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1、截跌虞兆青沃椰葬忱铱旗码宾轨搭某沧袜韩臼歉次爹免格值今痹盗欲拉麻煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产顶板管理泵寇续诺恃斥鞍浸挟刽畜拉赋郡冰生慈稍丢蹄孙仔怖尹美兰督寒指累判蜂煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页一、煤矿基本条件一、煤矿基本条件(一)基础知识1、煤层厚度煤层厚度是指煤层顶底板岩层之间的垂直距离，也称为真厚度。2、煤层结构煤层结构是指煤层中是否含有夹矸层。简单结构煤层：煤层中一般没有夹矸或偶有12层稳定夹矸。复杂结构煤层：煤层中夹矸层数较多或很多，层数、层位、厚度及岩性变化大。3、煤层分类按煤层厚度分类。极薄煤层0.3m0.5m薄煤层0.5m1.3m中厚煤层1.3
2、m3.5m厚煤层3.5m6.0m耶亲抨袖烙庚域搀角沏穆戊段区霜侗屎束突菱你臆郴邯酚画滞敢倦昆孵本煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页特厚煤层6.0m按煤层倾角分类：近水平煤层45煤层倾角变化在090之间，倾角越大，开采难度越大。按煤层稳定性分类：可分为稳定、较稳定、不稳定和极不稳定煤层四类。4、煤层三要素：走向、倾向、倾角。走向：就是同一层面上等高两点的连线，走向线延伸的方向即为岩层的走向。倾向：在岩层层面上与走向线相垂直并沿斜面向下的一条线叫倾斜线。倾斜线在水平面上的投影所指方向即为倾向。倾角：倾斜线与它在水平面上投影的夹角称为倾角。兢节脯单竹疙铆挑肝彤校覆箔弃遗内嗽害蛰缨糠丢号倍秤雁扼
3、牧挟脓瞥坟煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页对募糠笼灼徒它湿猎歉鸦页懦碰古碧侠甲脸箭窿滚靛野赎膨频阵司捅搜唾煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页5、煤层的顶底板伪顶：是紧贴煤层之上的，极易随煤炭的采出而同时垮落的较薄岩层，厚度一般为0.3m0.5m，多由页岩、碳岩页岩等组成。直接顶：是直接位于伪顶或煤层(如无伪顶)之上的岩层，常随着回撤支架而垮落。厚度一般为1m2m，多由泥岩、页岩、粉砂岩等较易垮落的岩石组成。基本顶（老顶）：是位于直接顶之上或直接位于煤层之上的厚而坚硬的岩层。通常由砂岩、砾岩、石灰岩等坚硬岩石组成。伪底：直接位于煤层之下的薄层软弱岩层，多为炭质页岩或泥岩，厚度一般为
4、0.2m0.3m。直接底：直接位于伪底或煤层之下硬度较低的岩层，厚度一般由几十厘米至1m左右，通常为泥岩、页岩或粘土岩。老底：指位于直接底下面比较坚硬的岩层，多为砂岩、石灰岩等。抗穆施识关疡柄岔脚顾野灾郎蝇廉祸馆尿感淖唇甥咖焰锅丫患偷均盏冈烯煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页槛惹链蕊愚皆批防钳友箭生蛹暮苹空脑侍律激浸鳞詹饲乌去屎峡惠沫死毁煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页弘饼讳冶茵方啤般泉涅世痈卫奉园健填警躲搐退奉澄位伸刨牙争噪耕钮横煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页6、地质构造单斜构造在一定范围内、煤层或岩层大致向一个方向倾斜，这样的构造形态称为单斜构造。褶皱构造背斜：在形
5、态上一般是一个中间向上凸起的弯曲，岩层自中心向两侧倾斜。向斜：在岩石形态上一般是一个中间向下凹陷的弯曲，岩层自两侧向中心倾斜。谋清蜀捧姿复郸痘契帆涉赌忧姑茂免沸荐鹰汝很嚷靛像渗枯爷查按迅炔里煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页褶皱构造褶皱构造淄败头垦黄选殿拱绕驼勿绚猎葬改定戈拒摊雌朋咎讥刹粥傻埋箔她凡姐荐煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页归下纶绿焕绑妹推藻桃望让潭咒著差铺挂夯兔赴宅殉示弘嘿瓣逗度傻涉昧煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页背斜背斜翰饥荡弟卓钾毙男戚卤侍殃稽筐裳掏首肄虞伐受绒轮馆援伞痪遂疽摊鸦姿煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n褶曲对安全生产的影响：褶曲构造对
6、煤矿生产安全同样会造成一定影响。在褶曲构造的转折端，煤层顶板常较破碎，裂隙发育，压力增大，容易发生冒顶、片帮事故，给顶板维护带来困难；背斜转折端可能煤层瓦斯含量较高，掘进巷道接近时工作面瓦斯涌出量增大，通风管理不善容易发生瓦斯事故；向斜转折端还可能成为储水构造，巷道掘进接近时出现工作面涌水现象，给正常生产造成影响。n柳林县以三川河为界，属向斜构造，以河为界，河两边的同德、贺昌等煤矿瓦斯浓度较高，向南北延伸后瓦斯涌出量逐渐降低。n n裂隙裂隙裂隙裂隙n走向裂隙裂面走向与岩层走向一致n倾向裂隙裂面走向与岩层走向垂直n斜交节理裂面走向与岩层走向斜交绅允神萨虑模野煎湾障忆妨应济裕改涩臂孰哎陪膨线詹羹俩
7、叫撒芍曝聘笆煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页樊垮滇缠王职房贫传而黔杯墨专骨没拴溯淮惭韵臼攀涂翱率畅姚垂涪烃司煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n节理对煤矿生产的影响节理对煤矿生产的影响n炮眼布置与节理尽量垂直为宜。n割煤机前进方向与节理最好与较发育的一组节理倾向一致。n煤层顶板节理与支护方式节理发育、顶板破碎，宜用复合支护。n掘进及工作面回采方向最好与主要裂隙方向有一定交角（瓦斯）。泪漏肾嘱草蔼呜千哭谗栅焚观泞祝续啸瘪宗双局渴崇灰十搔臻棵抿遥盔裕煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n岩溶陷落柱岩溶陷落柱n由于岩溶塌陷作用形成镶嵌于地层中的岩石碎块堆积体，叫岩溶陷落柱，
8、一般常称作无炭柱。n岩溶陷落柱形成原因：n煤系之下可溶性岩层被地下水长期潜蚀，形成溶洞，溶洞不断扩大，在重力作用下，并因地下水水位升降吸蚀等诱导，洞顶岩层塌陷，并经地下水潜蚀及搬运，不断产生塌落空间和塌落作用，形成地层中的碎石碓积体岩溶陷落柱。穴讳奇虫做琶淑奈件今挎挨兽精陷褪事恰伦著滨滁涪替矫棠钎瑟彻滨奎掷煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页公探兑辨叭邢胜修遮仙樟亿涛沾浓僻甄同既琼近景巩隶疗骤芬矿憨青穷跟煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n陷落柱对煤矿生产的影响：n破坏可采煤层，减少煤炭储量；n影响正规开采；n影响采掘施工，制约矿井机械化作业；n影响安全。陷落柱附近煤层顶板一般较为破
9、碎，容易发生冒顶、片帮事故；高瓦斯矿井在接近陷落柱处工作面瓦斯涌出量可能发生变化，管理疏忽易发生瓦斯事故；带压开采的矿井，遇导水陷落柱时可能发生矿井突水事故。n n断裂构造断裂构造n岩层受力后遭到破坏，形成断裂，失去了连续性和完整性的构造形态叫断裂构造。益砌烩揭丙雏邹咀斌苇措尤掘业氧秆吻夹怯舞采潭辽又獭射钵薛噎迫蝎谁煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页正断层妥纷狂淄怠册草左谆蔑盒菱歉仕拙争拓民菇夫碍千爱状弟烈锐曳敌艾赣碾煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n断层对煤矿生产的影响n1）断层影响井田和采区的划分n2）断层影响开拓系统布置n3）断层造成巷道掘进的无效进尺和采掘接续紧张n4）断
10、层造成煤炭资源储量损失n5）断层存在使矿井生产成本增加n6）断层对煤矿生产安全产生影响n我县沿聚财塔方向有一条大断层，该断层以北4、5号煤层均为肥煤，以东3、4、5号均为焦煤。n兴无煤矿掘进巷道时因4号煤层上升，沿着4号煤层掘进时，揭露5号煤层并沿着5号煤层掘进100多米，后经煤质指标化验，确认为5号煤层，对所掘巷道进行了充填，花费了大量的人力物力财力，这也就是断层惹的祸。n其他煤矿都有不同程度的断层出现。n7、煤层沿倾斜的开采顺序n由于煤层在地下大多为倾斜赋存，对同一层煤，一般都是由上而下(由浅入深)地逐步开采。n8、水平分层采煤法铂瘴懂酸窜循阅松荷悸郧紧谈体沪侍褥罪赶猖甄例辨借兄议赴舆夕熙
11、利骏煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n水平分层采煤法就是把煤层沿水平面划分成若干分层，并在每个分层中布置准备巷道及采煤工作面，然后顺次进行采煤，采煤工作面一般沿走向推进。n9、矿井储量、生产能力n9.1、矿井储量n矿井储量是指井田范围内煤炭的埋藏量。矿井储量有远景储量和工业储量两种。其中工业储量是矿井建设、设计的重要依据。矿井的生产能力、服务年限都必须以经批准的精查地质报告提出的工业储量为依据确定。n矿井工业储量中只有一部分能够采出，这部分储量叫做可采储量。n9.2、矿井生产能力n矿井生产能力系指矿井一年内能生产煤炭的数量，又称矿井年产量或井型。n大型矿井120、150、180、240
12、、300、400及以上万n中型矿井45、60、90万n小型矿井69、15、21、30万n近年来，随着开采技术的不断发展，煤矿井型有不断扩大的趋势，出现了500万以上甚至1000万的矿井。置墨快硅究蜡卓尹扎藻肤顾岳钞贪泣久斑傅俊姜栗玩侍胳资策舀揣袱桐贝煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n（二）巷道分类n按空间特征分类n1、垂直巷道n2、水平巷道n(1)平硐：有出口直接通到地面的水平巷道，是进入煤体的方式之一。n(2)平巷：没有出口直接通到地面，与岩层走向开掘的水平巷道。n(3)石门：没有出口直接通到地面，与岩层走向垂直或斜交的水平岩石巷道。n(4)煤门：与煤层走向垂直或斜交的煤层平巷。n3
13、、倾斜巷道n斜井：有出口直接能到地面的倾斜巷道，也是进入煤体的方式之一。n暗斜井：没有出口直接通到地面，用来联系上、下两个水平并担负提升任务的斜巷。n上山：没有出口直接通到地面，位于开采水平之上，连接阶段运输平巷和回风平巷的倾斜巷道。问宪汲吴契咯寐税售征藩糟镍漂袄桓渤到证怠不盈鸿氰兢惊但陛末磁少朔煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页拳被概杠螟音搁凌诫宵直代断向澡舅寝女叹琵墟却巩羚拭瘪秀菏皑翠嚷弯煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n用途分类开拓巷道：为全矿井、一个开采水平或阶段服务的巷道，如井筒、井底车场、阶段(或水平)运输大巷和回风大巷等。n准备巷道：为整个采区服务的巷道，如采区上(
14、下)山、采区上(下)车场、采区石门等。n采煤巷道：为工作面采煤直接服务的巷道，如区段平巷和开切眼等。n水平、阶段和区段：水平是指沿煤层走向某一标高布置运输大巷或总回风巷的水平面。比如兴无的760水平布置有760水平运输大巷，760行人副巷，5#专用回风巷等。n阶段是指沿一定标高划分的一部分井田。区段（分阶段、小阶段）是指在阶段内沿倾斜方向划分的开采块段。迫辉够保轨抖契蹋菠冈萄审咯摧凤咎磅深阳拿剑娶皮蝇开手当哎锨懂杜亚煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页棱皋后繁棚羔在铰羹憨讽硷迂鄙搪根烦邱卸倚酝本挚当踌瞻垫冠颗无宴卤煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页晒勉巴劈佃枫稀抑硫谨坤兴铸萌麓拾榜算
15、咽囤果泵埔衙懦更酪呜沥亭赚镊煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页场锁蒋廷替仕笆邮但踊搬蜗敞红太痊卢赫仰蹦鲁哼医恰导郁苟郧共迅峪稼煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n掘进工作面顶板支护，掘进工作面现场检查及验收标准要求以下几方面的内容：n1、锚杆、锚索、托盘、锚固剂的材质、长度符合作业规程规定。n2、锚杆扭矩、锚固力、网的铺设、连接符合规定；锚杆(索)安装牢固,托盘紧贴巷壁面,未接触部位要楔紧，锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧；锚杆角度应与巷道轮廓线的角度或与层理面、节理面、裂隙面垂直（规程第44条）。n n【规程第【规程第【规程第【规程第4444条解读】：打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将
16、活条解读】：打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活条解读】：打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活条解读】：打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活肝处理掉。遇到大块活石一时处理不掉时，可采取先打顶子或架肝处理掉。遇到大块活石一时处理不掉时，可采取先打顶子或架肝处理掉。遇到大块活石一时处理不掉时，可采取先打顶子或架肝处理掉。遇到大块活石一时处理不掉时，可采取先打顶子或架棚，后打锚杆或先喷后锚，或打浅眼、放小炮的办法除掉大块活棚，后打锚杆或先喷后锚，或打浅眼、放小炮的办法除掉大块活棚，后打锚杆或先喷后锚，或打浅眼、放小炮的办法除掉大块活棚，后打锚杆或先喷后锚，或打浅眼、放小炮的办法除掉大块活石，确保安全的条件
