308初采总结大全

第一篇：308初采总结大全

308工作面初采初放工作总结

一、308工作面简介

308工作面切眼长度为235m，进风顺槽长度为2864m，回风顺槽长度为2776m，平均煤厚为2.42m，可采长度为2667m，可采储量为205万吨。308工作面采用MG500/1130—WD型电牵引采煤机落煤装煤，截深为0.8m。工作面采用ZZ5000-14.5/28型液压支架支护顶板，最大控顶距为5.37m，最小控顶距为4.2m。于2011年11月10日开始安装，12月底安装调试结束，2012年2月24日正式移交综采三队管理。

二、308工作面初采初放情况分析

308工作面自2012年3月15日开始初采，具体情况如下：

1、直接顶初次来压显现

3月19日中午12点40分井下汇报工作面3#~90#支架间采空区直接顶初次垮落，厚度在2~3m。此时观测工作面支架工作阻力开始持续升高（见图1），至下午1点45分左右工作面中部支架工作阻力达到了最大值并瞬间减小，之后恢复并小范围波动。下午4点20分左右工作面中部支架又出现瞬间减小并恢复现象。此时工作面机头段和机尾段支架并未出现上述工作阻力变化情况（见图2），经井下观测此时机头与机尾段顶板并未垮落，其他位置采空区已基本被垮落的直接顶填实。3月20日零点班，煤机割了1刀煤后进顺落山角充分垮落，同时地面矿压监测观察到机头段支架工作阻力发生瞬间减小的现象（见图3）。此时工作面进顺总共向前推进了10.6m，回顺总共向前推进了10.1m。

图1:3月19日工作面中部支架工作阻力变化曲线图

图2:3月19日工作面机头段支架工作阻力变化曲线图

图3:3月20日工作面机头段支架工作阻力变化曲线图

2、老顶初次来压显现

在3月31日四点班及4月1日零点班生产过程中出现了老顶来压显现，此时工作面进顺向前推进22.4m，回顺向前推进22.6m。

（1）、通过矿压监测系统（见图4）可以看出工作面支架工作阻力在生产前持续升高，在生产过程中达到最大值后减小并小范围波动。

图4：3月31日工作面中部支架工作阻力变化曲线图

（2）、工作面可以听到煤壁发出响声，并且有片帮现象。（3）、通过308高位瓦斯抽放浓度数据观察到高位抽放3#钻场2#钻孔浓度由3月31日的0.8%升高至4月1日的40%。308高位3#钻场2#钻孔施工处距308切眼70m，钻孔向工作面方向施工，夹角为20°，仰角为22°，孔深110m。

4月5日早，根据《308综采工作面初采初放工作安排》中相关规定，宣布308工作面初采初放工作结束。

三、308工作面初采初放工作结论与分析 直接顶与老顶垮落步距：

垮落步距的计算公式为：垮落步距=垮落时工作面推进度+切眼宽度-支架顶梁与前梁支撑宽度之和

（1）、308工作面直接顶初次跨落步距为12.2（10.4+6-4.2）m。（2）、308工作面老顶初次跨落步距为24.3（22.5+6-4.2）m。结论分析：

在初采初放前期，对工作面推进度进行控制，每天推进度不得超过4m，给顶板充分的卸压和垮落时间。同时，沿工作面施工放顶孔，放顶孔间距400mm，深度4m，破坏顶板的完整性，协助顶板垮落。在直接顶垮落以后，受运输机故障影响工作面推进速度缓慢。老顶在此工程中缓慢下沉，故老顶来压显现较以往相比不太明显。

第二篇：初采初放总结

二1—12采煤工作面初采初放总结

综采准备队

二1—12采煤工作面初采初放总结

由于二1—12060采煤工作面，在初采初放期间，采面上部顶板淋水严重，风巷上出口处至采面下17米段出现底板泥岩，使悬移支架难以推进，采面一部溜子坡度大，达到37度以上等种种原因，都制约了采面的正常推进，严重影响初采初放期间的安全生产。后经公司领导研究决定，对风巷上部进行改巷，改巷设计长度25米，并对采面上部已安装好的支架进行拆除（18架），彻底隔掉采面上部构造带。

