特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度研究

特厚坚硬煤层综放工作面顶煤回收率提高综合措施

坚硬厚煤层综放工作面顶煤回收率提高综合措施殷培东彬县水帘洞煤炭有限责任公司，陕西彬县 713500 摘要：坚硬厚煤层条件下放项煤开采，顶煤在矿山压力作用下破碎不够充分，这给放煤工艺带来困难。本文主要从优化放煤工艺、合理选择顶煤弱化方式、加强回收率管理等措施综述提高放煤回收率方法。关键词：坚硬煤层，放顶煤，回收率综采放顶煤是在厚煤层中沿煤层布置一个长壁工作面，用常规方法进行回采，利用矿山压力的作用或辅以人工松动方法，使支架上方的顶煤破碎成散体后由支架后方（或上方）放出，并经由刮板输送机运出工作面。综采放顶煤开采安全、高效，在我国厚煤层开采中得到广泛应用并取得了巨大成功。顶煤能否顺利冒落并有效放出，是决定放顶煤开采能否成功的关键，也直接影响工作面的煤炭回收率。水帘洞煤炭有限责任公司（以下简称水煤公司）主采4#煤层f 为3.5～4.0，属坚硬煤层，顶煤在矿山压力作用下破碎不够充分，顶煤放出困难，选用超前预裂方式弱化顶煤。另外，合理确定放煤步距，选择合适的放煤方式，加强回收率管理等措施对提高放煤回收率也有着非常重要的作用，ZF3802工作面是水煤公司开采的第四个综放工作面，从以上几个方面入手，实现了对厚煤层的高产高效高采出率的安全开采。 1 煤层特征和工作面概况煤层为侏罗系延安组下含煤段的4煤层。4煤为全区可采、赋存稳定的厚煤层，煤层厚度5.45～10.45m，平均厚度7.5m；煤层结构简单～较复杂，煤层上部含夹矸1层，岩性为泥岩，夹矸厚0.05m。煤层普氏系数3.0-3.9，属坚硬煤层，难以自行充分破碎，煤体破碎块度大，给放煤带来困难。 ZF3802工作面采用单一走向长壁综合机械化放顶煤采煤方法开采，工作面长度160m，走向长度2120m，采用单向截煤方式，循环进度为800mm，机采高度为3.5m，放煤厚度为3m，平均采放比1.17:1，工作面选用ZF11000/20/38型低位放顶煤液压支架，放煤方式“一刀一放”为一个循环，采用多轮顺序放煤，机头机尾各3架过渡支架不放煤。 2 顶煤弱化 2.1 弱化方式采用深孔控制预裂爆破技术预裂顶煤。从切眼向外50米开始爆破，到撤切眼以西100米为预裂爆破段，爆破孔设计间距为3m，两顺槽设计为单层孔，两顺槽爆破孔错开布置。爆破孔设计长度为80米，爆破孔每孔装药100节，每节0.6米，共计长度为60米，封孔长度为20米。 2.2 爆破材料： 2.2.1 炸药品种的选择选用“三级煤矿许用型乳化炸药”。 2.2.2装药工艺的研究及装药结构设计由于乳化炸药形态多为膏状，黏度系数一般在3×105厘泊以上。因此，采用以往的压风散装药是行不通的，根据矿用乳化炸药的特点，研制了可连接式塑料被筒。被筒采用塑料作为材料，加入阻燃抗静电剂，被筒前后端有螺纹，两节之间可连接。通过设计金属模具，生产了多种规格的抗静电可连接式被筒，包括直径60mm、直径45 mm，长度0.7～1m的多种规格的被筒，采用较大直径较大被筒，装药量大，爆破力强，而直径较小的被筒装药量较小，可减小对顶板的破坏，根据煤层及钻孔直径及所需装药量等情况，选择不同规格的被筒。在炸药厂直接将炸药灌装到塑料被筒里，将封盖拧紧，装药时将封盖拧开，用其自身的螺扣一节一节连接在一起，边向孔内装送，边连接，直至装完为止。试验证明，这种方法装药速度快，结构完整合理，有利于安全传爆；可以根据孔径改变被筒的的直径，将不耦合系数控制在合理的范围内，有利于提高爆破效果。因此装药方法采用可连接式塑料被筒。见图1。

煤柱安全系数计算

煤柱强度及煤柱稳定性研究根据煤柱设计理论，煤柱作为控制上覆岩层移动与破坏的主要手段，必须能够保持长期的稳定性。目前主要根据极限强度理论评价煤柱的稳定性。极限强度理论认为，如果煤柱所受载荷达到煤柱的极限强度，则煤柱的承载力降低到零，煤柱就会破坏。一般由下式计算条带煤柱的安全系数： p p S F σ= 式中p S 为煤柱所承受的实际载荷；p σ为煤柱的强度；F 为安全系数，如果 F ≥1.5，可认为煤柱具有长期的稳定性。 1 煤柱强度分析煤柱强度是指煤柱单位面积上所能承受的最大载荷，它是煤柱稳定性分析的基础。煤柱的强度不仅与煤块的强度有关，还与煤柱的尺寸、煤柱内部的地质构造、煤柱与顶底板岩层的接触状况、煤柱侧向受力等因素有关。准确预测煤柱强度是十分困难的。长期以来，针对煤柱强度的主要影响因素,人们通过现场试验和经验总结提出了许多计算煤柱强度的经验公式。具体说来可以分为以下两类，即线性公式和指数公式： ?? ? ?? ? ??? ??+=h W B A m p σσ b a m p h W σσ= 式中p σ为煤柱强度；m σ为现场立方体煤柱的临界强度；A ，B ，a ，b 为无量纲量，且有1=+B A 。A ，B ，a ，b 的取值如表1所示。表1 常用煤柱强度经验公式参数

