回采工作面支护专项设计

150102回采工作面支护专项设计

矿长：

总工程师：

编制人：

编制时间：二O一三年七月四日

一、概况

山西长治联盛首阳山煤业有限公司位于长治县西南15km 处八义镇石窝沟村一带，行政区划属八义镇管辖。

地理坐标为东经112°57″32′—112°59″12′，北纬35°55″25′—35°58″01′。

山西省煤炭工业厅文件晋煤办基发[2010]654号“关于山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复”，生产能力为90万t/a。井田保有资源/储量为34.12Mt，设计可采储量18.34 Mt，矿井设计开采服务年限14.6年。

2012年10月23日，山西省国土资源厅为山西长治联盛首阳山煤业有限公司换发的第C1400002009121220051251号《采矿许可证》，批准山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井井田面积为6.6898km2,开采3号～15号煤层，现开采15号煤层。

二、150102工作面位置

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[2013]391号文件，本

矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.65m3/min，相对涌出量为

0.56m3/t，为瓦斯矿井。

2、煤尘爆炸性

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

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。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6.66—12.6m，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

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=7.46M—0.829（R=0.94，S=0.13）

来压时：n2=9.768M—0.769（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q H（kN/m2）的公式

q H=9.768K. M 0.21.γ=9.768×1.3×4.20.21×30=511.02（kN/m2）511.02÷0.75=681.36（kN/m2）

P=LBq H=4.4×1.5×681.36=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；

γ——顶板岩石容重，kN/m3。

2、按经验公式计算：

P=（6～8）×m×r×0.0098

式中：

P：支护强度，Mpa

m：采高，取4.2m

r：顶板岩石容重，取r=2.5t/m3

则：P=（6～8）×4.2×2.5×0.0098=0.59～0. 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=K d(g冒+g顶)

式中：

g—支架支护强度，kN/m2；

K d—动载系数，取1.5；

g冒—冒落带自重应力，g冒＝r1h；

h＝M/(δ-1)=2.0/（1.25-1）＝8

r1—上覆岩层容重，25000N/m3；

g冒＝8×25000＝200000N/m3；

M—工作面采高，2.0m；

δ—岩石初期碎胀系数，1.25；

g顶—顶煤自重应力，

g顶＝M D r2＝2.06×1.5×1000×9.8=30280 N/m3

M D—放顶煤厚度，2.06m；

g=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ZF6800—17/27型液压支架，支架支护高度1.7—2.7m，工作阻力为6800kN。

ZF6800/16/20型放顶煤液压支架技术特征表

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%。

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1200mm，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=LshγK

式中：

L—超前支护转变为被动支护，L=20m；

h—单体柱承受直接顶部分载荷，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4—7m，这里取最大值h=7m，进行计算:

γ—上覆岩层容重，2.5t/m3；

K—动载系数，取1.25；

s—支护宽度，4m，

则：每根单体柱受力为

F=LshγK=(20×4×7×2.5×1.25×9.8)/(21×4) =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，一梁二柱交替维护，如压力过大，顶板破碎，一般支护难以控制顶板时增加单体柱支护密度。

单体柱回撤：转载机里帮单体柱在副梁挑住铰接梁后将里帮单体柱回收；外帮单体柱与转载机机尾滚处0.4米范围内回收。

铰接梁回撤：转载机里帮铰接梁在排头1#架前回收，收撤铰接梁时替柱打设在原大板下，距单体柱外帮侧200mm处，替柱不得影响副架前移，转载机外帮铰接梁在其未端位于排头架尾梁中部位置时回收，回撤铰接梁时替柱打设在原大板下，距单体柱里帮侧200mm处。回撤铰接梁时，对其下单体柱工作一次性完成，替完柱后，及时将铰接梁取下运走。

2、端尾支护管理

工作面端尾支架架边200mm处采用四排1000mm一字绞接顶梁进行维护，单体柱为 3.15m的单体液压支柱，柱距1000mm，排距1200mm，并随工作面推进而交替迈步前移，保证“一梁一柱”，遇压力过大，顶板破碎，一般支护难以控制顶板时增加单体柱支护密度。

单体柱回撤：外帮单体柱在距排尾1#架外侧末端0.4m范围内回收；里帮单体柱在排尾1#架前梁前0.4m范围内回收。

铰接梁回撤：外帮铰接梁末端与排尾1#尾梁中部相齐时回收。里帮铰接梁末端在距排尾架伸缩梁梁头距离小于0.4m 回收；回撤铰接梁时替柱打设在原大板下、距单体柱里帮（外帮）侧200mm处。回撤铰接梁时，对其下单体柱替柱工作一次性完成，替完柱后，及时将铰接梁回收。

