崔庄作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

23上13工作面是陆地采区东翼开采的第七个工作面，其南面是23上H的采

空区，北面尚未开采，西面以陆地轨道下山为界，东面以济微公路保护煤柱为界。

具体位置及井上下关系如表一所示。

工作面位置及井上下关系表表一一

水平名称—250m采区名称陆地采区

地面标高+33.6m井下标高—364~—423m

23.13工作面地面为耕地，运输巷的切眼端位于崔庄煤矿的主井

地面的

北东N1554E188m处。运输巷的停采线端位于崔庄煤矿的主井北西

相对

N1623.05W254.08m处。运输巷以南为23上11工作面采空区塌陷形成

位置

的轻微塌陷区。

23上13工作面上部地面南侧为23上H工作面采空区塌陷形成的塌

回采对

陷区，预计本工作面的回采会增大地面塌陷区范围，塌陷深度预计为

地面设施

2.2m左右。目前在回采区上方为耕地、鱼池和新建建筑物，塌陷可能

的影响

会造成耕地塌陷致绝产、鱼池深度增加和新建建筑物倒塌。

井下位置

本工作面西邻陆地轨道下山，南邻23上11工作面采空区，北面尚

及与相邻

未开采，东面以济微公路保护煤柱为界。

关系

走向长度760.4m倾斜长度118.8m面积88846m2

第二节煤层

本工作面回采煤层为3上层煤，通过23上H工作面回采、23上13工作面掘

进实际揭露和地质资料分析证实，该工作面范围内，3上层煤赋存稳定，全区可

采，煤层的厚度在3.3〜4.1m之间。具体情况如表二所示。

煤层情况表表二

煤层厚度3.30〜4.10煤层倾角1.5〜8.5

煤层结构较简单

(m)3.75(度)5

开采煤层3上硬度2.0~2.5煤种气肥煤稳定程度较稳定

23上13工作面回采的煤层为山西组3上层煤，煤层厚度3.3~4.1m,

平均3.75m,其中西部较厚，东部较薄，煤层结构简单。本工作面煤质

稳定、黑色、弱玻璃-玻璃光泽、平坦状、粒状、贝壳状断口、裂隙节

煤理不发育、性脆多呈线理状，条带状结构，煤岩类型为暗亮一亮暗煤

型。有机组分以镜质组为主，含量占煤层有机质的63.50〜65.00%,丝

层炭化物质一般含量为28.6~29.5%o稳定组分含量为7.30-8.90九工

业牌号单一，属中等程度气肥煤。低硫、低磷可作良好的动力用煤和

情炼焦用煤，本煤层硬度普及系数一般为2.0〜2.5,中间硬度较大，顶

底板附近硬度较小。

况煤层走向为SW-NE,倾向为SE,倾角1.5~8.5°,平均5°左右，

多数情况下为4.5°左右。

描工作面倾斜方向煤层伪倾角：在切眼附近煤层南倾5.5〜14.5°；

一般11°左右；B-B剖面处，煤层南倾3〜7.5°；一般5°左右；在

述设计停采线附近的煤层，煤层南倾6〜11°；平均8.5。左右。

工作面走向方向煤层伪倾角：轨道巷侧，由车场往东煤层倾角0〜

16°,一般8。左右，小型波状起伏幅度较小；运输巷巷道停采线往东,

煤层倾角0〜17°,一般10°左右，小型波状起伏较小。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表表三

顶、底板名称岩石名称厚度(m)特征

砂泥岩互层14.8深灰色，泥质为主，性脆。

灰色，石英为主，长石次之，泥硅质胶结,

细砂岩9.10

缓波状水文成理，夹粉沙岩条带状互层。

老顶

泥岩2.05浅灰色，质较出纯见黄铁矿晶粒。

灰色，石英为主，长石次之，泥硅质胶结,

中砂岩4.40

缓波壮水文层理，夹粉沙岩条带状互层。

深灰色，下部多泥质，性脆少含炭化植物

直接顶泥质砂岩10.52

化石及亮煤透晶体。

煤层3.75

深灰色，下部多泥质，性脆，少含炭化植

直接底泥质砂岩1.85

物化石。

灰色，主要成分为石英，其次为长石，泥

老底细砂岩8.08硅质胶结，缓波状水文层理，夹粉沙岩条带状

互层。

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

本工作面地质构造简单，预计正断层F13.2穿过本工作面，断层落差为H=

2.0m,运输巷端位于停采线外，是影响开采的主要因素，回采过断层时，要做好

顶板管理工作和过断层补充措施。在轨道巷的联络巷掘进时揭露断层FL13.1,

在回采范围外，对工作面回采产生影响较小。在轨道巷掘进时另揭露四条断层，

分别为FL13.3、FL13.4、FL13.5、FL13.6,落差较小，对工作面回采产生影响较

小。在运输巷掘进时揭露断层FL13.7,落差较小，对工作面回采产生影响较小。

(详见表四)