至2011年3月份，采面平均推进25米，根据本煤层顶板特性，直接顶初次垮落步距8～10m，基本顶初次垮落步距20～30m，基本顶周期垮落步距10～15m，观测判断该采面初采初放结束。

经验总结：

1、初采初放必须编制专项安全技术措施，以能更好的指导干部职工进行操作。

2、开采前，要检查各液压管路，是否有漏液现象。

3、开采前必须完善安全设施。风巷、机巷、中部腰顺槽及采面冲尘洒水管路齐全，各转载点洒水装置齐全，采面每隔10m安设一道架间水幕，风巷、机巷、中部腰顺槽各设一道全断面净化水幕。

4、开采前各台电气设备保证完好，无失爆现象，各种信号齐全，按扭灵活可靠，运输机铺设平直完好。然后对采面运输机及机巷转载机进行试运转，缺刮板、螺栓、螺丝的及时补齐、拧紧，确认无问题后方可进行靠运输机工作，保证机械设备运行正常。

5、初采前，采面所有支架翻转梁截止阀必须安好，否则不准开工。

6、靠运输机前，靠煤墙侧的杂物浮渣要清理、平整，保证靠运输机后平稳。

7、按作业规程规定采面做机头、机尾超前，并做好风巷、机巷及腰顺槽的替棚工作，初采前保证两巷替棚15～30m, 风巷、机巷及腰顺槽超前单排支护符合作业规程规定。

2011年3月28日

第三篇：采煤工作面初采总结

15103工作面初采期间矿压总结

采煤队于2014年6月1日4点班进入15107回采工作面开始初采至今，通过对15107工作面现场顶板情况和顶板在线监测系统分析，对15107工作面初采期间矿压作如下总结。

一、工作面现场顶板情况分析

（一）顶板垮落情况分析

采煤队2012年8月8日搬入15107工作面开始回采，至8月23号期间，工作面采空区直接顶局部垮落，8月24号—8月26号（推进度为进风12.6m、回风29.5m处）期间工作面采空区直接顶大范围垮落，回风落山塌落严密。8月27号-8月30号（推进度为进风22.6m、回风38.1m处）工作面采空区垮落严密，回风落山塌落严密。到目前（9月5号）工作面及回进风落山无明显顶板垮落动压波冲击现象。

（二）工作面出水量分析

工作面初采至今，8月20号工作面回风落山出水量增大，分析为工作面采空区顶板局部垮落导致出水量增加；8月31号4点班工作面回风落山出水量突然大量增加分析认为工作面采空区顶板大范围垮落导致出水量增加；9月1号-9月5号工作面出水量较为稳定无增大趋势分析认为回采工作面为上坡趋势回采部分水进入落山因而大顶垮落无明显出水量增加。

（三）总结

通过工作面顶板垮落情况和工作面出水量分析，工作面大顶呈现局部逐渐垮落趋势，进风侧垮落趋势相对大于回风侧，大顶拱形桥断裂在进风推进度22.6m，回风推进度38.1m处。

二、顶板在线监测系统分析

（一）工作面顶板动态柱状监测图分析

通过初采期间对工作面顶板在线监测柱状图分析自8月8日到现在工作面整体矿压柱状图未出现压力骤增骤减现象，故初采期间未出现大顶拱形桥断裂冲击波现象。

8月8号-8月15号整体压力柱状图呈平稳现象，整体表现为80-122架柱状图压力偏高。40-79架柱状压力图呈偏高现象，1-39架柱状压力图压力偏低，最高柱状压力体现在8月14日-8月15日期间100架-122架间，最高压力峰值达到45Mp-50Mp。

