东111工作面作业规程补充措施

第一篇：东111工作面作业规程补充措施

《东111综放面回采作业规程》补充

安全技术措施

编 制： 郭新世 生 产 部： 古亚丹 调 度 室： 苏学友 通 防 部： 唐银虎

机 运 部： 李万福 安 检 室： 张应芳 采掘副总： 薛建中 机电副总： 靳克应 安全副总： 徐志军 生产矿长： 张 军 机电矿长： 黄 波 安全矿长： 王克君 总工程师： 王 宁

编制单位：生产技术部

二〇一二年七月二十八日

《东111综放面回采作业规程》补充安全措施

一、概况

东111综放工作面截至2012年7月27日中班，工作面共推进334米。东111运输顺槽和已回采结束的东113工作面采空区回风顺槽呈5米窄小煤柱接触，进入窄小煤柱巷道已推进195米。2012年7月27日19:21，东111运输顺槽设备列车段发生较大煤爆声矿压显现，导致距工作面下出口46米位置的乳化液泵平板车掉道，破碎机、煤机组合开关断电。掉道的原因有两个：一是矿压显现煤爆声伴随出现底鼓，瞬时底鼓量实测值达60mm；二是乳化液泵平板车放置点在巷道变坡点斜坡处，为保持乳化液泵水平放置（乳化液泵不吸空），平板车斜巷下方用道木进行了垫高处理，底鼓能量突然释放时平板车侧滑掉道。组合开关断电的原因是线头松动。

根据矿压观测，东111综放面运输顺槽窄小煤柱巷道矿压显现范围为工作面以外150～200米范围，属正常采动动压影响区域，此次矿压显现未超出该范围，从现场查看及矿压观测点实测，矿压显现范围180米，有少量浆皮渣掉落，巷道内未出现锚杆、锚索崩断现象，距工作面下出口46米乳化液泵平板车掉道位置观测点和前日观测值对比，顶板下沉量为0，两帮移近量2㎜，底鼓量60㎜，巷道支护稳定。

为防止运输顺槽窄小煤柱巷道矿压显现造成设备列车掉道或倾斜挤伤人员，特补充以下安全技术措施，由综放一队队长、技术副队长负责学习、贯彻落实。

二、安全技术措施

（一）设备列车管理补充安全技术措施

1、设备列车段轨道必须调整平直，并支垫可靠，符合轨道验收标准，指定专人每天检查一次，发现问题，立即整改。

2、对除电度表以外所有的设备进行吊挂管理（包括电缆车），在设备列车巷道上部打起吊锚杆，用φ18mm的钢丝绳一头固定在设备的靠窄小煤柱侧，一头固定在巷顶的起吊锚杆上，并在垂直方向保证30°的夹角，两头绳卡子数量不少于3个。

3、对设备列车每两车加装一副简易阻车器，并在有斜巷的设备列车末端加装一副大型阻车器。

4、斜巷段放置乳化泵站需要垫起时，使用垫高的枕木必须用码簧进行可靠连接，保证所有枕木是一个整体，并用φ18mm的钢丝绳将泵站底座、枕木和两侧的轨道进行紧固绑扎。

5、设备列车之间用于连接的电缆必须保证有尽量的悬垂度，开关出入线不能绷的太紧。

（二）工作面及运输顺槽支护补充技术措施

1、始终加强东111工作面工程质量管理。严格按正规循环作业，始终坚持以优良、一级的工程质量管理来保证工作面稳产、安全生产；工作面每次割煤后，必须及时拉架，煤壁松软破碎时超前移架。

2、加强工作面运输顺槽超前支护管理。一是超前支护长度必须达到30米；超前支护用穿鞋单体柱配铰接顶梁、π型梁支护，顶部必须用圆木、板皮绞实并接顶，所有单体柱必须系双尼龙保险绳（绳头在金属网固定位置，要求高于栓单体位置），每根π型梁两端必须用双股10#铅丝和巷顶金属网绑扎牢固；铰接顶梁水平楔必须系好防护链并打紧，确保支护质量。移设超前支护时，必须两人以上共同进行，同时现场有跟班队长或安检员监督。

3、加强回采工作面及两道的矿压观测工作。

由施工队技术副队长负责，准确掌握工作面周期来压的步距，并负责按推进度在采掘工程平面图中标出周期来压位置，提前采取架间蓬顶堵漏、打贴帮柱、超前移架、带压擦顶移架、煤壁提前静压注水等防范措施。

工作面两道增设矿压观测点，及时掌控巷道收敛变形情况；若发现有个别锚杆、锚索托板压裂、螺帽及锁头损坏、杆体崩断等现象时，要及时补打Ø22×2600mm螺纹钢锚杆和Ø17.8×7000㎜锚索；若发现有巷道整体顶板离层和有明显的帮、拱挤压现象时，应停止工作面生产，及时汇报调度室，并立即采取全断面以间、排距700㎜×700㎜、打注Ø22×2600mm螺纹钢锚杆及顶、帮部同型号锚索的维修加固处理措施，确保工作面巷道安全。

4、矿压观测工作必须认真落实《大水头煤矿顶板管理制度》，并责任到人；要求该区域施工队对该队所辖区域巷道矿压变化情况，必须每天观测一次，并以报表形式每天报送生产部、安检室，同时用无纸化办公平台发送给安全生产口矿领导（包括顶板离层仪、矿压观测点的观测数值），便于相关管理人员查看，掌握巷道矿压显现情况，并能够及时采取有效安全支护应变措施。若发现一次观测数值不准确、不按期观测、不按规定及时上报报表或有弄虚作假、胡乱编填数据现象，按“三违”现象严肃追究相关责任人责任，并将当月（次）该队工程质量降级处理；导致发生事故的按照事故追查结果承担相应责任。

5、对巷道底鼓段进行起底，对顶、拱部变形吊包、金属网扯破段进行挑顶处理，同时，制定专门起底、挑顶扩帮安全技术措施。

6、对东111工作面运输顺槽巷道顶、帮锚索铁托板、锁头用10#双股铁丝和巷道金属网进行绑扎，防止锚索崩断窜出或托板锁头掉落伤人。

7、根据靖煤生【2012】66号《关于印发靖远煤业集团有限责任公司矿压动力显现防治规定的通知》要求，东111工作面设备列车看护的岗位人员不得睡岗，不得在易倾斜、侧翻的设备旁逗留。

8、发生矿压异常显现现象时，现场人员应立即汇报调度室，工作面应立即停止生产，切断动力电源，人员由跟班队长组织有序撤出工作面至东运下卡轨车硐室位置等候。

（三）加强运输顺槽窄小煤柱巷道支护管理

1、若在工作面回采过程中，巷道出现底鼓和收敛变形量增大，要求施工队及时对工作面煤壁前180米范围运输顺槽进行起底，起底后必须保证巷道高度达到3.0米。

2、窄小煤柱侧拱、顶部若出现“吊包”，及时进行处理，将虚渣抖掉后在实体上补打Ø17.8×7000㎜的锚索和Ø22×2600㎜螺纹钢锚杆并挂网。要求新补金属网必须与原金属网有效联结为一体，并对铺设较松的金属网进行扭结处理，以保证金属网拉紧有力不松弛。

3、对起底后巷道两底脚“赤脚”地段补打Ø22×2600㎜螺纹钢锚杆、挂网进行加固，间、排距均为700㎜。

4、对动压影响范围工作面150～180米之外运输顺槽，在工作面采动影响之前对收敛变形明显巷道补打Ø22×2600㎜螺纹钢锚杆加固，锚杆间、排距均为700×700㎜。

5、对后巷螺母捋掉、锚杆失效位置，要求“断一补二”原则补打同型号锚杆加固。

（四）其它安全技术措施

1、生产部主管矿压工程技术人员根据队上上报的矿压观测数据和平时掌 握的数据，除每半个月编制并下发一次矿压预测预报外，应对资料进行分析和总结，以便逐步掌握该区域矿压动力显现之归律和特性，有针对性的提出防范措施，用以有效指导安全生产和消除安全隐患。

2、巷内材料码放、设备放置及车辆停放要求：支护材料、道木、板皮、坑木、溜皮等必须码放在巷内相对平坦处，码放高度不得大于1.2米，并用12＃铁丝双股栓接在巷帮金属网上；置换和备用的单体柱及铰接顶梁在巷内码放时，单体柱立放时每根单体还必须栓接安全绳，防止垮落或跌倒伤人。

