大傾角綜放開采技術研究

1、淄礦集團葛亭煤礦大傾角綜放工作面開采技術研究一、礦井基本情況葛亭煤礦位于山東省濟寧市任城區(qū)境內，距濟寧市區(qū)14km，行政區(qū)劃屬任城區(qū)二十里鋪鎮(zhèn)及長溝鎮(zhèn)管轄。開采范圍內地形平坦，地勢東北略高，西南稍低，地面標高為+37.04+41.28m，平均為+38m，自然地形坡度為萬分之七。礦井以西有京杭大運河，汛期有記錄的最高洪水位標高為+36.67m，最大流量為626m3/s(1964年9月6日)，枯水季節(jié)河水減少甚至斷流。京杭大運河在礦井西南4km處向南注入南陽湖。南陽湖有歷史最高湖水位標高為+36.86m(1957年7月15日)。葛亭煤礦距濟寧市區(qū)14km，交通發(fā)達，運輸方便（見圖1）。105國道（

2、北京珠海）從本礦井東1.88km處通過，南部有327國道和濟寧梁山公路，并于105國道相連；連接京滬、京九兩大南北鐵路干線的新（鄉(xiāng)）荷（澤）兗（州）石（臼港）鐵路，從本礦井南部15km處通過，設有濟寧及兗州西站；京杭大運河在該礦井西南4km處向南注入南陽湖，為重要的水上運輸通道。圖1 交通位置圖二、礦井地質、水文地質情況（一）井田地層礦井內地層自上而下有第四系、侏羅系上統(tǒng)蒙陰組、二疊系上統(tǒng)上石盒子組、下統(tǒng)下石盒子組和山西組、石炭系上統(tǒng)太原組、中統(tǒng)本溪組、奧陶系中下統(tǒng)，現(xiàn)分述如下：1、第四系（q）厚190.70270.90m，平均235.95m，礦井中部厚，向四周變薄。由粘土、鈣質粘土、砂及砂礫

3、層組成，分上、中、下三段。本系屬河湖相沉積與下伏地層呈角度不整合接觸。2、侏羅系上統(tǒng)蒙陰組（j3）鉆孔揭露最大殘厚594.59m，主要分布在井田南部。分上、下兩個亞組。上亞組主要由灰、深灰至灰綠色粉、細砂巖組成，夾泥巖和泥質條帶。下亞組主要為一套紫灰色、暗紫色和磚紅色中、細砂巖，夾粉砂巖和泥巖。與下伏地層呈角度不整合接觸。3、二疊系（p）上統(tǒng)上石盒子組（p21）：最大殘留厚度273.70m，平均122.57m。主要由灰、灰綠色中、細砂巖和黃綠、灰紫等雜色泥巖與粉砂巖組成，底部b層鋁土厚05.87m，平均2.00m。下統(tǒng)下石盒子組（p12）：揭露厚度11.6085.00m，平均53.37m，由雜

4、色泥巖、粉砂巖及灰綠色砂巖組成。下統(tǒng)山西組（p11）：本組地層厚53.7992.80m，平均72.20m，有剝蝕現(xiàn)象，為含煤地層中的主要含煤巖組，本組由砂巖、粉砂巖、粉、細砂巖互層、粘土巖、煤層組成，本組內含煤5層(1、2上、2下、3上及3(3下)煤層)，其中3煤層厚度大，儲量豐富，為本區(qū)主采煤層，位于本組的下部。3煤頂板以上有一層淺灰灰白色中砂，厚層狀，相對穩(wěn)定，該砂巖厚度大，特征明顯，是較好的標志層。在3煤層底部有一厚層粉砂巖與細砂巖互層，具透鏡狀層理及生物攪動構造，是重要的標志層。本組地層北部有巖漿侵入，巖漿巖多呈厚層巨厚層狀，侵入層位多在3煤、3煤以上軟弱地層，將煤層吞蝕或變質為無煙煤

5、、天然焦。4、石炭系（c）上統(tǒng)太原組（c3）：地層正常厚133.25225.37m，平均172.43m。主要由深灰、灰黑色粉砂巖、泥巖、粘土巖、灰色細砂巖、夾薄層灰?guī)r及煤層組成。泥質含量較高，砂巖比率較低，屬海陸交互相沉積。東部有巖漿侵入，將煤層吞蝕或變成天然焦。本組含灰?guī)r12層，其中三、十下灰厚度大且穩(wěn)定，五、七、八灰較穩(wěn)定。含煤22層，其中16、17煤層較穩(wěn)定，大部分可采。5、奧陶系中下統(tǒng)（o2o1）：為厚層石灰?guī)r，厚800m左右。主要為灰及棕灰色厚層狀石灰?guī)r、豹皮灰?guī)r，巖溶較發(fā)育，是本區(qū)主要含水層。（二）地質構造及構造類型圖2 礦井構造示意圖礦井處于濟寧煤田魯西南斷塊坳陷區(qū)的濟寧地塹西側

6、。全礦井明顯表現(xiàn)為一近南北向的向斜褶曲，構造的北端、翼部傾角較陡，軸部較緩，因受南北向、近東西向及北東向三組斷層的切割，基本被分解為幾個地層塊段，形態(tài)不完整。區(qū)內主要發(fā)育有近南北向斷層，同時由于受南北兩側東西向構造帶的控制，仍然存有東西向斷層。構造類型為復雜偏中等（見圖2）。井田內落差10m以上的大中型斷層89條，其中落差大于100m的12條，50100m的12條，2050m的32條，1020m的33條。井田東北部有燕山晚期較大規(guī)模的巖漿巖侵入體，侵入太原組下部至山西組頂部地層之中，其侵入層位、深度、侵入體的層數(shù)、厚度均有較大變化。對3、16、17煤層的煤厚、煤質均有不同程度影響。8勘探線以北

