煤矿35081工作面作业规程

第一章工作面概况

第一节工作面位置及井上下关系

35081工作面位于35采区，采面标高为-520〜-473m。具体位置及井上下关系见表1：

表1工作面位置及井上下关系

煤层名称三煤采区名称35采区

地面标高+31.2〜+32.2m井下标高-520^473m

该工作面南接35采区皮带巷、轨道巷，北接35081探巷，东为已回采

工作面的位置

35071工作面，西为未回采区域。

地面相对位置地面相对位置为耕地，无小井及其他工厂建筑。

工作面回采以后将会造成地表沉陷，房屋出现裂缝，耕地遇到雨天将会

回采对地面的影响

积水。

工作面相邻的采动情况工作面回采时相邻区域受到一定的采动影响，影响范围工作面附近180m

及影响范围范围左右。

走向长度145m倾斜长度418m面积60610m2

第二节煤层

煤层具体情况见表2：

表2煤层情况表

0.3~2.33〜8

煤层厚度（m）煤层结构简单煤层倾角（°）

1.85

开采稳定低磷、低硫、

三煤硬度中硬煤种优质无烟煤稳定煤质

煤层程度中灰分

煤层工作面范围内总体上煤层赋存稳定，结构简单，不含夹阡，全区可采，但受断层等地质

情况构造因素影响煤层局部有增厚变薄现象，煤厚在0.3〜2.3米之间，平均1.8米。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况如表3所示:

表335081工作面煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

灰色，石英为主，次为长石及暗色矿物，含白云

老顶细粒砂岩15.21母碎片，裂隙充填黄铁矿薄膜，局部有方解石

脉穿插，泥硅质胶结。

灰黑色，含植物化石碎片及细小白云母碎片，局

直接顶泥岩4.01

部夹砂纸条带，含黄铁矿晶体，具平坦状断口。

灰及深灰色，石英为主，次为暗色矿物，含白云

直接顶细粒砂岩1.72

母碎片，有方解石脉穿插，泥硅质胶结。

煤层三煤1.8黑色，粉粒状及少量块状，属暗淡型煤

顶部为黑色炭质泥岩薄层，下部为灰色泥岩，含

直接底泥岩2.32细小白云母碎片及植物化石，局部含铝质及黄铁

矿晶体，具平坦状断口。

灰色，石英为主，次为暗色矿物及白云母碎片，

老底细粒砂岩8.65

局部含泥质包体及炭质，泥硅质胶结。

附：35081工作面煤层顶底板综合柱状图，详见附图1。

第四节地质构造

一、断层情况

该工作面区域内地质构造较简单，煤、岩层总体上呈一走向近东西倾向北的单斜构造，受断

层影响，局部煤岩层有起优、变缓现象，平均倾角5度，在工作面掘进过程中揭露了R、F?、Fs、

F”、Fs.F.F“正断层。断层具体参数见下表4:

表4地质构造情况表

构造名称走向（度）倾向（度）倾角（度）性质落差（m）对回采影响程度

Fi3330360正3.5较小

?24613638正3.5较大

F36115132正2.3较大

R1718138正2.6较大

F510619636正3.3较大

F121031326正2.0较小

F1323314345正1.5较小

FM20311343正2.6较小

附：35081工作面进风巷及回风巷素描示意图，详见附图2。

附：35081工作面切眼素描示意图，详见附图3。

二、褶曲情况

该工作面范围内没有对回采影响的褶曲存在。

三、其他因素

该工作面范围内，没有陷落柱、火成岩等存在。

第五节水文地质

一、含水层的分析

35081工作面位于35采区中部，区域水文地质条件相对较简单，由于局部顶板砂岩层较厚,

砂岩水并未得到有效疏放，从已回采的3307k33051、35011、35021、35031、35061、35071

工作面情况分析，煤层顶板砂岩裂隙水含水层对工作面回采影响较大。工作面顶板砂岩裂隙水以

静储量为主，赋存和运移在煤层顶板砂岩裂隙中，顶板砂岩裂隙既是储水空间，又是导水通遒,

当回采揭露时，有可能引起砂岩裂隙水涌出。掘进期间巷道顶板砂岩裂隙水2m：'/h左右，表现在

顶板裂隙发育地段出水。当工作面回采后砂岩进一步连通破坏，出水量有增大的可能。

二、其他水源的分析：无老空水、地表水、注浆水、钻孔和构造导水等情况影响。

三、工作面涌水量

预计正常涌水量：71.3m3/h。预计最大涌水量：124.6m'/h。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采因素

