复采研究与实践全部

1、毕业设计（论文）说 明 书论文题目：厚煤层水淹区残余煤开采技术研究与实践专业： 采矿工程 函授站： 年级： 级 撰写人： 山东科技大学继续教育学院 年 月 日山 东 科 技 大 学继续教育毕业设计任务书发给 专业 班学生 一、毕业设计题目：厚煤层水淹区残余煤开采技术研究与实践 二、设 计 专 题： 三、设计原始资料： 四、设计应解决下列各主要问题： 五、设计说明书应有下列图纸： 六、命题发出日期： 设计应完成日期： 设计指导人（签章）： 系 主 任 （签章）： 院 长 （签章）： 指导教师对毕业设计的评语指导教师（签章）： 年 月 日特邀评阅人意见评阅人（签章）： 职 称（签章）： 年 月 日

2、答辩（考试）委员会签定意见答辩（考试）成绩： 签 定 意 见：主 任（签章）： 副主任（签章）： 年 月 日摘 要厚煤层水淹区残余煤量的回收一直是衰老矿井所面临的一个重要课题，本文对水淹区残余煤量的复采方法进行了详细的研究，根据老空水的贮存及残余煤量的赋存状况，提出了一系列的方法和措施。通过合理疏放老空水、优化巷道布置和开采工艺设计，对原已搁弃的呆滞煤量进行了充分的回收，为类似条件下残余煤的回收提供了宝贵的意见。关键词：水淹区；残余煤；复采AbstractThe recovery for coal residual reserves of thick coal seam in a water

3、area has been facing a very important subject in coal mining. In this paper, the repeated mining method for the residual coal was researched in detail. According to the water storage in a goaf and the residual coal occurrence situation, a series of methods and measures was put forward. Through reaso

4、nably dewateringand drainaging the goaf water, and optimizing the roadway layout and mining technology, the slack coal reserves have been fully recovered. A useful reference for recoverying the residual coal reserves under similar conditions was providedKey words: Flooded area; Residual coal; Repeat

5、ed mining;目 录1 绪论.12 复采三区概况.22.1 地层特征.22.2 煤层地质概况.42.3 水文地质.62.4 采区残余储量.82.5 采区开采概况.112.6 影响生产的其它地质因素.113 复采方案.153.1 老空水的疏放.153.2 巷道布置.233.3先期掘进253.4 回采方法.254 辅助系统294.1 通风、防尘系统.294.2 防灭火系统294.3 供电系统294.4 运输系统.295 井下试验316 安全技术措施336.1 顶板管理.336.2 防治水.336.3 防瓦斯.346.4 防灭火.346.5 防尘.356.6 地质工作.356.7 技术管理工作

6、.367 经济效益和社会效益377.1 经济效益.377.2 社会效益.37参考文献38致谢391 绪论我矿有限公司，原名为山东省菏泽地区茅庄煤矿，该井1970年2月由部队建井，1972年3月正式投产，设计能力年产9万吨，核定能力年产15万吨，设计服务年限35年。1976年移交菏泽地区经营。矿井所采煤层为晚二叠纪山西组3上和3下层煤，-200m水平及以上3上、3下煤合为3煤，中间夹石厚度为01.0m，-200m水平以下分为3上和3下煤，夹石厚度10m13m，共开采了三个水平（-37m、-200m和-270m）、五个采区。截至2000年底，矿井剩余地质储量1636.1万吨，可采储量98.9万吨。

7、矿井剩余服务年限计算：98.7151.4=4.7（年）虽然近几年来矿井原煤产量仍维持年产15万吨的水平，原因是靠表外储量维持开采，但就开采前景而言已是强弩之末，矿井面临关井的危机。为充分挖掘仅有的煤炭资源，进一步延长矿井服务年限，我们自2001年初开始对原三采区水淹区残余煤的回收进行了有益的研究和实践。2 复采三区概况采区边界西北以F25断层为界，南以断层F13为界，东以F41断层为界。采区走向长 470 m，倾向长420 m，面积约0.2 km2。复采三区为-200m水平的下山采区，井下标高为-200m-270m，地面标高为+66.24m+71.11m，该区由1981年掘进，采区巷道采用双巷

