采煤工作面有效支护方式及创新的探讨摘要最近几年，采煤力度的逐步加深，适度的支护采煤工作面，直接关联到采煤企业经济效益的同时，影响着煤矿的安全生产。对此，本文通过深入探讨煤矿采煤层的实际状况，基于支护工作面根本性原则的基础之上，选择切实可行的支护方式，合理有效的支护工作面，保障采煤安全生产，提高经济效益，对煤矿企业立足市场具有起到尤为重要的现实性作用。
关键词采煤；工作面；支护方式；创新
中图分类号td8 文献标识码a 文章编号 1674-6708（2011）49-0009-02
目前，主要有五大类自然灾害造成煤矿事故，特别是顶板事故，管理顶板回采工作面的过程中，选择恰当的支护方式、明确支护密度起到显而易见的重要性作用。
1 采煤工作面的支护方式及原则
1.1支护方式的合理性
管理顶板回采工作面的关键，即是明确支护的合理强度以及选择恰当的支护方式。建立于不同回采工作面的基础之上，通常可分为两大类支护方式：基本支护和特殊支护。针对顶板在正常情况下，要求支架可支护顶板的方式，也即基本支护方式。而所谓的特殊支护，需在顶板发生悬顶、移动、冲击等安全隐患时，支架能支护起顶板并预防顶板事故的发生。针对回采工作面处于单体液压支柱支
长壁采煤法采煤工作面通风方式的确定 2006年8月17日16:22:0 长壁采煤法有后退式与前进式两种类型。无论是后退式工作面还是前进式工作面，沼气主要都来源于两部分：一是正被开采的煤层；二是相邻的岩层或煤层。如果不实行沼气抽放，相邻岩层或煤层的沼气将聚集在采空区。来源于上述两方面的沼气总涌出量，直接影响工作面的安全生产。工作面的沼气浓度，无论是后退式工作面，还是前进式工作面，皆由工作面风量来控制。 前进式工作面，由于采空区的漏风而减少了工作面的有效风量，但风流能有效地清洗工作面上隅角处的沼气。后退式工作面，采空区的漏风大大地减少，但在走向长壁工作面上隅角处会出现沼气的聚集（见图1）。仰斜长壁工作面，沼气上浮，沼气集中于工作面空间，不利于工作面的安全生产。俯斜长壁工作面，沼气集中于上部采空区，有利于工作面的安全生产。 图1 工作面上隅角处沼气的聚集 采用合理的工作面通风方式，可以有效地排出工作面沼气，特别是高沼气矿井、高温矿井需要风量大，是工作面安全生产的重要保证。 长壁式工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力和巷道布置有关。通风方式是否合理，成为影响采煤工作面正常生产的重要因素。 一、工作面通风应满足的要求 （一）采煤工作面要有足够的风量，并符合《煤矿安全规程》的要求，特别要防止在工作面上隅角处沼气的积聚； （二）采用沿空留巷时，巷旁应采取防漏风措施； （三）风流最好是单向顺流，尽量减少折返、逆流，力求系统简单、风路短； （四）根据通风要求，进风巷、回风巷应有足够的断面和数目。 二、工作面通风方式的确定 长壁式采煤工作面通风方式主要有U型、U+L型、Z型、Y型、W型以及H
When the lives of employees or national property are endangered, production activities are stopped to rectify and eliminate dangerous factors. （安全管理） 单位：___________________ 姓名：___________________ 日期：___________________ 2021年采煤工作面的顶板支护
2021年采煤工作面的顶板支护导语：生产有了安全保障，才能持续、稳定发展。生产活动中事故层出不穷，生产势必陷于混乱、甚至瘫痪状态。当生产与安全发生矛盾、危及职工生命或国家财产时，生产活动停下来整治、消除危险因素以后，生产形势会变得更好。"安全第一" 的提法，决非把安全摆到生产之上;忽视安全自然是一种错误。 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。
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 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
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。
综采工作面通风设计 一、工作面概况 （1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~1132米，盖山厚441~492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。 （2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。 二、通风方式及方法 ****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒出口距尾巷掌头必须小于5米。 三、配风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素） 2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。 Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6=720m3/min Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6=480m3/min Q采=Q采回＋Q采尾=1200m3/min（含采外配风300 m3/min） 通过工作面的风量为：1200－300=900 m3/min。 