3101工作面采后工作总结.docx

《3101工作面采后工作总结.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《3101工作面采后工作总结.docx（45页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

1、察哈素煤矿3101工作面采后工作总结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：2014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会审时间会审地点主 持 人组织单位参加编写人员张智山 胡宝岭 李洪玉 杨 军 马建利 赵海生 李良红邓 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

2、孔繁龙 参加会审人员技 术 部采掘副总生 产 部安全副总通 防 部机电副总安健环部机电矿长机 电 部掘开矿长计 划 部安全矿长物 资 部生产矿长总工程师矿 长 审查意见栏 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2

3、2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1、 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81.2100.9m、268.2294.1m及2247.42310.9m

4、范围，有三处居民房屋；地面标高+1305.2-1380.7m。2、 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13。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

5、，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预测情况项目煤层总厚（m）纯煤厚（m）夹矸厚（m）夹矸层数岩性煤层稳定性最小5.18 5.03 0.151层夹矸，灰白色砂质泥岩较稳定最大7.10 6.70 0.42层夹矸，灰白色砂质泥岩平均6.42 6.02 0.42层夹矸，灰白色砂质砂岩实测情况最小4.45 2.65 1.81层夹矸，灰白色细粒砂岩较稳定最大6.79 6.64 0.151层夹矸，灰白色砂质砂岩平均说明:煤层整体厚度稳定,煤层结构简单。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，

6、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-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）

7、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Mad (%)（水分）Ad (%)（灰分）St (%)（硫）Vdaf (%)（挥发分）Qnet,d(MJ/kg)（低位发热量）工业牌号5.1-9.554.19-11.210.34-0.4332.61-37.6528.05-30.5BN31 表1-3 3101工作面煤层顶底板对比情况分类岩石名称厚度(m)岩 性 特 征预测顶底板情况老 顶砂质泥岩、中粒砂岩9.15-24.8518.7灰色，以石英，长石为主，分选较好，半

8、圆状，含少量云母碎屑，泥质胶结，炭质线理发育。直接顶砂质泥岩、粗粒砂岩1.01-9.595.96灰色，块状，致密，平坦-贝壳状断口，含植物叶化石碎屑，含黄铁矿薄膜。直接底泥岩、炭质泥岩0.85-1.81.23灰色，块状，平坦状断口，含较多植物化石碎屑。老底砂质泥岩、粗粒砂岩5.35-14.159.2灰色，块状，贝壳状断口，粘土质含量较多。实测顶底板情况老顶砂质泥岩、中粒砂岩18.9-24.9灰色，细粒砂质结构，块状构造，主要成分为长石、石英、云母，具水平层理，泥质胶结，分选较好。直接顶砂质泥岩、粗粒砂岩1.01-5.3灰色，粉砂质结构，具水层理，由粉砂及粘土组成，泥质胶结，局部夹薄层细粒砂岩直

9、接底泥岩、炭质泥岩0.85-1.81.23灰色，块状，平坦状断口，含较多植物化石碎屑。老底砂质泥岩、粗粒砂岩5.35-14.159.2灰色，块状，贝壳状断口，粘土质含量较多。第五节 地质构造情况掘进期间，3101设备列车顺槽430.2529m顶部有一层厚0.10.3m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

10、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预测构造情况1.本工作面煤层底板总体为向南倾斜的单斜构造，局部段略有起伏，在3101设备列车顺槽距切眼1818.7m，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。2.工作面夹矸情况：工作面煤层底部普遍赋存12层，厚0.150.25m，由砂质泥岩、泥岩组成的夹矸。3101设备列车顺槽430.2529m顶部有一层厚0.10.3m的夹矸，岩性为砂质泥岩。预计夹矸范围由3101设备列车顺槽到3101运输顺槽逐渐变小，对回采煤质影响较大。实测构造情

11、况1.设备列车顺槽距切眼1818.7m处断层向工作面内延伸8m，对工作面造成影响较小。2.3101工作面回采至457.7m时，工作面内出现夹矸，夹矸厚度0.1-1.8m，岩性为细粒砂岩，夹矸分布于工作面煤壁中上部，整体呈中间厚，两边薄，局部为2-3层夹矸与煤层互层。对工作面回采造成较大影响。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

12、见表1-5。表1-5 3101工作面涌水对比情况预测水文情况正常涌水量100m3/h、预测最大涌水量160m3/h。实测水文情况正常涌水量18m3/h，涌水量最大59.1m3/h。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类，容易自燃，自然发火期为23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

13、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12层，厚0.150.25m，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

14、理：煤层倾角为13，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。3、 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

15、布置方式。2.主回撤通道位置选择：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）。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5050mm，另一层为钢筋网，网格为100100mm。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

16、须90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。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。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。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

17、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

18、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。4、 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3001601620mm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

19、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

20、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

21、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。68. 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2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

22、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

23、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3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

24、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

25、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。3、 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

26、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AQ62012006AQ10292007使用管理规范和技术要求及管理规定。AQ62012006AQ10292007

27、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AQ10292007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

28、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

29、量，降低了职工的劳动强度。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。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。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

30、，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。二级护帮板互帮效果差。二级护帮板旋转角度小于180，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。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

31、在500mm左右，而配置的是双伸缩立柱，不起作用，又浪费。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。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。支架推移立销易损坏，更换也困难。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.

32、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。刮板强度低，易折损。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

33、13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

34、向割煤，往返一次割两刀。牵引方式：电牵引。牵引速度：平均速度6.49m/min。进刀方式：端头斜切式进刀。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-31020/1250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、DJS160/320/3500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ZY12000/28/63液压支架进行支护。最大控顶距为4439+701+800=594

35、0mm，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

36、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（2013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

37、。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

38、面遇到夹矸以及块石多时，机头处容易掐断刮板，甚至断链。2013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

39、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

40、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24.1530.50m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15.5524.9m，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10.033.7MPa，平均单轴抗压强度为21.6MPa，属于中硬偏软岩层。二、综采工

41、作面支架工作阻力对工作面所使用的基本支架，即ZY12000/28/63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13

42、1#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

43、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

44、.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MZ=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017.2/13.3m，周期断裂步距07.0/5.4m，悬顶系数01.6/1；第二层直接顶初次断裂步距10.119.3/16.5m，周期断裂步距4.17.9/6.7m，悬顶系数12.0/1.5；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

45、知3101工作面老顶由14层岩层组成，老顶厚度18.924.9/23.2，主体岩层为厚度15.5524.9m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2013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35m，预计直接顶初次垮落步距为10.121.0m，垮落高度约1.015.3m。正常回采期间，部分直接顶随采随垮，垮落高度约13m。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a6.8m。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89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。显著运动过程支架整架工作阻