（一）瓦斯：本矿井为煤与瓦斯突出矿井，参照相邻工作面的掘进、回采期间瓦斯涌出情况,

预计回采期间瓦斯相对涌出量为3.35m'!/t,瓦斯绝对涌出量在0.92m''/min〜1.79m''/niin。

（二）二氧化碳：参照相邻采区及相邻工作面的掘进、回采期间二氧化碳涌出相关情况，预

计工作面回采期间二氧化碳相对涌出量为2.3m7t,二氧化碳绝对涌出量为0.35m3/min。

（三）煤尘的爆炸指数：根据鉴定结果，该区域煤尘不具有爆炸性。

（四）煤层的自燃倾向性：根据鉴定结果，本煤层不具自燃倾向性。

（五）地温危害：参照本采区及相邻工作面的掘进、回采期间相关情况，本区域为无热害区。

（六）本采区、相邻工作面的冲击地压和应力集中区情况：根据以往回采经验，本采区及相

邻工作面无冲击地压现象，故对本工作面回采无影响；本工作面在个别断层发育处会造成应力集

中现象，地压较大，应加强支护。巷道变形时要采取扩帮、拉底措施，确保超前内巷高与行人安

全出口宽度满足要求。

二、地质部门的建议

（一）回采期间加强涌水量观察（特别是初采期间、过异常区、断层时），如遇到地质构造

变化大、涌水量异常应立即停采，及时向调度室及地测科汇报，并积极采取措施进行处理。

（二）严格执行工作面防治水方案。

（三）由于受动压影响，个别地段地压、侧压显现，回采过程中应加强支护，注意安全。

（四）工作面过断层期间加强顶板及瓦斯管理，防止顶板和瓦斯事故发生。

第七节储量及服务年限

一、储量

3

（一）工作面工业储量=工作面倾斜长（m）X工作面长（m）X采高（m）X煤容重（t/m）

工业储量=418mX145mX1.8mX1.45t/m3=158192.It

（二）工作面可采储量=工作面可采储量（t）X回采率（％）

可采储量=158192.ltX97%比152446t

二、工作面的服务年限

工作面服务年限=可采倾斜推进长度+设计月推进长度

=418米+150（米/月）七2.8（月）

三、提高煤炭回采率的措施

（一）工作面采高达到规定要求。

（-）回采期间，采煤机司机要掌握好采煤机滚筒的抬落刀幅度，割煤期间不留顶底煤开采。

（三）生产期间刮板输送机溢出的煤炭、架间及架前的浮煤（2m,内浮煤平均厚度不得超过

30mm）清渣工要负责清理干净。

（四）工作面生产结束后，进风巷、回风巷的浮煤严禁丢入老塘，超前工清理后，要及时擢

上运输机。

（五）工作面出现断层时，要及时补充过断层措施，最大限度减少顶（底）煤损失。

（六）建立严格的验收制度，保证架间、大立柱窝和四连杆等地点的浮煤清净，减少丢失煤

炭资源。

第二章采煤方法

根据工作面煤层情况、巷道布置情况和综采设备配备情况，确定本综采工作面采用倾斜长壁

后退式采煤方法，一次采全高。

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况

该工作面位于x煤矿35采区，35采区轨道巷、皮带巷均沿走向布置，故该采区内工作面沿

煤层走向布置，沿煤层倾斜方向进行回采。该工作面布置在35采区轨道巷北侧。

二、进风巷、开切眼、回风巷的断面、支护方式、位置及用途

工作面采用倾斜长壁仰采布置。进风巷、回风巷、开切眼均沿煤层顶板掘进。35081工作面

进风巷为矩形断面宽X高=4.0mX2.4m；35081工作面回风巷为矩形断面宽X高=4.0mX2.8m；开

切眼为矩形断面宽义高=5.7mX2.8m。工作面进风巷、回风巷、开切眼顶板均采用锚杆+锚网+锚

索联合支护，35081工作面进风巷东帮巷帮支护方式：进风巷（自切眼开始320m处）区段东帮

使用高水充填材料配合锚栓进行支护，进风巷（自320m处至停采线）区段东帮采用锚杆+锚网联

合支护，进风巷西帮均采用锚杆+锚网联合支护，35081工作面回风巷、开切眼巷帮均采用锚杆+

锚网联合支护。风巷主要以通风、进料、行人和运煤为主要用途，回风巷以回风为主要用途，开

切眼内布置回采设备为工作面回采做准备。

三、其他巷道的断面、支护方式、位置及用途

无

附：35081工作面及巷道布置平面示意图，详见附图4。

附：35081工作面进风巷及回风巷断面示意图，详见附图5。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

