1162综采工作面作业规程

目录

第一章工作面概况..........................................1

第一节工作面名称........................................1

第二节工作面要素........................................1

第三节开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度、循环方式、

循环产量、日产原煤量及月产原煤量.............................2

第二章地质及水文情况......................................3

第一节煤层构造特征......................................4

第二节煤层顶底板岩石构造情况............................4

第三节地质构造情况......................................5

第四节水文地质情况......................................6

第五节煤尘、瓦斯情况....................................7

第三章采煤方法及巷道布置..................................8

第一节巷道布置..........................................9

第二节采煤方法..........................................9

第三节采煤工艺..........................................9

第四章顶板管理...........................................15

第一节该工作面采用全部跨落法管理顶板...................15

第二节支护要求.........................................16

第三节两巷超前支护.....................................17

第四节工作面上下端头支护...............................17

第五节初次来压管理.....................................18

第六节采空区管理.......................................19

第七节顶板监测、记录、分析与处理.......................20

第五章通风...............................................20

第一节通风系统.........................................20

第二节工作面风量计算...................................21

第六章生产系统...........................................24

第一节运煤系统.........................................24

第二节运料系统.........................................24

第三节供电系统.........................................24

第四节消防、洒水、供水系统.............................25

第五节压风系统.........................................25

第六节排水系统.........................................25

第七节供液系统.........................................25

第八节安全监测、监控及通讯系统.........................26

第九节工作面其它附属设施...............................26

第七章劳动组织情况.......................................27

第一节劳动组织形式.....................................27

第八章主要经济技术指标和危险源辨识.......................30

第一节主要技术经济指标表...............................30

第九章主要安全技术措施及避灾路线.........................31

第一节总则............................................31

第二节行人路线及行人安全措施...........................31

第三节端头工安全技术措施.................................36

第四节人员进入溜子道（煤帮）作业的安全措施..............38

第五节使用单体柱的安全措施...............................39

第六节使用绞车的安全措施.................................39

第七节运料安全措施.......................................41

第八节防止溜子上窜下滑的措施.............................41

第九节工作面吊溜的安全措施...............................42

第十节移转载机安全措施...................................42

第十一节处理歪架、倒架、死架安全技术措施................43

第十二节拉设备列车及拖移高压液管、活动电缆、前移设备列车

拖拉绞车等的安全技术措施......................................43

第十三节巷道剪网措施.....................................45

第十四节遇煤质疏松时的安全技术措施......................46