7、大面積的3煤層及f7斷層以東16、17煤層局部被吞蝕。根據(jù)三維地震勘探和實際揭露資料，井田內共發(fā)現(xiàn)陷落柱13個（均不導水）。最大的陷落柱x1在工業(yè)廣場西南側，f8斷層穿過該陷落柱，剖面上呈近似錐形，在3煤處表現(xiàn)為一長軸250m，短軸170m的橢圓，上部塌至新生界底向上80m左右，下部直到奧灰。該陷落柱南部陷落幅度較大，內部支離破碎，北部陷落幅度較小，內部地層相對完整。（三）水文地質情況葛亭煤礦位于區(qū)域水文地質單元的西北部，西、北界均為奧灰隱伏露頭，奧灰屬級中等富水區(qū)，是煤系各主要含水層的補給水源，為本礦井的補給邊界，東界人為邊界距唐陽斷層12km；南部以f11斷層與運河煤礦為界，斷層落差大于1

8、20m，南升北降，礦井內各主要含水層與對盤奧灰對口接觸，因而也有可能成為本礦井補給水源。井田共有六個主要含水層組，自上而下依次為第四系砂層、3煤頂?shù)装迳皫r、三灰、巖漿巖、十下灰和奧灰。1、第四系砂層：第四系分上、中、下三組，上、中組均為強富水含水層，下組為粘土隔水層（s8-1和1301孔抽水試驗資料：水位標高+25.64m，q=0.0008780.01319l/s.m，k=0.031250.7229m/d，富水性極弱），有效阻止了上、中組砂層水的下滲補給。2、3煤頂?shù)装迳皫r：頂板砂巖厚3.4039.85m，平均18.32m；底板砂巖厚4.7021.10m，平均11.75m。頂、底板均以細砂巖為

9、主，為弱富水含水層（s7-5和s8-1鉆孔抽水試驗資料：水位標高+32.69m，q=0.0030680.00608l/s.m，k=0.001590.0174m/d），通過130和230采區(qū)的實際揭露，3煤頂?shù)装迳皫r基本不富水。3、三灰：厚3.807.35m，平均5.28m，為弱富水含水層（n7-5和s8-2鉆孔抽水試驗資料：水位標高+32.65m，q=0.0002090.003131l/s.m，k=0.0040260.07993m/d），隨深度增加富水性減弱。三灰水量以靜儲量為主，易于疏干。4、巖漿巖：井田東北部有較大規(guī)模的巖漿巖侵入，單層厚度0.40231.37m，平均107.80m。漏水孔

10、率50%，為富水不均勻的強富水含水層（n9-7孔抽水試驗資料：水位標高+33.00m，q= 2.0513l/s.m，k=1.432m/d，屬強富水含水層；-500m大巷實際揭露不富水，5302軌道順槽施工26m時巷道左幫出水，水量20m3/h）。5、十下灰：厚3.458.80m，平均5.35m，富水性不均一，為弱強富水含水層（水位標高+31.77+33.77m，q=0.0023320.9664l/s.m，k=0.830117.5952m/d），隨埋深增加富水性減弱，是16煤的直接充水含水層。6、奧灰：是開采3、16、17煤層的間接充水含水層，漏水孔率32.3，充水空間發(fā)育。單位涌水量為0.00

11、60180.622l/s.m，水位標高為31.5934.98m，富水性中等。3煤礦井充水因素有三個：3煤頂?shù)装迳皫r、三灰和巖漿巖水。開采實踐證明，3煤頂?shù)装迳皫r水和三灰水，水量以靜儲量為主，易于疏干，不會對安全生產(chǎn)造成威脅。f2斷層以東、f7斷層以西、巖漿巖侵入范圍內，由于巖漿巖富水性強，再加上有的斷層使3煤層與奧灰、十下灰間距縮小或對口接觸，礦井充水因素增多，水文地質條件將會復雜。因此，本礦井采3煤時的水文地質條件屬于裂隙類簡單中等型。目前礦井正常涌水量442.4m3/h，礦井最大涌水量479.8m3/h。（四）影響開采的其他因素1、可采煤層頂、底板巖性3煤層直接頂板為粉砂巖，厚度2.04m

12、，次為泥巖，平均厚2.54m，為較穩(wěn)定頂板；老頂為中砂巖，厚17m；底板以泥巖為主，厚1.45m，次為粉砂巖和細砂巖，屬不穩(wěn)定較穩(wěn)定底板。2、瓦斯3煤層瓦斯相對涌出量1.791m3/t，屬低瓦斯礦井。3、煤塵爆炸性及自然發(fā)火傾向性3煤層爆炸指數(shù)40.87%，3煤層自燃發(fā)火等級為級，3煤層最短發(fā)火期31天。4、地溫及地應力工作面位于地溫正常區(qū)，平均地溫梯度1.49c/100m；由于工作面位于大斷層附近，裂隙發(fā)育，巖層破碎，原始構造應力已有所釋放，應力以大地靜力場型為主，即主要來自上覆地層的重力。三、礦井生產(chǎn)建設情況1、礦井于1999年2月6日正式開工建設，主、副井筒于1999年11月24日貫通。