工作面采用综合机械化采煤工艺，一次采全高。采取双向割煤。工艺为：采煤机破煤、装煤,

刮板输送机、转载机、胶带输送机运煤，液压支架支护顶板，采用全部垮落法处理采空区顶板。

工艺流程：割煤一移架一推移刮板输送机

二、采高和循环进度

正常回采期间采高为1.8〜2.3m,当工作面局部煤厚超过安全高度（2.3m）时，留底沿顶回

采；当煤层厚度低于L8m时，要挑顶或破底。正常情况下沿顶沿底回采，严禁留顶煤或底煤。

循环进度为0.6mo

三、落煤、装煤、运煤、顶板控制方式

（-）落煤方法：使用采煤机落煤。

（二）装煤方法：采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤。

（三）运煤方法：工作面选用刮板输送机运煤，回风巷选用转载机及胶带输送机运煤。

（四）顶板控制方式：本工作面采用全部垮落法的方式控制顶板

四、采煤机割煤及进刀方式

本工作面切眼采用端部割三角煤斜切进刀方式割煤，进刀段长度为20〜30m。截深为0.6m,

双向割煤往返一次割两刀；采煤机采用无链电牵引的方式进行牵引。

（一）当采煤机割至端头时，其后的运输机已移至煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；

（二）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿运输机弯曲段返向割入煤壁，直至运输

机直线段为止，然后将运输机移直；

（三）再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤直至运输机机头（尾）处；

（四）将三角煤割掉，煤壁割直后，调换上下滚筒，返程正常割煤。割煤后及时依次顺序移

架，移架滞后采煤机的距离为6〜12m。在顶板破碎段，采煤机上方移架时，必须停机移架。工

作面移架步距0.6m,滞后采煤机至少12m将运输机移向煤壁，运输机弯曲段长度不小于15m。

五、工作面正规循环生产能力的计算

W=LShrc=L（m）XS（m）Xh（m）Xr（t/m3）Xc（%）

=145mX0.6mX1.8mX1.45（t/m3）X97%

=220.26t

式中：W--工作面正规循环生产能力，t

L----工作面平均长度，m

S----工作面循环进尺，m

h----工作面设计采高，m

r----煤的容重,t/m,1

c----工作面采出率，％

附：采煤机进刀方式示意图，详见附图6。

第三节设备配置

一、工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量（见表5）

表535081工作面机电设备配置情况

序单数

设备名称规格型号主要技术参数

号

位量

1转载机SGB630/150C部1设计长度100m,运输能力250t/h

2刮板输送机SGZ630/264部1设计长度150〜180m,运输能力450t/h

采高1.5m〜2.4m,工作阻力3600kN,支护强度

3基本支架ZF3600/15/24架99

0.595MPa

采高1.4〜2.688m,牵引速度0〜8.3m/min；截

-4采煤机MG132/320-WD台1

深0.6m,最大生产能力450t/h

5乳化液泵站BRW315/31.5台2流量315L/min,工作压力31.5MPa

6乳化液泵箱RX400/25台1公称容积2500升，公称流量400升/分

7移动变电站KBSGYZ2-T-800/6台2变压及供电

控制刮板输送机、转载机启停，载波电话沟通联

8集控台KTC2.1台1

络等功能

9喷雾灭尘泵BPW250/10台1公称流量250升/分，公称压力lOMPa

10清水箱SX-1600台1公称容积1600升，公称流量250升/分

电机功率40kW,钢丝绳绳径21.5mm,运输距离

11调度绞车JD-40台1

120m,钢丝绳破断力为298kN

二、生产设备选型计算：

（一）采煤机生产能力

T=vXhXdXrX60=2.5X1.8X0.6X1.45X60^2351^

T——煤机生产能力，t/h

V——煤机牵引速度，m/min

h------采高，m

d------煤机截深，m

r------煤的容重，t/m3

（二）运输机运输能力a根据生产厂家资料可知为450t/h。

（三）转载机运输能力Q2根据生产资料可知为250t/h。

由以上计算可知QI>Q2>T,在保证35081工作面采煤机牵引速度不大于2.5m/min的情况下,

各生产设备能够满足生产要求。

附：35081工作面设备布置示意图，详见附图7。

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、顶板支护设计

（一）支护形式

工作面布置液压支架支护工作面顶板，进风巷、回风巷采用单体液压支柱配合较接梁支护超

前，进风巷、回风巷端头采用端头支架配合单体液压支柱+较接梁打设抬棚支护。

（-）采用经验公式计算工作面合理的支护强度：

P=khrg=6X2.3X2.5X9.81X1000X10^0.34MPa

式中：P一工作面顶板支护需要的支护强度，MPa；

h一采高，取h=2.3m；

r一顶板岩石视密度，取2.5xl0'kg/m'；

g—9.81N/kg；

k一工作面应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4〜8,应根据具体情况合理

选取。煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之选用高倍数，这里选6。

（三）本工作面支护强度选择

选择“采用经验公式计算的工作面合理支护强度”的数值0.34MPa作为本工作面合理的支护

强度，即：本工作面支护强度应大于0.34MPa。

（四）工作面液压支架选型

1.工作面支架支护阻力计算

根据容重计算：P=（q+1）X10XyXFXH

式中：P一支架所需支护阻力：

q一动载系数，取1.2

V一顶板岩石容重，取2.5t/nf‘

F一支架支护面积，支架宽度L50mX支架最大控顶距（顶梁长度+端面距

+0.6m=3.2m+0.34m+0.6m=4.14m）=6.21m2

H一采空区顶板垮落高度，3〜5倍的采高，本工作面取3倍采高即6.9m

代入上式得：P=2356.7kN,即工作面合理支护阻力为2357kN。

ZF3600/15/24型支架工作阻力为3600kN（35.4MPa）,完全满足要求。

2.支护强度验算

工作面合理支护强度为0.34MPa,ZF3600/15/24型支架支护强度为0.595MPa,满足要求。

3.支架底板比压验算

根据支架底面积计算：P=F/S

式中：P一支架容许比压

F一支架工作阻力，3600kNS一支架与底板接触面积，2.26mXL16m=2.6216m?

P=3600kN/2.6216m'I.373MPa

本面底板容许比压为1.373MPa,液压支架满足生产底板比压需求。

4.工作面条件与液压支架适应条件对照，见表6。

表6液压支架参数对照表

项目工作面实际条件ZF3600/15/24型支架参数

采高/m0.3-2.3/1.81.5-2.4

倾角/(°)3°~875°15°

硬度f1.5无

支护强度/(MPa)0.340.595

底板比压MPa1.370.6〜0.8

顶板类(级)别n级II级

故35081工作面选用ZF3600/15/24型支架能够满足工作面支护的需要要。

(五)工作面超前支护选型

1.超前顶板所需支护强度

根据以下公式对超前顶板所需支护强度计算：

Pn=8XMXYXk-Pn'

