871m運輸大巷與F1 斷層以西采區(qū)上（下）山貫通形成開采系統(tǒng)。3）通風(fēng)方式通風(fēng)方式為并列式，風(fēng)井口安設(shè)軸流式通風(fēng)機(jī)負(fù)壓通風(fēng)。掘進(jìn)工作面采用局部通風(fēng)機(jī)壓入式通風(fēng)。4）采區(qū)劃分整個礦井共劃分為4個采

39、區(qū)，沿井田中部的F1 斷層將井田劃分為兩個部分，F(xiàn)1 斷層以東劃分為2個采區(qū)開采，+757m標(biāo)高至煤層上部采空區(qū)邊界為一采區(qū)，+757m標(biāo)高以下為二采區(qū)；F1 斷層以西劃分為2個采區(qū)開采，+871m標(biāo)高至煤層露頭為三采區(qū)，+871m標(biāo)高以下為四采區(qū)。5）開采順序（1）采區(qū)間的開采順序根據(jù)劃定的礦區(qū)范圍，結(jié)合煤層賦存條件，綜合考慮資源的合理開采，將礦井劃分為四個采區(qū)進(jìn)行開采，即一采區(qū)、二采區(qū)、三采區(qū)、四采區(qū)。采區(qū)開采順序為：一采區(qū)二采區(qū)三采區(qū)四采區(qū)。（2）采區(qū)內(nèi)的開采順序采區(qū)內(nèi)采用區(qū)段式布置，為區(qū)段下行式。（3）工作面的推進(jìn)方式工作面為走向長壁后退式，即由采區(qū)邊界向運輸下山方向推進(jìn)。3、井下開采

40、1）采煤方法的確定本礦主采煤層為D煤層，為傾斜中厚煤層，煤層厚度1.201.45m，平均1.31m。開采方案設(shè)計采用走向長壁采煤法。2）采煤工作面的回采工藝及裝備（1）回采工藝采煤工作面采用炮采工藝。落煤方式：煤電鉆(ZMS-1.5型)打眼，放炮落煤。運輸方式：工作面崩落的煤炭由工作面刮板輸送機(jī)轉(zhuǎn)順槽礦車外運。支護(hù)方式：工作面：配備DW16-300/100X型懸浮式單體液壓支柱，支撐高度為0.921.60m，額定工作阻力為300kN/根(初撐力為108.5-144.7kN/根)，選用HDJA-1000型金屬鉸接頂梁，齊梁齊柱式布置。端頭(上下出口)：“四對八梁”支護(hù)，采用4.0m 8根(4組)

41、礦用22kg/m工字鋼，交錯抬棚加強(qiáng)支護(hù)，并保持出口暢通。順槽超前加強(qiáng)支護(hù)：運輸、回風(fēng)巷離工作面10m范圍內(nèi)采用雙排走向抬棚，1020m范圍內(nèi)采用單排走向抬棚支護(hù)，選用DW25-250/100X型懸浮式單體液壓支柱配合HDJA-1000型金屬鉸接頂梁。順槽支護(hù)：運輸順槽和回風(fēng)順槽采用工字鋼金屬梯形棚支護(hù)。特種支護(hù)：放頂線采用密集、叢柱切頂，初期來壓和周期來壓時增設(shè)木垛。頂板管理：采用全部陷落法管理頂板，“四六”排控頂，排距1.0m，柱距0.7m，最小控頂距4.2m，最大控頂距6.2m，放頂步距1.0m。放頂線采用密集、叢柱切頂；根據(jù)采面片幫情況，在片幫地段打設(shè)臨時貼幫柱，柱距1.6m，采用回柱

42、絞車回柱。第三章 單體液壓支柱的選型與配備一、影響礦山壓力顯現(xiàn)基本因素分析1、煤層頂?shù)装鍘r性、物理力學(xué)性質(zhì)對礦山壓力影響分析D煤層位于吳家坪組下部，直接（或間接）頂板為灰?guī)r，力學(xué)強(qiáng)度中等，局部會發(fā)生頂板跨塌，直接底板為泥巖，力學(xué)強(qiáng)度低，可能發(fā)生底鼓及支柱下陷。在今后生產(chǎn)過程中，應(yīng)根據(jù)實際情況，編制相應(yīng)的作業(yè)規(guī)程，并根據(jù)頂板礦壓顯現(xiàn)和采高調(diào)整支護(hù)密度，以便更好的保證工作面的生產(chǎn)安全。2、斷層、褶曲、擠壓帶、破碎帶、沖刷、節(jié)理、裂隙對礦山壓力影響分析斷層：礦區(qū)發(fā)育2條斷層，編號為F1及F2。F1位于礦區(qū)中部，走向北東南西向，傾向南東，傾角約50°，地層斷距約30m，性質(zhì)為逆斷層，區(qū)內(nèi)延伸