13、2001年1月10日正式移交生產(chǎn)管理，設計生產(chǎn)能力60萬t/a，服務年限51.1年，當年生產(chǎn)原煤106萬t。2006年核定生產(chǎn)能力120萬t/a。主要可采煤層3、16、17，平均總厚8.50m；其中3煤層，平均厚度6.35m，傾角平均15，最大傾角53，屬較穩(wěn)定煤層。截止到2009年底礦井累計生產(chǎn)原煤1200余萬噸?，F(xiàn)生產(chǎn)工作面為330采區(qū)的3301工作面。2010年4月-6月礦井回采的2313工作面最大傾角達到49，并實現(xiàn)了安全生產(chǎn)。2、礦井開拓布置。礦井采用了立井開拓，水平大巷、采區(qū)上、下山開拓布置方式。第一水平為-386m水平，從井底車場開拓了386m水平的東、西翼大巷。第二水平-500

14、m水平，從-386m水平東翼軌道大巷通過主、副暗斜井延深至500m，在-500m水平布置了-500m水平大巷。從各水平大巷掘進采區(qū)車場和上下山布置了各采區(qū)。3、通風方式。礦井采用立井開拓，中央并列式通風，通風方法為抽出式，副井進風，主井回風。四、大傾角綜放工作面開采技術研究（一）2313工作面情況1、工作面布置。2313外下工作面是230采區(qū)西翼下山第四個回采工作面，工作面軌道順槽、切眼沿煤層底板掘進，膠帶順槽沿煤層頂板布置，矩形斷面，支護形式為錨網(wǎng)索支護。工作面長65m（平距），推進長度328m，煤厚平均6.5m，煤層傾角32.0-49.0，平均42，基礎儲量19.4萬噸。2、工作面裝備及采

15、煤方法工作面裝備：zf4200/16/26型低位輕型放頂煤液壓支架52架， mg150/368-wd型大傾角交流變頻調速電牽引采煤機一部，sgz-630/264 型前、后部刮板運輸機各一部。工作面采用傾斜壁式后退式綜合機械化放頂煤采煤法，割煤高度2.3m，放煤高度4.2m,采放比為1:1.83，割煤深度為0.6m。液壓支架尾梁擺動、插板伸縮放頂煤，放煤采用“兩刀一放”,雙輪順序放煤,放煤步距1.2m。工作面老頂初次來壓后開始放頂煤，距停采線10m時停止放頂煤。工藝流程：割煤(機尾向機頭)移架空機返回推前部運輸機(機頭向機尾) 拉后部運輸機(機頭向機尾)采煤機斜切進刀割煤移架空機返回 推前部運輸

16、機采煤機斜切進刀放頂煤拉后部運輸機(機頭向機尾)。3、工作面生產(chǎn)情況。工作面自4月2日開面試生產(chǎn)，至6月14日撤面創(chuàng)條件結束，整個開采過程實現(xiàn)了大傾角安全生產(chǎn)。工作面共回收煤炭16.94萬噸（4月份開始生產(chǎn)26天產(chǎn)量57533噸，5月份生產(chǎn)26天產(chǎn)量88800噸，6月份生產(chǎn)7天產(chǎn)量23100噸），資源回收率達到87.3%。其中5月份生產(chǎn)天數(shù)26天產(chǎn)量達到8.88萬噸（按30天計算超過10.25萬噸），最高日產(chǎn)3828噸（5月26日），平均日產(chǎn)3415噸，工作面回收率達到91.2%。（二）大傾角工作面生產(chǎn)存在主要問題1、頂板管理方面工作面極易漏頂由于工作面傾角大，當遇到斷層等地質構造造成頂板破碎

17、時，一個支架發(fā)生漏頂時，極可能造成上側相鄰支架發(fā)生漏頂現(xiàn)象，從而造成大面積漏頂事故。出現(xiàn)這種情況的原因主要有：支架出現(xiàn)咬架、擠架、超高、錯臺等現(xiàn)象時容易造成工作面頂板漏頂。工作面頂板周期來壓或遇到斷層構造等造成頂板破碎導致面前漏頂。支架后部放煤過度或因架間間隙過大、支架尾梁掩護不利等因素造成漏煤導致漏頂。支架初撐力不夠造成控頂不及時。工作面片幫控制不及時，頂煤從面前漏開導致漏頂。端頭管理難度大大傾角工作面采用偽斜開采控制運輸機和支架的下滑，造成下端頭支架與巷道端頭支架形成一定的夾角，當夾角較大時，造成間隙過大，控制不力時容易造成漏頂。2、工作面設備工作面支架極易倒架和下滑通過統(tǒng)計分析認為大傾角

18、放頂煤液壓支架在工作面的失穩(wěn)、倒架及其趨勢主要有以下幾種： 整體向下傾倒、支架前部下滑、支架后部下滑、支架整體下滑、支架底部下滑導致支架向上傾倒、支架前端頂梁向下低頭、支架前端頂梁向上抬頭等。從影響因素來看，影響綜放支架失穩(wěn)倒架的主要因素有綜放面地質條件、綜放支架本身特點、綜放面圍巖本身特點、采煤工藝以及人為管理因素等五個大的方面。第一，大傾角綜放工作面地質條件對綜放支架穩(wěn)定性的影響是客觀的，這些因素主要表現(xiàn)在：工作面傾角的影響。在大傾角工作面，由于傾角的影響，支架會出現(xiàn)一個沿煤層傾角方向的下滑分力，該分力的作用結果造成支架存在以支架下部邊緣為回轉中心的傾倒翻轉趨勢，而且隨著傾角的增大，由下滑