断层情况表表四

断层断层断层

走向倾向倾角对回采的影响

名称性质落差

FL13.136°306°76°正0.9〜L8m较小

FL13.218°108°70°正2m较大

FL13.327°117°68°正0.7m较小

FL13.439°129°56°正lm较小

FL13.551°95°141°正0.4m较小

FL13.6120°210°56°正1.3m较小

FL13.7195°285°31°正1.2m较小

二、褶曲情况以及对回采的影响

23±13工作面位于柴里向斜的核部，总体构造受柴里向斜的控制，小型波

状起伏，幅度较小。对正常回采影响不大，但对工作面的泄、排水会带来一定影

响。

23上13工作面的最低点：轨道巷位于导6点附近，运输巷位于导8点附近。

三、其他因素对回采的影响

根据23±13工作面掘进时揭露，23上13工作面范围内，有火成岩YL13.1

侵入，并穿过工作面，会给工作面回采带来一定困难。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

本工作面回采波及的含水层主要是3上煤层顶板砂岩,含水性中等。一般为顶

板淋水，水量小于3m7h,与其它含水层无直接补给关系，对回采的影响较小。

底板含水层对本工作面的开采没有影响。

二、其它水源的分析

23±13综放工作面位于23上11工作面采空区的斜上方,水文地质条件比较简

单，经掘进实际揭露，运输巷上方23上11工作面有部分老空水，经多次疏放，

已无较大存水，但回采时仍须时刻注意，以防造成突水事故。巷道没有积水，和

渗水现象。回采过断层时，注意断层有导水性，应加强顶板支护和防水工作。

三、涌水量

预计该面正常涌水量约为5m7h,最大涌水量约15m7ho

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

影响回采的其它地质情况表表五

瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯的相对涌出量为0.290m3/t,绝对涌出

量0.076mVmin,采面参考值0.332m'/min。

低矿井，相对涌出量为绝对涌出量

C02COZCO?0.259m3/t,

0.295m7mino采面参考值0.295m7mine

煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为40%左右。

煤的自燃倾向自然发火煤层，发火期3—6个月。

性

地温危害无

冲击地压危害无

二、冲击地压和应力集中区

本工作面为3上采煤，陆地采区东翼开采的第七个工作面，预计局部的应力

集中对正常回采影响不大。

第七节储量及服务年限

一、储量

储量：453114.6t；

可采储量：本矿的综放工作面回采率参考值为93%,可采储量421396.6t。

二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

=760.4/（1.2x3x30）=7个月

附图1：23上13工作面底板等高线图。

附图2：23上13工作面煤岩综合柱状图。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况

陆地采区（二采区）是崔庄煤矿1996年设计，1998年投入生产。该采区为

下山采区，共分为15个区段，工作面采用走向长壁布置。采区上部为-250m水

平大巷。受向斜构造的影响，采区中部低，布置了采区水仓和泵房。采区分东西

两翼开采，中间为平行布置的两条采区下山，一条轨道下山与井底车场绕道相通,

供行人、运料、进风用；另一条运输下山与井底煤仓直接相通，供运煤、回风用。

后在两条下山之间掘了一条猴车道，专供运输人员用。回采工作面的两巷采用留

小煤皮的沿空掘巷方法掘送。

23上13工作面是该采区东翼开采的第7个工作面。

二、工作面轨道巷

23上13工作面北侧顺槽为轨道巷（上顺槽），沿3上煤层底板布置。沿巷道

敷设轨道，局部地段敷设双道。

轨道巷采用H#矿用工字钢架棚支护，棚间距0.8米;梯形断面,上净宽3.0m,

下净宽3.8m,净高2.2m,断面积7.481^。巷道走向长度784m。主要用于该工作

面的运料和进风；同时在距工作面100米处安设设备列车，设备列车包括变电站

车、开关车、电缆车、泵站车，前后各有一台回柱绞车牵引；随着工作面的向外

推进，设备列车每班也随着向外牵引。

轨道巷内布置有一趟中2.5口寸的供水管路、一趟①3.0□寸的排水管路，并在

靠近工作面的地点设有回柱绞车等设备。

三、工作面运输巷

23上13工作面南侧为运输巷（下顺槽），沿3上煤层底板布置。与已开采的

23上H工作面运输巷相距3.0米，沿巷道上帮敷设轨道和下帮敷设胶带输送机。

运输巷采用H*矿用工字钢架棚支护，棚间距0.8米;梯形断面,上净宽3.0m,

下净宽3.8m,净高2.2m,断面积7.481^。巷道走向长度868m。主要用于该工作

面的运煤和回风。

运输巷内布置有一趟①2.0□寸的供水管路、一趟①3.0口寸的排水管路，并在

靠近工作面的地点设有回柱绞车等设备。

四、工作面切眼

因受断层的影响，本工作面形成两个切眼，切眼一位于23±07工作面的最

东部，沿3上煤层的底板布置。切眼二位于切眼一的西部124m处，沿3上煤层的

底板布置。初掘时为梯形断面，上净宽3.0m,下净宽3.6m,净高2.2m,断面积

7.26m?。采用11#矿用工字钢架棚支护，棚间距0.8米。后期扩大，上净宽增为

