第一篇：煤礦開采技術期末復習知識點

煤田：在地質歷史發展過程中，含碳物質沉積形成的基本連續的大面積含煤地帶。礦區：開發煤田形成的社會區域。礦區開發：根據煤炭儲量、附存條件、煤炭市場需求量和投資環境等情況，確定礦區規模，劃分井田，規劃井田開采方式，規劃礦井或露天礦建設順序，確定礦區附屬企業的類別、數目和生產規模、建設過程等。井田：在礦區內，劃給一個礦井開采的那一部分煤田。立井：有直接通達地面出口的垂直巷道，又稱豎井。暗立井：沒有直接通達地面出口的立井，裝有提升設備，也有主、副暗立井之分。溜井：擔負自上而下溜放煤炭任務的暗井。斜井：有直接出口通達地面的傾斜巷道。暗斜井:沒有直接通達地面的出口、用作相鄰的上下水平聯系的傾斜巷道。上山：服務于一個采區（或盤區）的傾斜巷道，也稱（盤）區上山。下山：由運輸大巷向下，沿煤巖層開掘的為一個采區（或盤區）服務的傾斜巷道，也稱（盤）區下山。平硐：有出口直接通到地面的水平巷道。石門：與煤層走向垂直或斜交的水平巷道。煤門：開掘在煤層中并與煤層走向垂直或斜交的水平巷道。

開拓巷道：為全礦井或一個開采水平服務的巷道。準備巷道：為采區、一個以上區段、分段服務的運輸、通風巷道?；夭上锏溃盒纬刹傻V工作面，形成采煤工作面及為其服務的巷道。礦井生產系統：在煤礦生產過程中的提升、運輸、通風、排水、人員安全進出、材料設備上下井、矸石出運、供電、供氣、供水等巷道線路及其設施，是礦井安全生產的基本前提和保證。主要有運煤、通風、運料排矸、排水系統。

井田劃分方法：按自然條件形狀分；人為劃分：垂直、水平、按煤組。

階段：在井田范圍內，沿著煤層的傾斜方向，按一定標高把煤層劃分為若干個平行與走向的長條不分，每個長條部分具有獨立的生產系統。開采水平：通常將設有井底車場、階段運輸大巷并且擔負全階段運輸任務的水平，稱為“開采水平”，簡稱“水平”。廣義的水平不僅表示一個水平面，同時也是指一個范圍，即包括所服務的相應階段。

單水平上下山開拓：開采水平既為上山階段服務，又為下山階段服務的開拓方式。多水平上山開拓：每個水平只為一個上山階段服務，每個階段開采的煤均向下運輸到相應的水平，由各水平經主井提升到地面。多水平上下山開拓：每個開采水平均為上下山兩個階段服務。多水平混合式開拓：在整個井田中，上面的某幾個開采水平開采上山階段，而最下一個水平開采上下山兩個階段。

采區：在階段范圍內，沿走向把階段劃分為若干個具有獨立生產系統的塊段，每一塊段稱為采區。分段：在階段范圍內不劃分采區，而是沿傾斜方向將煤層劃分為若干平行于走向的長條帶，每個長條帶稱為分段。分帶：盤區：沿煤層的延伸方向布置大巷，在大巷兩側劃分成為具有獨立生產系統的塊段。

礦井儲量：井田內可采煤層的全部儲量。工業儲量：利用儲量中的A+B+C級儲量總和。遠景儲量：能利用儲量中的d級儲量?？刹蓛α浚耗芾脙α恐锌梢圆沙龅哪且徊糠謨α?。公式：

采區采出率：薄煤層不低于85%，中厚煤層不低于80%，厚煤層不低于75%，采用水力采煤不低于70%。采煤工作面采出率：薄煤層不低于97%，中厚煤層不低于95%，厚煤層不低于93%。

儲量損失：在開采過程中，由于各種原因，不可能把全部儲量開采出來而損失一部分，損失的即為儲量損失。設計損失：根據煤層賦存條件、采用的采煤方法以及保證開采安全的需要，在設計中規定永遠遺留在地下的一部分儲量。

礦井生產能力：礦井設計生產能力，即設計中規定的礦井在單位時間內采出煤炭的數量。開采地質條件：開采煤層層數、層間距離、煤層厚度及穩定程度、煤層傾角、地層的褶曲斷裂構造、瓦斯賦存狀況、圍巖性質及火成巖活動影響、水文地質條件及地熱等。影響礦井生產能力因素：井田儲量、開采條件、技術裝備水平、安全生產條件。

礦井服務年限：按礦井可采儲量、設計生產能力，并考慮儲量備用系數計算出的礦井開采年限。

第二章，井田開拓方式

1.井田開拓；有地表進入煤層為開采水平服務所進行的井巷布置和開掘工程稱為井田開拓。2.井田開拓的方式的分類：井田開拓方式按井筒形式可分為立井開拓，斜井開拓，平硐開拓，和綜合開拓四類；按開采水平數目可分為單水平開拓，和多水平開拓兩類；按階段內的布置方式可分為采區式，分段式，和帶區式三類。

3.井田開拓方式：是礦井井筒形式，開采水平數目及階段內的布置方式的總稱。

4.確定井田開拓方式的原則：1，貫徹執行我國煤炭工業技術政策，法律法規，適應煤炭工業現代化發展的要求，為多出煤，早出煤，出好煤，建設高產高效安全生產礦井創造條件；合理集中開拓部署，建立完整而盡可能簡單的生產系統，避免生產分散，為集中生產創造條件。

2.嚴格執行【煤礦安全規程】等規定，建立完善的通風系統，創造良好的生產條件，為安全生產和提高勞動生產率創造條件。3，井巷布置和開采順序安排要盡量減少煤住損失，以提高煤炭資源采出率；減少巷道維護量，是主要巷道經常保持良好狀態。4盡可能減少開拓工程量，尤其是要盡量減少礦井初期工程量和巖石

巷工程量，以降低礦井初期投資額，縮短建井工期。5在充分考國家技術水平和裝備供應的同時，要為采用新技術和發展礦井機械化，自動化生產創造條件，6，滿足市場對不同煤種，不同煤質的需要，在開拓部署時，應考慮見不同的煤質，不同煤種的煤層以及其他有益礦物分別進行開采。

5.斜井開拓的概念：主，副井筒均為斜井的開拓方式稱為斜井開拓

6.片盤斜井的概念：自地面沿煤層傾斜開拓的斜井然后依次開采各個片盤的開拓方式，稱為片盤斜井開拓。

斜井按于煤層的位置關系不同如何分類：1斜井盤區式開拓，2斜井井筒位置可分為；頂板穿巖斜井，底板穿巖開拓。

7.立井開拓的概念;主副井均為立井的開拓方式稱為立井開拓。

8.平硐的概念：利用水平巷道從地面進入媒體的開拓方式稱為平硐開拓。

9.平硐于煤層位置關系不同的分類：按平硐于煤層的走向的位置不同，平硐分為走向平硐，垂直平硐，和斜交平硐；按照平硐所在的標高不同，平硐分為單平硐和階梯平硐。

10.平硐開拓的特點及適用;在開拓方式中，平硐開拓是最簡單最有力的開拓方式。其優點是，在井下出煤不需要提升轉載，運輸環節少，系統簡單，占有設備少，費用低，地面設施較簡單，無需井架和絞車房，不需較交大的井底車場及其硐室，工程量少，平硐施工容易速度快，建井快，無需排水設備且有利于預防水災等。因此，在地形條件合適，煤層賦存位置較高的山嶺，丘陵或溝谷地區，只要上山部分儲量能滿足同類型的水平服務年限要求時，應考慮平硐開拓

11.斜井開拓的特點及適用:斜井與立井相比，井筒掘進技術和施工設備較簡單，掘進速度快你，井筒裝備及地面設施較簡單，井底車場及硐室也較簡單，因此初期投資少，建井期較短，再多水平開采時，斜井石門工程量少，石門運輸費用少，斜井延伸方面，對生產的干擾少。大運量強力帶式輸送機的應用，增加了斜井的優越性，擴大了斜井的應用范圍。采用帶式輸送機的斜井開拓時，可布置中央采區，主副井兼做上山，可加快建井速度。

12.立井開拓的特點及其適用：立井開拓的適應性強，一般不受煤層傾角，厚度，瓦斯，水文等自然條件的限制，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，做副井特別有利；對井型特大的礦井，可采用大斷面井筒，裝兩套提升設備，由于井筒短，通風阻力較小，對深井更有利。因此當井田的地形，地質條件不利于采用平硐或斜井時，都可以考慮采用立井開拓。對于煤層埋藏較深，表土層后，水文情況復雜，需特殊法施工或開采近水平煤層和多水平開采急傾斜煤層的礦井。一般采用立井開拓。

13.綜合開拓的概念及類型：采用立井，斜井。平硐，等任何兩種或兩種一上井硐形式開拓的方式稱為綜合開拓。類型；三種任意兩種或三種組合即可

14.分區式開拓的概念:根據井田具備的條件，將大型井田劃分為若干具有獨立通風系統的開采區域，共用主井的開拓方式稱為分區域開拓。第三章

1.井底車場：是連接井筒和井下主要運輸大巷的一組巷道和硐室的總稱。2.井底車場的主要線路：存車線、調車線和繞道線路等。

3.井底車場的主要硐室：翻車機硐室、井底煤倉、井下主變電硐室及主排水泵房、水倉、井下機動車庫與井下機車修理間、井下調度室、井下等候室、井下防火門硐室、消防材料庫、井下爆炸材料庫。

4.井底車場調車方式：頂推調車法、甩車調車法、專用設備調查法。

5.井底車場類型：立井環形式井底車場、斜井環形式井底車場，立井折返式車場、斜井折返式車場 6.略

7.井底車場應滿足的基本要求：（1）井底車場要開掘在易于維護的巖層內，巷道工程量小，造價低，施工方便；（2）車場內運輸系統、調車工作簡單，管理方便，機車在車場內停留時間短，回車線短；（3）車場內作業操作安全，符合有關規程、規范的規定；（4）井上、下生產系統要協調，布置適宜；（5）必須要確保礦井生產能力，并有30%——50%或更大的備用生產能力，以適應礦井改擴建等井型擴大的需要。

8.影響井底車場形式的因素：礦井生產能力、礦井開拓方式、運輸大巷的運輸方式、礦井地面生產系統布置方式、礦井瓦斯等級。第四章

1.合理確定井筒位置：井筒沿井田走向的位置應在井田中央；斜井開拓時，斜井井筒沿煤層傾向的有利位置主要是選擇合適的層位和傾角。2．合理確定階段垂高，應考慮以下因素：（1）開采水平服務年限，(2)采掘運機械化程度,(3)煤層賦存條件和地質構造，（4）噸煤建設投資和生產費用。3.上、下山開采的比較：（1）運輸提升方面（2）排水方面（3）掘進方面（4）通風方面（5）基本建設投資方面

4.下山開采的適用條件：（1）對傾角小于16度的緩斜煤層，瓦斯及涌水量不大；（2）對于煤層傾角不大，采用多水平開拓的礦井，開拓延伸后提升能力降低的；（3）由于開采強度加大、水平服務年限縮短，造成水平接替緊張，可布置一個或幾個下山采區；（4）當井田深部受自然條件限制，儲量不多、深部境界不一，設置開采水平有困難或不經濟時，可在最終開采水平以下設一部分下山采區。

5.輔助水平：一般情況下，一個階段由一個開采水平來開采。但當階段斜長較長時，用一個開采水平開采就有一定的困難，這時可在主水平之外的適當位置設一個生產能力小、服務年限短、與主水平大巷相聯系的水平，即輔助水平。適用條件：（1）開采水平上山部分或下山部分斜長過大，可利用輔助水平將其分作兩部分開采；（2）井田形狀不規則或煤層傾角變化大，開采水平范圍內局部地段斜長過大，在該處設置一個用于局部開拓的輔助水平；（3）近水平煤層分層開采時，主水平設在上煤組（或下煤組），相應地在下煤組或（上煤組）設置輔助水平，利用按井（或溜井）與主水平相聯接。6.運輸大巷的運輸方式：軌道運輸和帶式輸送機運輸。7.大巷采用礦車運煤的優點：（1）礦車運煤可同時統一解決煤炭、矸石、物料和人員的運輸問題；（2）運輸能力大，機動性強，隨著運距和運量的變化可以增加列車數；（3）能滿足不同煤種煤炭的分運要求；（4）對巷道直線度要求不高，能適應長距離運輸；（5）噸公里運輸費較低。帶式輸送機運煤的優點：（1）實現大巷連續化運輸，運輸能力大；（2）操作簡單，比較容易實現自動化；（3）裝卸載設備少，卸載均勻。

8.運輸大巷的布置方式有分層大巷、集中大巷和分組集中大巷三種。其中分層運輸大巷適用于在井田走向短、煤層數目少、層間距大，煤層牌號不同、需分采分運時。集中運輸大巷一般適用于煤層層數較多，儲量較豐富，層間距不大的礦井。9.運輸大巷的位置：（1）運輸大巷可布置在煤質堅硬、圍巖穩定的薄及中厚煤層時，稱為煤層大巷；（2）布置在煤層底板巖石中，稱為巖石大巷。

10.井田開采順序包括：沿煤層走向與傾斜的開采順序；煤組及煤層間的開采順序。11.沿煤層走向、傾向合理的開采順序：（1）沿煤層走向的開采順序階段內各采區間的開采順序和采區內采煤工作面的推進方向，即采區前進式和采區后退式；（2）沿煤層傾斜的開采順序包括階段間的開采順序和采區內各區段的開采順序，即下行式和上行式。12.關于采與掘的技術政策：采掘并舉，掘進先行。13.開采計劃：（1）采煤工作面接替計劃；（2）采區接替計劃

14.開拓煤量：井田范圍內已掘進的開拓巷道所圈定的尚未采出的那部分可采儲量；準備煤量：采區上山及車場等準備巷道所圈定的可采煤量；回采煤量：在準備煤量范圍內，已有回采巷道及開切眼（或工作面）所圈定的可采儲量。15.礦井延深的原則和要求：（1）提前做好準備工作（2）保證或擴大礦井生產能力（3）充分、合理的利用現有井巷設施（4）積極采用新技術、新工藝和新設備（5）盡可能縮短施工時間。

16.礦井延深方案：（1）直接延深原有井筒（2）暗井延深（3）直接延深一個井筒，新打一個暗井（4）新開一個井筒，延深一個井筒（5深部新開立井或斜井 17．礦井技術改造：（1）礦井改擴建：直接擴大井田范圍；相鄰礦井合并改造；結合礦井開拓延深進行合并改擴建；（2）合理集中生產：水平集中；采區集中；工作面集中；（3）礦機主要生產系統的技術改造：地面生產系統的改造；礦機提升系統的改造；井底車場的改造及設置井底緩沖煤倉；輔助運輸環節的改造；通風系統的改造；排水系統的改造。第五章

