国电建投内蒙古能源有限公司察哈素煤矿

3101工作面

采后工作总结

编制单位：技术部、机电部、通防部、生产部

编制时间：20##年3月7日

编  审  组

主  编：张智山 

副主编：胡宝岭  李洪玉  杨  军  马建利  赵海生  李良红

成  员：邓  江  郭庆瑞  郑金城  刘敬东  钱国栋  刘  平

        苏向东  王炎宾  田灵涛  齐春利  杨利刚  钟  彬 

        肖  磊  孔繁龙

               

              《3101工作面采后工作总结》审批栏

目  录

第一章  工作面概况..................................................................................................................... 7

第一节  工作面概况.............................................................................................................. 7

第二节  煤层情况.................................................................................................................. 7

第三节  煤质情况.................................................................................................................. 7

第四节  煤层顶底板情况....................................................................................................... 8

第五节  地质构造情况........................................................................................................... 8

第六节  水文地质情况........................................................................................................... 9

第七节  其它地质情况........................................................................................................... 9

第二章  工作面设计优缺点......................................................................................................... 11

第一节  3101工作面巷道设计优缺点................................................................................... 11

第二节 通风系统优缺点....................................................................................................... 13

第三节 管路安装优缺点....................................................................................................... 14

第四节  监测监控系统......................................................................................................... 15

第三章  设备选型的合理性及整改部分........................................................................................ 16

第四章  采煤方法的优缺点及处理方法........................................................................................ 19

第五章  矿压显现规律与顶板管理经验........................................................................................ 22

第一节 3101工作面初期矿压规律总结.................................................................................. 22

第二节 3101工作面中期矿压规律总结.................................................................................. 26

第三节 3101工作面末采矿压规律总结.................................................................................. 29

第四节  地表移动阶段规律.................................................................................................. 30

第六章  储量利用情况及提高方法............................................................................................... 33

第七章  劳动组织及劳动力配备的合理性.................................................................................... 35

第八章  正规循环作业及存在的问题........................................................................................... 37

第九章  各项技术经济指标的对比分析........................................................................................ 38

第十章  回采中遇到的其它问题及处理方法................................................................................. 44

第一章  工作面概况

第一节  工作面概况

一、地面位置

    3101工作面位于副井工业广场南，K4-1钻孔北东294.3m，X4-1钻孔南西407.4m。阿滚沟两支流从切眼附近经过；距切眼81.2～100.9m、268.2～294.1m及2247.4～2310.9m范围，有三处居民房屋；地面标高+1305.2-1380.7m。

二、井下位置

3101工作面西南为31采区与32采区分界线，东北为3103工作面回风顺槽，西北为井底车场，东南68m为3103设备列车顺槽运输措施联巷；煤层底板标高+931.569-944.027m。

工作面设计推进长度2503.7375m，宽300.58m，工作面回采面积75.2573万m²；实际推进长度2491.04m。

第二节  煤层情况

3-1煤层位于侏罗系中下统延安组上部，属全区可采稳定煤层，是井田的主要可采煤层之一，煤层走向165°，倾向255°，倾角为1～3°。煤岩组份以暗煤为主，亮煤次之，含少量丝炭及黄铁矿结核，沥青光泽，条带状结构，块状构造，参差状断口。煤层厚度及夹矸分布情况见表1-1。

表1-1            3101工作面煤层厚度及夹矸分布情况对照表

第三节  煤质情况

3-1煤属不粘煤（BN31），低灰分，特低硫、特低磷，特高热值煤，容重1.3t/m³。煤岩组份以暗煤为主，亮煤次之，含少量丝炭及黄铁矿结核，沥青光泽，条带状结构，块状构造，参差状断口。详细参数见表1-2。

   

第四节  煤层顶底板情况

根据地质勘探报告结论，除煤层底板的的个别点为半坚硬岩类外，其余煤层顶底板岩石均为软弱岩类。根据全区钻孔工程地质编录成果，自然状态下岩石的节理裂隙发育，岩芯完整一般，岩石质量指标（RQD）值多数为40-60%，岩石质量等级为Ⅲ-Ⅳ级：岩石质量中等-劣的，岩体完整性中等；与岩石力学试验结果基本相符。因此该工作面岩石的总体质量为中等，煤层顶底板大部分为软弱岩层。

本工作面煤层顶底板岩石的力学强度较低，以软弱-半坚硬岩石为主，岩石质量指标（RQD）均较低，岩石与岩体的质量均较差，因此，区内煤层顶底板岩石的稳固性较差，岩石抗压强度自然状态平均为30 MPa左右。煤层顶底板对比情况详见表1-3。

    表1-2                     3101工作面媒质参数

    表1-3                3101工作面煤层顶底板对比情况

第五节  地质构造情况

掘进期间，3101设备列车顺槽430.2～529m顶部有一层厚0.1～0.3m的夹矸，岩性为砂质泥岩。预计该层夹矸范围由3101工作面设备列车顺槽到3101工作面运输顺槽逐渐变小，对回采煤质影响较大。

地质构造：在3101工作面设备列车顺槽掘进过程中，揭露一条落差0.2m的小断层，顶板破碎，影响范围8m，局部发育伴生小断层。在3101辅助运输顺槽掘进过程中，揭露一条落差0.4-1m的小断层，由3101辅助运输顺槽向3201工作面延伸，该断层对3101工作面回采无影响。地质构造对照情况见表1-4。

表1-4                3101工作面地质构造对照情况

第六节  水文地质情况

3101工作面切眼附近分布有阿滚沟支流，为季节性河流。3-1煤上覆侏罗系中统直罗组（J2z）隔水层，隔水性能良好，所以该支流对工作面回采的影响较小。

该区直接充水含水岩组以孔隙、裂隙含水层为主，直接充水含水岩组的富水性弱，补给条件差，迳流条件不良，以贫乏的大气降水为主要补给源。涌水对比情况见表1-5。

表1-5                  3101工作面涌水对比情况

第七节  其它地质情况

一、瓦斯

最大绝对瓦斯涌出量为0.35m³/min，与预测相符。

二、煤尘

火焰长度＞270mm，煤尘有爆炸性，抑止煤尘爆炸最低岩粉量为65-78%，更正为80%。

三、煤的自燃

煤样自燃倾向性等级为Ⅰ类，容易自燃，自然发火期为2－3个月，最短39天。煤的吸氧量为0.79cm³/g，更正为0.99cm³/g干煤。   

四、地温

根据地质勘探报告，地温梯度＜3℃/100m，本工作面为地温正常区，无地热危害。

第二章  工作面设计优缺点

第一节  3101工作面巷道设计优缺点

一、巷道设计说明

依据3-1煤层特点，3101工作面巷道布置设计说明如下：

1.31采区南翼煤层基本是东北向南西倾向，一水平东翼大巷沿煤层倾斜方向布置，则3101工作面顺槽沿煤层走向布置，与一水平东翼大巷夹角为89°。

2.考虑到工作面煤层底部普遍赋存1～2层，厚0.15～0.25m，由砂质泥岩、泥岩组成的夹矸，且夹矸及煤层底板遇水易泥化，造成底臌，掘进时预留底煤，留底煤厚度不超过0.5 m。

3.3101工作面顺槽主要采用双巷掘进，每隔50米设置一个联络巷，煤柱宽度18.42米，主回撤与辅回撤之间煤柱宽度24.8米。

二、巷道设计优点

1.3101工作面顺槽布置比较合理：煤层倾角为1～3°，顺槽沿煤层走向布置，顺槽倾角相对较小，便于车辆运输，工作面倾角也不大。

2.进风、回风、切眼、回撤通道均采用双巷布置，且顺槽联络巷间隔为50米：辅助运输简单、便利，通风阻力小。

3.掘进时巷道底板预留底煤：最大程度的减少了巷道底鼓量。

4.回采之前，设计施工了回撤通道：大大缩短了撤面造条件的时间。

5.主回撤与辅回撤之间的煤柱两帮，采用锚索配钢带加强支护，支护效果显著。

三、巷道设计缺点

1.设备列车布置在回风巷内，供电设备的监测监控难度大，设备卫生、维修保养工作量大。双巷掘进，下一个工作面回风巷受到过采动影响，维护工作量大，不便于设备列车的移设和巷道的维护。建议采用机轨合一布置方式。

2.主回撤通道

⑴位置选择：主回撤通道两端头位置，处于斜巷段（相对于平巷来讲），给工作面与主回撤通道的贯通带来了难度，贯通底板标高难以控制。建议主回撤通道选在平巷段（门口里外至少30米段为平巷）。

⑵主回撤顶板支护选择与回撤工作的需要不配套。建议主回撤通道顶板采用双层网支护，最上一层为菱形网，网格为50×50mm，另一层为钢筋网，网格为100×100mm。

⑶主回撤掘进质量要求不高。肩窝处理粗糙，凸出者多，正帮掘进，凸凹多，平整度差，这些给工字钢顶梁的布置带来了极大困难；巷道底板探煤选点间距大且探煤厚度误差大，给回采贯通带来了诸多不确定因素；导向钻孔施工质量差，在回采贯通中失去了作用。建议肩窝施工必须90º角，凸出部分用风镐凿掉，肩窝的网片用大锤砸至紧贴煤壁；正帮施工，与中线误差不得超过50mm；钻孔施工沿水平角度钻进，钻孔内套上相应规格的pvc管，管内再注入白石灰。

⑷无效硐室多，浪费大，与回撤工艺失去衔接。为了满足大泰回撤的要求，原施工的正对联巷的绞车窝都被作废，又重新在正对主回撤通道中心的两侧煤柱内各施工一个绞车窝。

⑸主、副回撤通道之间的联巷，顶底板支护强度不够，底板变形尤为严重。建议抹角的4米范围，顶板采用组合梁加强支护，组合梁间距1.6米，不少于4组，每组不少于3棵固定锚索，组合梁应采用整体矿用11号工字钢，不得拼接。

⑹主回撤通道补强支护，垛式支架不成排不成行，且立柱压力表不便于观察，仅仅使用一根10个的液压胶管进行供液，不能给每个垛式支架随时加压，垛式支架没有编号，工字钢梁布置端头不一条线，间距不均，主回撤两端头支护凌乱。建议垛式支架排列成排成行，顶梁间距300左右；形成整套液压系统，便于随时补充压力，并编号；两端头应加密组合梁支护，并配合单体液压支柱。

