大倾角综放开采技术研究

1、.淄矿集团葛亭煤矿大倾角综放工作面开采技术研究一、矿井基本情况葛亭煤矿位于山东省济宁市任城区境内，距济宁市区14km，行政区划属任城区二十里铺镇及长沟镇管辖。开采范围内地形平坦，地势东北略高，西南稍低，地面标高为+37.04+41.28m，平均为+38m，自然地形坡度为万分之七。矿井以西有京杭大运河，汛期有记录的最高洪水位标高为+36.67m，最大流量为626m3/s(1964年9月6日)，枯水季节河水减少甚至断流。京杭大运河在矿井西南4km处向南注入南阳湖。南阳湖有历史最高湖水位标高为+36.86m(1957年7月15日)。葛亭煤矿距济宁市区14km，交通发达，运输方便（见图1）。105国道

2、（北京珠海）从本矿井东1.88km处通过，南部有327国道和济宁梁山公路，并于105国道相连；连接京沪、京九两大南北铁路干线的新（乡）荷（泽）兖（州）石（臼港）铁路，从本矿井南部15km处通过，设有济宁及兖州西站；京杭大运河在该矿井西南4km处向南注入南阳湖，为重要的水上运输通道。图1 交通位置图二、矿井地质、水文地质情况（一）井田地层矿井内地层自上而下有第四系、侏罗系上统蒙阴组、二叠系上统上石盒子组、下统下石盒子组和山西组、石炭系上统太原组、中统本溪组、奥陶系中下统，现分述如下：1、第四系（Q）厚190.70270.90m，平均235.95m，矿井中部厚，向四周变薄。由粘土、钙质粘土、砂及砂

3、砾层组成，分上、中、下三段。本系属河湖相沉积与下伏地层呈角度不整合接触。2、侏罗系上统蒙阴组（J3）钻孔揭露最大残厚594.59m，主要分布在井田南部。分上、下两个亚组。上亚组主要由灰、深灰至灰绿色粉、细砂岩组成，夹泥岩和泥质条带。下亚组主要为一套紫灰色、暗紫色和砖红色中、细砂岩，夹粉砂岩和泥岩。与下伏地层呈角度不整合接触。3、二叠系（P）上统上石盒子组（P21）：最大残留厚度273.70m，平均122.57m。主要由灰、灰绿色中、细砂岩和黄绿、灰紫等杂色泥岩与粉砂岩组成，底部B层铝土厚05.87m，平均2.00m。下统下石盒子组（P12）：揭露厚度11.6085.00m，平均53.37m，由

4、杂色泥岩、粉砂岩及灰绿色砂岩组成。下统山西组（P11）：本组地层厚53.7992.80m，平均72.20m，有剥蚀现象，为含煤地层中的主要含煤岩组，本组由砂岩、粉砂岩、粉、细砂岩互层、粘土岩、煤层组成，本组内含煤5层(1、2上、2下、3上及3(3下)煤层)，其中3煤层厚度大，储量丰富，为本区主采煤层，位于本组的下部。3煤顶板以上有一层浅灰灰白色中砂，厚层状，相对稳定，该砂岩厚度大，特征明显，是较好的标志层。在3煤层底部有一厚层粉砂岩与细砂岩互层，具透镜状层理及生物搅动构造，是重要的标志层。本组地层北部有岩浆侵入，岩浆岩多呈厚层巨厚层状，侵入层位多在3煤、3煤以上软弱地层，将煤层吞蚀或变质为无烟

5、煤、天然焦。4、石炭系（C）上统太原组（C3）：地层正常厚133.25225.37m，平均172.43m。主要由深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩、粘土岩、灰色细砂岩、夹薄层灰岩及煤层组成。泥质含量较高，砂岩比率较低，属海陆交互相沉积。东部有岩浆侵入，将煤层吞蚀或变成天然焦。本组含灰岩12层，其中三、十下灰厚度大且稳定，五、七、八灰较稳定。含煤22层，其中16、17煤层较稳定，大部分可采。5、奥陶系中下统（O2O1）：为厚层石灰岩，厚800m左右。主要为灰及棕灰色厚层状石灰岩、豹皮灰岩，岩溶较发育，是本区主要含水层。（二）地质构造及构造类型图2 矿井构造示意图矿井处于济宁煤田鲁西南断块坳陷区的济宁地堑西

