第一章概況

第一節工作面位置及井上下關系

23上13工作面是陸地采區東翼開采的第七個工作面，其南面是23上H的采

空區，北面尚未開采，西面以陸地軌道下山為界，東面以濟微公路保護煤柱為界。

具體位置及井上下關系如表一所示。

工作面位置及井上下關系表表一一

水平名稱—250m采區名稱陸地采區

地面標高+33.6m井下標高—364~—423m

23.13工作面地面為耕地，運輸巷的切眼端位于崔莊煤礦的主井

地面的

北東N1554E188m處。運輸巷的停采線端位于崔莊煤礦的主井北西

相對

N1623.05W254.08m處。運輸巷以南為23上11工作面采空區塌陷形成

位置

的輕微塌陷區。

23上13工作面上部地面南側為23上H工作面采空區塌陷形成的塌

回采對

陷區，預計本工作面的回采會增大地面塌陷區范圍，塌陷深度預計為

地面設施

2.2m左右。目前在回采區上方為耕地、魚池和新建建筑物，塌陷可能

的影響

會造成耕地塌陷致絕產、魚池深度增加和新建建筑物倒塌。

井下位置

本工作面西鄰陸地軌道下山，南鄰23上11工作面采空區，北面尚

及與相鄰

未開采，東面以濟微公路保護煤柱為界。

關系

走向長度760.4m傾斜長度118.8m面積88846m2

第二節煤層

本工作面回采煤層為3上層煤，通過23上H工作面回采、23上13工作面掘

進實際揭露和地質資料分析證實，該工作面范圍內，3上層煤賦存穩定，全區可

采，煤層的厚度在3.3?4.1m之間。具體情況如表二所示。

煤層情況表表二

煤層厚度3.30?4.10煤層傾角1.5?8.5

煤層結構較簡單

(m)3.75(度)5

開采煤層3上硬度2.0~2.5煤種氣肥煤穩定程度較穩定

23上13工作面回采的煤層為山西組3上層煤，煤層厚度3.3~4.1m,

平均3.75m,其中西部較厚，東部較薄，煤層結構簡單。本工作面煤質

穩定、黑色、弱玻璃-玻璃光澤、平坦狀、粒狀、貝殼狀斷口、裂隙節

煤理不發育、性脆多呈線理狀，條帶狀結構，煤巖類型為暗亮一亮暗煤

型。有機組分以鏡質組為主，含量占煤層有機質的63.50?65.00%,絲

層炭化物質一般含量為28.6~29.5%o穩定組分含量為7.30-8.90九工

業牌號單一，屬中等程度氣肥煤。低硫、低磷可作良好的動力用煤和

情煉焦用煤，本煤層硬度普及系數一般為2.0?2.5,中間硬度較大，頂

底板附近硬度較小。

況煤層走向為SW-NE,傾向為SE,傾角1.5~8.5°,平均5°左右，

多數情況下為4.5°左右。

描工作面傾斜方向煤層偽傾角：在切眼附近煤層南傾5.5?14.5°；

一般11°左右；B-B剖面處，煤層南傾3?7.5°；一般5°左右；在

述設計停采線附近的煤層，煤層南傾6?11°；平均8.5。左右。

工作面走向方向煤層偽傾角：軌道巷側，由車場往東煤層傾角0?

16°,一般8。左右，小型波狀起伏幅度較小；運輸巷巷道停采線往東,

煤層傾角0?17°,一般10°左右，小型波狀起伏較小。

第三節煤層頂底板

煤層頂底板情況表表三

頂、底板名稱巖石名稱厚度(m)特征

砂泥巖互層14.8深灰色，泥質為主，性脆。

灰色，石英為主，長石次之，泥硅質膠結,

細砂巖9.10

緩波狀水文成理，夾粉沙巖條帶狀互層。

老頂

泥巖2.05淺灰色，質較出純見黃鐵礦晶粒。

灰色，石英為主，長石次之，泥硅質膠結,

中砂巖4.40

緩波壯水文層理，夾粉沙巖條帶狀互層。

深灰色，下部多泥質，性脆少含炭化植物

直接頂泥質砂巖10.52

化石及亮煤透晶體。

煤層3.75

深灰色，下部多泥質，性脆，少含炭化植

直接底泥質砂巖1.85

物化石。

灰色，主要成分為石英，其次為長石，泥

老底細砂巖8.08硅質膠結，緩波狀水文層理，夾粉沙巖條帶狀

互層。

第四節地質構造

一、斷層情況以及對回采的影響

本工作面地質構造簡單，預計正斷層F13.2穿過本工作面，斷層落差為H=

2.0m,運輸巷端位于停采線外，是影響開采的主要因素，回采過斷層時，要做好

頂板管理工作和過斷層補充措施。在軌道巷的聯絡巷掘進時揭露斷層FL13.1,

在回采范圍外，對工作面回采產生影響較小。在軌道巷掘進時另揭露四條斷層，

分別為FL13.3、FL13.4、FL13.5、FL13.6,落差較小，對工作面回采產生影響較

小。在運輸巷掘進時揭露斷層FL13.7,落差較小，對工作面回采產生影響較小。

(詳見表四)