3.后期变数多，零星工程多。

4.运输顺槽超前支护达不到支护强度需要，致使该段超前支护范围多次顶板开裂、顶板剧烈下沉。原因是巷道跨度大，再加上转载机宽度大，致使超前支护支设困难，更替频繁。建议，煤壁以外10米范围内采用超前支护液压支架进行支护。

5.顺槽留顶煤掘进：掘进期间有利于顶板管理，便于快速掘进；缺点工作面上下端头的顶煤难以采出，顶煤厚度约1m，在支架前移过程中，顶煤将随顶板岩石埋入采空区，松散煤体在采空区内形成吸氧空隙及储热条件，易导致自燃。

四、优化项目

1.根据现场观测情况看，顶板锚索配钢带后，原托盘宽过宽，破坏了钢带两侧的凸槽设计，锚索托盘尺寸改成300×160×16～20mm比较合适，且能够满足支护的需要。

2.主回撤通道顶板，原支护与补强支护（垛式支架支护）设计上缺少衔接。主回撤顶板每排设5路锚索支护，没有使用钢带，而是单独配的锚索托盘；采用补强支护（垛式支架支护）后，两路垛式支架上方的锚索支护，锁具被破坏，基本失去作用。现场观测发现，主回撤顶板属于整体下沉（受地质条件影响），2路垛式支架之间的空档以及垛式支架和煤壁之间的空档，顶板锚杆托盘没有变形，比较完好，锚索托盘无纹理变化（即受力较小）。建议，顶板采用3路锚索配钢带支护，锚索打设位置选择在2路垛式支架之间的空档以及垛式支架和煤壁之间的空档。

3.辅回撤及联巷，没有垛式支架支撑的地方，底板底鼓变形，失去了运输作用。建议，辅回撤和联巷抹角以外，不再硬化；末采贯通之前，处理底鼓底板，铺设石子、沙和水泥，再碾压结实即可，满足回撤的需要。

4.煤柱宽度留设较小，仅仅24.8米。现场观测发现，辅回撤通道硬化底板均遭到破坏，尤其是主回撤和辅回撤之间的联络巷底板；由于底鼓，巷道高度已经不能满足回撤设备的需要，只能重新起底。经矿压验算，建议煤柱宽度留设尺寸不小于40米。

5.掘进沿底板还是顶板问题以及巷道高度。主回撤掘进是沿巷道顶板施工的，巷道净高4.3米。施工中，打底前，巷道底板即底鼓0.5米以上，整体起底至打底后净高4.5米；工作面沿顶板割煤及贯通施工期间，顶板破碎，直接顶容易漏顶，顶板管理难度大。建议主回撤通道沿顶板留0.5米顶煤掘进，巷道净高控制在4.5米左右。底板硬化厚度在0.3米以上。

6.主回撤通道两门口位置，巷道高度低，又是压力集中部位，顶板下沉量又大，回撤困难。建议门口前后各10米范围，巷道净高度4.5米以上。

7.桁架梁被锚杆帽穿透，锚索悬吊点处，桁架梁两端翘起。根据现场观察，桁架梁宽度和厚度有限，桁架梁上又不能配套使用锚索托盘和锚杆托盘，致使仅使用锁具和锚杆帽时，出现以上情况。建议使用钢带替换桁架梁。6

8.顶板锚杆和帮锚杆统一规格型号。3101工作面回采期间及末采期间，通过对3103工作面回风顺槽及主回撤通道的观察说明，受采动影响时，巷道顶板属于整体下沉（受地质条件影响），则煤柱支护强度应高于顶板支护强度（顶板锚杆托盘和锚索托盘变化要明显低于两帮的锚杆托盘和锚索托盘的变化，且煤柱的破坏程度要大于顶板的破坏程度），因此，利用帮锚杆支护顶板，应能满足支护强度的需要。

第二节  通风系统优缺点

3101工作面通风系统整体为“U”型后退式通风方式，即3103回风顺槽和3101运输顺槽为进风，3101设备列车顺槽及其副巷为回风。3101工作面回采期间，在3101运输顺槽、3101工作面、3101工作面设备列车顺槽这一风流路线外围，还有固定的相邻的3103工作面回风顺槽、3101工作面辅助切眼、3101工作面设备列车顺槽副巷这一风流路线，包围着整个3101采空区。

一、3101工作面通风系统优点

    固定的相邻的包围着3101采空区的3103工作面回风顺槽、3101工作面辅助切眼、3101工作面设备列车顺槽副巷的风流路线，可方便通风人员通过联巷密闭观测孔了解采空区遗煤自燃情况，同时可通过密闭措施孔对采空区注浆、注氮，为采空区防火提供条件，也降低了通风阻力，为3103工作面里段回风顺槽及3103工作面切眼的掘进形成了独立的通风系统。

二、3101工作面通风系统缺点

3103回风顺槽和3101运输顺槽为进风，3101设备列车顺槽及其副巷为回风，包围3101采空区的外围通风路线在采空区两侧形成了漏风压差，采空区内存在漏风通道，易导致采空区内遗煤自燃，同时易通过漏风将采空区内有害气体带出；外围风流路线，每隔50m有一条联巷，联巷口为应力集中区，受采动影响，联巷内防火密闭损坏严重，导致密闭漏风，且联巷密闭的构筑与维修增加矿井成本。

第三节  管路安装优缺点

一、消防管路

    3101设备列车顺槽及其辅巷、3101运输顺槽、3103回风顺槽，4条巷道均敷设有消防管路。

1.优点：消防管路离底板高度可避免车辆运行撞坏，减少车辆原因的损坏或故障。

2.缺点：消防管路连接方式为卡箍连接，受压后容易脱节造成管路漏水，但是管路敷设位置较高，需要登高作业，维修难度较大；管路未按设计要求每隔100m（带式输送机巷每隔50m）设置支管和三通、每隔500米设置一个阀门，以便于及时关闭阀门维修或回撤管路。

3.建议：管路按设计要求每隔100m（带式输送机巷每隔50m）设置支管和三通，每隔500米设置一个阀门，便于及时关闭阀门维修或回撤管路；三通应设置为快速插头形式；没有安装设备列车的顺槽，消防和洒水共用一根管路，节省管路安装。

二、注氮管路

    注氮管敷设于3101辅运顺槽。

1.优点：管路未敷设于采空区侧的顺槽内，不用随着工作面推进频繁的撤除管路，而且可通过联巷防火密闭措施孔对采空区进行注氮。

2.缺点：3101工作面通风系统改为由运输顺槽进风后，通过密闭措施孔所注氮气难以流入采空区；管路上所留三通数量不足，不能同时对多个密闭措施孔注氮；管路连接方式为卡箍连接，造成管路气密性不好，且管路受压后容易脱节造成管路漏气，且管路敷设位置较高，维修困难。

    3.建议：工作面进、回风顺槽都应敷设注氮管路，方便工作面上下端头同时防火注氮；管路端头设置快插接头；注氮管路连接方式宜改为连接较牢固、气密性较好的方式。

三、注浆管路

    注浆管路敷设于3101工作面运输顺槽内正帮。

1.优点：设置于3101运输顺槽内，避免车辆撞坏。

2.缺点：管路由一水平东翼回风大巷引出，经过6个拐弯引至3101运输顺槽内，水头损失较大，且容易造成局部管路压力较大脱节、漏浆；管路设置于运输顺槽内正帮，须随工作面推进逐段回撤，难以实现稳定的注浆作业。

3.建议：工作面进、回风顺槽都应敷设注浆管路，方便工作面上下端头同时防火注浆；管路端头设置快插接头，注浆管路尽量减少拐弯数量，减少水头损失。

第四节  监测监控系统

3101设备列车和多个配电点都处于回风巷道，而安装的监测监控系统（瓦斯电闭锁）以及故障断电闭锁，只能切断移变的负荷侧，无法切断移变的高压侧及回风流中的高压电缆，不符合《AQ6201—2006»«AQ1029—2007》使用管理规范和技术要求及管理规定。

《AQ6201—2006»«AQ1029—2007》使用管理规范和技术要求规定：回风流中的机电硐室必须安装温度传感器和甲烷传感器，且机电硐室中瓦斯传感器浓度超限规定值时必须切断该机电硐室内所有机电设备，以及回风流中不允许安装监控设备。回风顺槽机电硐室较多，安装的传感器与监控分站的距离大于《AQ1029—2007》煤矿安全监控系统使用管理规范和标准要求。

第三章  设备选型的合理性及整改部分

一、设备选型问题

1.乳化液泵站

3101工作面设计选用3台雷波公司生产的S375大流量乳化泵并联，并备用同型号乳化泵1台。

生产中，多人操作液压支架，泵站压力波动大；且设计流量达不到使用需求，造成支架不能联动拉架。

建议更换为S500型，进一步提高流量输出。

2.单轨吊

现单轨吊为中型，采用液压拖动，最大液压推力大于 80KN，最大拖缆速度60m/h，吊轨每3米一节。

生产中，敷设的管路、缆线较多，不能满足使用需求，建议更改为大型。

3.单体液压支柱

设计选用单体液压支柱型号为DW40-250/110X，最大支撑高度4.0m，不能巷道支护高度的需要。后期改为型号为DW45-250/110X，最大支撑高度4.5m，适应巷道起伏的需要。

二、整改部分

1.液压支架

⑴增加了1个液压支架：工作面原设计175个液压支架，经过认真分析，仔细测算，以及跟踪安装，工作面改为安装176个液压支架。这样，减少了机尾处隅角的空顶面积，隅角顶板支护效果也明显提高，既提高了安全系数，又减少了切顶柱打设数量，降低了职工的劳动强度。

⑵工作面直接顶破碎，液压支架侧护板挫台大，为避免支架咬架，中间架顶梁侧护板宽度需增加200mm。

⑶过渡支架：一侧侧护板属于加宽型的，方便与顶三角煤回收，但是，采高在达不到4.5米时，采煤机通过过渡支架加宽的侧护板时，比较困难，安全间隙小。应把过渡支架的加宽侧护板的宽度缩短为1000mm，具体尺寸要参照工作面的平均采高及巷道高度。

