工作面悬移支架规程

工作面悬移支架规程

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系表

水平名称+50水平采区名称11采区

地面标高(m)+186.7〜+208.5井下标局(H1)+79.6~+45.4

地面相工作面地表位于来集镇陈沟村小王庄村民组。地表地形为丘陵与冲沟，全区

对位置被黄土覆盖，有树木，农作物，有一大冲沟。大致呈西高东低之趋势。

地面地形为丘陵，全区被黄土覆盖，有树木、农田，东部有小王庄部分农户。

回采对地面影响

没有常年性河流与水体，回采时对地表设施影响不大

井下位置及工作面东部为主井与主井水仓，n皮带巷，西部为11采区未开采区，北部为

与四邻关系F22断层，南部为F48断层

走向长(m)576倾斜长度(m)70面积(m2)40320

第二节煤层

煤层情况表

1-2.4煤层倾角8°〜17。

煤层厚度(m)煤层结构局部夹肝

1.95(0)12

属较稳固型

开采煤层二1煤种贫煤稳固程度

煤层

绝对瓦斯

煤层硬度系数相对瓦斯涌

1.5涌出量0.33.54

(f)出量(mVt)

(m'/rnin)

二1煤层，黑色，粉末状，半光亮型，H062工作面为复采煤层，煤层

煤层情

底板局部起伏变化，引起煤厚度变化较大，含肝率较高，部分出现无煤带，

况描述

F48支断层邻近及以东属薄煤带。

煤质情况见表—3

表1-3煤质情况表

MAVQFCStY工业牌号

0.85%9.64%12.97%35.52KJ/Kg0.36%0.85%无烟煤

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表

顶、底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

灰绿色中粒长石石英砂岩，厚平均为6.5m,以

石英为主，含植物化石及白云母碎片，下部呈

老顶大占砂岩厚度10m

砂泥岩裂隙较发育。

顶板灰绿〜灰黑色，挤压揉搓现象明显，极破碎，

直接顶砂质泥岩7.6〜17.6m

强度较低。工作面内直接压煤。

深灰炭质泥岩，随开采随落。

伪底炭质泥岩0.210.5m

砂质泥岩、粉深黑色，含植物化石与白云母碎片，水平层理

直接底厚度7.41m

砂岩或者细发育。

底板

深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、蜒科化石并

老底L7、L8灰岩厚9m

发育方解石脉。

附图1-1:工作面地层综合柱状图。

第四节地质构造

断层情况表

构造走向倾向倾角落差

性质对回采的影响

名称(°)(°)(°)(m)