19、分力作用引起支架下滑、傾倒的趨勢上升。而頂板煤巖體則存在一個自然安息角，如果煤層傾角大于煤巖體自然安息角，則頂板煤巖體就會有沿頂板向下運動的趨勢，從而對支架產(chǎn)生一個向下翻倒的力矩，影響支架的穩(wěn)定性，而且隨著煤層傾角的增加，這個趨勢越來越明顯。頂板破碎局部冒頂影響。工作面回采時，由于存在有斷層、褶曲等破碎帶的影響，頂板（煤）破碎、冒落，支架支撐在頂板（煤）上的著力面積的減小導致支架支護力降低，從而影響支架對頂板的控制，形成頂板冒漏和支架失穩(wěn)的不良循環(huán)。因此，頂板破碎冒漏是造成支架失穩(wěn)傾倒的主要原因之一。第二，液壓支架本身特點也會影響到支架在使用過程中的穩(wěn)定性，主要表現(xiàn)在以下三個方面：支架初撐力及

20、工作阻力的影響。在液壓支架正常工作狀態(tài)下，由于支撐力的存在使支架頂梁和底座均勻的與頂煤和底板接觸，由此產(chǎn)生的摩擦力對于控制支架穩(wěn)定起著重要的作用。如果支架的初撐力過低，必然會影響穩(wěn)定支架作用的摩擦力的大小，因而也會影響頂板的穩(wěn)定性，嚴重時可能會導致頂板出現(xiàn)破碎冒漏等現(xiàn)象，從而影響支架的穩(wěn)定性。液壓支架本身故障的影響。除了綜放工作面的生產(chǎn)地質條件對液壓支架穩(wěn)定性的客觀影響外，支架本身的故障導致的支架支撐失效是嚴重影響支架穩(wěn)定性的主觀原因。這主要包括支架的泄漏串液故障、機械零件故障以及管路泄漏與壓力損失故障等。據(jù)統(tǒng)計，液壓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，約占支架總故障的8

21、0%以上。因此，在綜放面加強支架管理，檢修班嚴格執(zhí)行支架質量檢測與維修，及時發(fā)現(xiàn)支架泄漏串液故障并進行維修，降低支架本身的故障率是保證液壓支架穩(wěn)定性的重要前提之一。支架本身有無防倒防滑設置。一般的綜放支架本身沒有安裝適用于大傾角開采的防倒防滑裝置，這樣情況下，就只能開采緩傾斜煤層，在大傾角條件下使用綜放開采技術，就必須采用具有防倒防滑裝置的綜放支架。第三，大傾角綜放面圍巖本身特點也是影響支架穩(wěn)定性的主要因素之一。采高影響。根據(jù)支架的特定結構分析，隨著支撐高度的增大，液壓支架重心不斷增高，在工作面傾斜角度不變的情況下，由支架自重的下滑分力引起的翻轉力矩隨之增大，支架發(fā)生失穩(wěn)倒架的可能性也相應增大

22、。綜放面冒頂片幫的影響。大傾角煤層工作面圍巖移動的顯著特征是除工作面頂板變形、破壞和移動外，工作面底板也會產(chǎn)生變形、破壞和滑移。一般情況下，工作面頂、底板的移動趨向相同，但移動速率不同。因此，由速率差而引起的位移差必然會對工作面單個支架的穩(wěn)定性產(chǎn)生影響，繼而對整個工作面支護系統(tǒng)產(chǎn)生影響。綜放面發(fā)生冒頂、片幫對綜放支架穩(wěn)定性的影響是必然的。端面冒頂導致支架頂梁受力不正常，使支架整體受力不均勻，從而可能導致支架出現(xiàn)抬頭或者低頭現(xiàn)象；而支架工況的不合理是導致支架失穩(wěn)的重要原因，支架的失穩(wěn)又會造成綜放面端面出現(xiàn)更大的煤巖體失穩(wěn)情況。因此，端面冒頂、片幫和支架失穩(wěn)是一個互相影響的循環(huán)，兩者之一控制不好便

23、可能造成惡性的端面事故。松軟底板(或留底煤)的影響。底板松軟或者底煤的存在使得支架底座位于比壓較低的著力基礎之上，支架在支撐力和重力的雙重作用之下有向底板方向俯沖的趨勢，使支架從底座前端開始壓入底板，造成支架頂梁向下低頭，從而惡化了支架的工作狀態(tài)，是造成支架倒架的又一個原因。 第四，綜放面的采煤工藝也是影響綜放支架穩(wěn)定性的重要因素。在大傾角條件下，綜放開采的順序與工藝能夠影響到工作面生產(chǎn)設備的穩(wěn)定性，比如采煤機割煤順序為從上往下割煤有利于減小牽引阻力和防止采煤機下滑，從而減小了工作面刮板運輸機下滑的概率，而刮板運輸機下滑帶動液壓支架下滑是液壓支架發(fā)生位置變化和失穩(wěn)的原因之一。工作面布置方式也可