⑷机头侧过渡支架顶梁加宽侧护板安装位置错误（安装在了过渡支架与3号架之间）。机头侧巷道正帮正对应于过渡支架与3号架之间，而现场设计的过渡支架加宽侧护板正好位于此位置；当滚筒中心割到加宽侧护板位置时，降低滚筒至巷道设计高度，此时滚筒已经割掉部分巷道顶板，这不利于顺槽顶板管理，致使运输顺槽端头支架前顶板经常下沉，采空区顶板跟支架过紧。若滚筒中心割到过渡支架与5号架中间降低滚筒至巷道设计高度时，移设支架后，该中间架与过渡支架之间会形成明显的挫台，5号支架经常咬架，因为5号架与过渡支架支撑的顶板不在同一个水平。应该把加宽侧护板位置更改至靠近5号架位置，这样既避免了咬架，也不致于破坏巷道顶板的整体性，便于端头顶板管理。

⑸二级护帮板互帮效果差。二级护帮板旋转角度小于180º，当与一级互帮板处于同一水平时，失去贴帮作用；建议增加二级护帮板板护帮角度，确保护帮有力，防止煤壁溜帮溜空后造成顶板漏顶。

⑹端头支架立柱双伸缩，作用小。生产中，端头支架立柱活塞杆伸出一般在500mm左右，而配置的是双伸缩立柱，不起作用，又浪费。

⑺与过渡支架相邻的端头支架悬顶问题。采用回收顶三角煤工艺，则端头位置，工作面顶板与顺槽侧顶板有一个挫台，即与过渡支架相邻的端头支架悬顶，顶板容易破碎。

⑻工作面第一次来压时，大立柱安全阀损坏多，不利于顶板管理。建议初采时增加备用量；再者，地面建一个小型的调压站，用于维修安全阀和单体液压支柱三用阀，可以大大降低成本。

⑼支架推移立销易损坏，更换也困难。

⑽支架的推移杆增加55mm。

2.乳化液泵：乳化泵泵头出现漏油、高温等现象。

3.采煤机：滚筒齿座需要改造，更换困难，维修时间过长，影响生产；没有滚筒调节深度指示方式（卧底深度与溜板底面的关系）。

4.转载机安装完后自移机尾右侧卡跑道。经现场查看，发现转载机安装电机侧偏重。处理方法：经厂家和察哈素煤矿现场确定将自移机尾平衡销移到右侧，调整转载机平衡。

5.刮板运输机

⑴刮板机头与固定节连接处强度低，设计有问题，造成断链事故多。

⑵刮板强度低，易折损。

⑶哑铃板强度低。

6.三机电机冷却水使用量大，而供水管路水量相对不足。建议在刮板机机头、机尾增加两个冷却水收集水箱，再把使用过的冷却水排至喷雾泵水箱内，达到重复利用效果，缓解供水压力。

7.控制台缺少转载机和刮板运输机过载报警功能，当设备过载时，没有报警，就会造成长时间过载而链条疲劳，增加断链频次；而这种过载报警功能已经比较普及了。比较明显的一个例子：20##年11月5号，16至54架刮板运输机机道内堵煤矸，堆积如山，致使刮板运输机过载。由于没人发现，最终造成底链两处断链，清理煤矸、处理断链影响1个半班。

第四章  采煤方法的优缺点及处理方法

一、采煤方法及采煤工艺

    3101工作面开采的为近水平厚煤层，结合矿井开拓布置，3101工作面采用走向长壁式采煤法，后退式回采，全部冒落法管理采空区顶板。

3101工作面采用大采高综采一次采全高采煤工艺。采煤机往返一次进两刀，采用端头斜切式进刀方式进刀，依次顺序跟机及时移架。整个工序过程为正常割煤、装煤→移架→推移刮板输送机→端头斜切进刀→移架→推移端头刮板输送机→割端头三角煤→正常割煤、装煤→移架→推移刮板输送机。

1.割煤方式：双向割煤，往返一次割两刀。

⑴牵引方式：电牵引。

⑵牵引速度：平均速度6.49m/min。

⑶进刀方式：端头斜切式进刀。

⑷进刀总长度：54.7m。

2.装煤方式：通过采煤机滚筒的螺旋叶片进行装载。

3.运煤方式：JOY-7LS7/LWS790采煤机把煤装入工作面AFC-3×1020/1250刮板运输机后，再由3101工作面运输顺槽内JOY500KW转载机、JOY525/263KW破碎机、DJS160/320/3×500型顺槽可缩带式输送机，转运至一水平东翼胶带运输大巷，进入采区煤仓，最后逐步运至地面。

4.支护方式：工作面采用掩护式ZY120##/28/63液压支架进行支护。最大控顶距为4439+701+800=5940mm，最小控顶距为4439+701=5140mm。

5.采空区管理方式：采用自然垮落法管理采空区顶板。

6.顶三角煤回收工艺：采煤机进入两端头割煤时，要保持与工作面中部同样的高度割煤；当滚筒中心割过过渡支架外边缘时，停止采煤机行走，降低前滚筒至与顺槽高度一致时，再继续割煤。自过渡支架至顺槽之间的巷道底板，要顺好，不能有台阶。

二、优缺点及处理方法

1.采用顶三角煤回收工艺，煤炭回收效果显著，但还需要完善部分环节。机头侧过渡支架加宽侧护板安装位置有误（设备选型中已经说明），应更该设计；过渡支架相邻的端头支架顶板处于半悬空状态，支护方式应完善。

2.留底三角煤：自过渡支架至顺槽之间的巷道底板，要顺好，不能有台阶。该段底板顺利要自然，但是现场操作中难度大，对采煤机司机要求高。生产中曾发生过因为底三角煤没有留好，造成刮板运输机机头段悬空，掰断哑铃连接板等事故（20##年3月24号）。

3.工作面生产前，矿成立了初采初放领导小组。初次放顶期间，每班有小组成员跟班，及时掌握现场情况，指挥安全生产；工作面老顶初次来压前后，每班派专人深入现场，认真观测压力情况。

4.工作面生产前，为保证采空区垮落及时、充分，采取了一系列措施。采高控制在4.5米以内，减小采空区空间；留顶煤回采，增加顶煤的厚度，使得直接顶和顶煤跨落后更好的充填采空区；切眼顶板锚索、锚杆支护撤除，降低直接顶的整体性，确保直接顶及时垮落，充填采空区。

5.原设计，沿顶板割煤，沿煤层底板回采（有夹矸的沿夹矸上面回采）。但是，因底板直接底泥化膨胀的原因，生产初期，支架多次下陷，致使工作面推进缓慢，工作面支护质量差。鉴于此，工作面留0.5米底煤回采，基本解决了支架下陷的问题，但仍有停产时间长时，运输机机道鼓起的情况。

6.卧底和飘溜技术差，工作面一旦需要卧底或者飘溜，面上就会弄得一塌糊涂。这种现象出现过多次，末采贯通施工时，因为飘溜，还出现了割破顶网的事故。因此，需要切实深入研究每刀卧底或者飘溜的量的控制和连续性，确保工作面安全顺利回采。

7.刮板运输机机头与转载机机尾采用插接方式，卸载安全系数高，占用巷道宽度小。但是，对工作面条件适应性差。当工作面遇到夹矸以及块石多时，机头处容易掐断刮板，甚至断链。20##年7月12号至30号，工作面大面积过夹矸层，设备更换的零部件统计说明：截齿2053个，齿套205个，刮板机刮板307套，转载机刮板5套，连接环15个，哑林销2个，连接头2个，立销50个，截割扭矩轴2个，方哑林销挡块4个，普通哑林销挡块12个。掐断刮板，甚至断链事故严重制约着工作面的生产，是机电事故中事故率最高的。这种插接方式，应采取一系列防护措施，减少类似事故发生。

8.顶板直接顶破碎，移架时，顶板漏矸量大，也不便于顶板管理。生产中，对于漏矸严重的除了带压擦顶移架外，还要超前移架，同时加强工作面初撑力管理。

9.运输顺槽超前支护强度达不到，转载机上方空顶面积大。生产中，曾出现多次发生端头支架及前方10范围内顶板下沉加速、开裂等现象。后期对超前支护自煤壁起10米范围，增补一路单体液压支柱，转载机上方使用∏型钢挑顶，但是现场操作中，执行力度还是差，隐患多。建议该段范围内采用超前支护液压支架进行加强支护。

10.阻碍日常生产的因素比较多。除了机电事故多外，销售影响也比较严重。

11.工作面采用留底煤回采后，探底煤工作开展不利或不正常。这与现场条件有关系，应采取其它有效方法，确保探底煤工作的正常开展，并保证探底煤数据的准确度。因为探底煤工作开展的随意性和不重视，尤其是进入末采后，工作面局部底板留煤厚，造成资源浪费严重的同时，给工作面贯通主回撤通道带来了严重影响。

12.端头支护中，机头侧巷道高度低，致使端头支架支护高度低，支架被压死的可能性大。

第五章  矿压显现规律与顶板管理经验

第一节 3101工作面初期矿压规律总结

一、工作面顶板岩性、厚度和强度特征

1.顶板岩性和厚度

参照K4-1、X4-1、X3-3地质钻孔，3101工作面煤层顶板24.15～30.50m范围内，顶板岩性由泥岩、砂质泥岩和中粒砂岩组成，其中中粒砂岩为主体岩层，3个钻孔揭露的中粒砂岩厚度为15.55～24.9m，平均厚度为21.62m。

2.顶板岩层强度

3101工作面顶板岩石单轴抗压强度为10.0～33.7MPa，平均单轴抗压强度为21.6MPa，属于中硬偏软岩层。

二、综采工作面支架工作阻力

对工作面所使用的基本支架，即ZY120##/28/63型掩护式支架，工作面推进约415.3m过程中，支架工作阻力实际发挥程度进行了统计分析。根据工作面各区域的特点，初次来压期间选取了34#、44#、45#、86#、87#、130#、131#和136#支架共8条测线，周期来压期间选取了44#、45#、86#、87#、130#和131#支架共6条测线。将工作面分为上、中、下三部分，工作面上部选取34#、44#和45#支架，中部选取86#、87#支架，下部选取130#、131#和136#支架，其中34#、136#支架为重庆院矿压系统监测，44#、45#、86#、87#、130#和131#支架使用尤洛卡液压支架矿压仪，人工采集。

