煤矿开采工作面

煤矿开采工作面（精选12篇）

煤矿开采工作面 篇1

摘要：在采煤工作面中普遍存在一些小型的“隐伏”构造, 其不仅会对巷道的正常开拓与工作面回采的进度产生直接影响, 而且受其构造应力场的作用, 地质构造会破坏煤层结构与瓦斯的分布, 所以针对煤矿开采工作面内小构造的预测有着重要的现实意义。本文就针对该问题展开讨论, 介绍两种小构造预测的方法, 即数学分析法与综合预测法。

关键词：煤矿开采工作面,小构造预测,数学分析法,综合预测法

1 小构造预测的数学分析法

从某种意义上讲, 数学分析法是小构造预测向定量方面发展的趋势, 具体方法如下:

1.1 构造复杂程度评价指数

现阶段评价构造复杂度的指标包括以下几个:

第一, 煤质倾角的大小与变化程度, 在确定该指标时, 先根据倾角大小进行分带, 再根据带进行倾角标准差与变异系数的统计, 如下式:

上式中, S为倾角标准差;r为变异系数;n为观测点的数量;为统计条带内的平均倾角; (16) x为每个测量点的倾角。在上式中, S与r均是反应倾角变化程度的参数, 即小型褶皱发育的程度。

第二, 褶皱强度系数, 该参数反映的是褶皱的强烈程度, 其表达如下式:

上式中, K为褶皱强度系数;L’为垂直于褶皱轴迹剖面中煤层底板两点间的实际长度;L为上述两点的水平投影长度。

第三, 褶皱复杂性指数, 该参数反映的是褶皱的复杂程度, 其由煤层面斜率与底板等高线曲率之积表示, 其评价步骤包括以下两个环节:其一, 在煤层底板等高线图或者一次趋势面差值等值线图上, 根据钻孔的平均间距画出正方格网, 网线与主要褶皱轴迹保持平行或者垂直;其二, 在每个十字交叉点求出交叉点四邻四个方格面积内的褶皱复杂性指数, 其表达如下:

上式中, KTC为褶皱复杂性指标, h为计算面积内等高线的高度差;L为等高线平均平距, 由此可知, h/L=tga, 即煤层面斜率;ω为等高线走向的变化值, 表示为弧度, 反应等高线的曲率;S为统计方格的面积。可以用穿过计算面积内等高线数取代h/L以进一步减化计算, 则经过简化的公式表达如下:

第四, 断裂破坏系数, 可以采用多种方法评价断裂密度与破坏系数, 此处针对小断层对煤层破坏程度的预测方法进行重点分析。在针对煤层破坏系数做构造复杂程度分级过程中, 直接利用断层即可, 首先收集生产矿井中每个开采煤层的小断层资料, 然后将小断层发育带绘至开采平面图上;接下来逐一筛选出相关信息, 包括每个小断层的形态、延伸长度、断裂倾角、落差、相邻断层的间距等, 并绘制出小断层展布图;最后根据下式计算出煤层构造的破坏系数:

上式中, H为破坏带内每个断层的正常落并;L为断层的长度;S为各巷范围内破坏带的面积。可以根据构造破坏系数可以将小断层对煤层的破坏程度为分五个等级, 由破坏系数K值确定出来。

1.2 已知断层的延展预测

首先计算出延伸长度上的变化值, 即各组断层的落差变化梯度;然后计算出断层延伸长度与最大落差的方程式, 可以采用断层断距预测法来实现。在实践中可以采用下式计算:

上式中, H为断层落差;K为系数值;L为断层延伸长度。

2 小构造预测的综合预测法

2.1 划分地质单元

通常在特定范围内, 所有构造的形迹均是基于特定的规律的, 构造分区分块的特性是指某个矿区根据构造的展布规律、复杂程度等划分出不同地段, 其属于构造发展的客观反映, 在矿井构造分区预测过程中, 必须进行地质单元的划分。同一个矿井会在同一次构造运动中形成某种构造格局, 该构造格局具有某种固定形式, 构造应力场会对其产生控制, 具体就表现为明显的分区性;而区段不同, 其岩性、边界条件等也各不相同, 所以构造就表现出一定的随机性。

2.2 统计断层规模与方向

断层的等级不同、规模不同, 其对生产的影响程度也存在差异, 并且针对各个矿区或者矿井, 断层影响工作面正常生产的级别也不同, 因此要对断层的大小、等级进行及时的统计, 才能正确掌握具体某个断层的实际强度等级。

2.3 断层空间的分布规律

分析断层空间分布规律的主要内容就是通过统计方法获得区域内层的线形土壤, 结合历史勘探资料以及生产过程中获取的地质资料、探煤钻孔泥土标本等, 将各类断层的空间变化特征统计分析出来, 对开拓区构造的分布规律做进一步的预测。

2.4 预测断层分布形态

断层落差与水平延伸长度呈正比关系, 观测同一断层的平面分布可知, 其落差大部分在空间呈现出特定的变化规律, 即断层的中部通常是落差最大的, 越靠近两端则落差越小, 所以可以根据断层自身的这种变化规律对其进行预测分析, 参考巷道断层断距的差异即可求出断层的落差。

3 综合预测法的实际应用

上述两种方法均可以对小构造做出比较准确的预测, 限于篇幅, 下文主要通过实例针对综合预测法的实际应用进行分析。

3.1 划分工作面所处区域的地质单元

某煤矿工作面所处的位置在加下背斜东北翼中段、F1断层北翼, 整体地层呈梯形构造, 向北倾斜, 整体走向近东西向, 但是东西部近南北走向, 有较大的走向变化。在该区共发现20条断层, 走向为近南北走向中。在20条断层中, 有4条落差超过30m, 位于井田边界位置, F12、F13、F14、F15, 走向相同, 所以可以近似认为该范围为一个地质单位, 且其地质单元内控制性构造为上述四条断层构造, 元大的褶皱, 其它视作该四条断层的伴生小型构造。

3.2 统计区域内的断层规模与方向

本案例中内煤层平均厚度约为1.75m, 其所配置的设备要求最小可采厚度在0.7m, 所以一旦断层断距大于1m, 则可将其计入统计范围, 可以根据该工作面运输巷、回风巷, 统计出相邻工作面揭露的落差大于1m的断层数量。由统计结果可知, 该地质单元内的断层规模相对较小, 并且多数是正断层, 延展方向与控制性断层相一致。

3.3 与物探成果相结合预测工作面内的断层

利用无线电波透视仪对该工作面进行全工作面的探测, 测点间距值为10m, 发射点音距则设定50m, 每个发射点共对应11个值守点, 回风巷共设置78个测点, 而运输巷则设置76个测点, 共计30个发射点。具体探测结果如下:第一, 运输巷的断层断距相对较大, 且延伸方向朝向工作面, 分析该段工作面内部存在断距大于1m的贯通整个工作面的断层;第二, 回风巷158m以及运输巷0-181m之间可能有在工作面内部的小断层;第三, 回风巷298-480m、运输巷322-503m之间受运输巷与回风巷抽放孔的影响, 可能没有断层。经过后续的开采验证, 证明实际的小构造与预测结果大致相同。

参考文献

[1]刘杰, 张志利, 于放.应用物探技术探测工作面内小构造[J].山东煤炭科技, 2010 (增刊) .

[2]樊晋豫, 杨玉生, 韩习运.平顶山十三矿中小构造分布规律与开采关系研究[J].煤炭科学技术, 2011 (12) .

[3]洪雷, 高宇平, 张仲礼等.大同四台井田地质小构造综合探测[J].煤田地质与勘探, 2009 (6) .

煤矿开采工作面 篇2

1、 作业前按质量标准化要求整理轨道，保证轨道不阴阳、不悬空;

2、 检查沿途巷道的支护质量，巷道内的安全设施，只有在信号齐全，绞车完好，无碰顶刮帮时方可进行作业;

3、 更换前先把工作面的浮煤，矸石清理干净。在停电前，把所有的设备运转空，煤机停在运输机机尾位置;

4、 人员进入煤壁作业时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，并闭锁煤机、运输机;

5、 对机巷超前挑棚段的支护改棚加固，支护正规上线，净宽度不小于2.0m，净高度不小于2.2m。支柱初撑力不小于50KN，防倒栓齐且牢固;

6、 更换溜槽前，由电工负责停电，并在电源开关处挂上“有人工作，严禁送电”的警示牌。整个施工过程中，必须有专人负责看守，防止误送电。严格执行停送电制度;

7、 对装卸车地点的工字钢棚用点柱或单体配合工字钢一梁三柱进行加固，保证起吊棚的安全;

8、 检修前备齐必须的工具、配件材料，专人收集看护。

二、施工工序

新配件入井→Ⅱ7322风巷→新配件运至工作面→更换配件→旧配件运出工作面→旧配件升井。

新配件入井→Ⅱ7322机巷→新配件运至工作面→更换配件→旧配件运出工作面→旧配件升井。

三、技术安全措施

(一)重物的托运

1、拖运重物前，必须对拖运范围内巷道的支护情况进行检查，对影响运输及不正规的支护及时进行整改和加固;

2、拖运重物时，固定拖运设备的地点必须牢固可靠，拖运勾头必须挂实挂牢，拖运过程中，所有人员站在安全地点，操作人员严格按操作规程操作;

3、拖运时，一旦出现拉移困难时，要立即停止移动，查清问题并解决后方可移动，托运过程中，应安设专人在支架档内看护大件，防止刮磕;

4、拖运重物时，重物必须捆绑牢固，拖运人员与重物的安全距离不得小于2m;

5、溜槽、立柱等大件装车及井上下运输时，要派专人进行指挥;

6、大件装车，必须使用8#铁丝及φ12.5mm钢丝绳将大件与车辆捆绑牢固，并用拉丝拉紧，防止在运输途中窜车;

7、大件装车后，确保重心合适，运行平稳,不偏重、偏斜，不超长、超高;

8、推车时，必须时刻注意前方，观察前方是否有人或障碍物，接近弯道、风门时要发出信号，严禁低头推车，严禁站在车的两侧推车;

9、严禁用车撞击风门，严禁两道风门同时打开。

1)大件在风巷运输采用无极绳连续牵引方式进行运输

1、绞车司机必须经过专门培训，熟悉和了解该绞车的性能及操作规程;

2、开车前，绞车司机必须认真检查绞车、尾轮及张紧器基础螺栓，梭车钩头的连接机构及防跑车装置的完好状况;发现问题及时处理，处理不好不得开车;

3、每班开工前，应按专人对整个巷道的支护状况、轨道、钢丝绳、托绳轮、压绳轮等进行认真检查，发现问题及时处理，处理不好不得开车;