斷層情況表表四

斷層斷層斷層

走向傾向傾角對回采的影響

名稱性質落差

FL13.136°306°76°正0.9?L8m較小

FL13.218°108°70°正2m較大

FL13.327°117°68°正0.7m較小

FL13.439°129°56°正lm較小

FL13.551°95°141°正0.4m較小

FL13.6120°210°56°正1.3m較小

FL13.7195°285°31°正1.2m較小

二、褶曲情況以及對回采的影響

23±13工作面位于柴里向斜的核部，總體構造受柴里向斜的控制，小型波

狀起伏，幅度較小。對正常回采影響不大，但對工作面的泄、排水會帶來一定影

響。

23上13工作面的最低點：軌道巷位于導6點附近，運輸巷位于導8點附近。

三、其他因素對回采的影響

根據23±13工作面掘進時揭露，23上13工作面范圍內，有火成巖YL13.1

侵入，并穿過工作面，會給工作面回采帶來一定困難。

第五節水文地質

一、含水層（頂部和底部）分析

本工作面回采波及的含水層主要是3上煤層頂板砂巖,含水性中等。一般為頂

板淋水，水量小于3m7h,與其它含水層無直接補給關系，對回采的影響較小。

底板含水層對本工作面的開采沒有影響。

二、其它水源的分析

23±13綜放工作面位于23上11工作面采空區的斜上方,水文地質條件比較簡

單，經掘進實際揭露，運輸巷上方23上11工作面有部分老空水，經多次疏放，

已無較大存水，但回采時仍須時刻注意，以防造成突水事故。巷道沒有積水，和

滲水現象。回采過斷層時，注意斷層有導水性，應加強頂板支護和防水工作。

三、涌水量

預計該面正常涌水量約為5m7h,最大涌水量約15m7ho

第六節影響回采的其它因素

一、影響回采的其它地質情況

影響回采的其它地質情況表表五

瓦斯低瓦斯礦井，瓦斯的相對涌出量為0.290m3/t,絕對涌出

量0.076mVmin,采面參考值0.332m'/min。

低礦井，相對涌出量為絕對涌出量

C02COZCO?0.259m3/t,

0.295m7mino采面參考值0.295m7mine

煤塵爆炸指數煤塵具有爆炸性，指數為40%左右。

煤的自燃傾向自然發火煤層，發火期3—6個月。

性

地溫危害無

沖擊地壓危害無

二、沖擊地壓和應力集中區

本工作面為3上采煤，陸地采區東翼開采的第七個工作面，預計局部的應力

集中對正常回采影響不大。

第七節儲量及服務年限

一、儲量

儲量：453114.6t；

可采儲量：本礦的綜放工作面回采率參考值為93%,可采儲量421396.6t。

二、采煤工作面服務年限

工作面的服務年限=可采推進長度/月設計推進長度

=760.4/（1.2x3x30）=7個月

附圖1：23上13工作面底板等高線圖。

附圖2：23上13工作面煤巖綜合柱狀圖。

第二章采煤方法

第一節巷道布置

一、采區巷道布置概況

陸地采區（二采區）是崔莊煤礦1996年設計，1998年投入生產。該采區為

下山采區，共分為15個區段，工作面采用走向長壁布置。采區上部為-250m水

平大巷。受向斜構造的影響，采區中部低，布置了采區水倉和泵房。采區分東西

兩翼開采，中間為平行布置的兩條采區下山，一條軌道下山與井底車場繞道相通,

供行人、運料、進風用；另一條運輸下山與井底煤倉直接相通，供運煤、回風用。

后在兩條下山之間掘了一條猴車道，專供運輸人員用。回采工作面的兩巷采用留

小煤皮的沿空掘巷方法掘送。

23上13工作面是該采區東翼開采的第7個工作面。

二、工作面軌道巷

23上13工作面北側順槽為軌道巷（上順槽），沿3上煤層底板布置。沿巷道

敷設軌道，局部地段敷設雙道。

軌道巷采用H#礦用工字鋼架棚支護，棚間距0.8米;梯形斷面,上凈寬3.0m,

下凈寬3.8m,凈高2.2m,斷面積7.481^。巷道走向長度784m。主要用于該工作

面的運料和進風；同時在距工作面100米處安設設備列車，設備列車包括變電站

車、開關車、電纜車、泵站車，前后各有一臺回柱絞車牽引；隨著工作面的向外

推進，設備列車每班也隨著向外牽引。

軌道巷內布置有一趟中2.5口寸的供水管路、一趟①3.0□寸的排水管路，并在

靠近工作面的地點設有回柱絞車等設備。

三、工作面運輸巷

23上13工作面南側為運輸巷（下順槽），沿3上煤層底板布置。與已開采的

23上H工作面運輸巷相距3.0米，沿巷道上幫敷設軌道和下幫敷設膠帶輸送機。

運輸巷采用H*礦用工字鋼架棚支護，棚間距0.8米;梯形斷面,上凈寬3.0m,

下凈寬3.8m,凈高2.2m,斷面積7.481^。巷道走向長度868m。主要用于該工作

面的運煤和回風。

運輸巷內布置有一趟①2.0□寸的供水管路、一趟①3.0口寸的排水管路，并在

靠近工作面的地點設有回柱絞車等設備。

四、工作面切眼

因受斷層的影響，本工作面形成兩個切眼，切眼一位于23±07工作面的最

東部，沿3上煤層的底板布置。切眼二位于切眼一的西部124m處，沿3上煤層的

底板布置。初掘時為梯形斷面，上凈寬3.0m,下凈寬3.6m,凈高2.2m,斷面積

7.26m?。采用11#礦用工字鋼架棚支護，棚間距0.8米。后期擴大，上凈寬增為

4.6m,擴大部分為單體液壓支柱配合木板梁進行支護。

五、車場

車場是工作面運輸巷與采區軌道下山之間相聯系的巷道，其支護方式與工作

面運輸巷的支護方式相同，通過車場使工作面構成各生產系統。