其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min； q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）； K回ch4、K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6； 2、按工作面温度与风速计算 Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min 其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min； V采——工作面良好气候条件下的风速m/s； S采——工作面断面 6.06m2。 3、按工作面人数计算 Q采＝4N＝4×60＝240m3/min 其中:4——每人所供给风量不得少于4 m3/min； N——采煤工作面同时工作最多人数。 4、风速验算： 依照《煤矿安全规程》第101条规定，12#煤****综采工作面在采取煤层注水、采煤机喷雾降尘等综合防尘措施后的最低风速为0.25m/s，最高风速不得高于 5 m/s，通过上面三种方法计算后，取最大值进行验算。 0.25×60×S大≤Q采≤5×60×S小 0.25×60×6.69≤900≤5×60×5.43（不含采外配风） 100.35≤900≤1629
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
煤矿综采工作面支护技术问题及完善 摘要:随着各行各业的快速发展，对煤矿资源的需求量不断增多，为了保证各行各业生产过程顺利进行，煤矿企业需要不断加大采矿工作面。采矿安全问题受到人们的广泛关注，为了保证采矿工作安全，顺利进行需要对支护工作产生足够重视，本文对煤矿综采工作面支护技术问题进行分析，之后提出相应的完善对策，以期为采矿工作提供参考。 关键词:煤矿;综采工作面;支护技术;问题;分析 1煤矿综采工作面支护技术问题分析 通过实际调查发现当前煤矿综采工作面支护工作在支架选择、超前支护以及特殊工作面顶板管理技术等方面存在一定问题，下面对上述问题进行分别说明。 (1)支架选择。支架选择的合理与否对煤矿开采工作能否安全进行有着至关重要的影响，但是当前部分煤矿企业对支护工作的认识程度不够，在选择支架时未对其种类、型号以及工作阻力等进行充分考虑，选择过程存在较大的盲目性，致使支架同实际要求存在不相符的情况，安全性和稳定性明显降低，导致支护工作无法取得预期效果，在开采过程中出现坍塌的几率增加，对工作人员的生命安全造成严重
威胁，且开采工作效率较低。 (2)超前支护。合理的超前支护可以将动压力对巷道产生的不利影响降至最低，能够在事前制定相应的预控对策，为煤矿综采工作顺利开展提供更多有利条件。但是当前部分煤矿企业在超前支护施工时未对综采工作面进行全面的分析研究，致使超前支护措施同实际要求存在一定的偏差，不能更好地对巷道进行保护，对综采工作面实际开采过程产生一定影响，开采过程受阻。 (3)特殊工作面顶板。在实际开采过程中工作人员需要根据顶板的条件采取相应的措施对其稳定性进行提升，减少坍塌事件出现的几率，保证开采过程顺利进行。但是当前部分煤矿企业对特殊工作面顶板管理工作未产生足够的重视，并且未对综采工作面进行细致分析，导致顶板管理和支护措施存在一定问题，顶板稳定性无法得到保证，开采过程中出现安全事件的可能性增加。 2煤矿综采工作面支护技术问题解决措施分析 2.1 支架选择问题的解决措施 (1)支架种类选择。液压支架在煤矿综采工作面开采过程中应用较多，液压支架又分为支撑式，掩护式以及支撑掩护式三种形式，为此在实际工作过程中需要对支架的种类进行确定。在选择支架前工作
( 安全管理 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 2021版采煤工作面设计验收管 理办法 Safety management is an important part of production management. Safety and production are in the implementation process
2021版采煤工作面设计验收管理办法 一、生产矿井采区设计管理工作程序 1、采区（水平）设计要提前三到五年规划、编制，并经有资质的部门设计，图纸应齐全。 2、开拓巷道掘进超过采区准备巷不少于50米，满足采区准备巷道开工的需要。 3、准备巷道掘进提前一个月超过回采巷道开口位置不少于200米，为各系统的调整、完善及回采巷道的开口准备提供足够的时间。 4、回采工作面形成采煤系统到正式生产前，必须保证至少三个月的“坑透”、钻探、巷探等整理巷道和工作面准备时间。 二、生产矿井回采工作面设计管理工作程序 1、采区准备巷道掘到具备回采工作面巷道开口时，根据本单位衔接计划，在回采巷道开口前必须有经吕梁煤业公司生产技术部批准的综采工作面（普采）设计方可施工。
2、工作面设计包括工作面设计说明书：防火系统、注浆系统、防尘洒水系统、通风系统、监测监控系统、运输系统、供电系统、避灾路线、巷道布置、生产系统图（1:2000）、巷道断面图（1:50）、巷道剖面图（1:50）、柱状图等图纸、采煤方法等，施工前上报公司生产部。 3、工作面设计要绘制出工作面采煤过程中通风系统示意图。工作面巷道施工中，确保巷道的直线度，否则追究施工单位和有关单位的责任。 4、各矿必须严格按工作面设计组织巷道施工，建立严格的质量验收制度，确保施工质量。 三、工作面验收 1、巷道工程竣工后，由矿负责组织验收。验收不合格必须返工。验收合格后，要进一步搞好地质调查工作，必须进行物探、钻探或地震勘探工作，并绘制采煤工作面地质构造图和巷道地质构造剖面图。 2、工作面安装准备必须按设计进行，工作面设备试运转时，矿