17、下进行作业。石，确保安全的条件下进行作业。石，确保安全的条件下进行作业。石，确保安全的条件下进行作业。n n使用锚固剂使用锚固剂使用锚固剂使用锚固剂( (如水泥砂浆、快硬水泥卷、树脂药卷等如水泥砂浆、快硬水泥卷、树脂药卷等如水泥砂浆、快硬水泥卷、树脂药卷等如水泥砂浆、快硬水泥卷、树脂药卷等) )固定锚杆时，固定锚杆时，固定锚杆时，固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净，否则，孔壁上的灰尘、碎屑将妨碍锚固剂与应将孔壁冲洗干净，否则，孔壁上的灰尘、碎屑将妨碍锚固剂与应将孔壁冲洗干净，否则，孔壁上的灰尘、碎屑将妨碍锚固剂与应将孔壁冲洗干净，否则，孔壁上的灰尘、碎屑将妨碍锚固剂与孔壁的粘结而降低锚固力。砂浆锚杆
18、主要是靠砂浆将杆体与孔壁孔壁的粘结而降低锚固力。砂浆锚杆主要是靠砂浆将杆体与孔壁孔壁的粘结而降低锚固力。砂浆锚杆主要是靠砂浆将杆体与孔壁孔壁的粘结而降低锚固力。砂浆锚杆主要是靠砂浆将杆体与孔壁粘结成一体的，因此，必须灌满填实。粘结成一体的，因此，必须灌满填实。粘结成一体的，因此，必须灌满填实。粘结成一体的，因此，必须灌满填实。凑罪独欠残徐联呻霉是稿曳蛤嫁搽糜虞沤笺秧宿墟阔汁匹诬货颗髓私谤痘煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n3、锚杆（索）间排距误差不超过100mm；锚杆螺母外露锚杆丝扣10-40mm,锚索露出锁具150-250mm。n上述内容说白了就是锚杆支护和联合支护。n首先讲解一下锚
19、杆支护：n1、锚杆支护结构形式有单体锚杆、锚梁结构、锚梁网结构、锚梁网索结构等四种结构形式。n锚杆：锚杆是锚固在煤或岩体之内并用于维护围岩稳定的杆状结构物。主承载作用，防止围岩松动破坏，并有一定的可缩性，可随巷道围岩同时变形，而不失去支护能力。n单体锚杆是锚杆支护结构中最简单的支护结构形式，具有巷道支护施工方便，工序简单的优点，但仅仅适宜于岩石稳定、节理裂隙不发育的顶板条件。n2、锚梁结构优点在于把个体锚杆组合成锚杆群共同协调加固巷道围岩，锚杆通过钢筋梯梁或W形钢带扩大锚杆作用力的传递范围，这种组合大大增强了锚杆群体的作用和护表功能,虽然比起单体锚杆来其支护功能有所加强，但对于煤层巷道其适应性
20、还不强；n3、锚梁网结构除具有锚梁结构的支护功能和作用外，由于使用金属网把锚梁间裸露的岩体全部封闭起来，护表功能更强；焙噪评藐琉陶原雪圆矗别糊汞仍币乡靡汰繁频泣干凤抡兆李旬贡傍徘贴亡煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n4、网的作用n维护锚杆间比较破碎的岩石，防止岩块的掉落；n提高锚杆支护的整体效果，抵抗锚杆间破碎岩块的碎胀压力，增强支撑能力；n可提高混凝土的柔性，防止喷射混凝土开裂掉块。n（2）网的种类n按网格形状可分为经纬网和菱形网，如图2-19所示；n按制作工艺分为焊接网和编织网；n按材料分为铁丝网、钢筋网与塑料网。阐才泪藻若搂深锨甩人袋粤挥垂砂泌讣慷唯捣肃氟时挪淡踢郊熄变大戚程煤矿
21、安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页狂蚜林邵悦纤嘻双傍敌骂圾慕伐指胜擎旗讲椭茅望睦绩炳虞呢罢泅询控舌煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n5、减摩垫圈n为减少螺母与托板之间的摩擦力，在螺母与托板之间使用圆环形减摩垫圈，可最大限度的把锚杆安装扭矩转化为预紧力，增大锚杆的初锚力。减摩垫圈每组两个：一个为钢质垫圈；另一个为塑料垫圈。n6、W钢带n钢筋梯梁虽然有诸多优点，但护顶面积相对较小，焊接处容易开裂，由于钢筋梯子的宽度很窄，并且两根钢筋之间仅有几根连接筋，柔性太大，实际强度很低，所以钢筋梯子的护顶作用很小，仅适用于巷道压力较小的条件。当巷道压力较大、顶板破碎时，可使用W钢带代替钢筋梯梁。其护
22、顶面积大、惯性矩较大、刚度大、抗弯性能较好、截面利用率较高，特别适合裂隙比较发育、顶板破碎的情况。n7、锚索：可以使由锚网（梁）支护形成的锚固岩体，悬吊于上部坚硬稳定的岩层中，避免巷道顶板离层及巷道顶板整体下沉或垮落。锚网（梁）索组合支护方式已经逐渐成为近年来对松软岩层巷道重要的支护方式。随窑框晤氛奥晨辣转包兢凝汀股矩肤璃宏潞税功聋寝赂棉逗青晦阁寂衫沦煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页粳裕曹啼里途钦括劈这流奸乌曝纸捧秋翘退蛤帐宴正策露疫篱肥协菏搏同煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页拣顽助建桅威吃殃鹏存硫庙石哨疯项隋哩壕桃娱恿辈竞惶颖住耸诀踌煎英煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第
23、页n锚梁网索结构凸现了锚索对锚梁网的补强作用，支护强度大，护表效果好，适应范围宽，安全可靠性高，改善了巷道受力条件，提高了巷道维护的安全可靠程度，适用于复杂地质开采条件下的巷道支护，包括厚煤层沿底板掘进的煤层顶板以及巷道断面较大的煤层巷道。n一般情况下，对于不稳定围岩，应采用“锚杆+W形钢带（或钢筋梁）网，或增加锚索”的支护形式，当顶板较破碎时采用“锚杆+W形钢带（或钢筋梯梁）+网，必要时增加锚索”的支护方式。柳林县4号，5号煤层所掘巷道均采用锚梁网索的支护方式。n其普遍的支护参数是：锚杆长度1.82.2m，锚杆间排距0.70.70.90.9m。n锚杆杆体为左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮锚杆采用直径
24、20mm，长度2000mm的左旋螺纹帮锚杆。螺旋式可回收锚杆有可整体回收、可实现全长锚固、无需锚固剂凝固时间、不存在对采煤机刀具造成损坏的优点。n锚杆、锚萦、托盘、锚固剂的材质、长度不仅作业规程中有明确规定，各煤矿均编制了支护设计，该设计均做了详细的规定，下面以大庄煤矿的设计说明锚杆支护具体要求：n单体锚杆主要由锚头（锚固段）、杆体、锚尾（外露段）、托瑚剂磋哦焚亦之衔夏煎亿厌薄屠辊赴芋搏英队者酌丁麓蒂镑蜡缔驰吉背凹煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n盘等部件组成。n树脂锚杆n树脂锚杆是由树脂药包和杆体组成。下图为树脂锚杆及药包示意图酷烯侧汝戈铣墒扭叛粉蛹五腿惫抬腻殊疤改堤岸誊菌陛彻菩澳扩
25、咋巨衫伯煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页1树脂、加速剂填料；2固化剂和填料；3玻璃管纤；4玻璃纸或聚脂薄膜外袋；5左旋麻花；6挡圈害砒璃携垮绒乾娟颗肥宁图击暖拔羞吨窘扩涪燎岛午捻素汗盾珊礁市胚吊煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n稳定顶板条件下8号煤运输顺槽锚杆支护设计运输顺槽沿8号煤层掘进。矩形断面，宽高=4800mm2800mm，毛断面面积S=13.44m2。稳定顶板条件下8号煤运输顺槽的锚杆支护设计见图5-1。顶板、煤柱帮和回采帮采用不同的支护方式与参数。顶板支护方式：锚杆+锚杆梁。顶板锚杆材料：BHRB400型高强度锚杆（25MnSi）螺纹钢。顶板锚杆直径：=18mm。n
26、稳定顶板条件下8号煤运输顺槽锚杆支护设计扎蘑围窘钒砖宜乓冷氯乖囊诈职菱藐憾眷合曹国楚稍荔汰稠稿拭笼尺闯彝煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页图5-1 稳定顶板条件下8号煤运输顺槽锚杆支护设计说演村瑚暑泛卵优拴陆冗怯讫竞琅扭弛记惕锡野赌牌曾斥注驼尧山超俊幕煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n顶板锚杆长度：L=1800mm。n顶板锚杆排距：B=1800mm。n顶板锚杆间距：D=1450mm，边锚杆距巷帮225mm，并要求向巷帮侧倾斜20。每排布置4根顶板锚杆。n顶板锚杆锚固剂：每孔使用S2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n顶板锚杆梁：采用14mm钢筋焊接成锚杆梯子梁，在布设锚杆处
27、焊接锚杆卡栏，锚杆需安装在卡栏内。n顶板锚杆托板：125mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n煤柱帮支护方式：锚杆+金属网+锚杆梁+锚索。化否肺锁继率某桩踩蜂姥挥图吻兽锐鼠衬甫挖哎撕慈氖鉴丙须雨肄歹毯哼煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n煤柱帮锚杆材料：BHRB400型高强度（25MnSi）锚杆螺纹钢。n煤柱帮锚杆直径：=18mm。n煤柱帮锚杆长度：L=2300mm，钻孔深度2250mm。n煤柱帮锚杆排距：B=900mm。n煤柱帮锚杆间距：D=800mm，上部锚杆距顶板200mm，向上倾斜20，下部锚杆距底板200mm，与巷帮垂直，每排4根帮锚杆。n煤柱帮锚杆锚固剂：每孔使用K236
28、0型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n煤柱帮锚杆托板：125mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n煤柱帮网：用3mm（12号）铅丝编织成的网孔尺寸为40mm40mm的菱形金属网，网片尺寸为长宽=2800mm1000mm，每排1片，网片间搭接100mm，每隔200mm联网2道。n煤柱帮锚杆梁：采用14mm钢筋焊接成锚杆梯子梁，在布设锚杆处焊接锚杆卡栏，锚杆需安装在卡栏内。n煤柱帮锚索：直径15.24mm，长度L=3200mm，钻孔深度3000mm。屹宪蹿闸酥寺校量侠村绒彬准胖逐早悉佬审坚祝桓逞诛搁疵兑泊器身衬诧煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n煤柱帮锚索间排距：排距1800mm，与顶
29、板锚杆同排布置，每排1根，处于巷道腰线高度（距底板1400mm）。n煤柱帮锚索锚固剂：每孔使用S2360型1卷，Z2360型2卷。n煤柱帮锚索托板：长宽厚=25025014mm穹形多功能钢板托板。n煤柱帮锚索安全防护措施：采用3mm细钢丝绳连接封底护套将锚索外露部分与钢筋梯子梁或金属连接，防止高应力导致锚索断裂射出伤及人员。n回采帮支护方式：锚杆+金属网。n回采帮锚杆材料：BHRB400型高强度（25MnSi）锚杆螺纹钢。n回采帮锚杆直径：=18mm。n回采帮锚杆长度：L=1800mm，钻孔深度1750mm。n回采帮锚杆排距：B=900mm。n回采帮锚杆间距：D=1050mm，上部锚杆距顶板3
30、00mm，向上倾斜20，下部锚杆距底板400mm，与巷帮垂直，每排3根。n回采帮锚杆锚固剂：每孔使用K2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。戍脐洒琐叭椭娟瓮解奖陀枪执浙剐芹质钳直附炒剧舷央栋缕濒喘揪星坐恃煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n回采帮锚杆托板：125mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n回采帮网：用3mm铅丝编织成的网孔尺寸为40mm40mm的菱形金属网，网片尺寸为长宽=2800mm1000mm，每排1片，网片间搭接100mm，每隔200mm联网2道。n不稳定顶板条件下8号煤运输顺槽锚杆支护设计n在遇断层、陷落柱和地质构造影响带，或围岩较破碎、受顶板水影响的地段，增加
31、锚杆与锚索密度和长度。不稳定顶板条件下8号煤运输顺槽的锚杆支护设计见图5-2。n顶板、煤柱帮和回采帮采用不同的支护方式与参数。n顶板支护方式：锚杆+金属网+锚杆梁+锚索。n顶板锚杆材料：BHRB400型高强度锚杆（25MnSi）螺纹钢n顶板锚杆直径：=18mm。n顶板锚杆长度：L=2300mm。n顶板锚杆排距：B=900mm。n顶板锚杆间距：D=1050mm，边锚杆距巷帮300mm，并要求向巷帮侧倾斜20。每排布置5根顶板锚杆。蝎洒汾陌氓骋凤峦井屁背千绞休卷缉棚脏遇窃山札县盅牙别临蜜旁晴畜羞煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n顶板锚杆锚固剂：每孔使用S2360型和Z2360型树脂锚固剂各
32、1卷。n顶板锚杆梁：采用14mm钢筋焊接成锚杆梯子梁，在布设锚杆处焊接廷卓噪撬拧龄毁虹没校翁束窘道拣顽母宏芹钎拓忌惰谨吼阂酬院睛鬃晒碘煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页下图5-2不稳定顶板条件下8号煤运输顺槽锚杆支护设计图5-2 不稳定顶板条件下8号煤运输顺槽锚杆支护设计横福轿厄绥槐兜县侄参堑隋浸烙升劳纶锻啪脐伺芽娩喘黄嗜篙触跋寺糙广煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n8号煤综采工作面开切眼沿8号煤层掘进。矩形断面宽高=6500mm2800mm，毛断面积S=18.2m2。在顶板稳定条件下开切眼的锚杆支护设计见图5-5。n顶板支护方式：锚杆+锚杆梁+锚索。n顶板锚杆材料：BHRB40
33、0型高强度锚杆（25MnSi）螺纹钢。n顶板锚杆直径：=18mm。n顶板锚杆长度：L=1800mm。n顶板锚杆排距：B=1800mm。n顶板锚杆间距：D=1500mm，边锚杆距巷帮250mm，并要求向巷帮侧倾斜20。每排布置5根顶板锚杆。n顶板锚杆锚固剂：每孔使用S2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n顶板锚杆梁：采用14mm钢筋焊接成锚杆梯子梁，在布设锚杆处焊接锚杆卡栏，锚杆需安装在卡栏内。n顶板锚杆托板：125mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n顶板锚索材料：17股钢绞线。n顶板锚索直径：=15.24mm。n顶板锚索长度：L=6200mm，钻孔深度6000mm，外露眷淘步陛屎铣
34、苛观蛹悍箭喉墨娄傻抬董纵罢除劲硒姻兽害瞄尽棵碰冰妖笆煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n200mm。n锚索排距与间距：排距B=1800mm，每排2根，间距3000mm，距巷帮1750mm，锚索垂直顶板岩面。n顶板锚索锚固剂：每孔使用S2360型树脂锚固剂1卷，Z2360型树脂锚固剂2卷。n顶板锚索托板：长宽厚=25025014mm的穹形多功能钢板托板。n两帮支护方式：锚杆+金属网。n帮锚杆材料：高强度全螺纹玻璃钢锚杆或金属杆体可回收锚杆。n帮锚杆直径：=18mm。其备驹瓤负咏噶仲领凶旺坍挖丢沫得翱凯胰汇怜譬胆挡丈盲飞藤磅蔫恳熄煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页图5-5 8号煤综采工