4.6m,扩大部分为单体液压支柱配合木板梁进行支护。

五、车场

车场是工作面运输巷与采区轨道下山之间相联系的巷道，其支护方式与工作

面运输巷的支护方式相同，通过车场使工作面构成各生产系统。

六、胴室

在轨道巷内布置躲避胴室，锚网支护，深1.5m,宽2.0m,高2.2m,外口采

用不少于5架棚的联锁支护。

第二节采煤工艺

一、采煤方法

1、采煤方法的选择

根据3上煤层的赋存条件和工作面巷道的布置方式，结合我矿现有的综采设

备的装备情况，选用合适的低位放顶煤液压支架，根据支架的支撑高度，选择确

定了采煤方法为：走向长壁后退式轻型支架综采放顶煤一次采全高采煤法。

2、采高和放煤高度的确定

根据煤层厚度3.3~4.1米，平均3.75米，所选轻型放顶煤液压支架的支撑

高度（1.6〜2.4米），结合采煤机的滚筒直径1.4米，确定割煤高度为2.2米。

则放煤高度为1.1〜1.9米，平均1.5米；采放比为1：0.70

二、回采工艺

1、主要工艺流程

割煤一移架一推前溜一放顶煤一拉后溜。

2、工艺说明

（1）破煤方法

工作面煤壁采用MWG160/375—W型双滚筒液压无链牵引采煤机进行截割；顶

煤在矿山压力和支架反复支撑顶板的作用下在支架后方破碎，利用支架尾梁摆

动、插板伸缩放出；一次采全高，一刀一个循环。初次放顶煤为工作面推进L2m

处，距停采线8m时停止放顶煤。为了保证工作面上下端头的顶板完好，工作面

两端头过渡架不放顶煤，并铺设金属网。

⑴采煤机进刀方式采用中部斜切进刀，采取单向割煤方法，往返一次割一刀

煤。割煤和进刀方法为：

①开始：采煤机在工作面中部，前溜靠近煤壁成一条直线。

②采煤机下（上）行割煤，割透下（上）端头后，调整前（后）滚筒位置，

清扫浮煤上（下）行至开始位置，前溜滞后采煤机15米推移0.6米至规定位置。

③调整好前后滚筒上下位置，上（下）行割煤，割透上（下）端头后，调整

后（前）滚筒位置，清扫浮煤下（上）行至弯曲段。

④进刀：采煤机沿着弯曲段下（上）行割三角煤，至采煤机全部进入直线段

达到0.6米截深时停止。

⑤从弯曲段上（下）行推移前溜0.6米到溜尾（头），使前溜成直线。

附图3：采煤机中部斜切进刀单向割煤示意图。

⑵割煤质量要求：

①严格控制采高。生产过程中，要求采煤机司机精心操作，加强观察，保持

采高均匀稳定，符合2.2m要求，出现偏差及时调整，偏差不得大于土100mm。

②顶底板要割平。割煤时要按照规定的采高要求和煤层倾角，沿煤层底板将

煤顶板割平，不应留底煤，相邻两刀之间不出现50nlm的台阶或伞檐。若遇到断

层、底鼓、褶曲等地质构造时，一般情况下，按照煤层整体顶底板的坡度，进行

破底(顶)或留顶(底)煤回采，将工作面顶底板顺成一个平缓的坡度，防止出现局

部坡度过大而造成支架歪斜、顶梁接顶不实、端面距加大、设备移设困难、顶板

破碎冒落等现象。

③煤壁要割直。采煤机割煤时，将煤壁采直割齐，不留伞檐，达到600mm

的循环进尺要求。

(2)装煤方法

机组割煤主要依靠采煤机的螺旋滚筒在截割过程中自行装煤入前溜；剩余割

煤量在移溜时由铲煤板装煤或人工清理浮煤。

破碎的顶煤通过放煤口靠自重直接装入后溜。

(3)运煤方法

机组割煤由前溜运输，顶煤由后溜运输,前后溜的煤炭集中到运输巷转载机,

经运输巷内的带式输送机，再经转载机，到达二采区运输下山胶带输送机，最后

运入井底煤仓。

(4)支护方法

采用及时移架支护方式进行支护。

(5)推前溜

推前溜工作在机组清扫浮煤时，滞后煤机15m依次进行，本架操作。输送

机弯曲段长度不小于15m。推移步距为600mm,分2〜3次推移到位。除输送机弯

曲过渡段，其它要保持齐直，偏差W±50mm；水平弯曲角度＜1。；输送机要平，

上下弯曲度＜3。；输送机头与转载机搭接合理：底链不拉回头煤，链轮中心线

距转载机中板高为500mm。停溜时严禁推溜，防止卡死溜子。为保证溜子不致发

生飘底、啃底现象，移溜时应按顺序同时使用连续3架以上推移千斤顶操作。移

机头、机尾时必须停溜进行。

(6)拉后溜

拉后溜必须单向进行，严禁从两端同时或从中间开始拉后溜，并且滞后放煤

支架15米，本架操作，其操作技术要求及质量标准与移前溜相同。

(7)放顶煤

顶煤在顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动等综合作用下被破碎。破碎

的顶煤由支架收缩插板、下摆尾梁放出。放顶煤是综放工艺的关键工序，放煤多

少和煤炭质量直接关系着工作面单产和效益。

放顶煤工作从放煤口见煤即可开始，循环放煤，当工作面推进到距停采线8

米处时，停止放煤。放顶煤过程中，中间架放煤，上下端头支架不放顶煤。

根据我矿几年来的开采实践，确定放煤参数为：

①放煤步距

采用一刀一放，即放煤步距为0.6米。

②放煤口位置

根据液压支架结构特征，为低位放煤。

③放煤方法

采用双轮间隔顺序均匀放煤法。

即：第一轮首先依次打开双号放煤口（4、6、8、……）进行放煤，间隔一

段时间后，再依次打开单号放煤口（5、7、9、……）进行放煤。首先抽动尾梁

插板，将放煤口上方的破碎顶煤放出，煤量小时再活动尾梁继续放煤，最后收缩

尾梁加大放煤口，将上部的大块煤放出，见肝30%或肝石大量流出时方可停止放

煤。然后升起尾梁伸出插板，尾梁要略高于掩护梁，保证后部有足够的过煤空间。

对第一轮放煤效果不好的进行第二轮补放。

一般情况下，支架放煤口不能全部打开，以防止大块煤肝突然涌出而卡住放