43、長度約700m。F2位于礦區(qū)南西側(cè)邊緣外側(cè)，走向北西南東向，傾向北東，推測性質(zhì)為正斷層，延伸長度大于3km。遭遇斷層時其周圍應(yīng)力將有所升高，巷道過斷層破碎帶將給其施工和維護(hù)帶來困難。褶曲：井田內(nèi)為單斜構(gòu)造。擠壓帶：無相關(guān)地質(zhì)資料，未發(fā)現(xiàn)擠壓帶，在建井過程中應(yīng)補(bǔ)充相關(guān)地質(zhì)工作。破碎帶：該礦斷層較小，斷層區(qū)及附近都屬破碎帶。沖刷帶：無相關(guān)地質(zhì)資料，在建井過程中應(yīng)補(bǔ)充相關(guān)地質(zhì)工作。節(jié)理裂隙：無相關(guān)地質(zhì)資料，在建井過程中應(yīng)補(bǔ)充相關(guān)地質(zhì)工作。3、煤層傾角、開采深度、采高、控頂距等對礦山壓力顯現(xiàn)的影響煤層傾角：本礦煤層平均傾角27°,煤層傾角對采場支承壓力分布及頂板事故類型影響較大，傾角較大時采

44、場下部運輸巷及煤柱支承壓力將較高，水平巷道上側(cè)受壓大，易產(chǎn)生片幫，應(yīng)加強(qiáng)支護(hù)，另頂板沿傾斜方向的壓力分量將較大，對支柱的穩(wěn)定性產(chǎn)生較大影響。開采深度：本礦煤層開采深度為+1100m至+500m (采礦證許采深度)，垂高600m，所采煤層離地表深度為15600m，開采深度直接影響著原巖應(yīng)力的大小，同時也影響著開采后巷道或工作面周圍巖層內(nèi)支承壓力值，因此隨著開采深度的增加，支承壓力必然增加，從而導(dǎo)致巷道圍巖的“擠、壓、膨”等現(xiàn)象，導(dǎo)致煤壁片幫及底板鼓起等現(xiàn)象的發(fā)生，因此在開采深度增加時應(yīng)加強(qiáng)支護(hù)。采高：本礦主采煤層為中厚煤層，采高1.31m，采用懸浮式單體支柱配合鉸接頂梁控制頂板，采高越大支護(hù)高度

45、越大，支柱穩(wěn)定性越差，頂板冒落帶高度將越大，周期來壓越明顯，采高越小支護(hù)高度低，穩(wěn)定性好，頂板的緩慢下沉可能直接接觸底板，因此周期來壓將不明顯。根據(jù)本礦煤層厚度開采對礦山壓力影響不是很明顯?？仨斁啵翰捎脩腋∈絾误w液壓支柱與絞接頂梁配合的齊梁齊柱式支護(hù)，控頂距越大，頂板懸露面積越大，頂板壓力越大，開采過程中應(yīng)特別注意加強(qiáng)支護(hù)，發(fā)現(xiàn)問題及時采取措施并報有關(guān)主管領(lǐng)導(dǎo)處理。二、一般頂板冒落的防治措施及裝備1、回采工作面頂板管理方式的選擇開采煤層為斜煤層，采用全部陷落法管理頂板，“四六”排控頂，排距1.0m，柱距0.7m，最小控頂距3.2m，最大控頂距4.2m，放頂步距1.0m。放頂線采用密集、叢柱切頂

46、；根據(jù)采面片幫情況，在片幫地段打設(shè)臨時貼幫柱，柱距1.6m，采用回柱絞車回柱。2、回采工作面支柱選型計算1）頂板壓力計算單位面積頂板壓力W為：284.2kN/式中：k采高系數(shù)，一般為6-8倍采高，取8倍采高計算；r頂板巖石容重，24.5kN/m³；M最大采高1.45m。2）支柱最大高度1.45-0.1+0.1=1.45m式中Hmax工作面最大采高，m；b頂梁厚度，m；l為了避免支柱在完全抽出狀態(tài)下工作，預(yù)留富裕行程，一般為100mm。頂板下沉量：SL=×M×L=0.03×1.31×4.2182.7mm式中：下沉系數(shù)由于無鄰近工作面借鑒，取0.0