6、侧。全矿井明显表现为一近南北向的向斜褶曲，构造的北端、翼部倾角较陡，轴部较缓，因受南北向、近东西向及北东向三组断层的切割，基本被分解为几个地层块段，形态不完整。区内主要发育有近南北向断层，同时由于受南北两侧东西向构造带的控制，仍然存有东西向断层。构造类型为复杂偏中等（见图2）。井田内落差10m以上的大中型断层89条，其中落差大于100m的12条，50100m的12条，2050m的32条，1020m的33条。井田东北部有燕山晚期较大规模的岩浆岩侵入体，侵入太原组下部至山西组顶部地层之中，其侵入层位、深度、侵入体的层数、厚度均有较大变化。对3、16、17煤层的煤厚、煤质均有不同程度影响。8勘探线以

7、北大面积的3煤层及F7断层以东16、17煤层局部被吞蚀。根据三维地震勘探和实际揭露资料，井田内共发现陷落柱13个（均不导水）。最大的陷落柱X1在工业广场西南侧，F8断层穿过该陷落柱，剖面上呈近似锥形，在3煤处表现为一长轴250m，短轴170m的椭圆，上部塌至新生界底向上80m左右，下部直到奥灰。该陷落柱南部陷落幅度较大，内部支离破碎，北部陷落幅度较小，内部地层相对完整。（三）水文地质情况葛亭煤矿位于区域水文地质单元的西北部，西、北界均为奥灰隐伏露头，奥灰属级中等富水区，是煤系各主要含水层的补给水源，为本矿井的补给边界，东界人为边界距唐阳断层12km；南部以F11断层与运河煤矿为界，断层落差大于

8、120m，南升北降，矿井内各主要含水层与对盘奥灰对口接触，因而也有可能成为本矿井补给水源。井田共有六个主要含水层组，自上而下依次为第四系砂层、3煤顶底板砂岩、三灰、岩浆岩、十下灰和奥灰。1、第四系砂层：第四系分上、中、下三组，上、中组均为强富水含水层，下组为粘土隔水层（S8-1和1301孔抽水试验资料：水位标高+25.64m，q=0.0008780.01319L/s.m，k=0.031250.7229m/d，富水性极弱），有效阻止了上、中组砂层水的下渗补给。2、3煤顶底板砂岩：顶板砂岩厚3.4039.85m，平均18.32m；底板砂岩厚4.7021.10m，平均11.75m。顶、底板均以细砂岩

9、为主，为弱富水含水层（S7-5和S8-1钻孔抽水试验资料：水位标高+32.69m，q=0.0030680.00608L/s.m，k=0.001590.0174m/d），通过130和230采区的实际揭露，3煤顶底板砂岩基本不富水。3、三灰：厚3.807.35m，平均5.28m，为弱富水含水层（N7-5和S8-2钻孔抽水试验资料：水位标高+32.65m，q=0.0002090.003131L/s.m，k=0.0040260.07993m/d），随深度增加富水性减弱。三灰水量以静储量为主，易于疏干。4、岩浆岩：井田东北部有较大规模的岩浆岩侵入，单层厚度0.40231.37m，平均107.80m。漏水

10、孔率50%，为富水不均匀的强富水含水层（N9-7孔抽水试验资料：水位标高+33.00m，q= 2.0513L/s.m，k=1.432m/d，属强富水含水层；-500m大巷实际揭露不富水，5302轨道顺槽施工26m时巷道左帮出水，水量20m3/h）。5、十下灰：厚3.458.80m，平均5.35m，富水性不均一，为弱强富水含水层（水位标高+31.77+33.77m，q=0.0023320.9664L/s.m，k=0.830117.5952m/d），随埋深增加富水性减弱，是16煤的直接充水含水层。6、奥灰：是开采3、16、17煤层的间接充水含水层，漏水孔率32.3，充水空间发育。单位涌水量为0.0

11、060180.622L/s.m，水位标高为31.5934.98m，富水性中等。3煤矿井充水因素有三个：3煤顶底板砂岩、三灰和岩浆岩水。开采实践证明，3煤顶底板砂岩水和三灰水，水量以静储量为主，易于疏干，不会对安全生产造成威胁。F2断层以东、F7断层以西、岩浆岩侵入范围内，由于岩浆岩富水性强，再加上有的断层使3煤层与奥灰、十下灰间距缩小或对口接触，矿井充水因素增多，水文地质条件将会复杂。因此，本矿井采3煤时的水文地质条件属于裂隙类简单中等型。目前矿井正常涌水量442.4m3/h，矿井最大涌水量479.8m3/h。（四）影响开采的其他因素1、可采煤层顶、底板岩性3煤层直接顶板为粉砂岩，厚度2.04