1.支架初撑力统计

6条测线部位支架整架平均初撑力4421.54kN，均方差1948.83kN，利用率55.86%（整架初撑力标准7916kN）。6条测线部位支架整架初撑力均不满足正态分布形式。其中小于6000kN的初撑力所占比例平均70.81%。

支架初撑力整体利用率低，初撑力利用不足额定初撑力的60%，不能使支架按设计的增阻规律来增阻，支架工作状态不合理。

2.支架循环末阻力统计

整架额定工作阻力12000kN。6条测线部位循环末阻力平均值7616.96kN，均方差2572.00 kN，利用率63.47%。支架工作阻力平均富于系数为1.58，支架阻力发挥程度不高。当然，6个架子也有0.41%～6.04%的工作循环超过了额定工作阻力。

3.工作面面长方向顶板压力的差异

工作面上部、中部、和下部支架整架末阻力平均值分别为7586.42kN、7397.17 kN、7867.29 kN，平均值之比值为1.03:1:1.06。3区域压力大小排序：下部值＞上部值＞中部值。

三、工作面顶板结构特征

工作面顶板结构特征决定了顶板运动形式和矿压显现特征，也是决定工作面顶板控制难度和复杂性的主要因素。通过工作面K4-1、X4-1和X3-3地质钻孔的研究，分析了工作面可能的3种直接顶结构特点，结合工作面矿压显现（支架工作阻力）等参数，研究确定3101工作面顶板结构特征及参数。

1.直接顶组成及运动特点

根据3101工作面钻孔柱状图展示的顶板岩层结构特征，确定直接顶平均厚度M_Z=3.9m，从下往上依次为厚1.2m的泥岩、厚2.7m的砂质泥岩组成。据其力学参数计算得到，第一层直接顶初次断裂步距0～17.2/13.3m，周期断裂步距0～7.0/5.4m，悬顶系数0～1.6/1；第二层直接顶初次断裂步距10.1～19.3/16.5m，周期断裂步距4.1～7.9/6.7m，悬顶系数1～2.0/1.5；泥岩和砂质泥岩组合直接顶初次断裂步距21.0m，周期断裂步距8.6m，悬顶系数2.4。

2.老顶组成及运动特点

根据实测矿压数据计算得到3101工作面老顶厚度24.3m，参照3101工作面钻孔柱状图知3101工作面老顶由1～4层岩层组成，老顶厚度18.9～24.9/23.2，主体岩层为厚度15.55～24.9m的中粒砂岩。按老顶的岩性结构及力学参数计算得到老顶初次断裂步距未预裂时为46.4m。

四、工作面顶板运动步距

1.直接顶

20##年3月21日早班，工作面推进8.8m时工作面直接顶全部垮落，加上切眼宽度9.4m，直接顶初次垮落步距为18.2m，垮落高度约3～5m，预计直接顶初次垮落步距为10.1～21.0m，垮落高度约1.01～5.3m。

正常回采期间，部分直接顶随采随垮，垮落高度约1～3m。

2.老顶运动步距

统计得到初次来压步距均值≈33.9m，周期来压步距均值≈17.7m，显著运动步距a≈6.8m。按照均值a=2/5c计算，17.7m来压步距中，工作面处于顶板显著运动过程（即来压过程）工作面推进步距约为7.1m，按割煤步距0.8m计算，折合8～9个循环割煤步距。

五、顶板运动引起的矿压显现

1.支架阻力

主要以工作面基本支架受力表征矿压显现。统计范围包括工作面6条支架处压力测线的3个区域支架受力。

⑴显著运动过程支架整架工作阻力10355.38～10808.36kN。

⑵相对稳定运动过程支架整架工作阻力6003.86～6728.62kN。

⑶周期运动过程支架整架工作阻力7143.95～8312.15kN。

2.支架动载系数

动载系数是指顶板来压时支架工作阻力和来压前阻力之比值，是衡量顶板来压强度的另一主要指标。

以支架整架工作阻力计算动载系数=1.59～1.80/1.70。从动载系数衡量，3101综采工作面属于来压强烈的工作面。另外，工作面面长方向上动载系数均方差仅为0.08，说明工作面面长方向顶板来压强度相当。

六、工作面宏观矿压显现

1.3101工作面顶板初次来压过程中，工作面平均采高3.8m；顶板周期来压过程中，工作面平均采高4.5m，小于设计采高5.6m，采高偏低。

2.3101工作面顶板初次来压前，工作面煤壁整体较平整，平均片帮量在250mm以下。20##年3月27日，工作面即将进入初次来压阶段，煤壁片帮量开始增大，最大值片帮量可达1200mm，平均片帮量超过700mm； 20##年4月1日开始，工作面顶板进入周期来压过程后，工作面3个区域煤壁片帮最大值平均419～587mm，3个区域煤壁片帮值190mm，总体片帮值不大，在可控范围内。

3.3101工作面初次来压时支架单个工作循环内活柱下缩量平均下缩量约30mm，最大下缩量达50mm。在周期来压过程中，支架单个工作循环内活柱缩量最大值为23mm，最小值为13mm，平均活柱缩量为16mm。活柱缩量不大。

4.3101工作面顶板初次来压时有23个安全阀失效，有50个安全阀开启（包括23个失效安全阀），安全阀开启率为28.4%。在有效安全阀中，安全阀开启最大值为50MPa，最小值为48MPa，平均开启值为48.6MPa。安全阀开启值在整定值（47.75MPa）的波动范围为+4.8%～0.1%/+1.8%。正常回采期间来压时，工作面支架安全阀基本不开启。

七、运用“四一法则”核定3101工作面支架合理工作阻力

1.支架工作阻力4值3101工作面实测顶板来压时支架10618kN、11875kN和13132kN，加上12000kN共4个值，其中，>>>，=1257kN。

2.支架合理工作阻力R的选择原则和过程  根据工作面顶板下沉量和操作标准确定4个阻力值相对应的顶板控制效果，按照“四一法则”的原理和方法进行分析：

R=时，工作面顶板控制效果均为e=“好”，但平均超限比例A₁为48.5%和17.5%，A₁、A₂量值较大。虽然当均值阻力，工作面顶板下沉量较小，工作面顶板控制效果均为e=“好”，但存在超限比例大的问题，所以不适合做为3101工作面的合理工作阻力。

R=、和时，工作面顶板控制效果e=“好”，平均超限比例A₁分别为8.0%、11.5%和0%，A₂分别为2.9%、4.2%和0%， A₁和A₂量值较小。支架额定工作阻力、均值偏阻力和均值上阻力均可作为工作面支架合理工作阻力，即R=、、，但支架额定工作阻力与均值偏阻力仅相差125kN，支架额定工作阻力与均值偏上阻力控顶级别均为“好”，而且工作面推进415.3过程中，支架对顶板的控顶效果好，因此采用额定工作阻力（即核定R=）作为3101工作面支架额定工作阻力较为合理。

3.工作面顶板压力和支架支护强度确定  按照“四一法则”核定的工作面合理支架工作阻力R==12000kN，计算相应的支架支护强度=1.33MPa，顶板压力P_T=1.27MPa。

八、3101工作面顺槽表面位移观测

1.3101工作面胶运顺槽巷道变形量

6个测站平均顶底板移近量为51.2mm，平均最大移近速度为8.7mm/d，最大移近速度距工作面的距离为+53.9～+5.5m； 6个测站平均两帮移近量为3mm；平均最大移近速度为1.8mm/d，最大移近速度距工作面的距离为53.9～5.5m。

2.3101工作面设备列车顺槽巷道变形量

6个测站平均顶底板移近量为31.3mm，平均最大移近速度为6.7mm/d，最大移近速度距工作面的距离为+53.9～+7.8m； 6个测站平均两帮移近量为12.2mm；平均最大移近速度为2.6mm/d，最大移近速度距工作面的距离为+66.3～+5.5m。

3.3103回风顺槽巷道变形量

6个测站平均顶底板移近量为397.8mm，平均最大移近速度为36.8mm/d，最大移近速度距工作面的距离为+53.9～-165.3m；6个测站平均两帮移近量为41.0mm，平均最大移近速度为2.9mm/d，最大移近速度距工作面的距离为+53.9～-186.8m。

4.3101辅运顺槽巷道变形量

6个测站平均顶底板移近量为355.3mm，平均最大移近速度为34.2mm/d；最大移近速度距工作面的距离为+53.9～-165.3m；6个测站平均两帮移近量为81.2mm，平均最大移近速度为5.1mm/d，最大移近速度距工作面的距离为+53.9～-148.6m。

5.3101辅运顺槽和3103回风顺槽帮鼓量

3101辅运顺槽最大帮鼓量为305mm，最小帮鼓量为49mm，平均帮鼓量为146mm； 3103回风顺槽最大帮鼓量为130mm，最小帮鼓量为23mm，平均帮鼓量为78mm。3101辅运顺槽平均帮鼓量约为3103回风顺槽的2倍，帮鼓更为明显。

九、3101工作面顺槽超前支护单体工作阻力监测

1.超前支撑压力影响范围

3101工作面超前支撑压力在胶运顺槽和设备列车顺槽平均影响范围为29.6～30.35m。在胶运顺槽内，超前支护单体工作阻力会出现2～3次峰值，阻力峰值位置距工作面平均距离为18.9m、12.7m、8.3m，在设备列车顺槽内未观测的峰值阻力集中分布区域。

2.超前单体初撑力

设备列车顺槽和胶运顺槽内超前单体初撑力平均118.62～126.19kN，占规定初撑力86.0～91.4%，初撑力利用率较高。设备列车顺槽内超前单体初撑力合格率达80.0%，对巷道顶板维护能起到较好的维护效果。胶运顺槽内超前单体初撑力合格率仅为40%，对巷道顶板主动支护效果较差。