煤口，或者进入输送机卡断链子等。对于大块煤要用插板或尾梁将其挤碎再放出，

大块的肝石进入放煤口时，要用插板将其推入采空区，然后再将上部的顶煤放出。

若大块煤成拱或块度较大时，一般采取同时打开2~3个放煤口、多人操作的方

法，使顶煤垮落而放出，必要时可活动掩护梁使顶煤垮落（破坏成拱条件）。

放煤时要掌握好放煤速度，上部的放煤口要做到均匀稳定适量放煤，下部放

煤口可根据输送机中的煤量大小来决定放煤速度，并在上部放煤工换架或后期放

煤少的间隙大量放煤，使输送机处于稳定运输中。

三、工作面正规循环生产能力

工作面对接前长度较短，每天按9个循环；对接后工作面长度增加，按6

个循环；循环进尺为0.6米，故每日进尺分别为5.4米、3.6米。回采率按93虬

采煤高度2.2米，回收率97%；放煤高度1.5米，回收率97.5%；上下各1.5米

不放顶煤。平均每月生产天数按30天，正规循环率按95%,煤的密度为1.36吨

/米二

工作面对接前：

日割煤量=66.865.4X2.2X1.36X0.97=1046.9（吨）

日放煤量=（66.8-1.5X2）XI.5X5.4X1.36X0.975=685.2（吨）

日产量=697.9+456.8=1732.1（吨）

月产量=1732.1X30X0.95=49365（吨）—4.9万吨

工作面对接后：

日割煤量=118.8X3.6X2.2X1.36X0.97=1241.2（吨）

日放煤量=（118.8-1.5X2）XI.5X3.6X1.36X0.975=829.2（吨）

日产量=1241.2+829.2=2070.4（吨）

月产量=2070.4X30X0.95=59006（吨）=5.9万吨

第三节设备配置

一、采煤机

型号:MWG160/375-W型双滚筒液压无链牵引采煤机

滚筒直径：1400mm

截深：630mm

采高：1.4〜3.0m,最佳1.6〜2.4m

卧底量：220mm

功率：375KW,即截割功率2X160KW、牵引功率55KW

牵引速度：0〜6.Om/min

牵引力:350KN

喷雾：方式为内外喷雾，供水压力为1.5/3.OMPa,供水流量为250L/min

生产能力：平均360t/h,最大640t/h

整机重量：27吨

二、液压支架类型及参数

1、基本支架采用郑州煤矿机械厂生产的ZFQ2000-16/24型轻型放顶煤液压

支架，支护参数如下：

支护高度：1600〜2400mm

支架宽度：1220〜1270mm

额定初撑力：1540KN(31.4MPa)

额定工作阻力：2000KN(40.7MPa)

支护强度：0.51MPa

底板比压：1.32MP&

支架中心距：1250mm

自重：5.5吨

2、过渡支架采用郑州煤矿机械厂生产的ZFQ2800-17/26型过渡液压支架,

支架参数如下：

支护高度：1700〜2600mm

支架宽度：1450〜1525mm

初撑力：2533KN(31.4MPa)

工作阻力：2800KN(40.7MPa)

支护强度：0.54MPa

底板比压：1.30MPa

自重：12吨

三、运输设备

1、刮板输送机有两部，即工作面前后溜

型号：SGZ—630/220型中双链可弯曲刮板输送机

链速：0.93m/s

电机功率：H0KWX2

运输能力：400t/h

中部槽尺寸：1250mmX660mmX220mm

2、带式输送机一部

型号：SST1000/160型可伸缩带式输送机

输送量：630t/h

输送长度：1000m

带速：1.88m/s

带宽：1000mm

机尾搭接长度：15m

电机功率：160KW

3、桥式转载机两部

型号：SZB—730/75型桥式转载机

输送能力：630t/h

电机功率：75KW

中部槽宽：730mm

4、破碎机一部

型号：PLM1000轮式破碎机

生产能力：1000t/h

进料口宽度：1000mm

进料口高度：1000mm

破碎物料硬度：fW10

最大入料粒度：长度不限、700X950mni

出料粒度：150〜300nlm

电动机功率：110KW

外形尺寸：5030X1785X1720mm

5、辅助运输设备选用1.0吨的矿车、平板车和材料车，牵引设备选用

JD-11.4,JH-14型调度绞车，其主要技术参数如下：

JD-H.4型调度绞车：JH-14型回柱绞车：

牵引力：10KN牵引力：140KN

功率：11.4KW功率：18.5KW

绳径：15.5mm绳径：21.5mm

卷筒直径：224mm滚筒直径：430mm

容绳量：400m容绳量：120m

外形尺寸：1100X765X730mm外形尺寸：2560X869X765mm

四、回料设备

工作面上下两巷靠近工作面附近各布置一台JH-14型回柱绞车，用于回撤难

回的钢棚腿和辅助拉移前后溜头（尾）。回柱绞车主要技术参数如下：

牵引力:140KN

滚筒直径：430mm

滚筒宽度：530mm

功率：18.5KW

绳径：21.5mm

平均绳速：6.36m/min

容绳量：120m

外形尺寸：2560X869X765mm

附图4：23上13工作面设备布置示意图。

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、液压支架支护强度验算

1、经验计算支护强度

32

Pt=6X10XhXr=6X10X2.2X2.5X10=330KN/m)=1650(KN/架)

式中：Pi一工作面合理的支护强度(KN/m?)