12、m，次为泥岩，平均厚2.54m，为较稳定顶板；老顶为中砂岩，厚17m；底板以泥岩为主，厚1.45m，次为粉砂岩和细砂岩，属不稳定较稳定底板。2、瓦斯3煤层瓦斯相对涌出量1.791m3/t，属低瓦斯矿井。3、煤尘爆炸性及自然发火倾向性3煤层爆炸指数40.87%，3煤层自燃发火等级为级，3煤层最短发火期31天。4、地温及地应力工作面位于地温正常区，平均地温梯度1.49C/100m；由于工作面位于大断层附近，裂隙发育，岩层破碎，原始构造应力已有所释放，应力以大地静力场型为主，即主要来自上覆地层的重力。三、矿井生产建设情况1、矿井于1999年2月6日正式开工建设，主、副井筒于1999年11月24日贯通

13、。2001年1月10日正式移交生产管理，设计生产能力60万t/a，服务年限51.1年，当年生产原煤106万t。2006年核定生产能力120万t/a。主要可采煤层3、16、17，平均总厚8.50m；其中3煤层，平均厚度6.35m，倾角平均15，最大倾角53，属较稳定煤层。截止到2009年底矿井累计生产原煤1200余万吨。现生产工作面为330采区的3301工作面。2010年4月-6月矿井回采的2313工作面最大倾角达到49，并实现了安全生产。2、矿井开拓布置。矿井采用了立井开拓，水平大巷、采区上、下山开拓布置方式。第一水平为-386m水平，从井底车场开拓了386m水平的东、西翼大巷。第二水平-50

14、0m水平，从-386m水平东翼轨道大巷通过主、副暗斜井延深至500m，在-500m水平布置了-500m水平大巷。从各水平大巷掘进采区车场和上下山布置了各采区。3、通风方式。矿井采用立井开拓，中央并列式通风，通风方法为抽出式，副井进风，主井回风。四、大倾角综放工作面开采技术研究（一）2313工作面情况1、工作面布置。2313外下工作面是230采区西翼下山第四个回采工作面，工作面轨道顺槽、切眼沿煤层底板掘进，胶带顺槽沿煤层顶板布置，矩形断面，支护形式为锚网索支护。工作面长65m（平距），推进长度328m，煤厚平均6.5m，煤层倾角32.0-49.0，平均42，基础储量19.4万吨。2、工作面装备及

15、采煤方法工作面装备：ZF4200/16/26型低位轻型放顶煤液压支架52架， MG150/368-WD型大倾角交流变频调速电牵引采煤机一部，SGZ-630/264 型前、后部刮板运输机各一部。工作面采用倾斜壁式后退式综合机械化放顶煤采煤法，割煤高度2.3m，放煤高度4.2m,采放比为1:1.83，割煤深度为0.6m。液压支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤，放煤采用“两刀一放”,双轮顺序放煤,放煤步距1.2m。工作面老顶初次来压后开始放顶煤，距停采线10m时停止放顶煤。工艺流程：割煤(机尾向机头)移架空机返回推前部运输机(机头向机尾) 拉后部运输机(机头向机尾)采煤机斜切进刀割煤移架空机返回 推前部运

16、输机采煤机斜切进刀放顶煤拉后部运输机(机头向机尾)。3、工作面生产情况。工作面自4月2日开面试生产，至6月14日撤面创条件结束，整个开采过程实现了大倾角安全生产。工作面共回收煤炭16.94万吨（4月份开始生产26天产量57533吨，5月份生产26天产量88800吨，6月份生产7天产量23100吨），资源回收率达到87.3%。其中5月份生产天数26天产量达到8.88万吨（按30天计算超过10.25万吨），最高日产3828吨（5月26日），平均日产3415吨，工作面回收率达到91.2%。（二）大倾角工作面生产存在主要问题1、顶板管理方面工作面极易漏顶由于工作面倾角大，当遇到断层等地质构造造成顶板破

17、碎时，一个支架发生漏顶时，极可能造成上侧相邻支架发生漏顶现象，从而造成大面积漏顶事故。出现这种情况的原因主要有：支架出现咬架、挤架、超高、错台等现象时容易造成工作面顶板漏顶。工作面顶板周期来压或遇到断层构造等造成顶板破碎导致面前漏顶。支架后部放煤过度或因架间间隙过大、支架尾梁掩护不利等因素造成漏煤导致漏顶。支架初撑力不够造成控顶不及时。工作面片帮控制不及时，顶煤从面前漏开导致漏顶。端头管理难度大大倾角工作面采用伪斜开采控制运输机和支架的下滑，造成下端头支架与巷道端头支架形成一定的夹角，当夹角较大时，造成间隙过大，控制不力时容易造成漏顶。2、工作面设备工作面支架极易倒架和下滑通过统计分析认为大倾