留设断层煤柱，防治

断层水，造成储量缺

F227016070正断层172失，对回采有一定影

响但不大。会引起工

作面淋水

留设断层煤柱，防治

断层水，造成储量缺

F489518560正断层42失，对回采有一定影

响。会引起工作面淋

永

留设断层煤柱，防治

断层水，造成储量缺

F227016070正断层172失，对回采有一定影

响但不大。会引起工

作面淋水

造成煤层底板起伏，

出现无煤带，回采时

F48支4013070正断层17过断层破碎带，顶板

支护困难。会引起工

作面淋水

图1-2：工作面运输巷、回风巷、开切眼剖面图。

第五节水文地质

一、含水层(顶部与底部)分析

本工作面水文地质条件中等。该工作面顶板水含水性不强，掘进过

程中顶板有少量淋水现象，随着掘进延伸淋水逐步减小或者消失。据此分

析，11062工作面顶板水不可能对正常回采造成影响，该区域灰岩含

水层富水性较弱，同时通过裴沟煤矿深部开采疏放，水位-200m,底板水

对H062工作面的影响不大;掘进过程中未发现底板涌水现象，由此分析,

工作面回采过程中不可能出现大的底板涌水，但局部会出现少量底板渗水

与涌水现象，估计正常涌水量为0.5nf/h,最大涌水量为3m：'/h。影响施工

的要紧为老空水与断层水。矿井设计正常涌水量45m7h,最大涌水量

76.5m7h,目前矿井实际涌水量只有,5.7nr7h。本工作面估计正常涌水量

3.8m7h,最大涌水量6m3/h。11062上付巷正常用水量为2.37h,H062

下付巷正常用水量为1.57h。

(1)、顶板：直接顶厚7.6-17.6m左右，遇煤层较薄段或者小断层时

将有打顶现象,遇顶板裂隙发育段老顶砂岩水将导入巷道内，通常以滴水、

淋水为主，估计水量0.5m：7h；另外，该面采空区已将顶板水充分疏放，

掘进期间，将不受顶板水威胁。

(2)、底板：直接底炭质泥岩砂质泥岩，互层厚度在7.41米左右，老

底为L7-8灰岩，厚度在9米左右。经裴沟矿对底板L7-8灰岩水已疏放多

年，目前水位标高-200M因此，掘进期间底板无突水威胁。

二、其他水源的分析

(1)、断层水：F22、F48、F48三条断层均已揭露，这3条断层无水。

(2)、钻孔水：该面界内无钻孔分布。

(3)、老空水：该面均为采空区复采煤。老空区蓄水已疏放，但局部可

能还存在有少量积水。因此,在11062工作面掘进回采时务必进行探放水。

三、涌水量

1、正常涌水量为3.8n)3/h

2、估计最大涌水量为6nf7h

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其他地质情况表

瓦斯2011年瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井，矿井绝对涌出量0.44m

C02无

煤尘爆炸性指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数13.08

煤的自燃倾向性煤层自然等级为HI级，为不易自燃煤层。

地温危害地温16.2度，地温梯度为1.18°/100m,属地温正常区

冲击地压危害最大地震烈度为六度，地压正常

二、地质部门的建议

1、该工作面北部为F22断层，南部口断层，掘进、回采时一定留足

保护煤柱或者采取注浆加固措施；

2、要加强水文地质收集工作，务必对采空进行物探，加以操纵，务

必坚持探放水工作，做到“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采,

物探先行，钻探验证”。

3、该工作面部分煤层厚，掘进、回采时，要加强通风管理，防止瓦

斯积聚，以免造成瓦斯事故。

4、该工作面由于受断层构造影响，掘进、回采时要加强顶板管理工

作，以避免产生冒顶。

5、该工作面过老井，雨季地表水容易顺井侵入工作面，加强地面裂

隙、老井检查及充填工作。

6、加强采区、工作面排水管路、设备管理。保证水路畅通。

7、掘进、回采时，采区、取洒水降尘、冲洗煤尘、操纵风速等措施,

防止煤尘爆炸。

8、回采时一定留足村庄保护煤柱。

第七节储量及服务年限

一、储量

（一）工作面工业储量

1、工业储量为：15.7万吨

（二）工作面可采储量

2、工作面回采率为95%可采储量为：12.7万吨

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=工作面可采储量/月计划产量

=12.74-1.2

=10个月

第二章采煤方法

采煤方法及其根据。

该工作面采煤方法为走向长壁后退式一次采全高采煤法。全部

垮落法处理采空区。

第一节巷道布置

一、工作面巷道布置概况

H062上副巷用途：回风兼运料，沿二1煤层底板布置，全煤巷道，

巷道坡度0-3°,H062下副巷用途：进风兼运煤，。11062上、下副巷均

使用9m2〃型钢半圆拱巷道，规格为9m2。（详见巷道布置图）。

二、工作面运输巷

11062工作面下副巷进风兼运煤，下副巷使用9口汨29型钢半圆拱巷道,

规格为9m2o下副巷铺设二部SGB-420/22型刮板运输机与一部DSJ650型

皮带运输机。

三、工作面回风巷

11062上副巷回风兼运料，11062上副巷使用9n]2口9型钢半圆拱巷道,

规格为9m1

四、工作面开切眼

支护形式:使用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架，每

架四柱，正常生产时，支架中心距1000mm±20mm。

支架要紧技术参数

名称单不，参数备注名称单位参数备注

支架最大

mm2650

高度选用大直径的立柱

立柱缸径mm0125

支架最小顶梁用增强型

mm1850

高度

支架中心距mm1000在20~31.5MPa之

泵站额定压力MPa20-31.5间根据实际情况选

支架长度mm2800

用

支架步距mni800对应控顶距为

支护强度MPa0.55-0.71

伸缩梁伸缩长度mm8002.8~3.6m

最大件重量Kg1200额定初撑力KN760-1939对应20~31.5MPa

附图2-1：工作面及巷道布置图。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

1、回采工艺流程：煤壁注水一落煤一移架一移托梁一移溜。

2、落煤

使用手镐（风镐）落煤。

3、装煤

人工装煤。

4、运煤

工作面切巷选用一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部

SGB-420/22型刮板运输机与一部DSJ650型皮带运输机。

5、工作面支护：

(1)支护形式:使用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架,

每架四柱，正常生产时，支架中心距1000mm±20mmo

(2)悬移支架移架过程

落煤后护顶(伸前探梁超前护顶)一收回前探梁一提起四根立柱一前移顶

梁及四柱一落四柱支撑顶梁f移托梁。

(3)移架操作顺序(见下图)

分步前移式移架顺序示意图

1、起始位置4、修架千斤顶活塞杆伸出,推动潜动祟.华

动四叔立柱向阿移

2、高煤后校项5、落下四根立拄,交棒起顶板

3、提起四叔立柱位顶梁落在在梁上6、楼架千7F项活哀杆缩回•举动托梁前侈.