4、每钩运行前，必须由跟车人员认真检查车辆的封车状况机构头的连接状况，发现问题及时处理;

5、无极绳绞车牵引大件运行时，严禁有人员行走;

6、坚持使用随车移动的载波信号，信号不明严禁开车;

7、无极绳绞车重车运行时每钩只准挂一车，空车返回时准挂两车，严禁超挂车辆。

2)大件在挑棚段及工作面内运输

1、大件运输时采用手拉葫或拔柱器进行人工牵引方式进行运输。

2、挑棚段支护正规有力，无脱帮、无空顶、无漏顶等现象，如有问题及时进行整改;

3、提前对机、风两巷挑棚单体进行整改，保证挑棚宽度比大件宽度宽100mm，挑棚段高度不低于1.8m;

4、牵拉工具生根点必须牢固，提前对单体进行补液，确保初撑力不低于90KN，防倒绳牢固可靠;

5、提前在工作面机尾施工摇臂硐室116～101架，把摇臂藏到硐室，待煤机牵引至机尾进行更换工作;

6、摇臂硐室宽度不少于2.2m，采用2.8m工字钢腿子作插梁，配DZ-28型单体支护，每架二棚，棚距750mm;过顶采用搪柴捆、大笆;煤帮采用1.2m双搪柴间距500mm及双大笆满帮背帮;

7、大件在牵引过程中，如出现刮碰现象，立即停止工作进行处理，严禁强拉硬拽，待处理好后方可继续工作;

8、严禁使用运输机进行大件运输。

9、牵引大件过程中，附近10m范围内严禁有人工作或逗留。

3)斜巷运输

1、严格执行上下山“行车不行人、行人不行车”的安全管理制度;

2、绞车司机必须经过专门培训，持证上岗;

3、绞车司机开车前必须做到以下几点

(1)认真检查工作地点帮、顶的支护情况，斜巷运输安全设施的完好状况，并保证安全设施的正常使用;

(2)认真检查绞车基础螺栓、地锚、生根绳等是否牢固可靠，钢丝绳完好状况，钢丝绳的排列是否整齐，钩头的完好状况，发现问题及时处理;

(3)检查绞车制动手把操作是否灵活可靠，对轮销是否齐全完好、声光信号是否齐全灵敏可靠，发现问题及时处理;

(4)启动前，必须看清钢丝绳是否有余绳，否则应先拉紧到适当程度;检查钢丝绳在滚筒上的固定是否牢固，且滚筒上的余绳不得少于5圈;

(5)严格按信号操作，信号不清不得开车;

(6)严禁断电、超速、无信号或信号不明开车;

(7)在绞车运转过程中,如发现异常情况，应及时停车，待检查处理好后方可开车;

(8)绞车运行时不得出现急开急停、忽快忽慢等现象，要求平稳匀速;

4、把钩工在工作中应做到

(1)每次开车前应仔细检查挡车器、保险绳及连接装置等的完好状况，发现问题及时处理，处理不好不得挂车起钩;

(2)需开车时，把钩工必须发出明确的联系信号，确保准确无误，并检查钩头及保险绳是否挂好，检查运输路线上是否有障碍物、道岔是否严密，确认无误后方可发出开车信号;

(3)三环链、销子必须使用标准件，并经过专门机构试验，合格后方可使用，严禁使用其它东西代替;

(4)绞车运转过程中，保险挡应处于关闭状态。拉车时，下口保险挡及时关闭，上口保险挡不得提前打开;松车时，上口保险挡及时关闭下口保险挡不得提前打开;

5、实行绞车司机与把钩工岗位责任制，严禁窜岗、混岗;

6、平巷人力推车时，应时刻注意前方是否有人或障碍物，接近道岔、弯道或风门时，必须减速并发出信号，严禁低头推车;

7、人力推车时，人员应站在车的后方，严禁站在车两侧或将手伸入车帮内推车;

8、使用绞车拖运设备时，拖运勾头必须挂实挂牢，回头滑轮必须固定牢固，拖运时，撤出设备5m范围及绳道内所有人员，并设专人在两头安全地点警戒，严禁任何人进入绳道或断绳可能波及的地点。在拖运溜槽的过程中跟随人员严禁走在绳道两侧。在平巷拖运中要使绞车信号随人移动。

9、使用绞车拖运时，一旦出现拉移困难时，要立即停止拉移，查清问题并处理好后方可拉移，严防刮磕巷道支护;

10、使用绞车之前，严格检查绞车基础地锚、压戗柱、钩头、生根绳、钢丝绳、制动闸、信号、保险绳以及结构件是否可靠，发现问题必须处理好方可使用。信号传递要清晰准确，不得用喊话或或吹哨代替。

11、绞车起勾前，要撤出巷道内的行人，起勾后，人员不得上下，必须躲在躲避硐室内。

12、拉车使用标准车销以及连接环，不得使用其他的东西代替。

13、摘钩头、换钩头时，必须将车拉到水平巷道内或用φ200mm道木打好斜撑，同时在前后设挡，严禁司机悬钩离岗。

14、挡车器要经常关闭，放车时才准打开，严禁车未松就打开下山口挡车器。

15、绞车运行不允许忽快忽慢，要求平稳匀速，严禁不带电或信号不明开车。

16、绞车运转过程中发现绳松或其他异常情况，应立即停车检查处理。

17、对于斜巷运输。有下列情况之一者，不准开车：

1)矿车未挂保险绳。

2)钢丝绳磨损断丝超过规定。

3)制动闸制力不够。

4)信号不通。

5)没有保护板。

6)绞车生根绳、压车柱不齐全，不可靠。

7)上下山无保险挡或防跑装置。

18、车辆在平巷轨道停放时，车轮必须用木刹刹牢，防止车辆自行滑动;

19、每班安专人对所有使用的绞车、行车及安全设施等进行完好检查，发现问题，及时处理，处理不好不得使用，留有记录备查。

(二)重物的起吊

1、 所选用的手拉葫芦的起吊能力应大于所起吊重物的重量;

2、 所选用的拉葫的起吊能力必须大于所起吊重物的重量，并严格按说明书的规定进行使用，严禁破坏性使用。

3、 所选用的手拉葫芦必须完好，每次起吊前都必须仔细检查手拉葫芦的完好状况，如有伤链、不自保等现象时禁止使用;

4、 起吊绳鼻子使用链条制作，链子直径应不低于22mm，每次起吊前都必须检查链条或连接环的完好状况，如有伤或开焊等禁止使用;

5、 使用链子捆绑大件起吊时，链条挽鼻子处须用8#铁丝拧紧，拧结不少于4圈，以防脱钩;

6、 每次起吊大件前，应合理确定大件的起吊点，并采用打点柱、托棚等方式加固起吊地点的棚子，加固长度不少于3m，起吊时，应先试吊，确认安全后方可正式起吊;

7、 每次起吊前，将起吊绳逐渐张紧,使物体微离地面进行试吊,如有异常应立即停止吊运,进行处理。

8、 使用手拉葫芦起吊重物时,应双手均匀用力，不得过猛过快,起吊重物须在空中停留时要将小链挂在大链上。

9、 严禁使用支护锚杆进行起吊或导向牵引大件，必须使用正规起吊锚杆进行起吊;

10、 起吊大件的过程中，起吊人员必须远离大件，严禁站在起吊点的下方操作手拉葫芦，在有坡度的地点起吊时，人员应站在起吊点的斜上方起吊;

11、 在任何情况下，严禁使用人体重量来平衡被吊重物，不得站在被吊物体上起吊，严禁用手直接校正已涨紧的吊具;

12、 起吊过程中,专人负责观察起吊棚梁的情况,发现棚梁活动变形，立即停止作业进行处理。

13、 在任何情况下，严禁使用人体重量来平衡被吊重物，不得站在被吊物体上起吊，严禁用手直接校正已涨紧的吊具。

14、 使用两台起重设备起吊同一台物体时，起吊设备的额定拉力之和必须大于重物及索具的总重量的两倍;

15、 特殊情况下，使用两台起重设备起吊同一台物体时，两台起重设备必须垂直起吊，严禁斜拉。现场必须安排一名班队长以上负责人统一指挥，其他人员集中精力，听从指挥，认真作业。

(三)更换大件：

1、更换大件地点杂物必须清理干净，保证人员后路畅通;

2、对施工地点严格执行“敲帮问顶”制度，施工人员先把帮顶危岩、活矸找掉，确保施工安全;

3、更换大件时必须准备齐所需手动工具、起吊工具等，由跟班队长现场统一协调指挥;

4、如需要采用单体进行帮扶时，必须采用远距离方式进行供液，先试供液单体点上劲后，拴牢防倒绳，防倒绳生根牢固，待所有人员撤离到安全地点后，缓慢进行供液;

5、施工地点周围10m严禁无关人员进入或通行;施工时施工地点下方严禁有人员逗留或工作;

6、大件更换好后如不能及时运出工作面，必须用钢丝绳或链条把大件捆绑牢固，防止大件滚落造成事故。

(四)其他：

1、工作面停产检修前回采时，必须加强工程质量，工作面要保证“三直、两平、两畅通”，工作面采高不小于2.4m;

2、工作面停产前，煤壁较松软或顶板破碎要及时拉超前架，并用滑移护住顶板，如果滑移前梁不能有效地控制煤壁与顶板时，必须及时打插梁管理顶板，减少片帮、漏顶事故的发生;

3、工作面停产前，清净工作面的浮煤(矸)及杂物，系统处于空载状态;

4、停产检修期间，每班至少安排2人经常对工作范围内的支护情况进行检查，发现问题及时汇报处理;

5、工作面所有分项工程，必须指定安全责任人，并由班队长统一指挥，负责安全产生协调工作;

6、更换及检修设备严格执行停送电制度，由电工负责停电，并在电源开关处挂上“有人工作，严禁送电”的警示牌。

7、停产检修期间按专人检查绞车、钢丝绳、抬棚的完好状况，发现问题及时处理，并认真填写检修记录。当班发现的问题如当班处理不好，应及时汇报，以便下一班继续安排处理，检修人员应与下一班现场交接清楚，并且现场有交接检修记录;

8、停产检修期间按专人对进大件路线的支护状况、轨道质量及大件的装车状况等进行认真检查，发现问题及时处理，处理不好不得开工;

9、处理大件翻车、掉道、啃底、刮棚、拉不动等事故时，必须切断牵引绞车的电源，并闭锁手把，以防误动作，处理时应有副队长以上管理人员现场指挥;

10、转运材料及部件时，应抓牢抓紧，轻拿轻放，以防滑落伤人;