8月16号-8月25号期间70-122架压力柱状图一直偏高，平均压力在35Mp以上；50-70架压力开始增大，但增值幅度不大，平均压力在30Mp左右；1-50架压力开始增加，平均压力在30Mp以上。

8月26日-8月31期间（进风推进度为22.6m，回风推进度为38.1m），工作面柱状压力整体较高，呈居高不下状态，分析认为拱形桥距离增加承受断裂扭矩增加，为大顶断裂的前兆。

9月11日-9月5日工作面柱状图压力整体回落，虽1-50架局部地段仍有波动，但整体保持在30Mp以下，故分析认为15107工作面大顶段落在8月31日进风22.6m、回风38.1m处。

（二）工作面压力线性曲线图分析

1-40架8月8日-8月16日曲线图压力保持平稳无明显增大现象，其中30-40架压力相对偏大。8月17日-8月25日曲线图压力相对下降而又持续升高状态。8月31日后压力普遍下降呈平稳状态。

41-80架8月8日-8月16日曲线图压力保持平稳无明显增大现象；8月17日-8月31日曲线图压力普遍增加并保持增高不下状态，其中70-80架曲线图压力相对较低。分析认为8月31日工作面出水量增加为工作面中部顶板局部大范围垮落而导致出水量增加。

81-122架压力曲线图8月8日-8月16呈上升趋势，8月17日-8月20日曲线图相对下降并保持平稳，8月20日-8月25日曲线图压力升高并保持增高不下状态，8月26日-8月31日曲线图压力下降保持平稳，分析认为8月31日工作面回风落山出水猛然增加预计在80架前的顶板大范围局部垮落。

（三）总结

根据工作面顶板动态柱状监测图和工作面压力线性曲线图分析工作面顶板局部垮落顺序为回风段顶板局部垮落较早，其次为中部段顶板局部垮落，最后进风段顶板垮落。分析认为15107工作面大顶段落在8月31日进风22.6m、回风38.1m处。

三、15107工作面初采期间矿压及大顶垮落距总结 通过工作面现场顶板情况分析和顶板在线监测系统分析认为15107工作面顶板整体呈零碎式垮落，故没有出现一次性大顶断裂产生的剧烈冲击波现象。分析认为大顶拱形桥断裂在进风推进度22.6m，回风推进度38.1m。

四、将来接续回采工作面大顶垮落距推断分析

通过对15107工作面的顶板压力观测和15102、15105、15111工作面的大顶断裂距离推断将来接续工作面大顶垮落距推断为30m-40m之间。

五、周期来压步局推断分析

根据8月8日-8月31日（推进度为进风22.6.2m、回风38.1m处）内工作面直接顶大范围垮落和15102、15105工作面周期来压步局推断，15107工作面及接续工作面的周期来压步局为20-25m，今后将通过工作面实际压力情况和顶板在线监测情况进一步观测工作面周来来压步局为回采工作面顶板管理做真实的理论的依据。

生产技术部

2013-9-4

第四篇：2206初采措施

2206综采工作面初采初放安全

技术措施

施工队组：综采队

编

制：张小兵

2019年5月25日

矿领导

签字

日期

总工程师

生产矿长

安全矿长

机电矿长

采煤副总

机电副总

部

门

签字

日期

调

度

室

生产技术部

安

监

处

通

风

区

机

电

部

地

测

部

队组负责人

意见：

一、概况

2206综采工作面即将进行初采，为保证初采以及初次放顶期间的安全，特制定以下措施。

二、初采前的准备工作

1、初采前首先检查设备，保证各系统的完好，接着将切眼内的浮煤杂物清理干净。

2、初采开始前，必须回收两巷锚杆托盘，顶锚杆与煤壁收齐。将两顺槽距煤壁5m内的可拆卸帮锚杆托盘、金属网全部回收。回收托板时由下向上并及时处理掉活煤活矸，严格执行“敲帮问顶”制度。