第十五节退锚索安全技术措施...............................46

第十六节吊挂、拆卸单轨吊安全技术措施....................47

第十七节更换机组截齿的安全技术措施......................48

第十八节更换机组滑靴安全技术措施........................48

第十九节更换机组剪切销安全技术措施......................49

第二十节更换支架立柱安全技术措施........................50

第二十一节更换支架护帮板安全技术措施....................51

第二十二节检修安全技术措施...............................52

第二十三节安全出口管理规定...............................62

第二十四节高冒区架无腿棚安全措施.......................63

第二十五节回采工作面遇断层、薄煤区、破碎带等地质构造的措

施。........................................................65

第二十六节工作面顺槽回收锚杆、托盘措施.................69

第二十七节处理冒顶施工方法、技术要求及安全措施.........70

第二十八节处理死柱、弯柱安全措施及预防柱断伤人措施74

第二十九节煤质管理规定.................................75

第三十节油脂管理.......................................77

第三十一节避灾路线及安全措施...........................78

第三十二节其它规定.....................................86

第十章事故应急救援预案...................................86

第一节组织领导和责任分工...............................87

第二节救援组织状况.....................................88

第三节各种事故的紧急处理和急救措施.....................89

第四节应急恢复........................................102

第五节应急预案的教育、培训与演习......................103

1162工作面回采作业规程

第一章工作面概况

第一节工作面名称

工作面名称：下组煤一采区西翼1162综采工作面。

1、地面位置：

本工作面地面相对位置位于120万吨洗煤厂精煤堆场地中部至西北方

向860m左右，相对地面范围为丘陵，在工作面中上部有本矿炸药库值班

室以及运输顺槽yll*导线点附近对应地面本矿炸药库，无其它建筑物、水

体。

2、井下位置及四邻采掘情况：

1162工作面位于下组煤一采区西翼三条下山以北，是西翼的第一个工

作面。工作面最北部为本煤矿与东亨煤矿的井田边界，以西相距19m为1164

回风顺槽，以南为下组煤西翼三条下山，以东为DFH断层及1075水仓煤

柱。上垂直相距70m为8、10煤层一采区采空区（采空区根据标高分析，

里高外低，预计推测有积水，总积水量在10万n?以上，但影响本工作面

范围的上部采空区积水量约在5000m3左右，在工作面回采至积水影响前要

将上部采空区积水全部放出），下垂直相距1.5m为17煤层（未采）。

3、工作面回采后会形成裂缝及塌陷区，因地表存在建筑物及设施，故

回采后地表塌陷对地面建筑物会有很大的影响。

第二节工作面要素

详见下表：

能

回

回

采

出

煤容重采

走向倾斜长斜面积工业储

量

储

二

倾角厚(t/m率

储长（m）（m）（m2）量（t）

(m)3)1x<t),

量z)

计

算4-13

O6701711145704.51.577334793719213

第三节开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度、循环方式、循

环产量、日产原煤量及月产原煤量

本工作面为16"煤，采用一次采全高支架，工作面设计采高为4.5m,

工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进度

0.8mo三八制作业（一个班检修，两个班生产），循环方式为生产班进3

个循环，日进6个循环。

循环产量：

Q=Q1+Q2

Q1—割4.5m采高段一刀煤产量

Q2-割过渡段一刀煤产量

Ql=LXS*M*P

=（171-20）*0.8*4.5*1.5

=815（吨）

Q2=L*S*M*P

=20*0.8*4*1.5

=96（吨）

过渡段采高取平均值：4m

则循环产量

Q=Q1+Q2=815+96=911（吨）

日产量=Q*日循环数=911*6=5466（吨）

月产量=5466*26=142116（吨）

式中：Q〜循环产量，吨；

L〜工作面倾斜长度

S〜循环进度0.8m；

M〜米高

P〜煤的容重，1.5吨/n?

预计可采期：6个月

附图一：1162工作面巷道布置平面示意图。

第二章地质及水文情况

第一节煤层构造特征

煤层底板标高1012-1068m,地面标高1290T300m。1162工作面采高

最大高度为4.9m、最小高度为4.0m,煤层倾角4°-13°左右。区内煤呈

黑色，条痕黑褐色，玻璃光泽为主，局部见沥青光泽，条带状结构，阶梯

状及参差状断口，层状或块状构造。煤层厚度在整个工作面的变化不大，

大部不含夹石干，局部含一到两层夹汗。煤的容重L5t/m\煤质普氏硬度f

(2-3),覆盖层厚度215〜247m。

第二节煤层顶底板岩石构造情况

煤顶板名

岩石名称厚度(m)岩性特征

层称

顶灰黑色，砂泥质结构，含丰实

底直接顶砂质泥岩1.17的植物残片化石，参差状断口，水

板平层理。

情灰黑色，含丰实的炭化植物残

况直接底泥岩2.4片化石，裂隙较发育，方解石脉充

填，参差状断口。

第三节地质构造情况

1162回采工作面1条断层。其具体特征见下表：

断层名落差

走向倾向倾角性质对回采影响程度

称(m)