11、更换设备期间，操作人员要关闭支架的截止阀，防止误操作或物料等碰撞操作手把;

12、在使用单体辅助支撑时，单体试供足劲后应用防崩绳固定在牢固生根点，防止单体打崩伤人。施工中，除操作人员可躲进支架档内安全地点进行远距离进行操作，其他人员必须撤至距作业地点5m以外安全地点。

13、溜槽组装结束，经仔细检查准确无误后，作业人员撤离至安全地点，方可进行试运转;

14、转运轨道、管子等物体时，作业人员必须协调一致，轻拿轻放，摆放整齐牢固，运输途中防止碰撞人员或挤手碰脚等;

15、运输过程中，如出现掉道，处理掉道时，司机不得离岗，不得留有余绳。在起吊时，起吊工具必须牢固在牢固可靠处，起吊工具的安全系数达到要求，起吊人员不得站在车皮两帮或下方。

16、施工期间，必须由班队长现场指挥，加强区队跟班，作好现场管理工作。

煤矿开采工作面 篇3

关键词：保护层工作面；瓦斯治理；钻孔

中图分类号：TD713 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2015）20-0171-02

1 矿井概况

矿井开拓方式为斜井多水平阶段石门联合开拓，开采方式均为走向长壁采煤法。为消除2#、3#煤层的突出危险性，降低煤层的瓦斯含量和瓦斯压力，矿井全面实施保护层开采，即首先开采7#煤层，保护下部8#煤层和上覆的2#、3#煤层，同时通过地面钻井抽采受7#煤层采动区影响的2#、3#煤层卸压瓦斯以及7#煤层采空区瓦斯，然后开采8#煤层对2#、3#煤层实施二次卸压抽采保护，即煤层开采顺序为7#→8#→2#→3#，矿井为煤与瓦斯突出矿井。

2 工作面的瓦斯治理情况

随着开采深度的增加，煤层瓦斯含量、压力增大，2#、3#、7#、8#煤层鉴定为突出煤层，由于煤层透气性差，钻孔瓦斯涌出量衰减快，预抽效果差，不能有效治理工作面瓦斯。通过把7#煤层作为2#、3#煤层的下保护层和8#煤层的上保护层开采达到治理瓦斯和防治煤与瓦斯突出目的。

2.1 工作面概况

Ⅱ020703工作面位于乌兰井田北翼采区二水平三阶段， 所采煤层为7#煤层，结构简单，沉积较稳定，平均厚1.9 m，煤层倾角平均23 ？觷。工作面设计走向长度810 m，倾斜长220 m，邻区煤层均未开采。由于该区域7#和8#煤层层间距较近，平均为3.4 m，按照同一煤层管理，7#煤层进行采掘作业时，必须同时对下覆8#煤层进行消突。

2.2 工作面瓦斯治理的现状

Ⅱ020703工作面煤层原始瓦斯含量为12.22 m3/t，最大瓦斯压力2.1 MPa，Ⅱ020703采面下部8#煤层最大瓦斯含量为13.51 m3/t。在Ⅱ020703工作面机巷、风巷每12 m一个钻场施工穿层消突钻孔，在北翼1100瓦斯治理巷施工穿层钻孔，抽采钻孔总量为60 618 m。Ⅱ020703工作面本煤层最大残余瓦斯含量为7 m3/t，可解吸瓦斯量为5.1 m3/t，其下覆的8#煤层最大残余瓦斯含量为7.3 m3/t，可解吸瓦斯量为5.7 m3/t，小于《防治煤与瓦斯突出规定》的临界值，效果检验结果为区域防突措施有效。

3 工作面瓦斯综合治理技术

3.1 工作面预抽

Ⅱ020703综采工作面开采前，在运输顺槽每36 m设置一个钻场，共设计钻场26个，每个钻场布置5个钻孔孔深160 m；在风巷每12 m设置一个钻场，共设计钻场72个，每个钻场3个钻孔，孔深60 m；风机巷钻孔搭接长度10m。在北翼1 100瓦斯治理巷施工穿层钻孔，32个钻场，每个钻场12个孔，如图1和图2所示。

3.2 高位钻孔抽采

在工作面回风顺槽沿走向50 m布置一个钻场，每个钻场布置5个高位钻孔，钻孔孔深100～120 m，孔径Φ94 mm，钻孔设计终孔位置在7#煤层以上9～15 m处，1#钻孔与2#钻孔孔底间距7 m；2#孔与3#孔、3#孔与4#孔、4#孔与5#孔孔底间距为5 m；5#孔与6#孔、6#孔与7#孔、7#孔与8#孔孔底间距为10 m。前后钻场钻孔搭接长度25 m，钻孔控制工作面上部50 m的范围，钻孔与抽采管连接抽采，如图3所示。

3.3 上隅角埋管采空区抽采

在Ⅱ020703回风顺槽内铺设两路Ф450 mm的瓦斯抽采管，在埋管最前端安装高1.5 m的吸气口立管抽采瓦斯，在抽采立管处架设了保护木垛，两趟管路的吸气口立管交错36 m布置，如图4所示。

4 瓦斯综合治理效果

现回采的II020703综采工作面经执行防突措施后采区内7#煤层及下部8#煤层最大残余瓦斯含量分别为7.0 m3/t、7.3 m3/t，符合《煤矿瓦斯抽采基本指标》第四条瓦斯抽采应达到的指标规定，符合《防治煤与瓦斯突出规定》第53条的规定。工作面抽采量为101.59 m3/min，工作面瓦斯涌出量为109.39 m3/min，工作面抽采率达92.86%，高位钻孔抽采量为20.27 m3/min，抽采浓度44%，顺层钻孔预抽量为8.18 m3/min，抽采浓度8.51%，埋管抽采量为16.11 m3/min，抽采浓度为6.99%，符合《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定。

参考文献：

[1] 李长波.立井高突工作面下保护层开采效果分析研究[J].黑龙江科技信息，2014，（20）.

[2] 涂肖标.突出煤层采煤工作面瓦斯综合抽采技术应用[J].山东煤炭科技，2014，（5）.

煤矿开采工作面 篇4

从中国现阶段经济发展状况来看,为满足市场需求,中国的煤矿开采技术已趋于成熟,并居于国际先进水平。一方面,在传统开采煤矿中,高端液压支架及电液控制系统等采矿机器都是依赖于进口,但现阶段,对于大型采矿机器,不仅可自己完成之外也开始出口。但另一方面,在一些细节技术方面还有大提升,例如称轴、重型输送机软启动等一系列技术,基于此,中国有关科研部门也加大投入,注重创新力度,并在关键技术方面取得巨大成就。在未来几年里,中国有关部门秉持“人才强国、注重创新”的理念,加快技术发展,为中国煤炭机器制造强国打下坚实基础。高校开采装配技术的创新成果主要包括年产600×104t综采成套装备技术、自动化放顶煤关键技术与装备。

1 年产600×104t综采成套装备技术

20世纪末、21世纪初,中国大型的矿井厚煤层一次高效综合成套设备还是全依赖于进口,因而煤矿开采量也极大地受到限制进而影响中国经济发展,为使中国经济快速发展,2005年中国煤矿科学研究院联合两家煤矿有限公司提出600×104t每年大型成套装备研制项目。该项目涉及的到的主要技术有:大采高强力压支架、大功率电牵引采煤机、大运力长距离巷道带式输送机,并在三个技术方面取得巨大的成就。三个技术的全面突破,促进了中国煤矿开采的大发展。通过查阅相关文献资料并结合工作经验对其关键性技术进行分析[1]。

1.1 提出厚煤层大采高综采工作面总体配套模式和岩层控制理论

系统的配套模式分大致可分为:

a)工作面在原基础上增加长度;

b)增加支护力强度;

c)对于梁端控制得更加精密;

d)增加了交叉侧卸工作面运输系统;

e)改进端头支护的方式;

f)跟机移架及大功率采煤大截深双向截割。

之外,其研究的主要范畴是浅埋深大采高工作面压力显示的规律及大采高综合共组面煤壁片帮机理和控制技术。在原有的工作面参数和支架工作阻力方法的基础上提出了进一步优化方案及具体方法。综合以上技术对大型采矿技术进行研究,并取得一定的成果,研发了大型采矿设备。并投入使用,并取得开采量上有很好的“回馈”,月开采量达到百万吨。

1.2 研发大功率电牵引采煤机

其主要技术还有大功率电牵引采煤机,其核心技术是采煤机现代数字化样机技术。传统采煤仪器中,由于技术等一系列原因,采煤机与工作面配套设配工矿是两个独立的存在,并独立工作。成功研发大功率点牵引采煤机弥补了这一缺陷,将两者有机结合在一块,实现了采煤机遇工作面配套设备工况的实时动态仿真;在电牵引采煤机上又增添了传送系统,这一系统和传统的传送系统相比较,其优点在于适应能力较强,可适用于重载冲击;之外,摇臂的热平衡也得以实现;对于传系统,也在传统基础上进行改进优化,进而极大地提高采煤机的使用寿命。值得一提是,在采煤机上又增添了电控系统和通信技术,进而使采煤机的可控性大大提升。综上所述,以上技术在采煤机的应用极大了提高了产煤量,使煤矿企业效益达到最大化提升[2]。

1.3 研制大运力长距离巷道带式输送设备

新兴的大运力长距离巷道带式运输设备的主要创新技术包括储带系统及优化并改进了控制阀及高效液压卷带装置等。储带系统的主要作用在于主动纠偏;而托辊寿命的提高依赖于大游隙、大直径滚珠轴承的创新,其不仅可抗氧化,还可抗水性油脂。据了解,制衣技术的应用最高可使托辊寿命提高2.5倍。

综上所述,中国自行研发了大型的煤矿综采设备,并投入矿区使用。在使用过程中,昌汉沟煤矿反馈的效果为最佳,实现了年产1 025×104t。

2 自动化放顶煤关键技术与装备研发

对于自动化放顶关键技术与设备的研发,认为主要包括两柱掩护式放顶煤液压支架、综放工作面端头和工作面巷道超前液压支架支护系统及将综采放顶煤技术等三方面,下面就对其一一分析。

2.1 建立了自动化放顶煤开采方法和工艺体系

新兴的煤矿开采设备一改传统的工艺,建立了自动化放顶煤开采方法和工艺体系,另外,为尽可能提升设备的工作效率,有关科研部门还研发了电液控制系统和工作面自动化控制系统,综放工作面液压支架电液控制系统和基于神经网络的综放工作面自动化控制系统,但在该系统刚刚建立时,有很多细节技术没有进行完善,为使该系统更加成熟地应用于采煤设备中,工作人员进行多次下井试验,进而系统逐步完善。之外,还有很多像自动化放顶煤工艺、煤流自动平衡监控及作面工况自动监控等在传统的开采设备都没有,都是近几年刚刚研发并应用于新设备的工艺成果。这些成果的应用极大解放了生产力,实现了综采放顶煤工作面的自动化生产[3]。