18、角放顶煤液压支架在工作面的失稳、倒架及其趋势主要有以下几种： 整体向下倾倒、支架前部下滑、支架后部下滑、支架整体下滑、支架底部下滑导致支架向上倾倒、支架前端顶梁向下低头、支架前端顶梁向上抬头等。从影响因素来看，影响综放支架失稳倒架的主要因素有综放面地质条件、综放支架本身特点、综放面围岩本身特点、采煤工艺以及人为管理因素等五个大的方面。第一，大倾角综放工作面地质条件对综放支架稳定性的影响是客观的，这些因素主要表现在：工作面倾角的影响。在大倾角工作面，由于倾角的影响，支架会出现一个沿煤层倾角方向的下滑分力，该分力的作用结果造成支架存在以支架下部边缘为回转中心的倾倒翻转趋势，而且随着倾角的增大，由下

19、滑分力作用引起支架下滑、倾倒的趋势上升。而顶板煤岩体则存在一个自然安息角，如果煤层倾角大于煤岩体自然安息角，则顶板煤岩体就会有沿顶板向下运动的趋势，从而对支架产生一个向下翻倒的力矩，影响支架的稳定性，而且随着煤层倾角的增加，这个趋势越来越明显。顶板破碎局部冒顶影响。工作面回采时，由于存在有断层、褶曲等破碎带的影响，顶板（煤）破碎、冒落，支架支撑在顶板（煤）上的着力面积的减小导致支架支护力降低，从而影响支架对顶板的控制，形成顶板冒漏和支架失稳的不良循环。因此，顶板破碎冒漏是造成支架失稳倾倒的主要原因之一。第二，液压支架本身特点也会影响到支架在使用过程中的稳定性，主要表现在以下三个方面：支架初撑力

20、及工作阻力的影响。在液压支架正常工作状态下，由于支撑力的存在使支架顶梁和底座均匀的与顶煤和底板接触，由此产生的摩擦力对于控制支架稳定起着重要的作用。如果支架的初撑力过低，必然会影响稳定支架作用的摩擦力的大小，因而也会影响顶板的稳定性，严重时可能会导致顶板出现破碎冒漏等现象，从而影响支架的稳定性。液压支架本身故障的影响。除了综放工作面的生产地质条件对液压支架稳定性的客观影响外，支架本身的故障导致的支架支撑失效是严重影响支架稳定性的主观原因。这主要包括支架的泄漏串液故障、机械零件故障以及管路泄漏与压力损失故障等。据统计，液压支架失效故障的所有原因中，支架泄漏串液故障是占的比例最大，约占支架总故障的

21、80%以上。因此，在综放面加强支架管理，检修班严格执行支架质量检测与维修，及时发现支架泄漏串液故障并进行维修，降低支架本身的故障率是保证液压支架稳定性的重要前提之一。支架本身有无防倒防滑设置。一般的综放支架本身没有安装适用于大倾角开采的防倒防滑装置，这样情况下，就只能开采缓倾斜煤层，在大倾角条件下使用综放开采技术，就必须采用具有防倒防滑装置的综放支架。第三，大倾角综放面围岩本身特点也是影响支架稳定性的主要因素之一。采高影响。根据支架的特定结构分析，随着支撑高度的增大，液压支架重心不断增高，在工作面倾斜角度不变的情况下，由支架自重的下滑分力引起的翻转力矩随之增大，支架发生失稳倒架的可能性也相应增

22、大。综放面冒顶片帮的影响。大倾角煤层工作面围岩移动的显著特征是除工作面顶板变形、破坏和移动外，工作面底板也会产生变形、破坏和滑移。一般情况下，工作面顶、底板的移动趋向相同，但移动速率不同。因此，由速率差而引起的位移差必然会对工作面单个支架的稳定性产生影响，继而对整个工作面支护系统产生影响。综放面发生冒顶、片帮对综放支架稳定性的影响是必然的。端面冒顶导致支架顶梁受力不正常，使支架整体受力不均匀，从而可能导致支架出现抬头或者低头现象；而支架工况的不合理是导致支架失稳的重要原因，支架的失稳又会造成综放面端面出现更大的煤岩体失稳情况。因此，端面冒顶、片帮和支架失稳是一个互相影响的循环，两者之一控制不好

23、便可能造成恶性的端面事故。松软底板(或留底煤)的影响。底板松软或者底煤的存在使得支架底座位于比压较低的着力基础之上，支架在支撑力和重力的双重作用之下有向底板方向俯冲的趋势，使支架从底座前端开始压入底板，造成支架顶梁向下低头，从而恶化了支架的工作状态，是造成支架倒架的又一个原因。 第四，综放面的采煤工艺也是影响综放支架稳定性的重要因素。在大倾角条件下，综放开采的顺序与工艺能够影响到工作面生产设备的稳定性，比如采煤机割煤顺序为从上往下割煤有利于减小牵引阻力和防止采煤机下滑，从而减小了工作面刮板运输机下滑的概率，而刮板运输机下滑带动液压支架下滑是液压支架发生位置变化和失稳的原因之一。工作面布置方式也