式中：Pn一单位面积超前顶板所需支护强度，kN/m2；M一直接顶厚度，取2.92m

Y一直接顶视密度，取2.5t/n>3；k-动压系数，取2

Pn'一顶板锚索支护强度，2L6*8000mm锚索锚固力为500kN,综合锚索布置方式及

受采动影响，残余有效系数取0.6,锚索对顶板的有效支护为500X0.6X4/C2.8X4.2)=102kN/m2

代入数据得：Pn=8X2.92X2.5X2-102=14.8kN/m2

2.超前支护支架强度验算

根据相关要求，以本工作面进风巷为例，设计超前支护为范围内为两排支柱，一梁一柱，柱

距1.2m,每根单体支柱支撑的面积为5.1m；超前支柱初撑力规定为90kN,超前支柱单位面

积的支护强度为90/5.1=17.6kN/m2>14.8kN/m2,所以超前支护满足要求。

3.两巷超前支护材料选型

进风巷、回风巷超前支护均采用单体支柱+DJB-1200型较接顶梁进行支护，进风巷支设成

一梁一柱二排倾向连锁棚形式，风巷超前支护长度不低于50m。底板松软时，支柱要穿中260mm

尼龙柱鞋，确保超前支柱初撑力不低于90kN(11.5MPa)o回风巷超前长度不低于50m。在巷道

较宽处或顶板压力较大、顶板破碎时，可增加支护排数或增加单体柱数量。

(六)工作面端头支护选型

1.工作面机头、机尾端头支护采用普通ZF3600/15/24型液压支架和单体液压支柱配合较接

梁支护，特殊情况下，若使用较接梁无法保证安全出口时，可以使用单体液压支柱配合3.6m长

钢梁进行支护，一梁三柱。

取工作面两端头所需的支护强度为本工作面的合理支护强度的80%,即为0.28MPa,端头支

架一般比中间架滞后一排，即控顶距比中间架增加600mm。本工作面最大控顶距为4140mm,则端

头控顶距为4740mmo

2.端头支护强度验算

Q=0.28X4740/4140«0.32MPa,取0.32Mpa。

因ZF3600/15/24型液压支架支护强度0.595MPa>0.32MPa。因此工作面进风、回风巷端头

顶板支护选用ZF3600/15/24型液压支架均能够满足要求。

二、超前支护及端头支护材料选型

结合本煤层相邻工作面的回采情况，本工作面进风、回风巷超前内采用单体液压支柱+较接

顶梁+圆木支护，支设成一梁一柱二排倾向连锁棚形式，因局部矿压显现明显或者经过碉室、车

场等超宽地段时，可以选择在巷道中间补打一排倾向连锁棚，也可以使用一梁两柱或一梁多柱的

方式进行加强支护，底板松软时，必须穿上直径为260mm的尼龙柱鞋。

三、乳化液泵站选型

1.乳化液泵站选型理论计算

自切眼初采时泵站压力损失最大，管路长度约260m,泵站至工作面高差hi=5m,两巷高差鼠

=3m,泵站流量315L/min,瞬时经济流速v=2.56m/s。阻力系数人=0.0494

22

沿程阻力损失h”=A(L+L2)-?dXv4-2g=0.0494X2604-0.0576X2.564-(2X9.8)=75mmH2O

局部阻力损失h*=GV2/2g=18X2.56?+2+9.8mmH20-6mmH20

式中，G为局部阻力损失系数，取18。

泵站压力损失：h=h.+h+hi+h2=(75+6+5+3)mmll20=89mmH20=0.89MPa

22

支架工作压力h5=1/2W(d/2)X3.14=Ll/2X3000/(0.25/2)X3.14]MPa=30.6MPa

乳化液泵站压力Pb=(h+hj)XK=[(0.89+30.6)X1,0].MPa=31.5MPa

2.实测：在综采工作面矿压观测期间，对相邻几个综采面风巷泵站压力及泵站到采面压力损

失进行了观测统计得出Ps=31MPa。

3.结论：通过理论计算和相邻采面的实测分析，确定35081工作面泵站最小压力为30MPa,

额定值为31.5MPa»