目前应用较多的是Bieniawski 提出的线性煤柱强度计算公式： ??? ? ? +=h W S m p 36.064.0σ 式中m σ为临界尺寸时煤柱的强度，MPa ，一般取5-8MPa 。实际上，煤柱强度不仅与煤柱的宽高比（h W /）有关，还与煤柱的长度有关。美国学者Mark （1997）根据式（3-11），提出了考虑煤柱长度l 影响的煤柱强度公式 ??? ? ??-+=lh W h W S m p 218.054.064.0σ 从式中可以看出，煤柱长度l 增加，可以提高煤柱的强度。 Arther Wilson(1973)最早提出了煤柱屈服区的概念。他将煤柱视为一种复杂结构，承受不均匀的应力梯度，在煤柱中央因约束作用存在一个应力较高的核区。他认为煤柱的破坏方式是渐进的（progressive ）。根据这一思想，建立了一种新的煤柱强度计算公式：（1）对于正方形煤柱： () 1044.481084.9462232，--?+?-=H h Wh W H S p γ（hH W 00984.0>时），

综采工作面矿压观测报告(模板)

×××综采工作面矿压观测总结报告单位：__________________ 区队：__________________ 编写人：________________

目录 1 工作面地质及开采条件 .................................................................................... - 1 - 1.1工作面地质及开采条件............................................................................... - 1 - 1.1.1工作面概况及地质说明书 ..................................................................... - 1 - 1.1.2顶底板岩层岩性组合结构分析 ............................................................. - 3 - 1.1.2地质 ........................................................................................................ - 3 - 1.2支护 .............................................................................................................. - 3 - 1.2.1正常支护 ................................................................................................ - 3 - 1.2.2特殊支护 ................................................................................................ - 4 - 1.2.3确定支护强度 ........................................................................................ - 4 - 1.2.4巷道布置 ................................................................................................ - 4 - 2 矿压观测计划.................................................................................................... - 5 - 2.1 矿压观测领导小组...................................................................................... - 5 - 2.2×××综采工作面矿压观测的目的和任务....................................................... - 5 - 2.3观测方案 ...................................................................................................... - 5 - 2.3.1观测工具 ................................................................................................ - 5 - 2.3.2测线布置 ................................................................................................ - 6 - 2.3.3研究方法 ................................................................................................ - 6 - 2.4矿压观测内容 .............................................................................................. - 6 - 2.4.1顶板动态： ............................................................................................ - 6 - 2.4.2支护质量 ................................................................................................ - 6 - 2.4.3 ×××工作面矿压观测方法 ..................................................................... - 7 - 2.4.4 ×××工作面观测效果预计 ..................................................................... - 7 - 2.4.5 ×××工作面观测制度及守则 ................................................................. - 7 - 2.4.6 ×××工作面观测记录表格及资料整理表格设计 .................................. - 7 - 3 矿压规律分析.................................................................................................... - 8 - 3.1 初采期间的矿压规律.................................................................................. - 8 -

断层防水煤柱的合理宽度设计

断层防水煤柱的合理宽度设计院别理学院专业工程力学指导教师张嘉凡评阅教师班级2008级姓名代陆学号0801010108 西安科技大学二零一二年

论文编号：论文题目：断层防水煤柱的合理宽度设计专业：工程力学学生：代陆指导教师：张嘉凡摘要透水作为煤矿井下的五大自然灾害之一，对煤矿的安全生产有着极大的危害。根据大量的统计资料表明，79.5%的矿井突水都与断层有关，防水煤柱的留设作为矿井水灾预防的主要手段，其宽度的合理设计对于矿井的安全生产有着极其重要的意义。本文对于防水煤柱的宽度设计，将其分为矿压影响区，有效隔水区以及断层影响区三个部分，分别进行宽度计算公式的推导并分别计算，较之原来的方法，多考虑了矿压影响带对于防水煤柱的影响，使其更加合理，更加安全。关键词：断层；防水煤柱；矿压影响；屈服区；有效隔水区；断层影响

No. ： Subject ：Reasonable width of the fault waterproof pillar design Specialty ： The Mechanics of Engineering Name ： Dai Lu Instructor：Zhang Jiafan ABSTRACT： As one of the five natural disasters in the coal mine,penetration have a great harm to coal mine production safety.According to a large number of statistics,79.5% of the mine water inrush have contacts with fault.Waterproof coal pillars is a primary means of mine flood prevention,the rational design of the waterproof coal pillars' width has great significance for mine safety production.In this article, the waterproof coal pillar width design will be divided into mine pressure affected zone,effective impermeable area and the fault-affected zone.Deduced and calculate the width of the formula https://www.360docs.net/doc/fb16808092.html,Pared with the original method,Give more consideration to the influence of mine pressure affected zone on waterproof pillar,make it more reasonable and more secure. Keywords:fault; waterproof pillar; mine pressure affected; yield zone; effective confining District; fault affected zone