回采工作面超前支护验算

回采工作面超前支护验算 3908回采工作面超前支护强度验算 3908综采放顶煤工作面，切眼设计长度200米，顺槽设计断面宽4000mm，高3000mm ，经中国矿业大学从顶底板岩石单轴抗压强度、两帮岩石单轴抗压强度、巷道埋深、护巷煤柱宽度、采动影响系数、围岩完整性七项参数进行理论验算，顺槽掘进采用锚网梁索联合支护，支护强度完全满足安全生产需要。 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析，在回采过程中随着工作面的推进，两顺槽从安全出口向外100m为顶底板移动量、两帮移近量显现范围，且移近量从里向外逐渐减小。 一、在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，巷道断面是否满足《煤矿安全规程》第22条规定。 《煤矿安全规程》第22条规定，“巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于500mm,输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于700mm；巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于300mm”。 ①3908轨道顺槽布置设备列车，最大件为移动变电站长×宽×高=3900×1100×1480mm。 最大宽度：移动变电站宽度1100mm +300mm+1000mm = 2400mm 最大高度：移动变电站高度1480mm +300mm = 1780mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm，取顶底板移近量最大点 83mm、两帮移近量最大点61mm，巷道净断面为3917mm?2400mm，净高度2939mm?1780mm，因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，3908轨顺巷道宽度满足安全生产的需要。 ②3908皮带顺槽安装转载机和破碎机、皮带机，最大件为破碎机，长×宽×高=3540×1785×1741mm。 最大宽度：破碎机宽度1785mm +700mm+700mm = 3185mm 最大高度：破碎机高度1741mm + 700mm = 2441mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm，取顶底板移近量最大点83mm、两帮移近量最大点61mm，巷道净断面为3917mm?3185mm，净高度2939mm?2441mm，因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，3908皮顺巷道宽度满足安全生产的需要。 二、在顶底板移近量、两帮移近量显现变化较大的地段（安全出口向外25m范围内）加强顶板支护，即超前支护。 《规程》第50条规定，“采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于20米；综合机械化采煤工作面，此范围内的巷道高度不得低于1.8米。” 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析，3908综采工作面从安全出口向外25m范围内为顶底板移近量、两帮移近量变化活跃段，因此作业规程规定采用单体液压支柱配合π型梁的超前支护加强支护，即从安全出口开始，前10m范围内为三排支护，10m～25m范围内为两排支柱，超前支护均为一梁三柱，柱距 1m，单体支柱型号为DZ-32，π型梁长度为3.2m。 ①超前10m范围内的支护强度验算 超前10m范围内为三排支柱，一梁三柱，柱距1m。共用单体支柱数量为33根，每根单体支柱支撑的面积为1.21m2。超前支柱初撑力规定为100KN。超前10m内的顶底板移近量判断为直接顶（1.5m的顶煤、0.7m厚的泥岩）移近量，重量为： T=S×H×ρ=1.21×（0.7×2.5+1.5×1.43）=4.713T=47.13KN 式中S，每根单体支柱的支护面积； H，直接顶高度，顶煤1.5ｍ，岩泥顶0.7ｍ； ρ，密度，顶煤取1.43T／ｍ３，泥岩取2.5T／ｍ３ 47.13KN<100KN，支护强度合格。 ②超前10m～15m的支护强度验算

100103综采工作面支护设计

100103综采工作面支护设计 第一节、工作面位置及概况 一、巷道位置 100103综采工作面地面相对位置位于旺岭村以南，地表为农田，地面无建筑物、河流、水库等。井下位置位于矿井一采区，北为100101综采工作面采空区，南为10010运输顺槽和10#煤未采区，东为+640采区轨道大巷，上覆为020907回采工作面采空区。 二、地质特征 100103综采工作面为稳定的厚煤层，10#煤直接顶板为砂质泥岩，其底板为泥岩，上距9#煤平均间距5.8m，下距11#煤平均间距2.89m，10#煤煤层厚度1.3—5.87m，平均厚度3.84m，煤层结构中等，属可采煤层。 三、地质构造： 根据工作面设计范围内煤层底板等高线变化趋势分析，该工作面地层整体呈一单斜构造，倾向西北向，倾角3°～8°,一般5°左右；此外预计该工作面在掘进期间,无大的断层构造存在,但在各巷道施工过程中,由4处较小的陷落柱,有少量的裂隙水出现，会给顶板支护管理带来一定的影响。 第二节、设备配备 100103综采工作面设计走向长度1540m，倾斜长度182m，沿煤层底板一次采全高，工作面坡度随煤层倾角变化而变化。 一、采煤机主要技术参数如下：

1、适应煤层 采高范围：2.5～4.7m 适应煤层倾角：≤35° 煤质硬度：中硬或中硬以下煤层 2、采煤机总体 机面高度：1961mm 机身厚度：676mm 过煤高度：773mm 截深：800mm 摇臂摆动中心距：7980mm 行走轮中心距：6290mm 3、切割部 摇臂结构形式：分体、直摇臂 摇臂长度：2780mm 摇臂摆角：上摆40°、下摆18° 截割功率：2×500KW 滚筒转速：32.8r/min 截割电机型号：YBCS-500 截割电机功率：500KW 截割电机额定电压：3300V 截割电机额定电流：105A 截割电机额定转速：1486r/min 4、牵引行走部 牵引形式：开关磁阻电机调速、齿轮销排式电牵引牵引功率：2×60KW 牵引速度：0-13.8m/min

回采工作面支护专项设计

150102回采工作面支护专项设计 矿长： 总工程师： 编制人： 编制时间：二O一三年七月四日

一、概况

山西长治联盛首阳山煤业有限公司位于长治县西南15km 处八义镇石窝沟村一带，行政区划属八义镇管辖。 地理坐标为东经112°57″32′—112°59″12′，北纬35°55″25′—35°58″01′。 山西省煤炭工业厅文件晋煤办基发[2010]654号“关于山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复”，生产能力为90万t/a。井田保有资源/储量为34.12Mt，设计可采储量18.34 Mt，矿井设计开采服务年限14.6年。 2012年10月23日，山西省国土资源厅为山西长治联盛首阳山煤业有限公司换发的第C1400002009121220051251号《采矿许可证》，批准山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井井田面积为6.6898km2,开采3号～15号煤层，现开采15号煤层。 二、150102工作面位置 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[2013]391号文件，本 矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.65m3/min，相对涌出量为 0.56m3/t，为瓦斯矿井。 2、煤尘爆炸性 综上表所述，本矿15#煤具有爆炸性，在生产过程中应加强洒