3.超前单体最大工作阻力

⑴胶运顺槽内超前单体最大工作阻力为311.28kN，超过单体额定工作阻力，超限比例达24.5%。单体额定工作阻力偏低，有压折危险。

⑵设备列车顺槽内超前单体最大工作阻力206.4kN，占额定工作阻力82.6%。

第二节 3101工作面中期矿压规律总结

一、顶板运动步距

1.3条测线部位处顶板的相对稳定步距平均值b=5.4～44.4m/15.9m，均方差6.1～11.6/8.4离散性较大。

2.3条测线部位处顶板的显著运动步距（来压持续步距）平均值a=0.8m～11.2m/5m，a=0.24c，均方差2.5～3.5/3.2离散性较大。

3.3条测线部位处顶板的周期来压步距平均值c=7.8m～46m/20.9m，均方差7.1～11.1/8.7离散性较大。

二、支架工作阻力规律

1.工作面周期来压时3条测线测得支架工作阻力10774～10930/10839kN，支架均值阻力占支架额定工作阻力的89.8%～91.1%/90.3%，此时支架工作阻力利用率较高。均方差798.3～1634/1176KN，占来压时工作阻力的7.3～15.2/10.8%，来压时工作阻力的离散性较小，表明工作面顶板压力分布均匀。

2.工作面顶板来压前3条测线部位支架工作阻力为5248～5968/5708kN，占支架额定工作阻力43.7%～49.7%/47.8%，此时支架工作阻力利用率较低。均方差1861～20##/1941KN，占来压前工作阻力的31.5～38.2/34%，来压前工作阻力的离散性较大，表明工作面顶板压力分布不均匀。

三、支架动载系数

3条测线部位支架动载系数平均值1.9；86#支架动载系数最大为2.1，工作面各支架处老顶来压强度相当，工作面老顶来压较强烈。

四、顺槽巷道变形

3103回风顺槽自20##年10月15日至20##年11月9日在20—30联巷发生局部地段顶板开裂、破碎、掉落、坠兜以及两帮煤壁片帮、肩窝处锚杆托盘变形失效、金属网断裂失效和大范围强烈底鼓等现象，给安全生产带了了很大隐患。

3103回风顺槽21～23顶板相对完整，表面干燥无淋水，部分地段顶煤鼓出，锚杆-锚索退丝显现普遍，退丝长度10～80mm，部分锚杆托盘挤压变形，未发现锚杆与托盘、金属网脱离现象，顶板锚杆-锚索-金属网组成的支护系统未失效；两帮“肩窝煤”挤出煤壁，鼓出深度100～500mm多发生在第一根与第二个帮锚杆之间（自上而下数），肩窝处（第一、二根帮锚杆）托盘弯曲变形，木制托盘破坏严重，除联巷口处金属网拉断破坏外，其余各部正帮锚杆-锚索-金属网组成的支护系统未失效。

3103回风顺槽24～26联巷顶板破坏最为严重，顶板淋水量大、煤体湿滑，从揭露的顶板裂隙来看，煤体深部侵水较为严重，顶板大面积掉落（部分顶煤掉落，掉落深度100～600mm，未发现上覆岩层冒落），金属网拉裂脱落，多数托盘弯曲变形，锚杆、锚索未出现拉断现象，顶板锚杆-金属网组成的支护系统基本失效；煤壁正帮多处锚杆撞击变形，金属网拉裂脱落，肩窝处（第一、二根帮锚杆）木制托盘破坏严重，部分地段正帮锚杆-金属网组成的支护系统基本失效。

12月21日凌晨，3103回风顺槽距离14联巷中心线约56m，距离16联巷中心线约64m地段顶板发生冒顶事故，冒顶区域长度约10.8m，冒落高度5-5.5m，滞后3101综采工作面约81m。

20##年1月16日3103回风顺槽变形情况：

1.现场观察：16联巷里侧3×3m抹角处已冒落；根据采掘工程平面图测得：顶板冒落长度共计约85m，现已经处理12m，剩余73m。

2.16—18联巷：顶板有响声，顶板网片少量裂开，帮部鼓出严重，巷道宽度约为4.0m，巷道高度2.6m—2.9m。

3.18—19联巷：巷道顶板下沉及底板底臌严重，顶板网片局部破损有裂口，顶板掉渣，顶板下沉至最上边管路处，下沉量1.0m—1.3m，巷道高度约0.8m—1.2m。

4.19—22联巷：顶板下沉至最上管路处，下沉量1.0m—1.3m，局部顶板网片有裂口，掉渣有2处，巷道高度1.8m—2.3m。

5.22—23联巷：顶板正常，底板底臌严重，巷道高度2.5m—2.8m。

6.23—24联巷：顶板下沉至最上管路处，下沉量1.0m—1.3m，顶板网片局部有裂口，巷道高度1.8m—2.2m。

7.24—25联巷：巷道顶板整体下沉，并有两处掉顶，面积2×1.2m，巷道高度1.8m—2.0m。

8.25—26联巷：副帮顶板下沉严重，巷道高度2.3—2.5m。

9.26—30联巷：顶板下沉量少，副帮网片多处裂开。

10.30—31联巷：水深1.2m。

11.31—切眼口：巷道顶板正常，副帮局部有破损。

五、3103回风顺槽顶板锚杆应力、顶板离层监测结果分析

1.20##年10月30日至20##年11月09日顶板异常发生时段，31-24联巷均在采空区后方距离工作面200～534m，其中顶板掉落、煤壁鼓兜最严重区域24-26联巷距工作面距离221～471m，均属于远离工作面后方，采动影响趋于稳定的应力稳定区。

2.根据以往的观测经验，在工作面后方约20～30m处，推进2～4d的时间内巷道应力增高系数达到最大K，其值取决于煤柱宽度，一般为2.5～3；在工作面后方约100m以外，推进时间10～13d的时间内应力增高系数逐渐降低到1.5～1.8；在工作面后方约150m以远，推进时间15～20d的时间内应力增高系数逐渐降低到≤1，即小于或等于原岩应力。表现在锚杆变形受力方面，即在工作面后方约20～30m处，推进2～4d的时间内顶板锚杆受力值最大，在工作面后方约60～100m处顶板锚杆受力值逐渐降低并趋于稳定，在工作面后方约100m以外处顶板锚杆受力值基本稳定。

3.31、30联巷在10月1日到10月27日，工作面后方249～559m阶段内，顶板锚杆受力值发生突变，2000m锚杆受力值由81kN升至97kN， 1950m锚杆受力值由92kN升至126kN，随后趋于稳定；24～29联巷在10月28日到11月9日，工作面后方221～613m阶段内，顶板锚杆受力值发生突变，1900m锚杆受力值由25kN升至115kN，1850m锚杆受力值由68kN升至117kN，1700m锚杆受力值由40kN升至138kN，1650m锚杆受力值由36kN升至117kN，并有压力继续上升的趋势；19～23联巷在10月1日到11月9日，工作面后方0～213m阶段内，顶板锚杆受力值26～78kN无明显变异。

4.结合回风顺槽现场可以看出，在24～26联巷，顶板锚杆受力异常，短时间内锚杆受力大幅度增加，3103回风顺槽顶板采用MSGLW-22/2200顶锚杆，屈服强度335MPa(约125kN)，抗拉强度455 MPa(约172kN)，托盘承载力166kN，从锚杆受力情况来看，部分锚杆可能已发生屈服变形，且处在破断边缘。

5.回风顺槽顶板离层监测结果分析

3103回风顺槽顶板离层仪由重庆煤科院施工安装，设计浅基点安装深度3m，深基点安装深度8m，采用穿孔式固定安装方式，在回风巷中每隔50米在巷道顶板中部布置一个测点。由于人为原因顺槽内顶板发生异常地段部分离层仪出现故障无法使用，现将20##年10月15日至20##年11月9日临近联巷的监测结果进行比较分析，由1300m处顶板离层仪显示结果可以看出，11月1日～11月9日离层仪所处位置位于回采工作面采动影响区域内，在工作面后方20～30m处离层值达到最大25mm，该值与以往观测情况相符。从表1中可以看出，位于顶板异常发生地段24～27联巷上方的顶板离层仪均已损坏，无法提供可靠数据来解释顶板离层情况，这对分析顶板冒落机理、顶板弯曲变形程度、离层与否、离层深度等带来了很大不便。

第三节 3101工作面末采矿压规律总结

一、工作面顶板运动步距

通过增阻速度和最大阻力判据指标结合可以更精确地确定来压。上部支架分别在距主回撤通道109m～104m、83m～80m、65m～57m的时候来压，周期来压分别为24m和18m，平均21m，影响推进距离4～8m。预计下次来压位置在距离回撤通道40m和20m处。中部支架分别在距主回撤通道为108m～106m、82m～77m、58m～54m的时候来压，周期来压分别为24m和17m，平均20.5m，影响推进距离3～5m。预计下次来压位置在距离回撤通道38m和18m处。下部支架分别在距主回撤通道为108m～106m、93m～88m、71m～68m、54m～52m的时候来压，周期来压分别为16m、20m、17m和17m，平均17.5m，影响推进距离3～5m。预计下次来压位置在距离回撤通道35m和17m处。

二、工作面超前应力分布规律

由煤壁锚杆应力计监测数据分析可知：3101工作面末采期间超前影响距离为29.5～33m，应力峰值区位于超前18.5～22m之间。

三、顺槽及回撤通道巷道变形

3月3日早班，3101副回撤通道口（设备列车）巷高3.52m，1联巷口巷高3.595m，2联巷口巷高3.475m，3联巷口巷高3.663m，4联巷口巷高3.154m，5联巷口巷高3.28m。副回撤通道底板基本全部鼓起，开裂。

3月3日早班，3101主回撤通道3联巷至胶运的正帮顶板向下1.5m范围鼓出0.4-0.6m。正帮侧煤柱上方有响声。

3月4日早班，3101副回撤通道1联巷口巷高3.474m，2联巷口巷高3.42m，3联巷口巷高3.369m，4联巷口巷高3.109m。副回撤通道底板基本全部鼓起，开裂。

3月4日早班，3101主回撤通道3联巷至胶运的正帮顶板向下2.0m范围鼓出0.4-1.0m，中部鼓出严重。

3月9日中班，主回撤通道靠近工作面支护的单体50%由煤壁鼓出导致弯曲。

工作面超前20m范围内巷道底臌变形速度快，变形量大。

第四节  地表移动阶段规律

一、3101工作面观测站的设计及布设

1.3101工作面概况

3101工作面煤层厚度5.03～6.7/6.015m，煤层倾角1～3°。地质构造简单，煤层属于易自燃煤层。3101工作面位于31采区西部，工作面一侧布置一条设备列车顺槽、辅运顺槽，另外一侧布置一条胶运顺槽、回风顺槽。工作面走向长度2503.74m，宽度300.58m。