3、斜巷内严禁码放任何材料、设备配件。

4、开关等小型设备必须放置在巷内相对平坦位置处，底座和设备本身都必须用12＃铁丝栓接在巷帮金属网上。

5、巷内轻、重车辆严禁停放在斜巷内，必须停放在平巷内且车辆前后必须使用阻车器；任何人员不得在车辆或设备列车旁无故停留。

6、加强瓦斯抽采和瓦斯检查工作。综放工作面和掘进工作面工作过程中，严格落实矿瓦斯抽采和瓦斯检查工作，若出现瓦斯涌出异常，浓度变化明显时应立即停止作业，并及时汇报调度室。

7、若出现矿压动力显现时，现场瓦检员要加强区域内的瓦斯检查工作，若发现有瓦斯积聚现象后，要按瓦斯排放要求进行处理，以确保工作面安全。

8、发生矿压异常显现现象时，矿矿压观测组相关人员要及时进行现场观察，详细收集记录灾害发生的征兆、发生经过。灾害波及的范围、破坏特征及有关的数据资料，对比分析，总结矿压动力显现（强矿压）发生的规律。

9、其它未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》、《作业规程》之相关规定。

第二篇：掘进工作面交替作业措施

关于掘进工作面交替作业的补充措施 根据2014年瓦斯等级鉴定专家评审建议：9102回风巷掘进工作面与9103进风巷掘进工作面采用“双巷掘进”方式，存在掘进通风系统不独立现象，根据我矿实际情况，采取以下措施：

1、9102回风巷掘进工作面与9103进风巷工作面进行交替作业，保证通风系统独立。

2、9102回风巷掘进工作面掘进作业时，9103进风巷掘进工作面停止作业，在回风口打设栅栏，揭示警标，悬挂瓦检牌。（9103进风巷掘进工作面掘进作业时，9102回风巷掘进工作面停止作业。）

3、瓦斯员在停掘工作面每班检查一次瓦斯、二氧化碳情况，发现异常及时汇报。

4、瓦斯防治科人员每天检查停掘工作面通风、瓦斯情况。每10天对该工作面进行风量测量，掌握通风情况。

5、跟班矿领导每班现场监督检查停掘工作面局扇、风筒以及通风瓦斯情况。

6、停掘工作面每天进行局扇切换试验，巡检员每七天进行风电、瓦斯电闭锁试验，每7天对工作面传感器进行标校一次。

7、未经允许，任何人员不得进入停掘工作面巷道内。

8、以上未提事项，严格按照《安全规程》规定执行。

第三篇：煤矿残采工作面作业规程

曲靖市麒麟区孙家沟煤矿南翼采区910残采工作面作业规程

编制人：孙稳清

年 月 日

一、作业地点概括

1、煤层名称：c9煤

2、煤层厚度：1.9米

3、煤层倾角：2-10度

4、开口位置标高2000米

二、工程设计

1、巷道净高2米 顶净宽1.4米 底净宽2.7米

2、支护方式采用圆木支护

3、木距中对中0.6米

4、每架坑木皮柴21根

5、选用小头15公分以上的坑木

三、施工方式及作业方式

（一）、采用人工开挖及人力运输。

（二）、四六班作业制

四、通风设计

1、通风方式及局部通风机的选择：910残采工作面选用局部通风机压入式通风。

2、局部通风机的选择：910运输巷选用一台11kw局部通风机。局部通风机：必须做到设备齐全。

A、局部通风机的位置选择在顶板完好，支护良好的地点，必须安设在风机架上离地高度大于0.3米，但不能影响行人 运输等工作。

B、局部通风机安设在910运输车场中，距910运输巷回风口大于10米。

C、局部通风机的电源由地面配电室供给，局部通风机必须实行“三专两闭锁”,并且各电气装置齐全，性能完好，灵敏可靠。供给局部通风机的风量必须大于局部通风的吸入风量，不产生循环风。

3、风筒的使用及管理

A、局部通风机配置直径为400mm抗静电，阻燃的胶质风筒，风筒严密不漏风，无反接头；风筒要反压边。转弯处必须用弯头；风筒必须吊挂平直，逢环必挂，有洞必补。

B、风筒出风口距掘进工作面迎头不得超过5米

五、工程质量要求

1、严禁出现空帮、空顶现象。

2、大小坑木必须配套、木省严密合缝无歪曲迈步现象。

3、严格控制巷道中线、中线偏差不得超过5公分。

4、柱窝必须打在实底上、柱窝深度不得小于10公分。

5、皮柴必须过江、每根皮柴必须关紧让皮柴真正使到应使到的力。

6、坑木必须迎山靠背、梁头水平。

六、质量及成本管理

1、煤必须隔好、不得让夹矸混入煤中而影响媒的质量。

2、在过采空区过程中如有块煤，必须捡出来，捡够一车

那么将装运到地面。

3、煤、矸石不允许装得过满，以防止煤 矸石在井筒

泼洒。

4、施工人员不得有意的损坏及浪费施工材料。

七、全技术措施

<一>、通风方面

1、施工人员在运煤过程中，随时注意风筒，以免

担划破及撤离风筒。

2、局部通风机必须实行挂牌管理，有瓦斯员负责管理。、910运输巷掘进工作面不得停风；因检修 停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，设置栅栏，揭示“禁止入内”的标志。、恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中的瓦斯浓度都不超过度0.5%时，方可人工开启局部通风机。、因检修 停电等原因停风时，在恢复通风前必须先检查掘进工作面巷道内的瓦斯浓度，瓦斯浓度在3%一下时，由瓦斯员及班长组织排放，达到3%以上时必须制定专门措施由矿井通风负责人组织排放。、瓦斯员必须坚守自己的工作岗位，必须严格执行瓦斯员岗位责任制、操作规程、瓦斯检查“三对口”、交接班制度、巡回检查制度和请示报告制度及有关规定，并认真填写瓦斯检查手册、瓦斯检查牌板 班报，字迹必须清晰 工整。

7、当工作面瓦斯浓度达到1%时，必须立即停止工作 撤出人员进行处理。、临时停工时，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，并向调度室汇报。恢复通风前必须先检查巷道内的瓦斯。有调度室组织排放并制定措施。

<二>、探放水方面

1、在掘进过程中必须坚持有疑必探，先探后掘，坚持做到探30米，掘进10米，保20米的探放水原则。

2、打眼位置为沿头前方，左右巷帮 顶上。如果打眼出水时不能拔出钻杆，让钻杆起到一定的堵水作用，然后班长 安全员负责观察钻孔的涌水情况。如水压力过大，涌水过大时，那么立即撤出人员，向井口调度室汇报。

3、如涌水均匀 水量不大时，班长必须安排人员清理排水沟及安排人员向出水的地点进行加强支护工作，以防止巷道在水的作用倒塌。

4、机电部门必须立即采取相应措施对老窑水进行排放工作，以防止淹井。

5、电气设备被水威胁的必须立即断电及采取其他措施，以防止井下漏电。

6、在防水过程中必须控制水量，水量满足排水设备的要求，严禁水量大于排水设备的排水量。

7、涌水地点必须加强瓦斯检查工作，必须保持正常供风；如其他有毒有害气体超限时，必须加强供风，确保有毒有害气体降到《煤矿安全规程》的规定。

8、排放水时，必须组织有经验的人员进行排放；其次安排有经验的人员负责观察涌水情况，如水量过大时，必须向井口调度室汇报。并且安排岗哨，以免其他人员误入。

<三>、过老巷、顶板破碎带、断层等方面

1、在过老巷的过程中，必须对老巷10米内加强支护并且随时检查后路支护情况发现问题及时解决。

2、过老巷、顶板破碎带时，必须打过梁，以防止顶板垮落。

3、施工时，必须安排有经验的人员观察顶板，出现异情时，必须撤出人员。

4、过老巷、顶板破碎带、断层时，必须缩短木距，确保顺利通过。

5、出现断层涌水时，必须加强支护，采取相应的措施将断层水进一步处理，以防止水淋湿施工人员。、如果出现冒顶 背帮时，必须等稳定后方可组织人员进行工作。其次必须架顶 背帮。、必须认真执行交接班制度 敲帮问顶制度。