①落煤后伸出前探梁超前护顶，在前探梁掩护下采煤工手工落煤。

②收回前探梁。

③操作手柄提起四根支柱，使支柱底盘脱离底板lOOmmo

④伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。

⑤顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约

3〜5秒，以保证足够的支柱初撑力。

⑥移架千斤顶活塞收回使托梁整体前移0.8m,恢复到原先位置。

⑦将各操作手把恢复到“零”位。

6、移刮板输送机

①采面放顶结束后，工作面浮煤、杂物清理干净，然后开始移刮板输

送机。

②移刮板输送机务必从机头或者从机尾进行，严禁从中间往两头移或

者从两头往中间移。刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁支柱

保持0.4m间距。移刮板输送机后及时打上机头、机尾压（俄）柱，盖好机

尾盖板。

③工作面移机头、机尾时，采面刮板输送机务必停机，机头（机尾）

移过后在安全条件下开机。

二、工作面正规循环生产能力

W=LShyc

=70X0.8X2X1.39X0.95=147.8

式中W一正规循环生产能力，t；

L—工作面长度，m;

s一正规循环推进长度，m；

h采IWJ,m；

Y一煤的容重，t/m3；

c—工作面的采出率，%；

第三节设备配备

该采煤工作面使用走向长壁后退式采煤法，使用人工装煤，工作面支

护使用ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压支架。工作面切巷选用

一部SGB-420/22型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/22型刮板运输

机与一部DSJ650型皮带运输机。

附图2-3：工作面设备布置示意图。

第三章顶板操纵

第一节支护设计

一、工作面的支护设计

1、支护强度计算：

按经验公式计算：P=(4-8)hYe=(4-8)X2X2.5=20-40t/m2

式中：h-一工作面采高

Ye-—顶板岩石平均容重2.5t/m3

取以上计算的最大值，则合理的支护强度为P“=40t/m\=0.41Mpa

由于ZH12000/18.5/36.5Z型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱

时支护强度为0.457-0.533Mpa,大于工作面最大来压强度，因此支架支护

强度满足要求。

2、采空区处理

使用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于L5倍采高，当

采空区冒落不充分(面积超过2X5m2)时，务必采取加固支架措施或者制

订强制放顶措施。

3、控顶距与放顶步距

该工作面最大控顶距3.6m,最小控顶距2.8m,放顶步距0.8m。

工作面支护断面图

4、采面上、下安全出口支护

(1)、上安全出口支护

上安全出口：使用4对8根长3.5mJi型钢梁配合DW22-30/100型

单体柱支护，棚距0.6m,主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。每根支

柱保证初撑力在55KN以上，安全出口长2.4m,宽1.0m,高1.8m。

（2）、下安全出口支护

下安全出口：使用5对10根长4mJI型钢梁配合DW22-30/100型单

体柱支护棚距0.6m,主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。每根支柱保证

初撑力在55KN以上，安全出口长3.0m,宽L0m,高1.8m。

2）超前支护：

①采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，务必

采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m,高度不低于1.8m,行人

道宽度大于0.7m,靠近工作面10m在替棚段下使用1m金属较接顶梁配DW

22-30/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚中间下方使用

DW22-30/100型单体液压支柱单排支护。安全出口处超前支护不得打断,

超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低

于1.8mo运输巷应留有0.7m宽的人行道。

②两巷超前支护务必连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背

实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kNo

抬棚务必打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下务必采