2.工作面岩移观测站的设计及布设

3101工作面作为察哈素煤矿31采区的首采工作面设计一条全走向观测线基线长度3306m，两条半倾向观测线、基线长度600m、605m，共布设控制点8个，观测站134个，根据各观测站不同的观测需要测站间距设置为20m、40m、106和400m。

3.GPS技术观测3101工作面开采沉降

3101工作面地表岩移观测采用以GPS技术为主，四等水准测量相结合的方式进行观测。GPS变形监测技术主要采用控制点的静态定位和观测站的动态测量（RTK技术）：GPS － RTK观测结果通过静态测量的平面精度修正及四等水准测量的高程精度修正，平面精度中误差控制在8.4～9.2mm范围内，高程精度中误差控制在 0 到 15mm 之间，这种量级的差异不会影响对察哈素煤矿3101工作面地表移动与变形的解释。因此，察哈素煤矿3101工作面采用GPS -RTK观测法监测地表移动与变形，完全可以到达到传统水准方法监测地表移动的精度要求。

观测仪器采用南方灵锐GPS—S82和S₃型水准仪，每次观测条件进行严格限制以保证观测数据的可靠性。地表移动观测站建立后，分别进行观测矿区控制网连测、全面观测及巡视测量等工作。

二、3101工作面开采沉陷预测

1.概率积分法预测3101工作面开采沉陷可行性分析

3101工作面采用形状规则的矩形采区，平均采厚比92.9(大于30)，属于薄表土层厚基岩地貌，地表沉陷变形等同于基岩的沉陷变形，且地表移动和变形在时间和空间上是连续的、渐变的，具有明显规律性，因此采用概率积分法进行3101工作面的地表移动与变形的预测在理论上是合理的，技术上是可行的。

2.开采沉陷参数预计

在进行3101工作面开采沉陷预计时，用到的条件参数有：地表下沉系数（）、拐点偏移距S（）、计算开采边界L、D（）、水平移动系数b=0.3、主要影响角正切值、主要影响半径r=209.15m和开采影响传播角（即最大下沉角）=89.4⁰。

3.概率积分法预测3101工作面开采沉降

建立计算坐标系，借用相关数学软件（MATLAB）建立地表移动与变形的预测数据库，并绘制开采沉降的二维曲线：下沉、倾斜、水平移动、水平变形和曲率曲线。通过surfer软件实现开采沉降的三维可视化。最后利用山东科技大学自行研发的开采沉降软件划分3101工作面开采损坏等级。

三、观测站数据处理与变形量计算

1.观测数据整理与分析

3101工作面地表岩移观测从20##年12月到20##年11月走向线进行了21次高程和平面位置测量，倾向线进行了7次高程和平面位置的测量。3101工作面走向观测线、倾向线观测数据经过分析整理后绘制反映的地表移动变形的特征曲线：下沉、倾斜、水平移动、水平变形和曲率曲线，并计算各特征曲线的最大值及其所在位置。

2.地表移动变形角值及其相关参数

截止到20##年11月，地表距切眼400～1120m走向主断面范围内地表沉降趋于稳定，现阶段走向主断面内的角度值在一定程度上可以反映地表最终沉降值。根据2013.11.13走向观测线测量数据计算并绘制地表下沉角值曲线，得到走向主断面各类角值：边界角=70 ^o，移动角=79 ^o，裂隙角=85 ^o，充分采动角ψ=61 ^o，拐点偏移距s=58m。根据观测，3101工作面地表沉陷达到10mm时，此时工作面推进134.2m，因此启动距，3101工作面超前影响距104.4m，超前影响角76.1°。

四、地表岩移影响因素及控制措施

1.地表裂缝的发育规律

察哈素煤矿地表土层性质为砂质粘土，推导3101工作面上方裂隙深度约为3.2m～8.9m，与实测基本一致。地表大沟断面呈“U”行，小沟断面呈“V”型。开采后，地表开裂变形有2组方向，分别为平行工作面走向和垂直于顺槽方向，为张开形裂缝，地表裂缝宽度最大约800mm，裂缝深度达4000mm以上，但无明显的台阶下沉。

2.地质及开采条件对地表移动变形的影响

3101工作面覆岩属于中硬偏硬岩层条件，具有地表下沉量小，移动角值大的特点；3101工作面对应地表属高原侵蚀性丘陵地貌特征，地表松散层覆盖程度不均匀，对地表水平移动变形的分布规律的影响明显；工作面煤层属于近水平煤层，开采后，岩层的移动形式主要为法向弯曲和断裂，地表出现裂隙形式；3101工作面地表移动和变形在时间和空间上是连续的、渐变的，具有明显规律性；3101工作面倾向未达到充分采动状态，走向达到超充分采动状态。

3.建筑物变形与地表变形的关系

察哈素煤矿3101工作面上方对应地表无村庄建筑物，没有开采后建筑物实际破坏现象和数据，这里只简要介绍了一般地表变形对建筑物破坏的影响机理和方式。

第六章  储量利用情况及提高方法

一、储量利用情况

1.煤层采用厚度

3101工作面采用走向长壁式采煤法，后退式回采，全部冒落法管理采空区顶板，大采高综采一次采全高采煤工艺。

⑴要求：回采沿煤层顶板割煤，底板留0.5米底煤回采（隔离工作面水与底板泥岩层，避免直接底泥化膨胀，同时防止支架下陷）；工作面正常回采中，2个过渡支架之间，夹矸以上留煤厚度不得超过500mm，底板无夹矸时，底板留煤不超过500mm；顶三角煤回收至过渡支架处，底三角煤回收过渡要平缓。

⑵探煤厚措施：综采队利用检修时间，组织专人每旬探一次底板留煤厚度，探煤点每10个支架布置一个，间隔要均匀；以此控制底板留煤量，确保回采率。

⑶采高测量方法：每班进行一次工作面采高测量，并计算出平均采高，采高测量点每5架布置一个，间隔要均匀；每天算出日平均采高，月底算出月平均采高。

经实际测量，工作面实际煤厚4.45-6.79m（纯煤厚2.65-6.64m，夹矸厚度0.15-1.8m）；而勘探查明煤厚煤厚5.03-6.7m，平均煤厚6.015m。工作面设计采高5.7m，实际采高在3.8-5.1m之间，平均采高为4.55m。

2.动用储量：根据每月工作面平均煤厚、走向推进长度、工作面倾斜长度、煤的容重1.3t/m³，计算每月动用储量。

Q_月=走向长×倾斜长×月平均煤厚×1.3。

3101工作面于20##年12月开始试生产，于20##年3月9日结束回采，按工作面不同时期的开采块段合计得工作面动用储量529.04万t。与勘探阶段查明地质储量591.12万t相比，减少动用储量62.08万t。其中主要原因是煤厚变化。储量利用情况见表6-1。

3.采出量：工作面每月采出量以进尺为基础，根据实际探测顶底煤厚及开采面积计算采出煤量，再根据洗选部化验室化验数据进行改正后合计得实际采出量。据统计，3101工作面实际采出煤量449.9万t，计算工作面回采率为85.04%。

Q_采出量=统计产量×改正系数

回采率=Q_采出量/Q_动用量

4.损失量：损失为79.17万吨。3101工作面损失量为留底煤损失：工作面回采过程中，中间架留0.45-1.3米底煤回采损失的煤量，合计损失量79.17万t。

本工作面初采时，煤层厚度5.7米，回采高度仅3.8米左右。当回采10米左右时，采高有所增加，煤炭回收率增高，但由于回采面底板主要为泥岩及砂质泥岩，且含1-2层夹矸，底板较软，故留设底煤较多，工作面回采率较低。

表6-1                 储量利用情况表                单位：万吨

二、提高储量利用的方法

1.减少底三角煤的厚度：当顺槽底板留煤厚度超过0.5米时，超的越多，回采中留设的底三角煤截面就越大。掘进中，严格控制底板留煤厚度，确保底板留煤厚度不超过0.5米；每班进行顶底板煤厚探测，误差不得超过0.1米，提高探测数据的准确率；技术部地测科要不定期进行抽查，严格把关。

2.初次来压前，采高控制在4.2至4.5米上；初次来压后，要尽快使采高达到设计要求，减少初采期间煤量损失。

3.工作面正常回采中，沿煤层顶板割煤，2个过渡支架之间，底板留煤不超过500mm；每天进行顶底板煤厚探测，误差不得超过0.1米；技术部地测科要不定期进行抽查，严格把关。

4.工作面局部处于俯采状态时，要摸索经验，尝试尽可能减少底板留煤厚度至0.3米以内，尽最大程度回收煤炭资源。

5.严格执行顶三角煤回收工艺，技术部重点盯靠。底三角煤回收过渡要平缓。

6.加强煤机司机业务学习和技术培训工作，提高煤机司机的业务水平；设计研究煤机滚筒卧底量的直观表现方式，便于司机及时掌控卧底量。

第七章  劳动组织及劳动力配备的合理性

一、劳动组织

    两个生产班每班出勤18人，一个检修班每班出勤40人，材料员2人，合计为76人，按出勤率80%算，则应配备工人95个；区队管理人员6个。总计，在册人员应为101人。 详细班组人员配备情况见表9-1。

3101工作面劳动组织见表7-1。

    附表9-1                      劳 动 组 织 表

二、劳动力配备的合理性

1.以上人员配备只是满足正常的生产组织。生产中，两巷的管路和电缆回撤、设备列车铺轨、底鼓处理和落底、巷道及工作面排水、移设隔爆棚、防尘、支护材料回收以及生产中遇到的其它情况等，都没有具体的工种安排，只有靠班组内捎带或者外委人员处理，因此班组延点工作情况突出，职工劳动强度大。

2.工作面工程质量不能达到质量标准化要求，设备故障率高。这说明检修班人员配备水平不高，效率低，工人整体业务水平和素质不高，缺少日常培训，缺乏钻研业务的氛围。

3.末采期间，从连采一队和大泰公司抽调人员，临时给每个班组补充30个人，用于收网、放网、上钢丝绳、清理煤矸等额外工作，工作面得以维护生产。

4.由于劳动强度高，人员流动性相对大，定期需要从其他单位抽调人员或招收人员补充队伍，满足生产的需要。

5.从劳动组织表中可以看出，每班都有4人用于端头支护，人员利用率不高。建议生产班只留2人，主要用于单体液压支柱回撤，辅助少量支柱支设。余下的4人，补充到检修班，检修班安排6人主要用于超期支护支设，每班保证超前支护长度不低于40米。余下两人用于机动人员，干杂活。