六、胴室

在軌道巷內布置躲避胴室，錨網支護，深1.5m,寬2.0m,高2.2m,外口采

用不少于5架棚的聯鎖支護。

第二節采煤工藝

一、采煤方法

1、采煤方法的選擇

根據3上煤層的賦存條件和工作面巷道的布置方式，結合我礦現有的綜采設

備的裝備情況，選用合適的低位放頂煤液壓支架，根據支架的支撐高度，選擇確

定了采煤方法為：走向長壁后退式輕型支架綜采放頂煤一次采全高采煤法。

2、采高和放煤高度的確定

根據煤層厚度3.3~4.1米，平均3.75米，所選輕型放頂煤液壓支架的支撐

高度（1.6?2.4米），結合采煤機的滾筒直徑1.4米，確定割煤高度為2.2米。

則放煤高度為1.1?1.9米，平均1.5米；采放比為1：0.70

二、回采工藝

1、主要工藝流程

割煤一移架一推前溜一放頂煤一拉后溜。

2、工藝說明

（1）破煤方法

工作面煤壁采用MWG160/375—W型雙滾筒液壓無鏈牽引采煤機進行截割；頂

煤在礦山壓力和支架反復支撐頂板的作用下在支架后方破碎，利用支架尾梁擺

動、插板伸縮放出；一次采全高，一刀一個循環。初次放頂煤為工作面推進L2m

處，距停采線8m時停止放頂煤。為了保證工作面上下端頭的頂板完好，工作面

兩端頭過渡架不放頂煤，并鋪設金屬網。

⑴采煤機進刀方式采用中部斜切進刀，采取單向割煤方法，往返一次割一刀

煤。割煤和進刀方法為：

①開始：采煤機在工作面中部，前溜靠近煤壁成一條直線。

②采煤機下（上）行割煤，割透下（上）端頭后，調整前（后）滾筒位置，

清掃浮煤上（下）行至開始位置，前溜滯后采煤機15米推移0.6米至規定位置。

③調整好前后滾筒上下位置，上（下）行割煤，割透上（下）端頭后，調整

后（前）滾筒位置，清掃浮煤下（上）行至彎曲段。

④進刀：采煤機沿著彎曲段下（上）行割三角煤，至采煤機全部進入直線段

達到0.6米截深時停止。

⑤從彎曲段上（下）行推移前溜0.6米到溜尾（頭），使前溜成直線。

附圖3：采煤機中部斜切進刀單向割煤示意圖。

⑵割煤質量要求：

①嚴格控制采高。生產過程中，要求采煤機司機精心操作，加強觀察，保持

采高均勻穩定，符合2.2m要求，出現偏差及時調整，偏差不得大于土100mm。

②頂底板要割平。割煤時要按照規定的采高要求和煤層傾角，沿煤層底板將

煤頂板割平，不應留底煤，相鄰兩刀之間不出現50nlm的臺階或傘檐。若遇到斷

層、底鼓、褶曲等地質構造時，一般情況下，按照煤層整體頂底板的坡度，進行

破底(頂)或留頂(底)煤回采，將工作面頂底板順成一個平緩的坡度，防止出現局

部坡度過大而造成支架歪斜、頂梁接頂不實、端面距加大、設備移設困難、頂板

破碎冒落等現象。

③煤壁要割直。采煤機割煤時，將煤壁采直割齊，不留傘檐，達到600mm

的循環進尺要求。

(2)裝煤方法

機組割煤主要依靠采煤機的螺旋滾筒在截割過程中自行裝煤入前溜；剩余割

煤量在移溜時由鏟煤板裝煤或人工清理浮煤。

破碎的頂煤通過放煤口靠自重直接裝入后溜。

(3)運煤方法

機組割煤由前溜運輸，頂煤由后溜運輸,前后溜的煤炭集中到運輸巷轉載機,

經運輸巷內的帶式輸送機，再經轉載機，到達二采區運輸下山膠帶輸送機，最后

運入井底煤倉。

(4)支護方法

采用及時移架支護方式進行支護。

(5)推前溜

推前溜工作在機組清掃浮煤時，滯后煤機15m依次進行，本架操作。輸送

機彎曲段長度不小于15m。推移步距為600mm,分2?3次推移到位。除輸送機彎

曲過渡段，其它要保持齊直，偏差W±50mm；水平彎曲角度＜1。；輸送機要平，

上下彎曲度＜3。；輸送機頭與轉載機搭接合理：底鏈不拉回頭煤，鏈輪中心線

距轉載機中板高為500mm。停溜時嚴禁推溜，防止卡死溜子。為保證溜子不致發

生飄底、啃底現象，移溜時應按順序同時使用連續3架以上推移千斤頂操作。移

機頭、機尾時必須停溜進行。

(6)拉后溜

拉后溜必須單向進行，嚴禁從兩端同時或從中間開始拉后溜，并且滯后放煤

支架15米，本架操作，其操作技術要求及質量標準與移前溜相同。

(7)放頂煤

頂煤在頂板壓力、支架反復支撐、尾梁上下擺動等綜合作用下被破碎。破碎

的頂煤由支架收縮插板、下擺尾梁放出。放頂煤是綜放工藝的關鍵工序，放煤多

少和煤炭質量直接關系著工作面單產和效益。

放頂煤工作從放煤口見煤即可開始，循環放煤，當工作面推進到距停采線8

米處時，停止放煤。放頂煤過程中，中間架放煤，上下端頭支架不放頂煤。

根據我礦幾年來的開采實踐，確定放煤參數為：

①放煤步距

采用一刀一放，即放煤步距為0.6米。

②放煤口位置

根據液壓支架結構特征，為低位放煤。

③放煤方法

采用雙輪間隔順序均勻放煤法。

即：第一輪首先依次打開雙號放煤口（4、6、8、……）進行放煤，間隔一

段時間后，再依次打開單號放煤口（5、7、9、……）進行放煤。首先抽動尾梁

插板，將放煤口上方的破碎頂煤放出，煤量小時再活動尾梁繼續放煤，最后收縮

尾梁加大放煤口，將上部的大塊煤放出，見肝30%或肝石大量流出時方可停止放

煤。然后升起尾梁伸出插板，尾梁要略高于掩護梁，保證后部有足夠的過煤空間。

對第一輪放煤效果不好的進行第二輪補放。

一般情況下，支架放煤口不能全部打開，以防止大塊煤肝突然涌出而卡住放

煤口，或者進入輸送機卡斷鏈子等。對于大塊煤要用插板或尾梁將其擠碎再放出，

大塊的肝石進入放煤口時，要用插板將其推入采空區，然后再將上部的頂煤放出。