47、3。 支柱最小高度：Hmin=MminSLba1200182.710050902.8mm式中：SL為頂板在最大控頂距處的平均最大下沉量；Mmin工作面最小采高；Mmax為工作面最大采高；b為頂梁厚度，取100mm；a為支柱的卸載高度，取50mm。3） 支柱規(guī)格工作面配備DW16-300/100X型懸浮式單體液壓支柱，支撐高度為0.921.60m，額定工作阻力為300kN/根(初撐力為108.5-144kN/根)，選用金屬頂梁配合單體液壓支柱支護(hù)頂板。4）支架布置支架布置為懸浮式單體液壓支柱與金屬絞接頂梁配合的正懸臂齊梁齊柱式，采用“四六”排控頂，排距1.0m，柱距0.7m，最小控頂距4.2m，

48、最大控頂距6.2m，放頂步距1.0m。放頂線采用密集、叢柱切頂；根據(jù)采面片幫情況，在片幫地段打設(shè)臨時貼幫柱，柱距1.6m，回柱絞車選用JH-8型。直接頂不穩(wěn)定時，投產(chǎn)后視頂板情況，可加強(qiáng)頂板支護(hù)，老頂堅硬難冒時可采取強(qiáng)制放頂措施，若底板吸水后易膨脹，支護(hù)時可在支柱底部加墊板，防止支護(hù)插入底板。5）支護(hù)密度驗算所需支護(hù)強(qiáng)度:P=(48)×M× t/m2 P=6×1.31×2.4=18.86t/m2(頂板中硬按6倍采高考慮)式中：D煤層平均為采高1.31m；為頂板容重，取2.4t/m3?；夭晒ぷ髅骈L70m，因此采場最大面積S=70×6.2=434m

49、2，所設(shè)支柱數(shù)n=(70/0.7)×7=600根。則支護(hù)密度為700/434=1.62根/m2，DW16-300/100X懸浮式單體液壓支柱每柱的額定承載能力為30t，考慮相關(guān)因素的影響，使支撐能力減小，承載能力考慮0.85的系數(shù)，則每根支柱的承載能力為30×0.85=25.5t/根。支柱實際提供的支護(hù)強(qiáng)度為1.62×25.5=41.31t/m2，而支護(hù)所需要的支護(hù)強(qiáng)度為18.86 t/m2，因此，回采工作面的支護(hù)密度能滿足支護(hù)采場頂板的要求。3、乳化液泵站的選型根據(jù)開采方案選用XRB2型乳化液泵站2臺（一用一備），其參數(shù)為：公稱流量70L/min，功率30kW。

50、選用XTXTA型乳化液箱一個，其容積為640L。4、工作面以及上下出口支護(hù)及相關(guān)措施1）工作面支柱要布置整齊，排、行成直線，接頂及時，防止出現(xiàn)過大傘檐(小于0.2米)。2）運輸、回風(fēng)巷離工作面出口20m內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)，采用懸浮式單體液壓支柱DW25-250/100X。3）采用注液槍升柱，支柱初撐力要到位；支柱要及時檢修和半年檢修，防止支柱失效。要及時放頂，采用回柱絞車回柱，不得進(jìn)入老塘作業(yè)；沿切頂線采用密集支柱和戧棚等加強(qiáng)支護(hù)并切頂。換柱時，一定要先打臨時柱，后換柱；沿工作面不能打正式柱時，必須打臨時柱，不得空頂作業(yè)。4）工作面破碎帶處要加強(qiáng)支護(hù)，采用密集支柱和鋪荊芭，防止串矸、漏矸等。計算、估計

51、和觀測周期來壓步距，在工作面老頂周期來壓前，采用木垛、密集支柱、戧棚等加強(qiáng)支護(hù)，并在來壓時撤退人員。5）采煤工作面必須經(jīng)常存放有一定數(shù)量的備用支護(hù)材料和備用坑木，并在作業(yè)規(guī)程中規(guī)定，工作面必須及時支護(hù)，嚴(yán)禁空頂作業(yè)，所有支柱必須牢固，并設(shè)有防倒柱措施，嚴(yán)禁在浮煤或浮矸上架設(shè)支柱，嚴(yán)禁在控頂區(qū)域內(nèi)提前摘柱，碰倒或損壞、失效的支柱必須恢復(fù)或更換。嚴(yán)禁采用失效的支柱和頂梁。5、回采工作面懸浮式單體液壓支柱配備回采工作面使用懸浮式單體液壓支柱配備表詳見下表3-2-1。表3-2-1 工作面單體液壓支柱及設(shè)備配備表巷道型號支護(hù)方式使用備用合計備注工作面DW16-300/100X懸浮式單體液壓支柱70012