24、以影響到綜放支架的穩(wěn)定性。其中，把工作面調節(jié)成偽斜開采是提高大傾角采煤工作面生產(chǎn)系統(tǒng)穩(wěn)定性的方法之一。工作面?zhèn)涡笔侵腹ぷ髅嫜貍涡辈贾茫卮怪庇趥涡狈较蛲七M，即沿走向方向工作面下端頭超前上端頭一定距離。這樣布置一方面可以減小工作面傾角，另一方面多次推輸送機拉架后，輸送機和支架可明顯上竄，抵消或減少輸送機與支架的下滑量，從而加強整個工作面系統(tǒng)的穩(wěn)定性。大傾角放頂煤開采的頂煤運移規(guī)律的影響。這主要從兩個方面影響工作面支架的穩(wěn)定性， 一是頂煤運移規(guī)律通過影響放煤工藝的選擇而影響支架的穩(wěn)定性；二是大傾角工作面下部頂煤的移動規(guī)律直接作用于支架，影響支架的動態(tài)穩(wěn)定性。兩個因素相互影響，共同作用于支架。第五，

25、人為管理因素對綜放支架穩(wěn)定性的影響主要體現(xiàn)在工作面現(xiàn)場使用管理技術和操作水平兩個方面：管理技術因素主要體現(xiàn)在支架管理制度的制定和管理方面。首先，要針對不同的支架型號根據(jù)支架說明書制定符合實際情況的支架具體操作與管理制度，嚴格杜絕在制定制度時不根據(jù)實際情況隨意制定支架操作過程與方法；其次，根據(jù)此制度和規(guī)定對綜采隊支架操作工和維修人員進行專門的培訓和指導，使他們從理論和操作方法上認識到支架管理制度的必要性，并在生產(chǎn)過程中對支架操作工和維修工的工作情況進行檢查。在操作水平因素上主要體現(xiàn)在支架具體使用和操作人員的操作習慣、操作方式和操作過程三個方面。在對支架操作人員進行培訓以后，支架操作人員在實際生產(chǎn)

26、過程中的操作習慣、方式和過程也是影響支架穩(wěn)定性的重要因素，特別不同的操作過程對支架穩(wěn)定性有很大影響，這直接關系到支架運行狀態(tài)和性能的發(fā)揮。根據(jù)以上分析，要想保證大傾角條件下液壓支架的穩(wěn)定，不出現(xiàn)下滑與倒架現(xiàn)象，需要在五個方面進行控制。綜放面地質條件是客觀存在的，需要對其進行全面的掌握，從而制定相應的開采方案。在支架的本身影響因素方面，在液壓支架已經(jīng)選定、支架初撐力和工作阻力已定的情況下，要降低液壓支架的故障率，就必須先對液壓支架的故障進行檢測與排除。另外還需要在人為管理因素、綜放面圍巖特點以及開采工藝等方面進行綜合考慮，從而確定復雜條件大傾角綜放面支架穩(wěn)定性的控制方案。前、后部運輸機下滑工作面

27、傾角大，前、后部運輸機下滑力大于摩擦力，導致前、后部運輸機下滑。前部運輸機下滑造成支架推移連桿向下側擺，拉移支架時使支架向下側擺錯動，使工作面支架前梁錯臺甚至出現(xiàn)咬架現(xiàn)象。后部運輸機下滑使后部拉移油缸出現(xiàn)側向力，易損壞油缸，并且使支架尾梁向下側滑，容易導致咬架。采煤機電纜下滑采煤機電纜采用u型拖移槽，當采煤機自上端頭向下割煤時，采煤機電纜拖移裝置折彎處在采煤機上側，若無防滑措施，當折彎段至采煤機段過長，電纜拖移下滑力超過摩擦力，采煤機電纜將急速下滑，致使電纜拖移跑出電纜槽甚至撞傷、擦傷下側人員，或者使電纜拖移進入前部運輸機，造成事故。3、現(xiàn)場管理煤矸極易滾落傷人工作面傾角大，在割煤、移架過程中

28、，上方煤矸容易滾落砸傷下方工作人員。增添、回撤支架工序復雜，難度大在回采過程中，隨著工作面傾角的變化，工作面開面時長度75.5m，最短時為72m（停采處），最長時達到81m（工作面推采至190m處），在回采前期要增添3個支架，后期回撤6個支架，大傾角條件下頻繁增添、回撤支架，施工過程中支架的防倒和運輸問題為安全生產(chǎn)帶來隱患，施工難度大。（三）采取重要措施1、回采工藝上采取的措施改變順槽布置層位，制造工作面下端頭留設防倒弧。將常規(guī)沿煤層底板布置的膠帶順槽改造為沿煤層頂板布置，軌道順槽仍沿煤層底板布置，使運輸機頭段形成一段15m長的小坡度防倒弧平臺，增加工作面下端頭排頭支架的穩(wěn)定性，防止上部支架下

29、滑、歪倒。工作面采用偽傾斜開采，呈偽斜5-8，即下端頭超前約7-10m，并根據(jù)工作面傾角變化隨時調整超前量。使工作面推進一刀拉移支架產(chǎn)生的上移量基本抵消支架拉移一刀的下滑量。采煤機嚴格執(zhí)行由上而下單向割煤，保持工作面三機縱向穩(wěn)定性，避免采煤機上行割煤時由于功率不足引起的機組割煤速度慢、易下滑和上行割煤塊煤向下掉落傷人等現(xiàn)象。移架時采取由上而下單向移架，隨時調整好每個支架的狀態(tài)，拉第一架時，必須先調整好方向和傾斜度，為下一支架的拉移調整好合理的移架空間，然后拉架升緊。由下而上單向推（拉）移運輸機，嚴禁從上端頭和中部推移輸送機，有效的防止運輸機下滑。當個別支架出現(xiàn)失穩(wěn)狀態(tài)時，立即停止生產(chǎn)進行處理，