1.采場：在采區內，用來直接大量開采煤炭資源的場所稱為采場；2）采煤工作面：在采場內進行采煤的煤層暴露面稱為煤壁，又稱為采煤工作面。在實際中采煤工作面就是指采煤作業的場地，與采場是同義語；3）采煤工作：在采場內，為了開采煤炭資源所進行的一系列工作稱為采煤工作。采煤工作包括破煤、裝煤、運煤、支護、采空區處理等基本工序及其輔助工序；4）采煤工藝：在采煤工作面內各道工序按照一定順序完成的方法及其相互配合稱為采煤工藝；5）采煤系統；指采區內巷道布置系統以及為了正常生產而建立的采區內用于運輸、通風等目的的生產系統，通常由一系列的準備巷道和回采巷道構成；6）采煤方法:指采煤系統及采煤工藝的綜合及其在世間、空間上的相互配合。2.采煤方法的分類：1）壁式體系采煤法；2）柱式體系采煤法。

3.選擇采煤方法的原則有：安全、經濟、煤炭采出率高，努力實現高產高效安全生產。4.影響采煤方法的地質因素有：1)地質因素（a、煤層傾角b、煤層厚度c、煤層特征及頂底板穩定性d、煤層地質構造e、煤層含水性f、煤層瓦斯含量g煤層自然發火傾向性）；2）技術發展及裝備水平；3）礦井管理水平；4）礦井經濟效益。

5采煤方法的發展方向：1)改進采煤工藝，因地制宜的發展先進的機械化采煤技術；2）擴大走向長臂才沒法和傾斜長臂采煤法的應用范圍；3）緩斜、傾斜厚煤層推行傾斜分層下行垮落采煤法和放頂煤采煤方法；4）大力推廣無煤柱護巷技術；5）急傾斜煤層開采要進一步探索采煤機械化的發展途徑；6）“三下一上”采煤技術有廣泛的發展空間；7）適度發展水平采煤技術；8）柱式體系采煤法應用范圍將不斷擴大；9）煤炭地下氣化技術前景光明；10）采煤方法是一個發展著的系統工程。第六章

1.概念解釋：1）原巖地殼中由于沒有受到人類工程活動（如礦井開掘巷道等）的影響的巖體稱為原巖體，簡稱原巖；2）圍巖：指的是隧道周圍一定范圍內，對洞身的穩定有影響的巖(土)體。

2.礦山壓力的概念：由于井下采掘工作破壞了巖體中應力平衡狀態，引起應力重新分布，我們把存在于采掘空間周圍巖體內和作用在支護物上的力稱為礦山壓力，簡稱“礦壓” 3.礦山壓力的來源：采動前，原始巖體中已存在的應力是礦山壓力產生的根源；來源的分類：1）自重應力;2)構造應力；3）遇水膨脹和溫度變化引起的應力

4.構造應力的特點：1）一般情況下地殼運動以水平運動為主，因此構造應力以水平應力為主，而且地殼運動總表現為擠壓運動為主，所以水平壓力應以壓應力為主；2）在構造應力場中，主應力大小和方向可能有很大變化，兩個方向的水平應力值通常不相等；3）水平應力大于垂直應力；4）構造應力在堅硬巖層中出現一般比較普遍。軟巖強度低，易變形，其中貯存的變形能隨之釋放；堅硬巖石則相反，在構造變形中往往可以聚集大量的變形能，因而形成很高的構造應力。

5.礦山壓力顯現的概念：在礦山壓力作用下，圍巖和支架所表現愛你出來的力學宏觀現象，如圍巖變形，離層，破壞和冒落，支架受力變化變化和折損，煤（巖）突出，充填物產生壓縮和地面塌陷等，稱為礦山壓力顯現，簡稱礦壓顯現

6.解釋概念：1）偽頂：位于煤層之上隨采隨落的極不穩定的巖層，厚度一般在0.3--0.5m以下；2）直接頂：位于偽頂或直接位于煤層之上，具有一定穩定性，隨移架或回柱放頂后能自行垮落的巖層3）基本頂；位于直接頂或煤層之上，厚而堅硬難垮落的巖層。一般由砂巖，石灰巖砂礫巖等巖石組成。7.解釋直接頂的初次垮落：采煤工作面自開切眼推進一段距離后，直接頂懸落達到一定跨度，就要對采空區頂板進行初次放頂使直接頂垮落下來這一過程稱為直接定的初次垮落。8.解釋碎脹系數：垮落巖石原來體積與破碎后的巖石體積的比值稱為碎脹系數。

9.基本頂的初次垮落：隨著采煤工作面的不斷推進，直接頂不斷垮落，基本頂懸露跨度逐漸增大并產生彎曲，當達到極限跨度時基本定將出現斷裂，進而發生垮落?；卷數牡谝淮慰迓浞Q為基本頂初次垮落。初次垮落步距：基本頂初次垮落時，其最大懸露跨度L稱為基本頂初次垮落步距。初次來壓：在垮落前12h采空區上方可能有紅隆隆巨響，通常煤壁片幫嚴重，頂板產生裂縫或掉渣，頂板下沉量和下沉速度明顯增加支架載荷迅速增高，這種現象稱為基本頂的初次來壓。初次來壓的顯現：

10.周期來壓：當采煤工作面繼續推進，基本頂懸臂跨度達到極限跨度時，基本頂在其自重及上覆巖層載荷作用下，將沿采煤工作面煤壁甚至煤壁之內發生折斷和垮落，隨著采煤工作面的推進，基本頂這種“穩定-失穩-再穩定”現象將周而復始的出現，使采煤工作面礦山壓力周期性明顯增大。這種基本頂的周期性破斷失穩對工作面產生的周期性的來壓顯現稱為基本頂的周期來壓。表現形式：頂板下層速度急劇增大，頂板下沉量變大，支柱所受載荷普遍增加，有時還可能引起煤壁片幫，支柱折損、支柱發生臺階狀下沉等現象。

11.來壓周期：基本頂兩次周期來壓的間隔時間稱為來壓周期。周期來壓步距的確定：周期來壓步距常以基本頂懸臂梁的破壞長度來確定。其力學模型可表達為：厚度為h的基本頂懸臂梁在自重及載荷q的作用下達到巖層的抗拉極限RT，懸臂梁的極限長度 L周為：

L周= 12.簡述工作面上覆巖層的移動規律：在場避開才全部垮落法管理頂板的采煤工作面，隨著采煤工作面的不斷推進，上覆巖層發生位移過破壞，根據巖層的移動特種可將煤層的上覆巖層分為冒落帶、裂縫帶、彎曲下沉帶

13.解釋概念：1）支承壓力分布范圍：指沿指定截面（通常是指沿垂直或平行煤壁的界面）支承壓力連續分布的長度；支承壓力峰值：是指支承壓力的最大值所在的位置范圍；應力集中系數：指支承壓力峰值與原巖應力的比值大小。

14.畫出工作面前后支承壓力分布規律圖并說明特點（略）15.畫出工作面兩側支承壓力分布規律圖并說明特點（略）

16.根據支撐壓力在底板中的傳遞，在底板中布置巷道是應遵循的原則：1）巷道與煤層底板的垂直距離不小于一定數值h。h值可由4-6m變化至40m。顯然h值越大，巷道所受上方煤柱的影響就越小。一般情況下，巷道距煤層底板的合理垂直距離與圍巖性質有關；2）巷道布置在煤柱像底板傳遞力的影響角以外。若將巷道布置在煤柱影響角以內，即使巷道位于較穩定的巖層內也要受到應力升高的影響，因此將巷道布置在煤柱影響角以外

17.直接頂初次垮落步距的精確定義:以直接頂冒高超過1.0-1.5m占全采煤工作面二分之一以上時，從采煤工作面切頂線到開切眼煤壁之間的距離作為分類計算指標。

18.直接頂的分類：直接定分類采用的指標按反映頂板穩定性的巖石單向抗壓強度Rc、節理裂隙間距I和分層厚度h綜合而成的強度指數D來確定，并以直接頂初次垮落步距L作為參考指標進行檢驗，將直接頂分為四類： 類別

I II III IV

不穩定頂板

中等穩定頂板

穩定頂板

堅硬頂版

主要指標

強度指數D 30

31-70

71-120

＞120

參考指標

直接頂初次垮落步距L 8 9-18

19-25 ＞25

（堅硬頂板無直接頂，巖層厚度在2-5m以上，＞60-80MPa，I和h大于1m的整體巖層，即基本頂）

基本頂的分級：基本頂來壓強度主要取決于直接頂厚度h與采高m的比值N及基本頂初次來壓步距L，根據N和L兩個指標將基頂分為四級，如下表： 分級

I II III IV

基本頂來壓顯現

不明顯

明顯

強烈 非常強烈

指標

N＞3-5

0.3

0.3

5、L＞50,N≤0.3、L=25-50

N≦0.3，L≧50

第七章

解釋上山采區、下山采區。

答、上山采區是指位于開采水平標高以上的采區，內需布置采區上山、采區車場、等準備巷道，還要布置區段運輸平巷和區段回風平巷等回采巷道。下山采區是指位于開采水平標高以下的采區，內同樣需布置采區上山、采區車場、回風平巷等巷道。此外還要在下山采區的下部布置水倉和水泵房。

選擇適宜的采區準備方式，一般應遵循的原則。*** 答、（1）有利于合理集中生產，保證采區有合理的生產能力和增產能力。（2）安全生產條件好，符合《煤礦安全規程》 保證有完整的生產系統，有利于充分發揮電設備的效能，還要為采用新技術、發展機械化和自動化創造條件。力求技術先進、經濟合理，盡量簡化巷道系統,減少巷道掘進和維護工作量，減少社會占有率和生產成本費用，便于采區和工作面的正常接替

煤炭損失少，有利于提高資源產出率。解釋沿空掘巷、沿空留巷。*** 答、1.沿空留巷就是在采煤工作面踩過之后，將采區平巷用專門的支護材料進行維護，作為下區段的平巷。

2.沿空掘巷是在上區段采煤工作面回采結束后，經過一段時間待采空區上覆巖層基本穩定之后，沿上區段運輸平巷采空冒落區邊緣，掘進下區段工作面的回風平巷。解釋雙工作面。*** 答、雙工作面也稱作對拉工作面，就是利用三條區段平巷準備出兩個采煤工作面。采煤工作面按回采順序可分為那幾類型，分別解釋。

答、工作面采區邊界向采區上山推進方向的回采順序，為后退式。工作面由采區上山向采區邊界方向推進回采，為前進式。還有往復式和旋轉式。

厚煤層傾斜分層走向長壁采煤法分層開采順序有哪兩類，其采空區處理方法各如何。

答、下行式和上行式。下行式一般用全部跨落法來處理采空區頂板。上行式采用充填法處理采空區。

解釋分層分采、分層同采的概念。答、1.在區段內采完一個分層后，經過一定時間，待頂板垮落基本穩定后，再掘進下分層平巷，然后進行回采，稱之為分層分采。

2.在同一區段上下分采間保持一定的錯距的條件下同時進行才買的方式為分采同采。分層平巷與區段集中平巷之間的聯系方式有哪幾種？各優點及適用各如何？*** 答、一般有石門、斜井、立眼三種基本方式。

1.當煤層傾角較大，分層工作面平巷為近水平布置時，一般采用石門聯系。優點：掘進施工、運料和行人比較方便。

2.傾角小于15度到20度的緩傾斜煤層，為了減少掘進工程量和煤柱寬度，常采用斜巷聯系方式。優點：聯絡巷道工程量少，煤炭可以自溜下送，占用設備少。

3.近水平厚煤層，分層平巷采用垂直布置時，分層平巷與集中平巷之間多采用立眼聯系方式。優點：煤炭可以自溜，煤柱損失少。說明使用三條上下山的條件。*** 答、1：煤層層數多，生產能力大的煤層群聯合布置的采區。

2：生產能力較大，瓦斯涌出量也很大的采區，特別是需要有專門排出瓦斯的上下山。

3：生產能力較大，經常出現上下山區段同時生產，需要簡化通風系統的采區。

4：集中運輸上山和軌道上山均布置在地板巖層中，需要探清煤層賦存情況或為提前掘進其他采區巷道的采區，或需要專用泄水巷道的采區。解釋采區車場概念及分類。** 答、采區車場是采區上下山與運輸大巷、回風大巷以及區段平巷聯結處的一組巷道和硐室的總稱。

采區上部車場 1.采區上部平車場2.采區上部甩車場3.轉盤車場。

采區中部車場 1.繞道式中部車場 2.平巷式中部車場3.石門式中部車場。

采區下部車場 1.大巷裝車式下部車場2.石門式下部車場3.繞道裝車式下部車場。第八章

1、傾斜長壁采煤法的概念。*** 答、采煤工作面沿煤層走向布置，沿煤層傾斜向下或向下推進的采煤法稱為傾斜長壁采煤法。傾斜長壁采煤法按工作面推進方向不同的分類。答、1.俯斜開采。2.仰斜開采。

傾斜長壁采煤法按工作面的開采順序不同如何分類？分別說明。

答、1.前進式，采煤工作面由大巷向上下部邊界推進，其運輸巷道和回風巷道隨工作面推進而向前掘進且采后沿空留巷，為前進式開采。

2.采煤工作面由上下部邊界向大巷方向推進，分帶運輸斜巷和回風斜巷在工作面采煤前就預先掘出，采空區后方的斜巷則跨落報廢，為后退式開采。4.傾斜長壁采煤法的優點和使用條件。

答、1.巷道布置簡單，巷道掘進和維護費用低，準備時間短、投產快。

2.運輸系統簡單，占用設備少，運輸費用低。

3.由于傾斜長壁采煤法工作面的回采巷道可以沿煤層掘進，又能夠保持固定方向，可保持采煤工作面的長度不變，給工作面創造了優良的開采技術條件，有利于綜合機械化采煤。

4.通風路線短，風流方向轉折少，減少了楓橋、風門等風構筑物，漏風少，通風效果好。

5.對地質條件的適應性強。

6.技術經濟效果好，工作面單產、巷道掘進率、噸煤成本等指標，都比走向長壁采煤法有明顯的改善和提高。第九章

1.長壁采煤發的主要采煤工藝方式有那三類？并分別解釋之。（炮.普和綜合）我國長壁采煤工作面采用爆破采煤（炮采）.普通機械化采煤（普采）和綜合機械化采煤（綜采）三種采煤工藝方式。爆破采煤工藝，簡稱“炮采”，其特點是爆破落煤，爆破及人工裝煤，機械化運煤，用單體支柱支護工作空間板。

普通機械化采煤工藝，簡稱“普采”，其特點是用采煤機械同時完成落煤和裝煤工序，而運煤.頂板支護和采空區處理與炮采工藝相同。綜合機械化采煤工藝，簡稱“綜采”，即破、裝、運、支、處五個主要生產工序全部實現機械化，因此綜采是目前先進的采煤工藝。

2、畫圖說明炮采工作面的炮眼布置類型。

3、爆破器材有那幾種？

（1）炸藥。根據礦井的瓦斯等級，低瓦斯礦選用二級煤礦炸藥；高瓦斯礦選用三級炸藥；有煤與瓦斯突出的危險工作面選用三級煤礦含水炸藥。

（2）毫秒雷管。選用1-5段合格的煤礦許用的毫秒雷管，橋線為鎳鉻絲，鐵腳線，電阻一般為5.5-6.0Ω。

（3）其他器材。發爆器采用最大起爆能力為50-100發的MFB-50A和MFB-100A型。

4、論述毫秒爆破的有點。

（1）安全（2）有利于頂板控制（3）縮短了爆破時間，提高了產量與效率（4）爆堆集中，提高了爆破裝煤率（5）有利于單體液壓支架的正常使用（6）提高了工作面的煤炭采出率（7）降低了炸藥雷管消耗（8）有利于瓦斯、煤塵的管理。