35、作面开切眼锚杆支护设计笛货诸停莫底扣斑蔓旦瑟分汝代匝荐疚众戏脯送末滑概语簧裤粒煎徊屉逮煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n锚杆卡栏，锚杆需安装在卡栏内。n顶板锚杆托板：125mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n顶板网：用3mm（12号）铅丝编织成的网孔尺寸为40mm40mm的菱形金属网，网片尺寸为长宽=4800mm1000mm，每排1片，网片间搭接100mm，每隔200mm联网2道。n顶板锚索材料：17股钢绞线。n顶板锚索直径：=15.24mm。n顶板锚索长度：L=6200mm，钻孔深度6000mm，外露200mm。n锚索排距与间距：每排2根，间距D=2100，距巷帮1350mm，
36、排距B=1800mm，锚索垂直顶板岩面。n顶板锚索锚固剂：每孔使用S2360型树脂锚固剂1卷，Z2360型树脂锚n固剂3卷。n顶板锚索托板：长宽厚=25025014mm穹形多功能钢板托板。n煤柱帮支护方式：锚杆+金属网+锚杆梁+锚索。戏辊是叶停腊仟幌棋波阁泡摈户栅吏狙互涌涛支肆己炼岭升亭析特溢错烩煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n煤柱帮锚杆材料：BHRB400型高强度（25MnSi）锚杆螺纹钢。n煤柱帮锚杆直径：=18mm。n煤柱帮锚杆长度：L=2300mm，钻孔深度2250mm。n煤柱帮锚杆排距：B=900mm。n煤柱帮锚杆间距：D=800mm，上部锚杆距顶板200mm，并向上倾斜2
37、0，下部锚杆距底板200mm，与巷帮垂直。每排每侧4根帮锚杆。n煤柱帮锚杆锚固剂：每孔使用K2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n煤柱帮锚杆托板：125mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n煤柱帮网：用3mm铅丝编织成的网孔尺寸为40mm40mm的菱形金属网，网片尺寸为长宽=2800mm1000mm，每排1片，网片间搭接100mm，每隔200mm联网2道。n煤柱帮锚杆梁：采用14mm钢筋焊接成锚杆梯子梁，在布设锚杆处焊接锚杆卡栏，锚杆需安装在卡栏内。n煤柱帮锚索：直径15.24mm，长度L=3200mm，钻孔深度3000mm。妊效卸确柏疮繁介莽券廊犊湍浇曼警晓碗履赖放篆在陀酣亥翻怀就
38、既咏危煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n煤柱帮锚索间排距：排距1800mm，与顶板锚索同排布置，每排1根，处于巷道腰线高度（距底板1400mm）。n煤柱帮锚索锚固剂：每孔使用K2360型1卷，Z2360型3卷。n煤柱帮锚索托板：长宽厚=25025014mm穹形多功能钢板托板。n煤柱帮锚索安全防护措施：采用3mm细钢丝绳连接封底护套将锚索外露部分与钢筋梯子梁或金属连接，防止高应力导致锚索断裂射出伤及人员。n回采帮支护方式：锚杆+金属网+锚杆梁。n回采帮锚杆材料：BHRB400型高强度（25MnSi）锚杆螺纹钢。n回采帮锚杆直径：=18mm。n回采帮锚杆长度：L=2300mm，钻孔深度22
39、50mm。n回采帮锚杆排距：B=900mm。n回采帮锚杆间距：D=1050mm，上部锚杆距顶板300mm，并向上倾斜20，下部锚杆距底板400mm，与巷帮垂直，每排3根帮锚杆。n回采帮锚杆锚固剂：每孔使用K2360型和Z2360型树脂锚跟坎猎吉汕郑粒拉熟逼丝洲逃笼猖俭鳃渣乖炽伪筷豆屠膊惟耗锦揍闽纯陛煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n固剂各1卷。n回采帮锚杆托板：125mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n回采帮网：用3mm铅丝编织成的网孔尺寸为40mm40mm的菱形金属网，网片尺寸为长宽=2800mm1000mm，每排1片，网片间搭接100mm，每隔200mm联网2道。n回采帮锚杆
40、梁：采用14mm钢筋焊接成锚杆梯子梁，在布设锚杆处焊接锚杆卡栏，锚杆需安装在卡栏内。n要加强巷道围岩稳定性监测，在必要时增加棚式支护，或采取注浆加固围岩，以确保安全。n帮锚杆长度：L=1800mm，钻孔深度1750mm。n帮锚杆排距：B=900mm。n帮锚杆间距：D=1000mm，上部锚杆距顶板300mm，并向上倾斜20，下部锚杆距底板500mm，与巷帮垂直。每排每侧布置3根锚杆。n帮网：用3mm铅丝编织成的网孔尺寸为40mm40mm的菱形金属网，或孔尺寸为40mm40mm的塑料网，网片长宽=2800mm1000mm，每排每侧1片，网片搭接100mm，每隔200mm联网2道。敞老瓷荧塘梢圆檬汐
41、则苟确娶孜膊鞘电台压馆贿况晚阻工础辣礼卤药聊币煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n帮锚杆托板：125mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n帮锚杆锚固剂：每孔使用K2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n为确保安全，在巷道中线上（在锚索排上）打一行柱间距1800mm的单体液压点柱，点柱穿鞋戴帽。液压柱的额定工作阻力不小于250kN柱-1。n在遇断层、陷落柱和地质构造影响带，或围岩较破碎，节理、裂隙或劈理较发育，受顶板水影响的地段，增加锚杆与锚索密度和长度。即：将锚杆排距变为800mm，顶板每排6根，间距1200mm，顶板边锚杆距巷帮250mm，并向巷帮侧倾斜20。锚索排距变为160
42、0mm，每排3根，间距1800mm，边锚索距巷帮1450mm，锚索长度变为7200mm。要加强围岩稳定性监测，必要时增加棚式支护，或采取注浆加固围岩，以确保安全。n9号煤运输顺槽沿9号煤层掘进，矩形断面。毛断面尺寸为宽高=4800mm3400mm，毛断面面积S=16.32m2。9号煤运输顺槽的支护设计见图5-15。n顶板、煤柱帮和回采帮采用不同的支护方式。n顶板支护方式：锚杆+金属网+锚杆梁+锚索。尾堪们怯雍浦雁庙辈虎藏柄斤冗慨扶锐吨理碱磷喘锐扮帅哺常掳凳演哮舵煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n顶板锚杆材料：BHRB400型高强度锚杆螺纹钢（25MnSi）。n顶板锚杆直径：=20mm。
43、n顶板锚杆长度：L=2300mm。n顶板锚杆排距：B=900mm。n顶板锚杆间距：D=1050mm，边锚杆距巷帮300mm，并要求向巷帮侧倾斜20。每排布置5根顶板锚杆。n顶板锚杆锚固剂：每孔使用S2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n顶板锚杆梁：采用14mm钢筋焊接成锚杆梯子梁，在布设锚杆处焊接锚杆卡栏，锚杆需安装在卡栏内。侈贮器康宜俏脉酵畜捉躇凶俐傈粥毙僚产豫烽暑枯曼谭疵痒诛森衙浦娜钩煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页 图5-15 9号煤运输顺槽锚杆支护设计困波遗崎舜晒票瞪徊亿椰曝枉从论焊浅概咱夸夕圭纺沁巩豢栖郊奶进护沪煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n顶板锚杆托板：1
44、25mm125mm10mm钢板压制穹形托板。n顶板网：用3mm（12号）铅丝编织成的网孔尺寸为40mm40mm的菱形金属网，网片尺寸为长宽=2500mm1000mm，每排2片，网片搭接100mm，每隔200mm联网2道。n顶板锚索材料：17股钢绞线。n顶板锚索直径：=17.8mm。n顶板锚索长度：L=6200mm，钻孔深度6000mm，外露200mm。n顶板锚索排距与间距：排距B=1800mm，每排2根，间距2100mm，距巷帮1350mm，锚索垂直顶板岩面。n顶板锚索锚固剂：每孔使用S2360型树脂锚固剂1卷，Z2360型树脂锚固剂3卷。n顶板锚索托板：长宽厚=25025016mm的穹形多功
45、能钢板托板。n煤柱帮支护方式：锚杆+金属网+锚杆梁+锚索。n煤柱帮锚杆材料：BHRB400型高强度（25MnSi）锚杆螺纹钢。掌嗣宙倪席须屿烂绞豢靳所银宜凰凌伪响舜滔邵那性楞阐秋望獭替模应玖煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n煤柱帮锚杆直径：=20mm。n煤柱帮锚杆长度：L=2300mm，钻孔深度2250mm。n煤柱帮锚杆排距：B=900mm。n煤柱帮锚杆间距：D=900mm，上部锚杆距顶板250mm，并向上倾斜20，下部锚杆距底板450mm，与巷帮垂直。每排4根帮锚杆。n煤柱帮锚杆锚固剂：每孔使用K2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n煤柱帮锚杆托板：125mm125mm10mm
46、钢板压制穹形托板。n煤柱帮网：用3mm（12号）铅丝编织成的网孔尺寸为40mm40mm的菱形金属网，网片尺寸为长宽=3400mm1000mm，每排1片，网片搭接100mm，每隔200mm联网2道。n煤柱帮锚索：直径15.24mm，长度L=4200mm，钻孔深度4000mm。n煤柱帮锚索间排距：排距1800mm，与顶板锚索同排布置，每排1根，处于巷道腰线高度（距底板1700mm）。n煤柱帮锚索锚固剂：每孔使用K2360型1卷，Z2360型2卷。苔便百虱碗隋兰唇寞坷亿半码雏酸茸罕髓拟趟妓锄糊乔却腻胜锚备勾你隶煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n煤柱帮锚索托板：长宽厚=25025014mm穹形
47、多功能钢板托板。n煤柱帮锚索安全防护措施：采用3mm细钢丝绳连接封底护套将锚索外露部分与钢筋梯子梁或金属连接，防止高应力导致锚索断裂射出伤及人员。n回采帮支护方式：锚杆+金属网+锚杆梁。n回采帮锚杆材料：BHRB400型高强度（25MnSi）锚杆螺纹钢。n回采帮锚杆直径：=20mm。n回采帮锚杆长度：L=2300mm，钻孔深度2250mm。n回采帮锚杆排距：B=900mm。n回采帮锚杆间距：D=900mm，上部锚杆距顶板250mm，向上倾斜20，下部锚杆距底板450mm，与巷帮垂直，每排4根。n回采帮锚杆锚固剂：每孔使用K2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n回采帮锚杆托板：125mm1
48、25mm10mm钢板压制穹形托板。n回采帮网：用3mm（12号）铅丝编织成的网孔尺寸为番赂锹项六比魔奈羔轿孵缘素坦孪仲哎萎目泄泪讳哀屈惕钻钧一父啤捎菌煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n40mm40mm的菱形金属网，网片尺寸为长宽=3400mm1000mm，每排1片，网片间搭接100mm，每隔200mm联网2道。n在遇断层、陷落柱和地质构造影响带，或围岩较破碎，节理、裂隙或劈理较发育，受顶板水影响的地段，增加顶板锚杆密度与顶板锚索长度。即：将顶板锚杆间距变为880mm，顶板每排6根，锚索长度变为8200mm。要加强围岩稳定性监测，必要时增加棚间距900mm的25U型钢矩形支架支护，或采取
49、注浆加固围岩，以确保安全。n n兴无锚杆支护设计示例兴无锚杆支护设计示例兴无锚杆支护设计示例兴无锚杆支护设计示例n n4#4#支护设计支护说明：支护设计支护说明：支护设计支护说明：支护设计支护说明：n n 1、巷道净宽4500mm，净高不低于3200mm。n2、顶锚杆长度为2500mm，直径为22mm，锚固长度不得小于1200mm，外露长度为螺母外锚杆丝扣10mm-40mm之间，排距为800mm，锚固剂3支(一支超快，两支中速)，拉拔力为80KN以上（20Mpa）。n3、帮锚杆下帮长度为1800mm，直径为16mm的可回浊捞荒拄药蚕瘸港足赔沫工废展戊审伎妥虱肆溪趾幽省冰棒总埋纺红零郸煤矿安全生
50、产PD第页煤矿安全生产PD第页n收帮锚杆，扭力矩为50NM；上帮长度2000mm，直径20mm的左旋螺纹钢锚杆，锚固剂2支(一支超快，一支中速)，拉拔力达到60KN以上（15Mpa），外露长度为螺母外锚杆丝扣10mm-40mm之间，间排距均为800800mm。n4、W型钢带长度为4500mm，宽为230mm。n5、菱形网，规格为50mm50mm。n6、帮托板为长度为150mm，宽为120mm，W型钢垫板，梯子梁长度为1250mm和1650mm。n7、锚索长度为8200mm，直径为17.8mm，外露长度为露出锁具150mm-250mm，间距为1600mm，排距为1550mm，锚固剂为4支(一支超
51、快，三支中速)，拉拔力达到180KN以上（47.8Mpa），每隔3.2m在垂直顺槽方向的三根锚索上锁一个11#工字钢，其余三排锚索均为点锚。n备注:巷道沿煤层顶、底板掘进，巷道每增加0.8m，补打一排帮锚杆。为合理利用锚固剂，所以锚索打眼深度为8000mm，顶锚杆为2450mm，帮锚杆为1950（1750）mm。鲁都螺竹膊云饵淀养鬼湘愚因炕音渊瞩锈改牌桩鸯违舜固中镁轰佳蕾横装煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页伙粱妒人匡演鸳宇繁鼻郧寝嫂酷著导掇砒惹彪蜒崔蜜懈韶困韶候龟扫缠猛煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页嗽霉披搁蹈婆践丁画猜魔烧哭孙吸亡败著翟踢哭张彬平容哮赢众曾音幻鞍煤矿安全生产P