4.根据本工作面所需设备及我矿设备的实际情况，工作面选择BRW315/31.5型乳化液泵站，

一台乳化液泵满足工作面需要，但为了保证工作面正常运转，因此再备用一台同型号的乳化液泵

站以供使用，并配备1台RX400/25型乳化液泵箱。

(二)液压管路选型

根据乳化液泵型号及我矿的生产实际情况，选用①32高压胶管作为进液管、①38高压胶管

作为回液管，该管路能承受40MPa高压液体的压力。

（三）乳化液泵站设置位置

乳化液泵站布置在35采区皮带巷开关列车。（详见工作面设备布置示意图）

（四）乳化液泵站使用规定

1.工作面乳化液泵站由两台乳化液泵及一台乳化液泵箱组成，一台使用，一台备用。工作

期间乳化液泵站压力不低于30MPa,乳化液浓度配比为3%〜5%范围内。

2.乳化液泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，交接班时检查压力、温度、

声音等，各种保护装置的情况发现问题要及时进行处理。

3.管路要经常进行检查，查看有无损坏、破损、漏液等。并且要悬挂整齐，密封圈和油管

损坏后及时更换。更换液压管或液压管密封时，应停油泵或关闭断路阀。

4.泵站司机要经常查看泵站压力变化情况，检查乳化液浓度，要利用完好的乳化液配比仪。

5.乳化液泵站必须每天安排专人进行检修、检查，以保证乳化液泵处于良好的运行状态。

第二节工作面顶板控制

一、工作面回采时顶板控制方式

正常时期工作面使用液压支架支护顶板，依次顺序移架，在上下两端头处待采煤机割透并退

回工作面后再按顺序依次移剩余的支架，端头处支架按照先中间再里侧后外侧的顺序移架。移架

时采用本架操作，正常移架要滞后采煤机滚筒4〜8架。但是如果顶板破碎或煤壁片帮严重时，

要紧跟采煤机牵引方向的后滚筒移架或在采煤机前方10m处超前移架，否则，必须停止割煤。工

作面回采期间采用全部垮落法处理采空区顶板。

（-）移架方法

工作面移架采用本架操作，追机依次顺序移架。采煤机向机头割煤时由机尾至机头顺序移架,

采煤机向机尾割煤时由机头往机尾顺序移架。

（二）支护质量标准

1.支架初撑力不低于额定值的80%,即不低于24MPa。

2.工作面支架要排成一条直线，误差不超过50mm。

3.工作面支架中心距（支柱间排距）误差不超过100mm,架间间隙不超过100mm。

4.支架顶梁与顶板平行支设，最大仰、俯角不大于7°。

5.支架垂直顶底板，歪斜角不大于5°。

6.支架不能明显错茬（不超过相邻支架顶梁侧护板高的2/3）,支架不挤、不咬。

7.保持支架顶梁接顶严密，受力状态良好，杜绝与顶、底板线性接触。

8.伞檐长度超过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,中厚以上煤层不超过250mm。

（三）最大、最小控顶距，端面距最大尺寸

工作面支架的最大控顶距4140mm,最小控顶距为3540mm；端面距最大尺寸不超过340mm。

二、工作面正常回采时特殊支护方式

（一）如果顶板破碎，必须及时进行超前支护，即采煤机割煤后，及时带压移架。

（二）进风巷、回风巷端头按设计要求支护，数量齐全，35081工作面进风巷、回风巷放顶

线与端头处支架靠近老塘侧大立柱一齐，并沿该切顶线打设一排密集柱，打设范围为该立柱侧至

巷道巷帮。

（三）安全出口：工作面安全出口畅通，人行道宽度不小于0.8m,综采工作面安全出口高

度不低于1.8m。工作面两端第一组支架与巷道支护间隔不大于0.5m,若间隔大于0.5m,则应立

即进行调整，若调整后间隔仍然大于0.5m,则使用单体支柱打较接顶梁或者打设抬棚进行加强

支护，单体支柱初撑力不得低于11.5MPa（90kN）。

（四）煤壁片帮时的处理方法：

L片帮宽度大于340mm而小于940mm时，伸出伸缩梁支护顶板，如果伸缩梁不接顶，可在上

面背上木料，使其接顶严密。

2.片帮宽度在940〜1740mm时，及时拉超前架并伸出伸缩梁支护顶板。如果伸缩梁不接顶，

可在上面背上木料，使其接顶严密。

3.片帮宽度在1740mm以上，及时拉超前架并伸出伸缩梁。如果拉过超前架后伸缩梁前剩余

宽度在340mm〜1400mm时，打走向棚超前支护顶板，棚梁采用直径①160mm以上的半圆木或圆木，

在伸缩梁上架棚，每架1〜2根，木梁一头搭在支架伸缩梁上，另一头紧贴煤墙，木梁搭在支架

上的长度不小于400mm。如果走向棚不接顶或顶板破碎时煤墙侧打单体柱支撑木梁。

4.片帮宽度在1740mm以上，如果拉过超前架并伸出伸缩梁和护帮板后，伸缩梁前剩余宽度

仍超过1700mm以上时，架设走向梁前先打倾向棚支护顶板。倾向棚采用4nl或2m长、8160mm

以上的半圆木或圆木，一梁两柱，柱距不小于1.5m,平行于工作面方向架设1〜2棚，以确保在