位于工作面回风

顺槽h6导线点前16m

左右与运输顺槽y4导

线点后19m左右，回

风顺槽揭露的断层落

DF4485°355°65°正断层P3.5差为3.5%运输顺槽

揭露的断层落差为

1m,断层对工作面回

采有一定的影响，回

采到断层处，需提前

放震动炮。

第四节水文地质情况

一、水又地质情况

文

1、顶、底板水：16煤顶、底板水主要以净储量为主的砂岩水，

地

16煤顶板与17煤直接底板的砂岩含水量均比较丰富，能够疏干。在

质

断层和裂隙发育地段，涌水量较大，正常地段无水或仅有少量淋水。

情

根据地面钻探和井下钻探资料，17煤与奥灰之间的砂岩含水性不均

况

匀，已经施工的钻孔均水量很少。16煤顶、底板砂岩水位标高随着西

及

翼三条下山开拓延深而逐步降低。1162回风顺槽在掘进期间无水，

防

运输顺槽开口段标高在1020m以下，顶板砂岩水相对丰富，单个出水

治

点均在左右，随着西翼三条下山的逐渐开拓，开拓标高逐渐降

水511?/h

低，顶板砂岩水标高也随之降低，运输顺槽各个出水点逐步减小,

措1162

施直至无水。目前1162工作面顶、底板已无淋水、涌水现象。

2、老空水：1162工作面为下组煤一采区西翼的第一个工作面，

周围顺层方向均无采空区，垂直上方为上组8.煤、10#煤采空区，根据

标高分析，上部8、10煤工作面标高里低外高，老空区预计有积水，

积水量在10万II?左右，本工作面回采前，必须将上部采空区积水打

钻全部放出。

3、钻孔水：该工作面范围无钻孔。

4、地表水：地面无河流、湖泊及其它积水区。

5、奥灰水：煤层下距奥灰46.6m,厚度约400m以上，是本地区

开采下组煤威胁矿井安全的主要承压含水层。但根据物探以及地质报

告资料和井下钻孔资料，奥灰水位1057.57m。本工作面回采最低标高

为1012m,奥灰突水系数：T=P/M

T=(1057.57-1012+46.6)/(46.6*100)=0.02Mpa/m<0.06Mpa/m

根据上述计算突水系数可以认为该工作面在回采期间是比较安全

的。1162回风顺槽在掘进期间无水，运输顺槽开口段标高在1020m以

下，顶板砂岩水相对丰富，单个出水点均在5m3/h左右，随着西翼三

条下山的逐渐开拓，开拓标高逐二、防治水措施渐降低，顶板砂岩水

标高也随之降低，1162运输顺槽各个出水点逐步减小，直至无水。目

前1162工作面顶、底板已无淋水、涌水现象。本工作面在回采前已做

物探，物探结果显示，1162工作面内无强含水异常区，有2处相对低

阻区，2处相对低阻区最低视电阻率均在26Q.m以上，均高于目前行

业内认定的标准(视电阻率低于20Q.m的区域为异常区)。2处相对

低阻区综合分析认为是底板砂岩层相对含水引起。

综合分析，结合以上情况分析认定，工作面无奥灰水涌水特征，

本工作面回采基本不受奥灰水的威胁。

二、防治水措施

1、要加强奥灰水文观测工作。

2、在工作面运输顺槽低洼处安装排水设备，排水能力不小于30nl

3/h(2台泵，2趟排管路)。

3、在回采到对应上部8、10煤采空区积水区域时，要编制专门防

治水害的措施，防止上部8、10煤采空区水未全部放出。

三、排水系统

h1162工作面运输顺槽与回风顺槽顶板有较少量的淋水，巷内

形成小面积积水，已配置风泵抽水，同时在回采期间定时进行抽水排

放工作。

第五节煤尘、瓦斯情况

瓦斯瓦斯绝对涌出量2.75m7min。

响煤尘煤尘有爆炸性。

回煤的自燃自燃煤

采根据地温梯度值为(1-3℃)/100m和矿井实际

的地温观测，1162工作面地温一般为18-26℃,属地温正常

其区，无热害影响。

它

地压无冲击地压。

地

煤层类砰直接顶直接底

质普氏硬度

情

(f)2~314〜64〜6

况

附图二：1162工作面钻孔综合综合柱状图

16#钻孔综合柱状图

煤原

层岩石名称岩性描述

度

号

隔■

1.56：煤,黑色条痕黑褐色,坡瑞光泽参差断口^类型为半亮型，眦破略

■0.73—粘岩—深灰城密块状贝壳断口裂隙发育

黑色，条痕黑褐色，玻璃光泽，线理状结构，参差状断口，半

(9)2.75煤

(|0)■亮型。

1.53一粘i面岩.灰色略带深褐色致密块状断面呈贝壳状裂隙中方解石薄膜

1.38煤黑色条痕黑褐色玻璃光泽，参差断口，煤岩类型为半亮型，煤芯破碎.

0.84砂质泥岩灰及深灰色富含粘上质及白云母片页理、育全层多含根物化石

1.48细砂於i岩灰及灰白色由上而汗粒度增大以岩屑为主

262中砂粒岩灰白色石英砂岩富含云母及岩屑泥质

灰臼色石英砂岩含砾与硬砂质中砂岩成五个川性结构前部以1m后

乙死粗砂粒岩

部以0.3―0.丽H为石英及隧石

细砂粒岩

/唯相细砂粒皆褐白色布蜥含极少盘云母铁质胶结

0.18疗黑色.条痕黑褐色.蝌光泽.恻状结构，参差状断.