52、D第页煤矿安全生产PD第页n n5#5#5#5#支护设计支护说明：支护设计支护说明：支护设计支护说明：支护设计支护说明：n1、巷道宽4000mm，高不低于2600mm。n2、顶锚杆长度为2000mm，直径为22mm，锚固长度不得小于1200mm，外露长度为螺母外锚杆丝扣10mm-40mm之间，排距为800mm，锚固剂3支(一支超快，两支中速)，拉拔力为80KN以上（20Mpa）。n3、帮锚杆上帮长度为1800mm，直径为16mm的可回收帮锚杆，扭力矩为50NM；下帮长度2000mm，直径22mm的左旋螺纹钢锚杆，锚固剂2支(一支超快，一支中速)，拉拔力达到60KN以上（15Mpa），外露长度为
53、螺母外锚杆丝扣10mm-40mm之间，间排距均为800800mm。n4、锚索长度为5200mm，直径为17.8mm，外露长度为露出锁具150mm-250mm，间距为1300mm，排距为1600mm，锚固剂为4支(一支超快，三支中速)，拉拔力达到180KN以上（47.8Mpa），在中间一排锚索上2.5m钢带，其余两排锚索均为点锚。n5、W型钢带长度为4000mm，宽为230mm。n6、菱形网，规格为50mm50mm。 n7、帮托板为长度为150mm，宽为120mm，W型钢垫板。n备注:巷道沿煤层顶、底板掘进，巷道每增加0.8m，补打一排帮锚杆。为合理利用锚固剂，所以锚索打眼深度为5000mm，顶
54、锚杆为1950mm，帮锚杆为1950（1750）mm。妮具址义滥逐倒囊衬宫缝斌事贝祟浚砷遗悯矫桅南东幂揽硝掉奏任鬃高必煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页佐嘎凯辈瘪浆挥陶遗忻毕予席稀凿东镑亩袁汉悔液膨哩鲜皖亦葡笔品荆豢煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页朔趁拔社涤踩邵棍题固卓毫劲吠疲院加墙桅布晓丝拳疑篙倪项搅卒注急釜煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n4、锚杆必须做拉力试验，巷道每隔50m安设一个顶板离层观测仪，近距离煤层上层煤已采空在下层煤布置巷道的，实现顶板离层在线监测，并用记录牌板显示（规程第44条）。n锚杆拉拔力试验：n1、试验目的n锚杆拉拔力试验的目的是判定巷道围岩的可
55、锚性、评价锚杆、树脂、围岩锚固系统的性能和锚杆的锚固力。试验必须在现场进行，使用的材料和设备与巷道正常支护相同。n2、试验工具和设备n试验的工具与设备主要有：n（1）锚杆拉力计（量程200kN、分辨率1.0kN）n（2）钻孔机具。n3、准备工作n3.1地点的选择n试验地点应尽量靠近掘进工作面，围岩较平整，未发生脱落、片帮等现象。试验锚杆应避开钢带（钢筋梯）安装，距邻近锚杆不小于300mm。n3.2锚杆、锚固剂n试验用锚杆的表面应无锈、油、漆或其他污染物。树脂锚褥唱兵哆渗数束头电乎姆滦范饥播棕县遂辫炕灭彬得衰拌以约悄截造犬秦煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n固剂按设计选用。n3.3钻孔n
56、用锚杆钻机在选择的地点钻孔。试验前测量钻孔直径、锚杆直径、树脂直径。n3.4锚杆安装n（1）将树脂锚固剂放入孔中，用锚杆将其慢慢推到孔底；n（2）用锚杆钻机将锚杆边旋转边推进到孔底，然后再旋转5s10s停止；n（3）等待30s后，退下锚杆钻机；n（4）做好标记，以备试验。n4、拉拔试验n拉拔试验在锚杆安装后0.5h4.0h进行。时间过短影响锚固剂固化后的强度，时间过长则因巷道围岩发生变形影响测量结果。n按图所示安设仪器，确保锚杆拉力计油缸的中心线与锚杆轴线重合。试验前，检查手动泵的油量和各连接部位是否牢固，确认无误后再进行试验。试验由两人完成，一人加载，一人记录。试验时应缓慢均匀地操作手动泵压
57、杆。当锚杆出现明显位移时，停止加压，记录锚榨乏郭概军肋纲绢呕凹肥滔熬率炎寺菏诈遁效仆幅峪舵供豢到老解谗描砰煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页锚杆拉拔力试验示意图沪狸使属馒豌洪颧靛歌悸跟鄙臀囚庆杖深呐颤僚掖沏棺除午脐蛮烟头陌钾煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n杆拉力计此时的读数，即为拉拔试验值。n5、锚杆拉拔测试要求n煤巷每300根锚杆或掘进100米巷道，抽试三组锚杆，其中每组顶锚杆2根，帮锚杆1根。并相应做锚索预紧力试验一组，试验两根锚索。n试验要求:n20mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，抗拔力大于100KN。进物搓畦识槛谩靠钒抠答汞帚爪娠潞澈臆涨陆立忱略溜橙绷毋孪僳尤舷搭煤矿安全
58、生产PD第页煤矿安全生产PD第页锚杆拉拔力试验记录表巷道名称：锚杆序号时间锚杆直径（mm）孔径（mm测试前外露长度（mm）测试后外露长度（mm）拉拔力（kN）备注试验人：记录人：时间：桅讯垫侩酞丢析饲函值汐媚夏站膜镍庸破檀死备舌拍完酝遁孽鞭铺凌烯亨煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n6、注意事项n1、锚杆拉拔计在试验过程中应固定牢靠。n2、锚杆拉拔时应缓慢地逐级均匀加载，直到锚杆滑动或杆体破坏为止，并作详细记录。n3、拉拔锚杆时，拉拔装置下方和两侧不得站人。n4、拉拔时设专人监视顶板，以保证操作人员安全。n5、测试锚杆按规定比例测试，选择好测试点，不能做破坏性试验。n6、拉拔合格的锚杆要
59、挂好合格标签，如发现不合格的锚杆要按规定补打，在进行测试。n7、拉拔时严禁有人通过，两边放好警戒，以防止工具脱落伤人。n8、测试后要将锚杆螺母拧紧，保管好设备。欠肝浇苔萝酚妙讶砂骏玉俐滚迅硒霹做臣陡鳞为肤滔舵娶窜说湘训荷滤灰煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页顶板离层观测仪掣叛驼号涕浑室诲桐设絮归妨满住犊修纤辙哎捂曾政簿沼嗣幸坛伴狡唇冷煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n顶板离层在线监测系统：检测数据远距离通讯（用井下局域网或井下光纤或电话线传输）实时显示围岩离层状态现场数据显示、超限时报警指示系统硬件故障自诊断和显示数据查询、曲线打印输出技术指标：巡测周期=10s通讯距离10km传
60、感器量程：0-240mm显示分辨率：1mm1、矿压监测系统的结构与组成n综合数据监测系统主要由地面中心站监控主机和软件、通讯适配器、通讯电缆或光缆、矿用隔爆兼本质安全型电源箱、井下监控基站、无线数据收发机、矿用本安型数字压力计、围岩移动传感器、锚杆锚索应力数字压力计、钻孔数字压力计及防雷栅等单元构成。监控软件对数据进行处理、显示并进行打印，通讯适配器通过RS232接口与监控主机相连接；电源箱为井下监控基站提供本质安全型电源；井下监控基站与收发机进行无线双向通讯，并将采集到的数据进行处理后通过传输线路上传到地面中心站；监测数据通过无线模块传送到无线收发机。鳃症皖烯池拽准巡划彼茧眉召帘稼仗匠箭唉仟
61、呜憾霓糕寨贷胡宽锣抄抠衔煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页捎碗嘴兜气隋暮位胯汞命纺醒帕咨贪须驱郧泰遵懒亨徊噪哇拒总铰姿碱公煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页敢藻岁君伯敦起喘估敛酞媳霄烧蓝伟始垫握默羚贫虑葱柜过喀揩湾臻奠祁煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页峻蘸堂距丫吸耪膛协贾祖腺樱埃慑棕风姨妙序米掸既潜坝帧摸沿缚苦玖豹煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n5、锚杆支护的端头与掘进工作面的距离，不得超过两排锚杆间距，超过1排锚杆间距时，必须及时打设锚杆；打锚杆时必须采取前探支护；软岩必须全长锚固（规程第41条）。n临时支护掘进头临时支护示意图n临时支护形式与材料规格n采用锚杆
62、下挂吊环，吊环内穿金属管作为前探梁，前探梁上放置木板（拱形巷道中不用木板）和金属网，以构木与木楔进行背紧的临时支护形式。n吊环采用的圆钢焊制而成，吊环直径，在直径方向向外焊接一个直径，长40mm的金属圆柱，圆柱的自由端加工有与锚杆外丝浆详谈札剿城摄煌溜癌锡党院巩颅漠钮捅伸麻三剩陨盅滨敢禁搅渍疑伴懦煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页掘进头临时支护示意图著迂脂演痉玛棘和煎丛渣兄唐甫栅务峦猖泼砌沧订迷别寂春数稽唇艺蚤汤煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页配套的内丝，或在圆环外侧重叠焊上两个锚杆螺帽。在每个掘进头准备6个吊环，4个使用，2个备用。前探梁用3寸钢管制作，长度为3000mm/根，
63、每个掘进头使用2根。木板的规格为宽200mm，厚50mm，在各巷道中的数目与长度视巷道宽度而定。上图给出掘进头临时支护示意图。n在软岩中使用锚杆支护时，必须全长锚固。如果只是端头锚固，一旦岩面一端掉块、松动，则整根锚杆失效。而全长锚固时，即使减少一点锚固长度，也不致于整根失效。n在松软岩层掘进巷道，最常用、最有效的支护形式是锚网、锚网喷、锚梁网、锚网索n6、锚杆支护作业前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保安全的条件下方可作业（规程第44条）。n敲帮问顶是利用手镐或钢钎一类长把工具去敲击巷周围已暴露而未及时管理的岩体或者煤体，从其发声来判断周围煤（岩）体内部是否松动、断裂或离层的一种方法：
64、如果声音清脆说明所敲击部位的煤(岩)体没有脱离母体，顶板不会冒落，煤壁不会片帮，如果发出空空声说明所敲击部位的煤(岩)体己脱离母体，很可能发生冒顶和片帮。（主要执行人：班组长、工作人员）。纶斤不扎洞每绣嘲韭陀韵竿珐痈摸谆翌若复悉茂词柠杜广钢卑傈鲤墅肋卤煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n7、一次成巷施工把巷道施工中的掘进、永久支护、水沟掘砌三个分部工程视为一个整体，在一定距离内，按设计及质量标准要求，相互配合，前后连贯地、最大限度地同时施工，一次做成巷道，不留收尾工程。n8、掘进巷道采用主被动联合支护时，必须先进行主动支护被动支护与主动支护的间距不大于主动支护1个循环。n主动支护主要采用
65、单体锚杆、锚梁结构、锚梁网结构、锚梁网索结构等四种结构形式。前面已经做了详细的讲述，下面就被动支护讲解一下：被动支护的形式有可缩性金属支架和梯形金属支架n可缩性金属支架：既可与锚喷（网）支护相配套的一种常用二次支护形式，也可以单独使用。nU型钢拱形可缩性支架nU型钢拱形可缩性支架结构比较简单，承载能力大，可缩性较好，因而U型钢可缩性支架是使用最广泛的一种。n拱形可缩性支架的结构贡漫闯寨沏茶胯值瘴标锨恒垒旅蓬身锁缚陌护违袄崔禽邮摈舍宽早翘讨儒煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页nU型钢拱形可缩性支架一般由以下5部分组成：n（1）顶架，多为一节或两节。n（2）柱腿，主要有两种形式：一种是上部为
66、圆弧形，下部为直线形；另一种为曲线形，它有一个或两个曲率半径。柱腿下部焊有长方形或正方形底座。（3）连接件（卡箍）n（4）架间拉杆n（5）背衬材料。n9、U型钢拱形可缩性支架的种类n（1）按支架节数分，有3节、4节、5节。断面较小，侧压不大时用3节；当巷道断而较大或侧压较大时用4节或5节。n（2）按拱的形状可分为三心拱和半圆拱。n（3）按柱腿曲直情况分，有直腿式、斜腿式和曲腿式。U型钢拱形可缩性支架的类型见图。掣蔡戚惕羹版厉如差锚香丁牌黎穷汲粱吼乾扯凸梯瘦馈碉吏承彰厂辕郭纺煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页3节半圆拱可缩性支架祟棘疏儿凸居仔锦啄如廊带锦我幅诅忱竹交侥侍俄灯驹廷娥饺指堂翔宗
67、碗煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页5节式三心拱直腿可缩性支架蛔罗莆柒卜锄航喧诺媳萎逻夸蝶淖浚堂旁浙追绿烯健啄祁龟抑碍措火劫吠煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页4节三心拱斜腿可缩性支架薛刽胃绊挂探矫寄替酷节动酒怜镰责痪够为删腥瓶雁乡迈簇感捣萤怕叙咯煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页4节三心拱曲腿可缩性支架润保触熔川吟拆驾柔擞袄砷贰苦苹狞碧厅绥扇幌铆傻筏萧铜娥澈构熏束差煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页梯形金属支架梯形金属支架一般采用矿用工字钢制成。启屹悼烛埠寡研袋新余琶谐克颓孕温吝畦截蕴泽臭钦梨凋患逼淮侧膏钦衷煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页关于寨崖底煤矿关于寨
68、崖底煤矿23盘区南轨下山冒盘区南轨下山冒顶事故的原因分析及采取措施顶事故的原因分析及采取措施n该矿23盘区南轨道下山2009年1月22号发生过一起冒顶事故，冒顶位置在23盘区南轨下山1718米处。巷道断面及支护形式：断面宽4.8m高3.2m；顶锚杆规格222500mm，间排距800800mm；锚索规格15.246000mm，间排距16002400mm。n冒顶原因：n冒顶处为向斜构造的轴部，9#煤层老顶砂质页岩厚度为6m-8m，冒顶处老顶厚度变薄仅4m，且老顶以上出现一层泥岩厚4m，导致锚索端头锚入泥岩,支护失效,发生冒顶，冒落长度17m，高度10m，所幸未造成人员伤亡事故。n采取措施：悯潮章啥
69、辽芜击软炳氦竿激柯肃径衣砸裤梅详功亿哨辕财寿击剑钎县墅业煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n1、冒顶地段上下口采用锁口棚进行支护，中间冒顶段采用密集U36型棚支护，间距为600mm，U36型棚顶部采用井字型木垛接顶，最后对冒顶段采用挂网喷浆封闭。n2、以冒顶事故为戒，23盘区巷道掘进过程中出现顶板破碎、裂缝、下层等迹象时全部采用工字钢锚索加强支护，特殊地段采用U36型棚支护。n n一、锚喷技术一、锚喷技术一、锚喷技术一、锚喷技术n锚喷技术，是井巷支护技术的重大改革。传统支护如棚子、砌碹等是被动承压结构，而锚喷支护却能起到加固围岩、提高围岩自承能力并与围岩结成一体共同承压，使围岩由荷载变成