架设走向棚期间的安全。走向棚棚梁采用直径①160mm以上的圆木或者矿用11*工字钢，每架1〜

2根，圆木一头搭在支架伸缩梁上，另一头紧贴煤墙，圆木搭在支架上的长度不小于400mm,煤

墙侧打单柱支撑木梁，柱帽距圆木端头200mm,最后将倾向棚的单体柱回撤。

5.处理片帮时应至少二人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，一人操作。背顶时若

顶板完整可以进行降架操作，顶板破碎时严禁降架，要掏梁窝架背顶。施工期间必须有跟班队长

或班长在现场指挥。

6.所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理片帮前必须注意人员站

位，先清理退路，保证退路畅通。

7.处理片帮时严禁动片帮区域及前后各20m范围内的液压支架等支护设备，防止误操作。

8.支设单体支柱时，单体支柱距刮板输送机宽度应能过采煤机。采煤机通过时需替换单体支

柱的，必须先加固后替柱。

9.施工过程中设专人观察顶板，若发现危险征兆，要暂停工作，立即远离现场。由班组长敲

帮问顶，用专用工具处理完危险的活阡后再继续施工，严防冒顶片帮伤人。

三、工作面各工序平行作业的顺序和安全距离

（一）采煤机割煤后，及时依次顺序跟机（采煤机）移架，移架步距0.6m,移架滞后采煤

机的距离为6〜12m。在顶板破碎地段，采煤机上方移架时，可停机移架。滞后采煤机至少12m

将刮板输送机移向煤壁，并保证刮板输送机弯曲段长度不小于15m。

（二）回超前棚时，超前棚距离端头液压支架前梁或端头特殊支护棚的距离不得超过800mm,

回采时在采煤机重刀割煤距两端头30m远时开始回超前棚，不能提前回棚造成长时间空顶，也不

能滞后回棚影响其它工序的正常进行。

四、顶底板变化、地质构造、应力集中区等特殊地段时顶板控制方法和要求

（-）当顶板发生变化或遇到地质构造时，要严格控制好顶板。

（二）当发生条件变化时，要及时准确编制补充措施。

（三）生产期间，要随时根据条件变化及时调整支架支护方式，需要带压移架的要带压移架。

五、其他因素时顶板控制方法和要求

（-）顶板来压及停采前的顶板控制

1.工作面在回采前编制专门的《初次放顶安全技术措施》。

2.工作面在初次来压和周期来压期间，加强工作面来压的预测预报。

3.液压支架初撑力不低于额定值的80%,单体支柱初撑力不低于11.5MPa（90kN）。

4.加强工作面老塘侧密集切顶柱的管理，保证单体支柱初撑力并拴牢保险绳。

（二）过断层及顶板破碎发生冒顶时的顶板控制措施

1.处理冒顶时必须停采煤机和刮板输送机，并停电闭锁。

2.处理冒顶期间，工作面冒顶区及上下各10m范围内必须停止其它与处理冒顶无关的工作，

撤出无关人员到安全地点。

3.处理冒顶至少3人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，二人操作，必须由跟班队

长在现场指挥。

4.处理冒顶前先备足木料，传递木料的人员要保证木料的供应，确保冒顶处理能够连续进行，

并争取在最短时间内完成。

5.处理冒顶过程中，人员每次接近煤壁前都要注意人员站位，先清理退路，并严格执行“敲

帮问顶”制度，用专用工具提前挑落顶板活开，待顶板稳定后方可开始作业。

6.所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理冒顶前一定要保证退路

畅通。

7.处理冒顶时，严禁操作冒顶区域及前后各20m范围内的液压支架，该范围内的液压支架要

关闭截止阀，防止支架误动作。

8.处理冒顶时，要先对冒顶区两侧顶板进行加固，再从冒顶区上方一侧开始处理冒顶，处理

冒顶要一架接一架的处理，在处理完一架后再处理下一架，不允许隔架处理。

9.冒顶高度小于600mm时，在支架顶梁上挑2根杂木，杂木的一端担在顶梁上的长度不小于

500mm,在另一端下面打贴帮柱，再在两根杂木上架木垛背顶。

10.冒顶高度大于600nlm且区域较长时，架走向棚处理冒顶时，棚梁采用圆直松木做挑梁，

每架两根。在圆直松木露出液压支架的部分上面用杂木或半圆木逐层打垛封实顶板，防止顶板漏

阡。

11.若冒顶区域大且顶板非常破碎，则要采取超前打皮带纵梁固定顶板的方法过破碎带。

12.支设单体支柱时，单体支柱距刮板输送机的宽度应能通过采煤机。采煤机通过时需替换

单体支柱时，必须先加固该处顶板支护，再替换单体支柱。

13.处理片帮、冒顶的单体支柱必须采取远程供液方式升柱，拆改的液压支架高压管路必须

在使用后立即恢复，操作过程中严禁带压拔管或使用单腿“U”型卡。

14.当工作面发生严重冒顶影响安全生产时，必须根据现场情况制定专项处理措施。

六、工作面局部顶板控制措施

本工作面采用全部垮落法管理顶板，大多数采空区冒落严实，局部悬顶和冒落不充分的，严