取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，务必采取巷顶充填煤袋或者垛

设坑木等措施将顶背实。

3）尾巷回收

11062上、下副巷随采随回，要求上尾巷与放顶线回齐，下尾巷根据

刮板输送机滞后情况可适当放宽1m回收，回收后，使用竹芭、椽子打严

闭实。

5、上下安全出口顶板支护设计

该工作面直接顶初次跨落步距为9〜10m,老顶初次垮落步距为10〜

16m,老顶的周期来压步距为8〜12m。

1)工作面支护设计

(1)煤层顶底板岩性

①煤层顶底板岩性

老顶：大占砂岩，平均厚10m,灰白色细粒砂岩，要紧矿物质为石英

长石，方解石脉、白云母片及黄铁矿发育。

直接顶：砂质泥岩，平均厚12.6m,深灰色泥岩，含丰富的植物化石。

伪底：炭质泥岩，平均厚1.67m,黑色炭质泥岩，含有云母片，底

部炭质渐少成砂质泥岩。

直接底：砂质泥岩，平均厚度7.41m,深黑色，含植物化石与白云母

碎片，水平层理。

老底：L7-8灰岩，平均厚13.24m,深灰色、隐晶质结构，含黄铁矿、

蜒科化石并发育方解石脉。

(2)顶底板分类

直接顶为砂质泥岩，初次垮落步距6〜8m,老顶初次来压步距10〜

20m,周期来压步距8〜10m,直接顶厚与采高之比为N=6.45/2=3.225,

老顶来压与周期来压不太明显，属I级顶板，本工作面沿底回采，底板比

压6MPa,属H类松软底板。

(3)顶板结构

本工作面回采时，顶板结构为：煤一直接顶f老顶

(4)采场操纵设计

本工作面顶板操纵设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。

a“支”，就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压

力，根据工作面的实际情况，用下列几种方法来确定本工作面的支护强度。

要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮

落、老顶初次来压及周期来压期间支架所受压力比平常大。因此，支护强

度设计从这三个时期计算取最大值。

①直接顶初次跨落期间

直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至

少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：

P1=MALAYA/2L小

式中：P1--------支架支护强度t/m2

MA——直接顶及顶煤厚度12.6+2=14.6m

YA-----煤岩平均容重2.5t/m'5

LA——直接顶初次垮落步距8m

L小----最小控顶距2.8m

=(14.6X8X2.5)/(2X2.8)=14.7t/m2

②老顶初次来压期间

要求支架在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部

直接顶的作用力。

P2=A+MBYBCB/4ktL小

=40.5+C10X2.5X12)/(4X2.5X2.8)

=51.2t/m"

式中：P2——支架支护强度t/m2

MB——老顶厚度10m

YB——煤岩容重2.5t/m

kt---岩重分配系数kt=2.5

L小--最小控顶距2.8m

CB——老顶初次来压步距12m

式中：A——直接顶作用力t/m2

A=MzYzL/LK=(12.6X2.5X3.6)/2.8=40.5t/m2

Mz——直接顶厚度2.14m

Yz-—直接顶平均容重，t/m3；2.5

L---最大控顶距3.6m

Lk--最小控顶距，mo2.8

③顶板周期来压期间

在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以

减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：

P3=A+MCYCCC/4ktL小

式中:P3——支架支护强度t/m2

Me---老顶厚度10m

Yc---岩石容重2.5t/m'!

kt——岩重分配系数kt=2.5

L小--最小控顶距2.8m

Cc——老顶初次来压步距12m

则P3=40.5+(10X2.5X12)/(4X2.5X2.8)

=51.2t/m2

取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P3=51.2t/m2

b、工作面支护密度G(根/m?)

G-P/Fn

式中:F——支柱工作阻力的80%；支柱额定工作阻力为200t/根

额定工作阻力的80%为：200X80%=160t/根

n——支柱工作阻力利用系数0.85

P---最大支护强度

则G=P/Fn=25.9/(160X0.85)=0.19根/nf

实际支护密度为：

Gs=4/2.8=1.4根/in?