煤矿综采一队工作面安装期间通风技术安全措施 一、通风系统、风量计算及通风设施管理： 1、相关参数： 95200工作面处于已回采结束的74107、75202工作面下部，平均距离28m左右，属于被解放层。施工期间参照95204工作面瓦斯涌出情况作为计算依据，95204工作面目前瓦斯绝对瓦斯涌出量平均为3m3/min。该面发火期参照“950工作面三带研究项目”确定，发火期为6～9个月，该面煤尘爆炸性确定为：挥发份vdaf=45.91%。 2、风量计算： （1）采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为： q采=q基本×k采高×k采面长×k温（m3/min） 式中:q采——采煤工作面需要风量，m3/min； q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min。 k采高——采煤工作面采高调整系数（见表1）； k采面长——采煤工作面倾斜长度调整系数（见表2）； k温——采煤工作面温度调整系数（见表3）。 q基本=60×v采×s采max×70%（m3/min） 式中：v采——采煤工作面适宜风速，从防尘角度考虑，取v采=1m/s；s采——采煤工作面最大控顶时断面积，m2； s采max=采煤工作面最大控顶距×工作面实际采高－输送机、支架(支柱)、梁子等所占的面积(m2)
表1k采高——采煤工作面采高调整系数 采高(m);4n（m3/min） 综采工作面风量计算： q采=4×76=304（m3/min） （工作面同时工作的最多人数为76人） （5）按采煤工作面风速进行验算： 15s采平均3、通风设施及管理： 根据该地区通风系统分析，控制影响该面的通风设施主要有:94107运煤下山调节墙、9煤回风上山绕道调节墙、95200皮带机道绕道调节墙、95200皮带机道绕道风门，以上通风设施对保证该面系统稳定极为重要，任何人都不得随意损坏或将两道风门同时打开，以防风流短路，威胁工作面安全。 4、根据生产需要，该工作面安装期间采用下行通风模式，即材料道作为进风系统，皮带机道作为回风系统；为此需对现通风系统进行调整。方案如下： （1）分别在949运煤下山、9煤回风上山绕道、-1025夏桥系皮带石门中段砌筑调节墙，同时堵好95200皮带机道绕道调节孔形成挡风墙，为调整系统作好准备工作。 （2）分别摘除夏桥系皮带石门绕道及-1025夏桥系皮带石门中段风门，形成-1025运输大巷→-1025运输大巷绕道→-1025夏桥系皮带石门→95200材料道→95200工作面→95200皮带机道→95200皮带机道绕道
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，
-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:
第一章概述 一采煤工作面位置及开采范围 5015N工作面位于该矿第一水平，该工作面上以-40m煤层底板等高线的保护煤柱为界，下以-400m煤层底板等高线的边界保护煤柱为界。左以工作面的运输斜巷为界，右以工作面的回风斜巷为界。 二采煤工作面与相邻煤层及相邻已采条带的关系 相邻条带对本条带无影响。 三采煤工作面与地面相对位置关系 地面无保护物。
第二章地质概述 一煤层的赋存情况 西安矿工作面走向为东西走向。工作面的长度为280m，工作面推进长度为1718m。煤层倾角12°左右，平均煤厚5m，煤质中硬，煤的密度为1.33t/m3。 二围岩的性质及对煤的影响 无伪顶。直接顶为8m厚的细沙岩（Ⅰ）类，基本顶为11m厚的石灰岩（Ⅱ）类。煤层底板为中砂岩。邻近条带对本条带无影响。三地质构造及水文地质情况 西安矿工作面的左以断层为界，留20m保护煤柱。采区的正常涌水量为150m3/h。 四瓦斯，煤尘和自燃发火期 采区瓦斯相对涌出量为16m3/t。煤尘具有爆炸性。自燃发火期为6个月。
第三章可采储量及可采期 一可采储量的计算公式： ? ? ? ? =K M Z S = R L ? 33.1 91 % 280 5 1738= ? ? ? 式中 Z—工作面的可采储量，万t S—工作面的倾向长度，1738m L—工作面的长度，280m M—煤层的厚度，5m R—煤的实体密度，t 33 .13 m/ K—工作面的采出率 二可采期的计算公式： Z 1.2a T = = AK 式中 T—可采期，a A—工作面年生产能力，334Wt K—储量备用系数 1.4
第四章巷道布置与生产系统 第一节巷道布置概述 在靠近 F断层保护煤柱线处沿煤层的倾向在煤层中掘进第一带 10 区的回风斜巷在距第一带区中心右侧在煤层中沿煤层的倾向掘进第一带区的运输斜巷二条斜巷掘至保护煤柱线处在煤层中沿走向掘一条平巷使二条斜巷相通该巷道称开切眼，待各巷道检查合格后安装采煤机设备进行采煤工作。 同时做好下一条带的准备工作。 将采区车场布置在停采线上部的煤层底板岩石中，材料斜巷通过平巷和材料斜巷与大巷相通，同时，材料斜巷与回风大巷相通，绞车房在材料斜巷上端。采区煤仓一端与运输斜巷相通，另一端与水平大巷相通。进风行人斜巷一端与水平运输大巷相通，另一端与运输斜巷相通。 第二节生产系统 一运煤系统（附图1） 采煤工作面→运输斜巷→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓 二运料系统
采煤工作面支护监测制度 示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月