2.2 研发两柱掩护式放顶煤液压支架

综采放顶煤工作面所应用到的主要设备有双滚筒采煤机、放顶煤液压支架、刮板输送机及转载机等。放顶煤液压支架是其核心技术,其原因是由于中国放顶煤技术发展过程的主要阶段都是以放顶煤支架架型为标志的:从刚刚开始的高位放顶煤支架到后来的中位放顶煤支架,再到当前中国煤矿正在使用的四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架,和前面的放煤顶支架相比四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架是新兴工艺,其在煤矿开采中也具有一定的优势,但综合全国各地煤矿利用该技术开采状况来看,其存在一定的缺陷:

a)其操作相对发复杂;

b)在工作中支架和围岩碰撞,出现前后排立柱受力不均衡现象,进而对支护效果有严重影响。

为了避免上述现象发生,使支护效果更好,中国有关科研人员在原有支架的基础上提出两柱掩护式放顶煤液压支架的思想,并成功研制了相关支架,并在支架的基础上对原有挑梁、顶梁等进行优化,为中国煤矿实施安全高效和自动化开采奠定了坚实基础。

对于其优点,结合所查的相关文献资料并通过总结,认为其优点大致可有五方面:

a)支架最为主要的用途为支护能力,该支架一改传统的由于和围岩相互作用而出现前后排立柱受力不均衡的现象,简而言之,就是支护能力强,此外,其支护强度也比原有支架支护得高;

b)支架设计方面。结构更加简单,顶梁前端的支撑力更大,进而确保了顶板的完整性;

c)支架和围岩接触面的设计更加合理,进而避免了两柱受力不均现象的发生;

d)支柱式支架对自身也进行减压:减少了一排立柱,使通道更加宽敞,进而弥补了原有支架的不足;

e)平衡千斤顶在原功能上又增加了调节顶梁合力作用点的功能。

除了上述科研成果,工作人员还开发了开发综放工作面端头和工作面巷道超前液压支架支护系统,这一系统主要应用在工作面的出口中的,工作面出口是由单体液压支柱配以金属铰接顶梁进行支护,无法实现机械化,进而研发的。它的利用确保了工作面巷道的安全及突破了传统支护方式的局限性等[4,5]。

3 结语

传统的煤矿开采设备已不能满足市场经济的需求及人们的日常需要,开发煤矿高效开采工作面的成套装备势在必行。针对于现阶段中国煤矿开采工作面的成套装配技术进行研究:首先从自动化放顶煤开采方法和工艺体系、大功率电牵引采煤机及大运力长距离巷道带式输送设备三个关键技术对中国年产600×104t综采成套装备进行分析。之后又从自动化放顶煤开采方法和工艺体系、两柱掩护式放顶煤液压支架及综放工作面端头和工作面巷道超前液压支架支护系统等三方面对自动化放顶煤关键技术与装备进行分析,以期为相关工作者提供帮助。

摘要：中国在大采高和大采高综放开采液压支架及配套装备的优化等方面取得技术性突破。对煤矿高效开采工作面的成套装备技术进行分析。

关键词：高效开采,成套装备,技术分析,煤矿

参考文献

[1]王国法.薄煤层安全高效开采成套装备研发及应用[J].煤炭科学技术,2009(9):86-89.

[2]王国法.大采高技术与大采高液压支架的开发研究[J].煤矿开采,2009(1):1-4.

[3]宁宇.大采高综采煤壁片帮冒顶机理与控制技术[J].煤炭学报,2009(1):50-52.

[4]高志明,张伟.MG 750/1815—GWD系列大功率厚煤层采煤机[J].煤矿开采,2008(6):58-60.

煤矿开采选择 篇5

1． 矿井生产过程：矿井开拓任务及过程，准备过程及任务，采煤过程及任务

2． 井筒形式可分为：立井开拓，斜井开拓，平硐开拓，综合开拓

3． 阶段垂高的确定：开采水平服务年限，采掘运机械化程度，煤层赋存条件和地质构造，吨煤建设投资和生产费用

4． 原岩应力：自重压力，构造应力

5． 采煤工作面顶板分为：伪顶，直接顶，基本定

6． 覆岩层移动规律：冒落带，裂隙带，弯曲下沉带

7． 放顶煤采煤法的分类：一次采全厚放顶煤开采，预采顶分层网下放顶煤开采，倾斜分层

放顶煤开采

8． 一次采全厚放顶煤开采的综采工艺：采煤机割煤；移架；推移前部输送机；移后输送机；

放顶煤

9． 我国常用的放顶煤主要方式有：单轮顺序放煤；多轮顺序放煤；单轮间隔放煤

10． 正常回采阶段：工作面全长一次爆破；工作面分段爆破；

11． 我国开采急倾斜的煤层的矿井，多年来结合本矿区煤层赋存条件和技术条件，因地

制宜实验出多种结构形式的掩护支架：“八”字形掩护支架；“<”形掩护支架；单腿支撑式掩护支架；“7”字型掩护支架

12． 地质说明说包括：详细的采取地质特征，地质构造状况；煤层赋存条件和煤层稳定

程度；矿井瓦斯等级；是否有煤与瓦斯突出的危险；自然发火期；水文地质特征；煤种和煤质；钻孔布置及各级储量的比例等；具体如下：采取范围及领区关系；煤层赋存情况；地质构造及其它开采条件；储量计算

13． 矿井生产技术条件：矿井地质；矿井开采与开拓；矿井各生产系统；矿井组织管理

14． 影响采区走向长度的因素：地质条件；生产技术条件；经济因素；

15． 影响采区生产能力的因素：地质因素；技术装备；采区储量；采区产量的稳定性；

井型

16． 各种费用计算：采区巷道掘进费用计算；采区巷道维护费用计算；采区运输费用计

煤矿开采工作面 篇6

关键词：综放综采混合开采技术；煤矿开采；综采技术；综放技术；煤炭机械 文献标识码：A

中图分类号：TD823 文章编号：1009-2374（2015）16-0157-02 DOI：10.13535/j.cnki.11-4406/n.2015.16.077

1 综放综采混合开采技术的含义

之前沿用的煤矿开采技术中，对于较厚的煤层大多是采取分层开采。但随着如今开采技术的不断进步和改善，综放综采混合开采技术慢慢出现，这是对传统煤矿分层开采技术的不足进行了有效的改良。它凭借增加了跨度的作业面，上层得到开采后，用综采技术处理下分层，在上分层剩下的一些边角煤矿中采用综放技术，避免了传统的分层开采技术直接将煤层进行开采，导致了资源和资金上的铺张浪费。这种技术的基础是要分析综放综采这类技术的是否有可靠的支架进行安全的架设，选用符合要求的用于输送煤炭的机械，处理好开采出的煤炭的位置，比如分析最上方的煤矿和实体煤的连接地点的应力的改变。

2 综放综采混合开采的技术难题

研究该技术要解决的一系列技术难点如下：

2.1 选择支架

综放综采工艺承担了比传统技术更多的应力，所以选择支架时格外看中支架的稳定性和抗压性。选用支架还要特别注意在煤炭两端支架的固定，具体来说，进行开采时，在煤炭的端头应截取低于100m，而在煤矿尾部要留有150m，保证了支架达到最大的安全性。

2.2 选用运输设备

实施混合开采的时候，在施工地一般需要两种类型的支架（综放和综采），在选用输煤的机械时要根据这两种大小形状不一的架型在尺寸上进行相应的变动和调整。在作业时，由于各种原因，运输所需的空间可能会狭窄而拥挤，针对这一现象，可以采取少布设减速机械于后方空间的策略，从而在正常运转的基础上尽量减少空间。

2.3 煤炭的放置方法

调用支架时要注意运输机械与实际矿体应力的变化特点，并确保运输设备尾部与头部存在适宜的空间摆放并安装支架。

2.4 构建顶层板

混合开采技术的应用在很大程度上取决于顶层板设计时与矿体的空间，为了工人在采煤时有良好的通风效果与在运煤时保证运送的快速畅通，顶板的稳固和保持矿体之间的缝隙的合适是最基本的要求。

3 综放综采混合开采技术在煤矿开采的应用案例

相关案例目前并不多，本文以唐山矿开采案例来总结综放综采混合开采技术在煤矿开采中应用的实际方法、成果及存在的问题，以便进一步更好的应用。该煤矿较早地应用了综放综采混合开采技术，实际施工过程中也遭到了各种挑战。与煤矿生产的实际实践相结合，运用相关技术手段改良传统的设备，并在先进技术的指导下改善传统工艺：（1）结合煤矿的实际规模大小，制定5个大型架、50个中型架和98个小型架，并严格将这些型号迥异的过渡架安装在各自需要的工作环境中；（2）改装老旧的运输设备，尽量开发矿体空间，少用过去采用的运输机中的驱动器，从而大大增加了资源运输时的效率，避免在开采煤矿时浪费资源；（3）煤矿的放置方法，要注意后方输送机尾和机头的矿体压力变化情况，从而最大程度地增大了输送器的效率；（4）安排顶板时，要充分注意顶板的承重性能，可以运用单体柱来支撑大板梁，从而提高作业时的安全。

在该煤矿开采的应用中，综放综采混合开采技术发挥了巨大作用，为该煤矿集团增加了一定的生总产值，提高了产煤率，获得了不小的成果，总的来说，该开采技术的实践应用达到了预期。但在实际应用当中存在着三个突出问题：（1）过去的机械存在着严重的老化问题。由于这次开采采取的混合技术是在过去的基础上对技术进行突破，对设备进行优化，因此在实践过程中还是借用了老旧设备进行改良，但设备的老化影响了该工艺的发挥，且经实践发现若直接利用传统设备，会使该工艺技术的优势的发挥受到较大的影响；（2）资金匮乏。由于该工艺技术处于实验阶段，缺乏政策支持，因此各方面的投入都较为谨慎，导致本次综放综采技术在煤矿开采的应用中多次面对资金匮乏的窘境；（3）人才短缺。在该工艺的应用中，人才的需求捉襟见肘，得不到满足，而且不论是理论型人才还是实用型人员对于该种前沿的开采技术均不太熟悉，因而在一定程度上影响了该工艺的研发和应用。