Gs>G,工作面支护强度可满足安全生产需要。

c、护

①护帮顶:工艺要求，对顶板、煤壁、老塘实行全封闭管理，保证不

漏顶、不片帮、不窜砰。工作面所选支架顶梁规格为:长2800mm,宽1000mm,

能够满足护顶要求。

②护底：护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压，否则支柱下要

站铁鞋，该工作面直接底为砂质泥岩，抗压强度为29Mpa,支架工作阻力

在2000KN时对底板最大比压为6Mpa,工作面在丢底煤地段支架支柱钻

底量大于200mm时支架支柱底部使用0300mm的铁鞋护底，可满足支护要

求。

d、稳

要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒

顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，操纵复合顶板的初期离层，增大软

硬岩层间的摩擦力。

P初=hr(cosa+sina/f)/G实

式中：P初----支柱初撑力KN/根

h----复合岩层厚度取2m

r----复合岩层密度2.Ot/m3

a----煤层倾角取最大20°

G实------支护密度1.4根/米2

f-----软硬岩层之间摩擦系数取0.5

则:PM=[2X2.OX(cos20°+sin20°/0.5)]/1.4

=4.6t/m2

=46kN

回采期间泵站压力达到20MPa,悬移支架支柱初撑力达到760kN,防

止冒顶事故的发生。

二、选择支护材料

2

工作面上下副巷均使用9m29U型钢进行支护，采面使用

ZH2000/18.5/26.5Z型整体顶梁组合式悬移支架。

三、乳化液泵站

（一）泵站型号、参数

11062采煤工作面选用BRW—125型乳化泵，压力31.5MPa流量

125L/min电机75kW。

（二）泵站设置位置

11062采煤工作面乳化液泵站设置在副井底车场乳化液泵站。

（三）泵站使用规定

1、泵站务必水平放置，最大倾角不得大于5。。

2、传动箱内有清洁的N68机械油，工作时油位不得低于油标玻璃的

红线，但在绿线之下。

3、润滑池内有加有清洁，充足的N46机械油。

4、各连接管道无渗漏现象，吸液软管无折叠，各部位的连接螺钉紧

固，泵体无带电现象。

5、电机专项于所示箭头相同。

6、泵体无特殊噪音、震动、管道泄漏现象。

7、泵站无串液现象。

8、安全保护装置齐全，动作灵敏可靠。仪表指示正确。

9、乳化液泵站使用队组务必每班指派取得操作资格证件者进行看守。

10、乳化液泵站每次使用前，除检查安装标准所设内容外，还应检查

一下内容：

①吸液阀螺堵是否松动。

②乳化液箱系统各部积垢是否过多。

③各连接运动部件、紧固件是否松动。

11、泵站压力要按照规程要求达到20mpa。

12、乳化液泵站运行期间应保持一下标准：

①柱塞表面带液但不滴液或者滴液较少。

②滑块与柱塞之间无间隙。

③阀组动作的节奏声与压力表跳动正常，近排液阀组完好。

④油温低于85℃。

⑤工作面乳化液浓度应达到3%〜5%。

13、泵站无看护人员或者看护人员擅自脱岗者，将给予责任人100〜

200元的经济处罚，如造成影响者，视情况加重处罚。

14、由于看护保养不到位造成泵站损坏者，将给予有关责任人乳化液

泵站带病运转或者乳化液浓度配比不足，将给予有关责任人100〜200元

的经济处罚，如造成事故，视情况加重处罚。

第二节工作面顶板操纵

一、正常工作时期顶板支护方式。

使用放顶煤支架支护顶板，采空区全部自然垮落法管理顶板。

二、正常工作时期的特殊支护形式。

（1）、上安全出口支护

上安全出口：使用4对8根长3.5mn型钢梁配合DW22-30/100型

单体柱支护（安全出口内5棚、上副巷抬口棚1棚），棚距0.6m,主副

梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。

（2）、下安全出口支护

下安全出口：使用5对10根长4m”型钢梁配合DW22-30/100型单

体柱支护棚距0.6m,主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。

2、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，务

必采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m,高度不低于1.8m,行

人道宽度大于0.7m,靠近工作面10m在替棚段下使用1米金属较接顶梁

配DW25-22/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下使用

DW28-22/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，

超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低

于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。

3、两巷超前支护务必连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上

背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。