采煤工作面设计规范

采煤工作面设计规范 一、范围 1、本规范规定了采煤工作面设计的程序、依据、技术内容、设计说明书编写的格式。 2、本规范适用于综采工作面、综采放顶煤工作面、水采工作面的设计。 二、设计程序 1、采煤工作面设计由矿生产技术部门按采煤工作面衔接安排，确定工作面设计或项目设计负责人。 2、由矿总工程师组织有关科（部）室，根据采区设计研究确定采煤工作面设计的具体原则。 3、设计负责人根据设计指令下达设计通知单，通知有关单位提供相关基础资料或者通知各专业根据相关基础资料进行专业设计。 4、设计负责人或者各专业根据确定的设计原则及收集的相关资料进行采煤工作面设计。 5、编制采煤工作面设计说明书。 6、由矿总工程师组织有关单位负责人对采煤工作面设计进行审查。经修改通过后报送长治公司进行审核备案。 三、设计依据 1、长治公司批准的采区设计。 2、矿总工程师批准的掘进地质说明书。 3、采面位置、范围，井上、下关系及四邻采面的地质情况。包括煤层赋存情况、水文地质、瓦斯及二氧化碳等有害气体赋存情况与涌出特征，煤层爆炸倾向，煤层自燃发火倾向及分类情况。 4、采面内煤层顶底板岩性特征、岩移特点及上、下煤层间及夹矸关系；邻近工作面同一煤层的矿压观测资料。 5、邻近工作面及边界小窑采空区、积水情况资料。 6、编制内容必须符合《矿产资源法》、《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤炭工业小型矿井设计规范》等国家有关安全生产的法律法规、技术标准和规范的要求。

7、采煤工作面设计的编制必须以经集团、公司和政府有关部门批准的设计文件（矿井设计、矿井改扩建设计、水平延深设计、区域设计等）和经审批的采区地质说明书为依据。 四、工作面设计内容 1、工作面所处位置及编号，所采煤层位置（编号），巷道布置、巷道断面，支护形式及支护材料的选择计算，掘进设备。 2、工作面几何尺寸、位置、边界、煤柱，邻近工作面开采情况，采动对地面的影响预测及采取的相应措施，工作面储量计算及回采率。 3、采煤方法、生产工艺、顶板管理、设备选型、生产能力及其确定的依据、可采期及工作制度。 4、根据煤层赋存条件、顶底板岩性和矿压资料，确定液压支架选型设计和顶板管理方法。 5、通风、运输、供电、注浆、供排水、综合防尘、煤层注水、防灭火、瓦斯抽放、钻场钻孔、防治水、通讯照明和监测监控等系统的设施选型、布置和能力配套的设计，并附各种系统图及相关图纸。 6、综合防尘、防火、防瓦斯、煤尘爆炸的隔爆设施、措施及灌浆系统的确定。 7、防治瓦斯、煤层突出、火灾、透水及其它危险现象的安全技术措施。 8、采煤工作面主要技术经济指标。 9、六大系统（监测监控系统、井下人员定位系统、压风自救系统、供水施救系统、通讯联络系统、紧急避险系统包括避难硐室和救生舱）设计。 五、采煤工作面设计说明书的编制 设计说明书包括封面、会审签字表、会审记录表、章节目录、章节内容及附图。 概述 1、工作面的井上下位置及对地表的影响、盖山厚度和四邻关系、主要大巷的关系。 2、工作面周围开采状况。 3、工作面所采煤层及开采顺序。 4、该工作面计划接替时间及安装时间。

煤矿掘进工作面支护材料管理办法(原版+吴部+户部)

高头窑煤矿掘进工作面支护材料 管理制度 为确保安全生产,进一步加强高头窑煤矿掘进工作面支护材料管理工作，尽量减少支护材料投入，降低吨煤成本，提高矿井经济效益，实现规范化、精细化管理。特制定《高头窑煤矿掘进工作面支护材料管理制度》。 一、掘进工作面支护材料管理领导小组 组长：掘进副矿长 副组长：掘进副总 成员：生产技术部部长、安监部部长、物资部部长、监审部部长、掘进队队长。 掘进工作面支护材料管理领导小组下设管理办公室，办公室设在生产技术部，生产技术部部长兼任办公室主任，生产技术部掘进专责负责具体协调联络工作，各区队技术员、材料员为本区队支护材料的监督员，负责本区队支护材料领取时质量、规格的查验工作。 二、掘进工作面支护材料领导小组管理职责 （一）生产技术部职责 1.参与支护材料入矿检验、验收（检查内容包括支护材料出厂日期、出厂合格证、煤矿安全标志、出厂检验合格证、现场实物抽查）等工作。 2.负责总结、推广支护方面的新技术、新材料、新设备、

新工艺。 3.负责确定掘进工作面的支护方式及支护参数。 4.负责根据现场实际情况，及时变更支护材料的规格型号及技术要求。 5.负责支护材料的抽检、送检工作，并根据实验结果及现场使用情况确定支护材料质量是否合格。 6.负责掘进巷道支护参数的设计优化工作，在确保安全生产的前提下，尽量减少支护材料的消耗量。 7.负责检查各施工现场使用的支护材料、支护质量是否符合设计要求。对支护质量不合格的施工地点，有权责令其停止生产，并限期整改。 （二）安监部职责 1.参与支护材料入矿检验、验收（检查内容包括支护材料出厂日期、出厂合格证、煤矿安全标志、出厂检验合格证、现场实物抽查）等工作。 2.参与支护材料的抽检、送检工作，并根据实验结果及现场使用情况确定支护材料质量是否合格。 3.负责对支护材料现场实时监管工作，发现有使用不合格支护材料的施工单位，有权责令其停止生产，并限期整改。 （三）物资部职责 1.负责支护材料的采购、审批、领用和发放、仓储、装卸等管理工作。