h一采高(m)

r一顶板岩石容重(t/m3),一般取2.5

2、参考陆地采区前6个工作面开采过程中的矿压观测资料(见表六)，最大

平均支护强度=340(KN/m2)o

预计工作面矿压参数参考表表六

序号项目单位同煤层实测本面选取或预计

顶

直接顶厚度m9.89.8

底

1板老顶厚度m21.7521.75

条

直接底厚度m1.851.85

件

2直接顶初次垮落步距m25.6725

初来压步距m48.6950

次最大平均支护强度kN/m2340340

3

来最大平均顶底移近量mm126120

压来压程度一般一般

周来压步距m21.9720

期最大平均支护强度kN/m2<340330

4

来最大平均顶底移近量mm8580

压来压程度一般一般

平最大平均支护强度kN/m2300300

5

时最大平均顶底移近量mm7060

6直接顶悬顶情况m<1<1

7底板允许比压MPa3030

8直接顶类型类二类二类

9老顶级别级二级二级

10超前影响范围m2020

3、选择工作面支护强度

330(KN/m2)<340(KN/m2)

因此工作面支护强度应大于340（KN/m2）,即0.34MPa。

4、支护设备选择

23上13工作面选用基本液压支架ZFQ2000-16/24型低位放顶煤轻型液压支

架，在切眼一安装基本支架43架，下两端头选用ZFQ2800-17/26型过渡液压支

架1架，共计44架。工作面对接后，增加基本支架49架，上端头选用ZFQ2800

-17/26型过渡液压支架1架，其支护强度均大于0.34MPao从运输巷到轨道巷

依次编号为1〜94号支架。

根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZFQ2000—16/24型

支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

通过对比、验算，证明选用ZFQ2000—16/24型支架能满足要求。

工作面条件与支架适应条件对照表表七

工作面条件支架适应条件

采高2.2m1.6〜2.4m

倾角1.5~8.5°,平均5°左右0~30°

煤厚3.4m1.6〜8.0m

煤硬度2.0-2.5最大4.0

底板比压30MPa1.32MPa

支护强度340(KN/m2)500(KN/m2)

顶板种类二级二类

二、乳化液泵站

（一）泵站及管路选型、数量

乳化液泵站选用MRB125/31.5A型乳化液泵两台，一台工作，一台备用；X10RX

型泵箱一台；管路选用耐压45MPa以上的高压胶管。主要技术参数如下：

公称流量：125L/min

公称压力：31.5MPa

电机功率：75KW

供电电压：660V

液箱容积：1000L

（二）泵站安设位置

泵站安设在工作面轨道巷距离工作面不超过200米的位置。

（三）泵站使用规定

要保证泵站输出工作压力不低于30MPao

必须使用乳化液浓度自动配比箱，乳化液的配比浓度达到3〜5%,温度不得

高于50°o

乳化油和水的质量应符合配比要求，乳化液不得有析油、析皂、沉淀、变色、

变味等现象。

每班坚持使用乳化液浓度检测仪对乳化液的配比浓度至少应检查一次，不符

合要求时，及时加乳化油。

要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。

第二节工作面顶板管理

根据已开采的二采区相邻工作面矿压观测资料，3上煤层顶板类型为老顶来

压一般、直接顶中等稳定的n类1〜2级。

23±13工作面顶板来压时的动载系数一般在1.05~1.10,最大支护强度为

2

340kN/m0

本工作面的顶板管理采用全部跨落法处理采空区。

工作面支护采用液压支架。液压支架是综放工作面的关键设备之一，它是以

高压液体为动力，完成对工作面顶板支撑、切顶、挡砰、护帮、放顶煤、自移及

推移前后溜等一系列动作。

液压支架顶梁长度2.9米，端面距0.3米，移架放顶步距为0.6米，则工作

面最小控顶距为3.2米，最大控顶距为3.8米。

一、支架管理

1、工作面对接前，工作面长度53.6米，布置1架过渡支架和43架低位放

顶煤轻型液压基本支架，基本架的支架中心距为L25米，过渡架的宽度为1.45

米。过渡架控制工作面与下顺槽交汇处的顶板，基本架控制工作面内部的顶板，

对工作面顶板实行全支护法管理。工作面对接后长度为118.8米，增加基本支架

49架、过渡支架1架，过渡架控制工作面与上顺槽交汇处的顶板，基本架控制

工作面内部的顶板，对工作面顶板实行全支护法管理。

2、过渡架和基本架均垂直工作面煤壁布置，并排成一条直线，支架前后相

错不得超过土50mm；

3、支架横向布置均匀，中心距保持一致，做到不挤不咬;