5、炮采工作面的特種支架有那幾種？

6、解釋全程垮落采煤法，最大、最小控頂距、放頂步距。

全部跨落方法是，當工作面從開切眼推進一定距離后，主動撤除采煤工作空間以外的支架，使直接頂自然夸落。以后隨著工作面的推進，每隔一定距離就按預定計劃回柱放頂。最大控頂距：當工作面推進一次或兩次之后，工作空間達到允許的最大寬度。最小控頂距：及時回柱放頂，使工作空間只保留回采工作所需要的最小寬度。放頂步距：最大控頂距與最小控頂距之差即為放頂步距。

7、解釋左工作面、右工作面。

當我們面向回風平巷站在工作面時，若煤壁在右手方向，則為右工作面；反之，則為左工作面。

8、說明普采工作面滾筒的位置和旋轉方向。

普采工作面單筒采煤機的滾筒一般位于機體近輸送機平巷一端。右工作面的單滾筒采煤機應安裝左螺旋滾筒，割煤時滾筒逆時針旋轉，左工作面安裝右螺旋滾筒，割煤時順時針旋轉。

9、說明普采工作面采煤機的割煤方式有那幾種，分別解釋。雙向割煤、往返一刀

采煤機沿工作面傾斜由下而上割頂煤，隨機掛梁，到工作面一端后，采煤機翻轉弧形擋煤板，下放滾筒由上而下割底煤，清理浮煤，機后10-15m推移輸送機，支單體支柱，直至下部切口，采煤機往返一次，煤壁推進一個截深，掛一排頂梁，打一排支柱?！?0”字形割煤、往返一刀。

將工作面分為兩段，中部斜切進刀，采煤機在上半段割煤時，下半段移動輸送機；采煤機在下半段割煤時，上半段推移輸送機。單向割煤、往返一刀

采煤機自工作面下（或上）切口向上（或下）沿底割煤，隨機清理頂煤，必要時可打臨時支護。采煤機割至上（或下）切口后，翻轉弧形擋煤板，快速下（或上）行裝煤及清理機道丟失的底煤，并隨機推移輸送機、支設單體支柱，直至工作面下(或上)切口。雙向切煤、往返兩刀

雙向割煤、往返兩刀割煤方式又稱穿梭割煤，首先采煤機自下切口沿底上行割煤，隨機掛梁和推移輸送機，并同時鏟裝浮煤、支柱，待采煤機割至上切口后，翻轉弧形擋煤板，下行重復同樣工藝過程。

10、說明普采工作面采煤機的進刀方式。直接推入式（2）“00”字形割煤（3）斜切進刀可分為割三角煤和留三角煤兩種方式。

11、解釋正懸臂、倒懸臂。

正懸臂支架懸臂的長段在立柱的煤壁側，有利于支護機道上方頂板，短段在立柱的采空側，故頂梁不易被折損；倒懸臂支架則相反，由于其長段伸向采空區，立柱不易被碎矸石埋住，但易損壞頂梁。

12、說明綜采雙滾筒采煤機的滾筒轉向和位置。*** 當我們面向煤壁站在綜采工作面時，通常采煤機的右滾筒應為右螺旋，割煤時順時針旋轉；左滾筒應為左螺旋，割煤時逆時針旋轉。

13、說明綜采面采煤機的進刀方式。**（1）直接進刀方式（2）工作面端部斜切進刀方式該方式分為割三角煤和留三角煤兩種（3）綜采面中部斜切進刀方式（4）滾筒鉆入法進刀方式

14、說明綜采面的液壓支架的移架方式。

（1）單架依次順序式，又稱單架連續式（2）分組間隔交錯式（3）成組整體依次順序式

15、解釋及時支護，滯后支護。

及時支護方式：采煤機割煤后，支架依次或分組隨機立即前移、支護頂板，輸送機隨移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤機截深。

滯后支護方式：割煤后輸送機首先逐段移向煤壁，支架隨輸送機前移，二者移動步距相同。

16、說明大采高綜采工作面的采煤工藝的特點及對應的措施。

1）由于支架的支撐高度大，支架各部件的連接銷軸與孔之間存在軸向和徑向間隙，即使在水平煤層的工作條件下支架也會產生歪斜、扭轉甚至倒架；相應措施：a、支架工作狀態是否正常，主要是由采煤機司機操作割煤質量決定的，因此應該加強采煤機司機的訓練和檢查指導，將底板割平。b 把煤壁采直，并防止輸送機下滑，使支架垂直煤壁前移，架間保持平衡，防止鄰架間前梁和尾端相互推擠，并嚴格控制支架高度和采高，使之不超高。c 移架時，頂梁不脫離頂板，但又要防止過分帶壓移架，以防止碎矸冒落和支架后傾，發現小的歪頂時，立即調整，防止進一步惡化；d、工作面出現斷層等地質構造時，也要制定相應技術措施，保證工作面的工程質量2）大采高綜采面容易出現煤壁大面積片幫，片幫后端面距加大，頂板失去煤壁支撐，常常造成冒頂事故；相應措施：a、改變工作面推進方向b、用木錨桿或薄壁鋼管錨桿加固煤幫，煤幫上錨桿布置的密度、深度依據煤層特點和片幫嚴重程度而定c、用聚氨酯或其他化學樹脂固結煤壁，增加煤體強度3）大采高綜采面工作面端頭管理困難，因此運輸及回風巷最好沿底留板掘進，這樣有利于端頭管理。但有些厚煤層頂煤留不住，因此常常采用沿頂留底的方法掘進平巷，在工作面端部留下較厚的底煤，使端頭管理造成困難；相應措施：在工作面端部輸送機機頭位置沿煤壁方向應有3-4米長的水平底面，以便于輸送機頭的錨固和排頭支架的穩定，同時加強工作面端頭支護和超前支護。加強支護的具體方法是：a、上下端頭巷道末端采用叢柱切頂、擋矸b、排頭排尾各三架支架，可用伸縮梁或互幫板作2臨時支護，其移架落后于中間支架一個步距，待移機頭、機尾后再移架，使工作面梁端保持一致c、工作面回風平巷和運輸平巷采用單體液壓支柱配鉸板頂梁超前支護20米，平行巷道架設，一般回風巷兩排，運輸平巷三排，均為一梁二柱4）初采高度較小，一般為3.5米，在工作面推進到初次直接頂垮落后，逐漸沿走向將采高調整到全高

17、按材料不同人工假定有哪幾類：1）竹笆（或荊笆）假頂2）金屬網假頂

18、鋪頂網的優點：1）有利于改善工作面頂板管理2）可提高原煤質量和支柱回收率3）可提高煤炭采出率4）可簡化采煤工藝、提高效率

19、何為再生頂板：再生頂板是分層開采時上分層跨落的頂板巖石自然膠結或人工膠結而形成的頂板.20、傾斜長臂采煤法的工藝特點：1）傾斜開采時，水可以自動流向采空區，工作面無積水，勞動條件好，機械設備不容易受潮，裝煤效果好；2）在俯斜開采時，隨著煤層傾角的加大采煤機和輸送機及事故也會增加，裝煤率降低

第二篇：煤礦開采技術

煤礦開采技術

主要課程：計算機文化基礎、Visual Basic程序設計、工程制圖、工程力學、電工技術基礎、測量學、煤礦地質學、機械設計基礎、井巷施工技術、礦山壓力及其控制、流體力學與流體機械、采掘機械、采煤學、礦井通風與安全、礦井提升運輸、礦山電工、計算機繪圖、煤礦安全法規、礦山電工學、土力學與地基基礎、露天開采概論、露天礦爆破工程、露天礦線路工程、邊坡穩定、露天采掘機械、露天礦運輸設備、露天采礦工藝、露天礦設計原理、礦山供電等。

就業方向：可在礦山企業、科研院所、政府機構等企、事業單位就業。主要從事礦區規劃設計、礦山安全技術、生產技術、安全監察、科學研究等工作。

★ 礦井通風與安全

主要課程：計算機文化基礎、Visual Basic程序設計、工程制圖、電工與電子技術、采煤概論、工程流體力學、工程熱力學與傳熱學、燃燒學、安全工程學、礦井通風與空氣調節、瓦斯防治與開發技術、火災防止理論與技術、粉層防止理論與技術、水防止理論與技術、安全監測監控技術及應用、煤礦安全法規、礦山電工學、管理學原理、環保概論、電氣安全管理、通風與凈化工程、危險貨物運輸管理等。

就業方向：可在煤礦、金屬礦、非金屬礦從事礦山通風安全和環境保護技術管理工作；也可在上述系統的科研、設計、教學、管理部門從事科學研究、礦山設計、教學、安全監察等工作；還能在工礦企業中從事采暖通風技術工作。

第三篇：煤礦綠色開采技術

煤礦綠色開采技術

摘要:提出了煤礦綠色開采的概念，闡述了它的內涵和技術體系.綠色開采的理論基礎為:開采后巖層中的關鍵層運動形成的節理裂隙與離層規律以及瓦斯與地下水在破斷巖層中的滲流規律.綠色開采技術的主要內容包括:保水開采、建筑物下采煤與離層注漿減沉、條帶與充填開采、煤與瓦斯共采、煤巷支護與部分殲石的井下處理、煤炭地下氣化等.關鍵詞:綠色開采;關鍵層理論;巖層移動;綠色開采技術體系 中圖分類號:TD 82文獻標識碼:A 1煤礦綠色開采的提出

黨的十六大報告明確提出“??走出一條科技含量高，經濟效益好，資源消耗低，環境污染少，人力資源優勢得到充分發揮的新型工業化路子.”因此，我們必須充分考慮我國資源相對短缺，環境比較脆弱的基本特點，建立起適合我國國情的資源節約、環境友好的新型工業化發展道路.近期提出的循環經濟(recycling economy)是指遵循自然生態系統的物質循環和能量流動規律重構經濟系統[1]，將經濟活動高效有序地組織成一個“資源利用－綠色工業－資源再生”的封閉型物質能量循環的反饋式流程，保持經濟生產的低消耗、高質量、低廢棄，從而將經濟活動對自然環境的影響破壞減少到最低程度.它不同于傳統經濟的“高開采、低利用、高排放”，而是達到“低開采、高利用、低排放”的可持續發展目標.顯然，此處的“綠色工業”是廣義的概念，應由各個工業部門去實現.對礦業來說就是要實現“綠色礦業”.“綠色礦業”的核心內容之一就是要實現“綠色開采”

礦區在開發建設之前與周圍環境是協調一致的，而進行開發建設后，強烈的人為活動便使環境發生巨大的變化，由此形成了礦區獨特的生態環境問題，如造成農田以及建筑物破壞，村莊遷徙，矸石堆積，使河川徑流量減少，以及地下水供水水源干枯，在地面導致的土地沙漠化，由于開采而使礦物內的有害物質流入地下水中等.我國目前的煤礦生產是在以下兩種情況下進行的:一是生產成本不完全.如投入不足;技術裝備落后;安全設施欠帳;工人工資太低.二是相關費用支付不全.如礦產資源費以及植被恢復，地面塌陷與水損失;污染治理等.提出并形成綠色開采技術是為了使我們正視開采對環境造成的影響和破壞，并有清醒的認識與足夠的估量，以便提出必要的對策和對政府提出必要的政策建議.煤炭開采形成的環境問題主要為: 1)對土地資源的破壞和占用煤炭開采對土地資源的破壞損害，井工開采以地表塌陷和矸石山壓占為主，而露天開采則以直接挖損和外排土場壓占為主.2)對水資源的破壞和污染煤炭開采過程中，進行的人為疏干排水和采動形成的導水裂隙對煤系含水層的自然疏干，破壞了地下水資源.同時開采還可能污染地下水資源.3)對大氣環境的污染主要來自礦井排出的煤層瓦斯和煤礦研石山的自燃.以山西省為例，1949-1998年共生產原煤56億多噸，地面塌陷破壞面積達100多萬畝，其中40%是耕地.研石山占地3萬多畝，至1998年煤炭地下采空面積達1 300 km2(全省面積的1寫).采煤破壞地下水4.2億m3/a，地表水逸流減少，導致井水水位下降或斷流共計3 218個，影響水利工程433處、水庫40座、輸水管道793.89 km;造成1678個村莊，81.2715萬人，10.824 1萬頭牲畜飲水困難.使本來缺水的山西環境受到進一步破壞.平均每采萬噸原煤造成塌陷土地0.2 hm2，每年新增塌陷地約2萬hm2.礦井瓦斯即煤層氣，它是比CO2還嚴重的溫室氣體，也是導致煤礦重大安全事故的根源.據初步估計，我國2 000 m淺范圍內具有30-35萬億m3煤層氣資源，居世界前列.但由于我國煤層透氣性小，難以在開采前抽出.建國以來，我國煤礦發生煤與瓦斯突出事故1500余次，僅2001年由于瓦斯事故的死亡人數達2 356人，為煤礦總死亡人數的40％.煤礦每年排放瓦斯70-190億m3.同時瓦斯又是最好的清潔能源，因此必須加以利用，變害為寶.由此可見，提出并盡快形成煤礦的“綠色開采技術”已迫在眉睫.2綠色開采的內涵與技術體系

從廣義資源的角度論，在礦區范圍內的煤炭、地下水、煤層氣(瓦斯)、土地以至于煤矸石以及在煤層附近的其他礦床，都應該是經營這個礦區的開發對象而加以利用.而原來對礦井瓦斯的定義是:“礦井中主要由煤層氣構成的以甲烷為主的有害氣體”.而在礦井水文地質類型劃分中認為:“根據礦井水文地質條件、涌水量、水害情況和防治水難易程度，劃為……類型”.顯然，上述概念將原本為礦區資源的瓦斯和水單純作為有害物來對待是不合適的.煤礦綠色開采以及相應的綠色開采技術，在基本概念上是從廣義資源的角度上來認識和對待煤、瓦斯、水等一切可以利用的各種資源;基本出發點是防止或盡可能減輕開采煤炭對環境和其他資源的不良影響;目標是取得最佳的經濟效益和社會效益.根據煤礦中土地、地下水、瓦斯以及矸石排放等，綠色開采技術主要包括以下內容:1)水資源保護－形成“保水開采”技術;2)土地與建筑物保護－形成離層注漿、充填與條帶開采技術;3)瓦斯抽放－形成“煤與瓦斯共采”技術;4)煤層巷道支護技術與減少殲石排放技術;5)地下氣化技術.這些內容構成的綠色開采技術體系簡要表達如圖1所示。

開采引起環境與主要安全問題的發生都與開采后造成的巖層運動有關(巖體不破壞上述問題都不會發生)，因此，綠色開采的重大基礎理論為:1)采礦后巖層內的“節理裂隙場”分布以及離層規律;2)開采對巖層與地表移動的影響規律;3)水與瓦斯在裂隙巖體中的滲流規律;4)巖體應力場分布規律及巖層控制技術.3巖層控制的關鍵層理論