抬棚务必打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下务必采

取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，务必采取巷顶充填煤袋或者垛

设坑木等措施将顶背实。

三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离。

1、移架后采3〜5架。

2、推溜后采8〜10架。

四、特殊时期的顶板操纵。

1、初采时的顶板管理

初采时要求安全出口不小于700mln,超前支护不小于20m。严格操纵

采高为2.0m。且要求端头支架与过渡支架初撑力都达到设计要求。初采

时务必紧抓工程质量，工作面要求四直、三平、两畅通。初采开始时，要

对上下副巷进行加强支护，使用冗型梁与单体液压支柱，一梁三柱进行加

强支护，在后溜正对位置打设一排密集支柱，支柱使用木点柱，点柱中心

距200mmo

2、来压及停产前的顶板操纵。

在此期间还需加强工作面矿压观测，准确测定周期来压步距，并根据

周期来压步距适当调整停采线位置，使停采线位置躲开周期来压。为缓与

停采期间的矿压显现，在距工作面停采线20m时停止放顶煤。

3、应力集中区的顶板操纵。

根据已揭露的资料分析，估计局部的应力集中对正常回采影响不大。

4、单体液压支柱有防倒措施；采煤工作面倾角大于15°时，液压支

架有防倒、防滑措施，其他设备有防滑措施；倾角在25°以上时，工作

面刮板输送机有防止煤（砰）窜出伤人的措施。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板操纵

一、工作面运输巷、回风巷的顶板操纵

1、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，务

必采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m,高度不低于1.8m,行

人道宽度大于0.7m,靠近工作面10m在替棚段下使用1米金属较接顶梁

配DW25-30/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下使用

DW28-25/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，

超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低

于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。

2、两巷超前支护务必连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上

背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。

抬棚务必打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下务必采

取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，务必采取巷顶充填煤袋或者垛

设坑木等措施将顶背实。

二、工作面安全出口的管理

（一）支护形式

（1）、上安全出口支护

上安全出口：使用4对8根长3.5mm型钢梁配合DW22-30/100型

单体柱支护，棚距0.6m,主副梁均为一梁三柱，每对棚6根柱。

（2）、下安全出口支护

下安全出口：使用5对10根长4mn型钢梁配合DW22-30/100型单

体柱支护棚距0.6m,主副梁均一梁四柱，每对棚8根柱。

（二）质量要求

回风巷安全出口长2.4m,宽1.0m,高1.8m。棚距0.6m。

运输巷安全出口长3.0m,宽1.0m,高L8m。每对棚交替迈步前移,

工作面机头与顺槽搭接处架设一对抬口棚。弘型钢梁严禁侧向使用，变形

或者断裂五型钢梁要及时更换。

（三）与其他工序之间的衔接关系

立柱要求打成一排直线，工作面逐架前移，步距为0.8m。

三、支护材料的使用数量与存放管理

11062工作面使用25架ZH2000/18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移液压

支架。

附图2-4：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

1、围岩应力

2、工作面状况统计

3、支柱与支架的载荷与压缩

4、采空区上覆岩层移动与破坏过程的观测

5、地板比压的测定

6、端面顶板宏观参数：工作面中设置端面顶板宏观统计观测点，观

测记录工作面顶煤冒落、煤壁片帮、采高、端面距等参数。

观测上下副巷所安设顶板离层仪离层变化情况及锚杆、锚索测力计受力变

化情况。

7、工作面出现特殊来压时，进行专项矿压观测，分析原因，总结规

律。

二、矿压观测方法

1、矿压数据收集方法

①工作面开始回采后，定期统计各项观测数据，直接顶初次垮落后，

每班对各项矿压数据统计一次，直至老顶初次来压结束，之后每天观测一

次，直至前五个周期来压结束。

②工作面初次放顶、过泄水巷及出现特殊来压时进行专项矿压观测。

2、矿压数据整理分析

①定期对所收集的矿压数据进行整理分析，由防冲办及时进行整理

编制工作面矿压观测简报及矿压日报旬报。

②工作面回采结束后，编制完整的工作面矿压观测报告。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式。