4、顶梁、底座要与顶、底板接触平整，受力要均匀，其仰俯角＜7。，顶梁

要平，接顶要实，底座不下陷；

5^梁端至煤壁内顶板冒落高度不大于300mm,端面距不大于300mm；

6、保持规定的支设高度；

7、架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态，防止顶板漏砰或采空区

阡石窜入支架空间；

8、要使支架顶梁紧贴顶板，移架后使支架初撑力达到24MPa。

9、对工作面支架进行调整时，采取如下措施：

①当支架咬架、支架与煤壁不垂直可能造成支架上窜下滑或咬架时，应及时

调架。

②调架应尽量在移架过程中进行。

③调架时可采用本身的活动侧护板进行，也可使用单体液压支柱进行。不得

硬支强拽，以防损坏支架。单体液压支柱应采用远控供液。

④调架时，人员应站在安全、退路畅通的地方，离开被调支架影响范围内。

10、为防止支架下滑，采取如下措施：

①为防止液压支架窜入顺槽，在回采过程中要严格控制工作面伪斜角度，下

顺槽超前上顺槽的距离应视现场工作面实际情况来定。

②及时调整支架走向，保证液压支架垂直工作面前移。

③液压支架窜入顺槽后，要及时调整工作面的调斜角度。调斜时，采用采煤

机按1：2~1：4的比例进行，调斜后及时调架成直线。

11、为防止支架倾倒，应采取如下措施：

①根据地质说明书，工作面倾角最大8.5。，液压支架在前移过程中，一般

不会发生倾倒。

②要严格执行液压支架操作规定，及时调整支撑状态不合要求的液压支架。

③及时处理煤壁片帮及局部顶板冒落，防止因冒落区扩大而引起支架失稳，

发生倾倒。

④倾倒后，首先要用单体支柱打反挑梁支护顶板，然后用磁柱将其扶正。

⑤对于单体液压支柱，必须棵棵使用由细油丝绳做的防倒绳，保证齐全有效。

12、为防止支架压死，应采取如下措施：

①当顶板压力较大，液压支架立柱安全阀开启时，要及时用单体支柱在支架

前梁下进行辅助支撑。支柱与顶梁间应垫上木板，以防滑移。支柱应使用防倒绳。

②液压支架压死后，必须用挑顶或起底的方法进行处理。挑顶或起底必须打

眼爆破时，要放小炮，每眼装药量不得超过0.15kg,严禁放明炮，并且严格执行

本规程中有关爆破的规定。只要能使顶板松动或使底座下降，当立柱有少量行程

时就可降柱移架。

二、移架支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，

再移溜，即割煤一移架一移溜；正常移架要滞后采煤机滚筒3〜5架，不得超过6

架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架，并采用带压移架的方式移架。当煤壁片帮

严重时，可人工操作超前移架，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操

作，工艺为移架一割煤一移溜。移架步距为0.6m。

移架顺序：

1、采煤机割煤或清扫浮煤后，滞后煤机后滚筒3〜5架移架。

2、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回；并滞后采煤机

前滚筒3架，顺序将护帮板挑起，及时护顶作为临时支护。

支护要求：

1、加强工程质量是控制工作面顶板的根本途径，工作面应达到动态的质量

达标，确保“三直、两平、两畅通、一净”。

2、液压系统的完好是确保支护质量的关键。要加强支架、泵站和液压管路

的维修，严禁带病作业，及时处理液压系统的窜漏液。

3、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa。

4、采煤机割过后要及时跟机护顶，移架要及时，移架距采煤机后滚筒一般

不超过6架，防止因空顶时间过长而造成冒顶。

5、当顶板比较破碎时，要及时跟机移架，必要时采取间隔移架和擦顶移架。

6、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。

7、工作面一旦受煤层构造影响冒顶时，应及时用木料等接顶，防止事故扩

大，严防因淌下肝石过多造成溜子过载。

8、严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业，严防折帮伤人。

9、工作面煤壁折帮严重时，必须及时移超前架并升起护帮板维护煤帮。

三、一般情况下的顶板管理

1、生产过程中，根据综放工作面的矿压观测资料，摸清工作面的矿压显现

规律，并利用一切可能的手段，摸清工作面有关的地质构造，为管理好顶板创造

条件。

2、工作面液压支架要达到完好标准，液压系统必须完好，出现窜、漏液现

象要及时处理,所有立柱的安全阀必须完好,对于出现失效的安全阀要及时更换,

护帮板必须完好，确保支架做到支得住顶板，护得住煤壁。

3、煤机司机割煤时要精心操作，将顶板割平，使支架顶板与顶煤紧密接触,

防止出现浅接触或点接触，保证支架对顶煤具有良好的支撑作用，支架初撑力不

小于24MPa。

4、工作面煤层条件正常，顶煤较完整时，移架按照规程规定的距离紧跟采

煤机移架。若顶煤较为破碎时，可紧跟采煤机前滚筒在采煤机机身上方移架，采

取带压擦顶移架，移架工要根据经验合理掌握支架移置时应保持的工作阻力。

四、特殊条件下的顶板管理

当煤层结构发生变化或遇地质构造时，顶板会变得破碎，支架与顶板条件不