若大塊煤成拱或塊度較大時，一般采取同時打開2~3個放煤口、多人操作的方

法，使頂煤垮落而放出，必要時可活動掩護梁使頂煤垮落（破壞成拱條件）。

放煤時要掌握好放煤速度，上部的放煤口要做到均勻穩定適量放煤，下部放

煤口可根據輸送機中的煤量大小來決定放煤速度，并在上部放煤工換架或后期放

煤少的間隙大量放煤，使輸送機處于穩定運輸中。

三、工作面正規循環生產能力

工作面對接前長度較短，每天按9個循環；對接后工作面長度增加，按6

個循環；循環進尺為0.6米，故每日進尺分別為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

不放頂煤。平均每月生產天數按30天，正規循環率按95%,煤的密度為1.36噸

/米二

工作面對接前：

日割煤量=66.865.4X2.2X1.36X0.97=1046.9（噸）

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

日產量=697.9+456.8=1732.1（噸）

月產量=1732.1X30X0.95=49365（噸）—4.9萬噸

工作面對接后：

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

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

日產量=1241.2+829.2=2070.4（噸）

月產量=2070.4X30X0.95=59006（噸）=5.9萬噸

第三節設備配置

一、采煤機

型號:MWG160/375-W型雙滾筒液壓無鏈牽引采煤機

滾筒直徑：1400mm

截深：630mm

采高：1.4?3.0m,最佳1.6?2.4m

臥底量：220mm

功率：375KW,即截割功率2X160KW、牽引功率55KW

牽引速度：0?6.Om/min

牽引力:350KN

噴霧：方式為內外噴霧，供水壓力為1.5/3.OMPa,供水流量為250L/min

生產能力：平均360t/h,最大640t/h

整機重量：27噸

二、液壓支架類型及參數

1、基本支架采用鄭州煤礦機械廠生產的ZFQ2000-16/24型輕型放頂煤液壓

支架，支護參數如下：

支護高度：1600?2400mm

支架寬度：1220?1270mm

額定初撐力：1540KN(31.4MPa)

額定工作阻力：2000KN(40.7MPa)

支護強度：0.51MPa

底板比壓：1.32MP&

支架中心距：1250mm

自重：5.5噸

2、過渡支架采用鄭州煤礦機械廠生產的ZFQ2800-17/26型過渡液壓支架,

支架參數如下：

支護高度：1700?2600mm

支架寬度：1450?1525mm

初撐力：2533KN(31.4MPa)

工作阻力：2800KN(40.7MPa)

支護強度：0.54MPa

底板比壓：1.30MPa

自重：12噸

三、運輸設備

1、刮板輸送機有兩部，即工作面前后溜

型號：SGZ—630/220型中雙鏈可彎曲刮板輸送機

鏈速：0.93m/s

電機功率：H0KWX2

運輸能力：400t/h

中部槽尺寸：1250mmX660mmX220mm

2、帶式輸送機一部

型號：SST1000/160型可伸縮帶式輸送機

輸送量：630t/h

輸送長度：1000m

帶速：1.88m/s

帶寬：1000mm

機尾搭接長度：15m

電機功率：160KW

3、橋式轉載機兩部

型號：SZB—730/75型橋式轉載機

輸送能力：630t/h

電機功率：75KW

中部槽寬：730mm

4、破碎機一部

型號：PLM1000輪式破碎機

生產能力：1000t/h

進料口寬度：1000mm

進料口高度：1000mm

破碎物料硬度：fW10

最大入料粒度：長度不限、700X950mni

出料粒度：150?300nlm

電動機功率：110KW

外形尺寸：5030X1785X1720mm

5、輔助運輸設備選用1.0噸的礦車、平板車和材料車，牽引設備選用

JD-11.4,JH-14型調度絞車，其主要技術參數如下：

JD-H.4型調度絞車：JH-14型回柱絞車：

牽引力：10KN牽引力：140KN

功率：11.4KW功率：18.5KW

繩徑：15.5mm繩徑：21.5mm

卷筒直徑：224mm滾筒直徑：430mm

容繩量：400m容繩量：120m

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

四、回料設備

工作面上下兩巷靠近工作面附近各布置一臺JH-14型回柱絞車，用于回撤難

回的鋼棚腿和輔助拉移前后溜頭（尾）。回柱絞車主要技術參數如下：

牽引力:140KN

滾筒直徑：430mm

滾筒寬度：530mm

功率：18.5KW

繩徑：21.5mm

平均繩速：6.36m/min

容繩量：120m

外形尺寸：2560X869X765mm

附圖4：23上13工作面設備布置示意圖。

第三章頂板管理

第一節支護設計

一、液壓支架支護強度驗算

1、經驗計算支護強度

32

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

式中：Pi一工作面合理的支護強度(KN/m?)