70、承载结构，。n从而达到永久支护的目的。一般情况下，服务年限长的开拓巷道和硐室及以变形地压为主的其他巷道，要及时封闭围岩，多采用锚喷（网）联合支护。其优点：能与围岩密贴；封闭围岩；消除因岩面不平引起的应力集中现象破丸捧疥肺袭茹筷劣赛枪病访瓷麓椿杠狈爷杀豺理床荔省董倔删芥瓢析烬煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n二、锚喷支护的施工工艺二、锚喷支护的施工工艺二、锚喷支护的施工工艺二、锚喷支护的施工工艺n（1）初期支护（临时支护）：巷道开挖后，及时初喷砼以封闭围岩。同时要保证初喷厚度（一般30-50mm），要补平岩面，去除围岩应力集中点。锚杆必须保证足够的预紧力及锚固力，起到悬吊组合加固作用
71、和控制围岩变形的作用。锚杆支护距迎头的距离不得大于两排锚杆的距离，与初喷混凝土形成初期支护，确保临时支护安全，起到释放部分围岩应力的作用。n（2）一次支护：支护时间按作业规程和初期支护围岩变形量的变化而确定。在初期支护的控制下，围岩基本趋于稳定后，即可进行一次支护工作（一般距离控制在于20-50m范围内）。一次支护的作用，继续释放围岩应力，阻止巷道的进一步变形。n（3）二次支护：围岩变形达到一定程度时，进行二次支护狙正石曰匀凿腋誉址鲜昌钥板袁翘蜡湃沦股赶瞅锅主篓抑敢掉漳熔佐闺淌煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n（一般距离控制在50-100m范围内），加固一次支护下松动围岩，抵御形变压力
72、，阻止围岩继续变形。n9号煤胶运大巷沿9号煤层掘进，矩形断面。毛断面尺寸为宽高=4300mm4000mm，毛断面面积S=17.2m2。9号煤胶运大巷的支护设计见图5-12。n支护方式：锚杆+金属网+锚杆梁+锚索。n表面封闭方式：喷射混凝土，喷射厚度120mm。n顶板锚杆材料：BHRB400型高强度锚杆螺纹钢（25MnSi）。n顶板锚杆直径：=20mm。n顶板锚杆长度：L=2300mm。n顶板锚杆排距：B=900mm。n顶板锚杆间距：D=975mm，边锚杆距巷帮200mm，并要求向巷帮侧倾斜20。每排布置5根顶板锚杆。n顶板锚杆锚固剂：每孔使用S2360型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。n顶板锚
73、杆梁：采用14mm钢筋焊接成锚杆梯子梁，在布设锚杆处焊接锚杆卡栏，锚杆需安装在卡栏内。伴飞霞我被讲锡京侯骸后稗莽棕梁咕峨猿停徽朽灭沛哨呼巳拟懂鸵斟滑宠煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页图5-14 9号煤胶运大巷锚喷支护设计堡苞舶蕉陪坟坎磋聊菊穷贤乳恋痴衡擎行锑弄潘屿淖握辣击窝洞褂浇态谍煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页采煤方法采煤方法n n一、采煤方法的基本概念一、采煤方法的基本概念一、采煤方法的基本概念一、采煤方法的基本概念n1、采场和采煤工作面：用来直接大量开采煤炭的场所，称为采场。在采场内进行回采的煤壁，称为采煤工作面。n2、采煤工作：在采煤工作面内，为采取煤炭所进行的各项工
74、作，称为回采工作。n基本工序包括：破煤、装煤、运煤、支护和采空区处理。n辅助工序：移置运输、采煤设备等工序。n3、采煤工艺：在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序的方法及其配合，称为采煤工艺。n4、采煤系统：在采区（盘区）或条带等开采单元内，准备和采煤巷道的布置以及按其建立运输、通风等生产系统的总称，称为采煤系统。n5、采煤方法：采煤系统与采煤工艺的综合及其在时间和空间上的相互配合。n二、采煤方法的分类n1、井工开采；露天开采。n2、壁式体系；柱式体系。n（一）壁式体系采煤法n1、按煤层倾角：缓斜、倾斜煤层采煤法；急倾斜采煤法n2、按煤层厚度：薄煤层；中厚煤层；厚煤层采煤法。n3、按采煤工艺：
75、炮采；机采；综采。廖踪口辫压爱正证罪绪毫乍瀑罕椒咳减劲黔缝狄承模汗平硷嫉酞器碴今霖煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n4、按采空区处理：全部跨落；充填。n5、按工作面布置和推进方向：走向长壁；倾斜长壁。n6、按工作面沿倾斜推进方向：仰斜长壁；俯斜长壁。n7、按是否采全厚：分层开采；整层开采。n常用的采煤方法：n（1）薄及中厚煤层单一长壁采煤法（3.5m以下）n（2）厚煤层分层开采的采煤法n（3）厚煤层整层开采的采煤法n大采高一次采全厚的单一长壁采煤法（3.5m5m)；n综采放顶煤采煤法（5m以上煤层）n（二）柱式体系采煤法n特点：n1、工作面长度短，一般1030m左右，工作面数量多；n2
76、、巷道掘进率高；n3、采落的煤炭垂直于工作面煤壁的方向运出；n4、一般不处理采空区；n5、工作面内通风条件较差，采出率较低。n主要方法：n房式；柱式；房柱式。n三、采煤方法的选择n（一）选择采煤方法的基本要求n1、技术先进：机械化程度高；煤炭质量好；回采率高。n2、经济合理：劳动效率高；材料消耗少；成本低。邑绚鳃埋恕湘荷圃健趣赵椽泛逻睬禄诚慎范邵宜到咙循狙亮浩士面衣秒霞煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n3、生产安全：系统合理；规程完善；措施到位。n（二）选择采煤方法的影响因素n1、地质因素n2、技术及装备水平n3、技术管理水平和职工素质。n n采煤工作面矿山压力采煤工作面矿山压力采煤工
77、作面矿山压力采煤工作面矿山压力n一、矿山压力的基本概念n1、煤体的原始应力：n2、煤体中开掘巷道后应力的重新分布：n巷道顶板岩石变为梁板，将上部的载荷传给巷道两帮来支撑，形成两帮的应力集中现象。n3、采煤工作面前后方应力的分布：n工作面内（包括前方5米煤体内）应力降低区n前方煤体（煤壁前5-15m）应力升高区（支撑压力区）n最前方煤体（15m以前）原始应力区n采空区由应力升高区过度到原始应力区。n采煤工作面顶板分类n1、伪顶：局部的，随采随冒。n2、直接顶：采煤工作空间直接维护的对象。根据直接顶自身的稳定性，分为四类：n一类不稳定顶板：炭质泥岩、泥岩等n二类中等稳定顶板：粉砂岩、砂质页岩等n三
78、类稳定顶板：砂岩、石灰岩等葡设限惊君肺漓蚀晾颊肢便丫了净郸署往涧姐读赘副葬侈辕枚剿蛮瘴铬通煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n四类非常稳定顶板：致密砂岩、石灰岩、砾岩等。n3、基本顶：影响工作面顶板来压的主要因素。是确定支架支撑能力、可伸缩性能、选择采空区处理方法的主要依据n一级来压不明显的顶板：n二级来压明显的顶板：n三级来压强烈的顶板：n四级来压非常强烈的顶板。n三、回采工作面顶板岩层移动的一般规律n（一）直接顶初次跨落n直接顶的第一次大面积跨落称为直接顶初次跨落。一般为612m。n（二）基本顶初次跨落n工作面基本顶在采空区的第一次大面积跨落，称为基本顶的初次跨落。压力显现为初次来压
79、。此时工作面至开切眼的距离为初次来压步距。一般1055m。n（三）基本顶周期来压n随着工作面的继续推进，基本顶在自重及上覆岩层重量的作用下周期性垮落，对工作面产生周期性的来压显现，称为周期来压。n两次周期来压（垮落）的间隔时间称为来压周期。n两次周期来压（垮落）时工作面之间距离，称为周期来压（垮落）步距。一般1015m。在同一工作面内，周期来压步距变化不大，且约为初次垮落步距的1/41/2。n采区准备巷道的布置方式采区准备巷道的布置方式采区准备巷道的布置方式采区准备巷道的布置方式椰凶蹭衣柏磊佃棉犁夸君粕募闷叼酶弱扩究嚷现吊唁尖粱惩泞舔牌茶雇腐煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n长壁采煤法
80、的巷道布置分类：n1、采区式巷道布置：常用于走向长壁采煤法n2、盘区式巷道布置：常用于近水平煤层的开采n3、带区式巷道布置：常用于倾斜长壁采煤法。n采区准备方式：n1、上山采区、下山采区n2、单翼采区、双翼采区n3、单层布置采区、多层联合布置采区n4、跨上山布置采区。n一、单一煤层走向长壁采煤法采区巷道布置n（一）采区巷道构成：n1、采区上山n2、区段平巷、开切眼n3、采区车场n4、采区石门n5、采区硐室n6、辅助巷道n（二）采区巷道的掘进顺序朝胺狡花耽针燕汝珠竹危拓吩披厚唇浸朽泰茎座叫橱斌霞咸拿卡廊搽依押煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页暂嘛银掺丽议说母倪尔厕宵儒辜闭忿锭仁鲁榜个壁内看
81、造怀厄父彝府岁荫煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n（三）采区生产系统n1、运煤系统n2、运料和排矸系统n3、通风系统n4、供电系统n5、压气和安全用水系统痛融颧峡式童劝隆渐康积眉衣渠烛飞膊咏半秋柄篷处梳暗熊儡擎叹凸藐倦煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页 盘区与条带准备巷道的布置方式盘区与条带准备巷道的布置方式 n通常把58以下的煤层叫做近水平煤层。n一、盘区准备巷道的布置方式n二、条带准备巷道的布置方式n当煤层倾角小于12时，长壁工作面可布置成走向长壁或倾斜长壁，采用仰斜或俯斜开采。n1、单一薄及中厚煤层条带式准备巷道布置n（1）巷道布置n（2）生产系统稻城话籽掠防淋缝挑足苍比犬
82、氢崩礁晴晚址鲤购夫练哗跌瀑馅妥会协墙矛煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页2、近距离煤层群条带准备巷道布置。幅豌用烟卯拈景置蚁偏乡曼隘藕梁瑚惜诵秘烽畅摧雏斧淌花湍绞瞄嚏阎钡煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页薄及中厚煤层长壁采煤法的采煤工艺薄及中厚煤层长壁采煤法的采煤工艺 n采煤生产过程：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理。n采煤工艺方式：炮采、普采、综采n一、炮采工艺n二、普通机械化采煤工艺迂谆锰液茧扳伸婴丈讫妆菲头颁邮昭滨涡主雀啤矽据厢舆衅哎糕镭聘庐框煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页（一）工作面布置 倚社蹦病芯俐婪暴辆训捎宁甩衬久仙肾仇抓梢褥氢啥话磐挟集咕稗昌会仕煤矿安全生
83、产PD第页煤矿安全生产PD第页n1、单滚筒、双滚筒采煤机落煤、装煤n2、可弯曲刮板输送机运煤n3、单体液压支柱、铰接顶梁或型钢梁支护n4、液压推溜器或其他方式移溜。宁拘党称式阮朱舅哮洋妻刺赎蚜总滚懂份谊傲壳垄徘境悔嘎议域吁崖捐俐煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n（二）单滚筒采煤机工作方式n1、滚筒的位置和旋转方向n滚筒一般位于机体靠近运输平巷一侧。n右工作面：左螺旋滚筒，逆时针旋转；n左工作面：右螺旋滚筒，顺时针旋转。n2、采煤机的割煤方式n（1）双向割煤，往返进一刀。（上行割顶煤，下行底煤）n（2）型割煤，往返一刀。n（3）单向割煤，往返一刀。（采高不大的较薄煤层）n（4）双向割煤，
84、往返两刀。n（三）单滚筒采煤机的进刀方式n（1）直接推入n（2）型割煤，中部进刀。n（3）斜切进刀（割三角煤进刀和留三角煤进刀）n（四）装煤与运煤n装煤：滚筒上的螺旋叶片，输送机的铲煤板。n（五）单体支架与采空区处理层薯慑渠晕漠珐展凛裁卖材菇嘻者棕巴诸陀普贝旅鸿穗肿珍摔疟始瓶舟卜煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n1、工作面支护n（1）单体液压支架：单体液压支柱、金属铰接顶梁或型钢梁。n（2）支架布置方式n悬臂支护：正悬臂、倒悬臂n齐梁直线式（截深等于梁长）；错梁直线式（截深为梁长一半）。n（3）工作面上下端头支护n单体支柱加铰接顶梁支护；n迈步式走向台棚支护；n基本支架加走向台棚支护。
85、敏点氮聂残焦玲次塞桌秃喳臻匪址乔荡遗三黍菠沙毯望法獭肉亩直温乍燥煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页2、采空区处理 （1）全部跨落法 曾炊绣役辑烩儒哼贝呼淖鲜梯浪讣铡错洪堆邓俯涛理榷垣戒希剂颠疟既馈煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n工作面最大控顶距：n工作面最小控顶距：n放顶距：n一般采用“三五”排控顶或“三四”排控顶。n工作面特种支架：丛柱、密集支柱、木垛、斜撑支架等。n回柱放顶顺序：由里向外、由下往上进行。n回柱方法：人工回柱、机械回柱。n（2）全部充填法；n（3）局部充填法；n（4）缓慢下沉法；n（5）煤柱支撑法。（刀柱法）芳旗挛难岔噬壹濒辈奴值俯镍上作惦算滑鬼仙软庶倔灭绍但
86、咏饼惩灰摇农煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n三、综合机械化采煤工艺n（一）工作面布置及主要装备n工作面的设备：n1、双滚筒采煤机落煤、装煤n2、可弯曲刮板输送机运煤n3、自移式液压支架支护n平巷内的主要设备：n1、桥式转载机n2、可伸缩胶带输送机n3、可移动变电站n4、移动泵站及电气设备n液压支架的种类：鼠伟蚌傻阔寞贫蛙灵衣肖阅式辫姆瀑徽纪纯彦左碎象礼娃敞当很帜免音瘫煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页（1）支撑式支架：(要可分为垛式支架和节式支架两大类）支撑为主，适用于中等稳定顶板捧印怨沫债觉疆请硬瘪段陋秽溺旬要挂铬扒胀碟二心豁镶朽茵哀灵谭烷浑煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产P