坚硬特厚煤层综放开采过程中顶煤松动弱化处理

坚硬特厚煤层综放开采过程中顶煤松动弱化处理 1 概述厚煤层放顶煤开采，是近几年逐渐发展起来的一种新的开采技术。通过采取一些技术措施，改善硬煤层的冒放性，也可取得良好的经济效益。影响顶煤冒放性的因素很多，但主要是顶煤的硬度和节理裂隙发育程度。硬度大，冒落的块度也大，但不易放出。根据生产实践，结合顶煤的条件，一般都采取煤层注水和顶煤松动爆破及两者相结合的方法。 2 煤层注水 (1 )注水软化特点煤体具有吸水的孔隙系统，在注水压力的作用下煤体孔隙吸收水分;另一种导水性好的裂隙，在裂隙面吸水后，能使煤体的强度降低。煤体的强度通常是与煤体中的含水率成正比。裂隙发育的煤层透水性强，而裂隙不发育的致密煤层透水性差，有些煤层由于存在较多的次生裂隙，水能从裂隙中迅速流失，这对软化顶煤是极为不利的。为了有效地改善顶煤的冒放性，应在实验室先进行软化特性实验，测定煤体强度与含水率的关系。 (2 )注水软化实例 1) 铜川矿务局下石节209综放工作面长150m，在工作面中部顶煤体内沿顶板开掘一条注水巷，顶煤注水孔水平间距为20一30m，每孔注水量为 100-200砰，注水压力16 MPa。由于工作面前方的顶煤在支承压力作用下发生断裂，煤体内裂隙增多，有利于达到压裂煤体的效果，注水工作选在工作面前方60一loom处。当打完3个孔眼后，即开始同时注水，并进行下3孔打眼，当煤壁出现淋水时停注，拔出封孔器，进行下3孔注水，依次循环进行。工作面每推进2m 注水一排，每日注水工作面全长的1/2。通过煤壁深孔高压注水，使吨煤注水量达到0.02m3，煤的强度减弱，顶煤实测含水率由1.5%提高到3.47%。 2) 铜川矿务局玉华煤矿综放工作面采用工作面架间爆破加注水软化相结合的方式。工作面煤尘减少，放煤时大块煤减少，放煤口能看到研石，但工作面煤壁软化的效果不明显。

89-30-永久煤柱下巷道围岩稳定性及控制技术分析-2016年第3期

巷道支护理论与技术永久煤柱下巷道围岩稳定性及控制技术分析孙明磊1，李佳丽 2 （1.华东理工大学，上海200237； 2.中煤煤炭进出口公司，北京100024）［摘要］以岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷变形破坏为研究对象，从煤柱支承压力、围岩强度、现有支护措施3个方面分析了其破坏影响因素和机理，通过建立FLAC 2D 模拟模型明确了巷道与煤柱边缘水平距离、巷道支护方式对围岩应力分布的影响。研究了U 型钢、注浆及锚索结构补偿支护3种作用下的巷道弯矩分布、围岩位移等特点，提出了永久煤柱下的巷道在U 型钢基础上应进行注浆加固，再用锚索进行针对性支护结构补偿，形成稳定的共同承载体，有效地控制巷道变形。［关键词］永久煤柱；围岩稳定性；数值模拟；围岩应力［中图分类号］TD353 ［文献标识码］A ［文章编号］1006-6225（2016）01-0059-04Stability and Control Technology of Surrounding Ｒock under Permanent Coal Pillar SUN Ming-lei 1，LI Jia-li 2 （1.East China University of Science ＆Technology ，Shanghai 200237，China ；2.China National Coal Import ＆Export Co.，Ltd.，Beijing 100024，China ） Abstract ：Broken influence elements and mechanism of special return air entry of Daihe coal mine were analyzed ，which included supporting pressure of coal pillar ，surrounding rock strength and supporting way.Detailed numerical modeling of FLAC 2D was conducted to evaluate surrounding rock stress distribution that influence by horizontal distance of roadway to coal pillar edge and supporting way.These papers studied the characters of roadway moment distribution and surrounding rock displacement that influenced by three dif ferent supporting way ，which included U style steel supporting ，grouting reinforcement and compensate supporting with cable ，put for-ward grouting and compensate supporting with cable should be used on the basis of U style steel supporting in roadway under the perma-nent coal pillar ，then stability supporting body would formed ，and roadway deformation could be controlled effectively.Keywords ：permanent coal pillar ；surrounding rock stability ；numerical simulation ；surrounding rock stress ［收稿日期］2015－08－07 ［DOI ］10.13532/https://www.360docs.net/doc/fb16808092.html,11－3677/td.2016.03.016［基金项目］国家自然科学基金项目（51174070）；河北省自然科学基金资助项目（D2013402006）［作者简介］孙明磊（1984－），男，江苏盐城人，硕士，主要从事矿井地质环境监测和矿井生产信息化建设研究。［引用格式］孙明磊，李佳丽.永久煤柱下巷道围岩稳定性及控制技术分析［J ］．煤矿开采，2016，21（3）：59－62，149. 1工程概述岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷位于Ⅳ1采区轨道上山南侧，巷道埋深430 605.5m 左右，所在层位为粉砂岩，裂隙较发育，较软，含黄铁矿、钙质结核；中间有0.5m 厚的泥岩夹层，极软，易破碎。Ⅳ1回风巷为Ⅳ1采区专用回风巷道，巷道上方布置有Ⅳ3217和Ⅳ3218工作面，两工作面回采结束后形成的永久煤柱与Ⅳ1专用回风巷斜交。Ⅳ1专用回风巷现有支护方式为29U 型钢棚支护，巷道两帮收敛量较大，棚腿扭曲变形严重，底鼓强烈，虽屡经修复但巷道有效使用断面仍难满足Ⅳ1采区生产要求。2 Ⅳ1专用回风巷变形破坏原因及机理分析研究表明，影响深部巷道围岩变形破坏因素很多，不同巷道其变形破坏原因也有着较大不同。综合多方面资料与研究，针对岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷具体地质条件，巷道变形破坏因素分析如下：永久煤柱支承压力影响Ⅳ1专用回风巷与Ⅳ 3217和Ⅳ3218两工作面回采结束后形成的永久煤柱间距较小，巷道处于回采煤柱形成的支承压力升高区。现有地质资料表明，Ⅳ1专用回风巷上方煤柱形成的支承压力峰值约为原岩应力的3倍左右，根据巷道平均埋深估算，围岩中的切向应力达到32MPa 以上。巷道上方的高支承压力对巷道稳定产生较大影响。巷道围岩强度Ⅳ1专用回风巷所在层位为粉砂岩，裂隙较发育，且含有0.5m 厚泥岩夹层，膨胀性软岩成分含量较高。在高应力作用下，该类型围岩极易发生变形破坏。现有支护措施 Ⅳ1专用回风巷目前使用29U 型钢棚支护，造成其强烈变形的原因主要有：（1）现有支护结构承载性能较差从Ⅳ1专用 9 5第21卷第3期（总第130期） 2016年6月煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol.21No.3（Series No.130） June 2016 中国煤炭期刊网 w w w .c h i n a c a j .n e t