11062采煤工作面（刮板输送机）一11062下副巷运输巷一皮带巷一

主井底煤仓一主井f地面。

（一）运煤设备及装、转载方式。

使用人工装煤；破碎并垮落到支架掩护梁上方的顶煤，在插板缩回后

利用自重自溜进入输送机中运出，集中到下副巷皮带输送机上运出。

（二）辅助运输设备及运输方式。

工作面需用的材料、设备等物资，使用人工运到工作面。工作面旧料

使用人工回收上井。

二、移溜（转载机、破碎机等）方式。

1、本工作面移溜使用单体液压支柱推移刮板运输机的方式。

2、使用单体液压支柱推移要由上向下或者由下向上推移，严禁从两

头向中间推移，推拉方式为依次推移。

3、推移刮板输送机步距0.7m,推移刮板输送机最长弯曲距离12m。

最大弯曲度不得超过25°。

4、刮板运输机布置在架内，落煤后先移架，使刮板运输机靠后排支

柱，将刮板运输机前移，移溜时使用单体液压支柱进行推移，单体液压支

柱移溜时要加横挡，以两根支柱的根部作为支撑点，并对两根支柱进行补

液，撑紧顶板，严禁顶在单独的一根支柱下方进行移溜。

三、运煤路线。

11062采煤工作面溜子一11062下副巷溜子一皮带巷一主井煤仓一主

井■*地面。

四、辅助运输路线。

1、设备安装路线

地面f副井一皮带巷f11062上副巷一切巷

2.设备撤出路线

①工作面停采时设备撤出路线（使用绞车运输）

停米工作面f11062下副巷-*皮带巷一副井-＞地面。

3.材料运输路线

副井一皮带巷一11062上副巷一工作面。

附图4-1：运输系统示意图。

第二节“一通三防”与安全监控

一、描述工作面范围内通风设施的安设位置与质量要求。

根据工作面生产需要，为了降低工作面煤尘，在工作面上、下副巷分

别设置水幕,在各运输机机头处安装喷雾装置，工作面实行煤壁浅孔注水。

1、矿井通风设施务必坚持工程质量标准，保持完好状态，确保通风

系统的正常稳固运行。

2、所有通风设施务必编号登记造册，建立卡片，达到实物与账卡相

符。

3、永久密闭

①用不燃性材料建筑，严密不漏风。（手触无感受，耳听无声音）。

②密闭前后5m内无杂物、积水、淤泥，支护完好，无片帮冒顶。

③密闭前无瓦斯积聚。

④密闭四周要掏槽，见硬底帮与煤岩接实。

⑤密闭内有水的要设反水池或者反水管。有自然发火煤层的采空区密

闭要设观测孔、注浆孔，孔口封堵严实。

4、密闭前要设栅栏、警标、记事板与检查箱。（进回风间的挡风墙除

外）墙面平整（1m内凹凸高度差不大于10mm）,壁面要勾缝或者用灰、泥

满抹，无裂缝、无重裂缝、空缝。

5、永久风门

①每组风门很多于两道，行人门间距不小于5m,巷道长度限制的不

受此限。所有的风门都要设反向风门。风门设在帮顶良好处，顶帮刹杆上

无悬浮煤岩。

②风门前后5m内巷道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。

③门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密，门扇平整，单层门扇要

错口对缝与穿带，双层板门要夹衬料；风门要有适当角度，门扇与门框不

歪扭；

④风门水沟处要设反水池与挡风帘，电缆孔要堵严。

⑤门墙结构要求与永久密闭相同。

6、永久测风站

①测风站前后10m内无风流分支、汇合点，巷道无拐弯，无障碍，断

面无变化。

②记录板填写清晰、齐全、及时。

7、临时性设施

1）临时密闭

①密闭设在帮顶良好处，四周要掏槽，见硬底硬帮，与煤岩接实。

②密闭前后5m内支护完好，无片帮、冒顶，保持清洁卫生。

③密闭四周接触严密，木板密闭使用鱼鳞搭接，闭面用灰、泥满抹或

者勾缝，不漏风。

④密闭前要设栅栏、警标。

⑤密闭前无瓦斯积聚。

2）临时风门

①每组风门不得少于两道，通车门间距不小于一列车长度，行人门间

距不小于5m（因巷道长度限制不在受此限）。

②通车门要设专人负责开关；行人门能自动关闭。

③风门设在帮顶良好处，顶帮刹杆上无悬浮煤岩。

④风门前后5m内巷道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。

⑤门墙四周接触严密，木板门墙应使用鱼鳞式搭接，墙面要用灰、泥

满抹或者色缝。

⑥门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密。

⑦门扇平整，木门扇要错口对缝不透光。门扇与门框接触严密，不坠

扇。

⑧通风门务必设底坎、挡风帘（包含溜子通风门）。

二、风量计算

1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算；

①Q=100kq

式中：K——瓦斯涌出不均衡系数取1.5

q---瓦斯绝对涌出量取0.3m3/min.

则：Q=100kq=100X1.5X0.3=45（mVmin）

2、按工作面同时工作的最多人数计算

Q=4NK

式中：N一工作面交接班时的最多人数，取72人。

K---修正系数,取1.20

则：Q=4NK=4X72XL2=345.6m：7min

3、按工作面温度计算；

Q21091=60XV采XS枭

式中：V采一回采工作面风速，1.2m/s

S采一回采工作面平均断面积，6.6m2

11062回采工作面空气温度为23℃,采煤工作面风速为1.2m/s,采煤工作

面平均断面积为6.6m2,按上式计算如下：

3

贝！J：Q2io9i=6OXV«XS^=60X1.2X6.6^475(m/min)