综采工作面超前支护单体柱防倒安全技术措施

综采工作面超前支护单体柱防倒安全技术措施 综采工作面打设超前支护要加强段顶板管理及通风畅通的同时，要加设有防止单体柱倾倒安全设施，为了防止单体柱倾倒伤人特制定如下安全技术措施。 一、工作面超前支护顶板管理： 1、从工作面切眼煤壁开始，逐架进行更换木梁，使用十字梁和米梁相互连接，梁端各架设一根单体液压支柱（2.5m、2.8m）为腿，距采帮1.0m处再架设一排单体支护π型钢梁，棚距0.8m。 2、机尾端头支护，距保险帮0.3m处和距133#支架0.3m,分别顺巷进行支设一根π型梁维护顶板，即“一梁四柱”柱距0.8m。当保险帮与133#支架间距大于1.2m时，再增设一排π型梁进行支护，排距0.6m。 3、更换木梁时，采用卸液钩将单体液压支柱缓慢卸液后，利用人工将木梁抬至安全区域内，并且码放整齐。 4、待取下木梁后，利用人工配合将其π型钢梁抬至单体液压支柱上方，然后利用送液枪将其单体液压支柱升紧、升牢。 5、所有单体必须穿柱鞋打在实底上，柱鞋规格600mm×200mm×150mm,防止单体液压支柱出现钻底现象，单体液压支柱初撑力必须达到80KN以上。 6、防倒链连接时，采用1.2m长小铁链两端用直径6mm的铁丝弯成S形钩，一端在单体液压支柱的手把或单体液压支柱的

活柱上缠绕三圈勾住小链，另一端勾住顶板完整的金属网，并且每根防倒链要勾紧、勾牢，两侧单体液压支柱防倒链方向一致指向煤帮，中间单体液压支柱防倒链一致指向下帮。 二、回收π型钢梁管理： 1、随工作面逐渐推进，距1#端头支架600mm处开始进行回收π型钢梁。 2、回收π型钢梁时，利用卸液钩将单体液压支柱缓慢卸液后，利用人工将π型钢梁缓慢抬至安全区域内，并且码放整齐。 3、将回收的π型钢梁和单体液压支柱，缓慢搬运到超前维护外，由检修班负责，逐架进行架设，依次类推。 三、其它安全技术措施： 1、作业时，严格执行敲帮问顶制度，以防顶板掉渣伤人。 2、作业时，作业人员要检查作业地点的瓦斯，顶板安全情况，如有隐患必须先处理后再进行作业。 3、所有单体必须用防倒链进行连接、拴牢，以防倒柱伤人。 4、作业及回收时，至少五人协调作业，二人抬π型梁放至单体液压支柱上方，二人同时进行升降两帮单体液压支柱，一人观察顶板及煤帮情况。 5、π型梁维护时，进行抬π型梁人员严禁将手、头伸到π型梁上方，防止升降单体液压支柱时出现夹手、夹头事故。 π型梁支护时，利用12#铁丝将π型梁两端绑在顶板完整的铁丝网上，至少缠绕两圈，将其紧固，防止单体液压支柱卸载时，

炮采工作面支护与回采工艺管理规定

编号：SM-ZD-50762 炮采工作面支护与回采工 艺管理规定 Through the process agreement to achieve a unified action policy for different people, so as to coordinate action, reduce blindness, and make the work orderly. 编制：____________________ 审核：____________________ 批准：____________________ 本文档下载后可任意修改

炮采工作面支护与回采工艺管理规 定 简介：该制度资料适用于公司或组织通过程序化、标准化的流程约定，达成上下级或不 同的人员之间形成统一的行动方针，从而协调行动，增强主动性，减少盲目性，使工作 有条不紊地进行。文档可直接下载或修改，使用时请详细阅读内容。 顶板管理健康有序发展，便于采面安全生产管理和质量达标工作，特制定炮采工作面支护与回采工艺管理规定如下： 一、工作面支护 1、工作面切巷支护 使用2.4m或2.2mπ型钢梁配合DW22-30/100型单体液压支柱两梁五柱对棚支护，支架排距1.0m或0.9m，棚距为0.6m，采用椽子、荆笆护顶蔽帮。 淘汰使用2.0m以下的π型钢梁。使用2.0m以下π型钢梁的矿井，在工作面复产后必须制定替换措施替换成2.4mπ型钢梁后方可生产。 新投产工作面必须使用2.4mπ型钢梁配合DW22型单体液压支柱支护。 单体液压支柱的使用按《郑新煤业公司单体液压支柱、

三用阀使用管理规定（试行）》执行。 2、工作面安全出口支护 工作面切巷铺设40T以上运输机的，机头、机尾安全出口采用不少于四对八根3.5m至4.0mπ型钢梁配合DW22型单体液压支柱一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过0.6m，工作面机头、机尾与顺槽搭接处应架设一对抬口棚。 工作面切巷铺设30T以下运输机的，机头、机尾安全出口采用不少于四对八根3.0 m至3.5mπ型钢梁配合DW22型单体液压支柱一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过0.6m，工作面机头、机尾与顺槽搭接处应架设一对抬口棚。 有条件的矿井，采煤工作面上下安全出口抬口棚可采用自移式端头步移支架支护。 3、工作面两巷超前支护 工作面上、下出口两巷20m范围内必须进行超前支护，使用金属铰接顶梁或长钢梁配DW25-25（30）/100型合单体液压支柱支护。

采掘工作面爆破设计

采掘工作面爆破设计 2017年7月

采掘工作面爆破设计 一、采煤工作面爆破设计 1、工程概况 矿井布置一个采煤工作面，首采工作面为六2-11010采煤工作面， 位于矿井六2上山采区东翼，采面剩余走向长度330m，倾斜长度210m，煤层厚度，煤层倾角14-17°，采煤工作面采取三八制正规循环，每天三班生产，班推进，日推进度为。 2、支护形式及规格 六2煤层坚固性系数为f=4，六2-11010工作面采用倾斜长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，工作面采用ZH1600/16/19ZL型整体顶梁 组合悬移液压支架支护顶板，支架中心距1000mm，最大控顶距，最 小控顶距，排距； 3、爆破器材确定 我公司为低瓦斯矿井，根据炸药的使用规定，选用Ⅱ级煤矿 许用炸药（32mm药卷，重200g/节）。起爆器材选用选用毫秒电雷管，发爆器选用MFB-100矿用电容式发爆器（引爆能力为100发）。 4、爆破参数确定 炮眼直径选用40mm，采用双层斜眼布置，炮眼深度均为，顶眼距顶板，底眼距煤层地板，与工作面夹角70-80°，眼距。 5、装药连线 采用连续反向装药，每眼装药，连线方式为串联，按自下而上 顺序一次起爆10个眼。

