回采工作面支护专项设计
综采工作面支护设计最终
-综采工作面支护设计(最终）————————————————————————————————作者：————————————————————————————————日期：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65３0０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。
采煤工作面支护方案 -回复
采煤工作面支护方案-回复关于采煤工作面的支护方案，我将一步一步地回答以下几个主题。
1. 采煤工作面支护的重要性及背景分析：采煤工作面是煤矿生产的核心区域，也是最容易发生事故的地方。
为了保障矿工的安全和提高采煤效率，采煤工作面的支护至关重要。
在背景分析中，可以阐述煤矿事故中采煤工作面支护不完善导致的事故和损失。
2. 采煤工作面支护方案设计的基本原则：在这一部分，我们可以讨论支护方案设计的基本原则，如安全性、有效性、经济性等。
可以强调要考虑到地质条件、煤层特征和煤层顶板下沉情况，并针对不同的情况提出相应的支护方案。
3. 采煤工作面支护方案设计的方法和步骤：在这一部分，可以详细介绍支护方案设计的方法和步骤。
其中包括：第一步，对工作面的地质条件进行评价和分析；第二步，根据评价结果确定合适的支护方式；第三步，根据支护方式设计支护结构和材料的选择等等。
4. 采煤工作面支护方案的具体内容：在这一部分，我们可以具体地描述采煤工作面支护方案的内容。
可以包括：支护结构的类型和布置、支护材料的选择、支护参数的确定等。
每一项内容都需要详细解释，并给出相应的依据和原理。
5. 采煤工作面支护方案实施过程的管理和控制：在这一部分，可以介绍采煤工作面支护方案实施过程的管理和控制措施。
可以讨论如何监测支护结构的状况并进行及时补充和修复，如何进行现场巡检和记载等。
同时，还可以谈谈如何培训和教育矿工，使其能够正确使用和维护支护结构。
6. 采煤工作面支护方案效果评估及改进：在这一部分，可以介绍对采煤工作面支护方案实施效果的评估。
可以通过实地观察和监测数据进行分析，比较方案前后的差异并得出结论。
同时，还可以根据评估结果进行相应的改进措施，提高支护方案的效果和可靠性。
最后，文章可以总结采煤工作面支护方案的重要性和影响，并强调煤矿安全生产的重要性。
同时，也可以提出进一步的研究和改进方向，以提高支护方案的质量和效果。
工作面回采巷道支护参数确定及分析
等
布 ，配套使用 Ｋ ３ ５ ２ ５ ２ ３ 、Ｚ ３５锚 固剂各 １支 ；顶部使用 ３根
式 中 —— 钻孔 半径 ，ｍ； ｚ ——锚 固长度 ，ｍ；
Ｒ — — 树 脂 药 卷 直径 ，ｍ； ．
锚索 ，间距 为 １ １ ． ｍ，排距为 ２ ７ ． ｍ，配套使用 １ Ｋ ３ ５锚 支 ２５
掘进速度慢 。因此需要 对其 支护方 案进行 重新 核定 ，从 而 保证安全 、经济 回采 。
收 稿 日期 ：２ １ ０ ０ １— ５—１ ２
【 ＋ 】
（ ３ ）
式 中
围 岩 完 整 系 数 ，０ ３ ．５＜， ． ５ ＜０７ 。
作者简 介：冯
浩 （ ９３一） １８ ，男 ，陕西西安人 ，２０ ０ ６年毕业于西安科技大学采矿专业 ，现在北京华 宇丁程有 限公 司西
２４ 锚 固剂参 数 的选择 ．
１ ）锚 固剂长度采用式 （ ） 行确定 ： ５进
ｚ＝
索 ，锚 索间距为 １ １ ． ｍ，排距为 ２７ ． ｍ。
由以上计算分 析最终 确定 ：新 设计 的 回采 巷道 支护 顶 部用 ６根锚杆 ，间距为 ９ ０ ｍ，排距 为 ７ ０ ０ｍ ８ｍｍ，呈矩形 分
式 中 —— 锚 杆 长 度 ，ｍ； 产一＿顶 板 普 氏系 数 ；
口 ——巷道有效跨度 ，ｍ；
— —
顶 锚 杆外 露长 度 ，取 １０ ｍ。 ０ｒ ａ