6.建议加强人员培训和学习，做到一岗多能，提高人员利用率，提高劳动效率。

7.职工休息时间短。工人大多都是来自内地，按80%出勤率计算，每人每月只能休息6天，路上来回至少3天，在家的时间也就是3天。应适当增加人员职工数量，确保人员每月休息至少8天。

第八章  正规循环作业及存在的问题

一、作业方式

实行“三八”制作业形式：早班上半班检修，下半班生产；中、夜班生产。夜班0：00——8:00；早班8:00——16:00；中班16：00——24:00。每班提前1小时开班前会；井下交接班时间30分钟；日进15刀，截深按0.8m，推进12m。

二、班次安排

    1.生产班：每班生产7.5小时，工艺流程为正常割煤、装煤→移架→推移刮板输送机→端头斜切进刀→移架→推移端头刮板输送机→割端头三角煤→正常割煤、装煤→移架→推移刮板输送机。

2.检修班：上半班检修4小时，进行生产和设备的正常检修；同时负责工作面设备列车的移设、供排水管的拆卸、电缆的整理等；下半班组织生产。

三、存在问题

1.职工每班作业时间长：工作时间8小时，提前2小时起床，吃饭开会、换衣、下井，上井洗澡、召开收工会、吃饭，又得2个半小时以上，工人一个班下来至少12个小时，缺少日常培训、学习和娱乐时间。大型现代化矿井多采用“四六制”。

2.受销售影响，时常停产，影响正常生产。

3.设备故障率高，尤其是刮板运输机，对正规循环作业影响比较大。

第九章  各项技术经济指标的对比分析

3101工作面主要经济技术指标详见表9-1。

    表9-1              3101工作面主要经济技术指标统计表

　

1.工作面自20##年12月20开始生产，于20##年3月10号回采完毕，回采时间15个月。而设计回采日期为不足11个月。原因是受销售及煤矿各种证件、外销系统等基建工作的影响，其中，外销基建工作和日常销售两项制约严重。

2.地质储量损失79.17万吨。本工作面初采时，设计采高5.7米，实际生产中，回采平均采高4.55米。初采阶段采高仅仅4.0米左右；工作面底板主要为泥岩及砂质泥岩，且含1-2层夹矸，底板较软，故留设底煤较多；底板探煤工作不正常，造成底板留煤过多；勘探煤层厚度与设计相差较大，设计煤层厚度5.03-6.7米，实际在4.45-6.79米，设计损失就有41.4万之多。

3.初次来压期间，液压支架安全阀损坏多，且推移干立销损坏多，材料消耗较大。

4.设计选用单体液压支柱型号为DW40-250/110X，最大支撑高度4.0m，不能巷道支护高度的需要。后期改为型号为DW45-250/110X，最大支撑高度4.5m，适应巷道起伏的需要。支护材料额外投资。

5.3101工作面为首采工作面，设备安装结束后，需要改造、改良的地方多，消耗材料多。

6.运输顺槽超前支护设计达不到支护强度需要，后期增加木梁、∏型钢等支护材料。

7.工作面回撤通道处压力显现明显，主、辅回撤通道支护强度显著增加，材料费消耗明显增加。辅回撤通道底鼓后，硬化底板全部返工，又重新铺垫石子、沙和水泥，造成材料双倍投入浪费。

8.受工作面夹矸层的影响，刮板运输机损耗材料显著增加，且链轮老化、链条老化，使得后期的材料投入不断增加。

9.工作面材料回收率低下，尤其是支护材料，无形中造成了材料的巨大浪费。

10.回撤管路时，由于不安规定操作，野蛮作业，致使多数风水管路管口被撞变形，不能重新使用，造成回收材料的搁置浪费。

第十章  末采中出现的问题及整改方法

一、主回撤通道范围出现的问题

1.主回撤通道顶板与顺槽顶板不是同一水平，有台阶；两端头顺槽高度低，运输顺槽端头支架被压死。

2.主回撤掘进质量要求不高，两帮、顶板及肩窝处理粗糙，凸凹者多，平整度差；工字钢顶梁布置困难，排列不整齐。

3.顶底板探煤厚数据不准，间隔大，失去了指导意义。

4.顶板没有使用钢带和菱形网，锚索仅使用的托盘，顶板容易形成网兜，且网格孔太大。

5.正帮钻孔质量把关不严，致使末采中，几乎看不到装有白石灰的钻孔，失去了顶底板控制和工作面垂直度控制的作用。

6.垛式支架支护排列不整齐，维护不及时（90%支架压力达不到设计要求），没有编号，操作垛式支架不便（没有形成整套液压系统），主动支护成了“被动支护”。

7.主回撤通道两端头加强支护与设计不符，随意降低支护强度；运输顺槽侧端头，贯通时，顶板离层，下沉速记加快，下沉量达400mm以上，致使该处端头支架被压死。

8.与主回撤通道相连的联巷抹角段，没有按设计要求支护，顶板组合梁不是采用的整体工字钢，也没有采取任何兑接措施。

9.联络巷及辅回撤底板底鼓明显，硬化面失去了运输作用，又重新起底，并铺设了石子、沙子和水泥。

10.挡矸网作用不大。

二、末采贯通施工中出现的问题

1.工作面顶板直接顶破碎，支架顶梁前端漏顶者多。主要原因是工作面多数支架初撑力达不到设计要求，压力赶在煤壁内，致使煤壁压力大，支架成为被动支护。

2.工作面液压支架不直。工作面推至距离通道30米时，没有发现钻孔眼，失去了工作面调直的机会；在工作面推至15米时，第二组钻孔眼依旧失去了作用，几乎看不到。另外，采用激光定向仪调整工作面直度的措施没有实施。

3.工作面实测标高与主回撤实测标高相差比较大。综采队在进入末采后，底板煤厚探测没有正常进行，相关部门监督不力，致使底板留煤严重超过设计规定。

4.工作面推至15米上网位置时，工作面标高与主回撤通道标高相差还是比较大。综采对高差引不起重视，探底煤和卧底措施贯彻落实不力。

5.固定上网钢丝绳前，打设锚索速度慢。没有按照设计要求做好准备工作，供风胶管铺设、人员组数组织都大打折扣。

6.上网速度慢，工作面两端头网片松弛，绞盘少，收网困难。

7.采煤机上盖护板蹭网和绞盘钢丝绳。准备工作不充分，没有及时把采煤机上盖边缘的翘起铁板去掉，并采取进一步措施；绞盘滑轮悬挂位置不合适。

8.上网后，前两刀割煤速度非常缓慢。一是顶板破碎，漏顶严重，矸石掉在网片上后，压柱了网片，需要清理后才能收动网片，清理网片矸石耽误时间比较长；二是靠近机尾处150架到125架范围，采煤机飘溜过猛，溜子倾斜度严重超过设计的7º规定，使得煤机不能沿煤层顶板割煤，而是割支架前梁；三是忽视了机尾段溜子上翘坡度过大的问题，强行通过，把大面积的网片割破，又重新补网；四是150架到125架范围人为放顶，使得支架顶梁前端高翘，采煤机从支架下方过，耽误时间比较长；五是过多的矸石，造成刮板运输机事故频发，严重影响推进速度。

9.上的钢丝绳不同步。

10.贯通后剩余网片过多，平均在3米以上，支架后边多数网片没有被矸石压柱，有的甚至刚露出尾梁下端位置。一是移架时，多数带压擦顶移架，致使网片被拉长甚至蹭破；二是，架前漏矸多，压着网片，致使网片被拉长；三是网卷坠着网片，网片被拉长；四是上网晚了1刀。

11.贯通后，10架前后约8个支架顶板漏顶严重，悬顶位置距离支架顶梁1米以上，没有举顶。综采队顶板管理不善，又图省劲，怕麻烦，应付凑付，现场管理监督不力。

12.贯通后，主回撤通道正帮侧与工作面底板相差悬殊，多数底板低于主回撤通道，个别地方超过0.8米。一是最后贯通时，主回撤通道底鼓；二是综采队没有根据测量给定的工作面标高及时做好调整。

三、整改方法

1.主回撤通道净高4.5米，两端头处，顺槽里外各10范围巷道净高4.5米，且顺槽顶板与主回撤顶板没有台阶，都是煤层顶板。增加顶板下沉空间，避免端头支架被压死。

2.主回撤通道沿煤层顶板掘进；两帮要竖直，两帮、顶板及肩窝凸凹处不超过平面50mm；两帮距离中线的距离，误差不得超过50mm；每隔5米探顶底煤厚度，数据要准确，记录要详实，误差不得超过100mm；底板硬化厚度不得低于300mm。便于上工字钢梁；加密探眼便于控制末采期间底板煤厚，便于底板标高的提前调整。

3.主回撤通道顶帮采用锚网索配钢带支护：顶帮锚索排距1.6米，顶板锚索每排不低于3棵（靠近两帮位置和巷中位置），副帮锚索间距1.6米（靠近肩窝处的锚索距离顶板的超过0.5米）；顶板布置双层网（靠近顶板的一层采用菱形网，网格为50mm；另一层为钢筋网，网格为100mm的）；联巷口抹角段，采用组合梁加强支护，每个联巷口段不得少于4组，排距为1.6米，每组组合梁必须使用整根工字钢（锚索悬吊点不少于3个）。防止工作面撤架期间顶板破碎漏顶。

4.主回撤通道两端头加强支护：沿顺槽方向按间距875mm均匀布置挑梁；再垂直于巷道帮，按排距1米，均匀布置5组组合梁，组合梁的长度7米，每组组合梁用3棵10长的锚索悬吊（锚索位置布置在靠近顺槽两帮和巷中），深入主回撤通道的组合梁部分用垛式支架挑起；每组组合梁支设单体液压支柱不少于4棵；组合梁应采用整体工字钢，不得拼接。

5.与主回撤通道相连的联巷抹角段采用组合梁加强支护：均匀布置4组组合梁，排距1.6米，每组悬吊锚索不少于3棵（10米锚索），组合梁应采用整体工字钢，不得拼接。

6.正帮钻孔质量要求：自顶板以下1.3米处打设，钻孔角度要垂直于正帮水平钻进；钻孔施工完毕后，安装直径匹配的pvc管，管内充填匹配的木条和一根锚索线；钻孔深度不低于18米。这样可以保证及时被发现，并在上网前，把工作面调直，并做好采高的进一步调整工作。