8、布置，即回风下山和运输下山，1983年投入生产， 1989年6月6日因掘进采区底部探煤巷遇见断层，导出三灰水，初见涌水量40 m3/h，随后对其进行了封堵，后因3217工作面发火，为灭火使水位升至-200m水平，采区被迫封闭。该区采煤工艺为炮采，支护方式为金属摩擦支柱，该区3煤厚5.5m6.0m，夹石厚度01.m，根据煤层厚度，设计分一、二分层开采，一分层采用跟顶、底部造假顶开采，二分层开采中应用跟底留顶煤工艺，由于突水，致使一部分二分层工作面没有开采，加之受当时回采工艺和技术力量所限，该区必然会遗留可供回收的煤量，区段煤柱、边角煤柱、局部留顶底煤都是复采的主要块段。2.1 地层特征 地层自新

9、而老地层为：（1）第四系（Q）黄色为主，由砂质粘土、砂和砂砾层组成。厚约6m13m。底部有1-2层含水砂层，与下伏各岩层均为不整合接触。（2）第三系（R）暗红色，由巨厚层砾岩和砂岩组成。依据钻孔资料，该采区西北762钻孔缺失。其余钻孔厚30-145m，呈中间厚，两头薄。（3）二叠系（P）下石盒子组（P21）陆相。残厚约150m，以杂色泥岩、灰棕色砂岩为主。山西组（P11）过渡相，为主要含煤地层，厚约75m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含煤5层，其中3上和3下煤为本井田最主要的可采煤层。（4）石炭系（C）太原组（C3）海陆交替相，也是主要含煤地层。厚约68m。由深灰色粉砂岩、灰灰绿色砂岩、石

10、灰岩及煤层组成。含煤16层，但可采煤层只有两层（16、17煤）。含薄层石灰岩9层（一、二、三、五、八、九、十上、十下、十一灰）。本溪组（C2）海陆交替相，为含煤地层。厚约25m。主要由石灰岩、杂色泥岩、煤层组成。含煤两层，均不可采。含薄层石灰岩三层（十二、十三、十四灰）。（5）奥陶系（O）海相，为煤系基底。厚约450800m。由灰、肉红、茶褐色质纯、致密的厚层状石灰岩和灰白色的白云质石灰岩组成，间夹薄层浅色泥岩。岩溶发育，为强含水层。主要分布在井田北部边界(F9断层的下盘)外。 主要标志层（1）三灰厚度1.734.25m，平均3.40m。灰黑灰色，中、下部质纯致密，含海百合茎等海相动物化石，因

11、含多量的糠皮状动物碎屑化石而易辨认。三灰上距3下煤层30.761.1m，平均45.5m；下距十下灰约81.75m。（2）十下灰厚度3.504.70m，平均4.10m。上部和下部为黑灰色，中部为灰色，质纯而致密，含硅质，较坚硬，中下部含燧石结核，富含个体清晰的蜒科化石。十下灰为16煤的直接顶板，下距17煤4.6616.35m，平均10.25m。（3）十三灰（徐家庄灰岩）厚度1.4013.55m，平均6.83m。黑灰色，质纯致密，富含海相动物化石，尤以个体较大的海百合茎为特征。上距17煤10.3025.63m,平均17.56m；下距奥灰5.3811.03m,平均8.62m。（4）十四灰（草埠沟灰岩

12、）厚度0.681.32m，平均0.97m。由浅灰色、乳白色石灰岩块和鲜绿色粘土岩混杂沉积而成，因具原生砾状（又称疙瘩状）结构而易辨认。上距十三灰1.256.30m，平均4.07m。2.2 煤层地质概况2.2.1 地质构造三采区位于F13、F25与F41断层之间，受其控制，致使采区内断层发育密集。根据以往地质资料和采区实际揭露，区内以断裂为主，地质构造非常复杂，落差大于10m的断层有9条，其中落差大于50m断层就有3条，落差为1020m的断层有5条，均为查明断层，原采区内经实际揭露落差05m的断层较发育，由此可见本采区地质构造极其复杂，给开拓和回采带来极大的困难，详见断层特征一览表（表一）。 断