6、一图三表如下 图1 炮眼布置图 该工作面煤质中硬，炮眼布置形式采用双排眼，如下图所示 表1 爆破原始条件

名称单位数量名称单位数量体积m2炮眼数目个420 岩石坚固性系数 f 4 雷管数目个420 炮眼深度m 总装药量kg 168 表2 爆破设计说明书 炮眼指标项目眼距顶距底距仰角水平角装药封泥长度水炮袋孔径单位m m m 度度克/眼mm 个/眼mm 上75～80 0-300 ＞500 1 35 下10～15 75～80 400-500 ＞500 1 35 循环指标项目眼数药量雷管水炮袋 其它 起炮方式正向 单位个kg 发个联线方式串联 总计420 168 420 420 爆破方式毫秒 采面爆破采用毫秒爆破法。装药时，按照雷管的段数进行一次装药；采用分组装药、分组起爆；分组 起爆间隔距离不少于2m。 表3 预期爆破效果 名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 93 每循环炸药消耗量Kg/m 168 循环进尺m 循环炮眼总长度m 336 每循环爆破实体岩石体积m3每立方米岩体消耗雷管数量个/ m3 炸药单耗Kg/ m3每循环消耗雷管数量个420 7、采煤工作面每天炸药、雷管消耗量 采煤工作面每天消耗炸药542kg，每天消耗雷管1354个。 二、掘进工作面爆破设计 1、工程概况

8113综采工作面两巷超前支护补充措施

水城矿业（集团）有限责任公司 老鹰山煤矿 安 全 技 术 措 施 矿别：老鹰山煤矿 措施名称：8113综采工作面两巷超前支护补充措施 施工单位：综采工区 负责人：王良勇 编制人：叶世波 编制时间：2012年07月16日

8113综采工作面两巷超前支护补充措施 8113综采工作面两巷支护强度不够，经矿领导及有关业务部门决定，对两巷加强支护，为确保施工质量及安全，特拟本措施。 1、回风巷超前支护：自工作面煤壁往外20m采用2.5m单体支柱配半圆木在U支梁子中间打点柱的形式进行支护，柱距为1m；自工作面煤壁往外10m采取在回风巷下帮打一排戗柱，柱距为1m，中间点柱与戗柱互相错开500mm。 2、运输巷超前支护：自工作面煤壁至第一架U支段采用扶两对花边工字钢进行支护，保证一梁三柱且迈步前移；第一架U支至超前溜子机头采用2.5m单体支柱配半圆木在U支梁子中间打点柱的形式进行支护，柱距为0.6m。 3、运输巷落山角每次回撤后增打两个木垛，以加强下出口支护强度，落山角回柱时，够一个木垛位置及时打上，以防回柱后顶板下沉。 4、两巷超前打设单体要保证成直线，柱距偏差不大于±100mm,在顶板变化处允许增加单体支柱。 5、超前支护支设单体时要进行穿鞋，铁鞋铁钩必须挂单体的手柄上，且随单体一起回出。 6、两巷超前支护按要规定支设完后必须拴好防倒绳，以防单体失效伤人。 7、所有打设单体要保证初撑力，防止顶板下沉，每班要对超前

单体进行观测，及时对卸载、漏液单体进行补液或更换。 8、作业时，加强管理，严禁碰坏、砸坏巷道两帮的电缆、设备和管路；必要时利用废旧皮带对缆线、设备和管理进行保护，待作业完成时按照标化要求对管路、缆线重新吊挂。 9、作业期间，严禁其他无关人员通过，必须在作业前后10m范围设置警戒。 10、作业人员要加强自保互保意识，搬运支护用品要注意好手脚；作业时，随时“敲帮问顶”发现隐患必须及时处理后，才能正常作业。 11、作业前，瓦检员必须量取巷道顶部和帮部瓦斯浓度，严禁瓦斯浓度超限作业。 12、施工期间，必须坚持“敲帮问顶”制度。每次施工前必须先行进行敲帮问顶，找掉浮石活矸才能施工。必须配备长把敲帮问顶工具，并由当班班组长负责执行。 编制单位：综采工区 编制人：叶世波 编制时间：2012年7月16日

回采工作面超前支护验算

3908回采工作面超前支护强度验算 3908综采放顶煤工作面，切眼设计长度200米，顺槽设计断面宽4000mm，高3000mm ，经中国矿业大学从顶底板岩石单轴抗压强度、两帮岩石单轴抗压强度、巷道埋深、护巷煤柱宽度、采动影响系数、围岩完整性七项参数进行理论验算，顺槽掘进采用锚网梁索联合支护，支护强度完全满足安全生产需要。 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析，在回采过程中随着工作面的推进，两顺槽从安全出口向外100m 为顶底板移动量、两帮移近量显现范围，且移近量从里向外逐渐减小。 一、在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，巷道断面是否满足《煤矿安全规程》第22条规定。 《煤矿安全规程》第22条规定，“巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于500mm,输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于700mm；巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于300mm”。 ①3908轨道顺槽布置设备列车，最大件为移动变电站长×宽×高=3900×1100×1480mm。 最大宽度：移动变电站宽度1100mm +300mm+1000mm = 2400mm 最大高度：移动变电站高度1480mm +300mm = 1780mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm，取顶底板移近量最大点