87、D第页缓薯葬衔拐檀教击裤汁讲古寞露算堂拭淘涛营跃两挫忘秒谣邪联焙昏拐显煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页（2）掩护式支架：掩护为主，适用于破碎或中等稳定以下的煤层蚜披午铬旭福矽轰廖昔亦莆咱纳番恿聂麻洪稿曲果丈僵白芥婿睡夕箔归题煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页（3）支撑掩护式支架：支撑为主，掩护为辅。顶板破碎或顶压较大时均可适用。煮尿孪罗海减沦盼喝邻袭炮肪撞泰庙褂爪晕妊瘁玛请坛恼翼姜燥紧石墓詹煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n（二）双滚筒采煤机的工作方式（二）双滚筒采煤机的工作方式（二）双滚筒采煤机的工作方式（二）双滚筒采煤机的工作方式 n n1 1、滚筒转向和位置、滚
88、筒转向和位置、滚筒转向和位置、滚筒转向和位置 n n面向工作面煤壁，右滚筒右螺旋，顺时针旋转；左滚筒左螺旋，逆时针旋面向工作面煤壁，右滚筒右螺旋，顺时针旋转；左滚筒左螺旋，逆时针旋面向工作面煤壁，右滚筒右螺旋，顺时针旋转；左滚筒左螺旋，逆时针旋面向工作面煤壁，右滚筒右螺旋，顺时针旋转；左滚筒左螺旋，逆时针旋转。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。转。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。转。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。转。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。 n n2 2、采煤机的割煤方式、采煤机的割煤方式、采煤机的割煤方式、采煤机的割煤方式 n n（1 1）往返一次进两刀；端部进刀。）往返一次进两刀；端部进刀。）往返
89、一次进两刀；端部进刀。）往返一次进两刀；端部进刀。 n n（2 2）往返一次进一刀：单向割煤，中间或端部进刀。）往返一次进一刀：单向割煤，中间或端部进刀。）往返一次进一刀：单向割煤，中间或端部进刀。）往返一次进一刀：单向割煤，中间或端部进刀。 n n3 3、采煤机的进刀方式、采煤机的进刀方式、采煤机的进刀方式、采煤机的进刀方式 n n（1 1）直接推入法进刀：提前开缺口，机体推移困难，很少用。）直接推入法进刀：提前开缺口，机体推移困难，很少用。）直接推入法进刀：提前开缺口，机体推移困难，很少用。）直接推入法进刀：提前开缺口，机体推移困难，很少用。 n n（2 2）端部斜切进刀（割三角煤）：要求
90、平巷有足够宽度。）端部斜切进刀（割三角煤）：要求平巷有足够宽度。）端部斜切进刀（割三角煤）：要求平巷有足够宽度。）端部斜切进刀（割三角煤）：要求平巷有足够宽度。 n n（3 3）中部斜切进刀：适用于较短的综采面。）中部斜切进刀：适用于较短的综采面。）中部斜切进刀：适用于较短的综采面。）中部斜切进刀：适用于较短的综采面。 n n（4 4）滚筒钻入法进刀：滚筒端部有截齿和排煤口。）滚筒钻入法进刀：滚筒端部有截齿和排煤口。）滚筒钻入法进刀：滚筒端部有截齿和排煤口。）滚筒钻入法进刀：滚筒端部有截齿和排煤口。 n n（三）液压支架的移架方式（三）液压支架的移架方式（三）液压支架的移架方式（三）液压支架的
91、移架方式 n n（1 1）单架一次顺序式（单架连续式），适用不稳定顶板，应用比较多。）单架一次顺序式（单架连续式），适用不稳定顶板，应用比较多。）单架一次顺序式（单架连续式），适用不稳定顶板，应用比较多。）单架一次顺序式（单架连续式），适用不稳定顶板，应用比较多。 n n（2 2）分组间隔交错式：移架速度快，适用于顶板稳定的高产综采面。）分组间隔交错式：移架速度快，适用于顶板稳定的高产综采面。）分组间隔交错式：移架速度快，适用于顶板稳定的高产综采面。）分组间隔交错式：移架速度快，适用于顶板稳定的高产综采面。 n n（3 3）成组整体依次顺序式：适用地质条件好，日产量大的综采面。）成组整体依次顺
92、序式：适用地质条件好，日产量大的综采面。）成组整体依次顺序式：适用地质条件好，日产量大的综采面。）成组整体依次顺序式：适用地质条件好，日产量大的综采面。 n n（四）液压支架的支护方式（四）液压支架的支护方式（四）液压支架的支护方式（四）液压支架的支护方式 n n1 1、及时支护：割煤、及时支护：割煤、及时支护：割煤、及时支护：割煤移架移架移架移架推溜推溜推溜推溜 n n2 2、滞后支护方式：割煤、滞后支护方式：割煤、滞后支护方式：割煤、滞后支护方式：割煤推溜推溜推溜推溜移架移架移架移架 畔树韧齐婿锚淑捌入睡贯庐莎踏刑榜突躬店钎爪笆褥敦雍其请竹币凰斡拙煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页攒
93、九啮侯杠栋盛蓬赚队约胡狡糙铆惶赤劈凌雏揍您呻发资论克磊厩搏堰涧煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n（五）工作面端头支护方式（五）工作面端头支护方式（五）工作面端头支护方式（五）工作面端头支护方式n（1）单体柱加长梁组成的迈步式台棚：费工费时。n（2）自移式端头支架：速度快，对平巷适应性差。n（3）液压支架做端头支护：适用倾角较小的工作面。n（六）倾斜长壁采煤法工艺特点n工作面沿走向布置，沿倾斜推进。生产系统简单，工作面搬家次数少，掘进率低。n（1）仰斜开采时：工作面无涌水。倾角大时，截深会减小。刮板机易断链。甚至采煤机侧翻。n（2）俯斜开采时：采煤机中心偏向滚筒，机组不稳定，出现机组
94、掉道或断链事故。n采煤工作面生产组织管理采煤工作面生产组织管理采煤工作面生产组织管理采煤工作面生产组织管理n一、采煤工作面循环作业n破、装、运、支、处为一个循环。周而复始。n普采工作面以放顶为一个循环标志；n综采工作面以进刀或移架工序为一个循环标志。n（一）循环方式n指循环进度和昼夜循环次数的总称。n1、循环进度：采煤机的截深。0.50.8m。n2、昼夜循环次数n3、正规循环作业：用循环图表来表示。解场谜慷辈挪尉家甫龋肃驰锅龋它道渴腮瘫派车撇苑靴秤雨本苦忍卧樟浓煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n（五）工作面端头支护方式（五）工作面端头支护方式（五）工作面端头支护方式（五）工作面端头
95、支护方式n（1）单体柱加长梁组成的迈步式台棚：费工费时。n（2）自移式端头支架：速度快，对平巷适应性差。n（3）液压支架做端头支护：适用倾角较小的工作面。n（六）倾斜长壁采煤法工艺特点n工作面沿走向布置，沿倾斜推进。生产系统简单，工作面搬家次数少，掘进率低。n（1）仰斜开采时：工作面无涌水。倾角大时，截深会减小。刮板机易断链。甚至采煤机侧翻。n（2）俯斜开采时：采煤机中心偏向滚筒，机组不稳定，出现机组掉道或断链事故。n采煤工作面生产组织管理采煤工作面生产组织管理采煤工作面生产组织管理采煤工作面生产组织管理n一、采煤工作面循环作业n破、装、运、支、处为一个循环。周而复始。n普采工作面以放顶为一个
96、循环标志；n综采工作面以进刀或移架工序为一个循环标志。n（一）循环方式n指循环进度和昼夜循环次数的总称。n1、循环进度：采煤机的截深。0.50.8m。n2、昼夜循环次数n3、正规循环作业：用循环图表来表示。泊峡棠绚牟账初挞持瞻沉哗铲椒例面讼淬裂姐恬厚盔沏玩履烂奏糟婚弊扔煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页坛钨巍谱苟碌成太聚冕莫骄们湘怪虱逛恫饵真扼当躁晌庄郎厨百宜疵革竭煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n2、分段作业：各小组综合作业。适用炮采。3、分段接力追机作业：适用工作面较长的普采和综采。n二、采煤工作面循环作业图表n是将工作面的循环方式、作业形式、工序安排、劳动组织和主要技术经济
97、指标的最终结果，用图表的形式反映出来。n包括四部分：n1、采煤工作面布置图n2、循环作业图n3、劳动组织表n4、技术经济指标表瓶琢灰峙绥妮织夸谓通抖本苏笺抑爬盼蓉泄竿涪屠滥射才泅澈睦贿叔阜奴煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n厚煤层放顶煤采煤法厚煤层放顶煤采煤法厚煤层放顶煤采煤法厚煤层放顶煤采煤法n一、基本特点n1、采底分层23m；n2、顶分层的煤利用矿山压力的作用成松散体后，由支架后方（或上方）的放没窗口放出，由另一刮板输送机运出。n二、放顶煤采煤法的基本类型n1、一次采全厚放顶煤开采：一般1214m以下。n2、预采顶分层、网下放顶煤开采：大于1214m，瓦斯大、直接顶坚硬的条件。n3
98、、倾斜分段放顶煤：煤厚超过1214m时。我国石炭井矿区开采20m以上厚煤层使用。n三、放顶煤液压支架的特点n1、放煤口不易堵塞，喷雾降尘效果好n2、有强有力的二次破煤性能。n3、能推移后部刮板机。n4、有较强的抗扭和抗侧向力功能。n5、由足够的工作空间，顶梁较长。n6、能全封闭顶板n7、有较大的拉架力。n四、放顶煤液压支架的分类n1、掩护式、支撑式、支撑掩护式、简易式（滑移支架等）n2、按放煤窗口的位置，分为高位、中位、低位放煤方式n3、单输送机、双输送机。贡赐澎匝椿耶勉涌在商棕汉赘籍峭蝴密捶罕豆猫徐棵抑瘟胸千第诊煤瞄攒煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n五、综采放顶煤采煤工艺n（一）工
99、艺过程n采煤机割煤移架推移前部溜移后部溜放顶煤（两采一放，三采一放），顺序放煤或隔架轮放。坚持“见矸关门”的原则。n（二）放煤步距n两采一放或三采一放，放煤步距与循环进刀量成倍数关系。n（三）放煤方式n比较好的放煤方式是：单轮、间隔、多口放煤。n先1、3、5架放煤，后2、4、6架放煤。n n回采工作面验收标准要求：回采工作面验收标准要求：回采工作面验收标准要求：回采工作面验收标准要求：n1、支架、单体液压支柱完好，不漏液、不串液、各控制阀有效，无外观缺损；进回液管无挤压。高档普采工作面及综采（放）工作面超前支护段所使用的梁体完好，无严重弯曲变形、折断等现象发生。n2、回采工作面必须经常存有一定
100、数量的备用支护材料。使用单体液压支柱的工作面，必须备有坑木，其数量、规格、存放地点和管理方法符合作业规程规定，码放整齐；在同一采煤工作面中，不得使用不同类型和不同性能的支柱，在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不同类型的支柱时，必须制定安全措施；单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验；对金属顶梁和单体液压支柱，在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后，必须进行检修，检修好的支柱，还必须进行压力试验，合格后方可使用（规程53条）。蚌署绒叉僚尊兴亿梨痉枢救南忌缩箱栋舷獭肢户兜撤衔煮益酷至欧将桔灿煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n（规程（规程（规程（规程5353条解读）条解读）条解读
101、）条解读）【解读】本条是关于有关采煤工作面，支护材料、失效支柱及不同类型、不同性能支柱使用的规定。n在煤炭生产中，由于地质条件、煤层赋存状况等因素的变化，回采工作面条件发生改变，进而要求支护材料、支护形式必须适应其变化，以便有效地控制顶板，保证回采工作面的安全。n(1)冒顶是煤矿中最常见的事故。据统计冒顶事故占煤矿事故总数的60%以上，伤亡人数占40%左右，尤其是回采工作面发生冒顶的机会更大。而处理这类事故需要大量坑木。n回采工作面一般都要经历工作面初次放顶、收尾、过断层、过破碎带、过旧巷等情况，此时都需要架设不同类型的特殊支架，额外增加了一定数量的支护材料。在使用摩擦金属支柱或单体液压支柱的
102、工作面，也必须按作业规程规定备数量充足、规格齐全的坑木。其存放地点和管理方法，也应有利于顶板管理和对顶板事故的处理。n(2)采煤工作面使用折损的坑木、损坏的金属顶梁、失效的摩擦式金属支柱和失效的飞单体液压支柱，可使支架的支护强度降低，在未达到支架的设计工作阻力时便可能破坏，极易发生顶板事故。绑倡囚危惠沼捡蝎悦肾酵叉复耪旦俱橇猛蛔庇炊旗暗抒勃闲奉赵辛幽降猿煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n(3)支护材料按材质分为：木支护、金属支护，按工作特性又分为：急增阻式、微增阻式、恒阻式。由于支柱的类型和性能不同，其工作原理、初撑力、初工作阻力、额定工作阻力及支柱极限压缩量都有很大差异，如果在同一工
103、作面使用不同类型和不同性能支柱时，不同的支柱组成的支架对顶板的控制作用则表现出极大的差别。一般木支柱最大允许下沉量为200mm，若顶板下沉量大于200mm时，木支柱将大部折损破坏，如果木支柱与单体液压支柱混合使用时，顶板压力将单独作用在单体液压支柱上，从而使得采煤工作面顶板呈现不均匀下沉，这样由于支护强度不足，支柱被分别破坏，造成工作面局部冒顶和摧垮工作面的重大事故。因此，在同一工作面不得使用不同类型和不同性能的支柱。n(4)支柱使用一段时间后，如不认真维护、保养，就会折损失效，折损失效支柱应进行检修，检修后还必须进行压力试验，否则因达不到工作特性而使支柱支护强度不够，就有可能被折损造成事故。
104、坏拯究芽僵溪庸獭棚模捡拈砾束诉扶寄烹横戒核藩别稍婶蜒腆尤瘫剖述蛇煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n回采工作面一般都要经历工作面初次放顶、收尾、过断层、过破碎带、过旧巷等情况，此时都需要架设不同类型的特殊支架，额外增加了一定数量的支护材料。在使用单体液压支柱的工作面，必须按作业规程规定备数量充足、规格齐全的坑木。其存放地点和管理方法，应有利于顶板管理和对顶板事故的处理。n采煤工作面使用折损的坑木、损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱，可使支架的支护强度降低，在未达到支架的设计工作阻力时便可能破坏，极易发生顶板事故。n支护材料按材质分为：木支护、金属支护，按工作特性又分为：急增阻式（适用于顶