13、层统计表 表一断层名称性质产 状落差（m）延伸长度（m）查明程度备注走向倾向倾角 F13正NWNE1060903104000查明 F25正NW-EWSW-S40-7525-702200查明F41正NNESEE30-7025-801600查明FM13正NWNE500-20750查明FM14正NWNE6520700查明FM15正NWWSSW500-10550查明FM18正NNESEE6015-20350查明FM19正NESE7215200查明FM23正NWSW5020330查明2.2.2 煤层顶底板该区域位于矿井中部，为南倾单斜构造，倾角一般10，局部达15，煤层厚度在5.5 m6.0m之间，局部

14、含有夹石（成分为炭质泥岩），上部局部有00.5m的泥岩伪顶，分布不稳定，直接顶为粘土质粉砂岩或细砂岩，厚0.81m17.50m，深灰色，水平层理发育，含带羊齿等植物化石，f=5，老顶为全区稳定发育的灰色中粗砂岩，厚几米至几十米，成份以石英为主，斜长石次之，f=6。再生顶板经过多年的老空积水浸泡，预计会胶结较好。大部底板有00.5m泥岩伪底，遇水膨胀变软，对开采顶板管理不利，老底为一般为粘土质中细粒砂岩，厚度1.18m11.04m，灰-灰白色，粘土质胶结，含植物根部化石，质硬，f=6，赋存稳定。2.3 水文地质 井田水文地质.1 主要含水层本井田含水层共六层，自上而下分述如下：（1）第四系冲积层

15、：区内厚度厚约6m13m ，含有1-2层饱水性砂层，砂层北厚南薄，本矿井主斜井穿过该层时，最大涌水量300m3/h，稳定涌水量130m3/h，属强含水层。（2）3上煤顶板砂岩：区内厚4.42m33.38m，为灰白色中粒砂岩，有时为细及粗粒砂岩，致密坚硬，裂隙不发育，成分以石英为主，斜长石次之，其单位涌水量q为0.074L/s.m，属弱含水层，易于疏干。（3）三灰：区内厚1.73m4.25m，平均厚3.4m，灰黑灰色，中、下部质纯致密。施工第一水平斜井时，碰到该层灰岩，涌水量为130m3/h，单位涌水量0.333L/sm，属中等富水含水层。对本采区开采有直接影响。（4）十下灰：为16层煤直接顶板

16、，区内厚3.5m4.7米，平均厚度4.1m，为本矿井主要含水层之一，邻近南宁煤矿开采16层煤揭露，最大涌水量为300m3/h。上部和下部为黑灰色，中部为灰色，质纯而致密，含硅质，较坚硬，中下部含燧石结核。单位涌水量q为0.0371.06L/s.m，属富水性强的含水层。（5）十三灰：厚度1.40m13.55m，平均6.83m，深灰色，质不纯，不稳定，裂隙被方解石充填，属弱含水层。（6）奥陶系石灰岩：厚450m800m，由乳白、肉红、茶褐色，质纯致密的厚层石灰岩和灰白色白云质石灰岩组成，间夹薄层浅色粘土岩。裂隙发育，属强含水层。.2 地表水的补给关系本采区北部有茅庄河、南部有沙河通过，均为季节性河

17、流，雨季时对第四系有补给关系，对开采影响不大。2.3.1.3 断层导水性能自1970年建矿以来，矿井共发生8次井下涌水，根据资料分析突水水源是三灰和奥灰水，有的通过断层直接导入矿井，有的掘进距含水层太近或直接穿过含水层，造成涌水，本采区南部靠近F13边界断层，落差为90-310m，致使奥灰、三灰和煤系地层直接接触或接近，今后在开拓布署工作面回采时要严格按设计断层煤柱留设，并加强井下勘探，保证井下正常生产，以防造成重大水害事故。2.3.1.4 矿井涌水量根据历年来的开采证明，随着延伸不断加深，矿井涌水量不断的增加，现开采的-200水平以上，全年矿井平均正常涌水量为40m3/h。五采区延深-350