3、工作面进、回风顺槽超前支护必须符合以下规定：

超前支护采用3.2mп型梁，DZ-28单体支柱，编号管理。支护保证为一梁三柱，梁距800mm。两巷的超前支护至少打24m的距离。初撑力不小于90KN。每根支柱采取防倒绳与钢带、钢筋网链接，端头支护防道绳与п型梁连接。

4、两巷所有支柱必须迎山有力、角度适中，如果两顺槽有超高部分，超高处的梁与顶板之间必须用构木构顶。

5、必须按规定上齐通风设施、安全检测设备及防尘隔爆安全设施，并保证其正常使用。

6、工作面机头、机尾支架与煤壁间的空顶距离使用3.2m的π型梁与DZ-28型液压支柱进行支护，端头支护为对梁支护，一梁三柱，梁距300mm，500mm，交替迈步式前移，前移步距为1.2m，端头支护与端头支架间的距离不大于500mm，对梁前端距为600mm，工作面上下隅角区域采用DZ-28单体液压支柱配0.5mπ型梁沿切顶线打单排密集支柱，柱距0.3m，对梁后排支柱与密集支柱间距不大于0.5m。

7、初采前，在回风顺槽机尾10m范围内采取打预裂孔的方式保证初采结束后顶板充分垮落，有效的控制上隅角瓦斯。预裂孔布置为L型，从工作面煤壁开始距外帮300mm处延顺槽方向每隔600mm打1个眼；每隔3m延工作面方向打1排眼，间距700mm；第一个L型孔深2m，后2个L型孔深7m（直接顶1.7m，基本顶4.5m）,保证初采完毕后顶板充分垮落，上隅角瓦斯得到有效控制。

8、初采前，工作面所有设备必须先空负荷运转，待运转正常后再带负荷联合试运转，对设备进行整体调试，运转过程中如果发现设备有问题，必须及时停机进行处理，确认无问题后开始进行试生产。

三、技术要求

1、机组安装在工作面靠机尾的开缺口中，先向机尾割三角煤，后向机头割煤。

2、在采煤机割煤后，先移支架，后推移刮板输送机。顶板条件好时，机组割煤后，滞后采煤机后滚筒3m开始移架，最远不超过5架。顶板破碎时要带压擦顶及时移架。

3、工作面初采期间每班推进2个循环，移架后，支架要排列成直线，偏差不超过±50mm；推溜后，溜槽要保持平直。割煤后煤壁要保证平直。支架发生歪斜时要及时调架。支架保证与运输机垂直。工作面往返一次进一刀割煤。

4、割机头、机尾时采煤机司机要站在机身落山一侧掩体处的安全地点操作，并且采煤机运行时不能到滚筒前观察，滚筒前后5m范围内严禁有人，且只能由距离滚筒5m外的专人指挥采煤机司机操作采煤机，防止滚筒带出煤帮的杂物伤人。

5、根据2#煤层顶板回采动态分析，初次垮落步距为6~12m，顶板未跨落前要每班进行矿压观测并分析数据，及时向调度室和生产技术部进行汇报。工作面要设专人全面巡视顶板情况，发现来压预兆时及时撤人，并向调度室及队组汇报。