<四>、其他方面

1、施工人员不得乱动矿用电气设备及通风设施。

2、施工人员必须遵守我矿的一切规章制度。

3、防尘管路必须紧跟沿头，每隔20米设一个三通阀门，外必须要有防尘用水及管路通畅，每班必须用水防尘2次。

4、巷道中浮煤不得超过2mm,其次必须随时安排人员进行浮煤清理。

5、施工人员不得在井下任意开闭矿灯 敲击矿灯。

6、矿灯必须保持电充足，不缺螺少件，确保防爆率达到100%,其次施工人员不得在井下睡觉。

<五>、避灾路线

一、灾害预防措施

1、预防瓦斯爆炸措施：

（1）加强通风管理，杜绝瓦斯超限。

（2）严格执行瓦斯巡回检查制度，跟班人员严禁脱岗，瓦斯检查记录必须真实有效。

（3）搞好通风防止瓦斯积聚，及时处理积聚瓦斯，防止电器失爆，产生电火花引爆瓦斯。

（4）杜绝明火下井，关键是要执行严格检身制度和严禁穿化纤衣服。

（5）严禁井下明火打点，带电搬迁或作业，回风井50m以内杜绝任何火源。

（6）严禁在井下电焊、气焊、喷灯等工作，不准用灯泡取暖。

2、矿尘灾害防治：

（1）尽量减少浮游矿尘的产生，工作面喷雾洒水，将矿尘消灭在尘源地点。

（2）合理分风用足够的风量加以稀释，防止矿尘飞扬进入风流中。

（3）加强个体防护，每个员工都使用防护口罩，每班如此。

二、火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾路线

910工作面--910运输巷--2000水平车场--2000水平井底车场--人行斜井--地面

三、水灾避灾路线

910工作面--910运输巷--2000水平车场--2000水平井底车场--人行斜井--地面

第四篇：关于采煤工作面防止漏冒顶补充措施

关于采煤工作面防止漏冒顶补充规定

（一）、综采工作面防止漏冒顶的措施

1、认真实施煤层注水。

2、工作面煤壁出现片帮范围较小时，要采取带帽点柱临时支护。

3、工作面煤壁发生片帮、漏顶时，要及时伸出支架前伸缩梁，抵至煤壁、护严端面，防止片、漏加剧。

4、工作面煤壁出现片帮、漏顶时，伸完支架伸缩梁后仍不能抵至煤壁、护严端面时，支架与链板机间有空间可超前移架进行支护。

5、工作面煤壁出现片帮、漏顶时，伸完支架伸缩梁、超前移架后仍不能抵至煤壁、护严端面时，要采取带帽点柱或人工使走向棚。

6、煤层松软片帮帮严重时，工作面应采用超前移架，架下割煤。

7、顶板破碎时，割煤后应做到及时追机移架，但割煤前，链板机与支架间必须留有一个截深的宽度。

8、顶板破碎时，带压移架，少量降架，擦顶移架。

9、煤机割煤时，顶底板应割平，相邻支架间不能有明显落差（不超过顶梁侧护帮高的2/3），支架不挤不咬。

10、架设支架时，架身应与煤壁保持垂直，支架出现掉斜、咬架等现象时，确保支架正规。

11、根据支架性能及煤层赋存条件，为确保支架稳定，控制控制工作面采高应，严禁超高，支架初撑力不得低于规定值的80%。

12、人员进入煤壁作业，如使棚、打眼、处理工作面运输机，必须严格执行敲帮问顶制度，用长物找掉危岩悬矸，并保证后路畅通，并设专人观察顶板、煤壁及周围安全情况

13煤壁作业要从顶板较完整处着手，由上而下逐架进行。人员在可靠的掩护下工作。

14、架间护顶不严处，应用竹笆过顶，过顶要均匀，过严过实。

15、割煤过程中出现漏顶时，要立即停止割煤并闭锁煤壁刮板机，进行处理。16煤壁松软、顶板破碎处要提前人工使棚。17加强松软的片帮。

18、加强支架初撑力，防止顶板下沉。

（二）、炮采工作面防止漏冒顶的措施

1、加强煤层注水，严格按注水措施要求进行。

2、进入施工地点后，带足背帮、过顶等支护材料，发现顶板破碎要先准备一定量的撞楔、木料等备用。先检查本茬范围内三封闭情况，发现片帮、顶空、顶碎、过顶不严、支架不正规必须先整改正规，初撑力符合规定。

发现煤壁片帮超过规定要采取挂超前支护，防止片帮范围扩大，及时护严、接实新裸露出的端面顶板，防止端面漏顶。

3、采煤时必须两人一茬。π型钢梁支护工作面：

一、先掏梁窝，靠顶板下方少量出煤，空间可供向前窜梁即可，及时窜主梁过顶，护严、接实上方顶板，人员才能在顶梁的掩护下大量出煤。

采煤按自上而下的顺序进行，窜第一棚主梁后，随着向煤壁落煤宽度的增加，够0.5m宽时靠开窝处上帮煤壁打一单体支柱，配合大笆把上侧煤体背上，单体打在每一棚主梁距端头0.5m处，载上第一棚背帮柱后把整个上侧煤体背严，防止上茬煤体片帮、漏顶威胁下茬施工人员。

顶梁的强度有限，为防止顶板下沉，采煤开茬时连续挂梁不超过3个就必须打背帮柱加强对顶板的支撑力。然后向下每窜一个梁子就必须接着及时补上背帮柱。

采煤采好一棚就必须背好一棚帮，然后再采下一棚，采一棚拆一棚背帮材料。

2、煤壁除正在采煤外，帮、顶必须保持腰严背实，严防片漏。

3、采煤必须在顶板完好处开茬，茬间距符合规定，严防支承压力叠加造成掉顶。

4、顶板破碎处采煤，必须从邻棚向下打撞楔超前护顶，然后在撞楔料的掩护下迅速窜梁使棚。

5、若采煤期间出现漏冒顶，煤顶、破碎顶板必须及时封堵，严禁用车拉空方法处理。应立即停车，采用打撞楔、用木料套棚等方法处理，防止事故扩大。若顶板坚硬，冒落矸石块度大，必须等冒顶处顶板稳定后，采用接木垛方法处理。处理冒顶事故时，要安排有经验的老工人进行作业，跟班区干和班长要在现场指挥。

6所有支柱初撑力要棵棵合格，失效柱、梁、背帮过顶材料及时更换，支护材料强度、规格符合要求，确保背帮效果和支架有效支撑顶板不下沉破碎。

7、煤体破碎、工作面老顶来压期间，要严格控制采高。因支护强度不够造成顶板下沉、煤壁压酥的情况，要加强工作面支护密度、支护强度。特殊时期、特殊地段要补充安全技术措施。铰接顶梁工作面，发现片帮、掉顶，采取用木料接实顶板，超前挂铰接顶梁进行支护，8、人员进入煤壁作业时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，设专人观察顶板，严禁空顶作业。

9、炮采工作面煤体松软、顶板破碎严禁放炮，正常回采放炮时，不放顶眼或顶眼距顶板距离满足放炮后不破坏顶板的完整性，放煤装药量不能大。

10、煤壁作业时，必须坚持“敲帮问顶”，遇有伞檐、活矸应及时处理，保证安全无隐患。

第五篇：418智能化综采工作面作业规程（信息办）

陕西黄陵二号煤矿有限公司418 智能化综采工作面作业规程

编制单位：综采二队 编制时间：

2018 年 9 月 10 日

陕西黄陵二号煤矿有限公司 418 智能化综采工作面 作业规程 批准：

总工程师：

审批：

生产矿长：

安全矿长：

机电矿长：

审核：

生产技术部：

安全监察部：

地质测量部：

机

电

部：

通

风

部：

信

息

部：

调

度

室：

编制：

编制单位：二号煤矿综采二队

单位主管：

编制人员：

编制时间：2018 年 9 月 10 日

陕西黄陵二号煤矿有限公司 418 智能化综采工作面 作业规程 批准：

单位主管：

审批：

支部书记：

技术副队长：

安全副队长：

生产副队长：

机电副队长：

质量副队长：

编制：

编制人员：

编制时间：2018 年 9 月 10 日

作业规程会审纪要 规程名称 418 智能化综采工作面作业规程 会审时间 2018 年

月

日 会审地点

编制单位 综采二队 编制人 肖

曲 会审人员 主持人：

参会人员：

陕西黄陵二号煤矿有限公司 418 智能化综采工作面 作业规程编制说明 一、规程说明 陕西黄陵二号煤矿有限公司隶属于陕西陕煤黄陵矿业公司，矿井位于陕西省黄陵县双龙镇，年设计生产能力 800 万吨，服务年限 70 年。418 工作面位于四盘区右翼。工作面走向长度 2626m、倾向长度 300.5m，预留保护煤柱 300m，可采长度 2326m。工作面煤层平均厚度 5.5m，地质储量=594.6万吨，可采储量=500.3 万吨。