24、可以影响到综放支架的稳定性。其中，把工作面调节成伪斜开采是提高大倾角采煤工作面生产系统稳定性的方法之一。工作面伪斜是指工作面沿伪斜布置，沿垂直于伪斜方向推进，即沿走向方向工作面下端头超前上端头一定距离。这样布置一方面可以减小工作面倾角，另一方面多次推输送机拉架后，输送机和支架可明显上窜，抵消或减少输送机与支架的下滑量，从而加强整个工作面系统的稳定性。大倾角放顶煤开采的顶煤运移规律的影响。这主要从两个方面影响工作面支架的稳定性， 一是顶煤运移规律通过影响放煤工艺的选择而影响支架的稳定性；二是大倾角工作面下部顶煤的移动规律直接作用于支架，影响支架的动态稳定性。两个因素相互影响，共同作用于支架。第五

25、，人为管理因素对综放支架稳定性的影响主要体现在工作面现场使用管理技术和操作水平两个方面：管理技术因素主要体现在支架管理制度的制定和管理方面。首先，要针对不同的支架型号根据支架说明书制定符合实际情况的支架具体操作与管理制度，严格杜绝在制定制度时不根据实际情况随意制定支架操作过程与方法；其次，根据此制度和规定对综采队支架操作工和维修人员进行专门的培训和指导，使他们从理论和操作方法上认识到支架管理制度的必要性，并在生产过程中对支架操作工和维修工的工作情况进行检查。在操作水平因素上主要体现在支架具体使用和操作人员的操作习惯、操作方式和操作过程三个方面。在对支架操作人员进行培训以后，支架操作人员在实际生

26、产过程中的操作习惯、方式和过程也是影响支架稳定性的重要因素，特别不同的操作过程对支架稳定性有很大影响，这直接关系到支架运行状态和性能的发挥。根据以上分析，要想保证大倾角条件下液压支架的稳定，不出现下滑与倒架现象，需要在五个方面进行控制。综放面地质条件是客观存在的，需要对其进行全面的掌握，从而制定相应的开采方案。在支架的本身影响因素方面，在液压支架已经选定、支架初撑力和工作阻力已定的情况下，要降低液压支架的故障率，就必须先对液压支架的故障进行检测与排除。另外还需要在人为管理因素、综放面围岩特点以及开采工艺等方面进行综合考虑，从而确定复杂条件大倾角综放面支架稳定性的控制方案。前、后部运输机下滑工作

27、面倾角大，前、后部运输机下滑力大于摩擦力，导致前、后部运输机下滑。前部运输机下滑造成支架推移连杆向下侧摆，拉移支架时使支架向下侧摆错动，使工作面支架前梁错台甚至出现咬架现象。后部运输机下滑使后部拉移油缸出现侧向力，易损坏油缸，并且使支架尾梁向下侧滑，容易导致咬架。采煤机电缆下滑采煤机电缆采用U型拖移槽，当采煤机自上端头向下割煤时，采煤机电缆拖移装置折弯处在采煤机上侧，若无防滑措施，当折弯段至采煤机段过长，电缆拖移下滑力超过摩擦力，采煤机电缆将急速下滑，致使电缆拖移跑出电缆槽甚至撞伤、擦伤下侧人员，或者使电缆拖移进入前部运输机，造成事故。3、现场管理煤矸极易滚落伤人工作面倾角大，在割煤、移架过程

28、中，上方煤矸容易滚落砸伤下方工作人员。增添、回撤支架工序复杂，难度大在回采过程中，随着工作面倾角的变化，工作面开面时长度75.5m，最短时为72m（停采处），最长时达到81m（工作面推采至190m处），在回采前期要增添3个支架，后期回撤6个支架，大倾角条件下频繁增添、回撤支架，施工过程中支架的防倒和运输问题为安全生产带来隐患，施工难度大。（三）采取重要措施1、回采工艺上采取的措施改变顺槽布置层位，制造工作面下端头留设防倒弧。将常规沿煤层底板布置的胶带顺槽改造为沿煤层顶板布置，轨道顺槽仍沿煤层底板布置，使运输机头段形成一段15m长的小坡度防倒弧平台，增加工作面下端头排头支架的稳定性，防止上部支架

29、下滑、歪倒。工作面采用伪倾斜开采，呈伪斜5-8，即下端头超前约7-10m，并根据工作面倾角变化随时调整超前量。使工作面推进一刀拉移支架产生的上移量基本抵消支架拉移一刀的下滑量。采煤机严格执行由上而下单向割煤，保持工作面三机纵向稳定性，避免采煤机上行割煤时由于功率不足引起的机组割煤速度慢、易下滑和上行割煤块煤向下掉落伤人等现象。移架时采取由上而下单向移架，随时调整好每个支架的状态，拉第一架时，必须先调整好方向和倾斜度，为下一支架的拉移调整好合理的移架空间，然后拉架升紧。由下而上单向推（拉）移运输机，严禁从上端头和中部推移输送机，有效的防止运输机下滑。当个别支架出现失稳状态时，立即停止生产进行处理