由式 （ ） 出 Ｌ＝１７ ｍ，考 虑 顶 板 的 储 存 情 『 ，顶 板 １得 ．７ 兕 锚 杆 的 长 度取 ２ ０ ． ｍ。
图 １ 原 回 采 巷 道 支 护 示 意 图 （１１ １１） １１
由式 （ ） ２ 计算得 出 Ｌ ：１５ ． ｍ，考 虑采动影 响 ，这 里取
二分层综采工作面回撤通道支护设计与施工
设在支架前梁上 ， 另一头采用单体液压支柱 支护 ， 工作
面棚距 为 １５ ｍ 即每副支架顶梁 中间前端 支设一架 ２０ ｍ，
钢棚。 （ ）辅助 支 护。工字 钢棚 上边 采用 直 径不 小 于 ２
１ ．ｍ 的钢丝绳与其垂 直铺设 ， 向支护 ， ８５ ｍ 横 梁绳上方
１０ ｒ ８０ ｍ的固定锚杆 ， ａ 沿工作 面倾 向铺设一根直径不小
于 １． ｍ ８５ ｍ的钢丝绳 ， 两端 固定拉 紧 ， 在工作 面顶 部开 始铺设单层规 格 为 ６×０ ８ 的金 属 网， ．ｍ 金属 网每 隔 为保证 ３ ０ 综采工作面设备安 全 回撤 ， 下４ ４ 结合工 ２ ０ ｍ用 １＃ ０ｍ ４ 铁丝与钢丝绳联接 。 作 面顶 、 底板条件 ， 确定工作面距停采线前 ２ ｍ停止放 ０ （） ２ 距停采线 ８ ｍ时开始铺设 双层 金属 网 ， 每一 且 顶煤 ， 沿底板推进 ， 留顶煤作 为临时假 顶 ， 回撤 通道采 刀煤（ ． ｍ） ０ ６ 沿工作 面倾 向在金属 网下 方铺设 一根直 用梁 、 、 绳 网支 护 。 径不小 于 １． ｍ 的钢 丝 绳 ， 端巷 帮锚 杆 固定、 ８５ｍ 两 拉
２ 回撤 通 道 支 护 设 计 与 施 工
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关 键 词 二 分 层 综 采 工 作 面 回撤 通道 支护 设 计 中 图分 类 号 Ｔ ３ ５ ４ Ｄ ５ ． 文 献标 识 码 Ｂ
综采工作面回采巷道锚杆支护设计
摘 要
在 综采 工作 面 回采巷道 中 ， 道 受采动 影响较 大， 决 定 了其巷 道 支护 方法与 其他巷 道 巷 这
有 所不 同。锚杆 支护 技 术是 目前在 综采 工作 面回采巷 道使 用 的主要 支护技 术之 一。本研 究以 西曲矿 ２４ ６综 采工作 面为工程 背景 ， 用工程类 比法对该 工作 面回采 巷道 进 行初 步设 计 ； 用 悬 吊理 论 对 ８０ 运 采
收 稿 日期 ：０ １一ｌ ２ ２１ １— ９
压强 度 １２ Ｍ ａ 煤 层 （ 巷 道 切 割 ） 压 强 度 ｌ ０ Ｐ ， 被 抗 ８ ＭＰ ， 板岩层 抗压 强度 １２ＭＰ ， ａ顶 ０ ａ全煤 巷道 上方 覆盖
岩层平 均容 重 ２ Ｎ ｍ ， 道 切 割煤 层 的最 大 宽 度 ５ｋ ／ 巷
作 面上覆 ２ 及 ４ 煤 ， ３煤 因风 化 现 象严 重 而 未 开 采 。 ２４ ５综采 工作 面 、 ２４ ６综 采 工作 面 同采 ８煤 层 ， ８０ ８０ 工程 条 件 基本 相 似 。８煤 层 厚 度 稳 定 ， 厚 ３ ７ 煤 ．０～ ４ ２ 平均 ３９ 煤 层 结构 ２４ （ ．０ １３ ， ．５ｍ， ．０ｍ， ．２ ０ １ ） ．８ 煤
巷道进行锚杆支护设计 ， 首先要评估全煤巷道所受的
采 动影 响过 程和破 坏程 度 ， 准确定 位设计 目标 和巷 道 使 用要 求 。在设计 之前 ， 要深 入 的调查 分析 围岩 的采
动影 响程度 、 松动 圈 、 压 显 现规 律 、 质 条 件 、 学 矿 地 力
性 质等 因素 ， 必要 时 测试 原 岩 应 力 的方 向及 大小 ， 得 到可靠 的巷道 支 护设计 基础数 据 资料 ， 以取得 良好 的
S101回采工作面巷道支护设计说明
S101回采工作面巷道支护设计说明第一章、工作面基本情况1、地面位置S101工作面位于后西沟村东南2、井下位置S101工作面东为原南风井北大巷，西邻S102工作面，南接皮带、轨道上山，北至S102工作面保护煤柱。