采場老頂巖層“砌體梁”結構模型是針對開采過程中的礦山壓力控制而提出來的.近年來，為了解決巖層控制中更為廣泛的問題，提出了巖層控制的關鍵層理論[2-4].關鍵層理論提出的目的是為了研究覆巖中厚硬巖層對層狀礦體開采中節理裂隙的分布及其對瓦斯抽放與突水防治以及對開采沉陷控制等的影響.3.1相鄰硬巖層間相互作用的復合效應

關鍵層復合破斷研究表明，一定條件下相鄰兩層關鍵層會同步破斷.如假設相鄰兩關鍵層巖性相同，厚度分別為h1，h2，各自承擔的巖層組厚度分別為Σh2,Σh3，則按梁的破斷距計算公式可導出h1與h2同時垮落應滿足的條件為

Σh3+h2＝(Σh2+h1)(h2/h1)2(1)例如:h2是h1的2倍，則Σh3 + h2只要等于或大于Σh2 + h1的4倍，h2和h1將同時垮落.此時，雖然h2遠大于h1，但上部關鍵層將不會產生離層.3.2關鍵層初次破斷前的離層與采動裂隙“O”形圈

1)沿工作面推進方向，關鍵層下離層動態分布呈現兩階段發展規律:即關鍵層初次破斷前，隨著工作面推進，離層量不斷增大，最大離層位于采空區中部.關鍵層初次破斷后，關鍵層在采空區中部離層趨于壓實，而在采空區兩側仍各自保持一個離層區.工作面側的離層區是隨著工作面開采而不斷前移的，工作面側離層區最大高度僅為關鍵層初次破斷前最大離層量的1/3一1/4(參見圖2).從平面看，在采空區四周存在圖3所示一沿層面橫向連通的離層發育區，稱之為采動裂隙“O”形圈.2)沿頂板高度方向，隨工作面推進離層呈跳躍式由下往上發展.首先，第1層亞關鍵層下出現離層，當其破斷后其下離層呈“O”形圈分布;此時，上部第2層亞關鍵層下出現離層，當其破斷后其下離層呈“O”形圈分布，如此發展直至主關鍵層.3)貫通的豎向裂隙是水與瓦斯涌人工作面的通道，對“導氣”裂隙發育動態過程的研究表明，在開采初期，下位關鍵層的破斷運動對“導氣”裂隙從下往上發展的動態過程起控制作用，導氣裂隙高度

由下往上發展是非均速的，隨關鍵層的破斷而突變.當采空區面積達一定值后，“導氣”裂隙的分布也同樣呈“O”形圈特征，它是正常回采期間鄰近層卸壓瓦斯流向采空區的主要通道.上述成果對對“注漿減沉”及“卸壓瓦斯抽放”的鉆孔布置起指導作用.3.3關鍵層對地表移動的影響

實驗及實測研究結果都證明[5]，主關鍵層對地表移動過程起控制作用，主關鍵層的破斷將導致地表快速下沉，地表下沉速度隨主關鍵層周期性破斷而呈現跳躍性變化.關鍵層破斷后對地表變形的影響將與表土層的厚度有關.從而形成基于關鍵層理論的建筑物下采煤設計新原則.4綠色開采技術的主要內容 4.1開采對地下水分布的影響

煤層開采后，隨著關鍵層的破斷，在該區域內地下水將形成下降漏斗.地下水位能否恢復，則決定于隨著工作面的推進，上覆巖層中是否有軟弱巖層(事實上它是研究地下水滲漏的“關鍵層”)經重新壓實導致裂隙閉合而形成隔水帶.若有隔水帶，則隨著雨水的再次補給，下降漏斗也將隨之消失.它對地面生態的影響則決定于漏斗形成與消失的時間間隔.淮北礦區沖積層中的第四含水層(簡稱四含)與煤系地層相連，煤層開采后四含水位持續下降，形成了多個水位降落漏斗.目前淮北臨渙礦區四含水位下降范圍已達40 km2，造成了四含水資源的永久破壞.以臨渙礦西風井85-02四含水文觀測孔為例，1985年水位是97.2 m, 2001年水位降至205.8 m,16年間水位下降了108.6 m.實際觀測表明，含水層的水位下降與開采形成的導水裂隙通道緊密相關.圖4為淮北朱仙莊礦84-15四含水文觀測孔水位變化曲線，2000年3月以前水位緩慢下降，200。年3月開始84-15鉆孔鄰近的84采區開采，導致了鉆孔水位的急劇下降.黃縣煤礦在進行含水砂層下采煤試驗中，在1201面沿走向布置一組觀測鉆孔，在回采前后及整個回采過程中進行了為期一年的水位觀測，結果如圖5及表1所示[6].由表1可見，水位降與鉆孔孔底到開采煤層距離有關.由圖5可見，孔1水位短暫變化后水位恢復原狀，而孔2，孔3，孔4，孔5的水位下降后有所恢復，但在觀測期未能恢復原狀，而孔6則完全漏失了.因此，為了保護地下水資源，形成的保水開采技術應能使地下水位僅發生孔1所示的變化.在一般地區要把地下水視為資源，在我國西北地區必須形成保水開采技術，即開采后地表水暫時形成下降漏斗仍能恢復到原來狀態的開采技術.另外還應該進一步觀察和研究水位變化對地表生物根系的影響.對于底板承壓水的防治，也同樣應遵循綠色開采原則.4.2建筑物下采煤與減沉技術

1)基于關鍵層理論的建筑物下采煤設計新原則

基于巖層控制的關鍵層理論提出，可將保證覆巖主關鍵層不破斷失穩作為建筑物下采煤設計的基本原則.為了保證建筑物下采煤既具有較好的經濟效益，同時又確保地面建筑物不受到損害，關鍵在于根據具體條件下覆巖結構與關鍵層特征來研究確定合理的減沉開采技術及參數.2)離層注漿減沉技術

確定覆巖中的關鍵層位置，掌握其離層與破斷特征參數，是注漿減沉技術應用可行性分析、鉆孔布置與注漿工藝設計及減沉效果評價的基礎[7].關鍵層初次破斷前的離層區發育、離層量大，易于注漿充填;而一旦關鍵層初次破斷后，關鍵層下離層量明顯變小，僅為關鍵層初次破斷前的1/3-1/4(參見圖2)，注漿難度增加.因此，離層注漿必須在關鍵層臨初次破斷前進行.鉆孔布置及最佳的注漿減沉效果應保證關鍵層始終不發生初次破斷.4.3采空區充填開采技術

采空區充填開采技術是綠色開采技術的重要組成部分，尤其在經濟發達地區解決建筑物下開采更應受到重視.從理論上來說，充填采礦是解決煤礦開采環境問題的理想途徑，但由于目前充填采礦的成本相對偏高，限制了該項技術在煤礦的試驗與應用.在市場經濟條件下，充填技術的關鍵是充填材料的選取及如何降低成本.另外就是充填技術本身，它應該包括充填系統與開采系統的協調;充填運輸系統的暢通;充填后材料的力學特性等.順利解決上述問題將根本改變將來我國經濟發達區域的開采技術.為了降低充填成本，基于巖層控制的關鍵層理論，提出了部分充填(條帶充填)控制開采沉陷的思路:僅充填部分采空區，只要保證未充填采空區的寬度小于覆巖主關鍵層的初次破斷跨距，且充填條帶能保持長期穩定，就可有效控制地表沉陷.4.4煤與瓦斯共采

我國煤層普遍具有變質程度高、滲透率低和含氣飽和度低的特點，70%以上煤層的滲透率小于1× 10-3μm2，這對我國開展煤層瓦斯采前預抽是極為不利的.正因為如此，我國已鉆的200多口采前地面煤層氣井中，穩產高產井很少，單井產量超3000 m3/d的也只有約30口[8].實踐表明，一旦煤層開采引起巖層移動，即使是滲透率很低的煤層，其滲透率也將增大數十倍至數百倍，為瓦斯運移和抽放創造了條件.因此若在開采時形成采煤和采瓦斯兩個完整的系統，即形成“煤與瓦斯共采”技術則不僅有益礦井的安全，而且采出的還是潔凈能源.因此在開采高瓦斯煤層的同時，利用巖層運動的特點將煤層氣開采出來將是我國煤層氣開發的一條重要途徑.在“煤與瓦斯共采”技術方面，巖層運動中的關鍵層理論所得出的節理裂隙場分布、離層規律將對上鄰近層瓦斯動態涌出與下解放層開采最大卸壓高度的影響等瓦斯抽出技術有重要參考作用[9].4.5煤巷支護技術與減少矸石排放

采礦引起的矸石排放對環境形成影響，而減少矸石排放的主要措施是將巷道設置在煤層內.巷道維護是煤礦的永恒主題.過去，鑒于煤巷圍巖是大變形且不可抗拒，因此維護原理是:“大斷面預留量－可縮性支架－巷旁充填”.目前推行錨桿支護，首先是能否在煤巷中全面使用錨桿支護.顯然，我們要形成“應力場測定－數值計算－支護設計－現場測定”完整技術以及煤巷錨桿支護理論.例如，沿空巷道的維護方式與采動后巖體內的應力重新分布及關鍵層的破斷和形成的結構有關.而且直接影響支護參數的選擇(例如錨桿不完全受拉而是受剪切)，因而要形成抗剪切錨桿.矸石不上井涉及到煤巷維護問題，而且隨著采深的增加，巖石巷的開掘將不可避免.因此矸石不上井就存在一個研石井下處理系統，結果是成本如何?另一種考慮能否將研石在地面處理，變廢為寶，如變為建筑材料，充填材料等，終究矸石的地面處理要比井下處理簡單得多.應該說，在經濟原則下矸石的井下處理是綠色采礦問題.而矸石的井上處理就像地面復懇一樣是環境治理問題，不屬于綠色開采技術 4.6煤炭地下氣化

煤炭地下氣化是一種整體綠色開采技術.它是將地下煤炭通過熱化學反應在原位將煤炭轉化為可燃氣體的技術，是對傳統采煤方式的根本性變革.不僅極大地減少了井下工程及艱苦作業，而且消除了煤炭開采對環境的污染和煤炭燃燒對生態環境的不利影響和危害.煤炭地下氣化技術在近10余年來經余力教授等的實踐積累了一定的經驗，為今后發展我國煤炭地下氣化打下了良好技術基礎.今后地下氣化技術應解決:1)提高熱值和生產適合于用戶的氣體;2)建立起一套行之有效的測控系統，重點放在燃燒位置和燃燒速度的控制技術上;3)燃燒后地下氣化爐體結構變化及地面沉降狀況的研究;4)如何使地下煤炭氣化產生的致癌物質苯和酚不擴散、不污染和毒化地下水資源.其次是如何處理燃燒形成的大量二氧化碳對空氣的污染.否則煤炭地下氣化就失去了綠色開采的意義.5結語

綠色采礦首先要將巖層運動對工作面的影響轉為研究開采后巖層運動對巖體內形成空隙的影響，以及瓦斯、地下水的滲流規律.另外，幾個重要標志是: 1)將瓦斯作為資源，變害為利，在采煤的同時形成地面或井下瓦斯共同開采系統;2)根據巖層的組成，確定保水采煤的地層判別以及相宜的開采方法;3)根據具體條件，形成充填、條帶開采、離層區注漿等保護建筑物及地表的技術;對東部發達地區城鎮下采煤，充填與條帶開采是必然的選擇，因而如何降低充填成本與提高充填技術是科學研究的方向;4)形成在煤層內維護巷道的技術，減少矸石排放量;5)形成煤炭地下氣化技術，并研究其對地下水環境的影響.參考文獻: [1]中國科學院可持續發展戰略組.中國現代化進程戰略構想[M].北京:科學出版社，2002.[2]錢鳴高，繆協興，許家林.巖層控制中的關鍵層理論研究[J]?煤炭學報，1996,21(3):225-230.[3]許家林.巖層移動與控制的關鍵層理論及其應用 [D].徐州:中國礦業大學，1999.[4]錢鳴高，繆協興，許家林，等.巖層控制的關鍵層理論 [M].徐州:中國礦業大學出版社，2000.[5]許家林，錢鳴高.關鍵層運動對覆巖及地表移動影響的研究[J].煤炭學報，2000,25(2):122-126.[6]劉天泉.煤礦地表移動與覆巖破壞規律及其應用[M].北京:煤炭工業出版社，1981.146-147.[7]許家林，錢鳴高.覆巖注漿減沉鉆孔布置的研究[J];中國礦業大學學報，1998, 23(2):28-30.[8]黃盛初，朱超，劉馨，等.中國煤礦區煤層氣開發產業化前景[A].煤炭信息研究院主編.2001年煤礦區煤層氣項目投資與技術國際研討會論文集[C].上海:2001,11,5一11 [9]許家林，錢鳴高.地面鉆井抽放上覆遠距離卸壓煤層氣試驗研究[J].中國礦業大學學報，2000, 29(1):78-81

第四篇：煤礦開采技術畢業論文

淺析當今煤炭開采技術的發展趨勢

摘要：在當今社會發展的新形式下,煤礦開采技術的進步和完善始終是采礦學科發展的主題。在發展現代采煤工藝的同時,繼續發展多層次、多樣化的采煤工藝,建立具有中國特色的采煤工藝理論。我國采煤方法已趨成熟,放頂煤采煤的應用在不斷擴展,應用水平和理論研究的深度和廣度都在不斷提高。本論文就對煤礦開采技術作了分析并對其帶來的環境影響闡述了針對性的技術以及向綠色開采的發展趨勢。

關鍵詞: 煤礦 采煤工藝 控制技術 機械化開采 綠色開采: 保水開采 煤與瓦斯共采 充填開采 煤炭地下氣化

一、現階段開采技術

1、采煤方法和工藝

開發煤礦高效集約化生產技術、建設生產高度集中、高可靠性的高產高效礦井開采技術以提高工作面單產和生產集中化為核心,以提高效率和經濟效益為目標,研究開發各種條件下的高效能、高可靠性的采煤裝備和工藝,簡單、高效、可靠的生產系統和開采布臵,生產過程監控與科學管理

等相互配套的成套開采技術,發展各種礦井煤層條件下的采煤機械化,進一步改進工藝和裝備,提高應用水平和擴大應用范圍,提高采煤機械化的程度和水平。

1.1 開發“埋深淺、硬頂板、硬煤層高產高效現代開采成套技術”,主要解決以下技術難題。

硬頂板控制技術,研究埋深淺、地壓小的硬厚頂板控制技術,主要通過巖層定向水力壓裂、傾斜深孔爆破等頂板快速處理技術,使直接頂能隨采隨冒,提高頂煤回收率,且基本頂能按定步距垮落,既有利于頂煤破碎,又保證工作面的安全生產。

硬厚頂煤控制技術,研究開發埋深淺、支承壓力小條件硬厚頂煤的快速處理技術,包括高壓注水壓裂技術和頂煤深孔預爆破處理技術,使頂煤體能隨采隨冒,提高其回收率。頂煤冒放性差、塊度大的綜放開采成套設備配套技術,研制既有利于頂煤破碎和頂板控制。又有利于放頂煤的新型液壓支架,合理確定后部臵輸送機能力。