h一采高(m)

r一頂板巖石容重(t/m3),一般取2.5

2、參考陸地采區前6個工作面開采過程中的礦壓觀測資料(見表六)，最大

平均支護強度=340(KN/m2)o

預計工作面礦壓參數參考表表六

序號項目單位同煤層實測本面選取或預計

頂

直接頂厚度m9.89.8

底

1板老頂厚度m21.7521.75

條

直接底厚度m1.851.85

件

2直接頂初次垮落步距m25.6725

初來壓步距m48.6950

次最大平均支護強度kN/m2340340

3

來最大平均頂底移近量mm126120

壓來壓程度一般一般

周來壓步距m21.9720

期最大平均支護強度kN/m2<340330

4

來最大平均頂底移近量mm8580

壓來壓程度一般一般

平最大平均支護強度kN/m2300300

5

時最大平均頂底移近量mm7060

6直接頂懸頂情況m<1<1

7底板允許比壓MPa3030

8直接頂類型類二類二類

9老頂級別級二級二級

10超前影響范圍m2020

3、選擇工作面支護強度

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

因此工作面支護強度應大于340（KN/m2）,即0.34MPa。

4、支護設備選擇

23上13工作面選用基本液壓支架ZFQ2000-16/24型低位放頂煤輕型液壓支

架，在切眼一安裝基本支架43架，下兩端頭選用ZFQ2800-17/26型過渡液壓支

架1架，共計44架。工作面對接后，增加基本支架49架，上端頭選用ZFQ2800

-17/26型過渡液壓支架1架，其支護強度均大于0.34MPao從運輸巷到軌道巷

依次編號為1?94號支架。

根據工作面條件與支架適應條件對照表可以看出，選用ZFQ2000—16/24型

支架，在滿足頂板管理支護強度需要的同時，也能滿足底板比壓值要求。

通過對比、驗算，證明選用ZFQ2000—16/24型支架能滿足要求。

工作面條件與支架適應條件對照表表七

工作面條件支架適應條件

采高2.2m1.6?2.4m

傾角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

底板比壓30MPa1.32MPa

支護強度340(KN/m2)500(KN/m2)

頂板種類二級二類

二、乳化液泵站

（一）泵站及管路選型、數量

乳化液泵站選用MRB125/31.5A型乳化液泵兩臺，一臺工作，一臺備用；X10RX

型泵箱一臺；管路選用耐壓45MPa以上的高壓膠管。主要技術參數如下：

公稱流量：125L/min

公稱壓力：31.5MPa

電機功率：75KW

供電電壓：660V

液箱容積：1000L

（二）泵站安設位置

泵站安設在工作面軌道巷距離工作面不超過200米的位置。

（三）泵站使用規定

要保證泵站輸出工作壓力不低于30MPao

必須使用乳化液濃度自動配比箱，乳化液的配比濃度達到3?5%,溫度不得

高于50°o

乳化油和水的質量應符合配比要求，乳化液不得有析油、析皂、沉淀、變色、

變味等現象。

每班堅持使用乳化液濃度檢測儀對乳化液的配比濃度至少應檢查一次，不符

合要求時，及時加乳化油。

要加強支架與泵站的維修，杜絕系統的竄漏液。

第二節工作面頂板管理

根據已開采的二采區相鄰工作面礦壓觀測資料，3上煤層頂板類型為老頂來

壓一般、直接頂中等穩定的n類1?2級。

23±13工作面頂板來壓時的動載系數一般在1.05~1.10,最大支護強度為

2

340kN/m0

本工作面的頂板管理采用全部跨落法處理采空區。

工作面支護采用液壓支架。液壓支架是綜放工作面的關鍵設備之一，它是以

高壓液體為動力，完成對工作面頂板支撐、切頂、擋砰、護幫、放頂煤、自移及

推移前后溜等一系列動作。

液壓支架頂梁長度2.9米，端面距0.3米，移架放頂步距為0.6米，則工作

面最小控頂距為3.2米，最大控頂距為3.8米。

一、支架管理

1、工作面對接前，工作面長度53.6米，布置1架過渡支架和43架低位放

頂煤輕型液壓基本支架，基本架的支架中心距為L25米，過渡架的寬度為1.45

米。過渡架控制工作面與下順槽交匯處的頂板，基本架控制工作面內部的頂板，

對工作面頂板實行全支護法管理。工作面對接后長度為118.8米，增加基本支架

49架、過渡支架1架，過渡架控制工作面與上順槽交匯處的頂板，基本架控制

工作面內部的頂板，對工作面頂板實行全支護法管理。

2、過渡架和基本架均垂直工作面煤壁布置，并排成一條直線，支架前后相

錯不得超過土50mm；

3、支架橫向布置均勻，中心距保持一致，做到不擠不咬;