30、處理完畢后方可繼續(xù)生產(chǎn)，防止因個別支架的失穩(wěn)狀態(tài)引起惡性循環(huán)。2、頂板管理嚴格控制割煤高度。工作面采用zf4200/16/26型低位放頂煤支架，支架高度低于2.2m時，支架后部放煤空間過小，尾梁插板活動不開導致無法正常放煤；當支架大于2.5m時，遇到支架頂板破碎、漏頂?shù)惹闆r時，容易造成支架空頂，不利頂板控制。綜合以上因素要求機割高度嚴格控制在2.3-2.4m。加強下端頭支架管理。機割時嚴格控制好工作面下端頭頂、底板，使工作面下端頭頂板與巷道頂板錯臺高度不超過0.1m，前后部運輸機與轉載機搭接高度不低于0.5m；控制下端頭過渡架與特殊架支架間隙不大于0.5m，必要時使用形鋼梁配合單體支柱支護頂板

31、；隨時調整好下端頭1#-3#過渡支架狀態(tài)，防止支架前梁和尾梁出現(xiàn)咬架現(xiàn)象。及時支護頂板、煤壁。當工作面頂板破碎或者片幫嚴重，面前空頂高度超過0.3m或片幫導致支架梁端距超過0.6m時，立即停止生產(chǎn)，立即采取有效措施進行處理，處理完畢后方可繼續(xù)生產(chǎn)。精確預測預報工作面老頂來壓，加強初次來壓和周期來壓期間的頂板管理。工作面安裝了kj216綜采支架壓力在線監(jiān)測系統(tǒng)，并分析同煤層其它工作面老頂來壓情況，初步判定2313外下工作面老頂初次來壓步距為29-35m，周期來壓步距20-26m。生產(chǎn)過程中根據(jù)kj216壓力在線監(jiān)測系統(tǒng)觀測數(shù)據(jù)及時分析，對工作面頂板來壓作出預測預報并在頂板來壓期間采取相應的安全技

32、術措施?；夭蛇^程中根據(jù)現(xiàn)場觀測，直接頂初次垮落最大值為14.7m，出現(xiàn)在工作面端頭；最小值為12.2m，出現(xiàn)在工作面中部，直接頂初次垮落平均步距為13.2m。老頂初次來壓首先在工作面中部和中下部的26號支架和19號支架出現(xiàn)，然后是上、下端頭來壓。老頂初次來壓步距最小值為31.4m，出現(xiàn)在19號支架處；初次來壓步距最大值為35.1m，出現(xiàn)在下端頭的3號支架處，老頂平均初次來壓步距為33.5m。老頂周期來壓在每個測站處出現(xiàn)了12次，其中最小值為18.2m，最大值為24.0m，平均周期來壓步距為22.2m。從各個測站來看，周期來壓平均值最大的為45號支架處，來壓步距平均值為23.4m，最小的為27號

33、支架處，來壓步距平均值為21.3m。結合現(xiàn)場情況，制定了2313外下工作面頂板初次來壓和周期來壓期間頂板管理專項措施，并在現(xiàn)場嚴格落實執(zhí)行。初次來壓期間，工作面上采煤機機割高度嚴格控制在2.3m,采用局部留底煤或割底板等方法順平工作面底板，并適當調整工作面內回采傾角，保證液壓支架受力均勻，杜絕了因采高過低造成頂板來壓時壓死支架事故。初次來壓期間，加強工作面的頂板管理，采取跟機移架的作業(yè)方式，機組割煤后要及時拉架，并要及時打開護幫板護住煤幫，縮小架前空頂時間和頂板的懸頂時間，移架拖后采煤機后滾筒3 m，嚴禁在空頂、空幫及支護質量不合格的情況下作業(yè)。初次來壓期間，每次移架必須保證支架接頂嚴密,因頂

34、板不平而造成支架不接頂時，使用木料足頂背牢,確保支架支護狀態(tài)良好。移架時保持帶壓擦頂移架，確保前后立柱高差不得超過100mm。老頂初次來壓之前嚴禁放煤，在來壓過后根據(jù)頂板情況適當放煤，工作面上端頭10架、2313中間順槽至工作面下端頭支架不放煤，2313中間順槽至工作面下端頭支架頂板堅持掛網(wǎng)。周期來壓期間加強對頂板的觀察和控制，遇因周期壓力大而造成工作面頂板破碎情況時，適當減少放煤或者不放煤?？刂祈斆悍懦隽俊９ぷ髅娉醮畏琶涸诶享敵醮蝸韷褐螅醮畏琶毫课覀儑栏窨刂圃陧斆嚎偭康?/3，并隨著工作面的推進根據(jù)頂板情況增減放煤量。在放煤方法上，初次放煤時采取每5架一放煤口、漏斗型放煤的方式放煤，隨著