兩硬條件下放頂煤開采快速推進技術,研究合適的綜放開采回采工藝,優化工序,縮短放煤時間,提高工作面的推進度,實現高產高效。5.5m寬煤巷錨桿支護技術,通過寬煤巷錨桿支護技術的研究開發和應用,有利于綜采配套設備的大功率和重型化,有助于連續采煤機的應用,促進工作面的高產高效。

1.2 緩傾斜薄煤層長壁開采

主要研究開發:體積小、功率大、高可靠性的薄煤層采煤機、刨煤機;研制適合刨煤機綜采的液壓支架;研究開發薄煤層工作面的總體配套技術和高效開采技術。

1.3 緩傾斜厚煤層一次采全厚大采高長壁采

應進一步加強完善支架結構及強度,加強防倒、防滑、防止頂梁焊縫開裂和四連桿變、防止嚴重損壞千斤頂措施等的研究,提高可靠性,縮小其與中厚煤層(采高3m左右)產高效指標的差距。

1.4 各種綜采高產高效綜采設備保障體系

要實現高產高效,就要提高開機率,對“支架—圍巖”系統、采掘運設備進行監控。今后研究的重點是:通過電液控制閥組操縱支架和改善“支架-圍巖”系統控制,進一步完善液壓信息、支架位態、頂板狀態、支護質量信息的自動采集系統;乳化液泵站及液壓系統運行狀態的檢測診斷;采煤機在線與離線相結合的 “油-磨屑”監測和溫度、電信號的監測;帶式輸送機、刮板輸送機全面狀態監控。2、深礦井開采技術

深礦井開采的關鍵技術是:煤層開采的礦壓控制、沖擊地壓防治、瓦斯和熱害治理及深井通風、井巷布臵等;需要攻關研究的是:深井圍巖狀態和應力場及分布狀態的特征;

深井作業場所工作環境的變化;深井巷道(特別是軟巖巷道)快速掘進與支護技術與裝備;深井沖擊地壓防治技術與監測監控技術;深礦井高產高效開采有關配套技術;深礦井開采熱害治理技術與裝備。3、“三下”采煤技術

提高數值模擬計算和相似材料模擬等,深入研究開采上覆巖層運動和地表沉陷規律,研究滿足地表、建筑物、地下水資源保護需要的合理開采系統和優化參數,發展沉降控制理論和關鍵技術,包括用地表廢料向垮落法工作面采空區充填的系統;研究與應用各種充填技術和組合充填技術,村莊房屋加固改造重建技術,適于村莊保護的開采技術;研究近水體開采的開采設計、工藝參數優化和裝備,提出煤炭開采與煤礦城市和諧統一的開采沉陷控制、開采村莊下壓煤、土地復墾和礦井水資源優化等關鍵技術。

4、優化巷道布臵,減少矸石排放的開采技術

改進、完善現有采煤方法和開采布臵,以實現開采效益最大化為目標,研究開發煤礦地質條件開采巷道布臵及工藝技術評價體系專家系統,實現開采方法、開采布臵與煤層地質條件的最優匹配。、采場圍巖控制技術

5.1 進一步完善采場圍巖控制理論

以科學合理、優化高效的巖層控制技術來保證開采掘活動的安全、高效、低成本為目標,深入總結我國幾十年的礦山壓力研究成果,以理論分析(解析法)、現代數學力學(統計分析預測、數值法)和實測法相結合運用先進的計算機技術,深入研究各種煤層地質及開采條件。

5.2 研究堅硬頂板與破碎頂板條件下應用高技術低成本巖層控制技術

目前,由于應用高壓注水、深孔預裂爆破處理堅硬頂板和應用化學加固技術存在工藝復雜、成本高的問題,因而需進一步研究開發新技術、新工藝、新材料來解決這些問題。

5.3 放頂煤開采巖層和支架—圍巖相互作用機理 研究放頂煤開采力學模型、圍巖應力、頂煤破碎機理、支架—頂煤—直接頂—基本頂相互作用關系;運用離散元等方法研究頂煤放落規律,提出放頂煤優化準則和提高頂煤回收率的途徑。

5.4 支護質量與頂板動態監測技術

在總結緩傾斜中厚長壁工作面開展支護質量與頂板動態監測方面,應進一步在堅硬頂板、破碎頂板、急傾斜、放頂煤工作面開展支護質量與頂板動態監測,同時應不斷完善現有的監測技術,發展智能化監測系統,改進監測儀表,使監

測儀表向直觀、輕便、小型化方向發展。

5.5 沖擊地壓的預測和防治

通過計算機模擬研究沖擊性礦壓顯現發生的機理;進一步完善沖擊性礦壓顯現監測系統,發展遙控測量和預報技術,完善沖擊性礦壓綜合防治措施的優化選擇專家系統。

5.6 研究開發新型的支護設備

研究硬煤層、硬頂板放頂煤液壓支架,完善液壓支架性能和快速移架系統,開發耐炮崩、輕型化單體液壓支柱和厚煤層巷道錨索和可伸縮錨桿。、小煤礦技術改造和機械化開采技術

實施國家關閉小煤礦,淘汰落后生產技術和生產設備,提高平均單井規模的技術政策,開發小型煤礦機械化、半機械化開采技術和裝備,改進小煤礦的采煤方法和開采工藝,提高采煤工作面的單產和工效;提高小煤礦的頂底板控制技術水平,最大限度地減少頂底板事故率。

二、針對環境的影響所暢導的綠色開采技術

綠色開采是煤炭開采的發展方向,對提高煤炭采出率、保護生態環境和實現煤礦可持續發展都具有十分重要的意義。本文分析了綠色開采技術,總結了我國煤礦綠色開采方法的發展現狀,對科學采礦具有一定的指導意義。

煤炭開采造成巖層移動破壞,引起巖層中水與瓦斯的流動,導致煤礦瓦斯事故與井下突水事故;煤炭開采引起巖層移動,進而造成地表沉陷,導致農田、建筑設施的損壞;煤炭開采形成的大量堆積在地面的矸石,既占用良田,又造成環境污染;隨著我國礦井開采深度的不斷增加,礦山壓力顯現及沖擊地壓等動力災害發生的頻次增加,強度增大,危及礦井的安全生產。上述問題若得不到有效解決,在未來幾十年內,隨著能源總需求和煤炭產量的不斷增長,煤炭資源開采所帶來的礦區安全和生態環境問題將更為嚴重,人類的生存和社會發展環境將受到嚴重威脅。

根據我國的能源資源狀況,煤炭作為我國最重要的一次性能源,在未來20年內,其在能源構成中的主體地位將不會改變。2020年我國煤炭消費量將達到40億t。屆時,煤炭產量很可能無法滿足工業需求。不能再單純地通過提高煤炭的產量緩解煤炭供應的壓力,而應該綜合考慮發展煤炭循環經濟,減少煤炭開采對環境的破壞,而且也應該把“發展煤炭循環經濟,實現煤炭綠色開采”作為理念,大力發展綠色的采煤技術。

1、煤炭綠色開采體系

煤礦綠色開采以及相應的綠色開采技術,在基本概念上是要從廣義資源的角度上來認識和對待煤、瓦斯、水等一切

可以利用的各種資源?；境霭l點是防止或盡可能減輕開采煤炭對環境和其他資源的不良影響。目標是取得最佳的經濟效益和社會效益。根據煤礦中土地、地下水、瓦斯以及矸石排放等,綠色開采主要包括以下內容:水資源保護—“保水開采”;瓦斯抽放—“煤與瓦斯共采”;土地與建筑物保護—“充填開采”;排放矸石占用土地污染環境—“煤炭地下氣化”等。2003年,中國礦業大學錢鳴高院士首次提出了煤礦綠色開采的概念和技術體系,隨后明確了實現煤炭資源開采和環境保護協調發展的綠色開采研究目標,為我國綠色開采技術的研究指明了方向。錢院士提出的綠色開采技術體系, 綠色開采理論依據:(1)關鍵層理論。

(2)開采對巖層移動的影響及移動規律。(3)水在裂巖體中的滲流規律。

(4)開采后巖層內節理裂隙分布發育規律等。

2、保水開采

保水采煤在不同的礦區有不同的技術內涵,缺水礦區要以水資源保護和利用為主;大水礦區,要以減少水資源破壞和防治水災害為主。因此,保水開采包含水資源保護、水資源利用(煤水共采)和水災害防治等多項重要內容。煤礦開采過程中破壞了地下含水層的原始徑流,大量排出地下水;采

空區上方導水裂隙帶與地下水體貫通,形成大規模地下水降落漏斗,造成區域含水層水位下降,直接影響到區域水文地質條件。采動影響穩定后產生的地表沉陷往往影響到地表水體(河流、湖泊、井泉等)的原來形態,造成部分溝泉水量減少甚至干涸;影響當地居民正常的生產生活,進而影響區域植被生長,甚至土地沙漠化。我國大部分礦區處在干旱半干旱地區,而每年采煤破壞地下水22億m3,可見保水開采具有重要的意義。

3、煤與瓦斯共采

瓦斯既是礦井有害氣體也是潔凈能源。因此,應該使其資源化,其技術途徑有:(1)采前抽采:若能在開采前將煤層內瓦斯抽出,則是利用瓦斯改善煤礦安全的最好辦法。但由于我國大部分煤體透氣性低,在本層內抽采瓦斯有難度。

(2)煤與瓦斯共采:開采后圍巖壓力降低,大量瓦斯在采空區釋放,有利于瓦斯抽采,因此形成煤與瓦斯共采體系。

(3)廢棄礦井抽采瓦斯。鑒于廢棄礦井煤層經過采動而充滿瓦斯,因而可以利用采動后巖體內裂隙場的分布及鉆孔,將瓦斯抽排管裝在井下、封閉井口后,抽出瓦斯。

(4)回風井回收瓦斯。

(5)煤與瓦斯共采的技術主要有:留巷鉆孔法、卸壓法

等。

4、充填開采

我國多數煤礦存在建筑物下、水體下、鐵路下壓煤的問題,充填采礦法對解決這類問題具有重要的意義。充填開采法是用充填材料充填采煤工作面采空區的巖層控制方法。該法可以緩和工作面支承壓力產生的礦壓顯現,改善采場和巷道維護狀況,有效減少地表下沉和變形,提高煤礦采出率,保護地面建筑物、構筑物、生態環境和水體。按照充填材料的不同,充填采礦法分矸石充填、水砂充填和膏體充填。

4.1 矸石充填利用井下采空區處臵煤矸石的充填采煤方法,既可以減少煤礦固體廢棄物排放,又可以減輕開采沉陷災害、提高礦井資源回收率,是實現煤礦綠色開采的關鍵技術途徑之一。

(1)拋矸機拋矸充填。將巖巷和半煤巖巷掘進矸石用礦車運至井下矸石車場,經翻車機卸載后,矸石經破碎機破碎,而后進入矸石倉。通過矸石倉下口,膠帶或刮板輸送機將破碎后的矸石運入上下山,而后由膠帶或刮板輸送機轉載進入采煤工作面回風平巷,再由工作面采空區可伸縮膠帶輸送機運至工作面采空區拋矸膠帶輸送機尾部,由拋矸膠帶輸送機向采空區拋矸充填。

(2)刮板輸送機卸矸充填。充填裝備由后端帶懸梁的自

移式液壓支架和充填刮板輸送機組成。在自移式液壓支架后端增加后懸臂等配件,采用可調高但掛鏈懸掛充填刮板輸送機溜槽,懸掛是為了增加充填垂直高度。輸送機中部溜槽按順序連接,并與機頭和機尾組成整部刮板輸送機。每2節中部溜槽設臵1個溜矸孔,溜矸孔開在溜槽的中板上。由電機車牽引矸石礦車至采區矸石車場,通過翻車機卸載,矸石經轉載機、破碎機進入矸石倉。破碎后的矸石經上下山輸送機、平巷輸送機運至液壓支架后的充填刮板輸送機,在采空區卸載。

(3)風力拋矸充填。風力充填材料粒度的直徑不宜大于充填管道的1/2-1/3。并且要求充填材料沉縮率低、不自然、腐蝕性小。矸石經充填機、充填管路充填采空區。一般采煤機割兩刀煤充填一次,充填步距1.2-1.6 m,每次充填長度6-9 m,工作面每向前推進50-100 m,充填機前移一次。機械矸石充填對充填材料要求不嚴格,使用設備也較少,在我國山東礦區發展較快,有推廣趨勢。

4.2 水砂充填

水砂充填采煤法是利用水力通過管道把充填材料沙粒送入采空區的充填采煤法。我國早在20世紀初就開始應用水砂充填采煤法,目前水砂充填技術已經十分成熟。在地面用礦車將采出、破碎及篩分后的成品砂運到貯砂倉貯存。在貯砂室,砂與水混合成砂漿,經充填管路送至工作面采空區，并在采空區脫水,砂子形成充填體,廢水經采區流水上山和流水道流入采區沉淀池,經沉淀后,澄清的水流入水倉,用水泵經排水管將水排至地面貯水池,以供循環利用。水砂充填采煤法充填致密,可減少煤塵危害,能有效地控制地表下沉和變形,但井上下充填系統復雜,設備及設施投資大,充填材料昂貴,提高了噸煤成本。

4.3 膏體充填

膏體充填技術是1979年在德國的格倫德鉛鋅礦首先發展起來的,由于膏體充填具有料漿質量分數高、充填效率高、成本較低等優點,這項技術試驗成功以后在金屬礦山得到較快的發展,在包括中國在內的許多國家得到應用。為解放村莊壓煤,提高開采上限,提高煤炭資源采出率,延長礦井服務年限,太平煤礦與中國礦業大學合作開展了固體廢物膏體充填不遷村采煤技術的研究。太平煤礦膏體充填系統是我國煤礦第一個膏體充填示范工程,2006年5月工業性試采取得成功。膏體充填采煤技術主要由三部分組成,即充填材料、充填設備與工藝、采動巖層充填控制理論。膏體是由煤矸石、粉煤灰、水砂、水泥等組成,由地面設備加工而成的類似牙膏的流體,具有十分良好的流動性和可泵性。充填時,膏體通過巷道中的管路,由充填泵提供動力,輸送到液壓支架后的采空區。膏體充填技術的核心是膏體充填材料,膏體充填材料的強度對膏體充填的效果起決定作用。膏體充填后,地表