4、頂梁、底座要與頂、底板接觸平整，受力要均勻，其仰俯角＜7。，頂梁

要平，接頂要實，底座不下陷；

5^梁端至煤壁內頂板冒落高度不大于300mm,端面距不大于300mm；

6、保持規定的支設高度；

7、架間空隙要擋嚴，側護板要保持正常工作狀態，防止頂板漏砰或采空區

阡石竄入支架空間；

8、要使支架頂梁緊貼頂板，移架后使支架初撐力達到24MPa。

9、對工作面支架進行調整時，采取如下措施：

①當支架咬架、支架與煤壁不垂直可能造成支架上竄下滑或咬架時，應及時

調架。

②調架應盡量在移架過程中進行。

③調架時可采用本身的活動側護板進行，也可使用單體液壓支柱進行。不得

硬支強拽，以防損壞支架。單體液壓支柱應采用遠控供液。

④調架時，人員應站在安全、退路暢通的地方，離開被調支架影響范圍內。

10、為防止支架下滑，采取如下措施：

①為防止液壓支架竄入順槽，在回采過程中要嚴格控制工作面偽斜角度，下

順槽超前上順槽的距離應視現場工作面實際情況來定。

②及時調整支架走向，保證液壓支架垂直工作面前移。

③液壓支架竄入順槽后，要及時調整工作面的調斜角度。調斜時，采用采煤

機按1：2~1：4的比例進行，調斜后及時調架成直線。

11、為防止支架傾倒，應采取如下措施：

①根據地質說明書，工作面傾角最大8.5。，液壓支架在前移過程中，一般

不會發生傾倒。

②要嚴格執行液壓支架操作規定，及時調整支撐狀態不合要求的液壓支架。

③及時處理煤壁片幫及局部頂板冒落，防止因冒落區擴大而引起支架失穩，

發生傾倒。

④傾倒后，首先要用單體支柱打反挑梁支護頂板，然后用磁柱將其扶正。

⑤對于單體液壓支柱，必須棵棵使用由細油絲繩做的防倒繩，保證齊全有效。

12、為防止支架壓死，應采取如下措施：

①當頂板壓力較大，液壓支架立柱安全閥開啟時，要及時用單體支柱在支架

前梁下進行輔助支撐。支柱與頂梁間應墊上木板，以防滑移。支柱應使用防倒繩。

②液壓支架壓死后，必須用挑頂或起底的方法進行處理。挑頂或起底必須打

眼爆破時，要放小炮，每眼裝藥量不得超過0.15kg,嚴禁放明炮，并且嚴格執行

本規程中有關爆破的規定。只要能使頂板松動或使底座下降，當立柱有少量行程

時就可降柱移架。

二、移架支護方式

采用追機移架的方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后，先移支架，

再移溜，即割煤一移架一移溜；正常移架要滯后采煤機滾筒3?5架，不得超過6

架。頂板破碎時要緊跟前滾筒移架，并采用帶壓移架的方式移架。當煤壁片幫

嚴重時，可人工操作超前移架，不等采煤機割煤，就進行移架，再進行其它操

作，工藝為移架一割煤一移溜。移架步距為0.6m。

移架順序：

1、采煤機割煤或清掃浮煤后，滯后煤機后滾筒3?5架移架。

2、在采煤機割煤時，超前采煤機前滾筒3架將護幫板收回；并滯后采煤機

前滾筒3架，順序將護幫板挑起，及時護頂作為臨時支護。

支護要求：

1、加強工程質量是控制工作面頂板的根本途徑，工作面應達到動態的質量

達標，確保“三直、兩平、兩暢通、一凈”。

2、液壓系統的完好是確保支護質量的關鍵。要加強支架、泵站和液壓管路

的維修，嚴禁帶病作業，及時處理液壓系統的竄漏液。

3、加強支架的支護強度，確保支護質量，支架初撐力不得小于24MPa。

4、采煤機割過后要及時跟機護頂，移架要及時，移架距采煤機后滾筒一般

不超過6架，防止因空頂時間過長而造成冒頂。

5、當頂板比較破碎時，要及時跟機移架，必要時采取間隔移架和擦頂移架。

6、當液壓系統壓力不足影響移架時，要及時停止割煤和移架，等查明原因

且處理正常后方可繼續割煤。

7、工作面一旦受煤層構造影響冒頂時，應及時用木料等接頂，防止事故擴

大，嚴防因淌下肝石過多造成溜子過載。

8、嚴格執行敲幫問頂制度，嚴禁空頂作業，嚴防折幫傷人。

9、工作面煤壁折幫嚴重時，必須及時移超前架并升起護幫板維護煤幫。

三、一般情況下的頂板管理

1、生產過程中，根據綜放工作面的礦壓觀測資料，摸清工作面的礦壓顯現

規律，并利用一切可能的手段，摸清工作面有關的地質構造，為管理好頂板創造

條件。

2、工作面液壓支架要達到完好標準，液壓系統必須完好，出現竄、漏液現

象要及時處理,所有立柱的安全閥必須完好,對于出現失效的安全閥要及時更換,

護幫板必須完好，確保支架做到支得住頂板，護得住煤壁。

3、煤機司機割煤時要精心操作，將頂板割平，使支架頂板與頂煤緊密接觸,

防止出現淺接觸或點接觸，保證支架對頂煤具有良好的支撐作用，支架初撐力不

小于24MPa。

4、工作面煤層條件正常，頂煤較完整時，移架按照規程規定的距離緊跟采

煤機移架。若頂煤較為破碎時，可緊跟采煤機前滾筒在采煤機機身上方移架，采

取帶壓擦頂移架，移架工要根據經驗合理掌握支架移置時應保持的工作阻力。

四、特殊條件下的頂板管理

當煤層結構發生變化或遇地質構造時，頂板會變得破碎，支架與頂板條件不

適應時往往會產生端面冒頂，對生產造成很大影響。在這種情況下，破碎頂板管

理的重點是采取措施，防治頂板局部冒落事故的發生。主要措施有：

1、帶壓擦頂移架：操作者根據經驗合理掌握調定支架移置時應保持的工作

阻力，要注意不要損壞支架部件及輸送機的有關部件。、

2、頂板破碎時超前移架：破碎地段能超前移架的必須超前移架，不能超前

移架的，移架緊跟采煤機前滾筒進行，割一架停機，移一架；及時超前支護，支

護住端面頂板。支架嚴禁超高，采取措施保證支架達到初撐力，控制支承壓力進

一步往煤壁前方移動。當煤壁片幫深度較大時，為防止因片幫而引起端面冒頂，

可補充安全技術措施，針對頂板及煤幫狀況采取措施。

3、煤壁片幫時超前移架：超前移架支護：工作面局部地段片幫較深時，可

超前采煤機割煤移架，及時支護空頂區，采煤機通過超前移架的支架時，必須注

意安全，嚴防割壞支架頂梁。

4、平行工作面煤壁挑梁護頂：采煤機割煤后，若新暴露出來的頂板在短時

間內不會冒落，而在支架卸載前移時可能冒落，則可采取平行工作面挑梁護頂措

施。同時在支架前梁上方，沿平行煤壁的方向放置1?2根2.6米長的木板梁，

由其挑住附近不完整的易冒頂板。然后再移破碎頂板處的支架。若頂板破碎嚴重

而極易冒落時，可以在挑梁的同時鋪金屬網、板皮等護頂材料。

5、垂直工作面煤壁架棚護頂：當工作面頂板隨采隨落，冒落面積又較大時,

用上述措施來不及支護，而且頂板條件也不允許把支架前梁降下來放置木梁。在

此情況下，可以在相鄰支架間超前架設垂直于煤壁的一梁二柱（或三柱）的棚子護

頂，在棚梁下面再架設1?2根平行于工作面煤壁的臨時抬棚。平行于煤壁的臨

時抬棚應同時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，然后將兩種棚梁下影響移架的支柱撤去，相鄰支架在兩種棚梁的