18、m水平时，待开采面积增加1.4km2时，预计三灰渗水量为52m3/h，现生产五采区实际涌水量为10m3/h，三采区复采动水量初期为14m3/h，放水后期预计20m3/h，全矿井正常涌水量预计为75m3/h。虽然在正常生产中涌水量不太大，但考虑到五采区开采面积不断扩大，三采区放水后动水量有所增加，因此在考虑矿井正常涌水量时适当加大一些，根据矿井实际涌水量情况，确定矿井正常涌水量为100m3/h，最大涌水量为300 m3/h。 采区水文地质该区水文地质较为明了，充水水源为采区底部断层导水，1989年6月6日采区底部探巷突水，原因为F13断层煤柱留设不够，FM23支断层导水造成，水源为三灰水。经估算

19、采区积水面积为117128m2，积水量19.6万m3，积水区标高为-269.12-200m，水头值约为70m，动水补给量约为14 m3/h，是影响三采区复采的主要危害。2.4 采区残余储量 计算范围采区边界西北以F25断层为界，南以F13断层为界，东以F41断层为界，对区内已回采完的块段不计算储量。 计算参数及方法（1）计算方法采用地质块段法，分煤层估算和汇总。因本区煤层倾角均小于15，以煤层平均真厚和水平面积估算资源储量。公式为：Q=mds式中：Q-块段内的资源储量（t）m-块段内煤层的平均真厚度（m）d-煤的视密度（t/m3）s-块段的水平面积(m2)（2）计算参数的确定平均煤厚利用块段内

20、巷道见煤点和各钻孔见煤点煤层真厚的算数平均值，借以邻近块段的见煤点煤层厚度，求得算术平均值。有不可采见煤点的煤层采用邻近可采点，按内插法求得最低可采厚度。夹石处理A、当夹石厚度0.05m时，夹石予以剔除，0.05m时，计算在煤厚内；B、当夹石厚度0.70m时，则夹石上、下煤分层作为独立煤层分别估算资源储量；C、当夹石厚度0.70m、煤上、下煤分层厚度夹石厚度时，则上、下煤分层合并估算资源储量；当上或下分层厚度夹石厚度时，则将上或下分层剔除，不参加资源储量估算。块段面积的确定均用AutoCAD软件从12000储量图上直接求得。（3）煤层的视密度根据井下煤层取样及钻孔煤样测定资料，煤层采用的视密度

21、为 1.33t/m3。（4）各种煤柱的留设大巷煤柱采区大巷煤柱按20m留设。断层煤柱依据规范及生产实际经验，断层煤柱的留设原则如下:A、列为资源量的块段不留设煤柱。B、边界断层F13留设50-100m煤柱；F41断层两侧各留设20m煤柱；落差20m10m的断层两侧各留设10m煤柱；落差小于l0m的断层不留设煤柱。（5）储量计算结果复采三区总地质储量141.7万吨，可采储量47万吨（采区回采率按80），其中永久煤柱（F13断层煤柱）26.5万吨，采区大巷煤柱7.6万吨，断层煤柱7.6万吨。2.5 采区开采概况该区为-200m水平首采区，采用下山开采。自1983年首采面3301工作面投产到1989

22、年底部突水采区封闭，历时6年，区域内共开采6个工作面，其中3302、3303分两层开采，其余开采一分层。该区分层开采时，上下分层顺槽采用内错布置方式，由于上下分层开采时间间隔仅810个月，虽然采取了注浆、铺竹笆等制造假顶工艺，但顶板管理难度仍然很大。后不得不采用留顶煤和抽底开采方式，剩余中间煤厚1.5m2.0m，这就为我们今天复采留下了难题，也同时留下储量，这是我们复采的主要原因和成功的主要依据。2.6 影响生产的其它地质因素（1）瓦斯、煤尘及煤的自燃本区属低瓦斯区，CH4相对涌出量为1.867.1l1m3/T.24h，平均为4.01m3/T.24h，CO2相对涌出量为2.9820.9m3/T