52、0820 正懸臂，齊梁齊柱工作面HDJA-1000鉸接頂梁500100600采面上下出口DW25-250/100X懸浮式單體液壓支柱12024146上下出口20m乳化液泵站XRB211270L/min,功率30kW乳化液箱XTXTA101容積640L第四章 回采工作面使用懸浮式單體液壓支柱的必要性一、使用懸浮式單體液壓支柱的必要性1、懸浮式單體液壓支柱與木支柱比較1）使用木支柱作為一種古老而又簡陋的支護(hù)材料，其沒有初撐力，也沒有恒增阻降距，支撐力也無法保證，受人工施工質(zhì)量影響大，頂板下沉量大，初次來壓和周期來壓不易控制，因而隨時都可能發(fā)生冒頂傷亡事故的安全隱患。由于其消耗木材量相當(dāng)大，回收復(fù)用

53、率低，造成了各地樹林的亂砍亂伐，也造成了嚴(yán)重的生態(tài)平衡。使用懸浮式單體液壓支柱，初撐力大，受人工施工質(zhì)量影響小，頂板下沉量小，初次來壓和周期來壓容易控制，切頂效果比較理想。2）使用木支柱，坑木消耗量大，投入量大；而使用懸浮式單體液壓支柱一次投入，循環(huán)使用，只需添些配料，運料省時省工。3）操作方法。使用木支柱操作時要先戳抱柱窩和探板，然后才可放炮，挖柱窩深淺掌握不好，時常返工，費時費事。而懸浮式單體液壓支柱支設(shè)容易，出煤快。4）木支柱抗壓強(qiáng)度低（僅為5.89MPa），且隨著水分的增加，強(qiáng)度降低。以松木為例，水分每增加1%，強(qiáng)度降低4%，當(dāng)含水量為40%時，強(qiáng)度降低到在空氣中自然干燥狀態(tài)下木材的二

54、分之一。懸浮式單體液壓支柱的額定工作阻力大，外部供液式為30t。5）木支柱伸縮量??；而懸浮式單體液壓支柱伸縮量大。6）木支柱不能防火，容易腐朽，安全性低，勞動強(qiáng)度大。2、懸浮式單體液壓支柱與金屬摩擦支柱比較金屬摩擦支柱是六十年代發(fā)展起來的一種簡單的單體支護(hù)設(shè)備，與木支柱相比可節(jié)省大量木材，而且也可復(fù)用。但是其不能保證恒增阻降距，支撐力受溫度、濕度及操作工人的人為等不可控制的因素很多，頂板隨時都有發(fā)生冒頂傷亡事故的可能。懸浮式單體液壓支柱液壓工作行程大，擴(kuò)大了使用范圍。特別是頂板下沉較大的工作面，仍能滿足大的恒增阻降距，使用方便。3、懸浮式單體液壓支柱與活塞式單體液壓支柱比較活塞式單體液壓支柱（DZ型）是八十年發(fā)展起來的一種單體支護(hù)設(shè)備，與木支柱和金屬支柱相比可保證恒增阻降距，支撐力也能得到控制，但是這種支柱也存在著嚴(yán)重的安全隱患。比如：1）由于活塞式單體液壓支柱的技術(shù)原理和結(jié)構(gòu)特點，造成了活塞上Y形密封圈的外唇與油缸的內(nèi)壁表面為高壓密封面，當(dāng)頂板壓力加大時，油缸內(nèi)壁表面直徑就會增大，因而造成活塞和油缸之間常常產(chǎn)生內(nèi)泄漏，造成支柱的虛頂、脫頂、甚至支柱自動倒下等現(xiàn)象，內(nèi)泄漏發(fā)生的很頻繁也很廣泛，而且是隨時隨地的。由于是內(nèi)泄漏，礦工用肉眼是無法發(fā)現(xiàn)的，因而內(nèi)泄漏是一種無法控制的安全隱患，因而造成了較多的冒頂傷亡事故。 懸浮式單