0S.28制二页岩灰黑色用部含碳屑页岩。

16)

!6)

17)煤照色，条痕用褐色，破埼光路线理状结构，参差状断,

2.52

一岩

〜玻璃光泽，线醐漆构，参差状断。

一

0.9-1砂质泥岩褐灰色含云母及多种植物根化石

/

0.40煤…_黑色，条痕黑褐色.玻璃光汴.线理状结构，参差状断。

11.42细砂粒岩超白刨i螂含极少武云维铁血I淄

641砂质泥岩黑灰色，砂质泥状结构，参差状断口，见滑面。

第三章采煤方法及巷道布置

第一节巷道布置

1、本工作面为一进一回布置方式，工作面顺槽沿煤层底板布置。工作

面倾斜上方为回风、轨道顺槽，倾斜下方为进风、运输顺槽。

2、工作面巷道断面特征

工作面巷道设计为矩形断面，采用锚、网、索支护方式。H62回风顺

槽设计断面大小为宽4.0mX高3.5m,运输顺槽设计断面为宽5.3mX高

3.5m,切眼为宽8.5mX高4.0m的矩形断面。

第二节采煤方法

煤层平均厚度4.3m,煤层倾角平均7°左右，煤质硬度f=2〜3等特性,

工作面采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化采煤法。

采高的确定：

1162工作面的顶板支护选用ZY9000/25/50型掩护式液压支架，其最

大支护高度5.0m,支架最小高度为2.5m,按照《操作规程》中的有关规定:

其支架在使用过程中的最大高度必须小于支柱支设最大高度的0.1m以上，

最小高度必须大于支柱设计最小高度的0.2m以上。根据工作面煤层厚度，

故采高确定为2.7〜4.9m。

第三节采煤工艺

综采工作面的回采工艺主要包括以下五方面的内容，即：采煤、装煤、

运煤、支护、采空区处理等，现叙述如下：

采煤：利用MG750/1920-WD型交流电牵引采煤机进行割煤。

装煤：利用采煤机和刮板输送机装煤、运煤。

运煤：利用刮板机、转载机、皮带输送机等联合运输将煤炭运至主运

输皮带。

支护：1162综采工作面的支护采取ZY9000/25/50型液压支架及时支

护。

采空区处理方法：根据我矿的岩石性质及长期回采积累的经验采用全

部跨落法处理采空区。

工序：采煤机割煤一拉架一移溜一清煤

1、割煤

本工作面采用鸡西煤矿机械有限公司MG750/1920-WD型交流电牵引采

煤机，采用双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。

进刀方式：采用端部斜切进刀割三角煤法。

进刀方法：

（1）机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升

起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁。

（2）采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.8m后

停机。

（3）将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置

向机头（机尾）割煤。

（4）采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置,

向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架一顶机

头（机尾）一移溜。机组进刀总长度控制在50m左右。

采煤机进刀示意图：

插图采煤机斜切进刀示意图

(a)起始(b)斜切并移直输送机(c)割三角煤(d)开始

正常割煤

质量标准：割过一刀煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐(长度超过

1.0m,最突出部分不超过0.2m；长度在1.0m以下，最突出部分不超过

0.25m)o顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错

差不能超过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架

顶梁必须接顶严实。

2、移架及推溜

本工作面采用ZY9000/25/50型液压支架进行工作面的支护，移架方

式：手动移架

同时本工作面可实现以下推溜方式：

(1)双向邻架推溜

(2)双向成组推溜

(3)移架：采用及时移架支护方式，移架滞后煤机后滚筒3一9m,追

机作业，并及时伸出伸缩前梁打出护帮板，需要时可于煤机机身处移架或

拉超前支护，移架步距为0.8m。

推溜：在移架后顺序推移前部刮板输送机，滞后移架10-15m左

右，其弯曲段长度不得小于30m,推移步距为0.8m,推溜时必须依顺序进

行，严禁相向操作，溜子必须保持平、直。

3、质量标准

质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间

距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰

俯角＜7。，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）,

支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。

拉架滞后底滚筒3〜5架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应

及时追机拉架，（滞后上滚筒3〜5架）以防顶板冒落；如移架过程中顶板

破碎或片帮严重要及时拉过超前架，如果拉过超前架，梁端距仍超规定的,

必须及时伸出伸缩梁，并打出护帮板；移架时要保证支架移到位，梁端距

依据采高变化保持在350〜590mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，

如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。

对工作面刮板输送机的要求：

刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得

出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保

持一致，且必须保持推移步距为0.8m,以确保截深、产量和工程质量。推

移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急

弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过,

必须查明原因并处理后再推溜。

清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m,清煤人员必须面向

刮板输送机机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。

清煤质量标准：清煤工要将浮煤、碳块清到溜子里，严禁清到采空区,

2m'内浮煤厚度不超过30mmo

附表1：主要机电设备技术参数表

表1:设备主要技术参数

设备名称制造公司型号数量技术参数

生产能力：2500t/h；运输机长度：200m

山西煤矿机（链轮中对中）

SGZ1000/1

刮板运输机械制造有限1部总装机功率:700X2kW；电压等级:3300V

400

责任公司中部槽尺寸（长X宽义高）：1750X1000

X352mm

生产能力：3000t/h；运输机长度:40m（链

山西煤矿机

SZZ1200/4轮中对中）

转载机械制造有限1部

00总装机功率：400/200kW；电压等级：1140V

责任公司

中部槽型式：整体箱型焊接

山西煤矿机

通过能力：3000t/h；总装机功率：315kW

破碎机械制造有限PLM30001台

电压等级：1140V

责任公司

DSJ120/18生产能力:900t/h；皮带宽度：1200mm

胶带输送机1部

0电压等级：1140V；带速：3.5m/s

南京六合煤

BRW400/31额定压力：31.5MPa；额定流量：400L/min；

乳化液泵矿机械有限3台

.5电机功率：250kW

责任公司

南京六合煤

BPW500/12公称压力：10Mpa；额定流量：5161/min

喷雾泵矿机械有限2台

.5电机功率：132kWo

责任公司

鸡西煤矿

MG750/19

采煤机机械有限1台总装机功率：1920kW；电压等级：3300V

20

公司

KBSGZY-2容量：2000kVA；输入电压：10kV

2台

000/10输出电压：H40V/3300V；

动力负荷组合移变

KBSGZY-1容量：1600kVA；输入电压：10kV

1台

600/10输出电压：1140V/127V

架型：ZY9000/25/50手动本架操

作

ZY9000/2支架中心距：1750mm

郑州煤机5/50二柱100支架最大高度：5000mm

支架

公司掩护式支架支架最小高度：2500mm

架支架支护宽度：1680-1880mm

额定工作阻力：9000KN

初撑力：7144KN（31.5MPa）

平均支护强度：L03MPa（以实际设

计为准）

平均底板比压：2.43MPa（以实际设

计为准）

推移行程/推移步距：960mm/865mm

泵站压力：31.5MPa

重量：32吨±2%

第四章顶板管理

第一节该工作面采用全部跨落法管理顶板

1、根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用郑州煤矿机

械公司生产的二柱式掩护支架及其相配套的端头、过渡支架。从工作面机

头到机尾前期分别布置：ZYT9000/22/45型端头架7架，ZYG9000/22/45型

过渡液压支架2架，ZY9000/25/50型中间架91架，共计100架；

2、支架说明书

架型：ZY9000/25/50手动本架操作

支架中心距：1750mm

支架最大高度：5000mm

支架最小高度：2500mm

支架支护宽度：1680〜1880mm

额定工作阻力：9000KN(39.7MPa)

初撑力：7144KN(31.5MPa)

平均支护强度：1.03MPa(以实际设计为准)

平均底板比压：2.43MPa(以实际设计为准)

推移行程/推移步距：960mm/865mm

泵站压力：31.5MPa

重量：32吨±2%

架型：ZYG9000/22/45

支架中心距:1750mm

支架最大高度4500mm

支架最小高度2200mm

支架支护宽度1680〜1880mm

额定工作阻力9000KN(39.7MPa)

初撑力：7144KN(31.5MPa)

平均支护强度：0.92MPa(以实际设计为准)

平均底板比压：2.40MPa(以实际设计为准)