3、煤层赋存情况：S101工作面开采2#煤层，赋存于二叠系山西组中下部，煤层发育稳定，平均厚度1.35米，煤层走向平缓，倾向坡度为3°-- 5°。
煤层相对瓦斯涌出量为煤层具有爆炸性：4、煤质情况2号煤层特低灰、低硫、低磷、高热值肥煤。
煤层密度为1.36t/m3。
5、地质构造情况6、围岩情况及其特征煤（岩）层综合柱状图1-1。
7、水文地质情况正常地段掘进和回采时顶板只有少量渗水和淋头水，涌水量为50-600 m3/d，最大涌水量为600 m3/d8、工作面储量储量计算表走向长倾斜长斜面积煤厚容重工业储量回采率可采储量439.5m 66.7m/96.7m 37795m² 1.35 1.36 6.94万t 95% 6.59万t第二章工作面巷道布置1、工作面巷道布置S101工作面沿煤层走向布置。
利用南风井原北大巷修复后作回风顺槽，长501m；新掘运输顺槽分三部分，外段设计长度330米，探巷设计长度30米，里段设计长度156.8米，共516.8米。
工作面切眼长66.7米/96.7米。
工作面巷道布置见图2-1。
2、巷道断面与支护形式2.1巷道断面、支护形式及用途运输顺槽断面规格为：4000×2200mm，顶板采用Φ18×L2000mm螺纹钢锚杆，每排打设5根锚杆，间排距为900×1000mm，锚索采用Φ15.24×5300mm，每排一根，排距为3m，铺设金属网和Φ12-14mm×80 mm圆钢焊制的钢筋梯子梁，煤帮各采用2根Φ18×L2000mm的螺纹钢锚杆支护。
锚杆采用树脂药卷锚固，每根锚杆用K2335、Z2360各一支，帮部锚杆加设木板垫片。
11-105综采工作面支护设计(最终)
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：510,q KH Mpa γ-=⨯=8×3.3m ×2.5×103×10-5kg/m 3=66×10-2Mpa=0.66Mpa式中：q —支护强度；K —作用于支架上的顶板岩石系数，一般取5-8。
浅谈如何加强回采工作面采空侧顺槽支护
浅谈如何加强回采工作面采空侧顺槽支护摘要:回采工作面衔接布置时,不可避免会出现顺槽邻近采空区,回采期间采空区顺槽受相邻已采面采空压力及本工作面采动的二次动压影响,巷道发生严重变形,严重制约回采工作面的安全生产。
关键词:矿压观测巷道支护采空侧1 8127工作面概况8127工作面位于阳煤五矿西北翼采区,工作面可采走向长1171m,采长160m。
该面15#煤层总体为一两端高、中间低的向斜形态,煤层倾角1°～12°左右,平均7°。
该面距切巷440m外的回风顺槽有731m 巷道临近8125采空区,煤柱净宽20m。
8127工作面地面标高为+870m～+1110m,工作面标高为+465m～+520m,直接顶为黑色致密,下部较破碎泥岩,平均厚度为7.3m,底板为灰色的细沙岩、泥岩等,平均厚度为2.9m。
2 巷道支护情况8127工作面在顶板稳定的情况下,采用W钢带、锚杆、网、锚索联合支护;超前支护顺巷抬棚均使用∮20cm×4.0m一面平优质木梁,一梁不少于4柱。
单趟抬棚对接支设,双趟抬棚交错2.0m支设,双趟交错抬棚中心距为0.3m,如压力大时可根据实际情况增大双趟超前维护距离和成对加设顺巷抬棚;采用单体柱π型梁加强支护时,超前工作面50m范围,距采帮0.3m超前工作面3m～5m支设两趟顺巷抬棚,在巷中支设两趟顺巷抬棚,在距煤柱帮0.3m支设一趟顺巷抬棚。
工作面往外50m～100m范围,距采帮0.3m支设一趟顺巷抬棚,巷中支设一趟顺巷抬棚,距煤柱帮0.3m支设一趟顺巷抬棚。
3 8127工作面回采过程中采空侧巷道变形情况分析通过对两巷的顶底板移近量、两帮移近量观测:超前100m巷道开始变形,无论是两帮还是顶、底板,由于受到采动的影响,移进量和位移速度在离工作面较近的时候变化大,随工作面的距离的加大而变化减小。