23、.24h,平均为9.37m3/T.24h。因本采区为复采采区，受采空区积水影响，CH4 、CO2、H2S等有害气体涌出量相对偏高，在掘进中应编制有害气体排放措施。煤尘具强烈爆炸危险，爆炸指数为3煤层38.34%。3煤自燃发火期6-9个月，自燃发火等级为类自燃。只是与之相毗邻的3217工作面出现过煤层自燃，原因是通风管理不善，复采三区没有自燃记录，但是在开采过程中应认真对待，并建立化验、监测和防灭火系统。（2）地温：本区属于地温正常区，不会有高温热害发生。（3）水淹前后各种直接因素分析对比顶板管理对比水淹之前：直接顶为粘土质粉砂岩或细砂岩，深灰色，水平层理发育，含带羊齿等植物化石，f=5，老顶为

24、全区稳定发育的灰色中粗砂岩，厚几米至几十米，成份以石英为主，斜长石次之，f=6。由于两次回采顶板陷落，直接顶与老顶皆处在冒落带，岩石破碎，回采时虽铺了假顶，但多被陷落岩石砸得支离破碎，给复采顶板控制带来不利。水淹之后：再生顶板经过多年的老空积水浸泡，预计会胶结较好。大部分底板有00.5m泥岩伪底，遇水膨胀变软，底板比压值变小，对开采顶板管理不利。顶板力学分析开采原生实体煤时：首先分析采场上覆岩层的基本运动规律。它主要包括一是“三带”的形成（图一）。长壁工作面煤层采出后，煤层的顶板要垮落一部分去充填采空区，这一部分岩层一般称为垮落带岩层（相当于直接顶）；在采空区，随着未垮落岩层的沉降，自由空间的

25、高度越来越小，直到不满足垮落的几何条件，此刻，下位裂隙岩层带就会形成一种平衡结构，若该结构的运动对采场矿压有明显的影响，则该部分岩层相当于基本顶，则称裂隙岩层带未裂隙带；裂隙带上直至地表未缓沉带，缓沉带的运动认为对采场矿压无明显的影响。二是对采场矿压有明显影响的上覆岩层范围，通过国内外有关资料的研究，一般采场的需控岩层厚度范围为采高的6-8倍。三是直接顶的运动规律，即为直接顶初次垮落阶段。四是基本顶的基本运动规律，包括初次来压和周期来压。其次分析采场支承压力的基本规律。采煤工作面前后方支承压力的分布可分为四个区域（图二），即工作面前方的原岩应力区（A）、应力增高区（B）、工作面后方的应力降低区

26、（C）和应力稳定区（D）。开采残余煤时：工作面围岩原始应力在开采之初产生变化，后逐渐释放并趋于稳定。开采残余煤，势必会引起围岩发生再次变化，即围岩再次运动，特别是区域煤柱为压力集中区，开采时基本顶来压较明显，应作为工作面管理的重点，必须制定严格的安全技术措施。而采空区为减压区，开采时不会引起围岩大的变化，顶板来压不明显，地表在原来的基础上有所增加沉降量。火灾、煤尘防治水淹之前：大量的顶煤、浮煤，呈破碎状态，加之煤体本身裂隙发育，给煤炭自燃发火提供了有利条件，热量聚积，温度不断上升，更加促进了低温氧化作用的进程，有可能最终导致自燃发火。煤层松软，即使在煤层注水后，煤尘防治难度也较大。水淹之后：煤

27、体全水分增加，不论是在火灾防治，还是在煤尘防治中，都发挥了至关重要的作用，都大大促进了安全开采。3 复采方案复采区采取了先疏放老空水、后复采的总体设计方案。根据矿井生产水平现状，决定从-270m水平车场经“十一”点前10米开门，按265方位施工一上山放水巷道，放出老空积水，积水可以经-270m水平东大巷泻入-270m水仓，即利用水平水仓兼作采区水仓，排完积水后方可复采。3.1 老空水的疏放考虑到老空积水的水头压力较大，为确保该区的成功开采，我们决定采用追排水的方法，按照两个阶段排放老空水，第一阶段：先由-200m标高排放至-250m标高，第二阶段：再由-250m标高排放至-270m标高。 探水