掩護下順利前移。

6、垂直工作面煤壁架梁護頂：與上述措施基本相似，只是架梁時根據煤壁

的具體情況，分別采取在煤壁挖梁窩、靠煤壁打臨時支柱，或采用梁前端支撐方

式。

7、鋪金屬網護頂：在頂板破碎易冒的局部地段，為了有效地防止頂板砰石

冒落，可在實施平行、垂直工作面煤壁架棚（梁）護頂措施的同時，配鋪金屬網的

護頂措施。鋪網范圍要根據實際需要來確定。

8、打撞楔防治局部冒頂：綜采工作面煤壁與支架梁端間的空頂區多發生頂

板局部冒落，一般由煤壁片幫引發。生產過程中，必須經常仔細地觀察破碎地段

的頂板情況，當確認煤壁處有冒落危險或已沿煤壁發生冒落，且肝石順煤壁繼續

下滑，則可采取打撞楔（貫釬）的辦法防治。撞楔一般用木楔，其前端要削尖，長

度要一樣。做法是：打撞楔前先在冒頂處架平行于煤壁的棚子，把木楔放在棚梁

上，其尖端指向煤壁，末端墊一方木塊，而后用大錘打入冒頂處，將巖石托住使

其不致冒落或不再繼續冒落。移架時用支架前梁托住平行煤壁的棚梁，即可撤去

棚腿。要求棚梁長度應2.6米以上，保證有2?3架支架同時托住，以便順利移

架。根據具體條件，撞楔也可用圓鋼、鋼管等代替木楔。

9、工作面生產前編制初次放頂（煤）的專項措施。

10、工作面停采時編制停采措施，加強頂板管理。

11、本工作面回采過程中，將遇到七條斷層，其中只有一條落差較大，應根

據實際揭露情況，及時補充措施，做好頂板管理工作。

五、來壓期間的頂板管理

1、來壓征兆：①支架阻力激增，表現為支柱安全閥頻繁開啟；②煤壁片幫

嚴重；③采空區發出悶雷聲。

2、管理原則：

工作面初次來壓前，制定專項安全技術措施，并成立初放頂小組，每班有小

組管理成員跟班指揮，發現不安全因素，立即處理，防止重大事故發生。派專人

深入現場，掌握可靠的礦壓顯現數據。當支架阻力激增，立柱安全閥頻繁開啟，

煤壁片幫嚴重，采空區發出悶雷聲，說明工作面來壓。

當工作面周期來壓時，由于頂板壓力增大，會引起工作面局部地段片幫或端

面冒頂，這時要加強工作面工程質量特別是支護質量，加快推進速度。對片幫地

段要超前移架，對端面冒頂要進行接頂，工作面液壓系統要完好，出現漏液要及

時停乳化泵處理，支架必須達到初撐力，減少頂板下沉量，使用好護幫板，防止

端面冒頂。

3、當工作面來壓不明顯且來壓強度不太大時，在來壓期間，必須做到：

①工作面初次來壓前，派專人深入現場，發現不安全因素，立即處理，防止

重大事故發生。

②工作面來壓時，工作面液壓支架必須全部達到初撐力（并進行二次注液）,

伸出所有護幫板護實煤壁，保證支護狀態完好。

③及時拉超前架，縮小架前控頂距和頂板懸露時間。

④割煤時，要嚴格控制好割煤高度，割平頂板，使支架受力均勻，并接頂嚴

宓

L1_Jo

5、當工作面來壓明顯時：

①針對工作面礦壓特點和支架的性能，制訂并組織貫徹相應的安全技術措

施。

②在支架頂梁下加打單體支柱，以增強支護強度并防止支架前梁千斤頂損

壞。

六、俯米和仰米措施

根據《23上13工作面地質說明書》提供的資料，工作面推進過程中先俯采

后仰采，俯采和仰采角度為16°左右。

1、俯采措施

①工作面推進過程中，應視兩順槽的坡度變化，適當控制采煤機臥底量，調

整好俯采角度；

②保持一定的端面距，不得移架過位，防止割煤時割碰支架；

③當工作面溜子傾斜較大時,應事先在溜子煤壁側加墊板皮,再割煤或移溜。

④采煤機割煤時，應控制好割煤和返空刀速度。

2、仰采措施

①工作面推進過程中，應視兩順槽的坡度變化，適當控制采煤機挑頂量，調

整好仰采角度；

②保持一定的端面距，移架到位，端面距過大時，挑起前托梁；

③當工作面溜子傾斜較大時,應事先在溜子采空側加墊板皮,再割煤或移溜。

④采煤機割煤時，應控制好割煤量。

⑤人員行走時，應注意防止煤壁片幫傷人。

第三節兩巷及端頭頂板管理

一、安全出口

上安全出口內人員由軌道巷經前溜尾與軌道巷上幫之間、前溜與過渡支架之

間進出工作面。

下安全出口內人員由運輸巷跨過轉載機、經轉載機與運輸巷下幫之間、再跨

過轉載機，經前溜與過渡支架之間進出工作面。

安全出口內必須始終保持暢通，高度不低于1.8米。

為保證前溜與過渡支架之間的間距符合出口暢通要求，過渡支架的前移應比

中間支架的移設滯后一定距離；緊靠過渡支架的兩架中間支架也應適當滯后其它

中間支架。

人員出入工作面時，必須走規定通道。安全出口必須暢通無阻，及時清理影

響行人的浮煤、雜物。