83mm、两帮移近量最大点61mm，巷道净断面为3917mm?2400mm，净高度2939mm?1780mm，因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，3908轨顺巷道宽度满足安全生产的需要。 ②3908皮带顺槽安装转载机和破碎机、皮带机，最大件为破碎机，长×宽×高=3540×1785×1741mm。 最大宽度：破碎机宽度1785mm +700mm+700mm = 3185mm 最大高度：破碎机高度1741mm + 700mm = 2441mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm，取顶底板移近量最大点83mm、两帮移近量最大点61mm，巷道净断面为3917mm?3185mm，净高度2939mm?2441mm，因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，3908皮顺巷道宽度满足安全生产的需要。 二、在顶底板移近量、两帮移近量显现变化较大的地段（安全出口向外25m范围内）加强顶板支护，即超前支护。 《规程》第50条规定，“采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于20米；综合机械化采煤工作面，此范围内的巷道高度不得低于1.8米。” 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析，3908综采工作面从安全出口向外25m范围内为顶底板移近量、两帮移近量变化活跃段，因此作业规程规定采用单体液压支柱配合π型梁的超前支护加强支护，即从安全出口开始，前10m范围内为三排支护，10m～25m范围内为两排支柱，超前支护均为一梁三柱，柱距

综采工作面支护设计最终

-综采工作面支护设计(最终）

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第一节 巷道布置和工作面基本参数 一、巷道布置 本工作面正、付巷沿煤层走向方向布置,正巷长度为1228m ,付巷 长度为1１６８m ，切巷长度为２40m 。 附图一:巷道布置图 二、巷道支护形式和断面特征: 第二节 支架设计选型计算 一、液压支架选型原则 １、支护强度应与工作面矿压相适应。支架的初撑力和工作阻力 要适应直接顶和基本顶岩层移动产生的压力,将空顶区的顶底板移近量控制到最小程度。 ２、支架结构应与煤层赋存条件相适应。 ３、支护断面应与通风要求相适应，保证有足够的风量通过，而 且风速不得超过《煤矿安全规程》的有关规定。 4、液压支架应与采煤机、刮板输送机等设备相匹配。支架的宽巷道名称 断面 形状 净宽 (mm) 净高 (m ｍ) 毛宽 （mm ） 毛高 （ｍm) 支护形式 11-１０5１巷 矩形 44 3０0 锚网梁、锚索、架棚 １1-1052巷 矩形 44 300 锚网梁、锚索、架棚 11-10５切巷 矩形 65 ３0０ 锚网梁、锚索

度应与刮板输送机中部槽长度相一致，推移千斤顶的行程应较采煤机截深大100-2０0mｍ，支架沿工作面的移架速度应能跟上采煤机的工作牵引速,移架速度还应满足生产指标的要求，支架的梁端距应为３４0mm左右。 二、液压支架选型依据及内容 1、选型依据：支架选型前必须将工作面的煤层、顶底板及采区的地质条件全面查清、探明,编出综采采区、综采工作面地质说明书。 2、选型内容:选择支架时,要确定下述内容：支架类型，如支撑掩护式或掩护式；立柱根数；支护阻力,包括初撑力、额定工作阻力；支架结构高度,包括最大和最小高度;顶梁和底座的结构形式、尺寸及其相对位置；对防滑、防倒、防片帮、调架、移架、端面维护等装置的要求;操作方式、阀组性能等。 三、基本支架初步设计 1、基本支架主要技术参数的确定 ⑴支护强度（工作阻力） 从理论上分析,合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。支护强度过大,不仅增加支架重量和设备投资,而且给搬运、安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落,使顶板破碎，造成顶板维护困难。因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算,目前主要以经验法或实测数据,来确定支架的支护强度。 ①采用经验公式计算支架的支护强度:

综采工作面上端头支护安全技术措施

综采工作面上端头支护安全技术措施 由于工作面长度变化较大现有支架无法支护上端头，所以利用DW31.5-315/100单体液压支柱及铰接梁配合ZY5600/23/45型支架进行支护上端头处的空顶。一、支护工艺及回收工艺1、工作面端头处使用单体液压支柱进行支护，支护要求为:单体支柱间距不能小于700mm，排拒为1000mm，每天早班进行回收，端头支护见四回一。 2、所支设的单体必须挂铰接梁，并保证铰接梁连接有效不的出现断开现象。 3、每孔的间距为1米，孔的排距5-7米，综采工作面超前孔爆破参数 布孔位置上端头下端头布孔编号1号2号1号2号角度S90E65E30S60S90E65E30N60长度15151515封泥长度3333空孔长度1.51.51.51.5装药长度10.510.510.510.5每孔装药量35353535每种孔数1111每排孔消耗炸药140公斤，每孔三个炮头每个炮头一个雷管，每排孔共消耗雷管：12发。4、使用单体柱时，柱体顶盘和底座要均匀受力，顶板背实，软底穿鞋。5、单体液压支柱在支设过程中应当2人互相协助挂铰接梁，1人扶支柱，1人负责给单体液压支柱注液，并保证支撑力，直径为10090KN，8060KN。6、所有单体液压支柱的三用阀注液嘴必须朝向采空区方向,并保持横竖都在一条直线上。7、工作面上端头单体支护到过支架大柱以后再进行回撤。8、单体液压支柱再回撤时必须使用卸压扳手远距离操作，用绳子或专门加工的铁钩将单体拖出，严禁人员直接用手将单体拉出。9、回撤出的单体立即补打到超前支护单体前方，使超前支护距离不少于20米。10、所有支架的侧护板必须使用以缩小上端头空顶距离。11、采煤机上行割煤时要割到与上端头下帮煤璧处。二、安全措施1、单体支设过程中思想要集中，以防铰接梁及单体砸伤人员。2、单体支设过程中其他人员不得经过，以防出现事故。3、单体支设完成后检查单体于铰接梁咬合情况、并能够保证单体达到初撑力要求。4、单体必须使用≮5mm的钢丝绳或利用废旧皮带做的防倒绳防倒，以防止单体支柱卸压倾倒后造成人员或者设备、设施损害。5、损坏的单体立即回收不得摆放在工作面端头处，闲置单体柱要立放在上、下顺槽，不影响两巷行人安全出口处固定，保证行人通道畅通无阻.6、单体在回撤过程中必须有区队领导现场指导作业。7、工作面确保有完好的敲帮问顶工具、以便随时使用。8、交接班后负责运