418智能化综采工作面作业规程主要指导418工作面从初采初放至闭采整个回采过程的安全生产及相关工作，工作面初采初放及闭采作业必须制定专项安全技术措施。

二、贯彻学习1、作业规程的贯彻学习必须在工作面开工之前完成，由编制本规程的技术人员负责组织职工学习。

2、所有施工人员必须参加规程学习，经考试合格后方可上岗作业。

3、规程的学习和考试记录应注明考试成绩并附于规程后。

三、作业规程复审要求及后续相关材料附页位置 1、作业规程每月进行一次复审。

2、作业规程由区队技术员按照相关部室提出的意见进行修改，经相关部室审核无误后签字确认，报总工程师审批。

3、复审完成后，由技术员组织全体施工人员学习，参与学习人员应在本规程的学习记录表上签名确认，并附于作业规程后。

目录

第一章

概况.......................................................................................................1 第一节

工作面位置及井上下关系...........................................................1 第二节

煤

层...........................................................................................1 第三节

煤层顶底板...................................................................................2 第四节

地质构造.......................................................................................3 第五节

水文地质.......................................................................................4 第六节

影响回采的其它因素...................................................................5 第七节

储量及服务年限...........................................................................5 第二章

采煤方法...............................................................................................7 第一节

巷道布置.......................................................................................7 第二节

采煤工艺.......................................................................................8 第三节

设备配置.....................................................................................15 第三章

顶板控制.............................................................................................30

第一节

支护设计及验算.........................................................................30 第二节

工作面顶板控制.........................................................................33 第三节

进风巷、回风巷及端头顶板管理.............................................35 第四节

矿压观测.....................................................................................39 第四章

生产系统.............................................................................................42 第一节

运输系统.....................................................................................32 第二节

“一通三防”与安全监控系统.................................................43 第三节

供排水系统.................................................................................57 第四节

供电系统.....................................................................................58 第五节

通信照明系统.............................................................................57

第六节 压风系统.......................................................................................68 第五章

劳动组织及主要技术经济指标.........................................................59 第一节

劳动组织.....................................................................................69 第二节

主要技术经济指标.....................................................................70 第六章

煤质管理.............................................................................................71 第一节

煤质指标和要求.........................................................................71 第二节

提高煤质措施.............................................................................71 第三节

提高采出率措施.........................................................................73 第七章

安全技术措施.....................................................................................74 第一节

一般规定.....................................................................................74 第二节

顶板管理.....................................................................................76 第三节

防治水.......................................................................................101 第四节

一通三防与安全监控...............................................................102 第五节

运输管理...................................................................................114 第六节

机电管理...................................................................................119 第七节

电液控制系统操作安全措施...................................................127

第六节

监控中心司机操作安全措施...................................................129 第九节

工作面巡查安全措施...............................................................130 第十节

安全与职业卫生.......................................................................121 第十一节

其它.......................................................................................133 第八章

灾害应急措施及避灾路线...............................................................143 第一节

安全避险“六大系统”...........................................................143 第二节

避灾原则及避灾路线...............................................................138 第三节

应急措施...................................................................................139 第九章

安全风险辨识...................................................................................155

第一章

概况 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见表 1。

表 表 1

工作面位置及井上下关系 盘区名称 四盘区 地面标高/m +1115～+1364 工作面名称 418 井下标高/m +711～+722 走向长度/m 2626 倾向长度/m 300.5 面积（m 2）

790916 地面相对位置 工作面对应的上部地表位于西沟附近，为中-低山林地带。

井下位置及与四邻关系 工作面位于四盘区的东南。西北部为未采区，东南紧邻 416 采空区，西南至北二二号辅运大巷，东北至 201 工作面采空区，工作面走向方位 69°。

回采对地面设施的影响 工作面开采深度为 385-608m。地面为中-低山林，周围无建筑物和其他设施，回采对地表影响很小。

附：图 1-1-1

418 工作面井上下对照图

第二节

煤

层

工作面开采煤层情况见表 2。

表 表 2

工作面煤 层情况一览表 煤层厚度/m 5.0～6.6 煤层 结构 简单 倾角/(°)0～2平均 5.5平均 0.5 可采指数 1 硬度 2～3 煤种 富油煤 稳定程度 稳定 煤层情况 根据工作面回风巷、胶带巷、辅运巷以及工作面切眼揭露的煤层情况,本工作面煤层结构简单，厚度变化较稳定，煤层厚度5.0m至6.6m，平均煤厚5.5m，煤层下部含夹矸 1～2 层，在断层附近煤层无压薄或增厚现象。

煤质情况 A ad /%

V daf /%

Q b,ad /(MJ/kg)

FC ad /%

S t，ad /%

Y/mm

工业牌号34 27.37 83.22 0.52 8.5 RN32 根据地质勘查报告可知该工作面区域 2 号煤层属特低-低灰煤，特低-低硫，低-中磷，特高-高热值，化学反应性较强，低度结渣，低度结污，低-中等软化度的富油煤。

注：A ad-灰分；V daf-挥发分；Q b,ad-发热量；FC ad-固定碳；S t，ad-硫分；Y-胶质层厚度。

第三节

煤层顶底板

418 工作面煤层顶底板情况见表 3。

表 表 3

煤层顶底板情况一览表 名称 岩石名称 厚度（m）

岩性特征 老

顶 粉砂岩 9～14.15 深灰色～灰黑色粉砂岩，中夹薄层细粒砂岩，水平层理～微斜层理，层面富含云母片及植物化石碎片，较坚硬，厚度较稳定，9.0m～14.15m，抗压、抗剪强度较高，岩石普氏硬度 f=6～7。

直接顶

细粒砂岩

1.1～6 深灰色～灰黑色细粒砂岩，岩石成份以石英为主，长石次之，分选性、圆度均中等，泥钙质～沙泥质胶结，缓波状层理，含植物化石及大量黄铁矿薄膜，岩层厚度 1.1～6.0 米，厚度不稳定。

直接底

泥岩

0.8～3.9 4 号联络巷至停采线段为灰黑色泥岩，岩石团块状，易风化，易破碎，含植物根化石，具滑面，含少量黄铁矿结核，厚度 1.1～2.4m，4 号联络巷至切眼段由灰黑色粉砂质泥岩渐变为灰黑色炭质泥岩，具滑面，含植物化石，易碎，易风化，厚度 0.8～3.9m，岩石普氏硬度 f=4～5。

附：图 1-3-1

418 工作面地层综合柱状图

第四节

地质构造

一、地质及构造情况 418 工作面地质构造相对简单，为近水平煤层，倾角 0～2°，平均0.5°，从顺槽揭露的情况看，工作面有小构造，已揭露的断层有 P 4-8、P 4-9、P 4-10、P 4-11、P 4-12、P 4-13，均为正断层，预计对工作面回采产生一定影响。断层构造情况及对回采的影响见表 4。

表 表 4

断层构造情况表 构造名称 走向（m）

倾向（m）

倾角（°）

性质 落差（m）

对回采的影响程度 P 4-8

239 70～80 正断层 0.4～0.8 较低 P 4-9

183 273 45 正断层 0.8～1.0 较低 P 4-10

180 270 42～50 正断层 1.2～1.5 较低 P 4-11

234 324 60～70 正断层 1.4～2.15 较低 P 4-12

270 360 52 正断层 1.9～2.3 较低 P 4-13

275 5 21 正断层 0.8 较低 二、其它因素对回采的影响

工作面掘进过程中巷道揭露冲刷带 2 处，分别位于胶带巷正巷 885m处，回风巷 1584m 处，冲刷带最大深度 1.3m，对回采带来一定影响。

附：图 1-4-1

418 工作面巷道写实图

第五节

水文地质

一、工作面水文情况 矿井直接充水含水层为侏罗纪中统延安组（J2y）煤层裂隙水和砂岩裂隙水，含水量较小，间接含水层为直罗组下段弱含水层，418 工作面区域内 2 号煤层距直罗组下段间距在 96 米至 114 米间，根据矿井“三带”发育报告，三带未发育至直罗组下段，因此直罗组下段含水层对 418 工作面正常回采影响较小。根据四盘区其他工作面物探资料，该区域施工的探放水钻孔，单孔出水量均不大，单孔流量均小于 0.5m³/h。