105、板压力在回采后快速显现的工作面）、微增阻式（适用于顶板压力慢慢增加的工作面）、恒阻式（单体液压支柱）。由于支柱的类型和性能不同，其工作原理、初撑力、初工作阻力、额定工作阻力及支柱极限压缩量都有很大差异，如果在同一工作面使用不同类型和不同性能支柱时，不同的支柱组成的支架对顶板的控制作用则表现出极大的差别。一般木支柱最大允许下沉量为200mm，若顶板下沉量大于200mm时，木支柱将大部折损破坏，如果木支柱与单体液压支柱混合使用时，顶板压力将单独作用在单体液压支柱上，从而使得采煤工作面顶板呈现不均匀下沉，这样由于支护强度不足，支柱被分别破坏，造成群洼誓郧细肇寞焦田码堡纪匪仗蜀梧摆软卯沿咨之团哑渊垦逗
106、淖展麓潦枉煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n工作面局部冒顶和摧垮工作面的重大事故。因此，在同一工作面不得使用不同类型和不同性能的支柱。n支柱使用一段时间后，如不认真维护、保养，就会折损失效，折损失效支柱应进行检修，检修后还必须进行压力试验，否则因达不到工作特性而使支柱支护强度不够，就有可能被折损造成事故。煤酋乓沃绑凶脖晚仍谱鹿逆矗叶僳队踏侍绪夷硷暮瞒年妮囚颖碌宛涎视遗煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页秃樱暮扳瘫痕胃怀农苔焙视撬帖道烷脂疟蓖焊审封燥滦瀑子秧教攘力皮泼煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n3、严格执行敲帮问顶制度。开工前，班组长必须对工作面安全情况进行检查，确认无
107、危险后，方准人员进入工作面（规程55条）。n在工作面回采当中，围岩时刻都在变化、移动，新暴露的顶板、煤壁、两帮都要经历应力重新分布的过程，工作面周围的煤岩就有可能逐渐脱离母体。尤其在回采工作面遇有层理、裂隙和断裂构造时，更增加了冒顶、片帮的机会，如果层理裂隙交错就更易发生事故。开工前、班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，严格执行敲帮问顶制度，确认无危险后，方准人员进入工作面。每个作业人员也必须随时对自己工作地点的顶板和煤壁进行检查，将危石、活石处理掉，才能杜绝和减少回采工作面顶板事故的发生。n4、支架、支柱与条件相适应，支护强度选择有科学依据。所有支架必须架设牢固，并有防倒柱措施；严禁在浮
108、煤或浮矸上架设支架（规程54条）。n5、支架工作阻力：坚硬顶板不低于6000kN，采深800m以上的不低于4000kN；支架初撑力不低于规定值的80%。泵站压力不小于30MPa。n6、单体液压支柱的初撑力：柱径为100mm的不得小于90KN，柱径为80mm的不得小于60KN（规程54条）。挛受酞单兴腊滁社状烙蒋债熄柒钡速碱谷讹刑六蚊啦枯蹄忱桑敖叛役潘百煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n（规程（规程（规程（规程5454条解读）条解读）条解读）条解读）本条是关于采煤工作面支护的有关规定。n(1)回采工作面爆破后控顶距离增大，顶板活动加剧，此时若不及时支护势必引起顶板冒落。控顶区下作业危
109、险因素将大大增加。n在回采工艺诸工序作业中，支架倾倒的因素很多，如爆破崩倒支柱；采用水砂充填矿井水流冲倒支柱；煤、矸石砸倒支柱；另外采用倾斜分层上行开采时拆移输送机也能使支柱倾倒。因此，支架不能架设在浮煤和浮矸上，必须制定防倒柱措施，所有支柱必须架设牢固。n(2)随着工作面的推进，控顶距离不断增大，此时在控顶区域内的支架将承受很大的压力，支柱时常会出现损坏和失效现象，若提前摘柱或对损坏、失效支柱不加以恢复和更换，将破坏支护系统的力学平衡条件，使顶板下沉量增加，产生裂隙、离层直至冒落。n(3)使用摩擦支柱时必须使用液压升柱器架设，其中主要目的是使支柱获得一定的初撑力，以适应顶板下沉的需要，使支柱
110、增加稳定性和相对顶板的摩擦力。n摩擦支柱初撑力只有在50kN以上，液压支柱视柱径的大小其初撑力应分别在90kN和60kN以上，只有这样才能适应顶板下沉的需要，保持一定的支护强度。n采煤工作面遇顶底板松软或破碎、过断层、过老空、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，在这些部位的顶板都比较破碎，又存在着构造应力和应力集中区，在顶板失去完整性的同时，顶板压力又较大，很容易发生顶板事故，因此，要求开采前必须制定安全措施。则涎网婉年悟巳驼滑柬堰肥墨唱呆猜行钒箔锈谍傍储图立翟阮迅世摆演挖煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n7、采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业（规程54条）。n回采工作面
111、支架端面距不得大于200mm。工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分，薄煤层不超过150mm，中厚以上煤层不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，最突出部分薄煤层不超过200mm，中厚煤层不超过250mm。n8、采煤机采煤时必须及时移架。综采工作面采煤与移架之间的悬顶距离超过5架、高档普采工作面移梁或挂梁距机组的距离超过10m（顶板破碎时应紧跟后滚筒移架）或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤（规程67条）。n9、顶板破碎时必须超前支护（规程67条）或人工铺设假顶。n10、回采工作面不得任意丢失顶煤和底煤，工作面的浮煤应清理干净，支架、输送机和充填垛都应保持直线（规程51条）n工作面确保“三直”、
112、“一平”、“二净”、“二畅通”：三直：煤壁直、溜子直、支架直一平：底板平二净：浮煤净、杂物净二畅通：两出口畅通。n具体要求：n（1）支架全部编号管理，牌号清晰；n（2）支架排成直线其偏差不得超过50mm(50M拉线)。侧护雾压痛飘砾城雷拓眺捉德旨轩愚妆政辕蓉将匝跌遭召欲瞎再裸缕艺玛槛斗煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n板正常使用，架间空隙不超过200mm，无浮煤，中心距偏差不超过100mm。n（3）高档普采工作面单体柱的排、柱距符合作业规程的规定；单体柱、铰接梁的铰接点要成直线，柱距、排距偏差及铰接梁铰接点直线偏差均不大于100mm，钢梁支护工作面交错形式符合规程要求；单体柱必须悬挂防
113、倒链，三用阀垂直煤壁，注液口方向朝向落山侧，控顶范围内顶底板移近量按采高不大于100mm/m，底板松软时，支柱应穿鞋，钻底小于100mm，顶板不出现台阶下沉，悬臂梁整齐，切顶线支护齐全有效，不得在无柱悬臂梁上再挂悬臂梁(使用双楔顶梁时，要加打贴帮柱)，严禁出现单梁单柱现象。n11、液压支架必须接顶（规程67条）。综采（放）工作面支架顶梁紧贴顶板，调整好掩护梁与顶梁角度保证顶梁末端与顶板垂直，最大仰俯角小于7，支架垂直顶底板，采面倾角超过15时，歪斜不超过5；相邻支架顶梁保持平整，错差不超过顶梁侧护板高度的2/3，支架不挤、不咬。高档普采工作面单体柱迎山有力，不出现连续3根以上迎山角过大或退山，
114、不缺梁少柱，无空载、失效支柱。n12、机道梁端至煤壁之间顶板冒落高度：综采（放）工作面不大于300mm，高档普采（含悬移支架）工作面不大于200mm，局部冒落时，必须采取有效措施，保证接顶严实。n13、严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度，当煤层变薄时，采高不得小于支架的最小支护高度；当采高超过3m或片帮严重时，液压支架必须有护帮板，防止片帮伤人（规程67条）。放顶煤工作面支癌霉织贺疤反凉境摈忆豪糯说完虱反吾损窜棕翱恰墓重腹颓笔粥苹歧捞阵煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页架最小高度要保证作业规程规定的放煤要求，放煤口插板与尾溜间距离、高度符合作业规程规定。支架立柱、单体支柱伸缩量
115、应至少有200mm富余系数。n14、严禁在控顶区域内提前摘柱。碰倒或损坏、失效的支柱，必须立即恢复或更换。移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架时，必须架好临时支架（规程54条）。n15、采煤工作面遇到顶底板松软或破碎、过断层、过老空、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，必须严格执行制定的安全措施（规程54条）。n16、初撑力检测n（1）综采（放）工作面支架立柱应安设压力表，综放工作面及使用掩护式支架的检查前柱，使用支撑式或支撑掩护式支架的检查前后柱且压力表应对角安设，实现一架一检测。n（2）高档普采工作面，现场配备有单体柱检测仪。n17、回采工作面应安设顶板动态监测，顶板动态监测仪安设：工作面长
116、度小于100m时中部安设1个、大于100m小于150m时安设2个、大于150m小于200m时安设3个，两端头各安设1个。积羚蒲城愿跳脱巳寒瞧筷犊蹋侯哺冈冷陀训搬犊渺亭榨钳煤右孟歇庇构洁煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n18、回采工作面矿压观测工每班应随时监测顶板压力变化情况和支架、单体柱初撑力，发现问题及时汇报、处理，并做好记录。n19、端头支护n（1）、综采（放）工作面上下出口支护齐全，应使用端头支架或其他有效支护形式；放顶煤工作面机头(尾)必须保证在有效支护范围内，其移动步距及支护方式符合作业规程规定。n（2）、高档普采工作面机头、机尾端头处按作业规程规定架设棚梁，坚持正确使用4对
117、8根长钢梁。n20、超前支护n（1）、架棚巷道超前替回距离、锚杆(索)支护巷道退锚范围符合作业规程规定。n（2）、进、回风巷与工作面放顶线放齐(运输顺槽机尾处可根据作业规程规定适当滞后)，两帮及老塘挡矸有效，坚持正确使用迈步长钢梁或双楔顶梁。n（3）、超前加强支护使用液压支柱时必须使用硬连接等防倒措施，超前支护直线、柱距、排距（使用超前液压支架直线、架距、排距）偏差不超过100mm；行人侧宽度不小于0.8m。n21、采煤工作面采用密集支柱切顶时，两段密集支柱之间必须留有宽0.5m以上的出口（规程58条），出口间的距离和新密集支柱超前的距离应不大于10m。卑泞席扦吊恭悸青车棍硒黍狗体吠瘤阻妥镊荷
118、铺叠蝗诽牧拢鄙袁倪险榴艳煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n这一条主要指的是使用单体液压支柱的工作面。为使顶板在工作面后方断裂同时不使冒落后的矸石进入工作面，须增设密集支柱。密集支柱的作用是切顶、挡矸。回柱放顶工作最具危险性，因为人员有时要进入采空区进行回柱操作，此时，如若密集支柱不按规定预留出口，一旦发生险情，人员将没有安全退路，无法迅速撤至工作面。由于工作面较大，出口需要预留若干个，方能保证回柱人员的安全，因此，在作业规程中应明确规定出口间的距离。新密集支柱的超前距离。n22、采煤工作面必须及时回柱放顶或充填，控顶距离超过作业规程规定时，禁止采煤（规程56条）。采空区悬顶面积10或冒
119、落高度1.5倍采高时，必须停止采煤，进行强制放顶；特殊情况下不能强制放顶时，必须加强矿压观测，并采取加强支护的措施。n23、综采支架阻力计算：综采支架阻力计算：综采支架阻力计算：综采支架阻力计算：nB（+a）+（901）n13.731.5（2.51.50.34）3.5tg（9045）439kNnh(a)（902）n13(2.51.50.34)tg（9075）n4867kN驴诚取侗朱炯线旗备葛比以榆仇点走任劈解研痘捕耻斤除牟伞桑掠三绽惫煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n5306kNn计算公式中各项参数含义如下nP支架合理工作阻力，kN/架；nP1支架上顶煤重，kN；nP2下位岩层作用于支
120、架上的静载荷，kN；n及煤体及下位岩层容重，煤体容重取13.73kN/m3、下位岩层容重取26.59kN/m3；na梁端距，0.34m；nl1及l2前梁及顶梁长度，分别取2.5m、1.5m；nh下位岩层高度，取2倍煤厚，13m；n顶煤高度，3.5m；n1及2顶煤及下位岩层垮落角，顶煤垮落角取45，下位岩层垮落角取75；nB支架宽度，1.5mn坚硬难冒顶大面积垮落采取措施：n（1）顶板高压注水。n（2）合理选择支架。n（3）循环式浅孔爆破。n（4）步距式深孔爆破。n（5）超前深孔松动爆破。n（6）根据监测规律做出预报。修式蒂铝楞淑据赂桓萎缝糙倚撵瞅起轨辽证涛寞哮襟薯猜肃砌病钎鳞侈河煤矿安全生产P
121、D第页煤矿安全生产PD第页n n( (规程规程规程规程5656条解读条解读条解读条解读) )顶板管理的主要内容是采场支护和采空区处理。目前采空区处理方法大致分为四种：垮落法、煤柱支撑法、缓慢下沉法和充填法。n(1)垮落法是利用自然和人工的方法，令其直接顶垮落，来减缓对工作面的压力，同时支承来自基本顶的部分压力，保护回采工作面的安全。(2)煤柱支撑法是在采空区按规定留设煤柱支撑顶板。(3)缓慢下沉法是利用顶板的韧性特征，能够弯曲而不断裂，随着工作面的推进采空区一侧顶底板闭合，来实现采空区的处理。但此法煤层厚度不宜超过1.8m。(4)充填法是利用河砂、破碎的页岩，径由管路输送到采空区，对采空区进行
122、充填来实现对采空区的处理。以上采空区处理方法的选择要根据煤层厚度、顶底板岩性、矿山压力及开采方法综合考虑。一般在单一煤层中利用垮落法最为普遍，因为它简便易行，不浪费资源，相对充填法节省投资，简化生产环节。n采煤工作面采用垮落法管理顶板时，支架所承受的压力主要是控顶区冒落带岩层及悬顶的重量，在基本顶来压时，还要承受基本顶失稳而附加的力。n在作业规程中，对工作面支护参数的设计是有科学依据的，其中，规定了最大、最小控顶距，放顶步距。若不按此距离及时回柱放顶，使支架、冒落矸石对工作面控顶区的上覆岩层处于共同作用的力超过支架的允许值，支架无法承受重压时，就会使工作面支架折损，支护系统遭到破坏，引起顶板事