超前采线10m范围顺槽两帮位移量超过顶板位移量,10m～20m 范围顺槽顶板位移量超过两帮位移量,两帮位移量达到顶板下沉量30%,在距离工作面20m左右最大,在距切巷30m～20m范围内位移速度较大,30m以外趋于平缓。
回采工作面顶板控制及支护方法_OK
回采工作面顶板控制及支护方法_OK
第一种方法是人工支护。
这种方法是最传统的方式，它主要依靠木材
或者钢材搭建支架来支撑工作面顶板。
根据工作面的不同，可以选择木工
构架、金属支柱、钢架或者木架来进行支持。
人工支护的优点是操作简单，成本较低，适用于小型工作面。
然而，人工支护也有一些不足之处，比如
工作面进展缓慢、劳动强度大、不适用于大型工作面等。
第二种方法是机械支护。
机械支护是使用专门的机械设备来支撑工作
面顶板，如拱架、液压支架、皮带支杆等。
机械支护的优点是支撑力大、
稳定性好、工作效率高，尤其适用于大型工作面。
然而，机械支护的缺点
是设备成本高、维护困难、需要专业操作人员以及对支撑设备有特殊的要求。
第三种方法是压裂支护。
压裂支护是在回采工作面进行压裂前注入高
压水泥浆或者高压树脂等材料，使岩石断裂并形成斷層，通过对岩石的压
裂来增强其自承载能力，从而提高工作面的稳定性。
压裂支护的优点是施
工方便、效果明显、提高工作面的稳定性，适用于各种规模的工作面。
然而，压裂支护的缺点是材料成本较高、施工难度大、需要有一定的技术和
经验。
综上所述，回采工作面顶板控制及支护方法有人工支护、机械支护和
压裂支护三种主要方法。
不同的方法适用于不同规模和要求的工作面。
在
选择方法时，需要考虑整体经济性、效果、施工难度等因素，并结合实际
情况进行合理选择。
此外，还需要做好监测和维护工作，确保工作面的安
全和稳定。
回采工作面支护设计可靠性研究
回采 工作 面 支 护 设 计可 靠性 研 究
冯 国 文 （ 同煤 矿 集 团大 同地 煤 马 口煤 矿 。 大 山西 大 同 ０ ７ ０ ３ ０ ０）
一
般利用可靠度指标 ｚ来表示支护工程结构的可靠性 。 有
关行业 已制定 了工程结构可靠 度指标 的计算 方法和选择 标准 ， 而煤炭系统 目前还没有支护可靠性设计标准。
根据 矿山压力理论 和液压支柱 （ ） 架 的性能特 别是生 产实 际 ， 常采 用的顶板 压力计算可 以建立（ ） 的极限 经 １式 状态方程 ， 然后按 结构 可靠性理论 的一次二 阶矩法 （Ｃ 计 Ｊ） 算工作面的支护可靠性 。 回采 工作面支护设计极限状态方
程如下 ：
Ｚ＝Ｒ —Ｓ＝Ｒ Ｍｒ （ ， １ － ｋ／ Ｋ － ） （） ３
（） ４
Ｚ ．可靠度指标 。 当 Ｚ＞０时 ，工作面顶板支 护处 于可靠性 状态 ； Ｚ：０
时为 极 限 状态 ； Ｚ＜０时 为工 作 面 顶 板 发生 冒顶 危 险 状 态 。 （ ） 护 可 靠性 计 算 二 支
（ ｐ 窆窆
、 ｉ＝ Ｉ ，＝ Ｉ
ｉ
式中 一 系数 ， ＝０ ，。 ｉ ， ｉ
题。因此 ， 根据支护可靠性原理 ， 加强工作 面支 护质量 ， 降
低 支 护密 度 是 发 展 方 向 。 二 、 护可 靠 性 原 理 支
（ ） 二 工作 面支护可靠性计 算方法
设 尺和 ．服从正态分布的随机变量 ， ｓ 其均值和方差分
（ ） 一 支护可靠性设计原理 支护可靠性设计原理 ， 主要是利用结构可靠性理论 和 方法解决 回采工作 面安全可靠性设计 问题 。 利用可靠性指 标代替传统的安全系数 这一指标 的影 响， 同时也 反映了方
6.(第六章)-回采工作面顶板控制及支护方法
为了对老顶有个定量的认识以及预计老顶来压强度， 在对 老顶的分类中引入直接顶厚度 ∑ h 与采高 m 的比值 Km，即
Km
∑h 。 =
目前所使用的工作特性有如下几种： 目前所使用的工作特性有如下几种：
P/KN P/KN P/KN
P2 P1 P0 P’0 ΔS/mm P’0 P0