推移行程/推移步距：960mm/865mm

泵站压力：31.5MPa

重量:34吨±2%

第二节支护要求

1、支架中心距保持1.75±100mm之间，保持支架接顶严实，支

架状态良好，支架垂直顶板，歪斜不得超过±50mm。

2、支架初撑力不小于额定值的80%,泵站压力不小于31.5Mpa。

3、及时按移架要求支护，上行割煤滞后左滚筒3〜5nl开始移架，要求

移架工与机组司机配合好，防止出现滚筒割到顶梁，顶板要一次性割平。

4、上、下端头支护

上安全出口高度不低于1.8m,下安全出口高度不低于1.9m,上下安全

出口行人宽度不低于0.7m。

ZYG9000/22/45型过渡液压支架在机头布置一架，机尾布置一架。

5、支护强度校核

(1)根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强

度，公式如下：

q=n.m.Y

式中：q一液压支架的支护强度，t/m2;

n一岩重倍数，按中等稳定以下顶板考虑，取6〜8；

m—采高，设计取最大采高5m；

Y—顶板岩层的容重，取2.Gt/m)

222

则:q=(6〜8)X5X2.6=(78-104)t/m,取104t/m(1019.2kN/m)o

支架工作阻力：

P=qX（支架顶梁长度+支架端面距）义支架宽度

=1019.2X（4.2+0.3）XI.75X1.0

=8026.20000kN

通过校核，支架支护强度满足要求。

第三节两巷超前支护

1、超前支护：

工作面运输顺槽煤壁以外不小于20米范围内应进行超前支护，并保证

支护完好无缺，1.0m较接顶梁配合4.2m单体支柱进行支护，具体支护方

式为交接顶梁平行顺槽两帮支护，支柱柱距按1.0m支护。支柱需用防倒绳

拴好、拉紧，支柱要迎山有力、迎山角合格、左右对称，沿顺槽形成一条

直线，正负不差50mmo超前支护随工作面的推进不断前移，保证超前支

护的距离不小于20m,人工回柱时严格执行先支后回的原则，按照由里向

外的顺序进行，严禁空顶作业。

2、机头、机尾切顶处封尾支柱：

工作面运输、回风顺槽切顶线齐处必须支设封尾柱，支柱（中至中）

间距不大于0.4m,支柱初撑力必须达到额定载荷，并悬挂“严禁入内”牌

板。随着工作面的推进，及时回撤前移封尾柱。封尾柱回撤标准为：封尾

柱与支架尾部位置标齐，超前或拖后支架尾部位置距离不得超过0.8m。支

设封尾柱时，必须在规定的切顶线处支设。

第四节工作面上下端头支护

综采工作面端头是指工作面与回采巷道的交汇处，端头区是采运设备

的交接点，设备布置密集，而且是行人、输煤的咽喉。

1、工作面上下端头采用ZYT9000/22/45型端头支架支护，机头3架、

机尾4架，其滞后普通支架一个循环。上下端头支架外侧距煤壁小于1.0m

需支护时，支设贴帮戴帽点柱，柱距0.8m；当上下端头支架外侧距煤壁大

于L6m时，空顶区使用4.2m长n型钢梁配合液压单体支柱支护顶板，支

护形式为交替迈步“一梁三柱”，支护方向与顺槽方向一致，柱距1.0m,

交替错差0.8m,兀梁间距0.2m,梁端距封尾支柱0.5m；当n梁距煤壁、

端头支架大于0.8m另支设一对迈步抬棚支护顶板。

附：H62工作面上下端头支护图。

1162工作面上下端头支护示意图

液

液

液

液

液

液

压

压

压

压

压

压

支

支

支

支

支

支

架

架

架

架

架

架

刮极运输机机头刮极运输机机尾

第五节初次来压管理

1、遇初次来压时必须加强工程质量管理及两巷超前支护管理。

2、根据所总结出的初次来压步距，认真做好初次来压时顶板管理。

3、初次来压前必须保证两卷超前支护质量达规程要求，班长及安检员

必须进行巡回检查，发现有不符合要求的支柱立即重新支设。

4、初次来压前两巷超前支护必须迎山有力，以防来压时摧垮支柱。

5、初次来压时工作面支架必须达到初撑力，严禁任何人乱改或关闭支

架自动补液功能。

6、初次来压时工作面支架自动补液功能必须完好有效，检修班加强检

修必须保证每班安全正常的运行。

7、根据前面三个工作面在回采时的初次来压情况，16#煤初次来压步

距为25-35米，顶板随采随落，未进行人工干预。本工作面顶板比较坚硬,

若老顶不及时来压冒落时，必须采用强制放定措施。

第六节采空区管理

采空区采用自然垮落法处理，在1162回风巷顶帮条件好的情况下，必

须在1162回风巷将支架前梁前一排锚索和切顶柱前一排锚索退掉，确保机

头端头老塘悬顶面积（从支架切顶线算起）不超过lOnA若超过必须对采空