格按以下方法进行处理：

（一）若局部悬顶面积不超过lOm?时，进风、回风巷内必须按照要求上齐密集支柱进行支

护，单体支柱支设间距不大于200mm,单体支柱支设必须排成一条直线，其偏差不超过50mm。

（二）若局部悬顶面积超过10m?时，必须对该区域顶板使用假柱或供棚加强支护并保证一

棚一俄，支柱支设间距不大于200mm,支柱必须排成一条直线，其偏差不超过50mm。放顶线与排

尾架后立柱齐；保证单体柱初撑力不低于11.5MPa（90kN）。并使用兆帕器进行日常监测，确保初

撑力达到要求。当单体支柱出现自动卸载、漏液等情况时，及时进行二次注液或更换单体支柱处

理。可提前对巷道内顶板锚索托盘、锚杆进行提前卸放，但超前卸放的最大距离距工作面煤壁不

得超过20m。

七、采煤工作面隅角管理标准

隅角处密集柱必须加强支护并保证一棚一俄，支柱支设间距不大于200mm,支柱支设成一条

直线，其偏差不超过50mm。

第三节进风巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面超前支护

进风巷、回风巷超前支护：采用单体液压支柱+较接顶梁+圆木支护，支设成一梁一柱二排倾

向连锁棚形式，因局部矿压显现明显或者经过碉室、车场等超宽地段时，可以选择在巷道中间补

打一排倾向连锁棚，也可以使用一梁两柱或一梁多柱的方式进行加强支护，底板松软时，必须穿

上直径为260mm的尼龙柱鞋。正常情况下，超前支护距离采面煤壁向外不低于50m。

回风卷局部巷道使用工字钢架棚进行支护，当工字钢棚出现伸腿、变形、松动及其他异常情

况需要进行替棚时，超前替棚距离不得超过超前支护范围50m,

二、工作面端头支护方式、支护质量要求

（一）端头支护方式

工作面采用液压支架和单体液压支柱配合较接梁支护，特殊情况下，若使用较接梁无法保证

安全出口时，可以使用单体柱配合3.6m长钢梁进行支护，一梁三柱。（二）支护质量要求

1.进风巷、回风巷端头割透后，必须及时前移并补打老塘侧密集柱。

2.因巷道变形、底鼓、顶板下沉引起工作面上下安全出口达不到要求时，必须及时处理。

3.巷道出现片帮时，要及时采取打贴帮柱、用半圆木架横撑、铺塑编网等有效措施。

4.受地质构造的影响，顶板落差较大处，要根据实际情况提前卧底或背顶，保证工作面回采

时安全出口能够满足要求。

5.单体支柱初撑力不得低于11.5MPa（90kN）,并拴好保险绳。

（三）与其它工序之间的衔接关系

1.回超前棚时一次只能回够满足割一刀煤的距离，工作面端头2〜3架范围内的移架操作与

端头回柱不能同时进行。机尾割透工作面端头三角煤、拾净浮煤后，先里侧再外侧的顺序进行端

头支架的前移工作。

2.两端头由于刮板输送机电机、减速机的影响，两端头处液压支架均滞后基本之架。

3.进风巷、回风巷超前支护回棚、架棚及端头窜棚期间，作业地点严禁人员通过。

三、安全出口支护

工作面安全出口畅通，人行道宽度不小于0.8m,综采工作面安全出口高度不低于1.8m。工

作面两端第一组支架与巷道支护间隔不大于0.5m,若间隔大于0.5m,则应立即进行调整，若调

整后间隔仍然大于0.5m,则使用单体支柱打较接顶梁或者打设抬棚进行加强支护，单体支柱初

撑力不得低于11.5MPa（90kN）»

四、支护材料的使用数量、规格、存放地点及管理方法

（一）进风、回风巷备用的单体支柱、DJB—1200型较接顶梁应不少于在用的10%。

（二）两端头撤出的单体支柱要运到超前支护以外且不影响通风、行人、运输的安全地点。

（三）进风巷内支护材料要分类码放整齐，且挂牌管理，每班由专人负责进行管理。

（四）单体支柱要做到不漏液，密封良好，无外观缺损，不自动卸载。

（五）在用的单体支柱和备用单体支柱全部编号管理，并有专人管理，严格执行交接班制度。

（六）放置单体支柱时，要降完活柱，站立存放，挂牢防倒绳。

（七）正常生产期间料场设在风巷内，且距离工作面不得超过300m。

（八）正常生产期间DJBT200型较接顶梁使用数量为120块，DW28型单体支柱为120棵。

生产期间进风巷内要存有一定量的备用支护材料。DJBT200型较接顶梁不得少于20块；DW28

型单体支柱不得少于20棵；长1.5m厚100mm左右的小板存放不得少于300块；直径160〜180mm

X3200mm〜3600mm半圆木不得少于20块；长3m直径80mm左右的杂木不得少于100根；①260mm

尼龙柱鞋不得少于20块。

（九）支护材料要存放在顶板完好、无淋水的地方，不得影响行人和通风。

附：35081工作面进风巷、回风巷超前支护平剖面示意图，详见附图8。

附：35081工作面进风巷、回风巷端头支护平剖面示意图，详见附图9。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