28、三线的确定根据中华人民共和国煤矿防治水条例第十二条，在受水害威胁的地区必须坚持“有疑必探、先探后掘”的原则，巷道在未掘进之前必须钻探，拟出三条警界线，第一线为警界线，第二线为探水线，第三线为积水线，以便引起高度重视。随时观察迎头变化情况，发现出水征兆时，立即停止掘进，汇报调度室，采取有效措施，根据已掌握资料，确定从积水线外推100m为警界线，外推40m为探水线，巷道进入警界线要随时观察迎头情况，发现异常情况，提前探水。（见图三） 积水量的计算（1）老空区积水量可由下式估算：W=KMLh/sinx式中：W老空积水量 m3 X煤层真倾角 M煤层实际开采厚度 m L老空区走向长度 m h老空区积水水

29、头高度 mK老空充水系数（）在这里，M=4.5m （回采两层）L=245m h=70m X=10 K=0.4 取平均值代入上式W1=0.44.524570/sin10 =17.8万m3（2）掘进巷道内积水量：巷道长度：3750m，宽度2.0，高度2.0积水量W2=37502.02.0=1.5万m3考虑到巷道年久失修、冒顶等因素，巷道积水量按1.8万m3。总积水量：W=W1+W2=17.8+1.8 =19.6万m3 超前距计算超前距计算公式如下：a=0.5KL其中：a超前距 m k安全系数 (一般取2-5) L巷道跨度（高或宽取最大） m P水头压力 Kp煤岩柱抗张力强度 kg/cm2此处：L=

30、2.4m p=70kg/cm2 kp=0.4102kg/cm2 k=5 （取最大）代入上式：a=0.552.4 =13.7(m)为保证施工安全，a值取20m，因实际计算超前距较小，且前方老空情况比较清楚，水头高度不大，探水线位置即为放水位置，当巷道进入探水线时（放水线）停止掘进，用钻机钻进放水。在进入探水线以前时，一旦发现出水征兆时，以20m超前距探水掘进。 水压的计算方法与钻具选择积水区标高-200.0m至-269.12 m，水头高差70.0m，其水头压力为7个大气压。根据液体在同一深处，向各个方向传递压强相同的原理，为此透点的压强应为：P=Qah=1000kg/m310牛/kg70.0=7

31、00000牛/m2又因最小开孔钻具为42mm（用42mm钻头与老空积水区钻透），其透点压力为：F=PS=700000（4221000）2=308.7牛因此，通过计算，透点的压力与透点的所需面积成正比，在施工中为加大安全系数，钻孔在透老空积水区时，应选择42mm钻头，钻进为最佳。3.1.5 钻孔布置与孔数计算3.1.5.1 探水钻孔布置根据已查明资料，决定超前探水孔布置两组，即与巷道倾角一致，每一组钻孔布置两个钻孔，各孔之间夹角为30，各钻孔间终孔距离根据情况加以控制，超前距为20m，帮距亦为20m，各钻孔方位倾角及终孔孔深见下表：表二孔号方位()倾角()钻进进尺(m)1270+1.540229

32、5+1.5603295+1.5604295+1.5503.1.5.2 孔数计算（1）单孔放水量计算：q=CW式中：q=单孔出水量 m3/s C=流入量系数 (一般取0.6-0.62) W=钻孔断面面积 g=重力加速度 9.81m/s2 h=钻孔出水口水头高度 mq=0.63.140.0212 =0.019(m3/s)（以上式中：C取0.6，钻孔直径为42mm，h为70m）（2）最大应放水量可由下式计算：Qmax=+Q动式中：W采空区积水量（这里为19.6万m3） t允许放水期限（s）（这里为30d） Q动采空区经常补给量（m3/s）（这里为20 m3/h） Qmax最大应放水量 m3/sQma