4 综放综采混合开采技术的发展方向

4.1 综放综采混合开采技术能有效地应用于矿业开采中得益于改良设备的有效使用

该技术对相关器械有着相当严格的要求，综放综采混合开采技术为了保证工艺最大限度地得到应用，就必须提高设备的更新要求。因此对于该煤矿出现的设备老化的问题，我们应当要吸取经验，使用该技术的煤矿集团要对老旧的设备进行排查，对于那些还能再次使用的设备要留着继续使用，存有小毛病的，改善后能够继续使用的设备进行改善，而那些老化严重的设备要果断淘汰；设备更新应充分符合经济发展效益，在能够节约资源且继续使用的情况下，要最大程度地花费少的资金应用于更新设备中，加强监察强度。

4.2 加大综放综采混合开采技术的资金投入

目前，综放综采混合开采技术大多应用了国外的知识产权，因此应用该技术时所需费用较高，且应用时并不是很方便有效，要想在煤矿开采过程中充分利用好综放综采混合开采技术，就必须将该技术转化为自己的东西，那么必须加大研发投入，从而研发出自己的东西。此外，该技术在开采煤矿时，在优化设备与升级工艺方面需要用到大量的经费，加大资金的投入，可以防止采煤过程资金链的脱节，更好更有效率地使用综放综采

技术。

4.3 培养人才

通常在引进先进的新技术时，不仅要通过人员的投入来加大劳力，还要求培养一系列技术研发人才，综放综采技术也不例外。公司想要使用该技术时，应主动积极地将公司人才送到国外学习相关先进知识，从而达到升级人才的目标；加大公司自身人员的训练，使得有关人员在熟练旧工艺的基础上，逐渐过渡到新器械的掌控和新技术的娴熟应用，从而提高该技术的应用效率，此外，还可以直接吸收一些拥有相关技术历练的国内外

人才。

5 结语

综放综采混合开采技术与传统煤矿分层开采技术相比，有着更好的效益：（1）经济效益。可以在旧设备的基础上进行优化，在优化后的设备上使用新的技术，大大减少了对设备的资金投入，且在应用过程中减少了资源的浪费；（2）社会效益。综放综采混合开采技术在煤矿开采中的应用不但创造了更好的经济价值，还是很有意义的技术探索，通过和实际应用相结合对新技术进行改善，促进技术的革新。该煤矿集团对综放综采混合开采技术的应用是我国煤炭业创新的一大步，值得其他有关企业的重视和参考。

参考文献

[1] 程富明.综放综采混合开采技术在煤矿开采中的应用[J].山东煤炭科技，2014，（11）.

[2] 杨厚坤.煤矿开采中综放综采混合开采技术的应用[J].科技致富向导，2014，（26）.

[3] 刘胜恩.综放综采混合开采技术在煤矿开采中的应用[J].现代矿业，2014，（3）.

作者简介：张树良（1971-），男，河北丰润人，开滦（集团）煤业分公司安全管理部工程师，研究方向：煤矿开采、技术管理、安全管理。

煤矿开采工作面 篇7

芦岭煤矿9105工作面西临9107工作面采空区, 风巷东临8103、8105工作面采空区, 南以-230 m煤层底板等高线为分界, 西北为8102、8104、9106工作面采空区。工作面走向长548 m, 倾斜长140 m, 回采上限-237 m, 下限-255 m, 属I水平810采区, 开采煤层为9煤层, 上部8煤部分未回采。直接顶为厚2.8~5.1 m砂质泥岩, 深灰色, 薄层条带状, 水平层理, 局部含植物化石碎片;直接底为厚7.8~9.5 m泥岩深灰色, 含植物化石碎片。工作面机、风巷采用全封闭29U型钢支架支护。9105工作面布置90架型号为ZF5800/17.5/28液压支架, 1部采煤机型号为MG300/700-WD, 前后各1部型号为SGZ764/630刮板输送机, 机巷布置1部型号为SGB-630/40T刮板机, 1部型号为SZZ-764/160转载机, 1部型号为PLM-100破碎机, 1部型号为DSJ-100胶带输送机。为适应地质条件的局部变化, 保证复杂条件下的资源回收率, 9105工作面采用调采技术过14°拐点。9105工作面巷道布置如图1所示。

2 调斜方案设计

2.1 工作面调斜方法

目前, 主要的两种工作面调斜方法为:实中心调斜和虚中心调斜[1]。其中, 实中心调斜的优点是:工作面设备的损坏少, 工艺比较简单;缺点是:旋转中心附近支架反复支撑顶板的次数逐渐增多, 难于管理调斜中心附近顶板。虚中心调斜的旋转中心在工作面以外, 每个调斜循环、旋转中心端和旋转端都有一定的推进前移量, 对顶板、煤壁的维护难度小, 但工艺比实中心调斜复杂。根据9105工作面地质条件和工作面设备性能, 确定选择虚中心调斜过拐点, 旋转中心在风巷机尾端工作面外侧, 旋转机巷机头端, 机头端推进距离要大于机尾端。

2.2 调斜循环内刀数

每个调斜循环的割煤刀数M计算如下:

式中, f为每调斜循环通刀数, 取1;L为工作面长度, 取140 m;L1为输送机机头长度, 取5.17 m;L2为输送机机尾长度, 取5.17 m;g为采煤机机身长度, 取14.3 m;W为输送机最小弯曲段长度, 取15 m。

经计算, M≈7.74, 取M=8。

每个调斜循环内割煤刀数越多, 过拐点的速度就越快, 但这会造成支架和工作面输送机的滑移现象加重, 导致工作面扩帮工作量加大[2]。根据9105工作面长度、复杂的地质条件和SGZ764/630型刮板输送机最小弯曲段长度为15 m, 选择每个调斜循环刀数M为5刀, 即每循环割1个通刀, 4个短刀, 风巷机尾端进1刀, 机巷机头端进5刀, 每个调斜循环进刀比例为1∶5。

2.3 调斜循环数目

虚中心调斜工作面过14°拐点共需循环数目n计算如下:

其中, α′=arctan[ (M-f) B/L]

式中, α为调斜角度, (°) ;α′为每调斜循环的角度, (°) ;M为每调斜循环的割煤刀数;f为每调斜循环通刀数, 取1;B为采煤机截深, 取0.6 m;L为工作面长度, 取140 m。

经计算, n≈14.2, 取n=14。

因此9105工作面需14个调斜循环过拐点。

2.4 调斜提前量

工作面机尾端调斜提前量T计算如下:

式中, n为调斜14°所需的循环数目, 取14;f为每调斜循环通刀数, 取1;B为采煤机截深, 取0.6 m。

经计算, T=4.2 m。

工作面机尾端在距风巷拐点4.2 m处开始甩采机头端, 在调斜过程中风巷机尾端推进距离为8.4 m, 机巷机头端推进距离为42 m, 调斜循环数目为14。9105工作面过14°拐点调斜开采布置如图2所示。

3 调斜回采实践

3.1 回采工艺

工作面机尾端距风巷拐点4.2 m、机头端距机巷拐点21 m处, 开始虚中心调斜工作面。在进入调斜状态前, 保证工作面所有支架的支护性能良好、不挤架、不歪架, 同时支架与工作面前部刮板输送机垂直, 工作面所有设备状态均完好。虚中心调斜工作面的每个调斜循环的进刀比例为1∶5, 即风巷机尾端进1刀, 机巷机头端进5刀, 1个通刀, 4个短刀。在距工作面机头28 m、56 m、84 m、112 m、140 m (机尾) 处分别标记进刀点, 将工作面平均分为5段, 从每进刀点向机头方向割煤。

回采工艺流程:第一调斜循环开始→距机头28 m处向下斜切进刀割煤→移架→采煤机上行清煤→推前部输送机→拉后部输送机→距机头56 m处向下斜切进刀割煤→移架→采煤机上行清煤→推前部输送机→拉后部输送机→距机头84 m处向下斜切进刀割煤→移架→采煤机上行清煤→推前部输送机→拉后部输送机→距机头112 m处向下斜切进刀割煤→移架→采煤机上行清煤→推前部输送机→拉后部输送机→从机尾割1个通刀→移架→准备下一调斜循环。

3.2 调斜工艺要点

(1) 割煤方式与移输送机顺序相适应。通过推移刮板输送机, 使采煤机滚筒沿刮板输送机弯曲段逐次割煤, 来实现综采工作面的调斜。

(2) 支架的移架方向在割短刀时保持不变, 割通刀时, 割齐煤壁, 沿全工作面将前部输送机调直, 支架沿全工作面排成直线, 为下一调斜循环打好基础。

(3) 9105工作面旋转端为机巷机头端, 因此调斜开采时工作面输送机与机巷转载机搭接处经常变动, 造成运输困难。在机巷拐点处上帮刷帮扩巷, 转载机尽量向机巷上帮靠, 机巷预先布置1部SGB-630/40T型刮板机, 该刮板机可弯曲, 可以防止工作面输送机与转载机脱接。

(4) 调斜回采期间, 确保支架初撑力和工作阻力, 出现歪架、挤架、咬架、支架下滑等现象需及时调架。调架时, 检查支架尾梁与后部输送机的位置关系, 尽量将支架尾梁向风巷方向靠, 避免支架尾梁压住或插入后部刮板输送机。

4 结论

芦岭煤矿9105工作面实现了安全稳定高效调斜开采和工作面连续推进。该调斜开采技术的成功实践, 减少了工作面的搬家次数, 提高了管理技术水平和煤炭资源回收率, 取得了较好的经济效益, 为复杂地质条件下回采工作面布置和进一步研究应用调斜开采技术提供了宝贵的经验。

摘要：芦岭煤矿9105工作面在回采过程中为了适应局部地质条件的变化, 保证复杂条件下的资源回收率, 需调斜开采。根据地质条件和机电设备性能, 设计了合理的调斜开采方案, 确保了工作面的推进速度和产量, 取得了较好的技术经济效益。

关键词：工作面,调斜开采,旋转中心,循环

参考文献

[1]刘贵海.采煤工作面调斜的方法与措施[J].科技与企业, 2012 (23) :223

煤矿开采工作面 篇8

1 二水平二采区承压开采工作面水文地质条件

22505、22507、22509和22511工作面皆位于二水平二采区东翼,几个工作面水文地质条件基本相同。区域内5号煤层底板标高+217m~+280m,煤层总体上呈现西南高东北低的发育趋势。通过对该区域内及相邻的6个钻孔进行分析,该区域内5煤距奥灰26.29m~44.69m,平均33.7m。煤层底板K2灰岩多相变为石英砂岩,厚度为6m~20m。5煤距K2石英砂岩距离为15.2m。K2层位裂隙较发育,是底板注浆改造的目的层。封堵煤层底板导水裂隙和其他通道是底板注浆改造的重点。该区域煤层底板地层信息统计结果见表1。