P2 P0
P2
ΔS/mm
ΔS/mm
急增阻式
微增阻式
恒阻式
急增阻式——支柱开始支设时，有一个极小的人为的初 支柱开始支设时， 急增阻式 支柱开始支设时 撑力P ，当支柱在顶板压力作用下， 撑力 0‘，当支柱在顶板压力作用下，活柱开始下缩时便形 成了始动阻力P 而后随活柱下缩，工作阻力呈直线性急增， 成了始动阻力 0，而后随活柱下缩，工作阻力呈直线性急增， 这种支柱的可缩性量较小。 这种支柱的可缩性量较小。 可缩性很小，增阻较快，很快支撑顶板， 可缩性很小，增阻较快，很快支撑顶板，一般多用于薄煤 层工作面（下沉量小）。 层工作面（下沉量小）。 微增阻式——较小的初撑力 0’与始动阻力 0，随着活柱下 较小的初撑力P 与始动阻力P 微增阻式 较小的初撑力 与始动阻力 缩先有一个急剧增长过程，达到工作阻力P 缩先有一个急剧增长过程，达到工作阻力 1后，随着支柱继 续下缩，工作阻力的增长变得极为缓慢， 续下缩，工作阻力的增长变得极为缓慢，一直到支柱的最大 可缩性，也就是支柱的最大工作阻力时为止， 可缩性，也就是支柱的最大工作阻力时为止，此类支柱具有 较大的可缩量。 较大的可缩量。 初始增阻快，有利于及时支撑，后增阻较慢，可缩性较大， 初始增阻快，有利于及时支撑，后增阻较慢，可缩性较大， 一般适用于中厚煤层工作面。 一般适用于中厚煤层工作面。
第六章 回采工作面顶板控制及支护方法
11215综采工作面回撤与支护单体安全技术措施
11215综采工作面回风巷超前支护安全技术措施编制单位：综采二队编制日期：2016年5月30日陕西华电榆横煤电有限责任公司小纪汗煤矿《11215综采工作面回风巷超前支护安全技术措施》审批表2016年5月30日11215综采工作面回风巷超前支护安全技术措施11215综采工作面回风巷在回采过程中受重复采动应力叠加的影响，矿山压力显现尤为明显，造成非回采帮片帮较为严重、顶板局部有离层、底鼓严重，现场存在较大安全隐患。
为了保证设备、人员安全，特制定本措施。
一、回风巷补强支护方式超前支护方案，11215工作面回风巷的超前支护距离为100m，从回风巷端头开始支护，基本支护采用锚索+钢梁+单体的支护方式，采用六排支柱支护，间排距为800×900mm,距煤柱帮500mm，距回采帮500mm，煤柱帮为木点柱，单体液压支柱采用DW35-350/110、DW40-350/110型，单体穿鞋带帽，系防倒带、防崩带。
锚索长度为10000mm，采用直径∮17.8mm钢绞线，锚索托盘采用300×300×14mm 高强度托盘，遇到水仓、调车硐室超前100米补打双排木点柱和木垛。
二、安全技术措施（一）锚索支护、锚吊梁由外委单位负责施工，故由外委施工单位编制安全技术措施。
（二）单体支护安全技术措施（1）回撤单体前，对支护区的顶板、煤壁及钢梁支护情况进行一次全面检查。
（2）严格执行“敲帮问顶”制度，处理顶板、煤壁的活煤（活矸）时，跟班队干现场指挥，指派有经验的工人处理，三人一组，一人监护，两人配合处理。
处理前，必须事先看好撤退路线。
（3）监护人员发现有异常情况时，必须立即通知处理人员，一同撤离到安全地点，待顶板稳定后，方可继续进行处理。
（4）处理顶板、煤壁的活煤（活矸）必须使用专用工具，人员必须站到不受活煤（活矸）影响的安全地点处理。
（5）作业时，必须三人一组，两人作业，一人监护，注意顶、帮、钢梁及顶板支护情况，严禁强行作业。
110101回采工作面设计