保护煤柱留设标准

精品文档井田边界煤柱：30m 阶段煤柱：斜长为60m若在两阶段留设，则上下阶段各留 30m 井田浅部防水煤柱：斜长为50m 断层煤柱：每侧各为20m 工业广场煤柱：根据工业广场占地面积，按几何作图法确定；斜井井筒保护煤柱：两井中间为30m,两侧各为30m煤层大巷护巷煤柱：对近水平煤层，运输大巷与回风大巷布置在开采水平时，两巷水平间距为20m垂距为10m回风大巷上方留斜长为20m 的煤柱采区边界煤柱：20m 采区煤层上山：两巷中间为20m两侧各为20m;区段煤柱：斜长10m 矿井煤柱留设煤矿开采中，确定合理的煤柱尺寸，其影响因素是煤层所受压力以及煤体强度。通常，煤层埋藏深度和厚度较大、围岩较软时，煤柱承受的压力就较大。煤柱强度主要取决于煤层的物理力学性质，并与煤柱的形状尺寸、巷道的服务年限及巷道支护情况有关。目前，尚无计算煤柱尺寸的可靠方法，主要依靠现场实际经验确定。井田边界煤柱：30m 阶段煤柱：斜长为60m若在两阶段留设，则上下阶段各留 30m井田浅部防水煤柱：斜长为50m 断层煤柱：断层煤柱的尺寸取决于断层的断距、性质、含水情况，落差很大的断层，断层一侧的煤柱宽度不小于 30m落差较大的断层，断层一的煤柱宽度一般为i0~i5m落差较小的断层通常可以不留设断层煤柱。工业广场煤柱：根据工业广场占地面积，按几何作图法确定；斜井井筒保护煤柱：两井中间为30m，两侧各为30m；煤层大巷护巷煤柱：对近水平煤层，运输大巷与回风大巷布置在开采水平时，两巷水平间距为20m垂距为10m回风大巷上方留斜长为20m的煤柱采区边界煤柱：采区边界煤柱的作用是：将两个相邻采区隔开，防止万一发生火灾、水害和瓦斯涌出时相互蔓延；避免从采空区大量漏风，影响正在生产的采区风量。一般取10m 采区煤层上山：两巷中间为 20m两侧各为20m; 区段煤柱：斜长10m 1、采区上（下）山间的煤柱宽度（沿走向）：对薄及中厚煤层为20m 对厚煤层为20?30m工作面停采线至上（下）山的煤柱宽度：对薄及中厚煤层约为20m对于厚煤层约为30?40m 2、上下山区段平巷之间的煤柱宽度：对薄及中厚煤层约为8?15m 精品文档