人員跨越轉載機地點，必須設置過橋。過橋應有護欄，高度適當，寬度不小

于0.4米，應保證人員進出工作面暢通安全。

因工作面溜子上竄下滑，而引起前溜與軌道巷上幫之間、轉載機與運輸巷下

幫之間的間距不能保證人行道規定寬度時，可改經煤壁進入工作面。改經煤壁進

出工作面時，必須做規格為1.5X0.8米，高度不低于1.8米的缺口，采用金屬

網、木板梁和單體支柱配合過渡支架進行支護。木板梁一端插在支架頂梁上，另

一端用單體支柱貼幫支撐，做缺口可采取煤機切割或爆破的方式；如需爆破處理,

嚴格執行規程中關于爆破的措施。

二、端頭抬棚支護

上、下端頭的支護形式一樣，都采用過渡支架與DZ25-25/100或DZ28-25/100

型單體液壓支柱配合HDC-n型鋼梁抬棚聯合支護。

DZ25-25/100型單體液壓支柱支護參數：支撐高度：L7?2.5米；額定工作

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

DZ28-25/100型單體液壓支柱支護參數：支撐高度：2.0-2.8米；額定工作

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

HDC-n型鋼梁是用兩片n型鋼板焊接成空心的矩形梁，規格為

4500X100X70mm,梁體最大承載能力350KN/m。

ZFQ2800-17/26型過渡液壓支架控制工作面與兩巷交匯處的頂板，同時配合

回柱絞車推拉前后溜子機頭（尾）。

用兩對四根長4.5米的"型鋼梁在原有工字鋼棚下作為抬棚，分別支護前后

溜頭（尾）空間，同一對抬棚的兩根鋼梁錯距0.6米，邁步式前移，前移步距為

1.2米，保持一梁三柱。單體支柱盡量靠進刮板輸送機支設，以減小支柱間的支

設跨度。同對抬棚間距不得超過400mm,抬棚與工字鋼棚梁間緊密接觸，必須用

背板墊平，接頂嚴實。

在回采過程中，如果液壓支架竄入工作面內，過渡支架與抬棚支護間隔每超

過400mm就增設一對抬棚。抬棚在跨前溜時，應在煤壁側增設貼幫柱。

三、兩巷超前支護

根據二采區東翼工作面開采實踐和礦壓觀測資料，頂板壓力超前影響距離一

般為20米，故本工作面壓力超強影響距離按20米處理。

為了保證兩巷安全暢通，超前支護范圍外必須保證原有工字鋼棚的完整性，

撐木、背板齊全，不空頂空幫；當棚梁與棚腿錯口不符合規定時，應采用至少相

鄰三架用聯鎖棚進行聯鎖或使用DZ25-25/100型單體液壓支柱打點柱進行加固。

運輸巷超前支護在距工作面煤壁20米范圍內雙排支柱進行維護；采用長度

為0.8米的錢接頂梁配合DZ25-25/100或DZ28-25/100型單體液壓支柱，一梁一

柱在原有工字鋼棚下進行支護的支護形式；單體支柱支設在鋼棚和較接頂梁的交

叉處，單體支柱或較接頂梁必須和原鋼棚梁間用板皮等緊密接觸，同時保證超前

支護和端頭抬棚連接上。從雙排超前支護向外100米范圍內，在巷道中部支設單

排支柱進行維護。

軌道巷超前支護在距工作面煤壁20米范圍內雙排支柱進行維護；采用

DZ25-25/100或DZ28-25/100型單體液壓支柱在原有工字鋼棚下打點柱的支護形

式；單體支柱必須和原鋼棚梁間用板皮等緊密接觸，同時保證超前支護和端頭抬

棚連接上。

兩巷的支護高度不得低于1.8m,人行道寬度不得小于0.8m,單體液壓支柱

行程不得小于150mm。

四、兩巷關門支護

關門支柱支設在同一根工字鋼棚梁上，支柱與棚梁間用木楔或板皮等緊密接

觸，不得少于6棵，間距應適當，能保證老塘內的大塊煤肝不竄入工作面或工作

面人員不誤入老塘。支設成破柱，方向迎向老塘3?5。。

五、金屬網護頂

為了保證工作面上下端頭的頂板完好，對于工作面兩端端頭支架不放頂煤，

并且鋪設金屬網。

金屬網規格：長度5.0米；寬度0.7米。

方法：鋪網工應在移架推溜后、溜子停轉時，按照展網、聯網、拉網、放網

的順序操作。先將新金屬網壓在舊網的煤壁側；接著用聯網鉤按要求聯好網；然

后在支架頂梁上設掛網鉤，將網折掛在頂梁下；待采煤機割過后，將折掛的網放

下放順，為移架做好準備。

要求：鋪網時應與順槽網搭接嚴密，搭接寬度不得小于0.2米；并對兩巷掘

進網超前20米及時補聯網；聯網時在第二、三網孔間每隔0.2米為一個聯接點，

每個聯接點用長0.4米的10#鐵絲對折后連繞三圈擰緊；聯接后的金屬網，應保

證移架后，在架前端余0.1米，以利于下循環的鋪聯網，但不宜過長，