35、工作面推進逐步采取每3架一放煤口的放煤方式，頂煤回收率達到80%以上；工作面推進50m后，采取單雙架全面放煤的方式，放煤工序分三輪，第一輪放單號支架頂煤，第二輪放雙號架頂煤，第三輪整體放前兩輪未放干凈的頂煤，頂煤回收率達到85%以上。成立安全生產(chǎn)管理領導小組。由礦總工程師牽頭組成2313外下工作面安全生產(chǎn)管理領導小組，每班有一名小組成員跟班指揮,并在交接班前,及時準確的向調度室匯報工作面的推進度、工作面頂板情況(如:出現(xiàn)裂痕、垮落等情況)、工作面礦壓顯現(xiàn)情況及工作面的支護情況等。老頂初次來壓及周期來壓期間要由技術人員進行礦山壓力觀測和水情觀測，認真觀察頂板情況和水文情況，如出現(xiàn)工作面前片幫嚴重

36、、頂板下沉量增大、老頂來壓聲音如雷響個不停、工作面上出現(xiàn)風暴、液壓支架安全閥開啟率大于30%以上、安全閥直線卸載、工作面淋水加大等現(xiàn)象時，立即停止生產(chǎn)，必要時立即撤出工作面上的所有人員，確保了職工的人身安全。3、工作面設備防倒、防滑支架防倒防滑設施。在每2架支架底座加設一組底調油缸，在拉移過程中利用底調油缸和支架本身的側護油缸及時調整支架狀態(tài)，防止支架下滑，保證支架平直。嚴格控制機割高度2300100mm，確保工作面頂、底板平整，使液壓支架與頂?shù)装褰佑|嚴密，保證支架有足夠初撐力，防止支架下滑。移架過程中堅持每移必調，支架不得出現(xiàn)前傾后仰，咬架現(xiàn)象，頂板不得出現(xiàn)臺階下沉，使支架時時處于良好的支護

37、狀態(tài)。拉移支架時采取擦頂移架法，堅持少降快移，減少空頂時間，控制好頂板。移架后支架與頂板應接觸嚴密，嚴禁支架上仰下傾，并經(jīng)常進行二次注液，保證初撐力達到規(guī)定要求。工作面局部片幫掉頂，梁端距超過規(guī)定時，及時移架接頂實現(xiàn)對頂板的超前支護。端頭支架防倒滑。拉架前用底調油缸先調整支架方向、傾斜度，保證第一架底板平整，調整好支架以后拉靠升緊，為下一支架的拉移創(chuàng)造好條件；當支架出現(xiàn)失穩(wěn)現(xiàn)象時，利用支架的側護、底調等調偏油缸及時調整支架支護狀態(tài)。中間支架防倒滑。拉架時由上向下順序，支架間距超過規(guī)定時，先調底座間距，然后調傾斜度，保持支架平穩(wěn)，杜絕前傾后仰，防止支架下傾造成中部倒架；當支架出現(xiàn)失穩(wěn)現(xiàn)象時，利用

38、支架調偏油缸及時調整，保證支架齊直、穩(wěn)定。支架操縱閥組設置支架把手閉鎖裝置，防止工作面人員在架間工作、行走時，誤碰支架操縱閥，造成支架失穩(wěn)、傾倒。前、后部運輸機防滑設施。工作面中部每隔5架加設一組防滑油缸，前部運輸機共加防滑油缸8組，后部運輸機共加防滑油缸10組。在工作面的回采過程中根據(jù)工作面傾角變化，適當增加或減少防滑油缸的數(shù)量。在推（拉）移運輸機時，利用防滑油缸及時調整運輸機，防止運輸機下滑。防前部運輸機側翻、失穩(wěn)。根據(jù)煤層傾角大小，在工作面上每隔5-10架支架設一個壓桿油缸。油缸的上端安裝在支架頂梁上，下端對著支架推移連桿。在機割或者推移運輸機時，壓桿油缸伸長壓在支架推移連桿上，使推移連

39、桿緊貼底板不上翹，防止與推桿相連的運輸機側翻。采煤機防滑mg150/368-wd型采煤機設有變頻器和液壓閘，當采煤機下行割煤時，采煤機的下滑力大于采煤機所受阻力的情況下，通過變頻器改變牽引電機的電源電壓和頻率實現(xiàn)對牽引電機的調速，有效控制采煤機下行速度；當采煤機停機時，液壓閘動作，阻止機組下滑。采煤機割煤嚴格執(zhí)行由上向下單向割煤，當采煤機返機時，及時推移前部輸送機；采煤機停機時，兩個滾筒落地，滾筒切入煤壁，停電閉鎖。加強日常機組檢修維護，保證機組各系統(tǒng)完好可靠；檢修時，使用鋼絲繩套一端固定在機組搖臂上，另一端固定在支架上，防止檢修期間突然下滑傷人。采煤機司機必須進行專門訓練，并能熟練正確操作采

40、煤機，持證上崗。采煤機電纜防滑。當采煤機自上而下單向割煤時，采煤機每割10m后，工作面停機閉鎖，把采煤機后方疊起的電纜拉移到采煤機前方的電纜槽內，防止后方疊起的電纜下竄傷人。4、安全管理防煤矸傷人安全措施制定了嚴格的安全管理規(guī)定，要求行人、工作必須在架間。在割煤、移架過程中下側支架人行路、中間順槽門口、溜頭人行路段嚴禁有人。在工作面人行路空間內每隔10架設置一組擋矸簾，中間順槽上側支架加設一組擋矸簾，每組擋矸簾用12條長1.6m的圓環(huán)鏈做成，垂至底板，防止煤塊飛出前部運輸機傷人。在前、后部運輸機頭分別加設一組擋矸簾，每組擋矸簾用15條長1.6m的圓環(huán)鏈做成，防止煤塊飛越轉載機傷人。增添、回撤支