1采掘工作面设计管理办法

1、采掘工作面设计管理办法 第1条为加强集团公司采掘生产技术管理工作，实现矿井正规、持续、安全生产，依据《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国煤炭法》、《中华人民共和国矿山资源法》、《中华人民共和国矿山安全法》、《煤矿安全规程》等国家有关安全生产的法律、法规、标准、规章、规程和相关技术规范，特制定本办法。 第2条采掘生产技术管理是煤矿生产管理的基础工作，集团公司、矿必须加强对采掘生产技术管理的领导，建立健全以集团公司总经理、矿长为首的行政管理体系和在总经理、矿长领导下的以总工程师为首的技术管理体系。 第3条集团公司、矿总工程师应对集团公司总经理、矿长负责，主管集团公司、矿技术工作，对重大生产技术问题提出的方案和措施，经集团公司总经理、矿长审查或上级机关批准后，由分管负责人组织实施。 第4条生产技术业务部门必须加强领导，强化责任、强化管理、强化监督、强化培训，必须明确职责范围和技术人员、管理人员的职责、权限，并严格检查考核。 第5条地质部门必须提前一个月提交新设计盘区的地质报告，盘区设计提前一个月送交施工单位。新盘区移交生产前，由矿组织验收。 第6条本管理办法适用隶属于碾焉煤矿公司从事煤炭生产和煤

矿建设活动的单位。 第7条盘区设计由矿总工程师负责组织编制，在编制盘区设计前，必须先编制盘区设计方案，经集团公司审批后，再进行盘区设计。盘区设计必须依照经批准后的盘区设计方案进行编制，经矿总工程师审批签字后报集团公司备案，无盘区设计或设计未经批准不准进行施工图设计，更不准开工。 第8条编制盘区设计方案前必须具备下列文件： 一、经矿总工程师审批的地质报告； 二、矿井设计文件，如：矿井设计、矿井改扩建设计、水平设计或区域设计； 三、矿井的长远规划、盘区接续图表； 四、邻近盘区相同煤层的矿压观测资料； 第9条盘区设计方案必须符合《煤矿安全规程》以及煤炭工业有关技术文件的规定，在充分分析研究本矿实际生产条件的基础上，必须提出至少两个或以上技术方案进行技术经济论证比较，选择最佳方案做为盘区设计的实施方案。 第10条盘区设计方案在编制过程中,依据设计规范基础上广泛征求业务科室、工程技术人员、工人和安监部门人员的意见，尽量采用新技术、新工艺、新设备、新材料和现代化管理技术，设备选型应坚持高强度、大功率、技术先进、性能可靠、环节配套的原则，力求盘区的开采实现高产、高效、高回收率、安全可靠和经济效益好。

采煤工作面的顶板支护

采煤工作面的顶板支护集团企业公司编码：（LL3698-KKI1269-TM2483-LUI12689-ITT289-

采煤工作面的顶板支护顶板事故是煤矿五大自然灾害之一，认识煤层顶板，按制煤层顶板，预防顶板事故是煤矿安全工作的重要内容。 煤层上面的岩层叫顶板，根据顶板的坚硬程度及距煤层的距离，可以把煤层的顶板分为伪顶、直接顶、老顶，伪顶是位于煤层之上，紧贴煤层的一层松软岩层，直接顶是位于伪顶之上或煤层之上的顶板，具有一定的稳定性、当工作面煤层被采落时，它不会立即垮落，而是要在工作面之上悬露一定的时间才垮落，直接顶是采煤工作面支护的对象，老顶是在直接顶上方的岩层，比较坚硬，它一般在采空区上方悬露一定的面积后才能垮落，悬露面积根据岩层的性质有所不同，老顶垮落后会给采煤工作面带来很大压力，如果工作面支护不好，就会发生冒顶伤人事故。 在采煤工作面回采中，有老顶的初次来压和周期来压，工作面靠采空区一侧还有固定的支承压力，如果支护措施不能有效地抵抗压力，就会发生冒顶事故，轻则影响矿井生产，重则造成人员伤亡事故。 采煤工作面容易发生冒顶的地点：煤壁处，此处支护力相对较小，加之煤壁片帮及破煤后顶板支护不及时，顶板失去控制，极易发生局部冒顶，若处理不及时，还会发展为大面积冒顶事故，采煤工作面切顶线

处，该处顶板最破碎，顶板压力也最大，在回柱放顶过程中，由于压力重新分布，容易发生冒顶事故，采煤工作面的两个安全出口，在采煤工作面安全出口前后10m处范围内，由于应力集中，压力大，加之控顶面积大，顶板破碎，易发生冒顶事故。 采煤工作面冒顶前，会听到岩层的碎裂声，顶板裂缝增多、增宽，顶板更加破碎、掉碴、支柱整体向一方倾斜或下沉，煤壁片帮严重，若有以上情况时，必须加强采面支护，预防冒顶事故的发生。 在采煤工作面的顶板支护中，必须严格执行煤矿支护及顶板管理方面的措施，按章作业，严防顶板事故的发生，采煤工作面的顶板事故大都发生在直接顶初次垮落、老顶初次来压和周期来压过程中，在工作面的试采阶段，我们必须掌握压力分布及顶板来压规律，采取切实有效的支护措施，根据顶板特性及压力大小采取合理有效的支护形式控制顶板，在正常回采过程中，工作面支护的棚柱距必须严格按要求执行，横竖成排成行，行距、柱距统一，柱子迎山角度要好，梁子必须铰接，对顶板破碎的，可以使用竹笆、木板等加强支护、使整个采面支护形成一个整体，达到最佳的支护效果，对容易冒顶的地方必须根据实际情况加强支护，煤壁伞沿必须及时清理，打好贴帮柱，防止煤壁片帮伤人。对放炮落煤后不能立即支护的，必须搞好临时支护，对切顶线一侧，可采用密集或丛柱、饯柱，以防采面冒顶或采空区石窜入工作面伤人，在回柱放顶时，必须加强最小控顶距最后一排的支护，确认支护强度达到要