区强制放顶，相应措施按有关规定执行：如因顶板压力大锚索不好退则采

取剪网措施；如顶帮条件不好，要制定并采取暂不退锚补充措施，防止冒

顶事故或瓦斯事故发生。

附图三：1162工作面支架布置、超前支护、工作面最大、最小控顶距

示酒

第七节顶板监测、记录、分析与处理

1、巷道施工时已由掘进队负责在巷道顶部每100m安装一个顶板离层

仪，对顶板离层状况进行监测、记录、分析。

2、每天责任人必须对1162回风巷及1162运输巷超前工作面100m内

顶板离层仪进行监测，上井后向值班人员汇报情况，若出现顶板离层现象，

离层值在601nm以内时，记录在验收板报上。若顶板离层仪显示值超过60mm

时，及时组织人员架棚或支密集柱加强支护。

3、工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必

须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超

前工作面50nl加强维护，对于失效锚杆要重新补打，对于网破地点必须进

行补网并联好，联网要做到每米10道，每道扭两圈半。

4、矿压监测由当班调度室完成，每班班后记录在矿压观测记录表上。

5、采用支架工作阻力在线监测系统连续监测支架阻力变化。

6、检修班支架检修工负责每天对支架工作阻力在线监测系统进行检

查。

7,生产技术部负责定期对记录结果进行分析。

8、生产技术部必须将记录结果的分析情况反馈给区队，针对分析结果,

区队及时采取措施进行处理。

第五章通风

第一节通风系统

1162工作面采用U型抽出式通风系统，即新鲜风流从1162运输顺槽

进入工作面，经1162回风顺槽汇入16”回风下山。

风流路线为：

新风路线为：

主井一16#运输下山一16,西翼运输下山一1162运输巷

副井一1075车场一16,轨道下山16*西翼轨道下山一1162运输巷

乏风路线：

1162工作面一1162回风巷f16’回风下山一回风立井f地面。

第二节工作面风量计算

1.按瓦斯涌出量计算

Q采=100Xq采XK,

Q采米煤工作面实际需风量，m/min；

q采一采煤工作面绝对瓦斯涌出量。根据《矿井瓦斯等级鉴定报告》

(2014年)，矿井相对瓦斯涌出量为1.361^/31162工作面采高为4.5m,

工作面长171m,16#煤容重1.62t/m3,每天推进4刀(3.2m),则工作面q

采=1.36X4.5X171X1.62X3.2/(24X60)=3.77m'/min；

L一工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数，通常综采工作面取值为

1.2〜1.6,设计取值1.6。

所以，经过计算可得：Q采i6=603m3/min。

2.按二氧化碳涌出量计算

Q采二67Xq采X(

Q采一采煤工作面实际需风量，m7min；

q采一采煤工作面绝对二氧化碳涌出量。根据《矿井瓦斯等级鉴定报告》,

相对二氧化碳涌出量为2.0311r7t,根据工作面的推进度，1162回采工作面q

采=2.03X4.5X171X1.62X3.2/(24X60)=5.62m'/min；

(一工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数，通常综采工作面取值为

1.2〜1.6,设计取值1.6。

所以，经过计算可得：Q«i6=603m3/mino

3.按工作面温度计算

本矿井无地温热害，井下巷道温度一般不超过17(,工作面加上设备

的散热，环境温度一般不超过2(rc。

Q祈60XVcXScXKi

%一回采工作面适宜风速，根据工作面进风温度，对应适宜风速为

0.8~1.Om/s,取1.0m/s；

Sc一回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面平均值的

70%计算,1162回采工作面为(5.0+5.8)4-2X4.5X70%=17.01m2；

及一工作面长度系数。回采工作面为171m,长度系数取1.2。

所以，经过计算可得：Q.2251n3/min。

4.按工作人员计算

Q采=4n,：

4—每人每分钟呼吸需风量4.0m7min；

“一采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在井下

考虑，取40人。

所以，经计算孰6采=160m：7min。

综上计算，取其最大值，则1162工作面正常生产时配风量为Q采