30、，处理完毕后方可继续生产，防止因个别支架的失稳状态引起恶性循环。2、顶板管理严格控制割煤高度。工作面采用ZF4200/16/26型低位放顶煤支架，支架高度低于2.2m时，支架后部放煤空间过小，尾梁插板活动不开导致无法正常放煤；当支架大于2.5m时，遇到支架顶板破碎、漏顶等情况时，容易造成支架空顶，不利顶板控制。综合以上因素要求机割高度严格控制在2.3-2.4m。加强下端头支架管理。机割时严格控制好工作面下端头顶、底板，使工作面下端头顶板与巷道顶板错台高度不超过0.1m，前后部运输机与转载机搭接高度不低于0.5m；控制下端头过渡架与特殊架支架间隙不大于0.5m，必要时使用形钢梁配合单体支柱支护顶

31、板；随时调整好下端头1#-3#过渡支架状态，防止支架前梁和尾梁出现咬架现象。及时支护顶板、煤壁。当工作面顶板破碎或者片帮严重，面前空顶高度超过0.3m或片帮导致支架梁端距超过0.6m时，立即停止生产，立即采取有效措施进行处理，处理完毕后方可继续生产。精确预测预报工作面老顶来压，加强初次来压和周期来压期间的顶板管理。工作面安装了KJ216综采支架压力在线监测系统，并分析同煤层其它工作面老顶来压情况，初步判定2313外下工作面老顶初次来压步距为29-35m，周期来压步距20-26m。生产过程中根据KJ216压力在线监测系统观测数据及时分析，对工作面顶板来压作出预测预报并在顶板来压期间采取相应的安全

32、技术措施。回采过程中根据现场观测，直接顶初次垮落最大值为14.7m，出现在工作面端头；最小值为12.2m，出现在工作面中部，直接顶初次垮落平均步距为13.2m。老顶初次来压首先在工作面中部和中下部的26号支架和19号支架出现，然后是上、下端头来压。老顶初次来压步距最小值为31.4m，出现在19号支架处；初次来压步距最大值为35.1m，出现在下端头的3号支架处，老顶平均初次来压步距为33.5m。老顶周期来压在每个测站处出现了12次，其中最小值为18.2m，最大值为24.0m，平均周期来压步距为22.2m。从各个测站来看，周期来压平均值最大的为45号支架处，来压步距平均值为23.4m，最小的为27

33、号支架处，来压步距平均值为21.3m。结合现场情况，制定了2313外下工作面顶板初次来压和周期来压期间顶板管理专项措施，并在现场严格落实执行。初次来压期间，工作面上采煤机机割高度严格控制在2.3m,采用局部留底煤或割底板等方法顺平工作面底板，并适当调整工作面内回采倾角，保证液压支架受力均匀，杜绝了因采高过低造成顶板来压时压死支架事故。初次来压期间，加强工作面的顶板管理，采取跟机移架的作业方式，机组割煤后要及时拉架，并要及时打开护帮板护住煤帮，缩小架前空顶时间和顶板的悬顶时间，移架拖后采煤机后滚筒3 m，严禁在空顶、空帮及支护质量不合格的情况下作业。初次来压期间，每次移架必须保证支架接顶严密,因

34、顶板不平而造成支架不接顶时，使用木料足顶背牢,确保支架支护状态良好。移架时保持带压擦顶移架，确保前后立柱高差不得超过100mm。老顶初次来压之前严禁放煤，在来压过后根据顶板情况适当放煤，工作面上端头10架、2313中间顺槽至工作面下端头支架不放煤，2313中间顺槽至工作面下端头支架顶板坚持挂网。周期来压期间加强对顶板的观察和控制，遇因周期压力大而造成工作面顶板破碎情况时，适当减少放煤或者不放煤。控制顶煤放出量。工作面初次放煤在老顶初次来压之后，初次放煤量我们严格控制在顶煤总量的1/3，并随着工作面的推进根据顶板情况增减放煤量。在放煤方法上，初次放煤时采取每5架一放煤口、漏斗型放煤的方式放煤，随