目录第一章概况 ......................................... - 10 -一、工作面位置及井上下关系......................... - 10 -二、煤层 ........................................ - 10 -三、煤层顶底板 ..................................... - 11 -四、地质构造 ....................................... - 11 -五、水文地质 ....................................... - 11 -六、影响回采的其他因素.............................. - 12 -七、储量及服务年限.................................. - 12 - 第二章采煤方法 ..................................... - 13 -一、巷道布置 ....................................... - 13 -二、采煤工艺 ....................................... - 14 -三、工作面正规循环生产能力: ......................... - 18 -四、提高回采率的措施：.............................. - 19 -五、提高煤质措施：.................................. - 19 -六、采高控制措施：.................................. - 20 -七、其它注意事项：.................................. - 20 - 第三章顶板控制 ...................................... - 20 -一、支架选型 ....................................... - 20 -二、乳化液泵站 ..................................... - 23 -三、正常时期的顶板支护形式：........................ - 24 -四、工作面特殊时期的顶板控制：...................... - 24 -五、初次放顶 ....................................... - 25 -六、正常放顶 ....................................... - 25 -七、运输顺槽、回风顺槽超前支护：.................... - 25 -八、工作面端头支护.................................. - 27 -九、工作面支护质量及顶板动态监测：.................. - 28 -十、现场管理措施：.................................. - 28 - 第四章“一通三防”与安全监控......................... - 29 -一、通风设施： .......................... 错误！未定义书签。
浅谈回采工作面端头支护技术
２ 存 在 问题 及 研 究 的 必 要 性
（ ） 在 问 题 。近 年 来 ， 国传 统 方 式 的单 体 １存 我 支柱 类端 头支 护技 术存 在 如下 问题 ： 支 架太 多 ， ① 支
卸工作 量 大 ， 业 空 间 小 ； 支 架 侧 向稳 定 性 差 ， 作 ② 缺
支、 运设备 交会 布 置 地 点 ， 内一 般 有采 煤 机 、 其 回采
工作 面输 送机 、 排头 支架 、 头支 架 、 道转 载机 、 端 巷 单
体 液 压 支 柱 、 柱 绞 车 等 ， 区 间 内 的 设 备 相 互 关 回 此 联 、 互 依 存 。 因 此 ， 但 要 求 设 备 之 间 连 接 尺 寸 配 相 不
乏抵 抗 围岩水 平推 力 的能力 ； 初撑力 偏 低 ， ③ 阻止 和
文 献 标 识 码 ： Ｂ
文 章 编 号 ：０ ３— ５ ６ ２ １ ） ２— ０ ７— ２ １０ ０ ０ （０ １ ０ ０ ５ ０