适应时往往会产生端面冒顶，对生产造成很大影响。在这种情况下，破碎顶板管

理的重点是采取措施，防治顶板局部冒落事故的发生。主要措施有：

1、带压擦顶移架：操作者根据经验合理掌握调定支架移置时应保持的工作

阻力，要注意不要损坏支架部件及输送机的有关部件。、

2、顶板破碎时超前移架：破碎地段能超前移架的必须超前移架，不能超前

移架的，移架紧跟采煤机前滚筒进行，割一架停机，移一架；及时超前支护，支

护住端面顶板。支架严禁超高，采取措施保证支架达到初撑力，控制支承压力进

一步往煤壁前方移动。当煤壁片帮深度较大时，为防止因片帮而引起端面冒顶，

可补充安全技术措施，针对顶板及煤帮状况采取措施。

3、煤壁片帮时超前移架：超前移架支护：工作面局部地段片帮较深时，可

超前采煤机割煤移架，及时支护空顶区，采煤机通过超前移架的支架时，必须注

意安全，严防割坏支架顶梁。

4、平行工作面煤壁挑梁护顶：采煤机割煤后，若新暴露出来的顶板在短时

间内不会冒落，而在支架卸载前移时可能冒落，则可采取平行工作面挑梁护顶措

施。同时在支架前梁上方，沿平行煤壁的方向放置1〜2根2.6米长的木板梁，

由其挑住附近不完整的易冒顶板。然后再移破碎顶板处的支架。若顶板破碎严重

而极易冒落时，可以在挑梁的同时铺金属网、板皮等护顶材料。

5、垂直工作面煤壁架棚护顶：当工作面顶板随采随落，冒落面积又较大时,

用上述措施来不及支护，而且顶板条件也不允许把支架前梁降下来放置木梁。在

此情况下，可以在相邻支架间超前架设垂直于煤壁的一梁二柱（或三柱）的棚子护

顶，在棚梁下面再架设1〜2根平行于工作面煤壁的临时抬棚。平行于煤壁的临

时抬棚应同时托住三架垂直于煤壁的棚子的棚梁，然后移架，先用一架托住平行

于煤壁的棚梁，然后将两种棚梁下影响移架的支柱撤去，相邻支架在两种棚梁的

掩护下顺利前移。

6、垂直工作面煤壁架梁护顶：与上述措施基本相似，只是架梁时根据煤壁

的具体情况，分别采取在煤壁挖梁窝、靠煤壁打临时支柱，或采用梁前端支撑方

式。

7、铺金属网护顶：在顶板破碎易冒的局部地段，为了有效地防止顶板砰石

冒落，可在实施平行、垂直工作面煤壁架棚（梁）护顶措施的同时，配铺金属网的

护顶措施。铺网范围要根据实际需要来确定。

8、打撞楔防治局部冒顶：综采工作面煤壁与支架梁端间的空顶区多发生顶

板局部冒落，一般由煤壁片帮引发。生产过程中，必须经常仔细地观察破碎地段

的顶板情况，当确认煤壁处有冒落危险或已沿煤壁发生冒落，且肝石顺煤壁继续

下滑，则可采取打撞楔（贯钎）的办法防治。撞楔一般用木楔，其前端要削尖，长

度要一样。做法是：打撞楔前先在冒顶处架平行于煤壁的棚子，把木楔放在棚梁

上，其尖端指向煤壁，末端垫一方木块，而后用大锤打入冒顶处，将岩石托住使

其不致冒落或不再继续冒落。移架时用支架前梁托住平行煤壁的棚梁，即可撤去

棚腿。要求棚梁长度应2.6米以上，保证有2〜3架支架同时托住，以便顺利移

架。根据具体条件，撞楔也可用圆钢、钢管等代替木楔。

9、工作面生产前编制初次放顶（煤）的专项措施。

10、工作面停采时编制停采措施，加强顶板管理。

11、本工作面回采过程中，将遇到七条断层，其中只有一条落差较大，应根

据实际揭露情况，及时补充措施，做好顶板管理工作。

五、来压期间的顶板管理

1、来压征兆：①支架阻力激增，表现为支柱安全阀频繁开启；②煤壁片帮

严重；③采空区发出闷雷声。

2、管理原则：

工作面初次来压前，制定专项安全技术措施，并成立初放顶小组，每班有小

组管理成员跟班指挥，发现不安全因素，立即处理，防止重大事故发生。派专人

深入现场，掌握可靠的矿压显现数据。当支架阻力激增，立柱安全阀频繁开启，

煤壁片帮严重，采空区发出闷雷声，说明工作面来压。

当工作面周期来压时，由于顶板压力增大，会引起工作面局部地段片帮或端

面冒顶，这时要加强工作面工程质量特别是支护质量，加快推进速度。对片帮地

段要超前移架，对端面冒顶要进行接顶，工作面液压系统要完好，出现漏液要及

时停乳化泵处理，支架必须达到初撑力，减少顶板下沉量，使用好护帮板，防止

端面冒顶。

3、当工作面来压不明显且来压强度不太大时，在来压期间，必须做到：

①工作面初次来压前，派专人深入现场，发现不安全因素，立即处理，防止

重大事故发生。

②工作面来压时，工作面液压支架必须全部达到初撑力（并进行二次注液）,

伸出所有护帮板护实煤壁，保证支护状态完好。

③及时拉超前架，缩小架前控顶距和顶板悬露时间。

④割煤时，要严格控制好割煤高度，割平顶板，使支架受力均匀，并接顶严

宓

L1_Jo

5、当工作面来压明显时：

①针对工作面矿压特点和支架的性能，制订并组织贯彻相应的安全技术措

施。

②在支架顶梁下加打单体支柱，以增强支护强度并防止支架前梁千斤顶损

坏。

六、俯米和仰米措施

根据《23上13工作面地质说明书》提供的资料，工作面推进过程中先俯采

后仰采，俯采和仰采角度为16°左右。

1、俯采措施

①工作面推进过程中，应视两顺槽的坡度变化，适当控制采煤机卧底量，调

整好俯采角度；

②保持一定的端面距，不得移架过位，防止割煤时割碰支架；

③当工作面溜子倾斜较大时,应事先在溜子煤壁侧加垫板皮,再割煤或移溜。

④采煤机割煤时，应控制好割煤和返空刀速度。

2、仰采措施

①工作面推进过程中，应视两顺槽的坡度变化，适当控制采煤机挑顶量，调