2 底板注浆改造设计方案比较

2.1 2014年以前煤层底板注浆改造设计方案

2014年以前,董家河煤矿针对22505、22507和22509承压开采工作面开展采前防治水工作程序如下:(1)根据《煤矿防治水规定》要求,在承压回采工作面之间,按要求留设隔离煤柱;(2)在巷道掘进的过程中,每100m留设1个注浆钻场,并保障排水管路及水泵紧跟掘进头铺设、安装,并根据情况留设了临时水仓;(3)工作面底板注浆钻孔终孔层位为5煤底板以下20m,钻孔倾角一般20°~60°,单个钻孔进尺约40m,注浆材料为黄土水泥双液浆,终注压力为5.0MPa~5.2MPa;(4)初次注浆结束后,需进行井下直流电测检测,并根据电法检测结果做好工作面富水区域的打孔验证及底板注浆加固工作,直到达到预期效果方可回采。经注浆加固改造后,以上几个工作面在回采期间均未见出水异常情况,底板注浆改造取得较好效果。

2.2 2014年以后煤层底板注浆改造设计方案

2014年,在进行22511工作面防治水设计时,矿上调整了防治水设计方案。即在工作面掘进期间,先针对地面瞬变电磁探测的富水异常区进行打钻设计,在巷道掘进至巷道设计总距离的一半左右时,进行井下直流电法物探工作,再依据物探成果完成钻场布设和钻孔设计,开展治水工作,回采前利用物探和钻探相结合的方法对注浆效果进行验证,以实现安全回采,这样降低了打钻注浆的盲目性,减少了无效钻孔施工。22511工作面回采前对南部22509采空区的积水进行了疏放。目前22511工作面已经安全回采三分之二,在回采期间未见出水异常情况。22505~22511工作面注浆钻场、钻孔平面布置示意图见图1。

3 底板注浆改造设计方案效果比较

在22505、22507和22509工作面每条巷道沿用每100m留设一个钻场的方法开展防治水工作。经统计(见表2),22509工作面吨煤防治水费用为23.4元;较22505和22507工作面吨煤防治水费用下降21元左右。在切眼都是180m的情况下,22511工作面与22509工作面相比,没有施工专门的注浆巷,在优化底板注浆改造设计方案后,吨煤防治水费用为10.8元。较22509工作面吨煤防治水费用下降了12元左右。

4 结论

通过几年的摸索,不断总结实践经验,优化底板注浆改造设计方案,董家河煤矿在承压开采工作面的底板注浆改造方面取得了很好的效果,吨煤防治水成本明显下降,不仅解放了承压煤量,提高了煤炭资源回收率,也为今后澄合矿区的承压开采水害防治积累了经验。

摘要：通过对几个承压开采工作面的底板注浆改造方案进行分析比较,在优化底板注浆改造方案后,不仅有效的封堵了煤层底板裂隙,也降低了吨煤防治水投入费用,为承压开采水害治理提出了新思路。

关键词：带压开采,底板打钻,注浆改造,优化设计

参考文献

[1]中煤科工集团西安研究院.陕西陕煤澄合矿业有限公司澄合西区5号煤带压开采可行性研究[R].2012.

煤矿开采工作面 篇9

新田煤矿位于贵州省黔西县, 井田范围内煤系地层为二叠系龙潭组地层。根据《永贵能源开发有限责任公司新田矿井 (一期) 初步设计 (修改) 说明书》, 矿井主采煤层为4#和9#煤层, 均为突出煤层, 沿7#煤层施工瓦斯抽放巷。

根据《贵州省黔西县新田井田煤炭勘探报告》, 井田范围内龙潭组地层埋深250~380 m, 上部为玉龙山段灰岩层, 富水性强。4#煤层平均厚2.79 m, 属较稳定煤层, 顶板为泥质粉砂岩, 底板为泥岩;9#号煤层平均厚2.41 m, 属较稳定煤层, 顶板为泥质粉砂岩, 底板为泥岩;7#煤层平均厚0.35 m, 顶板为细砂岩, 底板为泥岩;从上到下4#煤层距离7#煤层平均14.65 m, 7#煤层距离9#煤层16.43 m, 4#煤层距离9#煤层平均31.43 m。新田煤矿地层柱状示意图, 如图1所示。

根据新田煤矿井田范围内主采煤层及层间距情况, 矿井开采顺序:先采4#煤层, 后采9#煤层。其中沿4#煤层底板7#煤层施工瓦斯抽放巷, 4#煤层回采结束后, 在其保护范围内回采9#煤层 (开采上保护层) 。

1 4#煤层开采对顶底板的影响

参考新田煤矿1401工作面回采对顶底板影响规律 (论文“浅谈黔西南地区采煤工作面顶板三带分布规律———以新田煤矿为例”) 。

1) 根据悬臂梁假说, 结合组合岩梁理论, 计算工作面回采后垮落带高度:∑h=∑Kph-H

得:1401工作面垮落带高度为13.85~22.85 m。

2) 结合薄板理论和组合梁理论, 通过关键层控制得:1401工作面裂隙带高度为15.18 m。

即1401工作面回采后影响上覆岩层高度为29.03~38.03 m。根据新田煤矿地层柱状示意图, 4#煤层与长兴组灰岩含水层之间隔水层厚27 m, 即4#煤层工作面回采后上覆隔水层被破坏, 直接导通长兴组灰岩含水层。

3) 根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 上保护层的最大保护垂距为矿井开采对煤层底板破坏的最大深度:S=S’β1β2

得:S=71 m。即4#煤层开采对底板的最大破坏深度为71 m。4#煤层与下部茅口组灰岩含水层间距平均130 m, 不受茅口组灰岩含水层影响。

2 工作面水害预测

2.1 4#煤层工作面水害预测

4#煤层距离长兴组含水层27 m。掘进期间巷道断面小, 对顶板产生破坏有限, 裂隙不能导通含水层, 不受含水层水害影响。

工作面开始回采后, 老顶初次来压前, 工作面顶板垮落面积小, 裂隙深度和宽度逐步增大;老顶来压后, 工作面顶板垮落面积逐步增大, 垮落深度和增加, 裂隙向上延伸, 导通长兴组灰岩含水层, 含水层水沿顶板裂隙汇入老空区, 沿工作面上下巷流出。

因长兴组灰岩为弱含水层, 储水量小, 因此工作面老顶来压, 裂隙导通含水层初期, 老塘涌水量随着裂隙的增加而增加, 当长兴组局部储水量渗漏结束, 老塘涌水量随着减小, 甚至干涸;随着工作面老顶周期来压, 老塘涌水量也会周期性增加和减小, 但总涌水量随着回采面积的增大而增大。

考虑长兴组灰岩与玉龙山段灰岩层之间隔水层沙堡湾段泥岩层厚度仅16~19 m, 受断层影响或弯曲变形带裂隙影响, 长兴组灰岩层与玉龙山段灰岩层局部连通, 导致工作面涌水量增大。即4#煤层工作面水从老塘流出, 涌水量随着回采面积而增大, 在老顶周期来压前后涌水量有突然增大的可能, 威胁矿井安全生产。

2.2 9#煤层工作面水害预测

按照保护层开采原理, 9#煤层工作面布置在4#煤层工作面保护范围内, 煤层及顶底板受4#煤层工作面回采影响产生裂隙, 与4#煤层采空区连通, 老塘水沿裂隙汇入9#煤层工作面。

工作面掘进期间, 对煤层及顶底板产生二次破坏, 扩大原有裂隙, 上部老塘水沿裂隙汇入工作面, 导致巷道顶、帮淋水、渗水。局部过构造期间, 涌水量可能突然增大。

工作面回采导致老顶垮落, 裂隙增加。在老顶初次来压时上部老塘水随裂隙大量灌注到采空区, 导致9#煤层工作面采空区水急剧增加, 达到最大涌水量后逐步减小, 之后逐步稳定。

4#煤层和9#煤层工作面涌水量与回采面积关系详见图2。考虑到4#煤层工作面局部低洼带和断层破碎带存水、导水, 9#煤层工作面在掘进期间断层带附近和回采老顶初次来压前后有涌水量突然增大的可能, 威胁矿井安全生产。

3 工作面水害防治措施

3.1 4#煤层工作面水害防治措施

4#煤层工作面掘进期间涌水量小, 不受水害威胁;回采期间涌水量随着回采面积的增大而增大。回采前完善排水系统, 即可避免水害威胁。

3.2 9#煤层工作面水害防治措施

9#煤层在掘进期间顶、帮淋水, 施工水沟和集水坑, 完善排水系统, 坚持探放老塘水;过断层期间, 探明断层赋存情况, 探放断层带积水;回采前, 探放老顶初压范围内老塘水, 消除水害威胁。

3.3 调整煤层开采顺序

根据新田煤矿1401工作面回采对顶底板影响规律来看, 4#煤层回采后影响顶板29.03~38.03 m, 底板71 m。9#煤层与4#煤层性质及顶地板条件相差不大, 即认为9#回采后影响顶板约30 m, 底板约71 m。

9#煤层距离上部长兴组含水层约60 m, 底板距离茅口组含水层100 m, 9#煤层回采后顶板破坏不到长兴组含水层, 底板破坏不到茅口组含水层, 掘进和回采期间不受含水层影响。

4#煤层在9#煤层保护范围内开采, 裂隙带连通长兴组含水层, 积水沿裂隙自9#煤层采空区流出工作面, 不会对4#煤层工作面产生水害威胁。

4 结语

煤矿开采工作面 篇10

工作面概况

姚桥煤矿新东四采区位于区域水文地质单元中部偏南, 为姚桥煤矿井田地东部扩区, 与西部井田属于同一水文地质块段。本区主要开采煤层为7、8号煤, 煤层属缓倾斜煤层, 浅部煤层倾角较大, 约13°左右。开采的煤层为7号煤, 煤层厚度约4.3~6.07m, 平均5.37m, 直接顶岩性为泥岩或砂质泥岩, 以砂质泥岩为主, 基本顶为灰白色细砂岩, 底板岩性主要是泥岩和砂质泥岩。7706工作面是7501综放工作面东部的后续工作面, 拟采用俯斜开采, 工作面长度为180m左右。该工作面位于微山湖的浅部区域, 工作面标高距湖底的距离约204m, 工作面开采后, 受采动影响, 覆岩裂隙将向顶板方向发展, 若发展裂隙波及富水性强的松散含水层甚至湖水, 工作面就有突水的危险性, 因此有必要对工作面开采后覆岩破坏的发育高度进行预测。