随着 我 国采煤 技 术 的发 展 ， 煤 机 械化 与 回采 采
工 作 面 端 头 支 护 落 后 的 矛 盾 越 来 越 突 出 ， 不 改 进 如 和 完 善 回 采 工 作 面 端 头 支 护 技 术 及 设 备 ， 将 影 响 必
采 动 影 响 严 重 、 状 无 规 则 、 护 空 间 大 、 板 十 分 形 支 顶 不 好 维 护 而 又 必 须 维 护 好 的 地 区 ， 此 回 采 工 作 面 因 端 头 既 是 顶 板 控 制 的 难 点 ， 是 顶 板 控 制 的重 点 。 也
个 煤柱 支撑 ， 但在 采 动后 支撑 压力 的作 用下 ， 底 板 顶
（） ２ 回采 工 作 面 端 头 支 护 虽 比 位 于 回采 工 作 面 与巷 道 交 叉点 处 ， 内布置 多 台相关 设备 ， 区 且要 完成 多项 工 序， 围岩 在 多种 支撑 压力 叠加 作用 下 ， 头是 一个 受 端
回采工作面支护规范
回采工作面支护规范回采工作面支护规范为加强采煤工作面支护管理工作，杜绝顶板事故发生，结合我矿实际情况，特制定本规范。
一、超前支护（一）超前支护采用单体支柱配铰接顶梁联合支护，要求铰接顶梁彼此连接成整体，并使用水平销。
（二）超前支护长度自端头煤壁向前不得小于20米，柱距与铰接顶梁长度配套，排距以不影响设备移动、运送材料和行人、符合安全间距为准。
（三）超前支护必须采取防倒链、防倒绳、硬连接等防倒措施。
要求防倒链与顶板金属网或钢带固定，防倒绳和柱体捆绑并与整个超前连成整体，硬连接成线布置固定在柱体中部偏上部位。
（四）超前支护要求成排成线打设，并随工作面的推进及时前移。
（五）超前支护选用高度适宜的单体，根据支柱行程至少预留不小于100mm的伸缩量，严禁超高、超低使用支柱。
底板松软、支柱钻底达到100mm/m时，支柱必须穿底鞋。
（六）超前支护支柱初撑力符合规定，柱径为100mm 的不得小于90KN（11.5MP）,柱径为80mm的不得小于60KN（11.9MP）。
要求有班组检测记录，发现初撑力不达标的及时补液，发现支柱漏液、失效等必须及时处理。
（七）超前支护20米范围内每班设专人进行清理维护，要求无片帮、无浮矸浮煤、无失效支护，严禁堆放闲置物料，保持出口畅通。
二、端头支护工作面机头、机尾采用端头支架或过渡支架支护顶板，当支架侧护板距煤壁间距大于500mm时，采用π型钢梁配单体联合支护。
π型梁两根一组，一梁三柱交替迈步前移。
两π型钢梁呈交错迈步式，错距与工作面循环进度配套，两梁间距0.1m，同步梁间距0.7m，超前梁的前端头要同支架的伸缩梁端头平齐，每推进一循环两钢梁迈步前移一次。
每增宽0.7m加一对л型钢梁，但要确保有一对梁间距宽度不小于0.8m的人行道。
在端头采空侧（即支架的切顶处）加设切顶排支柱，柱距0.3-0.4m，并打设戗柱，支柱加设防倒链。
三、工作面支护（一）工作面采用液压支架控制顶板，支架初撑力不低于泵站额定值的80%（24MP）。
支护设计管理制度
支护设计管理制度一、绪论支护工程是指采矿工作面或回采工作面在进行开采作业时所需要的矿体支撑设施。
支护设计管理制度是指为了规范支护工程设计和管理，保障人员和设备的安全，确保支护工程的有效进行而制定的一系列规章制度和管理办法。
支护工程的设计与管理是煤矿生产作业中重要的环节，直接关系到采矿工作面的安全和稳定性。
因此，建立科学、规范的支护设计管理制度对于保障采矿作业的顺利进行和提高工作效率具有十分重要的意义。
二、支护设计管理制度的基本要求（一）支护设计管理的目标支护设计管理的目标是保障矿体支撑设施的安全性和稳定性，规范支护工程的设计和施工，保证采矿工作面的安全生产。
（二）支护设计管理的原则1. 安全第一原则。
支护设计必须以保障人员和设备的安全为首要目标。
2. 规范设计原则。