整好仰采角度；

②保持一定的端面距，移架到位，端面距过大时，挑起前托梁；

③当工作面溜子倾斜较大时,应事先在溜子采空侧加垫板皮,再割煤或移溜。

④采煤机割煤时，应控制好割煤量。

⑤人员行走时，应注意防止煤壁片帮伤人。

第三节两巷及端头顶板管理

一、安全出口

上安全出口内人员由轨道巷经前溜尾与轨道巷上帮之间、前溜与过渡支架之

间进出工作面。

下安全出口内人员由运输巷跨过转载机、经转载机与运输巷下帮之间、再跨

过转载机，经前溜与过渡支架之间进出工作面。

安全出口内必须始终保持畅通，高度不低于1.8米。

为保证前溜与过渡支架之间的间距符合出口畅通要求，过渡支架的前移应比

中间支架的移设滞后一定距离；紧靠过渡支架的两架中间支架也应适当滞后其它

中间支架。

人员出入工作面时，必须走规定通道。安全出口必须畅通无阻，及时清理影

响行人的浮煤、杂物。

人员跨越转载机地点，必须设置过桥。过桥应有护栏，高度适当，宽度不小

于0.4米，应保证人员进出工作面畅通安全。

因工作面溜子上窜下滑，而引起前溜与轨道巷上帮之间、转载机与运输巷下

帮之间的间距不能保证人行道规定宽度时，可改经煤壁进入工作面。改经煤壁进

出工作面时，必须做规格为1.5X0.8米，高度不低于1.8米的缺口，采用金属

网、木板梁和单体支柱配合过渡支架进行支护。木板梁一端插在支架顶梁上，另

一端用单体支柱贴帮支撑，做缺口可采取煤机切割或爆破的方式；如需爆破处理,

严格执行规程中关于爆破的措施。

二、端头抬棚支护

上、下端头的支护形式一样，都采用过渡支架与DZ25-25/100或DZ28-25/100

型单体液压支柱配合HDC-n型钢梁抬棚联合支护。

DZ25-25/100型单体液压支柱支护参数：支撑高度：L7〜2.5米；额定工作

阻力：245KN；工作行程：0.8米；油缸直径：100mm；无液重量：58Kg。

DZ28-25/100型单体液压支柱支护参数：支撑高度：2.0-2.8米；额定工作

阻力：245KN；工作行程：0.8米；油缸直径：100mm；无液重量：63Kg。

HDC-n型钢梁是用两片n型钢板焊接成空心的矩形梁，规格为

4500X100X70mm,梁体最大承载能力350KN/m。

ZFQ2800-17/26型过渡液压支架控制工作面与两巷交汇处的顶板，同时配合

回柱绞车推拉前后溜子机头（尾）。

用两对四根长4.5米的"型钢梁在原有工字钢棚下作为抬棚，分别支护前后

溜头（尾）空间，同一对抬棚的两根钢梁错距0.6米，迈步式前移，前移步距为

1.2米，保持一梁三柱。单体支柱尽量靠进刮板输送机支设，以减小支柱间的支

设跨度。同对抬棚间距不得超过400mm,抬棚与工字钢棚梁间紧密接触，必须用

背板垫平，接顶严实。

在回采过程中，如果液压支架窜入工作面内，过渡支架与抬棚支护间隔每超

过400mm就增设一对抬棚。抬棚在跨前溜时，应在煤壁侧增设贴帮柱。

三、两巷超前支护

根据二采区东翼工作面开采实践和矿压观测资料，顶板压力超前影响距离一

般为20米，故本工作面压力超强影响距离按20米处理。

为了保证两巷安全畅通，超前支护范围外必须保证原有工字钢棚的完整性，

撑木、背板齐全，不空顶空帮；当棚梁与棚腿错口不符合规定时，应采用至少相

邻三架用联锁棚进行联锁或使用DZ25-25/100型单体液压支柱打点柱进行加固。

运输巷超前支护在距工作面煤壁20米范围内双排支柱进行维护；采用长度

为0.8米的钱接顶梁配合DZ25-25/100或DZ28-25/100型单体液压支柱，一梁一

柱在原有工字钢棚下进行支护的支护形式；单体支柱支设在钢棚和较接顶梁的交

叉处，单体支柱或较接顶梁必须和原钢棚梁间用板皮等紧密接触，同时保证超前

支护和端头抬棚连接上。从双排超前支护向外100米范围内，在巷道中部支设单

排支柱进行维护。

轨道巷超前支护在距工作面煤壁20米范围内双排支柱进行维护；采用

DZ25-25/100或DZ28-25/100型单体液压支柱在原有工字钢棚下打点柱的支护形

式；单体支柱必须和原钢棚梁间用板皮等紧密接触，同时保证超前支护和端头抬

棚连接上。

两巷的支护高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小于0.8m,单体液压支柱

行程不得小于150mm。

四、两巷关门支护

关门支柱支设在同一根工字钢棚梁上，支柱与棚梁间用木楔或板皮等紧密接

触，不得少于6棵，间距应适当，能保证老塘内的大块煤肝不窜入工作面或工作

面人员不误入老塘。支设成破柱，方向迎向老塘3〜5。。

五、金属网护顶

为了保证工作面上下端头的顶板完好，对于工作面两端端头支架不放顶煤，

并且铺设金属网。

金属网规格：长度5.0米；宽度0.7米。

方法：铺网工应在移架推溜后、溜子停转时，按照展网、联网、拉网、放网

的顺序操作。先将新金属网压在旧网的煤壁侧；接着用联网钩按要求联好网；然

后在支架顶梁上设挂网钩，将网折挂在顶梁下；待采煤机割过后，将折挂的网放

下放顺，为移架做好准备。

要求：铺网时应与顺槽网搭接严密，搭接宽度不得小于0.2米；并对两巷掘

进网超前20米及时补联网；联网时在第二、三网孔间每隔0.2米为一个联接点，

每个联接点用长0.4米的10#铁丝对折后连绕三圈拧紧；联接后的金属网，应保

证移架后，在架前端余0.1米，以利于下循环的铺联网，但不宜过长，