覆岩破坏高度的理论分析

类比法预测“两带”高度

根据孔庄矿7501综放工作面地面“两带”孔实测结果, 7号煤综放开采的导水裂缝带高度为61m, 采高为5m, 裂采比为12.2;垮落带高度为32m, 垮采比为6.4。姚桥矿在7507工作面井下仰上孔实测的导水裂缝带高度为63.6m, 采高4.7m, 裂采比为13.53。可见两个矿导水裂缝带高度比较接近。

由此可以得到全煤厚综放条件下姚桥矿7706工作面导水裂缝带高度:

Hli=采高×裂采比=5.2×13.53=70.3m

预计垮落带高度为:

Hm=采高×垮采比=5.2×6.4=33.3m。

经验公式法预测“两带”高度

按照《三下采煤规程》规定选取中硬类覆岩的“两带”高度计算公式, 可得到7706工作面当开采厚度为5.2m时的导水裂缝带、垮落带的计算值:

由此可见, 由《三下采煤规程》中经验公式预计的裂缝带和垮落带高度偏于不安全。因而, 综合确定采高为5.2m时理论计算裂缝带和垮落带高度分别为70.3m和33.3m。

覆岩破坏高度的模拟研究

FLAC3D建模过程

FLAC3D是一款三维显式有限差分程序, 主要用来模拟工程中遇到的地质材料力学问题。该软件将连续的介质划分为若干个单元, 不同单元之间依靠节点连接, 以节点的位移连续性取代质点的位移连续性, 通过调整单元的剖分密度来控制数值模拟的精度。为了建立FLAC3D计算模型, 必须进行以下工作:建立有限差分网格 (建立分层模型) ;确定本构特性与材料性质 (材料特性及岩石强度准则) ;确定边界条件与初始条件;给定命令计算, 达到开挖前原岩应力状态。然后进行工程开挖或改变边界条件来进行工程的响应分析, 采用显式有限差分程序进行求解。

模型参数

为了模拟实际开采过程中覆岩破坏高度, 建立如图1所示的模型。工作面倾斜布置, 宽度取180m, 考虑到边界效应的影响, 最终模型的长度为600m, 高度为295m。整个模型共划分为19800个单元, 23188个节点, 为加快计算速度, 按区域需要考虑的轻重来调整单元的疏密。建模过程中的力学参数如表1所示。

结果分析

(1) 破坏场结果分析

通过对破坏场的分析, 可以直观地看出顶板塑性区的分布及裂隙的发育情况。根据单元体不同的破坏形态, 可以分为拉伸破坏区、剪切破坏区和未破坏区。拉伸破坏区是由于拉应力超过了岩体的抗拉强度导致的, 剪切破坏区主要是顶板岩体收到剪应力作用导致岩体变形破坏。一般认为, 垮落带为拉伸破坏区, 而裂隙带为剪切破坏区。

图2是姚桥煤矿工作面推进不同的距离顶部岩体的发育情况。模拟过程中发现, 随着工作面的逐渐推进, 工作面顶板、底板及工作面两帮处均产生明显的塑性破坏, 从顶板向上依次发育着垮落带和裂隙带, 破坏范围呈“马鞍”状。推进过程中发现当工作面推进至150m左右破坏带高度不再向上发展, 即顶板发育高度达到最大, 继续推进, 只是水平方向的横向发展。

(2) 位移场模拟结果分析

随着工作面的回采, 工作面顶底板的位移也在不断发生变化。如图3是姚桥煤矿7706工作面推进120m和180m时位移场模拟结果。

通过位移场发现, 随着开采工作的进行, 工作面顶板的位移逐渐加大, 通过颜色可以判别某一位置的竖直位移大小。受到煤层倾角的影响, 数值位移分布有明显的不对称性。工作面开采后, 采空区内的矸石逐渐得到压实, 工作面推进180m时同一位置的位移值相对工作面推进120m更大, 说明发育还在继续, 模拟过程中发现, 推进至150m左右时顶板最大位移不再发生变化, 说明达到了充分采动状态。

(3) 最大主应力场模拟结果分析

如图4是姚桥煤矿新东采区7706工作面推进120m和180m时最大主应力场模拟结果。

通过最大主应力场模拟结果发现, 采空区上方与塑形破坏区相似, 均出出现了一个近似马鞍状的区域。工作面前方一定距离处出现应力集中现象, 而采空区上部应力相对较低, 分析原因主要是由于顶板破坏后形成梁的结构, 讲应力向两边转移, 从而中部出现应力降低的现象, 根据破坏准则, 可确定某一区域是否发生破坏。

通过以上对7706工作面在两种不同推进距离情况下的破坏场、垂直位移场和最大主应力场的模拟结果, 可计算得到7706工作面的导水裂缝带高度和垮落带高度分别为60m和25m (见表2) 。

综合以上分析发现, 无论采用理论计算还是数值模拟方法得到的姚桥煤矿7706工作面的顶板发育高度均远小于工作面至第四系强含水层的距离101m, 更不能波及湖水, 因此7706工作面可安全开采。

结语

(1) 为了论证姚桥煤矿7706工作面湖区下安全开采的可行性, 通过理论计算工作面的导水裂缝带高度为70.3m, 裂采比为13.53;垮落带高度为33.3m, 垮采比为6.4。

(2) 对7706工作面进行数值模拟发现, 随着采煤工作的进行, 从煤层顶板开始, 依次分布着拉伸破坏区、剪切破坏区和未破坏区域, 通过对破坏场、位移场和最大主应力场分析, 最终确定模拟结果的导水裂缝带高度为60m, 裂采比为12.5;垮落带高度为25m, 垮采比为5.2。

(3) 通过不同方式对工作面开采后覆岩破坏高度进行预测表明, 顶板发育高度远小于工作面至湖区底, 因此确定7706工作面可安全开采, 开采过程中无大的构造不会发生大的突水事故。

浅析我国煤矿的绿色开采技术 篇11

关键词 绿色开采 保水开采 煤与瓦斯共采 充填开采 煤炭地下气化

煤炭开采造成岩层移动破坏，引起岩层中水与瓦斯的流动，导致煤矿瓦斯事故与井下突水事故；煤炭开采引起岩层移动，进而造成地表沉陷，导致农田、建筑设施的损坏；煤炭开采形成的大量堆积在地面的矸石，既占用良田，又造成环境污染。随着我国矿井开采深度的不断增加，矿山压力显现及冲击地压等动力灾害发生的频次增加，强度增大，危及矿井的安全生产。上述问题若得不到有效解决，在未来几十年内，随着能源总需求和煤炭产量的不断增长，煤炭资源开采所带来的矿区安全和生态环境问题将更为严重，人类的生存和社会发展环境将受到严重威胁。

根据我国的能源资源状况，煤炭作为我国最重要的一次性能源，在未来20年内，其在能源构成中的主体地位将不会改变。2020年我国煤炭消费量将达到40亿t。届时，煤炭产量很可能无法满足工业需求，不能再单纯地通过提高煤炭的产量缓解煤炭供应的压力，而应该综合考虑发展煤炭循环经济，减少煤炭开采对环境的破坏，而且也应该把“发展煤炭循环经济，实现煤炭绿色开采”作为理念，大力发展绿色的采煤技术。

一、煤炭绿色开采体系

煤矿绿色开采以及相应的绿色开采技术，在基本概念上是要从广义资源的角度上来认识和对待煤、瓦斯、水等一切可以利用的各种资源。基本出发点是防止或尽可能减轻开采煤炭对环境和其他资源的不良影响。目标是取得最佳的经济效益和社会效益。根据煤矿中土地、地下水、瓦斯以及矸石排放等，绿色开采主要包括以下内容：水资源保护——“保水开采”；瓦斯抽放——“煤与瓦斯共采”；土地与建筑物保护——“充填开采”；排放矸石占用土地污染环境——“煤炭地下气化”等。2003年，中国矿业大学钱鸣高院士首次提出了煤矿绿色开采的概念和技术体系，随后明确了实现煤炭资源开采和环境保护协调发展的绿色开采研究目标，为我国绿色开采技术的研究指明了方向。他钱院士提出的绿色开采技术体系，绿色开采理论依据：（1）关键层理论。（2）开采对岩层移动的影响及移动规律。（3）水在裂岩体中的渗流规律。（4）开采后岩层内节理裂隙分布发育规律等。

二、保水开采

保水采煤在不同的矿区有不同的技术内涵，缺水矿区要以水资源保护和利用为主；大水矿区要以减少水资源破坏和防治水灾害为主。因此，保水开采包含水资源保护、水资源利用（煤水共采）和水灾害防治等多项重要内容。煤矿开采过程中破坏了地下含水层的原始径流，大量排出地下水；采空区上方导水裂隙带与地下水体贯通，形成大规模地下水降落漏斗，造成区域含水层水位下降，直接影响到区域水文地质条件。采动影响稳定后产生的地表沉陷往往影响到地表水体（河流、湖泊、井泉等）的原来形态，造成部分沟泉水量减少甚至干涸，影响当地居民正常的生产生活，进而影响区域植被生长，甚至土地沙漠化。我国大部分矿区处在干旱半干旱地区，而每年采煤破坏地下水22亿m3，可见保水开采具有重要的意义。

三、煤与瓦斯共采

瓦斯既是矿井有害气体也是洁净能源。因此，应该使其资源化，其技术途径有：

1.采前抽采。若能在开采前将煤层内瓦斯抽出，则是利用瓦斯改善煤矿安全的最好办法。但由于我国大部分煤体透气性低，在本层内抽采瓦斯有难度。

2.煤与瓦斯共采。开采后围岩压力降低，大量瓦斯在采空区释放，有利于瓦斯抽采，因此形成煤与瓦斯共采体系。

3.废弃矿井抽采瓦斯。鉴于废弃矿井煤层经过采动而充满瓦斯，因而可以利用采动后岩体内裂隙场的分布及钻孔，将瓦斯抽排管装在井下、封闭井口后，抽出瓦斯。

4.回风井回收瓦斯。

5.煤与瓦斯共采的技术主要有：留巷钻孔法、卸压法等。

四、充填开采

我国多数煤矿存在建筑物下、水体下、铁路下压煤的问题，充填采矿法对解决这类问题具有重要的意义。充填开采法是用充填材料充填采煤工作面采空区的岩层控制方法。该法可以缓和工作面支承压力产生的矿压显现，改善采场和巷道维护状况，有效减少地表下沉和变形，提高煤矿采出率，保护地面建筑物、构筑物、生态环境和水体。按照充填材料的不同，充填采矿法分矸石充填、水砂充填和膏体充填。