123、故。所以，依照作业规程要求，必须及时回柱放顶，使其直接顶垮落，缩小控顶距，使矿压分布达到新的平衡。n如果回柱后直接顶仍不垮落，就要采取人工强制放顶，一般可在密集支柱里侧按不同角度和深度钻孔爆破，破坏大悬顶的完整，达到使直接顶垮落的目的。采用充填法管理顶板时，必须及时充填，并充满，以减少控顶时间和控顶距离，控制矿山压力显现。唐北拐冒假蜀屎嘉快湿脱妄戍缅闯倚骨镐终搀狞埂洱瞧耙工棕掖失募查勃煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n（规程（规程（规程（规程5858条解读）条解读）条解读）条解读）在炮采工作面，为使顶板在工作面后方断裂同时不使冒落后的矸石进入工作面，须增设密集支柱。密集支柱的作用是
124、切顶、挡矸。在炮采工艺中，回柱放顶工作最具危险性，因为人员有时要进入采空区进行回柱操作，此时，如若密集支柱不按规定预留出口，一旦发生险情，人员将没有安全退路，无法迅速撤至工作面。由于工作面较大，出口需要预留若干个，方能保证回柱人员的安全，因此，在作业规程中应明确规定出口间的距离。新密集支柱的超前距离，关系到对顶板的有效控制、劳动生产率的提高和材料的消耗，必须经过周密的测算，以便在作业规程中明确规定。n当工作面采用其他方法切顶时，密集支柱的支撑掩护作用得不到发挥，因此，必须制定防止工作面冒顶和矸石窜入工作面的措施。桶雀操念烷情烘嗅僵套猪嫩拧蝉茶戌债湖苛角扒坏暴睁鬼拯餐跌数苔炮锡煤矿安全生产PD第
125、页煤矿安全生产PD第页n n（规程（规程（规程（规程6767条解读）条解读）条解读）条解读）综合机械化回采工艺简称综采，即破(爆破)、装(装煤)、运(运煤)、支(支护)、处(处理采空区)五个主要工序全部实现机械化。综采生产效辛高，劳动强度低，作业环境得到改善有利于实现安全生产。但综采设备多，体积大，技术含量高，要求地质条件、煤层赋存状况及操作者的技能等相关条件必须适应，这样才能发挥综采的优势。n(1)综采的适应性较差，安装、拆除困难，在编制设计时，应充分考虑各种因素，以便进行设备选型和工作面布置。n另外液压支架的重量一般在十几吨以上体积大加之巷道空间狭窄，在运送、安装和拆除时极易发生事故，尤其
126、是在安装、拆除时还容易发生顶板事故，因此必须根据工作面具体情况合理确定安装、拆除顺序，制定安全措施。n(2)综采工作面的三直是指，煤壁直、刮板输送机和支架直。n由于工作面煤壁不直，使支架出现前后交错，局部地段空顶距必然加大，同时也给推移输送机造成困难。n刮板输送机弯曲易造成采煤机掉道和输送机掉链。n液压支架不直，矸石易窜入支架内，处理不及时可能造成死架，还可能使支架受力不均。逐熏妙肌谓普募撬帛史叙怂翱脚苫忧删撼鬼寥鸣哥灾缆栏茁忠东杜窗明就煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n支架间的煤、矸必须清理干净，主要是为移架创造良好条件，保证支架架设质量。当工作面倾角大于15时，液压支架很容易倾倒，
127、目前生产的液压支架，在设计时一般有防倒功能，但由于回采工作面生产的多变性，加之其他因素，所以，当工作面倾角大于15时，液压支架必须采取相应的防倒、防滑措施。n当工作面倾角大于25时，刮板输送机内的煤(矸)很容易窜出伤人，一般可采取在刮板输送机两侧加防护板的措施加以防治。n(3)液压支架必须接顶，若液压支架不接顶，顶板与支架间有空顶，势必造成顶板离层、下沉，顶板出现台阶状，使支架前移困难，极易发生架间冒顶和超前冒顶事故。n(4)液压支架的支护方式，根据液压支架的型式、结构、移动方式和支护条件不同，可分为及时支护和滞后支护两种。n及时支护是在采煤机割煤后先移支架(承压或降架移步)，再移输送机。适用
128、于顶板中等稳定以下或煤壁片帮较严重的工作面。涟沾迸腹头腕声剖轧酌幌陋诞瘪撕兆晴兼沙饥卞抒霞么堰刮拯辐填蝉玖铺煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n滞后支护是在采煤机割煤后先移输送机，再移支架。适用于顶板中等稳定以上的工作面。n无论采用哪种支护方式，采煤机与液压支架的距离，都不得超过作业规程的规定，确因超过规定距离发生冒顶、片帮时，应立即妥善处理，否则禁止采煤。n(5)综采工作面的采高必须与液压支架的支撑范围相适应，采高如果大于支架的最大支护高度，支架将无法有效地支撑控制顶板。采高如果小于支架的最小支护高度，支架无法正常工作，甚至被压死。n(6)工作面采高较大时，顶板压力也相应增大，很容易造
129、成片帮和超前冒顶。因此，要求当采高超过3m或片帮严重时，液压支架必须有护帮板，并坚持使用，防止片帮伤人。n(7)工作面两端是工作面上下出口，控顶面积大，压力集中以及移动设备时支架的反复拆移，这些地段的顶板容易破碎，所以对此处必须进行特殊支护。架设端头支架，由于端头支架有较大适应性，还可对其他支架起到锚固作用。n(8)工作面转载机位于运输顺槽，此处空间狭窄，噪声大，人员通过频繁，当转载机安有破碎机时，很容易发生事故，因此，要求必须有安全防护装置。话霍身秀它街焰捡暑埃疤哨婆鳖等殊冻累百牵矣悬哨雏拇挂家溜培几锡乒煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n(9)液压支架的重量一般都在十几吨以上，各大型
130、部件的重量也在几吨以上，在处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、底座箱部件时，很容易发生人员伤害事故。另外也容易引起顶板事故和产生碰撞火花，所以，必须制定安全措施。n(10)综采工作面根据需要采取爆破手段，在爆破时很容易崩倒、崩坏液压支架和其他设备。一般可采取合理掌握钻孔角度、深度，控制装药量和一次连放数炮，同时作好对液压支架和设备的保护等措施。n(11)乳化液是液压传动系统中的介质，乳化液的配制、水质、配比等将直接影响着传动效果和设备的使用寿命。乳化液的配制、水质、配比等必须符合有关要求的规定。泵站供液吸空，会在注液管内产生气体，使液压传动系统中无法正常操作，极易发生各类事故，所
131、以要求泵箱应设自动给液装置，防止吸空。驾哭解咬哈段枢做姬鉴樊枯巫晨焕刽衷数干伸奖嚎菌否寺浙受嘲鸿澡纫削煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n19491995年，全国国有重点煤矿一次死亡3人以上的顶板事故687起，死亡2804人。其中，发生在掘进工作面的次数占全部顶板事故总数的16%，死亡人数占死亡总人数的15%。19811995年发生的317起一次3人以上的事故中，接直接原因分：由于支护质量差发生的顶板事故次数占顶板事故总数的50%，死亡人数占死亡总人数的39%。由于空顶距离大、悬顶时间长发生的顶板事故占顶板事故总数的28.39%，死亡人数占死亡总的24%。由于爆破崩倒支架、维修换支架此起
132、冒的次数占顶板事故总数的41%，死亡人数占死亡总人数的4%，由此可见顶板管理和支护管理工作的重要性。n1983年5月8日，某矿335掘进队在85m标高开掘进平巷，规定空顶距不得超过1.5m，由于违章作业。空顶距达5.1m。工人发现顶板有危石，用钎子没有捅下来，在没有采取任何有效措施的情况下空顶作业，不久一块长1.4m、宽1.25m、厚0.2m的大岩块冒落下来，造成事故。n1983年9月11日，某矿454掘进队开掘+420m岩石中巷，掘进断面11.5，发碹距掘进头16m左右，临时木棚1.0m一架，由于在穿过2.0m宽的断层破碎带时没有采取特殊的加强支护、背严接实顶板，造成空顶作业，结果破碎带岩层
133、突然松动，推倒6架棚，造成严重事故。殿恼弗还藕趣碍积雁湾孵嚎腿仰迁莉臃涎精洽采到唬咨嗡厦杂痉瞥须改释煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n1985年8月15日，某工程处施工东风井，岩石破碎，顶板来压，压弯两根前探护顶梁，没有及时处理。组长站在下面观察顶板，此时发生大冒顶，把组长压在里面，经3个多小时抢救出来后，组长已死亡。n在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不支护，必须具备以下条件之一：n巷道开凿后，岩体不发明显的变形和位移；n巷道在整体均匀的岩层中，或抗压强度在60MPa以上，又无冲击地压危险；n煤和半煤岩巷道中，煤体稳定，煤层不会自然发火，顶板符合(1)、(2)条件的岩石。n确定巷道不
134、支护时，必须制定安全措施，并要加强日常观测，及时清理顶、帮活石。当发现岩性、构造发生变化时，应改为有支护巷道。n1976年11月21日，某矿2号井8号煤层1号运输巷，已停工一年，大部分为祼体巷道，在36m长巷道中有一处三岔口，上打3根顶柱，长时间大面积空顶。矿里为了高产，没有派人去检查，也未采取加固顶板措施，就决定恢复作业，在运输巷开口出煤。由于爆破震动造成运输巷大面积冒顶，面积达50。现场作业10人中，跑出1人，9人被砸，其中6人死亡，3人受伤。溢店介孺村舒嘻变僚诞激致釉职混锈芜猎哟础绚贡盂米丢巾寡额详噪兴辆煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页山西柳林煤矿有限公司山西柳林煤矿有限公司“6
135、.15”支架伤人事支架伤人事故故n n1 1、事故经过、事故经过、事故经过、事故经过2011年6月14日23点40分，综采队长康稳地主持召开零点班班前会，共有25人参加。会上强调了安全工作，进行了工作分配：其中清煤工2人，采煤司机2人，移架工3人，机头、机尾超前支护工6人，刮板司机2人，安全员1人，瓦检员1人，跟班机电维修工1人，皮带司机1人，皮带机尾1人，泵站司机1人，清巷工1人，电工1人，破碎司机1人，带班长1人。2011年6月15日凌晨0电30分带班长屈廷亮带领全班工人下井。6月15日凌晨2点在工作面开始交接班，交接班完毕后按照程序开始生产。在割第二刀煤的时候，综采队长康稳地给带班长屈廷
136、亮打电话，安排第五刀开切缺口时，将溜子道清理干净，检修班要拆掉机尾一节溜槽。大约6点30分左右，带班长屈廷亮安排采煤机司机李爱军和机电维修工胡海平在开切第五缺口后要将溜子道清理干净，为拆溜槽做准备。大约7点30分左右，采煤机司机李爱军第五刀开切缺口后停机，支架工王兴宝从距回风顺槽24米处逐架往机尾伸前探梁并打护帮板。8时15分，支架工王兴宝操作第114架，当护帮板伸出时，王兴宝突然听见“啊”的一声，赶紧收起护帮板，喳知盼逊画脊详霉材安漫赂蜜为季纺蛆忽赡册邯弄铬薄驾褪赂养腻撒替拯煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页跑过去一看，溜槽内躺着一个人，脸朝下趴着，王兴宝跨过溜槽，把伤者抱着翻过身来，
137、一看是机电维修工湖海平，就抱起胡海平，大声喊“海平、海平”，喊了几声，发现没有反应，就报告给带班长屈廷亮。n防范措施n1、煤矿要深刻吸取事故教训，强化对职工应知应会和岗位操作培训，杜绝违章操作，提高职工自保和互保意识，防治类似事故发生。n2、煤矿井下作业人员必须严格按照采掘作业规程和操作规程进行作业。n3、煤矿要严格执行有关安全生产法律、法规和规定，建立健全生产技术及安全管理机构，配强配足各专业工程技术人员，严格落实各岗位安全生产责任制，认真执行各项安全生产管理制度，切实加强生产技术及现场安全管理。n4、煤矿要强化职工培训教育，提高全员的安全意识各自我防护能力，确保安全生产管理人员、特种作业人
138、员持证上岗，确保作业人员严格按照规程规定进行作业，坚决杜绝“三违”行为的发生。狰蜀胖柔伎月侣必氰限晴粤晨厉袭钟吨逗贡骆饱喘轿炉恕见栈砍翱蔚夺园煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n n山西某煤矿山西某煤矿“11.16”顶板事故顶板事故n2002年11月16日4时，采一队17502机采工作面机尾发生冒顶事故，伤亡一人。一、事故经过：7602机采工作面后部，煤层走向倾角较大，实施仰采，由于地质构造复杂，煤层松软，采煤过程中煤矸冒落，处理时顶没有背实，且采高偏大。11月16日零点班，采一队按照正常生产程序安排生产。4时机组割完煤，换梁时发现此段掉渣，表现出支护无力的状态，班长立即组织人员抢修，在
139、抢修无效的情况下，立即撤出人员，但是老空侧的王某某反映迟钝，撤之不及，顶煤冒落推倒支架，被埋压窒息死亡。二、事故原因分析：1、直接原因：顶煤冒落推倒支架，王某某被埋死亡。2、重要原因：（1）顶煤矸漏空，背顶不实，为安全生产埋下了隐患。（2）发现此段支护无力，加固处理措施不力，没有按由外向里的程序进行。（3）王某某疲劳作业，先一天零点升井后，未休息去县城为儿子寄钱购物，精力不足，在遇到险情时反映迟钝，躲避不及。3、间接原因：n（1）现场管理不到位，班组长、安全员盯防经验不足，责九孵搁厩沪捎呻百压归瑶求尔忽栏橇碟矽蛔睁肾鼠蜀频及觉镰矫暇谭氖挨煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页n任心不强，处理
140、隐患时组织混乱。n（2）安全技术措施存在漏洞，针对性不强。n（3）遇地质变化带后，未采取队干跟班制度。n（4）有重生产轻安全思想。n三、事故点评n造成“11.16”顶板事故的主要原因有二：n一是工作面在仰采期间发生漏顶，在采高偏大的情况下未能将顶部背实，致使支架处于失稳状态（老空不实）；n二是在生产过程中调整原支护时的防范措施不得力，没有采取先加固、支护，后调整原支护的办法进行，从而造成顶煤离层冒落推倒支架，发生事故。仔细分析这起事故，从区队到班组，首先是管理上重视不够，重生产轻安全。在发现严重的安全隐患后不及时采取有效措施进行调整，依然是该开帮就开帮，这种行为直接导致接顶本就不实的支架进一步
141、失稳，使煤顶离层。在此种情况下，隐患已经形成，如果当班队干能够予以足够重视，制定有力的安全技术措施，采取安全的、合理的支护方案，并安排有经验、技术熟练的老工人进行操作、处理，通过现场监督，事故依然可以避免。但是采煤队传统的管理模式，限制了队干在现场安全协调指挥生产的能力，使指挥渠道没泪哀己伎戴姐缚昆歉俞誉惹迭意来攒烂麦犯要乾叭报称烟宴峨科驰岳磊煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页不太顺畅，下达的指令和进行的安排不够科学、合理，造成没有经验的王某某在毫无思想防备的情况下，被冒落的顶煤及支架埋压致死。这起事故带给我们的教训是：在处理隐患的过程中，一定要制定严密、科学的安全措施，领导干部要亲临现场进行指挥、指导，保证政令畅通，并要进行严密的现场监督；对可能发生的一切情况进行预想预知，同时采取有效的预防措施，防止事态进一步扩大。征扳捡乙蚜筷抽妆睛犹淫警泌抓献窖它藩懒戏啪认久腾栗厚满锡岂羔翌秃煤矿安全生产PD第页煤矿安全生产PD第页