采煤工作面矿压分析报告

山西王家峪煤业有限公司150102综采工作面矿压观测分析报告调度室 2018年2月1日

150102工作面矿压分析报告一、150102工作面基本情况 1、150102工作面位于+680水平，工作面标高为+620—+670m ，该工作面可长度为790m ，工作面长度为180m ，面积为142200㎡，平均煤厚3.61米，倾角5—10度，平均7.5°。150102工作面位于井田的中部。其周围均为未开采区域。 2、地质情况 3、采煤方法本工作面采用走向长壁一次采全高的采煤方法工艺流程：割煤——装运煤——移架——推溜——清煤——下一循环 4、工作面设备采煤机：MG300/700—WD 型工作溜：SGZ-764/500型前部输送机顶、底板名称岩石名称厚度 m 特征老顶深灰色石灰岩 6.77 深灰色石灰岩，灰黑色，裂隙发育，含粉石，较硬。直接顶黑色泥岩 6.4 黑色泥岩光泽亮，较软，零星可采。伪顶 0.2—0.3 灰黑色，质脆，含黄铁矿结核伪底直接底粉砂岩 1.23 黑灰色，泥质胶结，含植物化石及黄铁矿结核。老底砂岩 8.21 灰黑色，以石英岩为主，坚硬，局部为砂质泥岩沉积。

转载机：SZZ-764/160（自移式转载机）皮带机： DSJ—1000/2×75 液压支架：ZY6400/17/31的两柱支撑掩护式液压支架 5、液压支架及乳化液泵站性能参数（1）、液压支架（ZZ5200/19/42支撑掩护式）：支护宽度为1.43—1.60m，支架中心距：1.5m，放顶步距0.6m。最大控顶距离：4.8m，最小控顶距离：4.2m。最大高度：4.2m 最小高度：1.9m 支架数量：共124架。初撑力：4364KN 工作阻力：5200kN 系统供液压力：30Mpa 支护强度：0.95Mpa 支架重量：18.9t （2）、乳化液泵站（BRW400/31.5型）额定供业液压力：31.5Mpa；供液流量：315L/min 液箱容积：1600L 乳化液浓度：3%—5% 乳化泵数量：2台。二、矿压观测方案 1、观测目的（1）、通过对150102工作面进行现场矿压观测和掌握工作面推进过程中的支架工作状况，分析工作面围岩（煤层）超前支撑压力分布状况。（2）、工作面液压支架支护阻力观测，支护阻力包括初撑力、最大阻力，确定直接顶初次垮落步距、老顶的初次垮落和周期垮落步距。（3）、统计观测，统计综采工作面支架受载损坏情况、采空区上覆岩层垮落、移动和悬顶程度，架前冒顶情况、煤壁片帮、安全阀开启率等。（4）、为我矿开采15#煤层的事故预测和动力信息基础研究提供必要数据，

矿山压力与岩层控制第八章-厚煤层综放开采岩层控制

第八章厚煤层综放开采岩层控制第一节顶煤破碎机理与运移规律顶煤的变形与破碎是一个十分复杂的过程，在支架与顶板所组成的系统中，支架通过顶煤对顶板实施控制，同时顶板的压力通过顶煤传递到支架上，顶煤在传递力的过程中也要发生移动、变形、破碎、冒落和放出，因此顶煤起到了一种媒介作用。一、顶煤的力学特征与力场条件（一）顶煤的力学特征图8－1所示为不同围压下煤体的应力－应变全过程曲线。从图中可以看出，随着围压升高，煤体的强度增加。图8－1 不同围压下煤体应力－应变曲线（二）采动应力场与约束条件见图8-2所示，工作面前方的支承压力（切向应力σt ）分为减压区（A ）、增压区（B ）、稳压区（C ）。若按岩体性质分，可将其分为弹性区（E ）和塑性区（D ）（也称极限平衡区）（三）顶煤的变形与位移图8-3是典型的顶煤位移观测曲线，其中横坐标O 点为工作面煤壁位置，h 为测点距煤层底板的距离。观测的煤层厚度平均为9.1m ，割煤高度2.2m ，煤层硬度系数f=0.3 ，属于极图8-2 支承压力分布

软煤层。观测结果表明，在工作面前方15m 处顶煤开始发生移动，并且随着到工作面距离减小，累计位移量迅速增加，上位顶煤的累计位移量明显大于下位顶煤的。一般情况下可采用负指数函数拟合顶煤的累计位移量S 与距工作面距离L 的关系，即：式中，a 、b — 为回归系数。图8－3 顶煤、顶板位移量与到煤壁距离关系不同顶煤的移动特征：（1）煤体的硬度系数不同，顶煤开始移动的位置不同。如同为厚度6～8m 的煤层，在h=6m 处，软煤层（f=0.3～0.5）、中硬煤层（f=2～3）和硬煤层（f ≥3.5）的顶煤始动点超前工作面的距离分别为15m 、10m 、5m 左右。煤层的硬度系数越低，顶煤始动点超前工作面的距离越大，累计位移量越大，顶煤破碎的越充分。（2）不同高度顶煤始动点的位置不同，无论是软煤、中硬煤或是硬煤，顶煤位置越高，其始动点超前工作面距离越远，累计的位移量越大。（3）在顶煤移动初期，以水平移动为主，随着工作面推进，垂直位移逐渐增大，在工作面支架上方垂直位移量超过水平位移量，具体位置根据煤层的硬度系数不同而变化，软煤在煤壁前方附近，而硬煤在煤壁后方0.5～1m 处。二、顶煤的破坏过程描述与分区顶煤从开始移动、破裂到冒落是一个连续的、渐进的破坏过程，随着工作面推进，这一过程也自然动态地向前推移。为了对顶煤破坏过程有一清晰认识，可将顶煤自原始状态至冒落这一连续渐进破坏过程进行人为划分。这一划分称为对顶煤的分区，即根据顶煤裂隙发育和破坏程度，沿工作面推进方向，将顶煤进行分区。一般来说，可以划分为四个区，见图8-4所示。 bL ae S -=图8－4 顶煤、顶板位移量与到煤壁距离的关系