35、着工作面推进逐步采取每3架一放煤口的放煤方式，顶煤回收率达到80%以上；工作面推进50m后，采取单双架全面放煤的方式，放煤工序分三轮，第一轮放单号支架顶煤，第二轮放双号架顶煤，第三轮整体放前两轮未放干净的顶煤，顶煤回收率达到85%以上。成立安全生产管理领导小组。由矿总工程师牵头组成2313外下工作面安全生产管理领导小组，每班有一名小组成员跟班指挥,并在交接班前,及时准确的向调度室汇报工作面的推进度、工作面顶板情况(如:出现裂痕、垮落等情况)、工作面矿压显现情况及工作面的支护情况等。老顶初次来压及周期来压期间要由技术人员进行矿山压力观测和水情观测，认真观察顶板情况和水文情况，如出现工作面前片帮严

36、重、顶板下沉量增大、老顶来压声音如雷响个不停、工作面上出现风暴、液压支架安全阀开启率大于30%以上、安全阀直线卸载、工作面淋水加大等现象时，立即停止生产，必要时立即撤出工作面上的所有人员，确保了职工的人身安全。3、工作面设备防倒、防滑支架防倒防滑设施。在每2架支架底座加设一组底调油缸，在拉移过程中利用底调油缸和支架本身的侧护油缸及时调整支架状态，防止支架下滑，保证支架平直。严格控制机割高度2300100mm，确保工作面顶、底板平整，使液压支架与顶底板接触严密，保证支架有足够初撑力，防止支架下滑。移架过程中坚持每移必调，支架不得出现前倾后仰，咬架现象，顶板不得出现台阶下沉，使支架时时处于良好的支

37、护状态。拉移支架时采取擦顶移架法，坚持少降快移，减少空顶时间，控制好顶板。移架后支架与顶板应接触严密，严禁支架上仰下倾，并经常进行二次注液，保证初撑力达到规定要求。工作面局部片帮掉顶，梁端距超过规定时，及时移架接顶实现对顶板的超前支护。端头支架防倒滑。拉架前用底调油缸先调整支架方向、倾斜度，保证第一架底板平整，调整好支架以后拉靠升紧，为下一支架的拉移创造好条件；当支架出现失稳现象时，利用支架的侧护、底调等调偏油缸及时调整支架支护状态。中间支架防倒滑。拉架时由上向下顺序，支架间距超过规定时，先调底座间距，然后调倾斜度，保持支架平稳，杜绝前倾后仰，防止支架下倾造成中部倒架；当支架出现失稳现象时，利

38、用支架调偏油缸及时调整，保证支架齐直、稳定。支架操纵阀组设置支架把手闭锁装置，防止工作面人员在架间工作、行走时，误碰支架操纵阀，造成支架失稳、倾倒。前、后部运输机防滑设施。工作面中部每隔5架加设一组防滑油缸，前部运输机共加防滑油缸8组，后部运输机共加防滑油缸10组。在工作面的回采过程中根据工作面倾角变化，适当增加或减少防滑油缸的数量。在推（拉）移运输机时，利用防滑油缸及时调整运输机，防止运输机下滑。防前部运输机侧翻、失稳。根据煤层倾角大小，在工作面上每隔5-10架支架设一个压杆油缸。油缸的上端安装在支架顶梁上，下端对着支架推移连杆。在机割或者推移运输机时，压杆油缸伸长压在支架推移连杆上，使推移

39、连杆紧贴底板不上翘，防止与推杆相连的运输机侧翻。采煤机防滑MG150/368-WD型采煤机设有变频器和液压闸，当采煤机下行割煤时，采煤机的下滑力大于采煤机所受阻力的情况下，通过变频器改变牵引电机的电源电压和频率实现对牵引电机的调速，有效控制采煤机下行速度；当采煤机停机时，液压闸动作，阻止机组下滑。采煤机割煤严格执行由上向下单向割煤，当采煤机返机时，及时推移前部输送机；采煤机停机时，两个滚筒落地，滚筒切入煤壁，停电闭锁。加强日常机组检修维护，保证机组各系统完好可靠；检修时，使用钢丝绳套一端固定在机组摇臂上，另一端固定在支架上，防止检修期间突然下滑伤人。采煤机司机必须进行专门训练，并能熟练正确操作

40、采煤机，持证上岗。采煤机电缆防滑。当采煤机自上而下单向割煤时，采煤机每割10m后，工作面停机闭锁，把采煤机后方叠起的电缆拉移到采煤机前方的电缆槽内，防止后方叠起的电缆下窜伤人。4、安全管理防煤矸伤人安全措施制定了严格的安全管理规定，要求行人、工作必须在架间。在割煤、移架过程中下侧支架人行路、中间顺槽门口、溜头人行路段严禁有人。在工作面人行路空间内每隔10架设置一组挡矸帘，中间顺槽上侧支架加设一组挡矸帘，每组挡矸帘用12条长1.6m的圆环链做成，垂至底板，防止煤块飞出前部运输机伤人。在前、后部运输机头分别加设一组挡矸帘，每组挡矸帘用15条长1.6m的圆环链做成，防止煤块飞越转载机伤人。增添、回撤