41、架安全措施。為保證增添、回撤支架過程中的施工安全，我們編制了專門的安全措施，并在施工中嚴格執(zhí)行。同時采取以下措施減少施工難度。在施工前兩個割煤循環(huán)，從溜尾第三個支架以上，通過機割控制和人工落底的方法，創(chuàng)造出一個坡度不大于20的進、出架平臺，有效地保證了施工安全。隨著工作面傾角的變化，在工作面回采至75m和120m和150m時，分別需要增添一個支架。工作面推進200m至停采前，工作面需要回撤6個支架，綜合考慮整個增添、回撤支架工序，增添支架時我們采取了增添排頭架的措施，減少了增添和回撤支架的難度。五、大坡度掘進工作面施工安全技術措施2317軌道順槽巷道布置為沿煤層底板掘進，巷道坡度2542，巷道

42、采用矩形斷面,凈寬3.5m, 凈高2.7m,斷面積9.45m2。采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護。錨桿為18200omm全螺紋鋼樹脂錨桿，排距間距=80080omm。錨索采用17.8左旋預應力鋼絞線截制，強度1860mpa，長度不小于8.5m，錨索進入巷道頂板堅硬穩(wěn)定巖層深度不低于1.5m。排距間距=800130omm。2317軌道順槽在大坡度施工中通過不斷完善各項技術措施和管理制度，實現(xiàn)了安全生產(chǎn)，月度進尺達到150m。（一）施工安全技術措施1、大坡度掘進（巷道坡度大于25）必須采取一掘一錨，每循環(huán)進度0.8m，并及時支護頂板，防止頂板離層。為防止迎頭片幫，兩幫拖后迎頭一排掘進。施工期間應堅持經(jīng)常性的敲幫

43、問頂制度，每半小時必須執(zhí)行一次。發(fā)現(xiàn)頂板有異常或離層明顯，必須先撤出人員，待頂板壓力穩(wěn)定后，由外向里進行敲幫問頂，確認安全后人員方可進入迎頭作業(yè)。2、巷道坡度大于35時，迎頭施工采用分層掘進，上層掘進高度不低于2.4m，兩幫先打設3棵錨桿支護。上下分層拖距為620m。下分層落底至設計高度后及時打設底腳錨桿。3、大坡度爆破作業(yè)時，爆破工必須最后離開爆破地點，并必須在安全地點起爆。起爆地點到爆破地點的距離不少于100m的躲避所或有掩體的安全地點。4、大坡度施工時，迎頭打眼前及響炮后在前探支護掩護下必須先用焊網(wǎng)封住迎頭，打設兩棵以上超前錨桿固定，防止打眼時迎頭溜幫傷人。5、前探梁必須設“雙保險”防滑

44、裝置，即每條前探梁使用2個防滑繩套和3個防滑吊環(huán)固定。防滑繩套由長度適宜、直徑不小于9.3mm鋼絲繩或直徑8mm鋼筋制作的鐵鏈，兩端連接直徑12mm以上鋼筋制作的鐵鉤組成，一端掛于前探梁眼孔內，另一端鉤在頂板鋼帶上。防滑吊環(huán)由前探梁吊環(huán)側面焊接的螺母和防滑螺栓組成，前探梁穿過后擰緊防滑螺栓防止前探梁下滑。移動前探梁時，必須使用防滑繩套，防止移動過程中前探梁下竄傷人。6、迎頭錨索打設進入巷道頂板堅硬穩(wěn)定巖層深度應不低于1.5m，錨桿打設角度不小于75。7、迎頭外必須常備510根高度適宜、小頭直徑不小于150mm的木柱、10塊120012050mm足頂木料和木楔以配合前探梁臨時支護。響炮后前探梁必

45、須及時前移并采用足頂材料足頂加牢，在前探支護掩護下作業(yè)。8、在迎頭外36m處設置第一組工作臺。采用2根3m長木柱（小頭直徑不小于100mm），木柱兩端分別用2條繩套（采用619-6.2mm鋼絲繩制作）固定于巷幫錨桿上。人員在工作臺上作業(yè)，工作臺必須隨迎頭掘進及時前移。9、第二組工作臺設置在溜尾處，設置方法為：在溜尾兩側打設4棵木柱（小頭直徑不小于100mm），木柱必須接頂接底，迎山有力，頂?shù)锥擞媚拘ㄐňo，頂端采用8#鐵絲固定于頂板錨桿上，確保木柱固定牢固。木柱前橫向固定規(guī)格200020050mm木板作為擋矸板，擋矸板高度不低于1.0m。擋矸板前方禁止大量存放浮矸，浮矸面應低于擋矸板上沿不小于0.6m。擋矸板上方安設一道全封閉防護門（采用錨桿、焊網(wǎng)焊制），未行人期間防護門必須保持關閉狀態(tài)。擋矸板下方范圍內不得有人工作或逗留，在其外側應設置梯子，便于行人上下工作臺。第二組工作臺距迎頭不大于30m，夠距離后必須及時前移。10、每班施工前、響炮后由跟班隊長、安檢員和安