6、初次放顶前要保证支架升紧升牢，初撑力不低于24MPa，所有单体支柱有足够的初撑力90KN，且支架每次注液保持3~5s。

四、安全措施

1、进行初采前要对全体员工进行《煤矿安全规程》、《操作规程》、《2206综采工作面作业规程》培训考试，考试不合格的人员严禁下井作业。

2、初放前，应加强支架的支护强度,确保支护质量,要保证泵站压力≥30MPa，乳化液浓度3～5%，支架初撑力不得小于24MPa。

3、移架时工作人员应站在支架内操作，机组通过后必须及时顺序移架至最小控顶距离，保持端面距不大于340mm，其他人员不得在相邻架间停留。

4、初次放顶期间，严格控制割煤速度在2m/min以下，并且每割煤一小时停机十分钟观察顶板，以防突然来压。

5、如发现煤壁片帮严重，顶板活动剧烈时应停止割煤，人员就近躲入支架内扶紧立柱，严禁站在支架间。待顶板压力稳定后，确认无问题时再生产。严禁人员进入人行道行走。

6、工作面顶板严禁出现台阶、伞檐。正常情况下人员不准进入煤壁机道内作业，若需进入进行检修作业时，工作面采煤机、刮板输送机等设备开关要停电闭锁，工作地点前后5架支架严禁动作并将作业地点支架的前探梁全部伸出，设专人观察顶板和煤壁情况，严格执行“敲帮问顶”制度，敲除危矸伞檐，处理时两人配合，一人观察顶板，一人工作。

7、初采期间人员不得进入支架尾梁后的空顶区。

8、进行初放前工作时，至少有一名队干跟班指挥作业，以便发现问题及时协调统一处理。

9、瓦检员跟班对工作面出现片帮及采空区垮落涌出的瓦斯进行检测，并随时检查采空区及上隅角的瓦斯情况，当瓦斯浓度降到0.6%以下时，方可正常生产。

10、初采前整个工作面喷洒一次阻化剂，工作面初采期间日推进度不小于1m。若工作面初采日推进度小于1m时，必须采取防灭火措施，防止煤层自燃发火。

11、初采期间备用足够的支护材料，整齐码放在工作面回风顺槽内。

12、工作面端头出现连续的老顶断裂，压力急增时跟班队干、安全员必须立即组织人员撤离到安全的地点，待顶板稳定后方可返回作业。造成的断梁折柱必须及时更换。

13、初次放顶时，要有由调度室组织生产技术部、通风区、安监处、地测部、机电部等人员组成放顶管理小组，队干跟班指挥，发现问题协同解决。

14、其他严格执行《2206综采工作面作业规程》、《操作规程》《煤矿安全规程》和《东河煤矿风险管理手册》中的有关规定。

五、现场主要危险源采取的相应安全技术措施

1、顶板

风险点内容：人员未检查顶板、巷帮情况或检查不到位；处理片帮时，人员未按照要求的地点站立；顶板及煤帮有离层、鳞皮。

管控措施：作业前必须对作业现场进行全面检查，发现异常，及时处理后，方可进行作业；现场作业人员操作规范，执行“敲帮问顶”制度，无“三违”行为；有干部跟班。

2、超前支护

风险点内容：人员未检查超前支护或检查不到位；超前支护失效；顶板漏顶。

管控措施：支护工负责检查确认两顺槽超前支护距离不小于20m；负责检查确认单体柱初撑力不小于90KN,及联锁、漏液、缺梁、少柱；确认支柱最大支撑高度大于顶板高度；柱子钻底大于100mm要穿鞋；接顶严实。

3、工作面支架及梁端距

风险点内容：人员未检查倒架、咬架、相邻侧护板的高差超过侧护板高度的2/3或检查不到位；支架出现倒架、咬架、相邻侧护板的高差超过侧护板高度２／３。未检查底板起伏和梁端距大小或检查不到位；顶底板过于起伏、梁端距过大。

管控措施：现场作业人员操作规范，执行“敲帮问顶”制度，无“三违”行为；割煤时，采煤机司机集中精力，注意顶底板，煤层煤质变化，随煤层的起伏随时调整滚筒前后高度，要减少采面起伏坡度，按直线割直煤壁，不得割碰顶梁、底板；梁端距不大于340mm。

工作面严禁超高，以免造成支架不接顶而倒架，工作面采高也不能过小使支架压死，应保证支架至少有300mm活柱余量。

相邻支架高差≤顶梁侧护板高的2/3,不挤不咬，架间空隙＜100mm，支架顶梁与顶板平行支设。最大仰俯角不超过7°；升架过程中要注意侧护板伸出情况，防止升架时损坏侧护板。