41、支架安全措施。为保证增添、回撤支架过程中的施工安全，我们编制了专门的安全措施，并在施工中严格执行。同时采取以下措施减少施工难度。在施工前两个割煤循环，从溜尾第三个支架以上，通过机割控制和人工落底的方法，创造出一个坡度不大于20的进、出架平台，有效地保证了施工安全。随着工作面倾角的变化，在工作面回采至75m和120m和150m时，分别需要增添一个支架。工作面推进200m至停采前，工作面需要回撤6个支架，综合考虑整个增添、回撤支架工序，增添支架时我们采取了增添排头架的措施，减少了增添和回撤支架的难度。五、大坡度掘进工作面施工安全技术措施2317轨道顺槽巷道布置为沿煤层底板掘进，巷道坡度2542，巷

42、道采用矩形断面,净宽3.5m, 净高2.7m,断面积9.45m2。采用锚网索联合支护。锚杆为18200Omm全螺纹钢树脂锚杆，排距间距=80080Omm。锚索采用17.8左旋预应力钢绞线截制，强度1860MPa，长度不小于8.5m，锚索进入巷道顶板坚硬稳定岩层深度不低于1.5m。排距间距=800130Omm。2317轨道顺槽在大坡度施工中通过不断完善各项技术措施和管理制度，实现了安全生产，月度进尺达到150m。（一）施工安全技术措施1、大坡度掘进（巷道坡度大于25）必须采取一掘一锚，每循环进度0.8m，并及时支护顶板，防止顶板离层。为防止迎头片帮，两帮拖后迎头一排掘进。施工期间应坚持经常性的敲

43、帮问顶制度，每半小时必须执行一次。发现顶板有异常或离层明显，必须先撤出人员，待顶板压力稳定后，由外向里进行敲帮问顶，确认安全后人员方可进入迎头作业。2、巷道坡度大于35时，迎头施工采用分层掘进，上层掘进高度不低于2.4m，两帮先打设3棵锚杆支护。上下分层拖距为620m。下分层落底至设计高度后及时打设底脚锚杆。3、大坡度爆破作业时，爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离不少于100m的躲避所或有掩体的安全地点。4、大坡度施工时，迎头打眼前及响炮后在前探支护掩护下必须先用焊网封住迎头，打设两棵以上超前锚杆固定，防止打眼时迎头溜帮伤人。5、前探梁必须设“双保险”防

44、滑装置，即每条前探梁使用2个防滑绳套和3个防滑吊环固定。防滑绳套由长度适宜、直径不小于9.3mm钢丝绳或直径8mm钢筋制作的铁链，两端连接直径12mm以上钢筋制作的铁钩组成，一端挂于前探梁眼孔内，另一端钩在顶板钢带上。防滑吊环由前探梁吊环侧面焊接的螺母和防滑螺栓组成，前探梁穿过后拧紧防滑螺栓防止前探梁下滑。移动前探梁时，必须使用防滑绳套，防止移动过程中前探梁下窜伤人。6、迎头锚索打设进入巷道顶板坚硬稳定岩层深度应不低于1.5m，锚杆打设角度不小于75。7、迎头外必须常备510根高度适宜、小头直径不小于150mm的木柱、10块120012050mm足顶木料和木楔以配合前探梁临时支护。响炮后前探梁

45、必须及时前移并采用足顶材料足顶加牢，在前探支护掩护下作业。8、在迎头外36m处设置第一组工作台。采用2根3m长木柱（小头直径不小于100mm），木柱两端分别用2条绳套（采用619-6.2mm钢丝绳制作）固定于巷帮锚杆上。人员在工作台上作业，工作台必须随迎头掘进及时前移。9、第二组工作台设置在溜尾处，设置方法为：在溜尾两侧打设4棵木柱（小头直径不小于100mm），木柱必须接顶接底，迎山有力，顶底端用木楔楔紧，顶端采用8#铁丝固定于顶板锚杆上，确保木柱固定牢固。木柱前横向固定规格200020050mm木板作为挡矸板，挡矸板高度不低于1.0m。挡矸板前方禁止大量存放浮矸，浮矸面应低于挡矸板上沿不小于0.6m。挡矸板上方安设一道全封闭防护门（采用锚杆、焊网焊制），未行人期间防护门必须保持关闭状态。挡矸板下方范围内不得有人工作或逗留，在其外侧应设置梯子，便于行人上下工作台。第二组工作台距迎头不大于30m，够距离后必须及时前移。10、每班施工前、响炮后由跟班队长、安检员和安