二、其它水源分析

418 工作面揭露的六处小型断裂构造，在掘进过程中均未出现导水，回采过程中，随着顶板冒落，上部岩层松动，工作面上部含水层水可能从断裂处导水，回采至断层段时加强顶板管理及水情观测。

三、工作面的涌水量预测 依据相邻 416 工作面回采期间涌水量及四盘区其他工作面涌水量情况，利用类比法预计该工作面回采时，正常涌水量：3～5m3 /h，最大涌水量：20m3 /h。

第六节

影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况见表 5。

表 表 5

影响回采的其它地质情况表 瓦斯 属高瓦斯工作面，工作面绝对瓦斯涌出量 10～20m³/min，相对瓦斯涌出量 1～3m³/t，应加强工作面瓦斯抽放和通风管理，防止瓦斯积聚。

煤尘 具有爆炸性，煤尘爆炸指数 31.4。

煤的自燃 煤层具有自燃倾向性，自燃倾向性等级Ⅱ类（自燃），自燃发火期 55d。

地温 据普查资料本区未出现地温异常，对回采基本无影响。

地压 大地静力场型。

冲击地压 无冲击地压危险性。

普氏硬度 系数 煤层

夹矸

直接顶

直接底

f=2～3

f=3～5

f=6～7

f=4～5

第七节

储量及服务年限

一、储量

418 智能化综采工作面走向长度 2626m，工作面长度 300.5m，留保护煤柱 300m，可采长度 2326m,煤层平均厚度 5.5m，则: 地质储量=工作面走向长度×工作面倾向长度×煤层平均厚度×容重

=2626m×300.5m×5.5m×1.37t/m 3

=594.6 万 t

可采储量=（工作面走向长度-保护煤柱长度）×工作面倾向长度×

煤层平均厚度×容重×回采率 =（2626m-300m）×300.5m×5.5m×1.37t/m 3 ×95%

=500.3 万 t。

二、工作面服务年限 工作面服务年限=可采长度/月计划推进度=2326m/165.6m/月

=14.04 个月

第二章

采煤方法 本工作面是四盘区右翼第七个工作面，直接顶有一定厚度，采空区不悬顶，冒落的松散岩石基本上充填采空区。工作面煤质比较松软、破碎。本着安全可靠、高产高效、经济合理的原则，工作面选用智能综合机械化走向长壁后退式一次采全高的采煤法，全部垮落法处理采空区顶板，采煤机自动记忆割煤，支架自动跟机移架支护，集成泵站自动配比和变频智能控制，监控中心设备分机自动控制。

第一节

巷道布置

一、盘区设计、盘区巷道布置概况 四盘区位于矿井井田西北部，盘区内呈西北～东南向平行布置四条盘区准备巷道，间距均为 40m。由左向右依次为北二一号辅运大巷、北二回风大巷、北二胶带大巷、北二二号辅运大巷。

巷道用途：北二一号辅运大巷、北二二号辅运大巷担负进风、行人及材料运输；北二胶带大巷担负进风及煤炭运输；北二回风大巷担负回风任务。

二、工作面巷道布置

418 工作面西北部为未采区，东北部为 201 工作面采空区，东南紧邻416 采空区，西南至北二二号辅运大巷，工作面走向方位为 69°。

418 胶带巷为工作面主运输巷，靠外侧为实体煤柱，内侧布置带式输送机，418 辅运巷为工作面辅助运输巷，与 418 胶带巷相邻，418 辅运巷西北侧为未采区；418 工作面胶带巷与辅运巷间留 35m 煤柱，平均每 500m施工一个联络巷；原 416 辅运巷作为 418 工作面回风巷。

418 工作面巷道几何参数等见表 6。

表 表 6

巷道几何参数、支护形式及用途一览表 巷道名称 进、回风 断面 净宽/m 净高/m 净断面/m² 支护形式 工作面回风巷 回风 矩形 4.6 3.8 16.28 锚网索联合支护 工作面胶带巷 进风 矩形 5.4 3.6 18.2 锚网索联合支护 工作面辅运巷 进风 矩形 4.6 3.8 16.28 锚网索联合支护 切眼

矩形 9.1 3.8 32.93 锚网索联合支护 联络巷 进风 矩形 4.6 3.8 16.28 锚网索联合支护 附：图 2-1-1

418 工作面巷道布置平面图

第二节

采煤工艺

一、回采方法

选用智能综合机械化走向长壁后退式一次采全高的采煤法，全部垮落法处理采空区。采煤机双向自动化记忆割煤，刮板运输机、转载机、可伸缩胶带输送机联合运煤，掩护式液压支架支护顶板。具体工艺流程为：割煤―装煤―移架支护―推移运输机。

二、采高、循环进度 418 工作面煤层厚度较均匀，煤层平均厚度 5.5m，一次采全高，不留顶底煤，割煤时应根据顶、底板起伏变化情况及时抬刀、落刀，做到不破顶、不破底，保证煤质。工作面循环进度为 900mm。

三、工艺说明及要求 工作面选用MG1000/2550-GWD型电牵引采煤机自动记忆落煤、装煤；ZY12000/28/63D型液压支架（机头端头支架ZYT12000/28/55D；机头过渡架ZYG12000/28/55D；机尾端头支架ZYT12000/28/63D；机尾过渡架ZYG1

2000/28/63D），自动跟机支护顶板。

1、割煤

（1）割煤方式 选用 MG1000/2550-GWD 型电牵引采煤机双向自动记忆割煤，割煤深度（截深）900mm，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高，不留顶底煤。

（2）进刀方式 采用端部斜切进刀方式，进刀距离不得小于 50m，机头、机尾双向进刀。

附：图 2-2-1

采煤机进刀方式示意图

（3）装煤方式 使用煤机滚筒及运输机靠煤壁侧铲煤板，借助支架为运输机提供推力自动装煤。

（4）质量控制标准 割平顶、底板，煤壁平直，且与顶底板垂直。平均采高 5.5m，机头机尾的顶底板必须与巷道顶底板过渡平稳，不得出现明显高低差。

（5）割煤工序（本工作面为右工作面，右工作面即面向工作面运输机机头在右手边的工作面）

回采工艺一个循环共分为 14 道工序，具体如下：

第一工序：煤机右滚筒割顶煤，左滚筒割底煤，由机尾向机头割煤。

第二工序：采煤机左滚筒升至水平，右滚筒下降，由机头向机尾割底煤，直至右滚筒把采煤机机身的底煤割完。

第三工序：煤机向机头方向牵引，清理浮煤。

第四工序：采煤机左滚筒升起割顶煤，右滚筒割底煤，向机尾方向斜

切进刀。

第五工序：采煤机右滚筒升起割顶煤，左滚筒降下割底煤，向机头方向割三角煤。

第六工序：煤机左滚筒升至水平，右滚筒降下向机尾割底煤。

第七工序：煤机向机头方向清理浮煤。

第八工序：煤机向机尾方向正常割煤。

第九至第十四工序与第二至第七工序相对称。

（6）安全注意事项 割煤时前滚筒前方 4 架和后滚筒后方 20 架范围内除巡查人员外，严禁其他进入作业、行走或逗留。

2、移架：采用智能化电液控制，对工作面顶板进行自动跟机移架支护，人员跟架干预。

（1）移架方式和方法 移架在煤机中部进行，局部破碎时，拉超前架及时支护，移架步距900mm。

移架顺序：收二级护帮板―收一级护帮板―收侧护板―降柱―升起架―拉架―降起架―升柱―伸侧护板―伸一级护帮板―伸二级护帮板。

（2）支架的移设质量标准 ①初撑力不低于泵站出口压力的 80%（25.2MPa）。

②支架成一条直线，其偏差不得超过±50mm，跟机移架时工作面安排专人（巡查工）找直。

③支架中心距为 1750mm，其偏差不得超过±100mm。

④支架要垂直于顶底板，做到迎山有力，顶梁上无浮矸浮煤，与顶板接触严密，严禁空顶。

⑤支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角小于 7°。

⑥移架要及时，端面距控制在 700mm。

⑦相邻支架间不得有明显错茬，错茬不得超过侧护板高的 2/3，支架不挤不咬，架间空隙不超过 200mm。

⑧遇到顶板破碎时，移架采用带压擦顶移架，移架时让立柱仍保持一定的工作阻力，使顶梁贴着顶板前移，减轻移架时顶板岩层的活动，减少顶板破坏。因顶板破碎，移架工作跟机不及时，应停采煤机，待移架跟上