采煤工作面端头及两巷超前支护管理规定实用版

YF-ED-J4849 可按资料类型定义编号 采煤工作面端头及两巷超前支护管理规定实用版 In Order To Ensure The Effective And Safe Operation Of The Department Work Or Production, Relevant Personnel Shall Follow The Procedures In Handling Business Or Operating Equipment. （示范文稿） 二零XX年XX月XX日

采煤工作面端头及两巷超前支护 管理规定实用版 提示：该管理制度文档适合使用于工作中为保证本部门的工作或生产能够有效、安全、稳定地运转而制定的，相关人员在办理业务或操作设备时必须遵循的程序或步骤。下载后可以对文件进行定制修改，请根据实际需要调整使用。 为切实加强采煤工作面上、下端头及两巷 超前支护管理，进一步提高和巩固采煤工作面 安全质量标准化水平，确保安全生产，结合焦 煤公司实际，制定本规定。 第一条本规定适用于焦煤公司除采用充 填开采、沿空留巷开采或有其它特殊要求以外 的所有采煤工作面。 第二条采煤工作面端头管理应遵守以下 规定。 1、采用单体柱铰接梁支护的炮采工作面，

使用单体柱π型钢梁迈步对棚支护端头，端头对棚迈步步距与工作面循环进度一致。 2、采用单体柱π型钢梁对棚支护的炮采工作面，使用单体柱π型钢梁迈步对棚支护端头，端头对棚迈步步距与工作面π型钢梁一致。 3、采用悬移支架支护的采煤工作面，优先使用端头支架加强支护，使用单体柱π型钢梁迈步对棚支护端头时，端头π型钢梁迈步对棚与排头架间距不超过500毫米，超过500毫米时要增加一对棚，够一架悬移支架宽度时，要及时加架。端头对棚迈步步距与工作面循环进度一致。 4、采用综采（放）工艺的采煤工作面（设计采高≤3.5米），端头支护必须使用端头架。

煤矿回采工作面单体液压支柱支护的工艺流程

煤矿回采工作面单体液压支柱支护的工艺流程 二0一七年二月 煤矿回采工作面单体液压支柱支护的工艺流程 为加强回采工作面的顶板管理，提升矿井的安全系数，保证员工的人身安全，增强员工的工作环境，确保煤炭资源安全高效的产出，从而增加矿井的经济效益，实现安全生产，特制定回采工作面单体液压支柱支护的工艺流程。 一、单体液压支柱的作用： 1、煤矿回采工作面淘汰木支柱支护使用单体液压支柱配铰接梁支护符合国家对煤矿企业出台的相关文件的要求。 2、煤矿回采工作面使用单体液压支柱配铰接梁支护大大提高回采工作面的支护强度，更好管理顶板。 3、煤矿回采工作面使用单体液压支柱配铰接梁支护提高回采工作面的煤炭资源回采率，不得浪费煤炭资源。 4、煤矿回采工作面使用单体液压支柱配铰接梁支护能够形成正规的走向壁式工作面。更容易管理，提升回采工作面的质量标准化。 二、采煤方法： 1、工作面布置：1条机巷（运输巷、进风巷），规格在2m×2m；1条回风巷，规格在2m ×2m。机巷与轨道上（下）山贯通，回风巷与回风上（下）山贯通。在工作面上下安全出口未贯通前，先沿回采工作面煤层倾向开切眼。 2、采煤方法：采用走向长（短）壁后退式采煤法。要求：（1）全部采用单体支护；（2）必须沿平巷留好10m（长）×6m（宽）的煤柱；（3）开采前必须形成上下安全出口；（4）采用负压通风。 三、支架布置形式： 工作面采用爆破落煤；悬臂方式采用正悬臂。所以工作面支架布置形式决定选取齐梁直线柱，即沿工作面走向顶梁和支柱都为直线排列，顶梁为正悬臂架设。 四、支护密度： 支护密度计算 单位顶板面积内支撑顶板的支柱数量叫做密度，单位为：根/平方米。支护密度是根据顶板压力大小和支柱额定工作阻力来确定的。 顶板压力估算： 4( ~ p)8 gMr =8×9.8×1×2500 =196000（pa）=196000N/m2=196（kN/m2） 式中 P-单位面积的顶板压力，pa； M-工作面采高，取1m R-顶板平均密度，取2500kg/m3 G-常数，g=9.8N/kg。 支柱额定工作面阻力取支柱的平均工作阻力，考虑到地质条件等因素影响时，有 P’=Rt×80% =250×80% =200(kn) 式中 P’-支柱平均工作阻力，kN; Rt-支柱原有的额定工作阻力，kN.

掘进工作面设计说明书

xxxxx掘进设计说明书 编号：号 编制单位：xxxxxxx 编制日期：2017年10月

设计会审记录

目录 1. 概况................................................................................................ - 1 - 1.1概述......................................................................................... - 1 - 1.2编写依据 ................................................................................ - 1 - 2. 地面相对位置及地质情况 ........................................................... - 2 - 2.1 井上下对照关系表 ............................................................... - 2 - 2.2 煤（岩）层赋存特征及地质构造 ....................................... - 3 - 2.3 地质构造 ............................................................................... - 5 - 2.4 水文地质 ............................................................................... - 5 - 2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性 ....................................................... - 5 - 2.6 煤质指标 ............................................................................... - 5 -3．巷道布置及支护设计 ................................................................. - 6 - 3.1 巷道布置 ............................................................................... - 6 - 3.2支护设计 ................................................................................ - 8 - 3.3支护工艺设计 ...................................................................... - 13 - 3.4工程质量验收标准 .............................................................. - 14 - 3.5 矿压观测设计 ..................................................................... - 14 - 4. 施工方法及工艺设计 ................................................................. - 16 - 4.1 施工方法 ............................................................................. - 16 - 4.2 设备配备及技术特征 ......................................................... - 18 - 5. 生产系统设计 ............................................................................. - 20 - 5.1 通风系统 ............................................................................. - 20 -