（一）、日常支柱（架）支护质量动态监测

1.在工作面切眼每隔10架安装综采压力表进行监测，安装在支架的左、右立柱上，进行动

态数据监测，确保支架达到规定压力。正常生产期间，每班必须对采面综采压力表数据进行记录。

2.液压支架初撑力不低于额定值的80%,单体支柱初撑力不得低于11.5MPa（90kN）o

3.当工作面支架立柱出现自动卸载情况时，必须及时向队部汇报，并进行处理。

4.生产期间，支架要接顶严密，顶梁要平行支撑顶板。

5.单体支柱使用DZ-WC型单体支柱测力计（0-60MPa）进行日常监测，确保初撑力达到要求。

当单体支柱出现自动卸载、漏液等情况时，及时进行二次注液或更换单体支柱处理。

（二）巷道变形离层观测

1.进风、回风巷每隔501n安装一个顶板离层仪，每10天观察一次进风、回风巷内顶板离层

仪的数据，并按要求做好记录。顶板离层仪的数据出现异常时立即采取措施处理。

2.两巷从工作面开切眼煤壁往外50m处开始，每隔50m布置一个测点，每5天用钢尺测量并

记录一次进风、回风巷采动影响后，顶底板及两帮移近量。

（三）顶板活动规律分析

1.工作面初次来压周期较长，回采期间周期来压呈现规律性。回采过程中，严密观测顶板情

况，工作面直接顶垮落后，老顶的第一次断裂并发生回转，从开切眼到老顶出现断裂，进而发生

垮落，发生隆隆巨响，安排专人记录下此时距工作面的距离，即为老顶初次来压的步距，根据以

往本采区的回采经验，初次来压步距为12-20m。

2.随工作面继续推进，老顶每悬露一定距离后就会发生一次来压现象，一般情况下，它呈现

一定的周期性，此时液压支架安全阀会出现卸载，综采表读数急剧增大，工作面冒顶或顶板沿煤

壁切落，记录下此时距工作面的距离，根据记录做好顶板活动规律分析，即为老顶周期来压的步

距。回采期间周期来压呈现规律性。根据以往本采区煤层的回采经验，周期来压步距为

3.随着回采工作面的不断推进，风、回风巷压力不断增大。

4.受顶板周期来压影响，顶板来压期间煤壁片帮加剧、顶底板移近量增大。

5.随着采面推进，采空区顶板自然垮落，无来压危险。

二、矿压观测方法

（一）工作面内矿压观测方法

1.矿压观测仪器、仪表的选型：选择综采压力表（0〜60MPa）。

2.安设位置：工作面逢“10”架安装综采压力表。

3.观测方式：查看综采压力表数据并进行记录。

4.观测时段：由液压支架工在班中、班末时段逐一进行。

（二）巷道内矿压观测方法

1.进风巷、回风巷超前及端头、三角区的矿压观测方法

（1）矿压观测仪表的选型：使用DZTYC型单体支柱测力计（0-60MPa）进行日常监测。

（2）安设位置：单体支柱测力计放置在两巷超前内，专人进行管理。

（3）观测方式：由班队长利用测力计进行测量。

（4）观测时段：在每个生产班的班中、班末时段进行。

2.进风巷、回风巷内顶底板及两巷移近情况的矿压观测方法

（1）矿压观测仪器的选型：选择测量长度为5m的钢卷尺。

（2）安设位置：进风卷、回风巷内每隔50m安设一个围岩观测测点。

(3)观测方式：测量“0A”、“OB”、“0C”、“0D”的长度从而得出巷道顶底板及两帮

的位移量。

(4)观测时段：每月逢“5日”、“10日”、“15日”、“20日”、“25日”、“30日”

8点班由技术员进行测量。

3.巷道内其余部分(除去超前及端头、三角区域部分)的矿压观测方法

(1)矿压观测仪器、仪表的选型：按要求选择顶板离层仪

(2)安设位置：进风巷、回风巷内从巷道口开始每隔50米安设一个顶板离层仪。

(3)观测方式：观察并记录离层仪深部、浅部的读数，计算差值从而得出顶板离层量。

(4)观测时段：每月逢“10日”、“20日”、“30日”8点班测量。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备

（-）运煤设备及装载、转载方式

工作面采用采煤机破煤、装煤，刮板输送机运煤；进风巷采用转载机转运，胶带输送机运煤。

（二）工作面运输设备依次启动、停止及联络方式

1.工作面设备运转时，依次逆煤流方向开启运转设备，然后开启采煤机进行采煤。

2.当运转设备需要停止时，先停止采煤机运转，然后依次顺煤流方向停止运输设备运转。

3.工作面运输设备通过载波电话进行联络，胶带输送机之间通过电铃信号联络。

（三）运输设备的安装位置、固定方式及推移方式

采煤机、刮板输送机、液压支架均安装在工作面内，转载机、胶带输送机安装在进风巷内，

刮板输送机以支架为“固定点”通过推移千斤顶顶推前移；拉支架时，支架以刮板输送机为“固

定点”通过推移千斤顶油缸“自拉自”收缩前进；转载机随着采面的不断推进不断拆除中部槽，

转载机长度不断缩短，当转载机机尾接近转载机机头时，再次延长转载机，依此类推，直至回采

结束；刮板输送机通过推移杆销子将推移千斤顶与挡煤板连接，推移千斤顶末端与工作面液压支

架底座连接在一起。转载机机尾拖地，机头桥拱段搭接在皮带机尾大梁上。

（四）运煤路线

35081工作面一35081工作面进风巷一35采区皮带巷一404煤仓一集中皮带巷强力二部皮带

-*091煤仓一上仓皮带一主井

二、辅助运输设备

（一）35081工作面采用调度绞车、慢速绞车配合箱式矿车、材料车、平板车运料。

（二）辅助运输线路

南副井f南副井底北运输大巷一三煤集中轨道巷一35采区轨道巷一35081工作面辅助运输

巷料场（35081工作面回风巷）

附：35081工作面运输系统示意图，详见附图10。

三、运输绞车布置

（一）根据工作面设备运输路线及巷道坡度的实际情况，确定布置绞车共1部，同时安装配

套的电气开关、信号系统和安全设施等。

（二）JD-40型绞车安装在35081工作面辅助运输卷的绞车碉室内，工作面绞车布置明细表

见附表7。

表735081工作面绞车布置明细表

轨道最大钢丝绳直运输距离绞车缠绳

编号线车型号位置及用途

倾角（°）径（mm）（m）量（m）

1JD-401021.512030035081工作面辅助运输巷运输

四、绞车管理及安全设施布置

（一）绞车安装标准

1.绞车安装地点必须满足设备摆放、检修、安全操作的要求。设备四周与巷帮的有效间距不

小于0.7m,距轨道的安全距离不小于0.6m,调度绞车后部应有不小于1m的操作空间，绞车底座

应高于碉室底板50〜100mm。

2.所有绞车必须布置在顶底板完好的地点，底板不平时，必须先将绞车安装位置处的底板拉

平，确保绞车的底托架与底板完全接触。

3.安装调度绞车时，使用时间超过三个月的必须按要求做混凝土基础固定或使用地锚固定；

使用时间三个月内的调度绞车，绞车底盘必须按要求用地锚与钢丝绳锁住，再用用四压两俄稳固。

4.使用“四压两俄”稳固绞车时要注意绞车滚筒的方向，确保绞车在运行过程中绳不跑偏、

不摩擦俄柱。

5.压俄柱安设标准：使用圆直松木做“四压两俄”时，圆木直径不得小于2