支护设计必须符合国家和地方相关法规和标准，保证设计的科学性和合理性。
3. 环保原则。
支护设计必须以节能减排、资源合理利用为原则，减少对环境的破坏。
4. 经济效益原则。
支护设计必须在保证安全的前提下，尽可能降低成本，提高支护工程的经济效益。
（三）支护设计管理的基本内容1. 设计资料齐全。
支护设计必须有详细的设计图纸和设计说明，包括支护工程的布置、规格、材料等信息。
2. 施工方案明确。
支护设计必须有详细的施工方案和安全措施，确保支护工程的施工质量和进度。
3. 质量监督及验收。
支护设计必须有详细的质量监督方案和验收标准，确保支护工程的质量合格。
4. 安全管理措施健全。
支护设计必须有详细的安全管理措施和紧急救援预案，确保支护工程的安全生产。
三、支护设计管理制度的建立和实施（一）建立支护设计管理制度的步骤1. 制定《支护设计管理制度》文件，明确制度的内容和要求。
2. 建立支护设计管理部门，明确相关人员的职责和权限。
3. 制定相关管理程序和操作规程，明确支护设计的流程和方法。
4. 开展相关培训和教育，提高相关人员的专业水平和技能。
5. 定期进行监督和检查，确保支护设计管理制度的执行情况。
回采工作面支护规范
回采工作面支护规范随着现代科技水平的提高，矿山采掘技术得到了大幅度的提高和发展，在现如今的采矿作业中，回采工作面的支护已成为了矿山生产中一个非常重要的环节。
回采工作面支护规范是指对回采工作面进行合理的支护配置和施工方法的规定，其主要目的是为了确保矿山安全生产和高效率的运营。
下面本文将对回采工作面支护规范进行详细的阐述和分析。
一、回采工作面支护的重要性回采工作面支护在矿山生产中具有至关重要的作用，其主要目的是为了在回采过程中，对工作面进行有效的控制和保护，以保证矿山在安全、稳定的状态下进行生产运营。
同时，在矿山开采中，支护工作面能够平衡地应对来自地质条件的变化，确保工作面的平稳无波动地进行倾斜和水平控制。
同时，支护设备的合理配备和施工方法的规范可以使矿山采掘过程中的安全风险得到降低，提高采掘效率。
二、回采工作面支护规范的具体内容1.回采工作面支护设备的选用对于回采工作面支护设备的选用，要根据煤层地质条件、煤层接触状态、开采方式和煤层厚度等因素来决定。
通常情况下，回采工作面支护设备分为煤柱、水压支架和框架支架三种主要类型。
对于煤层断层或裂缝等问题，可以选用加固材料对工作面进行加固。
由于不同类型的支架具有不同的支撑力和稳定性，因此，根据实际情况和工作面的煤层性质来选用后续的支架装备非常重要。
2.支架的配布和配置支架设备的配布和配置也是回采工作面支护规范的一个重要环节。
为了保证整个工作面支撑力和稳定性的均衡，支架的分布应根据煤体性质和工作面的煤层倾角来配置。
在长壁开采过程中，通过采用光谱反演技术和测量地质应力场的方式发现、标记出煤体支持能力相对更强的岩石体，并基于该岩体在回采工作面上的位置和厚度分布，将支架设备配置到相应的位置。
除此之外，支架安装前也要进行支撑预应力调整，并测试支架的承受能力，并加强支护系统的连通性和耐震性，以确保支架在常见的震动条件下不发生松动或倾倒现象。
3.支架施工方法支架设备的施工方法是回采工作面支护规范的另一个重要环节。
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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，Mpam：采高，取4.2mr：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）＝8r1—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/m3M 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。