矿井煤柱留设

矿井煤柱留设煤矿开采中，确定合理的煤柱尺寸，其影响因素是煤层所受压力以及煤体强度。通常，煤层埋藏深度和厚度较大、围岩较软时，煤柱承受的压力就较大。煤柱强度主要取决于煤层的物理力学性质，并与煤柱的形状尺寸、巷道的服务年限及巷道支护情况有关。目前，尚无计算煤柱尺寸的可靠方法，主要依靠现场实际经验确定。井田边界煤柱：30m；阶段煤柱：斜长为60m，若在两阶段留设，则上下阶段各留30m；井田浅部防水煤柱：斜长为50m；断层煤柱：断层煤柱的尺寸取决于断层的断距、性质、含水情况，落差很大的断层，断层一侧的煤柱宽度不小于30m；落差较大的断层，断层一的煤柱宽度一般为10~15m；落差较小的断层通常可以不留设断层煤柱。工业广场煤柱：根据工业广场占地面积，按几何作图法确定；斜井井筒保护煤柱：两井中间为30m，两侧各为30m；煤层大巷护巷煤柱：对近水平煤层，运输大巷与回风大巷布置在开采水平时，两巷水平间距为20m，垂距为10m，回风大巷上方留斜长为20m的煤柱采区边界煤柱：采区边界煤柱的作用是：将两个相邻采区隔开，防止万一发生火灾、水害和瓦斯涌出时相互蔓延；避免从采空区大量漏风，影响正在生产的采区风量。一般取10m；采区煤层上山：两巷中间为20m，两侧各为20m; 区段煤柱：斜长10m； 1、采区上（下）山间的煤柱宽度（沿走向）：对薄及中厚煤层为20m；对厚煤层为20～30m。工作面停采线至上（下）山的煤柱宽度：对薄及中厚煤层约为20m；对于厚煤层约为30～40m。 2、上下山区段平巷之间的煤柱宽度：对薄及中厚煤层约为8～15m。对于厚煤层约为30m。 3、运输大巷一侧煤柱宽度：对薄及中厚煤层约为20～30m；对于厚煤层约为25～50m。 4、回风大巷一侧煤柱宽度：对于薄及中厚煤层约为20m；对于厚煤层约为20～30m。 5、采区边界两个采区之间的煤柱宽度为10m。 6、断层一侧煤柱宽度根据断层落差及含水等具体情况而定：落差大且含水时留30～50m；落差较大留10～15m；采区内落差小的断层通常不留煤柱。应当指出：大巷布置在较坚硬的岩层中，或大巷距煤层垂距在20m以上时，一般不受采动影响，其上方不留设护巷煤柱。采区内留设的煤柱可以回收一部分，如区段隔离煤柱、上（下）山之间及其两侧的煤柱等。

90307综采面矿压观测分析报告

90307综采工作面矿压观测分析报告山西***煤业有限公司综采队二0一一年

90307综采工作面矿压观测分析报告通过90307综采工作面矿压观测，掌握了该工作面煤层顶板初次来压和周期来压步距、工作面支架支护强度、围岩破坏活动过程煤壁中应力变化大小和应力影响范围。为工作面现场管理提供完善、准确的资料，以直接指导生产实践和解决施工生产问题。一、观测目的采煤工作面矿山压力观测就是定量研究开采工程中矿压显现规律。为现场管理提供完善准确的资料，指导工程实践，解决施工生产问题，本次观测有以下三个方面的目的： ①掌握采煤工作面上覆岩层运动规律；回采空间围岩与支架相互作用关系；采动引起的支承压力分布；寻求搞好工作面顶板管理的有效措施。 ②对正在使用的支架适应性进行考察。即从顶板控制出发，对在既定条件下使用支架的架型、参数、特性和支护效果提出评定性意见。 ③根据围岩条件及支撑压力分布来确定工作面巷道断面形状、规格及支架参数，煤壁前方巷道超前维护距离。二、工作面概况㈠、90307综采工作面位于矿井3#煤层9盘区西部，为9盘区开采的第四个工作面。该工作面沿煤层倾向布置，西北面为120305采空区，西南面为酸枣疙瘩新农村保安煤柱。工作面第一回风巷，顶板标高为+640～+645m，倾向长288m；第二回风巷顶板标高为+640～+645m，倾向长289m；工作面走向长82m。地面标高为+975～+1108m左右，工作面对应地表为黄土丘陵区域，沟壑纵横无任何建筑物。㈡、煤质和煤层赋存情况该工作面所采3#煤层是二叠系下统山西组主要可采煤层，根据现有巷道揭露的煤层资料分析，该面煤层结构简单，煤层属稳定煤层，煤层厚度为1.7m。煤层倾角3°～7°平均6°。