采煤工作面支护监测制度示范文本使用指引：此管理制度资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进，同时考虑各个环节之间的关系，每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划，并将危害降低到最小，文档经过下载可进行自定义修改，请根据实际需求进行调整与使用。 为加强采煤工作面支护质量管理，强化质量标准化意 识，突出支护质量是采掘工作面安全生产的保证，杜绝支 护事故的发生，结合《煤矿安全质量标准化标准及考核评 级办法》、《煤矿安全规程》制定本制度： 一、监测组织 采煤队成立以主管队长为组长，主管技术员为副组 长，安全队长及带班班长为成员的支护质量领导小组。成 立以主管技术员为组长，安全班长和质量验收员为成员的 支护质量监测执行小组。由队长主管技术员队抽调和培训 测压人员组建测压组，对工作面支护质量进行监测。特殊 条件下由总工程组织召开支护质量会议，研究因顶板岩层 变化加强支护管理的措施，并提出改善支护方式的建议，
监督支护质量的班监工作，工区主管技术员对支护质量监测资料进行收集汇总。要求当班监测信息，以及为消除隐患所采取的措施在下一班班前会上就与工人见面。 二、回采工作面支护质量监测内容 （1）支架阻力观测 利用增压式压力表观测支柱工作阻力的变化情况。在工作面上、中、下布置3条观测线，由队派专人进行监测支柱的的初撑力、工作阻力，并做好记录。 （2）支架活柱缩量观测 用钢卷尺测量支柱的活柱下缩量。 2、顺槽的矿压观测 顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测：利用增压式压力表分别测量轨道顺槽、皮带顺槽超前支护范围内支柱的工作阻力，掌握其变化情况，以便分析围岩变形时的支柱阻力变化情况。
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
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
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Φ100≥90KN，Φ80≥60KN。 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、交接班后负责运输机机尾人员首先检查有无伞岩或煤层离层情况，并进行处理。人员不得在上端头处停留或工作，确需工作时必须有专人进行监护。 9、支设区域顶板过高时使用加长腿，确实无法支护的可使用木点柱进行支护。 10、工作面范围内每位人员要熟悉该工作面可能出现的各种灾害的避灾路线。
****综采工作面通风设计 一、工作面概况 （1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段 位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~ 1132米，盖山 厚441~ 492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。 （2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。 工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。 二、通风方式及方法 ****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和 尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联 络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风 机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒 出口距尾巷掌头必须小于5米。 三、配风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素） 2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工 作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。 Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6= 720m3/min Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6= 480m3/min Q采=Q采回＋Q采尾= 1200m3/min（含采外配风300 m3/min）通过工作面的风量为：1200－300=900m3/min。 其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min； q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量 m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）； K回ch4、 K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6； 2、按工作面温度与风速计算 Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min 其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min； V采——工作面良好气候条件下的风速m/s；
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