4、检查安全保护和警示装置

风险点内容：人员未检查安全保护和警示装置或检查不到位；机电设备的安全保护、防护罩损坏和警示装置缺失。

管控措施：运输机机尾要加盖板；运输机行人跨越要有过桥；安全间距符合规定；工作面刮板输送机信号闭锁符合要求；运输送机机尾、小绞车有压柱和地锚；支架液压系统无漏、窜液、管路无挤压；控制阀有效；支架部件不缺损；采煤机、刮板输送机、胶带输送机、转载机等设备完好，保护齐全，运行可靠，符合机电设备的管理规定；采煤机喷雾装置符合规定，内外喷雾有效；有机载瓦斯报警断电装置；通信系统畅通可靠；监测、监控设备运行正常，安放位置符合规定；各个设备的安全防护设施、护罩等齐全有效。

5、割煤

风险点内容：工作面未割平，顶、底板出现台阶。

管控措施：采煤机司机割煤时，割平顶、底板，不允许出现波浪起伏；不任意丢失顶煤和底煤；采煤机司机在割煤过程中，随时观察煤帮情况。

6、其他严格执行《东河煤矿风险管理手册》。

六、灾害预防及避灾路线

携带自救器的人员，必须熟悉自救器的构造、性能、正确掌握自救器的使用方法。佩戴时必须沉着、敏捷、严格按产品的要求操作。自救器在使用中发热是正常现象，要忍耐短暂的不舒适感，行走时不要惊慌，呼吸要均匀，严防碰脱鼻夹，在未到达安全地点前严禁取下鼻夹。

携带中的自救器要避免碰撞，严禁敲击、挤压、当坐垫、当锤子，故意损坏自救器者，矿自救器房不再给换新自救器，照价赔偿后再发新自救器。

遇到下列情况时应立即佩戴自救器。

看到烟雾、嗅到气味、感到头痛和恶心、感到突然压力急增、发生意外的灰尘飞扬和风速猛增。

以上迹象是表明发生火、瓦斯和煤尘燃烧爆炸，将要产生大量的有害气体一氧化碳，故必须立即戴好自救器。

当工作面发生火灾时工作面人员应迅速戴好自救器，当工作面发生瓦斯、煤尘爆炸时，所有人员应迅速卧倒，戴好自救器，待冲击波过后，按以下路线撤出。

火灾、瓦斯、煤尘灾害避灾路线：

反风前避灾路线：

2206综采工作面→2206运输顺槽→东运输大巷→东进风巷→副立井→地面

反风时避灾路线：

2206综采工作面→2206回风顺槽→东回风大巷→轨道上山（回风上山）→梯子井→地面（逆风流而行）

水灾避灾路线：

2206综采工作面→2206两顺槽→东运输、回风大巷→东进风（西进风巷、轨道上山、回风上山）→副立井→地面（按由里向外，由低向高的原则往外撤）

第五篇：采后总结样板

一、工作面概况：

该工作面位于一采区中部，南临11607工作面（设计工作面），北临11611工作面（正在准备），西临11609内工作面（已回采）。工作面设计走向长为813m，面宽为165.45 m，于2009年8月份开始回采至2011年8月份停采。工作面实际回采长度轨顺为825m、运顺为830m，平均采高3.35m，回采面积为147853㎡,动用储量74.4万t，实际采出量55.92万t，损失量18.48万t，工作面实际回采率为75％，损失率为25%。