特厚煤层综放工作面初采初放期间瓦斯治理技术研究

特厚煤层综放工作面初采初放期间瓦斯治理技术研究发表时间：2019-10-24T15:08:28.520Z 来源：《基层建设》2019年第22期作者：阮淼 [导读] 摘要：陕西陕煤彬长矿业集团胡家河矿井自投产以来已经回采6个特厚煤层综放工作面，结合工作面初采初放期间采取的瓦斯治理技术措施，对瓦斯治理技术进行总结，为类似条件综放工作面初采初放期间瓦斯治理工作提供了借鉴经验。陕西彬长胡家河矿业有限公司陕西咸阳 713602 摘要：陕西陕煤彬长矿业集团胡家河矿井自投产以来已经回采6个特厚煤层综放工作面，结合工作面初采初放期间采取的瓦斯治理技术措施，对瓦斯治理技术进行总结，为类似条件综放工作面初采初放期间瓦斯治理工作提供了借鉴经验。关键词：特厚煤层；综放工作面；初采初放；瓦斯治理 1矿井概况胡家河矿井位于陕西省咸阳市彬长矿区中北部，行政区划隶属彬县、长武县管辖，矿井设计产能500万t/a，属高瓦斯矿井，现主采4#煤层。根据沈阳研究院对胡家河矿井煤体进行的瓦斯基础参数测定结果，胡家河煤矿4#煤层原始瓦斯含量为3.8m3/t，煤层压力为0.4MPa，煤层瓦斯含量系数为7.99m3/（m3.MPa0.5），煤层透气性系数为3.32～3.78m2/（MPa2.d），钻孔自然瓦斯流量衰减系数0.033～0.0348（d-1）。目前该矿已顺利回采3个特厚煤层综放工作面，均采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤分层开采，回采上分层煤平均厚度 13.5m，下分层煤平均厚度10m，平均厚度 23.5m，全部垮落法管理顶板，工作面采用四巷式布置，即运输顺槽、回风顺槽、泄水巷及高位瓦斯抽放巷。 2初采初放期间瓦斯涌出情况 401103工作面为胡家河矿井正在回采的第4个回采工作面，该工作面为4号煤层，赋存稳定，厚度25.0～28m，平均厚度26m，上分层平均可采厚度16.9m。该工作面设计长度1643m，可采长度1493m（平距），倾向长190m。根据胡家河矿井瓦斯抽采实验室分析数据，401103工作面进风巷侧煤层原始瓦斯含量范围为3.24-3.92m3/t，回风巷侧煤层原始瓦斯含量为3.86-4.1m3/t。401103工作面于2018年1月12日0点班开始回采，1月19日0点班工作面绝对瓦斯涌出量达到最大值30.10m3/min，1月24日0点班，工作面发生初次来压，此后稳定在25m3/min上下浮动，工作面瓦斯涌出量变化如图1所示。图1 401103工作面瓦斯涌出量变化曲线图 3初采初放期间采取的瓦斯治理措施面对工作面初采期间顶板未充分垮落，高为瓦斯抽采巷不能有效发挥作用，胡家河矿果断采取了多种综合瓦斯治理措施，不断在摸索中找寻符合矿井实际条件的有效瓦斯治理措施。（1）1月13日4点班将工作面风量调整为进风2000m3/min，回风1700m3/min，初采期间保持通风系统稳定，通风设施完好。（2）401103工作面1000米以外抽采钻孔关闭支管路阀门，集中负压预抽切眼向外500米段瓦斯含量富集区域，每班安排专人对401103工作面抽采系统进行巡查，对容易积水的支管路增加放水次数，及时处理漏气、管路积水等问题，确保井下抽采系统正常稳定运行。进风巷、回风巷采前预抽钻孔拆除距工作面煤壁不得大于5m，确保连孔质量，严禁漏气，每天检测工作面向外30米范围内预抽钻孔抽采浓度、负压情况。（3）高抽巷抽采采用两套永久瓦斯抽采系统进行抽采；每班安排人员对401103工作面各系统浓度、流量、负压进行测定。（4）根据工作面瓦斯浓度适当调整采煤机割煤速度，工作面割煤、放煤工艺必须交替进行，不得平行作业。跟机瓦检员负责及时将瓦斯浓度告知采煤机司机，便于及时调整采煤机速度。（5）工作面监测传感器及时标校，确保数据精确、断电灵敏可靠。在工作面瓦斯传感器位置增设采煤机专项甲烷传感器，断电浓度设置为≥0.7%，复电浓度设置为≤0.6%。工作面、上隅角、回风等地点瓦斯传感器断电浓度设置为≥0.8，复电浓度设置为≤0.6%。（6）对401103工作面两顺槽提前施工的高位防灭火钻孔及定向钻孔（工作面向外500m范围内）连接进行抽放，每天测定钻孔抽采浓度。以401103工作面进风巷切眼向外70米第一组高位孔为例，抽采浓度最大为100%，浓度变化曲线如下所示：