下沉減小。膏體充填開采是綠色開采技術的重要組成部分,是解決煤礦開采環境問題的理想途徑,是解決村莊等建筑物下大量壓煤開采問題的迫切需要。

5、煤炭地下氣化

煤炭地下氣化是指將地下煤炭通過熱化學反應在原位把煤炭轉化為可燃氣體?？梢圆糠窒禾块_采對環境的污染和煤炭燃燒對生態環境的不利影響與破壞。煤炭地下氣化技術具有投資少、安全、工期短、見效快、用人少、效率高、成本低、效益好等優點,尤其適合我國煤礦地質條件復雜、劣質煤比例高、“三下”壓煤嚴重的礦區。煤炭地下氣化是一種整體綠色開采技術。它開始于英國1912年,由于熱值低、成本高而未得到發展。我國于1958-1960年曾在16個礦區進行試驗,于1962年停止,1984年又開始了新的試驗,1994年達到連續產氣295 d,產氣量為200 m3/h,熱值13.81~17.57 MJ /m,采用的是有井式、長通道、大斷面的煤炭地下氣化方法。2005年中國礦業大學與重慶中梁山礦業集團合作實現了連續穩定生產優質水煤氣和混合煤氣。但是,地下煤炭氣化燃燒產生的苯和酚是致癌物質,有可能毒化水資源;燃燒形成的大量二氧化碳對空氣也是嚴重的污染。目前我國的地下氣化技術仍處于工業試驗階段,有很多問題需要去研究和探索。

3三、結 語

資源與環境協調的綠色開采是解決煤炭開采環境問題的根本出路。要實現綠色開采,需要綜合研究和解決經濟與技術等方面的問題。綠色采礦可以減少環境污染,還能帶來良好的社會經濟效益。綠色采礦是形成綠色礦業及礦區綠色家園的重要組成部分,相信隨著綠色開采的不斷發展和完善,煤礦綠色開采一定會發揮它應有的作用,為人類與自然的協調發展做出貢獻。

參考文獻: [1]張吉春.煤炭開采技術.中國礦業大學出版社,2007: [2]繆協興,錢鳴高.中國煤炭資源綠色開采研究現狀與展望[J].采礦與安全工程學報, 2009(3): [3]黃慶享.煤炭資源綠色開采[J].陜西煤炭.2008(03): [4]徐 睿,謝亞濤,周坤鵬.煤炭綠色保水開采[J].礦業快報,2008(6): 14

第五篇：煤礦開采技術畢業論文

摘要：

1、詳細查明了井田地質構造，發育有5條斷層，其中落差最大為20m在井田的西部邊界處，其余4條斷差在5-8m間，對井田內煤層開采影響不大。

2、井田工程地質條件，2號煤層為中等，9+10號煤層為簡單。2號煤層煤塵具有爆炸危險性，9+10號煤層煤塵具有爆炸危險性；2號煤層不易自燃，9+10號煤層自燃。無地溫、地壓異常。

3、井田內可采煤層為2號、9+10號兩層。2號煤層厚0.47～1.20m，平均厚0.95m。為較穩定煤層，井田內大部可采；9+10號煤層厚4.14～5.60m，平均厚4.80m，為穩定煤層，井田內全區可采。4、2號煤層為特低灰-中灰、特低硫-低硫、中熱值-高熱值貧煤；9+10號煤層為特低灰-中灰、高硫分、中熱值-特高熱值無煙煤。

5、井田內2、9+10號煤層采空區中有積水，且9+10號煤層部分塊段為帶壓開采，突水系數為0.061MPa/m，存在奧灰水突水危險，2、9+10號煤層水文地質條件為中等。

第一章 井田概況和地質特征

第一節 礦區概述

一、礦區地理位置及交通條件

山西中強福山煤業有限公司水地莊煤礦位于浮山縣城東，與浮山縣直線距離6.25Km處的水地莊村東側、南北兩側一帶，行政區劃隸屬天壇鎮管轄。重組后井田東西寬2740m，南北長4000m，面積8.4763km2。地理坐標為111°53＇55＂—111°55＇44＂，北緯35°56＇30＂—111°58＇40＂。

交通位置圖1-1-1

二、礦區的工農業生產建設概況

礦區內有村莊及礦井工業廣場，洗煤廠等工業設施。區內多為山區荒地和林地，以雜草叢生為主，南、北部山上生長有落葉松樹，覆蓋率40%左右。

三、礦區電力供應基本情況

山西中強福山煤業有限公司已與浮山供電支公司簽訂了高壓供用電合同。礦井供電電源采用雙回路，一路10kv電源引自浮山110kv變電站，距離3km，另一路10kv電源引自灣子里35kv變電站，距離7.5km。

第二節 井田地質特征

一、井田所屬位置

據《山西地質志》井田所處區域構造位置為塔兒—九原山陷隆的中北部之東與郭道——安澤南北向褶帶之間的浮山斷裂帶中。

二、井田地質構造

本井田位于呂梁—太行斷塊之沁水塊坳的次級構造單元，郭道—安澤近南北向褶帶中南段西部邊緣。該褶帶走向北北東，北寬南窄，褶皺排列較為緊密，成組出現的褶皺表現為若斷若續。但因井田處于褶皺帶西部邊緣，受鄰近構造帶影響，井田內構造特征表現為中部、東部以褶皺為主，西側斷裂發育，使地層、煤層均受破壞，但總體傾向以南東為主，傾角一般3°-11°。主要褶皺、斷裂特征如下：

1、褶曲

井田內發育三條軸向北北東向褶皺，編號分別為Z1、Z2、Z3、Z4。Z1背斜：發育在井田的中部，軸向為北北東向，兩翼地層傾角5°-10°，軸向延伸3500m。

Z2向斜：發育在井田的南東部，軸向為北東向，兩翼地層傾角6°-11°，基本為一對稱舒緩向斜，軸向延伸1500m。

2、斷層

F1正斷層：該斷層位于井田的西部邊界附近，斷層走向為近南北，傾向西，傾角70°，落差最大達20m。對井田煤層開采影響不大。井田內延伸長度2200m。

F2正斷層：位于井田的西部，F1正斷層東300m左右，該斷層走向N15°E，傾向NNE，傾角70°。落差6m。井田內延伸長度1200余m。南端與F1斷層相交。

綜上所述，井田內斷層較發育，但斷距較小，5-8m間，對煤層、地層的破壞影響較小；褶皺多屬寬緩褶曲，對煤層、地層沒有明顯影響。井田內未見陷落柱及巖漿活動。因此，本井田構造類型屬簡單類型。

三、水文地質概況

1、井田水系分布

井田地表水主要有三大溝谷，從北而南依次為清水河、渾水河、柏村河。清水河、渾水河平時干枯無水，雨季有水均由東向西匯集于井田西部外柏村河河谷，然后匯入澇河于臨汾注入汾河，汾河至河津縣禹門口流入黃河，屬黃河流域汾河水系。

2、井田主要含水層

井田內可劃分1—5個含水層，由下而上分述如下：（1）奧陶系中統巖裂隙含水層

隱伏于煤層之下。本組灰巖按上、中、下依次劃分為峰峰組、上馬家溝組、下馬家溝組。

強含水段主要為上、下馬家溝組灰巖。上馬家溝組厚度為40—150m。上部峰峰組灰巖一般巖溶不發育。由深灰色厚層狀灰巖夾薄層狀泥灰巖及角礫狀灰巖組成。據本井田北部約5Km的浮山春山井田內ZK103水文孔測得奧灰水水位標高618.21m，另據《山西巖溶大泉》資料推斷本井田奧灰水位標高為605-625m。水質類型屬重碳酸、硫酸—鈣鎂水。

（2）石炭系上統太原組碎屑巖夾碳酸鹽巖溶裂隙含水層。（3）二疊系下統山西組碎屑巖含水層

山西組碎屑巖含水層主要為2號煤層頂板以上由細、中粒砂巖組成，厚度變化大，平均12-13m，其含水層富水性與裂隙發育程度有關。單位涌水量0.0015L/s·m。屬于裂隙弱富水性段。

第三節 煤層的埋藏特征 1、9+10＃煤層為太原組下部可采煤層，煤變質程度為無煙煤階段。現綜述如下：

煤層的光澤類型屬于半亮及半暗類型，層狀結構比較清晰，煤的光澤最亮部分為亮煤，內生節理發育，層理中夾有極少量的扁豆狀絲炭，光澤較暗的部分為暗煤，煤質堅硬，灰分及絲炭的扁豆狀夾層較多，斷口呈角礫狀，節理不發育，呈黑色條痕。

2、工業用途評價

根據煤炭質量分級國家標準（GB/T152224.1-2004），9+10號煤為特低灰—中灰、高硫分、中—特高熱值無煙煤，由于硫分嚴重超標，建議作為化工用煤使用，若作為動力用煤及民用燃料，應首先研究解

決脫硫問題。

3、瓦斯等級和自燃情況

9+10號煤層瓦斯絕對涌出量0.53m3/min，相對涌出量0.87m3/t；二氧化碳絕對涌出量0.59m3/min，相對涌出量0.97m3/t，等級為低瓦斯礦井。

第二章

井田境界與儲量

第一節

井田境界

山西中強煤業有限公司水地莊煤礦井田面積8.4763Km2井田內無其它小煤礦生產。開采煤層9+10號，礦井能力0.90Mt/a。井田東西寬2740m，南北長4000m，面積8.4763 km2，由8個拐點坐（6°帶）連線圈定，井田境界拐點坐標見下表。

井田周圍均為國有空白區，再無其它小煤窯開采。

第二節 地質儲量的計算

按照中華人民共和國地質礦產行業標準之《煤、泥炭地質勘查規范》有關規定進行資源/儲量估算。

1、礦井地質資源/儲量（1）儲量估算范圍

9+10號煤層，在井田上部2號煤層屬于不可采區，2號煤層平均厚0.58m，新立井見2號煤層厚0.6m，不具開采條件，主要開采9+10號煤層。在所圈定的2號煤層不可采范圍內未進行資源/儲量估算。井田內僅9+10號煤層為可采煤層，并估算了其資源儲量。其它

煤層均為不可采煤層。因此，未進行資源/儲量估算。

（2）工業指標

井田內批采煤層為9+10號，其中9+10號煤類為無煙煤。煤層傾角＜25°，依據“煤、泥類地質勘查規范”中表E·2煤炭資源估算指標：

煤層厚度≥0.8m 最高灰分（Ad）40% 最高硫分（St,d）3% 最低發熱量（Qnet,d）17MJ/kg(PM)、22.1MJ/kg(WY)9+10號煤硫分含量較高，平均5.77%，由于作為化工用煤使用。本次設計也對9+10煤資源/儲量進行了估算。

（3）資源/儲量估算方法

本井田主要可采煤層穩定、較穩定，傾角均小于15°，利用煤層的偽厚度和水平投影面積，采用地質塊段法進行資源/儲量估算。

（4）資源/儲量估算參數

1、計算面積厚度確定：面積采用水平投影面積；各塊段厚度采用鄰近工程點煤層厚度算術平均求得，煤層中單層厚度小于0.05m的夾矸，與煤分層合并計算采用厚度。

2、煤層視密度采用山西省煤炭工業局綜合測試中心2007年4月2日對該礦9+10號煤層視密度的測定結果，9+10號煤層為1.45t/m3。

（5）資源/儲量類別劃分原則

井田內構造復雜程度為簡單；煤層穩定程度：9+10號煤層為穩

定煤層，厚4.14-5.27m，平均4.64m，為厚度和資源/儲量占優勢的煤層，以此煤層選擇基本線距。

2、礦井工業資源/儲量

在全礦井保有的資源／儲量51.12 Mt 9 中，探明的及控制的經濟基礎儲量（111b+122b）占總資源/儲量的比例為77.8%，推斷的內蘊資源量（333）占總資源/儲量的比例為22.2%.根據《煤炭工業礦井設計規范》（GB50215－2005）及本井田的勘探情況，由于9+10號煤為穩定性好的煤層，設計對推斷的內蘊經濟資源量（333）9+10號煤可信度按90%考慮。

因此，礦井工業資源/儲量為49.09 Mt。

3、礦井設計資源/儲量

據本礦井的具體地質條件和煤層賦存情況，所需留設的永久煤柱主要為井田邊界、公路、地面建筑和村莊煤柱。

（1）井田邊界

井田邊界煤柱在本井田內一側按20m留設，本礦井共留設井田境界煤柱2.03Mt。

（2）地面建筑及村莊保護煤柱

本井田范圍內主要村莊為紅花窯村壓，壓煤量較大，中強福山煤業有限公司已考慮與地方政府簽訂村莊搬遷協議，其他規模均較小，考慮搬遷，本次設計不再考慮村莊煤柱的留設問題。

（3）斷層及陷落柱煤柱

本井田地質構造簡單，可采區域內無斷層、陷落柱，故不考慮留設斷層及陷落柱煤柱。

第三節 可采儲量的計算

礦井設計可采儲量為礦井設計資源/儲量減去工業場地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采區回采率的資源/儲量。

（1）工業場地煤柱

工業場地的煤柱：長*寬*煤厚經計算（2）大巷煤柱

設計考慮本礦井大巷兩側各留設30m保護煤柱。經計算，全井田共留設大巷煤柱2.75Mt 采區回采率根據《煤炭工業礦井設計規范》（GB50215-2005）第2.1.3規定，9+10號煤層取75%，經計算，礦井目前設計可采儲量為22.135Mt。

安全煤柱及各種煤柱的留設和計算方法。

井田邊界煤柱留20m，水平大巷之間留20m，兩側留35m煤柱，工業場地按二級保護，井筒按一級保護，再根據表土層和基巖厚度（表土移動角45°，基巖移動角72°）計算保安煤柱。

第三章 礦井工作制度生產能力

第一節 礦井工作制度

設計礦井井下采用“四·六”作業制，即每天4班作業，3班生產，1班準備，每班工作6h；地面采用“三·八”作業制，即每天3班作業，2班生產，1班檢修，每班工作8h。礦井每天凈提升時間16h。

第二節 礦井生產能力及服務年限

山西中強福山煤業有限責任公司生產能力根據井田儲量和生產條件按0.9Mt/a進行設計。

經計算，礦井可采儲量為49.99Mt，儲量備用系數取1.3考慮，本礦井設計生產能力按0.90Mt /a計算，其設計服務年限為42.72ａ。

第四章 井田開拓方式

第一節

井口位置、形式、數目

一、井田共布置三個井筒

主斜井、副斜井、回風立井。主斜井.副斜井及工業廣場在井田中部，井田邊界附近，在浮山—沁水縣級公路水地莊處，回風立井場地選在駝腰村西。

1、井筒數目及用途：

礦井，共布置三個井筒：即：主斜井、副斜井、回風立井。各井筒用途如下：

主斜井：井口標高+894.6。斜長540m。傾角24°34′，三心拱斷面，凈寬3.3m，凈高2.9m，凈斷面積9.26m2。落低9+10號煤層，標高+699m。裝備帶寬B＝1000mm的膠帶機，擔負礦井提煤任務，兼做進風井和安全出口。

副斜井：井口標高+916.00m，井底標高+698.00m，半圓拱斷面，井筒凈寬4.5m，凈斷面15.1m2，傾角29°56′，斜長408m。采用單鉤串車提升。選用JK-3.5/20型提升機，擔負排矸、運送材料、下放設備、上下人員等任務兼做進風井和安全出口。

2、井筒井壁結構

主斜井（已有）：表土段采用現澆鋼筋混凝土支護方式，支護厚度500mm。基巖段采用錨網噴支護方式，噴層厚度150mm。

副斜井：表土段采用現澆鋼筋混凝土支護方式，支護厚度500mm。基巖段采用錨網噴支護方式，噴層厚度150mm。

二、井口位置、工業場地以及開拓布置方案設計的主要原則（1）盡量利用現有地面工程及設施設備，以減少基建投資。（2）地面平坦、開闊，場地挖方填方量小，工程地質條件好，能夠滿足0.9Mt/a的設計要求。