二、煤层及顶底板情况

该工作面所采煤层为二叠系上统龙潭组16煤，回采期间煤层厚度 为3.1～3.4m，平均厚3.35m，煤层较稳定，结构相对复杂，以亮～半亮型为主，条带状构造，粉粒状～块状构造。煤层中上部含1～3层泥岩夹矸（厚约0.2～1.0 m），靠近11609外运顺切眼侧煤层中上部含3层泥岩夹矸（厚约1.6～2.0m）。靠近11609切眼附近16煤层相对较薄，由西向东煤层逐渐增厚，绝大部分煤层厚度在3.0m以上。老顶为L7灰岩、灰～深灰色,含泥质,具水平～波状层理，局部垂直裂隙发育，岩石破碎f=8。直接顶为深灰色,泥质粉砂岩，以石英为主，泥质胶结具水平层理，夹粉砂岩条带f=4～6。直接底为泥岩，深灰色～黑色，富含植物化石，稍含粉砂岩，遇水易膨胀底鼓f=3～4。老底部分区域为泥岩、粉砂岩、细砂岩互层，灰色～灰黑色，以泥岩为主，质细均一稍具滑感，底部含粉砂岩具水平层理，裂隙发育，呈闭合状，夹薄层状细砂岩，较致密、坚硬F=4～6。

三、地质构造及水文情况

1、地质构造：工作面煤岩层总体趋势（沿倾斜方向）呈现西南高东北低，为一单斜构造，煤层倾角为4～15o下行。该工作面在两顺槽及切

眼施工中共揭露9条断层，其中对回采过程中有影响的断层有6条，分别为SF65、SF69、SF80、SF82、SF75、SF76；其余3条断层SF3、SF45、SF48由于在回采工作面外侧，对工作面回采无影响。原预测的隐伏断层KF8 为三维物探断层，物探资料不可靠，在回采过程中未揭露。在工作面回采过程中新增断层4条，分别为SF609-01、SF609-02、SF609-03、SF609-04，断层落差分别为5.0m、1.5m、1.5m、3.0m，因此工作面回采过程中共揭露断层10条，对回采影响较大的断层为SF82、SF609-01，两断层的落差大，延展长度长，对工作面回采影响较大。断层情况见下表：

回采地质明书（预计）回采揭露情况（实际）

2、水文地质：工作面直接充水含水层为16煤顶板砂岩及L7灰岩，间接充水含水层为16煤顶部长兴灰岩。16煤顶板为灰～深灰色粉砂岩，泥质胶结，厚层状，平均厚度3.44m，含裂隙水，富水性弱，补给条件差，以静储量为主，充水途径为裂隙。L7灰岩厚度平均为3.48m，富水性中等，以静储量为主，充水途径为裂隙。长兴灰岩底界距16煤顶距约34～42m，平均厚度30.38m，岩溶裂隙发育，富水性中等。该工作面16煤层顶板距L7灰岩间距较小，回采地质说明书预计工作面正常涌水量为15～45m/h，最大涌水量为100m/h。11609工作面回采过程中发生两次突水事故，第一次突水在2009年11月10日凌晨4:10，11609外工作面在运顺推进70m，轨顺推进68m处，在溜头侧的1#、2#，3#架移架后发生顶板突水事故，瞬间涌水量约4900 m3/h，截止2009年11月11日早8：00点涌水量稳定在22.5 m3/h左右，突水总量达7153m3。本次突水的特点是瞬间突水量大，来势凶猛，衰减快，突水前没有突水征兆，以静储量为主，这是其他含水层所不具备的；从突水水样来看，水较黄，含大量黄色悬浮物，属于“老陈水”，本次突水为16煤层“三带”裂隙导通上部长兴灰岩岩溶溶洞所致。第二次突水在2010年进入6月份以来，由于连续降中到大雨，大气降水通过采空区地表裂隙渗透补给，致使11609外采空区涌水量增大，2010年6月16日采空区涌水量由45 m/h增至56m/h，2010年6月29日工作面涌水量达90 m/h，2010年7月13日工作面涌水量达到150 m/h，且持续时间较长，由于及时对11609外工作面采空区大的地表裂缝进行水泥充填封堵，工作面涌水量未继续增大，这次突水虽未造成淹面事故，但长时间排水对工作面生产影响较大。