保护煤柱留设标准

井田边界煤柱:30m; 阶段煤柱:斜长为60m,若在两阶段留设,则上下阶段各留 30m; 井田浅部防水煤柱:斜长为50m; 断层煤柱:每侧各为20m; 工业广场煤柱:根据工业广场占地面积,按几何作图法确定; 斜井井筒保护煤柱:两井中间为30m,两侧各为30m; 煤层大巷护巷煤柱:对近水平煤层,运输大巷与回风大巷布置在开采水平时,两巷水平间距为20m,垂距为10m,回风大巷上方留斜长为20m 的煤柱采区边界煤柱:20m; 采区煤层上山:两巷中间为20m,两侧各为20m; 区段煤柱:斜长10m; 矿井煤柱留设煤矿开采中,确定合理的煤柱尺寸,其影响因素就是煤层所受压力以及煤体强度。通常,煤层埋藏深度与厚度较大、围岩较软时,煤柱承受的压力就较大。煤柱强度主要取决于煤层的物理力学性质,并与煤柱的形状尺寸、巷道的服务年限及巷道支护情况有关。目前,尚无计算煤柱尺寸的可靠方法,主要依靠现场实际经验确定。井田边界煤柱:30m; 阶段煤柱:斜长为60m,若在两阶段留设,则上下阶段各留30m; 井田浅部防水煤柱:斜长为50m; 断层煤柱:断层煤柱的尺寸取决于断层的断距、性质、含水情况,落差很大的断层,断层一侧的煤柱宽度不小于30m;落差较大的断层,断层一的煤柱宽度一般为10~15m;落差较小的断层通常可以不留设断层煤柱。工业广场煤柱:根据工业广场占地面积,按几何作图法确定; 斜井井筒保护煤柱:两井中间为30m,两侧各为30m; 煤层大巷护巷煤柱:对近水平煤层,运输大巷与回风大巷布置在开采水平时,两巷水平间距为20m,垂距为10m,回风大巷上方留斜长为20m的煤柱采区边界煤柱:采区边界煤柱的作用就是:将两个相邻采区隔开,防止万一发生火灾、水害与瓦斯涌出时相互蔓延;避免从采空区大量漏风,影响正在生产的采区风量。一般取10m; 采区煤层上山:两巷中间为20m,两侧各为20m; 区段煤柱:斜长10m; 1、采区上(下)山间的煤柱宽度(沿走向):对薄及中厚煤层为20m;对厚煤层为20～30m。工作面停采线至上(下)山的煤柱宽度:对薄及中厚煤层约为20m;对于厚煤层约为30～40m。 2、上下山区段平巷之间的煤柱宽度:对薄及中厚煤层约为8～15m。

综采工作面矿压分析

综采工作面矿压观测分析说明本月通过对E8106综采工作面矿压观测，掌握了该工作面煤层顶板初次来压和周期来压步距、工作面支架支护强度、围岩破坏活动过程煤壁中应力变化大小和应力影响范围。为工作面现场管理提供完善、准确的资料，以直接指导生产实践和解决施工生产问题。一、煤质和煤层赋存情况金川煤矿矿井为片盘斜井上下山布置，分为东西两个片盘，现回采为东部片盘；主采煤层为8-2+3+4煤层，本回采工作面编号为E8106，该煤层在本工作面回采区域内赋存较为稳定，平均厚度米。掘进巷道支护采用锚杆、锚网、锚索、钢筋托梁支护方式，顶板破碎带处采用钢棚补强方式加强支护或加密锚索支护；原煤生产采用后退式综合机械化放顶煤一次采全高技术开采。 1、煤层顶、底板情况：顶板类别： 8-2+3+4煤层的直接顶多为炭质泥岩、粉砂岩、泥岩、局部为炭质粉砂岩和炭质泥岩。粉砂岩其抗压强度较大（＞300kg/cm)，岩石力学强度较大，属坚硬不易软化岩石。底板类别：主要为炭质泥岩、局部泥岩，局部为细、中砂岩。一般厚1～3米，最厚米。炭质泥岩遇水易软化，力学强度小。细砂岩和中砂岩，力学强度较大，属于坚硬岩层。 2、地质构造：据掘进揭露的地质资料分析，E8106工作面煤层整体形态为一单斜构造，工作面沿倾向布置，从工作面巷道揭露资料看，该面地质构造相对简单，古河床冲刷带和F28正断层横穿整个工作面。工作面里段为易冒落的顶板，顶板随回采而垮落，顶板来压比

较稳定。二、原始记录汇总：工作面支架支护载荷的观测根据，E8106工作面的顶板支护动态监测记录：每7天进行一组数据分析，数据分析如下：在工作面初采初放是工作面压力较大，平均值在28MP左右，随着工作面初次来压，确定来压步距后，工作面正常情况下平均压力在20MP。因工作面采用放顶煤开采，顶煤易垮落，两刀放一次顶煤，后立柱测压表放煤后,表读数可能较小或为0MP，前立柱也可能在放煤后受影响，压力比平均值小。初次来压、周期来压阶段，综采区结合现有支架特性、现有的技术装备水平，加强基础管理。在确保乳化液泵正常工作泵压下，从提高支架初撑力入手，保持支架合理支护状态，使支架各支、掩、护等构件全承压，形成了煤壁、顶板“全封闭”式管理，为安全生产赢得了主动。三、总结说明根据W8107、W8201、W8203、E8104工作面的地质总体情况，综采工作面矿压统计数据正常情况下在19-26MP之间，液压支架后立柱在放煤后压力数据较小或为0，前立柱在放煤后压力数据小于或大于工作面平均压力读数5MP范围内，属于正常情况。如工作面压力表读数超出工作面压力超过规定时，必须做专项分析。