（3）靠近公路、交通方便，運輸距離短。

（4）井口及工業場地盡量位于儲量中心，減少井下運輸、通風、井巷工程費用。

2、井田開拓方案

基于上述設計原則，根據本礦井煤層賦存特點，結合現有井筒、地面工業場地及井下條件，設計提出兩個開拓方案進行技術經濟比較。

方案一（三井筒方案）

主斜井.副斜井及工業廣場在井田中部，井田邊界附近，在浮山—沁水縣級公路水地莊處，回風立井場地選在駝腰村西。

本方案的特點是兩進一回采用中央邊界式通風.主斜井井口標高+894.6m。斜長472m。傾角24°34′，落底標高+698m。三心拱斷面，凈寬3.3m，凈高2.9m，凈斷面積9.26m2。擔負礦井提煤任務，兼做進風井和安全出口。副斜井井口標高+903.3m。斜長408m，傾角29°56′，落底標高+699m。半圓拱斷面，凈寬4.5m,凈高3.35m。凈斷面積15.1m2。該井筒擔負排矸、運送材料、下放設備、人員運輸等任務，兼做進風井和安全出口?；仫L立井井口標高+960m,井筒凈直徑5m,凈斷面19.6m2，垂深276m。擔負回風任務，井筒內安裝有梯子間，兼做安全出口。

井田內可采煤層為9+10號煤層，2號煤距離9+10號煤70-80m為不可采煤層.設計采用單水平開拓，全井田共劃分一個水平，井底車場設在9+10號煤層，水平標高+699m.設計開拓大巷為三條,集中膠

帶機運輸大巷和集中軌道運輸大巷，專用回風大巷,并按原有方位向東延伸至井田東部邊界附近。沿井田東部邊界向北布置三條采區大巷, 一條皮帶運輸進風大巷, 一條軌道運輸進風大巷, 一條專用回風大巷,至井田北部邊界為北采區.在井田中部沿南方向布置三條采區大巷,一條皮帶運輸進風大巷, 一條軌道運輸進風大巷, 一條專用回風大巷,至井田南部邊界為南一采區和南二采區.井下主要硐室有井下主變電所、主排水泵房及水倉、井下消防材料庫、井下爆破材料發放硐室等。，在主斜井底設煤倉一個，布置通風行人巷。回風立井落底9+10號煤，通過回風繞道與回風大巷相連，形成開拓系統。

采區接續為：先采北采區，南二采區為接續采區。方案二（四井筒方案）

主斜井.副斜井及工業廣場在井田中部，井田邊界附近，在浮山—沁水縣級公路水地莊處，回風井一個在井田北東角邊界處, 另一個在井田南部中邊界處.本方案的特點是兩進兩回采用兩翼對角式通風.主斜井井口標高+894.6m。斜長472m。傾角24°34′，落底標高+698m。三心拱斷面，凈寬3.3m，凈高2.9m，凈斷面積9.26m2。擔負礦井提煤任務，兼做進風井和安全出口。副斜井井口標高+903.3m。斜長408m，傾角29°56′，落底標高+699m。半圓拱斷面，凈寬4.5m,凈高3.35m。凈斷面積15.1m2。該井筒擔負排矸、運送材料、下放設備、人員運輸等任務，兼做進風井和安全出口?；仫L立井兩個, 一個井口標高+960m,井筒凈直徑為5m,凈斷面均為19.6m2，垂深276m。擔負北采區回風任

務，井筒內安裝有梯子間，兼做安全出口。另一個井口標高+960m,井筒凈直徑為5m,凈斷面均為19.6m2，垂深276m。擔負南一采區和南二采區回風任務，井筒內安裝有梯子間，兼做安全出口。

井田內可采煤層為9+10號煤層，2號煤距離9+10號煤70-80m為不可采煤層.設計采用單水平開拓，全井田共劃分一個水平，井底車場設在9+10號煤層，水平標高+699m.設計開拓大巷為三條,集中膠帶機運輸大巷和集中軌道運輸大巷，專用回風大巷,并按原有方位向東延伸至井田東部邊界附近。沿井田東部邊界向北布置三條采區大巷, 一條皮帶運輸進風大巷, 一條軌道運輸進風大巷, 一條專用回風大巷,至井田北部邊界為北采區.在井田中部沿南方向布置三條采區大巷,一條皮帶運輸進風大巷, 一條軌道運輸進風大巷, 一條專用回風大巷,至井田南部邊界為南一采區和南二采區.井下主要硐室有井下主變電所、主排水泵房及水倉、井下消防材料庫、井下爆破材料發放硐室等。，在主斜井底設煤倉一個，布置通風行人巷?；仫L立井落底9+10號煤，通過回風繞道與回風大巷相連，形成開拓系統。礦井共劃分為三個采區，即北采區、南一采區和南二采區。設計初期在北采區布置一個放頂煤綜采工作面。

采區接續為：先采北采區，南一采區為接續采區。

3、方案比較

兩個方案相比，方案一具有以下優點：

1）井筒個數少，主、副井在一個工業場地內，比較集中，便于生產管理。

2）井筒工程量及井筒裝備投資均比較省

3）與方案二相比，井筒初期井巷工程量少，投資省。建井工期短比方案二少。

4）工業場地壓煤量小，資源回收率高。5）新增用地少，比方案二少。方案一缺點：

1）通風阻力比方案二大.單主扇功率大.2）安全出囗少, 回風行走路線長.方案二優點： 1）主扇選型功率小。2）風路短,通風容易.缺點：

1）井筒個數多, 多一個回風井用地.2)井筒工程量大, 初期投資大.3)主扇風機多, 管理比方案一難.。

綜上所述，方案一與方案二相比，井筒數量少，占地面積小；比較集中，便于生產管理。井筒.裝備投資少，施工工期短等優點，雖然方案一通風路線長, 但礦井實行一采兩掘工作面少, 用風量不大, 一臺大功率主扇可以滿足礦井南北兩翼供風需求。

經技術經濟多方面比較，本設計推薦方案一。

第二節 垂高及開采水平的規劃

設計采用單水平沿煤層開拓，全井田劃分一個水平，井底車場設在9+10號煤層，水平標高+699m.服務年限為42.72（a）。

第三節 主要運輸大巷的布置方式和位置選擇

井田中部，主、副斜井井底向東方向布置礦井集中膠帶機運輸大巷和集中軌道運輸大巷至井田東邊界，平行軌道巷間隔20米布置一條總回風大巷至井田東邊界回風立井。形成開拓系統

1.盤區劃分

本井田內共有一層可采煤層9+10號煤層，全區可采。根據井田內地質構造及煤層賦存特點以及采空區的范圍，結合工作面裝備水平，為適應安全高效綜合產業工作面的布置要求，設計確定大采區尺寸、增加工作面推進長度、盡量減少工作面搬家次數，提高礦井單產及效率。

根據上述原則及本井田的井田范圍，結合井田開拓部署、大巷位置、煤層賦存情況、工作面推進長度、生產規模、煤層厚度變化情況、構造分布情況、裝備水平及國內外安全高效礦井生產經驗等因素，設計確定全井田分煤組共劃分為三個采區，即北采區、南一采區和南二采區。

2.開采順序

根據井田內地質構造及煤層賦存特點，首先開采北采區；南一采

區，為接續盤區。工作面均采用后退式回采。

第五章

礦井基本巷道

第一節

井筒、石門與大巷

礦井，共布置三個井筒：即：主斜井、副斜井、回風立井。各井筒用途如下：

主斜井：井口標高+894.6。斜長540m。傾角24°34′，三心拱斷面，凈寬3.3m，凈高2.9m，凈斷面積9.26m2。落低9+10號煤層，標高+699m。裝備帶寬B＝1000mm的膠帶機，擔負礦井提煤任務，兼做進風井和安全出口。井筒內有3寸壓風管；2寸靜壓管；主電纜；及人行階梯。

副斜井：井口標高+916.00m，井底標高+698.00m，半圓拱斷面，井筒凈寬4.5m，凈斷面15.1m2，傾角29°56′，斜長408m。采用單鉤串車提升。選用JK-3.5/20型提升機，擔負排矸、運送材料、下放設備、上下人員等任務兼做進風井和安全出口。井筒內有4寸靜壓管一趟；4寸排水管兩趟；及人行階梯。

第二節

井底車場

一、井底車場位置及形式的選擇

副斜井井底在9+10號煤層中設有平車場，長度100m，可以同時存放空重礦車60輛，通過能力較大，主要為輔助提升服務，礦井實際運輸量較小，車時形式簡單，調車方便，工程量省。

二、井下硐室名稱及位置 主斜井井底硐室有：井底煤倉。

副斜井井底硐室有：等候硐室、醫療硐室、井下消防材料庫、中央變電所、中央水泵房、管子道、中央水倉、爆破材料發放硐室等。

井底煤倉采用直煤倉，井底煤倉直徑8m。垂高30m?，F澆鋼筋混凝土支護，容量1200t。

井底水倉有主、副水倉組成，主水倉有效長度90m。容積900m3,副水倉有效長度60m。容積600m3,采用調度絞車牽引1.5噸礦車人工清理。9+10號煤井底煤倉直徑8m。垂高30m。現澆鋼筋混凝土支護，容量1200t。

礦井正常涌水量為12.5m3/h，8小時涌水量為100m3，水倉總容積1500m3，大于100m3，符合《煤礦安全規程》第280條要求。

井下爆破材料庫為壁槽式，總體積200m3。采用獨立通風。

三、井底車場主要巷道及硐室的支護方式及支護材料 副斜井井底車場采用半圓拱斷面、錨網噴支護方式，噴層厚度150mm；井下爆破材料發放硐室、中央水泵房、中央變電所及水倉采用半圓拱斷面，現澆混凝土支護方式，支護厚度350mm；管子道和

井下消防材料庫采用半圓拱斷面，錨網噴支護方式，噴層厚度150mm；井底煤倉采用現澆鋼筋混凝土支護，支護厚度400m。

第六章

采煤方法

第一節

采（盤）區地質條件與選定的采煤方法

1、煤層開采條件（1）地質構造

8401工作面位于呂梁—太行斷塊之沁水塊坳的次級構造單元，郭道—安澤近南北向褶帶中南段西部邊緣。該褶帶走向北北東，北寬南窄，褶皺排列較為緊密，成組出現的褶皺表現為若斷若續。但因井田處于褶皺帶西部邊緣，受鄰近構造帶影響，井田內構造特征表現為中部、東部以褶皺為主，褶皺多屬寬緩褶曲，對煤層、地層沒有明顯影響。西側斷裂發育，但斷距較小，5-8m間，對煤層、地層的破壞影響較小，總體傾向以南東為主，傾角一般3°-11°。井田內未見陷落柱及巖漿活動。因此，本井田構造類型屬簡單類型。

（2）工程地質

9+10號煤層：偽頂為泥巖或炭質泥巖，較薄，隨采隨落，直接頂和老頂為K2石灰巖，石灰巖厚度4.90—8.85m平均4.83m。脆性頂板，易管理。9號煤層頂底板力學試驗成果，頂板抗壓強度22.6-39.6MPa，抗拉強度3.93-4.47MPa，抗剪強度3.89-5.51MPa；底板粉砂巖抗壓強度18.2-27.9MPa，抗拉強度1.62-4.33MPa，抗剪強度3.63-8.04MPa。底板屬軟弱-中硬巖性，發生底鼓的可能性較小。

（3）瓦斯、煤塵爆炸性、自燃傾向性及地溫地壓

9+10號煤層瓦斯含量低，為低瓦斯礦井，9+10號煤層無煤塵爆炸危險性，自然傾向性為Ⅱ級，為自燃煤層。井田內無地溫，地壓異常，屬地溫地壓正常區。

（4）水文地質

9+10號煤位于太原組第一段上部，直接充水含水層為太原組碎。2．采煤方法的選擇

根據本礦井的地質條件、煤層賦存特征和礦井生產規模，設計考慮9+10號煤開采提出大采高綜采一次采全高和綜采放頂煤一次采全高兩種采煤方法進行比選。

方案一： 綜采放頂煤一次采全高采煤法

放頂煤綜采采煤法就是在厚及特厚煤層的底部布置回采工作面，采用滾筒式采煤機、放頂煤液壓支架、刮板輸送機及其他附屬設備進行配套聯合生產，除用采煤機正常割煤外，還利用礦山壓力或輔以人工松動方式使工作面上方頂煤破碎，并隨著工作面的推進從液壓支架的上方或后方放出并回收的一種采煤方法。

與大采高綜采一次采全高相比放頂煤綜采有如下優越性：（1）設備投資少。

（2）井巷工程量省，由于放頂煤設備外形尺寸及重量均小于大采高設備，在滿足通風要求的前提下，巷道斷面要求小，井巷工程量少，且本礦井副斜井傾角較大，為29°56′。若使用大采高設備，最大件重量較大，提升絞車選型困難，投資大，且運輸安全性差。

（3）占放頂煤工作面煤量一半以上的頂煤基本是利用地壓破煤，依靠自重放煤，所以綜采放頂煤是一種動力消耗量最小的綜合機械化采煤方法。

（4）與一般的綜采相比，綜采放頂煤采煤成本明顯降低。（5）綜采放頂煤開采過程中，由于其頂煤利用地壓破碎，依靠自重有控制的放煤，塊煤量與機采割煤相比有所增加，經濟效益比較明顯。

（6）綜采放頂煤對地質構造較復雜、厚度變化較大煤層的開采，比大采高綜采更靈活和適用。據礦方介紹，實際開采中9+10號煤煤層厚度變化較大，局部厚度達到6m左右。所以采用放頂煤開采，資源回收率高。

其主要缺點是：

（1）工作面設備多，工藝復雜，管理復雜。（2）混入矸石多，原煤灰分高，工作面作業條件差。（3）瓦斯不好管理。（4）工作面回采率低。

方案二 ：大采高綜采一次采全高采煤法

大采高綜采一般認為是指分層高度和采煤機割煤高度大于3.5m 的綜采。我國于上世紀七十年代末從德國引進了部分大采高液壓支架和相應的采煤、運輸設備，與此同時開始國產的大采高液壓支架和采煤機的研制和試驗工作，經過二十多年的努力，已取得了明顯的進展。大采高采煤法一般適合煤層厚度為3.5～5.5m，煤層及頂底板中硬以上的地質條件。目前大采高工作面最大采高已達7.0m，隨著大采高設備和技術的進步，大采高綜采已成為我國高產高效礦井的主要采煤方法之一。

與放頂煤綜采相比大采高綜采的主要優點是：

（1）工作面單產高，增產潛力大，工作面單產在同等條件下比一般綜采高，回采工效高。

（2）工作面設備少，工序簡單，易管理。（3）和放頂煤綜采相比，含矸率低。（4）工作面回采率高。其主要缺點是：

（1）采高大，工作面煤壁松軟時易片幫。（2）設備投資較高。

（3）工作面裝備及配套環節能力大，運行費用高。

經過上面對兩種采煤方法的比選，設計認為采用綜采放頂煤一次采全高采煤法初期投資少、見效快，且與礦井0.9Mt/a的生產規模相適應。放頂煤綜采適應性強，產量高，有明顯的經濟效益。