后再割煤。

（3）注意事项 支架自动跟机作业，如有丢架或支架拒动时，由监控中心支架操控员或巡查工及时补架。

3、推移运输机

（1）推移运输机在煤机后滚筒过后 12 架外进行，自动跟机推溜，运输机停止运转时，禁止推移（机头、机尾除外）。

（2）推移后的运输机机头、机尾必须平缓且直，移过的运输机必须成直线，其偏差不超过±100mm。自动化移架时工作面安排专人（巡查工）找直。

（3）运输机在推移过程中，必须单向顺序推移或中部向两头顺序推移。

4、胶带输送机机尾移动方式 本工作面选用 DSJ160/3500/2×560+1×560 型胶带输送机，使用DY1600 型自移式机尾，当采煤机割 3 刀煤后，移动胶带输送机机尾 1 次。

5、回采率:加强工作面的管理，原煤的回采率必须达到 95％以上。

六、工作面正规循环生产能力

工作面倾向长度为 300.5m，每日按 8 个循环组织生产，采煤机双向割煤，循环进尺 0.9m，平均采高 5.5m，则：

日产量=L×S×H×R×C×8

=300.5×0.9×5.5×1.37×95%×8=15487.6t

月产量=15769.1×23=35.62 万 t

式中

L—工作面长度，m；

S—正规循环推进步距，m；

H—平均采高，m；

R—煤的密度，t/m 3 ；

C—工作面采出率，%。

附：图 2-2-2

418 工作面正规作业循环图表

第三节

设备配置

一、液压支架 选用双柱掩护式支架，共 175 台，其中 ZY12000/28/63D 型中部液压支架 163 台，ZYT12000/28/55D 型机头端头支架 4 台，ZYG12000/28/55D机头过渡架 2 台，ZYT12000/28/63D 机尾端头支架 4 台，ZYG12000/28/63D 机尾过渡架 2 台。

中部液压支架参数见表 7：

表 表 7 液压支架技术参数表

序号 项目 参数 1 型号 ZY12000/28/63D 2 架型 两柱掩护式液压支架 3 支架结构高度（mm）

2800～6300 4 支架宽度（含侧护板掩梁，mm）

1650～1850 5 支架中心距（mm)1750 6 重量(t)43±0.2

移架步距（mm）

900 8 推移千斤顶行程（mm）

960 9 掩护梁与水平面夹角（°）

7.1～55.2 10 底座宽度（mm）

1630 工作阻力（P=47.7MPa）（KN）

1200 12 初撑力（P=31.5MPa）（KN）

7916 13 支护强度（f=0.2）（MPa）

1.2～1.3 14 操作方式 电液控隔架操作、本架操作 二、采煤机

采煤机选用 MG1000/2550-GWD 型双滚筒电牵引采煤机。其主要技术参数见表 8：

表 表 8 采煤机技术参数表 序号 项目 参数 1 型号 MG1000/2550-GWD 2 采高范围（mm）

3800～6400 3 截深（mm）

900 4 供电电压（V）

3300 5 滚筒直径（mm)3000

过煤高度（mm)1440 7

装机功率（KW）

2550 8 截割电机功率（KW）

2×1000 9 牵引电机功率（KW）

2×150 10 操纵方式 中部手动、两端电控、无线遥控 三、煤炭运输设备（一）工作面刮板输送机

工作面刮板输送机选用 SGZ1250/3×855 型中双链刮板输送机，配套调速偶合器。其主要技术参数见表 9：

表 表 9

刮板运输机技术参数表 序号 项目 参数 1 型号 SGZ1250/3×855 2 铺设长度（m）

308.04 3 电机功率（KW）

3×855 4 刮板链速（m/s）

1.35 5 运输能力（t/h）

3000 6 中间槽结构 整体铸焊封底 7 紧链方式 液压紧链（二）转载机

选用 SZZ1350/525 型桥式转载机一部。其主要技术参数见表 10：

表 表 10

转载机技术参数表 序号 项目 参数 1 转载机型号 SZZ1350/525 2 转载机长度（m）

38.9 3 输送能力（t/h）

4000 4 电机功率（KW）

525（三）破碎机

运输巷选用 PLM－4500 型轮式破碎机一部。其主要技术参数见表 11：

表 表 11

破碎机技术参数表 序号 项目 参数 1 破碎机型号 PLM－4500 2 电机功率（KW）

375 破碎能力（t/h）

4500 4 破碎粒度（mm）

300 5 锤头冲击速度（m/s）

22.8 （四）带式输送机

1、胶带巷选用 DSJ160/3500/2×560+1×560 型带式输送机一部。其主要技术参数见表 12：

表 表 12

带式输送机技术参数表 序号 项目 参数 1 带式输送机型号 DSJ160/3500/2×560+1×560电机功率（KW）

2×560+1×560电机电压（KV）4 运输能力（t/h）

3500 5 带宽（m）

1.6 6 带速（m/s）7 储带长度（m）

160 8 铺设长度（m）

2636 液压卷带装置

型号 JY1600/15 9 压带机构夹持力（KN）

10 成卷最大直径（mm）

1500 11 成卷最大质量（kg）

3000 12 电机功率（KW）13 额定压力（MPa）

液压自控张紧装置 14 型号 ZYJ-500/30D 15 最大张紧力（KN）

500 16 最大张紧行程（m）17 绞车容绳量（m）

180 18 电机功率（KW）19 额定压力（MPa）自移机尾

型号 DY1600 20 自移最大推力（KN）

633 21 拉移行程（mm）

3100

四、超前支护装置（一）进风超前 进风超前选用 ZQL2×5000/21/40 巷道超前支护装置两组。其主要技术参数见表 13：

表 表 13

进风巷道超前支护装置技术参数表 序号 项目 参数 1 设备型号 ZQL2×5000/21/40 2 支撑高度（m）

2.7~4 3 宽度（m）

4.66 4 初撑力（MPa）

31.5 5 工作阻力（MPa）

6 支护强度（MPa）

0.15 底板比压（MPa）

2.52 8 移架步距（m）

0.9 9 操作方式 遥控、电液控（二）回风超前 回风超前选用 ZQL2×5000/21/40 巷道超前支护液压支架三组。其主要技术参数见表 14：

表 表 14

回风巷道超前支护液压支架技术参数表 序号 项目 参数 1 设备型号 ZQL2×5000/21/40 2 形式 四连杆支撑掩护式 3 支撑高度（m）

2.1~4 4 宽度（m）

0.8（底座）初撑力（MPa）

31.5 6 工作阻力（KN）

2×5000 7 支护强度（MPa）

0.27 8 移架步距（m）

0.9 9 操作方式 遥控、电液控 五、418 工作面设备布置 附：图 2-3-1

418 工作面设备布置平面图

六、智能化控制系统 工作面选用 SAM 自动化控制系统，对工作面综采设备进行智能化控制，智能化控制系统主要设备配备见表 15：

表 表 15

418 工作面智能化控制系统主要设备配备表

序号 名

称 型

号 数量 备注 1 工作面监控中心 TMDJKZX 1矿用隔爆兼本安型监控主机 TMDFBZ(ZDYZ-127Z/NUC)2矿用本安型显示器 TMDXSQ(XH12)[XH12] 6矿用本安型云台摄像仪 TMDSXY(KBA12(A))33矿用本安型云台摄像仪 TMDSXY(KBA12(A))66矿用本质安全型综采综合接入 TMDJRQ(KJJ18(B))[KJJ18(B)] 35矿用隔爆兼本质安全型稳压电 TMDFBD(KDW127/12/JRQ)

35液压支架电液控制装置控制器 TMDPMC(ZDYZ-Z/K2.0)[ZDYZ-Z] 175电磁阀驱动器 TMDSRSC(ZDYZ26-Q/14)175矿用本安型红外线发送器 TMDHWT(GUH5-F)[GUH5-F] 1矿用本安型红外线接收器 TMDHWT(GUH5-S/D)C [GUH5-S] 175