根据以上计算，工作面风量最大值为475m7min,根据集团公司采煤工作面

风量配备有关规定，工作面风量不小于450m7mino

4、按炸药用量计算；

该工作面手镐风镐落煤。

5、按风速进行验算；

V小<V果<V大

=0.25<(475+60+6)<4

=0.25<1.25<4

式中：V小一回采工作面最低风速，0.25m/s

V大一回采工作面最高风速，4m/s

经上述验算工作面风量取475m3/min符合：《煤矿安全规程》中第101

条要求。

故确定11062工作面设计风量为475m7min,工作面开始生产时通风

科可根据瓦斯涌出情况调整工作面配风量。

三、通风路线

新鲜风流由主井一皮带巷一11062下副巷一工作面。

乏风流路线由工作面-11062上副巷一11062回风巷f总回风巷一风

井一地面。

五、瓦斯防治

（一）瓦斯检查（设点、次数）

1、工作面设专职瓦斯检查员巡回检查，每隔3〜5小时检查一次，每

班检查很多于三次，检查结果通知当班采煤班长并签字认可，并及时向通

风调度汇报。

2、瓦斯检查点分别设在：工作面回风出口外10m以内；工作面回风

隅角；工作面回风出口以里10T5m处。

3、加强初次来压时瓦斯检查，来压前指定专职瓦斯检查员蹲点观测。

4、出现瓦斯浓度超过规定时，务必立即停止生产，撤出人员，汇报

调度，适当加大风量，采取相应措施，进行处理。

（二）瓦斯监测

1、传感器设置

①在工作面回风隅角安设瓦斯传感器一台；

②在回风巷、距工作面面口不大于10m的地方安设瓦斯传感器一台；

③在回风巷靠近工作面方向、距该回风巷与采区回风巷的联络巷门

口10-15m处安设C0、温度、风速传感器各一台。（详见图）

2、报警值：瓦斯：20.6%；CO：25ppm；温度：230℃。

3、瓦斯断电浓度：20.8%。

4、瓦斯复电浓度：V0.6%。

5、瓦斯电断电闭锁：当任何一只所测瓦斯浓度20.8%,或者安全监

测监控设施故障时，切断工作面及回风巷内所有非本质安全型电气设备的

电源并闭锁；当瓦斯浓度＜0.6肌且安全监测监控设施故障解除后，自动

解除电气闭锁。

6、保护、校验、试验

①采煤队的班组长负责传感器的吊挂、移动，防止传感器、线路损

坏，确保监测监控正常运行；

②监测人员负责每7天进行一次瓦斯电断电闭锁试验，并按规定校

调传感器。

7、采掘队长（包含副职）、技术人员、各班班长、流淌电钳工、务

必携带便携式瓦斯检测报警仪，班长将便携式瓦斯检测仪悬挂于工作面回

风隅角。

（三）回风流及隅角瓦斯治理

1、工作面溜子停止运转时，应尽量将后部输送机开空。

2、加强工作面气体检测，发现气体情况变化及时处理；回风隅角悬

挂的便携仪报警时，机尾人员务必立即向班组长汇报。

3、当回风隅角瓦斯浓度达到0.6%或者回风流瓦斯浓度超过0.6%时,

工作面务必立即停止生产，切断电源，撤出人员。并汇报通风管理部门采

取措施处理。

4、加强回风隅角瓦斯监测，定期进行取样分析。

5、指定专人负责检查、维修电气设备、电缆，杜绝失爆。

六、综合防尘系统

（一）防尘管路系统

副井中108mm供水管-*11062上副巷中50mm供水管一沿途各洒水点。副井

①108mm供水管一皮带巷一11062下副巷中50mm供水管接至工作面（该管

路供下副巷除尘水幕、转载喷雾、架间喷雾、放煤口喷雾、、工作面洒水

降尘等）。

（二）防尘措施

①进行煤体浅孔注水。

②工作面两巷要敷设静压水管，每隔50m设一个三通阀门，防尘工每天要

对巷帮顶洒水降尘。

③各输送机头洒水降尘设施齐全并坚持使用。

④上、下副巷定期清扫浮煤，每天8点班安排专人洒水。

⑤进、回风巷防尘水管端距安全出口不得大于20m,向里务必配备20m以

上的防尘洒水软管，出煤时及时洒水降尘。

⑥采面上、下两巷距切巷20〜50m内设置水幕，灵敏可靠。

⑦实行个体防护，工作面内的作业人员、回风流中的作业人员及在

其它粉尘产生点工作的人员须佩戴防尘口罩，加强个体防护。

（三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施

我矿为瓦斯矿井，煤尘不具有爆炸性。

七、防治火灾技术措施

（一）监测系统

1、做好发火早期预测预报，利用束管监测系统对工作面回风进行连

续监测，并使用定期人工取样（每周至少一次）对回风隅角co进行分析

等方法，做好自然发火早期标志性气体趋势分析,加强灾害的预测预报能

力。

2、工作面结束生产时的防灭火措施

①工作面停采后，要立即对工作面进行限风处理，风量降至

400m3/min；

②工作面停采后务必在45天内撤出并封闭。封闭时下副巷、上副巷

停采线处预留注氮管路。

（二）综合防灭火（内因、外因）措施

1、外因火灾

①入井人员不得随身携带烟草、火柴等易燃易爆物品。

②加强设备管理，对胶带、运输机、溜子等高速运转与煤粉摩擦的部

件要经常检查。

③井下供电务必做到〃三无〃、〃四有〃，即无鸡爪子无羊尾巴、无明接

头；有过电流与漏电保护装置，有螺丝与弹簧垫，有密封圈与挡板，有接

地装置。

④井下严禁拆卸、敲打矿灯。

2、内因火灾

①上副巷及下副巷的支护材料要回收干净，采面能回收的坑木严禁埋

入老塘，竹笆椽杆要回收干净。

②采面要搞好正规循环作业，加快推进速度，清净浮煤,提高回收率。

③采面要执行采后洒水，防止采空区煤层自燃。

④工作面舍帮侧务必挡严护好，尽量减少采面漏风，工作面的浮煤，

木料务必回收干净。

⑤采面推进至距停采线30m时，由采煤队负责向舍帮洒入黄土20mm

以上，不洒黄土，不准向前推进回采，（严禁超过停采线）。

⑥工作面结束后，由采煤队负责在45天内，撤出一切设备与材料，

进行永久密闭，由通风科监督落实。

⑦密闭务必设在煤层坚硬的地点，严禁设在丁字口或者十字口处，保

证密闭质量，采面要及时调整通风设施，减少进回风的压差，杜绝漏风，

避免自燃。

⑧及时进行预测预报，安监负责对要紧密闭，回风巷等重点区域按时

进行CO、CH八CO2与温度等参数的监测，发现问题及时报告。

⑨井下人员若发现煤壁发汗，感受精神困乏、闷气、头疼、四肢麻木

及闻到煤油、汽油、煤焦油气味时，应立即撤出工作地点，并报告矿调度

室。

⑩巷道回收范围及位置，由矿按设计图现场标号，密闭前后5m巷道

不准回收，不准替棚。

⑪工作面采至停采线时