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11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

水平名称 地面标高 地面的 相对 位置 －250m ＋33.6m 采区名称 井下标高 陆 地 采 区 －364～－423m 23上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北东N1554E188m处。运输巷的停采线端位于崔庄煤矿的主井北西N1623.05 W254.08m处。运输巷以南为23上11工作面采空区塌陷形成的轻微塌陷区。 23上13工作面上部地面南侧为23上11工作面采空区塌陷形成的塌陷区，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，塌陷可能会造成耕地塌陷致绝产、鱼池深度增加和新建建筑物倒塌。 本工作面西邻陆地轨道下山，南邻23上11工作面采空区，北面尚未开采，东面以济微公路保护煤柱为界。 760．4m 倾斜长度 118.8m 面 积 88846m2 回采对 地面设施的影响 井下位置及与相邻关系 走向长度 第二节 煤层

本工作面回采煤层为3上层煤，通过23上11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。

1

煤层情况表 表二 煤层厚度(m) 3.30～4.10 3.75 煤层结构 较简单 煤层倾角 （度） 稳定程度 1.5～8.5 5 较稳定 开采煤层 3上 硬度 2.0～2.5 煤 种 气肥煤 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 层 情 况 描 述 理不发育、性脆多呈线理状，条带状结构，煤岩类型为暗亮--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%，丝炭化物质一般含量为28.6～29.5%。稳定组分含量为7.30～8.90%。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。 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。 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。

2

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。 细砂岩 老顶 泥岩 中砂岩 9.10 2.05 4.40 灰色，石英为主，长石次之，泥硅质胶结，缓波状水文成理，夹粉沙岩条带状互层。 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，缓波壮水文层理，夹粉沙岩条带状互层。 深灰色，下部多泥质，性脆少含炭化植物化石及亮煤透晶体。 直接顶 煤层 直接底 泥质砂岩 10.52 泥质砂岩 3.75 1.85 深灰色，下部多泥质，性脆，少含炭化植物化石。 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）

3

断 层 情 况 表 表四

断层 名称 FL13.1 走向 36° 倾向 306° 108° 117° 129° 95° 210° 285° 倾角 76° 70° 68° 56° 141° 56° 31° 断层 性质 正 正 正 正 正 正 正 断层 落差 0.9～1.8m 2m 0.7m 1m 0.4m 1.3m 1.2m 对回采的影响 较小 较大 较小 较小 较小 较小 较小 FL13.2 18° FL13.3 27° FL13.4 39° FL13.5 51° FL13.6 120° FL13.7 195°

二、褶曲情况以及对回采的影响 23

上

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

上

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3m3/h，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上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

4

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5m3/h,最大涌水量约15m3/h。

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0.076 m3/min,采面参考值0.332m3/min。 CO2 低CO2矿井，CO2相对涌出量为0.259m3/t,绝对涌出量0.295 m3/min。采面参考值0.295 m3/min。 煤尘爆炸指数 煤的自燃倾向性 地温危害 冲击地压危害 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。

无 无 煤尘具有爆炸性，指数为40%左右。 自然发火煤层，发火期3—6个月。 5

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/（1.2×3×30）=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11#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7.48m2。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Φ2.5吋的供水管路、一趟Φ3.0吋的排水管路，并在

6

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11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11#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7.48m2。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Φ2.0吋的供水管路、一趟Φ3.0吋的排水管路，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上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7.26m2。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、硐室

在轨道巷内布置躲避硐室，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。

7

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∶0.7。

二、回采工艺 1、主要工艺流程

割煤→移架→推前溜→放顶煤→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1.2m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。

?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。 ?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±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

8

煤顶板割平，不应留底煤，相邻两刀之间不出现50mm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≤±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

9

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，见矸30%或矸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，以防止大块煤矸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，大块的矸石进入放煤口时，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%。

10

本文来源：https://www.bwwdw.com/article/poxt.html