七、工作面机械设备配备 （一）418 工作面机电设备配备情况详见表 15。

表 表 15

418 工作面机电设备配备表 序号 名

称 型

号 数量 备

注 1 电牵引采煤机 MG1000/2550-GWD 型 1 台机头端头支架 ZYT12000/28/55D 4 台机头过渡支架 ZYG12000/28/55D 2 台机尾端头支架 ZYT12000/28/63D 4 台机尾过渡支架 ZYG12000/28/63D 2 台中部液压支架 ZY12000/28/63D 163 台刮板运输机 SGZ-1250/3×855型 1 部 308.04m 8 进风超前支护装置 ZQL2×5000/21/40 型 2 组 29.5m 9 回风超前支护液压支架 ZQL2×5000/21/40 型 3 组 49.7m 10 桥式转载机 SZZ-1350/525 型 1 台 38.9m 11 胶带运输机 DSJ160/3500/2×560+1×560 1 部轮式破碎机 PLM－4500 型 1 台乳化泵 BRW630/37.5 4 台 回液箱、混合箱各一台 14 喷雾泵 BPW-500/10 4 台 TMXQ 清水箱 3 台 15 高压过滤站 TMGLZ(2500/37.5/25）D 1 台回柱绞车 JDHB-30/3.5 2 台移动变电站 KBSGZY 2-T-315/10 2 台移动变电站 KBSGZY 2-T-3150/10 2 台移动变电站 KBSGZY 2-T-630/10 1 台移动变电站 KBSGZY 2-T-1000/10 1 台真空隔爆起动器 QBZ-80ND/660 6 台隔爆磁力起动器 QJZ-80/660 4 台泵站主控系统 TMBZZK 1 台矿用交流变频器 BPJ-315/1140 1 台胶带自移机尾 DY1600 1 台组合开关 QJZ1-1600/3300-6-450 1 台防爆馈电开关 KBZ-400/1140 4 台组合开关 QJZ1-1600/3300-8-450 1 台信号照明综合保护装置 XZB-10 1 台组合开关 QJZ1-2400/1140-12-400 1 台

潜水泵 37KW 1 台

18.5KW 2 台

7.5KW 2 台

第三章

顶板控制 第一节

支护设计及验算 一、支护设备选择

根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并且参照 408、410、412、414、416 工作面的经验，选用双柱掩护式支架及其相配套的端头、过渡支架共 175 台。支架最大工作阻力为 12000KN，初撑力为 7916KN。

同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考见表 17。

表 表 17

同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 序号 项目 单位 同煤层实测 本面选取或预计 1

顶底板条件

直接顶厚度

m

1.2～2.9 1.7 直接底厚度

m

0.9-4.7

3.2 2

直接顶初次垮落步距

m

10～14 12 3

初次来压

来压步距

m

35～40 35 最大平均支护强度

MPa

0.61 0.61 最大平均顶板移近量

mm

120 4

周期来压

来压步距

m

20～25 20 最大平均支护强度

MPa

0.47 0.47 最大平均顶板移近量

mm

100 来压显现强度

不明显

不明显

平时

最大平均支护强度

MPa

0.42 0.42 最大平均顶板移近量

mm

80 6

直接顶悬顶情况

m

随采随垮 随采随垮 7

顶板容许比压

MPa

35 8

直接顶类型

类

基本稳定

基本稳定

巷道超前影响范围

m

80-150

150

二、液压支架支护强度验算

顶板载荷的计算（估算法）：

Q=9.81×K×h×ρ=9.81×7×5.5×2.7=1019.7KN/m 2，式中

Q—支护强度，KN/m 2 ；

k—顶板岩石厚度因数，中厚煤层 k=6～8；

H—平均采高，5.5m；

ρ—顶板岩石密度，2.7t/m 3。

F Z =Q×A/η=1019.7×1.75×4.62/0.8=10305.3KN＜12000KN

式中

F Z —支架的工作阻力，KN；

Q—支护强度，KN/m 2 ；

A—支架的支护面积，m 2 ；

η—支架的支撑效率，取 80%。

该支架支护强度能够满足支护要求。

三、工作面控顶距

最大控顶距：L max

=L 1 +L 2 +S

=4625+700+900

=6225mm

最小控顶距：L min

=L 1 +L 2

=4625+700

=5325mm

式中

L 1 —顶梁长度；

L 2 —端面距；

S—截深。

四、乳化泵站 （一）泵站选型和数量

乳化液泵选用 BRW630/31.5 型4台，装备四泵两箱；喷雾泵 BPW500/10型 4 台，装备四泵三箱。乳化液供液选用φ63mm 高压胶管，回液管路选用φ675mm 高压胶管，三进三回。泵站各设备主要技术参数如下：

1、乳化泵技术参数：

型号：BRW500/31.5；

额定流量：630L/min；

公称压力：31.5MPa；

电机功率：400KW。

2、喷雾泵技术参数：

型号：BPW500/10；

公称流量：500L/min；

公称压力：10MPa； 电机功率：110KW。

（二）泵站位置

乳化液泵站位于进风巷设备列车上，随设备列车一起拉移。

（三）泵站使用规定

1、乳化液泵站压力不低于 31.5MPa，供支架喷雾和采煤机外喷雾的清水泵压力不低于 4MPa，采煤机内喷雾的清水泵压力不低于 2MPa。

2、乳化液无析油、析皂、沉淀、变色、变味等现象，每班用折射仪检查 2 次乳液配比浓度是否符合规定（3%～5%）。

3、高压过滤站的进、出口压力差小于 1MPa。

4、要尽量采用同一牌号，同一厂家生产的乳化油配制乳化液，并用折

光仪检查浓度，不合规定要进行调配，要定期化验水质，其 PH 值、氯酸、硫酸根和机械杂质不得超过规定。

第二节

工作面顶板控制

一、工作面回采时的控顶方式 （一）管理办法

1、本工作面采用全部垮落法管理顶板。

2、本工作面安装 175 台液压支架，对工作面进行全支护管理。

（二）正常工作时期顶板支护方式

采用追机及时移架支护，即采煤机割机身中部及时移架，移架步距0.9m。

（三）移架顺序（智能化控制）

1、采煤机正常割煤时，采煤机机身中部顺序移架。

2、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒 2 架将护帮板收回。

3、采煤机割煤并移架后，滞后采煤机后滚筒 3 架打出护帮板，保证护帮板紧贴煤壁。

（四）管理要求及标准 1、液压支架初撑力不应低于额定值的 80%(25.2MPa)。

2、工作面支架的中心距误差不超过 100mm，侧护板正常使用，架间间隙不超过 200mm。

3、液压支架接顶严实，相邻支架顶梁平整，不应有明显错茬，不超过顶梁侧护板高的 2/3，支架不挤不咬。

4、工作面液压支架端面距保持在 700±20mm，工作面“三直两平”，液压支架排成一条直线，其偏差不超过±50mm。

5、工作面伞檐长度大于 1m 时，其最大突出部分不超过 200mm；伞檐长度在 1m 及以下时，最突出部分不超过 250mm。

6、工作面采空区局部悬顶或冒落不充分（落山角面积大于 10 ㎡）时应采取措施，超过时应进行强制放顶，特殊情况下不能强制放顶时，应有加强支护的可靠措施和矿压监测手段。

7、工作面控顶范围内顶底板移近量按采高不大于 80mm/m，支架钻底小于 80mm，工作面顶板不应出现台阶下沉。

8、保证支架工况，支架接顶严实。

9、加强支架、泵站和液压管路的维修，及时处理液压系统中的窜漏问题、更换受损部件。

10、采煤机过后要及时跟机移架、打出护帮板。

11、当液压系统压力不足，影响移架时，要及时停止割煤和移架，等查明原因且处理正常后方可继续割煤。

12、严格执行“敲帮问顶及围岩观测”、“先支后回”制度，严禁空顶作业，严防片帮伤人。

13、支架最大支撑高度应小于支架设计最大高度 100mm，支架最小支撑高度应大于支架设计最小支撑高度 200mm。

二、特殊时期顶板控制 （一）来压及停采前的顶板控制

1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。

2、工作面老顶初次来压、周期来压期间，加强来压的预测预报工作。

3、工作面支架以及进回风巷超前支架必须达到初撑力，切顶单体迎山有力，挡矸有效。

4、严格控制采高，适当缩小端面距，支架接顶严实。

5、在顶板离层的情况下，应采用带压、擦顶移架方式。

6、来压时加强工作面支架维护，严防“跑冒滴漏”。

7、检修班加强检修，保证设备安全正常运行。

8、来压时要适当加快推进速度。

9、工作面停采时要编制停采措施，加强工作面顶板管理。

10、工作面遇到顶底板松软、过断层、过冒顶区，以及托伪顶、托夹矸、留底煤开采时必须编制专项安全技术措施。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理

1、如果工作面顶板破碎、切顶掉矸、煤壁片帮达到 900mm 以上，为防止顶板冒落、控制煤壁片帮，在满足采高要求的情况下，应及时超前采煤机移架支护顶板，打好护帮板及时支护煤壁。