1.矸石充填。利用井下采空区处置煤矸石的充填采煤方法，既可以减少煤矿固体废弃物排放，又可以减轻开采沉陷灾害、提高矿井资源回收率，是实现煤矿绿色开采的关键技术途径之一。

（1）抛矸机抛矸充填。将岩巷和半煤岩巷掘进矸石用矿车运至井下矸石车场，经翻车机卸载后，矸石经破碎机破碎，而后进入矸石仓。通过矸石仓下口，胶带或刮板输送机将破碎后的矸石运入上下山，而后由胶带或刮板输送机转载进入采煤工作面回风平巷，再由工作面采空区可伸缩胶带输送机运至工作面采空区抛矸胶带输送机尾部，由抛矸胶带输送机向采空区抛矸充填。

（2）刮板输送机卸矸充填。充填装备由后端带悬梁的自移式液压支架和充填刮板输送机组成。在自移式液压支架后端增加后悬臂等配件，采用可调高但挂链悬挂充填刮板输送机溜槽，悬挂是为了增加充填垂直高度。输送机中部溜槽按顺序连接，并与机头和机尾组成整部刮板输送机。每2节中部溜槽设置1个溜矸孔，溜矸孔开在溜槽的中板上。由电机车牵引矸石矿车至采区矸石车场，通过翻车机卸载，矸石经转载机、破碎机进入矸石仓。破碎后的矸石经上下山输送机、平巷输送机运至液压支架后的充填刮板输送机，在采空区卸载。

（3）风力抛矸充填。风力充填材料粒度的直径不宜大于充填管道的1/2～1/3。并且要求充填材料沉缩率低、不自然、腐蚀性小。矸石经充填机、充填管路充填采空区。一般采煤机割两刀煤充填一次，充填步距1.2 m～1.6 m，每次充填长度6 m～9 m，工作面每向前推进50 m～100 m，充填机前移一次。机械矸石充填对充填材料要求不严格，使用设备也较少，在我国山东矿区发展较快，有推广趋势。

2.水砂充填。水砂充填采煤法是利用水力通过管道把充填材料沙粒送入采空区的充填采煤法。我国早在20世纪初就开始应用水砂充填采煤法，目前水砂充填技术已经十分成熟。在地面用矿车将采出、破碎及筛分后的成品砂运到贮砂仓贮存。在贮砂室，砂与水混合成砂浆，经充填管路送至工作面采空区，并在采空区脱水，砂子形成充填体，废水经采区流水上山和流水道流入采区沉淀池，经沉淀后，澄清的水流入水仓，用水泵经排水管将水排至地面贮水池，以供循环利用。水砂充填采煤法充填致密，可减少煤尘危害，能有效地控制地表下沉和变形，但井上下充填系统复杂，设备及设施投资大，充填材料昂贵，提高了吨煤成本。

3.膏体充填。膏体充填技术是1979年在德国的格伦德铅锌矿首先发展起来的，由于膏体充填具有料浆质量分数高、充填效率高、成本较低等优点，这项技术试验成功以后在金属矿山得到较快的发展，在包括中国在内的许多国家得到应用。为解放村庄压煤，提高开采上限，提高煤炭资源采出率，延长矿井服务年限，太平煤矿与中国矿业大学合作开展了固体废物膏体充填不迁村采煤技术的研究。太平煤矿膏体充填系统是我国煤矿第一个膏体充填示范工程，2006年5月工业性试采取得成功。膏体充填采煤技术主要由三部分组成，即充填材料、充填设备与工艺、采动岩层充填控制理论。膏体是由煤矸石、粉煤灰、水砂、水泥等组成，由地面设备加工而成的类似牙膏的流体，具有良好的流动性和可泵性。充填时，膏体通过巷道中的管路，由充填泵提供动力，输送到液压支架后的采空区。膏体充填技术的核心是膏体充填材料，膏体充填材料的强度对膏体充填的效果起决定作用。膏体充填后，地表下沉减小。膏体充填开采是绿色开采技术的重要组成部分，是解决煤矿开采环境问题的理想途径，是解决村庄等建筑物下大量压煤开采问题的迫切需要。

五、煤炭地下气化

煤炭地下气化是指将地下煤炭通过热化学反应在原位把煤炭转化为可燃气体。可以部分消除煤炭开采对环境的污染和煤炭燃烧对生态环境的不利影响与破坏。煤炭地下气化是一种整体绿色开采技术。它开始于英国1912年，由于热值低、成本高而未得到发展。我国于1958年-1960年曾在16个矿区进行试验，于1962年停止，1984年又开始了新的试验，1994年达到连续产气295 d，产气量为200 m3/h，热值13. 81～17. 57 MJ /m3，采用的是有井式、长通道、大断面的煤炭地下气化方法。2005年中国矿业大学与重庆中梁山矿业集团合作实现了连续稳定生产优质水煤气和混合煤气。但是，地下煤炭气化燃烧产生的苯和酚是致癌物质，有可能毒化水资源；燃烧形成的大量二氧化碳对空气也是严重的污染。目前我国的地下气化技术仍处于工业试验阶段，有很多问题需要去研究和探索。

六、结束语

资源与环境协调的绿色开采是解决煤炭开采环境问题的根本出路。要实现绿色开采，需要综合研究和解决经济与技术等方面的问题。绿色采矿可以减少环境污染，还能带来良好的社会经济效益。绿色采矿是形成绿色矿业及矿区绿色家园的重要组成部分，相信随着绿色开采的不断发展和完善，煤矿绿色开采一定会发挥它应有的作用，为人类与自然的协调发展做出贡献。

参考文献

[1]刘开明.优化配煤生产优质焦炭[J].燃料与化工，2006，37（5）：8-10.

[2]缪协兴，钱鸣高.中国煤炭资源绿色开采研究现状与展望[J].采矿与安全工程学报， 2009（3）：1-13.

[3]黄庆享.煤炭资源绿色开采[J].陕西煤炭，2008（03）：18-21.

煤矿开采工作面 篇12

考虑到初次放顶前支架初撑力的作用, 则不至于形成离层的条件为:

式中:q1-加于老顶上的载荷;rh1-老顶自身单位长度的载荷;L1-初次垮落步距;∑h-直接顶厚度;h1-老顶厚度;E1、E2-老顶、直接顶的弹模;J1、J2-老顶、直接顶的断面惯矩;p-支架的支护强度, 以单位面积的支撑力计算;r-上覆岩层的平均体积力, k N/m3。

一、老顶梁式断裂时的极限跨距

1. 按照固支梁的计算

最大弯矩发生在梁的两端, 。因此该处的最大拉应力σmax为:

当σmax=RT时, 即岩层在该处的正应力达到该处的抗拉强度极限, 岩层将在该处拉裂, 为此, 这种梁断裂时的极限跨距为:

2. 按照简支梁的计算

若以最大剪应力最为岩层断裂的依据, 最大剪切力发生在梁的两端, 。因此最大剪应力

当 (τxy) max达到极限强度RS, 形成的极限跨距为:

考虑为简支梁, 当σmax=RT时, 梁达到极限跨距:

关键是确定老顶岩层梁所承受的载荷q。一般老顶上方的岩层由好几层岩层组成, 因此, 老顶岩梁的极限跨距所应考虑载荷的大小, 需根据各层之间的互相影响来定。

采动覆岩中的任一岩层所受载荷除其自重外, 一般还受上覆邻近岩层的相互作用产生的载荷。根据组合梁原理, 组合梁上每一截面上的减力Q和弯矩M都由n层岩层各自的小截面负担。其关系为:

每个岩层梁在其自重作用下形成的曲率Ki与弯矩 (Mi) x的关系为:

此时由于各层岩层组合在一起, 上下层的曲率必然趋于一致, 从而导致各层岩层弯矩形成上述的重新分配。这样便形成了如下的关系:

由于, 故,

且, 则,

式中, ; (q1) x即为考虑到n层对第一层影响时形成的载荷, 即 (qn) 1。由此可得:

上式即为计算老顶上载荷的公式。

第1层本身的载荷q1为

考虑到第2层对第1层的作用, 则

计算到第3层, 则第1层的载荷为:

由此可知, 只需考虑第一层本身载荷的影响。第二、三层由于本身强度大、岩层厚, 对第一层载荷不起作用。

按照梁式断裂计算其极限跨距分别为:

在一般情况下, 由于弯矩形成的极限跨距Llt要比剪切应力形成的极限跨距Lls小, 因此常常按照弯矩来计算极限跨距。

二、老顶板断裂的极限跨距

1.老顶初次破断前板的边界支撑条件有四种形式: (1) 四周均为实体煤固支的板; (2) 一边采空区或断层简支、三边固支的板; (3) 两邻边简支、两邻边固支的板; (4) 三边简支、一边固支, 即俗称孤岛工作面条件下的板。

2.为进一步分析老顶的破断步距, 由板模型的应力分析表明, 在四周固支条件下, 老顶处于极限悬露状态时, 四固支边形成负弯矩区, 其最大弯矩值Ma在长固边中部, 而在采空区中心处形成正弯矩区, 其最大主弯矩为。根据Marcus修正解可得:

式中μ-岩层的泊松比;

q-岩层自重及其上载荷;

λ1-采空区几何形状系数,

a1-工作面推进距离;

b-工作面长度。

由弯矩与应力关系式得:

式中h———老顶岩层厚度;

σs———老顶岩层抗拉强度。

将 (3-3) 代入式 (3-1) , 可求得四周固支边界条件下老顶初次断裂步距的关系式:

同理可求得上述第2、3、4类条件下断裂步距的关系式分别为:

式中a、λ的下角标1、2、3、4表示相应的边界条件。

在式 (3-4) — (3-7) 中, 令

步距准数 (仅由岩层自身性质σs、μ、h、q决定, 而与工作面长和边界条件无关)

老顶的初次断裂步距为:

ai=lmωi (i=1, 2, 3, 4分别代表四类边界条件) …… (3-10)

ωi主要由采空区几何形状系数λ和边界约束条件决定, ωi称为“边—长”系数

h———老顶岩层厚度;

σs———老顶岩层抗拉强度;

q———岩石自重及其上载荷;

μ———岩层的泊松比。

在第2种边界条件下:

3.1306工作面上邻1304采空区, 下邻1308工作面 (尚未开采) , 属于第2类边界条件。

三、结论

一般情况下, 采煤工作面老顶初次来压步距和老顶初次断裂的极限跨距相当, 老顶周期来压步距相当于 (0.25~0.5) Lb。