9+10號煤的冒放性分析：

(1)開采深度

生產實踐和理論計算都表明頂煤冒放性隨著開采深度的增大而加強。開采深度與頂煤冒放性的關系可通過有限元計算的頂煤破壞系數尋找其規律。本井田9+10號煤層埋深270～450m左右，大部分煤層開采深度大于300m，從開采深度看，較有利于頂煤的冒放。

(2)煤層強度

國內外大多數放頂煤綜采工作面的實測資料統計表明，煤層強度是影響頂煤冒放性的關鍵因素。一般當煤層硬度f系數小于

2、強度小于20Mpa時，頂煤冒放性較好。應當指出的是，煤層作為一個整體，其強度不僅與煤層抗壓強度有關，同時也與煤層的節理和裂隙發育程度有關，一般煤體都存在不同程度的地質弱面和構造裂隙，節理裂隙發育的煤層，煤體的完整性較差，因而大大降低煤層的強度，頂煤在礦壓的作用下易于破碎，節理裂隙越發育，頂煤的冒放性越好。而本區9+10號煤節理裂隙較發育，從而降低了煤層的整體強度，對提高頂煤冒放性有一定的作用。

(3)煤層厚度

根據國內外綜采放頂煤的實踐經驗，頂煤冒放性隨煤層厚度的增大而減弱，理論研究也證明綜放開采的最大臨界厚度為12.5～13.0m，最小臨界厚度為4.5～5.0m，采放比以1:1～2.4為宜，設計對本礦井9+10號煤進行了厚度分析： 9+10號煤煤層厚4.14-5.27m，平均4.64m。若采高2.3 m，頂煤厚度平均為2.34m左右，平均采放比

1:1.02，符合放頂煤一次采全高條件。

(4)煤層結構

若煤層存在堅硬的夾矸，則會嚴重影響頂煤的冒放性。一方面夾矸在頂煤中形成“骨架”，使頂煤難以冒落；另一方面，即使頂煤垮落之后，夾矸形成大塊，影響頂煤的流動性，堵塞放煤口。因此夾矸的存在對放頂煤是一種不利因素。本井田9+10號煤一般含夾矸1～2層，厚度為0.1-066m。夾矸為泥巖，夾矸強度相對較低，故對頂煤的冒放性不會產生較大的影響。

(5)頂板條件

影響煤層冒放性的煤層頂板包含直接頂和基本頂兩部分。直接頂對頂煤的壓裂無直接影響，但直接頂能夠隨采隨冒并具有一定的厚度是綜采放頂煤開采頂煤破碎冒落后能夠順利放出的基本條件，否則不利于頂煤的回收。性脆易碎，易管理。且直接頂的厚度能夠達到充滿采出煤厚的空間，因此對9+10號煤采用放頂煤比較有利。

本礦9+10號煤層埋藏較深，設計認為9+10號煤層宜采用一次性放頂煤綜采。綜上所述本礦井9+10號煤層采用一次采全高放頂煤綜采采煤法，全部垮落法管理頂板。在技術上是可行的，經濟上是合理的，適應煤厚變化，有利于提高礦井的經濟效益。

第二節 采（盤）區巷道布置和要素

一、首采區位置及首采工作面的確定

礦井設計為3個生產盤區，即:北采區和南一采區和南二采區。

北采區東西長1620m左右，南北寬1685m左右，面積約2.279km2.南一采區東西長1250m左右，南北寬1685 m左右，面積約2.106km2.南二采區東西長1405 m左右，南北寬1685 m左右，面積約2.367km2.首采北采區。

二、選型原則

綜采工作面的采、裝、運、支工序全部機械化。礦井規模定位在二十一世紀現代化大型礦井，生產高度集中，工作面生產能力大。從目前綜采的發展趨勢看，設計安全高效的綜采工作面要求加大工作面長度，加大截深，選用能切割硬煤的特大功率采煤機，提高采煤的切割速度，相應要求提高移架速度，與大運量的重型可彎曲刮板輸送機相匹配，搞好端頭支護，采用長距離順槽膠帶輸送機。針對這些要求，對于綜采系統設計考慮了以下原則：

1、機械設備的選擇首先滿足技術先進，生產可靠，提高綜采設備的開機率，達到高產高效。同時各設備間要相互配套，保證運輸暢通，并增加運輸環節的緩沖能力，以期達到采運平衡，最大限度地發揮綜采優勢。

2、為綜采工作面創造快速連續開采的條件，加大工作面推進長度，減少搬家次數，并保證快速搬家。做到采準工作快，增大巷道斷面特別是順槽斷面，采用大功率綜掘機掘進，以提高掘進速度，保證工作面的接替要求。

三、設備選型

礦井初期達到設計生產能力時，井下9+10號煤布置一個綜采放頂煤一次采全高工作面，一個工作面保證0.9Mt/a的生產規模。所以9+10號煤工作面設備選型必須滿足0.9Mt/a的生產規模。

采掘工作面主要設備選型時，應遵循以下主要原則：技術先進，運行可靠，操作簡單，維修方便；各設備間相互適應，能力匹配，運輸暢通，不出現“卡脖子”現象，另需考慮設備的備品備件是否容易采購等問題。

北采區9+10號煤綜采放頂煤工作面主要采煤設備選型（1）采煤機

9+10號煤層位于太原組第一段上部，因9、10號兩層煤層相距很近，僅有0.1-0.66m，由灰、深灰色泥巖組成的夾矸分開，即合并為一層。含夾矸1-2層，其頂板直接為K2灰巖或在局部地段為0.3-0.5m厚的泥巖。煤層厚4.14-5.27m，平均4.64m。底板為灰色泥巖或炭質泥巖。

工作面采用雙向割煤、端頭斜切進刀的工作方式。工作面割煤高度為2.3m，首采一盤區放煤高度平均為2.34m，工作面平均回采率為85.0%。工作面采用“一采一放”的放煤方式，采煤機截深和放煤步距均為0.8m。

（2）刮板輸送機 ① 前部輸送機運輸能力

Qm=60·B·Hg·Vc·γ=60×0.8×2.3×1.25×1.45=200.1(t/h)

Qq≥Kc·Kh·Kv·Ky·Qm=1.35×1×1.05×1.3×201.7=368.7(t/h)式中：

Qm—采煤機平均落煤能力,t/h； ② 后部輸送機運輸能力

后部輸送機運輸能力取決于工作面放煤能力，所選輸送機運輸能力應滿足放煤能力要求。

采煤機割一刀煤所需時間為：

Tg=(L+Ls)/Vc+Td=(120+50)/1.25+4=32.4(min)工作面可彎曲刮板輸送機選型應滿足三個方面的要求：一是運輸能力與采煤機生產能力相適應；二是結構形式與采煤機、液壓支架相匹配；三是輸送機長度與工作面長度相一致。根據以上原則，前部刮板輸送機選用SGD630/220；后部刮板輸送機選用SGZ630/320。

（3）回采工作面運煤設備 9+10號煤層工作面：

轉載機：SZZ730/110，轉載能力為700t/h，功率110kW，電壓1140V。

破碎機：PLM800破碎能力800t/h，功率90kW，電壓1140V。運輸順槽可伸縮帶式輸送機：鋪設長度740m，帶寬1000mm，輸送能力800t/h，功率160kW，電壓1140V。

四、工作面頂板管理方式，支護設備選型

1、液壓支架工作阻力與支護強度計算

9+10煤工作面頂板均采用全部垮落法管理，選用液壓支架支護。

支架工作阻力有多種計算方法：預計法、估計法、類比法、實測法、動載系數法、巖重法、支架載荷數理統計回歸法等，這些方法大都根據礦井實際生產資料或實測數據作為計算依據。本設計按估計法來計算支架工作阻力。

2、液壓支架選型

9+10號煤層平均采高2.3m，放煤高度平均2.64m。選用采煤機采高為1.4～2.92m。液壓支架的支護高度，應滿足采煤機采高變化范圍要求。不同的采高對支架強度要求也有所不同。

根據計算，9+10號煤層綜采放頂煤工作面，設計選用ZF6400/18/32H型放頂煤液壓支架。主要技術參數見表

工作面端頭位于工作面和順槽的連接處，是行人、運輸和通風的必經之地，多種設備的匯集處，也是工作面支護和巷道支護的交叉地帶，端頭處條件復雜，位置重要。設計采用端頭支架支護，綜采工作面選用與綜采支架相配套的端頭支架。每個工作面配備4架。

3、其他輔助設備

9+10煤工作面各配備有PRB5-80/31.5型乳化液泵站一臺，兩泵一箱、WPB-320/6.3型噴霧泵站一套，兩泵兩箱、MYZ-200型煤層注水鉆機一臺、7BZ-4.5/160型注水泵一臺等。

五、工作面回采方向與超前關系

回采工作面采用后退式開采，首采工作面布置在采區邊界，9+10煤工作面順槽采用雙巷布置。

第三節 回采工藝

1、回采工藝

9+10號煤綜采放頂煤工藝：

根據綜采放頂煤的實際生產工藝，目前放煤工藝主要有單輪順序放煤、多輪順序放煤、單輪間隔放煤以及多輪間隔放煤。

單輪順序放煤容易混入矸石，如果實行“見矸關門”的原則，煤炭損失太大。

多輪順序放煤和多輪間隔放煤統稱為多輪放煤。多輪放煤頂煤丟失嚴重，放煤時間長，影響開機率，不利于工作面實現高產高效。

根據本礦井煤層的賦存條件及厚度、煤層結構和頂底板巖性，設計選擇分段放煤，段內采用單輪間隔多口放煤工藝。

2、回采率

9+10號煤首采工作面及采區回采率的計算

9+10號煤為綜采放頂煤工作面，機采回采率為93%，頂煤可放部分的回收率為85%，頂煤不可放部分包括起始線不放煤長度（取6m），距離停采線不放煤長度（取9m），工作面上下端頭各有3架支架不放頂煤，長度共計11.2m。

第七章 井下運輸與提升

第一節 運輸方式

地面材料、設備等從副斜井JK-3.5/20型單滾筒提升機牽引礦車→井底車場JD-2.5型調度絞車牽引礦車→集中軌道運輸大巷JD-2.5型調度絞車牽引礦車→9+10號層車場JD-2.5型調度絞車牽引礦車→9+10號層軌道運輸大巷JD-2.5型調度絞車牽引礦車→9+10號

層工作面軌道運輸順槽JD-2.5型調度絞車牽引礦車、掘進工作面JD-11.4型調度絞車牽引礦車。

矸石運輸與材料運輸系統方向相反。

第二節 礦井提升

本礦井主井采用斜井開拓，礦井設計生產能力為90萬t/a，工作制度為330d/a，提升時間16h/d，每天三班生產，一班檢修。主斜井安裝帶式輸送機，擔負原煤的提升。

根據礦井生產能力、開拓方式、采區及工作面布置等條件，主斜井原煤提升采用鋼繩芯深槽角強力膠帶輸送機。

井底煤倉的原煤通過大型給煤機、經主斜井膠帶輸送機輸送至主斜井井口房，再轉載至地面生產系統。

（2）帶式輸送機選型計算

輸送物料：原煤，粒度0～300mm、散密度：ρ=0.9t/m3、輸送量：Q=250t/h、主斜井井筒總長472m，提升高度：197米；傾角24.5°。

副斜井提升設備(一)設計資料

1、提升任務

（1）最大班下井人數 91人（2）矸石 20車/班（3）設備 10車/班（4）材料 12車/班

2、最大件為液壓支架，最大件重24 t（包括特制平板車重）。

3、提升容器：選用MG1.7-9B，1.5噸固定礦車。自重974kg，取1000kg。升降液壓支架采用特制平板車。

4、井筒傾角30°，斜長410m，單鉤提升，機械提人。(二)方案概述

經驗算，設計選用一臺JK-3.5/31.5型提升機可以滿足升降最大件等輔助提升任務，選用繩速3.0m/s。根據目前常用的電動機及電控類型，本提升機配套電動機選擇直流電動機，型號為Z560-2A 630kW，660V 520r/min。

固定天輪：TSG-3000。

鋼絲繩：40—NAT—6×19S＋FC—1670—ZZ—881—590 GB8918－2006。

(三)選型計算

井口、井底為平車場，每鉤設計限掛3輛礦車。

人員上下采用斜井人車，選用XRB8-6/4型，首車1輛（自重1800 kg），尾車2輛（自重950 kg），每節乘座8人。

(四)選型及校驗結果

1、提升機及電動機校驗結果：

新選JK-3.5/20型提升機，配套直流電動機，型號為Z560-2A 630kW，660V 520r/min。滿足礦井輔助提升任務及現行《煤礦安全規程》的要求。

2、鋼絲繩選型結果：

選用國標鋼絲繩：40—NAT—6×19S＋FC—1670—ZZ—881—590。

3、電源及電控設備：

副斜井提升機10kV電源引自工業場地35kV變電所10kV配電裝置，雙回路進線，一用一備，電纜引入。

整個電控系統包括：高低壓配電設備、電動機電樞回路的整流變壓器、變流設備及全數字控制、操作及監控系統。

第八章 礦井通風與安全

第一節

風量的計算

礦井日平均產量3000噸，礦井為低瓦斯礦井，礦井按最多入井人數200人計算，礦井所需總風量為：Q總=4×200

m/分=800 m/分

第二節 礦井通風系統和風量分配

礦井通風方式：中央邊界式；通風方法：抽出式。

礦井通風系統：主斜井、副斜井→井底→運輸皮帶巷、運輸軌道大巷→北采區皮帶巷、北采區軌道巷→2401進風巷→8401工作面→5104回風巷→北采區回風巷→回風立井→地面

其它用風地點通風系統：主斜井、副斜井→進風大巷、采區進風巷→用風地點→回風大巷、采區回風巷→回風立井→地面

33第三節

礦井負壓、等積孔和扇風機

礦井現有主扇兩臺一臺使用；一臺備用，主扇風機型號：FBCDZ——NO18(D);主扇功率2×75KW；負壓水柱152mmH2O;礦井實測總風量2843 m3 /min；礦井總風阻R=h/Q2 =152/(2843/60)2 =0.0677(千繆)

等級孔：A=Q/√h=47.38/√152=1.46m 2 礦井通風難易程度為中等。

參考文獻：

（1）徐永圻等，《煤礦開采學》，中國礦業大學出版社，1999；（2）冷金龍等，《礦山井巷工程量計算手冊》，河北科學技術情報研究所出版，1984；

（3）陳炎光等，《中國采煤方法》，中國礦業大學出版社，1991；（4）徐永圻等，《中國采煤方法圖集》，中國礦業大學出版社，1990；（5）劉吉昌等，《傾斜長壁開采》，煤炭工業出版社，1993；（6）張榮立等，《采礦工程設計手冊》，煤炭工業出版社，2003；（7）張國樞等，《通風安全學》，中國礦業大學出版社，2000；（8）王家廉等，《煤礦地下開采方法》，煤炭工業出版社，1985；（9）楊堅等，《礦井提升運輸選型設計》，煤炭工業出版社出版，1981；