2、移架应采用超前拉架方式。

3、支架必须达到初撑力，预防冒顶。

4、过构造带前另行编制专项措施。

（三）应力集中区的顶板管理

1、工作面顶板管理：带压擦顶移架，支架接顶严实、达到初撑力。

2、端头顶板管理：保证端头支架接顶严实，端头支架接顶不实处在顶梁上背坑木。

第三节

进风巷、回风巷及端头顶板管理

一、进风巷、回风巷超前顶板管理 （一）超前支护方式及距离

1、进风超前支护：采用 2 组框架交错式 ZQL2×5000/21/40 型巷道超前支护装置支护顶板，支护长度 28.77m，移架步距 0.9m。

2、回风巷超前支护：采用 3 组 ZQL2×5000/21/40 型巷道超前支护液压支架支护顶板，支护长度 49.33m，移架步距 0.9m。

3、回采期间，根据顶板及两帮压力显现情况，使用单体及时加强支护。

4、超前外的巷道出现顶板下沉量较大、开裂、离层、锚杆托盘崩坏、锚杆撸丝等异常现象时，应及时补打锚杆、锚索、戴帽点柱等加强支护，同时设置警示牌，防止人员靠近，严防锚杆、锚索崩出伤及人员。

附：图 3-3-1

418 工作面支护示意图（二）

支护标准及要求

1、超前支架采用遥控的方式进行操作，原则上不得使用手动操作，当遥控无法正常工作时可采用手动操作的方式进行操作。

2、采煤机割煤至距刮板运输机机头、机尾 5m 前，须先将超前支架移到位，严禁提前、超步距移架。

3、严禁多组超前支架同时操作前移。

4、超前支护支架初撑力不应低于 25.2MPa。

5、超前最大支撑高度应小于支架设计最大高度的 100mm，最小支撑

高度应大于支架设计最小高度的 200mm，立柱活柱行程确保支架不被“压架”。

6、支架组拉移到位后，及时使用千斤顶或用单体液压支柱调整支架状态，确保支架顶梁平直，接顶严实，支架支撑有力，垂直顶底板支护。

7、由于支架顶梁较长，遇顶板不平整，接顶不实时必须使用道木、道木头、木托盘背顶，保证接顶严实。

8、遇超前顶板破碎，两帮有切顶、掉矸现象时，适当降低支架压力，防止支架反复支撑顶板造成漏顶，同时使用单体戴帽点柱在支架顶梁缝隙中进行补强支护。

9、端头支架移设到位后，必须打出端头架护帮板及护壁板支护顶帮，以防空顶距过大。

10、根据刮板输送机“上窜下滑”情况，调整工作面伪斜，防止影响超前支架支护。

11、支架立柱必须成线，垂直支设，偏差不大于 100mm；顶梁最大错差不得超过 300mm。进风超前第一组支架前柱沿巷道方向滞后转载机驱动电机 200mm，第二组支架后柱沿巷道方向超前运输机一驱电机 200mm。

12、若巷道不平，必须提前将巷道底板顺平，保证立柱不出现悬空，顶梁使用道木背平，保证接顶严实。

13、支架移动时须提前将立柱前移路线的煤清理干净，确保立柱支撑在实底上，保证支架支撑有力、不歪斜。

14、支架在前移时，操作及辅助人员要关注支架的行走路线，尽可能保证支架沿直线前移，并且不破坏顶帮锚杆、锚索支护。

15、支架所用的立柱、千斤顶，均严禁在井下拆检，可整体更换，更换前尽可能将缸体缩到最短，接头处要做好防尘措施。

16、备用的各种液压软管、阀组、液压缸，管接头等必须用堵头堵塞，更换时用浓缩液清洗干净。

17、更换胶管、阀组和液压件时，必须在“无压”状态下进行，且严禁将高压出口对向人员。

18、严禁用金属件、工具等物碰撞液压及电器元件，尤其要注意防止碰伤立柱、千斤顶活塞杆的镀层。

19、在操作超前支架时要遵守少降快移的原则，降架高度在 50~200mm之间，最大不得超过 200mm。

20、超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。

二、端头顶板管理

（一）端头顶板支护方式

418 工作面进风端头采用四台 ZYT12000/28/55D 型端头液压支架支撑顶板，回风端头采用四台 ZYT12000/28/63D 型端头液压支架支撑顶板，其滞后工作面支架一个循环。机尾最后一架外侧距煤柱 1.7m，机头第一架外侧距煤柱帮 1.4m，支架侧护板与煤帮之间打密集切顶柱维护顶板。同时在切顶柱和超前支架间的控顶范围内，采用液压单体支柱配合铰接顶梁支撑顶板。

（二）支护标准及要求

1、两端头的 8 台端头支架接顶严实，初撑力达到 25.2MPa 以上。

2、两端头处的端头支架顶梁支设平稳，出现歪、咬架及时调整。

3、拉端头架应坚持少降快移，减少空顶时间。

4、因机头、机尾端头顶板压力大，检修维护端头支架要认真仔细，支架侧护板与煤帮之间必须打密集切顶柱维护顶板。

5、端头支架底座严禁下扎，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备，出现底座下扎时应垫道木进行调整。

6、密集切顶支柱采用切顶柱、挡矸柱、戗柱交替支设方式，柱距不大于 400mm，排距 500mm，每排切顶柱上方必须架设木料，穿好柱鞋，挂好防倒绳，确保挡矸严实。

7、切顶柱必须和工作面支架的切顶线平齐，两端头切顶支柱、挡矸柱垂直顶底板；戗柱迎山有力，与顶板呈 3°～7°夹角。

8、切顶柱距端头支架、副帮空顶距离不得超过 800mm，切顶柱必须“穿鞋戴帽”，挂牢防倒绳。

9、两端头人行通道根据通道宽度合理支设贴帮单体护顶护帮，贴帮单体间距 0.8m，排距 1.2m，外侧距端头支架、副帮空顶距离不得超过 800mm，单体上挂铰接顶梁，并“穿鞋戴帽”，挂牢防倒绳。

10、单体支柱初撑力不得低于 90KN。

三、工作面安全出口管理

两超前安全出口必须畅通无阻，高度不低于 1.8m，宽度不小于 0.8m，不足时要及时扩帮落底。

四、支护材料的使用数量和存放管理

1、工作面必须存放备用支护材料，材料放置在超前 200m 范围内，不符合使用条件的备用支护材料必须及时更换，支护材料的使用数量和存放管理情况详见表 18。

表 表 18

支护材料使用数量和备用数量表 名称 3.8m 单体（进/回）

1.2m 铰接顶梁（进/回）

道木、半圆木、柱鞋（进/回）

数量 28/24 根 3/24 根 道木

28/24 根 半圆木

28/24 根 柱鞋

28/24 根 备用存放 4/4 根 1/4 根 道木

12/10 根 半圆木

12/10 根 柱鞋

12/10 根

2.管理办法

（1）工作面严禁使用损坏的半圆木、铰接顶梁、液压单体等支护材料。

（2）液压单体在回采结束后或使用时间超过 8 个月后，必须升井进行检修。

第四节

矿压观测

一、矿压观测内容

1、工作面支架载荷的观测。

2、顶板活动规律的观测。

3、巷道变形的观测。

4、工作面支护质量的监测。

418 工作面的矿压监测内容主要有：支架工作阻力监测、两巷超前支护范围内超前支架的工作阻力监测、两顺槽顶板离层监测以及顶板压力监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

回采期间严格按照《综采二队支护质量和顶板动态监测、分析、处理制度》对工作面矿压进行记录、分析。

二、矿压观测方法及工具 （一）测点布置

1、工作面支架阻力监测使用每台支架安装的机械压力表和自带压力传感器及配套监控设施进行支架压力监测，每次随机抽查 10 架进行记录。

2、在胶带巷、回风巷、辅运巷每 100m 安设一个 GUW300W 型顶板位移传感器，每 100m 安设一个 GMY400W 型锚杆应力传感器，顶板位移传感器与锚杆应力传感器交错布置。

（二）观测方法 1、工作面矿压观测（1）动态监测：生产期间，418 工作面矿压监测采用支架自带压力监测系统，监控平台采用配套的监控软件，可以从监控中心显示屏上直接观察每架支架的工作压力。同时，在工作面可以直接观察支架人机界面上的压力读数来判断每架支架工作阻力情况。另外当班验收员每班至少检查一次机械压力表数据，对顶板压力进行现场...