四、预测与回采情况对比 1、11709工作面设计运、轨顺走向长为813m，面宽为165.45m，煤层平均厚度3.4m，回采面积为134613㎡，动用储量为67.7万t,可采储量为64.4万t。工作面实际回采运顺走向长为830 m、轨顺为825 m，面宽分别为164.45m，平均采高3.35m，回采面积为147853㎡,动用储量74.4万t，实际采出量55.92万t，损失量18.48万t，工作面实际回采率为75％，损失率为25%。工作面实际回采长度比设计长度运顺增加了17m、轨顺增加了12 m，回采煤厚比设计煤厚低于0.5m，两顺槽实际揭露煤厚不能真实反映整个工作面的平均煤厚。由于回采平均煤厚、面积、地质构造等与回采说明书预计的有一定的变化，所以无论是实际动用储量、采出量、损失量、回采率等均与设计出入较大。

2、回采地质说明书预计工作面回采时的最大涌水量为100m/h，正常涌水量15～45m/h。11609外工作面回采过程中发生两次突水事故，第一次突水在2009年11月10日凌晨4:10，11609外工作面在运顺推进70m，轨顺推进68m处，在溜头侧的1#、2#，3#架移架后发生顶板突水事故，瞬间涌水量约4900 m3/h，截止2009年11月11日早8：00点涌水量稳定在22.5 m3/h左右，突水总量达7153m3。本次突水的特点是瞬间突水量大，来势凶猛，衰减快，突水前没有突水征兆，以静储量为主，这是其他含水层所不具备的；从突水水样来看，水较黄，含大量黄色悬浮物，属于“老陈水”，本次突水为16煤层“三带”裂隙导通上部长兴灰岩岩溶溶洞所致。第二次突水在2010年进入6月份以来，由于连续降中到大雨，大气降水通过采空区地表裂隙渗透补给，致使11609外采空区涌水量增大，2010年6月16日采空区涌水量由45 m/h增至56m/h，2010年6月29日工作面涌水量达90 m/h，2010年7月13日工作面涌水量达到150 m3/h，且持续时间较长，由于及时对11609外工作面采空区大的地表裂缝进行水泥充填封堵，工作面涌水量未继续增大，这次突水虽未造成淹面事故，但长时间排水对工作面生产影响较大。除工作面两次突水外，333在工作面回采期间无持续较大的涌水发生，其平均最大涌水量为60～80m/h，正常涌水量为20～60m/h，局部区段工作面无水，最大涌水量与预计的出入较大，正常涌水量基本相符，主要原因是该工作面发生长兴灰岩岩溶（溶洞）突水和大气降水沿采空区地表裂缝渗透补给，致使工作面最大涌水量增大，在以往几个16煤工作面回采过程中从未出现类似现象，采用相关比拟法预计工作面涌水量出入较大。今后要加大水文地质分析预测，提高对16煤上部长兴灰岩岩溶水的认识，采用物探手段对长兴灰岩富水性进行探测；同时要加大对采空区地表裂缝的充填处理，预防大气降水沿地表裂缝渗透补给采空区，尽可能避开雨季回采16煤工作面。

五、回采率分析与总结

11609外工作面的设计回采率为95％，损失率为5%，动用储量为67.7万 t,可采储量为64.4万t，损失量3.3万t。工作面实际动用储量为74.4万t，采出量55.92万t，损失量18.48万t，实际回采率为75％，损失率为25%，工作面实际回采率比设计回采率低出20％。主要原因为工作面内过SF82正断层（∠50H=5.5 m），该断层自切眼揭露，沿工作面推进方向延展435m（平距），在工作面内延展长度约450m（斜距），断层落差增大到5.5m 左右；SF609-01逆断层（∠15～25H=0～5m）断层沿推进方向延伸180m（平距），工作面内延展210m（斜距）。两断层的落差大，延展长度长，影响范围大，造成割岩石较多，导致工作面的实际回采率比设计回采率低。今后需加强煤层探测，掌握工作面断层等构造的分布，并加强煤层等厚线的分析，找出煤层厚度变化规律，得出相近工作面的平均采高，以便核对回采率的变化原因，为今后回采16煤层工作面提供可参考的资料。