7.联络巷（抹角段除外）及辅回撤底板不再硬化：临近贯通时，底鼓释放后，重新起底，并铺设了石子、沙子和水泥。

8.垛式支架补强支护：排列要成排成行；要编号管理，并及时维修，确保立柱压力符合设计要求（初撑力不小于安全阀开启压力的80%）；要形成整套液压系统，便于随时操作垛式支架。

9.去掉挡矸网。

10.末采前，在主回撤通道内，靠近正帮，向顶板45º打孔注马丽散，加固贯通段10米范围内的顶板，预防顶板来压冒顶等。末采期间，尤其加强垛式支架和工作面液压支架的管理，确保有效支撑顶板。

11.开始末采工作组织时，就要严格控制工作面底板留煤厚度，严格按照设计规定操作；严禁随意增加底板留煤厚度。末采至剩余30米贯通时，要根据测量数据和工作面实际采高，共同实时调整工作面底板标高。

12.预定网片

⑴16米的网片要分成两张：一张宽度5米，另一张宽度11米；上网时，先上5米宽的网卷；待第一个网片剩余2米时，运第二片网，并连接。

⑵每张网片上，要按800mm（根据实际需要具体规定）间距刷上漆条，即漆条位置就是上钢丝绳的位置。

⑶卷起的网片，每卷进1米，就每隔1米用相应的镀锌铁丝或者麻绳把网卷捆绑一下，确保铺网过程中每次放网时，不致于网卷无限度展开或松弛。

13.打设上网锚索准备工作：沿工作面敷设Ø58压风软管（单根长度20m），并利用Ø58变Ø25的三通连接起来，三通的出口安装Ø25球阀；Ø58压风软管上均匀布置15个这样的三通，布置5组打设锚索的人员；另准备Ø26的不锈钢钢管，内径恰好可以穿过Ø2350锚固剂，当顶板不完整时，用于往孔眼里送锚固剂。

14.工作面回采余18米时，就需要调整工作面标高和采高至与回撤通道基本一致，确保上网后，工作面不要有较大调整，回采能够平稳推进，确保铺网期间的推进速度。

15.上网后，注意网片两端，加密两端头绞盘数量，避免网片在两端头松弛；两端头网片5米范围，与钢丝绳的连接要加密，并尽可能使网边与巷道顶网连接一块。

16.打设上网锚索前，应预先把采煤机上盖护板边缘的翘起铁板去掉，并采取进一步措施，防止护板两端棱角蹭网及蹭绞盘钢丝绳。

17.上网且采煤机过后移架前，应把网片充分放开，用护帮板把网片顶至基本靠近煤壁，但不贴近煤壁，避免运输机磨擦网片；然后间隔移架，降架时，要充分降低支架且不要咬架，避免蹭破网片或者拉长网片，而顶梁前端掉落的矸石不会被网片兜住，二是顺着网片滑落至煤壁侧；铺网后，煤机卧底或者飘溜都要适度，避免大起大落；注意网片到顶板的同步性（通过网片上的漆条及上的钢丝绳判断），必要时及时调整。

18.距离贯通余5米时，进一步详细核对工作面与主回撤通道的标高和采高情况，确保贯通后，工作面底板比主回撤通道高出200左右；最后5米是调整的最后机会。

第十章  回采中遇到的其它问题及处理方法

1.采煤机检修时的防护问题：检修采煤机时，支架护帮板没有伸出护帮，有时停在工作面两端头。原因分析：怕麻烦，图省劲。正确操作方法：夜班进刀完毕后，把煤机先退至机头或机尾端头，先伸出进刀处支架的伸缩梁，再打出护帮板，最后往回拉刮板运输机，把采煤机停在进刀处即可。

2.架间监控线防护问题：架间悬吊有多束的监控线，移架时，碎石头容易砸在监控线上，造成监控线损坏，且难以检查维护。建议，在容易被砸到的地方，包裹弹性护皮。

3.转载机落地段，经常因底鼓、落地槽戗起的煤矸被垫高，行走不便，支柱柱鞋也被深埋，改柱都困难。但是清理时，矸石转运困难；矸石到端头支架位置后，有效巷道高度减少，端头支架升降空间显著减小不利于安全出口管理。处理方法：转载机上盖板做成间隔5米一个的小翻盖窗口，停机清理时，打开小翻盖，把矸石可由小翻盖窗口清理进转载机内；不用时，盖上小翻盖，并上紧螺丝。实际生产中，起桥段底板应经常卧底，保证巷道高度，否则就容易出现端头支架升降空间减小，一旦遇到顶板来压，巷道顶板快速下沉，就容易出现压死支架现象。

4.单体液压支柱防倒装置：现场超前支护多使用反光带配防倒绳作为支柱防倒装置，比较松弛，不利于现场实际需要。建议至少采用一道连杆防倒装置，其优点如下：

⑴单体液压支柱高，当把支柱扛到支设的位置后，两人招呼好，安装上连杆防倒装置后，一个人就可以登高，扶柱子方便、轻快，柱距找正也快（连杆的长度基本统一），支设单体液压支柱时可以节省一个人工。

⑵巷道底板硬化面容易底鼓倾斜，当超前支护单体液压支柱因倾斜崩倒时，有连杆硬性连接，可以有效限制其崩倒方向，最大程度降低伤人事故。

而反光带和防倒绳都达不到这样的效果，而且支设单体液压支柱时，还得需要3人操作。

5.地质构造预报不详问题：20##年7月，由于地质构造预报不详，致使回采工作准备不充分，再加上综采队重视程度不够，致使在工作面出现大面积夹矸后，工作被动，机电事故多，严重影响了正常生产组织。

6.现场施工牌板悬挂不全，且错误多，更换不及时。综采面，牌板做的全做的好是个脸面，没有又不行。现场需要准备的牌板有：设备布置图（里面有各种设备简介、超前支护断面图、工作面液压支架空顶距说明附图）、工作面平面图（附带有巷道支护断面图）、煤层柱状图（显示煤层顶底板岩层性质）、供电系统图、各种系统图、开工护照、综采队简介、各种岗位操作规程及岗位操作安全规程、其它需要说明的等牌板。

7.设备列车移设：措施规定，使用木柱做压柱和戗柱，但是操作中，使用的是单体液压支柱，且使用数量达不到设计规定；阻车器的使用不规范。应统一起来，严格按照措施规定操作；区队跟班及管理必须严格要求。

8.单轨吊锚杆打设：根据单轨吊的情况，锚杆间距应为1.2米，外露长度在150～250mm之间，连接环与螺丝帽之间应配一个垫片（防止连接环从螺丝帽处穿过）、螺纹处应涂油质防锈（便于安装和拆除连接环）。

9.末采期间风量控制：随着工作面的不断推进，工作面通风阻力会不断减小，末采期间，要适当安设挡风莲，并减少主、辅回撤漏风，避免风流自工作面或者主、辅回撤短路，造成风量浪费。

10.注浆管路的铺设与应用：现场操作中，末采期间，重新在运输顺槽人行道侧铺设注浆管路，高低起伏，在支柱中间穿梭，甚至被支柱压断。建议，在靠帮侧端头支架后面拖着30米的注浆管路，当需要注浆时，用软胶管把采空区的管路与正帮的注浆管路连接，即可达到注浆目的；而且不用频繁投入注浆管路。

11.防灭火中的经验总结：3101综采工作面回采过程中，采用了以喷洒阻化剂、注氮为主，以灌浆、注三相泡沫为辅的防火措施。阻化剂喷洒采用人工喷洒的方式，每班喷洒数量为90kg，阻化剂与顶板淋水混合后形成胶体，粘附在煤体缝隙内，有效防止深部煤体与氧气接触，做到防火的目的；通过3103回风顺槽侧一般防火密闭的措施孔，每日不间断向采空区内注入氮气，氮气浓度达97%，每日注氮时间为10h；在采空区低洼地带，采用灌粉煤灰浆的方式防火，通过浆液的流动，带走采空区内遗煤散发的热量，并有效隔绝其与氧气的接触。通过对采空区观测，现未发现采空区内存在高温或遗煤自燃征兆。

12.两隅角有毒有害气体的情况：3101工作面进风隅角为采空区漏风的上风侧，无有害气体异常情况。3101工作面回风隅角属采空区漏风下风侧，有毒有害气体主要为甲烷、一氧化碳。工作面推进过程中，瓦斯浓度为0.01%-0.52%，平均0.3%，一氧化碳浓度为0-23ppm，平均为21ppm。工作面推进中，无硫化氢、乙烯、乙炔等有害气体溢出。

13.采空区有毒有害气体的成分与推进速度的关系：采空区采取多项防火措施，在工作面推进中，采空区内有害气体为甲烷、一氧化碳，在工作面推进中，未出现其他有毒有害气体。但在推进不正常的3、4、5月，采空区内一氧化碳气体浓度、二氧化碳气体浓度处于不稳定状态，具有一定的自燃隐患。

14.防止采空区遗煤自然发火需要做的工作：

⑴加快工作面推进、回撤和封闭速度。根据周边矿井预防煤层自燃的实践经验，要达到防止采空区遗煤自燃，工作面月推进度应达到300米以上。

⑵减少向采空区丢煤，提高回采率。综采工作面开始割煤后，尽快升起液压支架，实现沿顶回采，尽最大可能减少采空区丢煤。

⑶及时放顶，减少采空区漏风。超前一定距离完成上下隅角退锚和剪网，采取切实有效措施做好放顶工作，严禁采空区大面积悬顶。

⑷3101顺槽联巷一般防火密闭施工质量不可保证，部分密闭未按设计要求实行施工，造成一定安全隐患，通防部多次下达隐患整改单及实行处罚，但改观效果不良。根据实践，“一通三防”设施构筑与维护方面，将生产安排与监督管理分开存在很大的矛盾性及脱节性，诸多工作因部门间沟通不充分及程序繁琐，导致通风设施尤其防火工程施工不及时的现象，因此建议“一通三防”设施构筑与维护工作交由通防部统一管理，提高管理效率。