33、x=+=0.081（m3/s）（3）孔数计算：N=Qmax/q式中：N钻孔个数(个) Qmax最大应放水量（m3/s） q单孔出水量（m3/s）N=0.0810.019=4（个）（4）静水疏干时间196000(0.0193600)=2865小时2865244=30天（相对4个钻孔42mm）。3.1.6 钻机和孔口管安装3.1.6.1 钻机的固定钻场处的巷道规格要满足正常钻探，巷道支护要牢固，必要时架棚或加点柱支护，孔口要尽量处于坚硬的岩层中。钻机安装时要牢固可靠，以防钻进过程中钻眼偏离设计方位和改变角度。3.1.6.2 孔口安全装置的安置探放水钻孔的目的是疏排采空区水体，因此必须保证孔内尽可能

34、无堵塞，流水保持通常。钻机孔口处安设法兰盘、高压闸阀及压力表等，孔口套管均经过注浆加固并经耐压试验合格后方可进行钻进工作。孔口安全控制装置、钻机固定示意图（图四）3.1.6.3 孔口管安装根据矿井水文地质规程规定，压力在1-2MPa，套管长度不得低于15米。我矿三采区积水水头高度为15.3m，水头压力为0.15MPa，为保证施工安全，确定孔口管长度为15m，材料为4寸的无缝钢管（共有3根组成）。（1）套管长度与套管深度确定根据几根套管组合（含接扳），丈量好此组的长度，并进行编号，确定下套管的深度，首先用42mm钻头开孔，钻至套管长度相等时，停止钻进，孔内无有异常分别用73mm、89mm、108

35、mm进行扩孔，扩孔的深度不得小于组合好套管长度（标准为+15cm）。分次扩孔时必须用导向管，导向施工。（如73mm导向管长1.5m，扩孔达到1.8m时及时用好导向管）（2）下套管时，各节套管都是拧紧，套管离孔底10cm时，挡板内侧（指迎头方向），用棉沙缠捆，把棉沙塞在孔口外壁，用锚杆压入。（3）锚杆固定、锚杆与套管呈45夹角布眼，锚杆长度不能少于1.5米，用药卷固定，外面用沙灰球镇满，每根锚杆都不准松动，用螺丝与挡板拧紧，挡板外侧用抗柱顶死（见图五）。图五孔口套管安装示意图（4）封孔质量要求，套管下至孔底后，首先把细锯沫，填至孔底，然后把闸阀小挡板固定在套管上，用高压泵向套管内压入清水，观察孔

36、口，外壁有锯沫流出，并且泵有压力为止。其次把闸阀卸掉，把灰球捣入孔底（灰球量占套管长度1/15），在把挡板固定在套管上，用砂灰浆压入孔内，达到一定的压力时，用间隔法，慢慢的压入，当泥浆泵压力超过2Mpa时，一边压入砂灰浆，一边关死小闸阀，但不能停泵。否则封孔质量达不到要求，封孔后，必须把泥浆泵冲洗干净（灰:砂:水 1:2:0.7-0.8）。（5）待封孔凝固后（封孔后72小时），开孔进尺用50mm钻具钻至比套管长0.3-.05米，停止钻进，进行试压，当压力达到2Mpa时，孔壁不漏水为止，否则重新封孔。3.2 巷道布置方案一 利用放水巷道作进风巷，同时可以施工回风巷，但是必须保证放水巷道超前20米

37、。进风巷布置：在-270车场经“十一”点前10米开门，方位265坡度+130掘进220米，在此处放出老空积水；然后变方位为309（改名称为轨道上山）坡度+12掘进63米跟上3煤底板；变方位为356一直沿3煤底板掘进200米至终点。回风巷布置：在进风巷265方位20米处开门，方位为315坡度+5掘进30米；然后变方位为265坡度+4掘进240米撵3煤底板；变方位为356（改名称为回风上山）一直沿3煤底板掘进170米至终点。在终点施工一联络巷与进风巷连接形成系统。最后施工采区煤仓和变电所，设计煤仓净高10米，直径4米，容积130吨。变电所净断面10.07平方米，采用锚网喷支护，断面为半圆拱。方案二

38、 也是利用上述放水巷道排完老空积水，然后修复原三采区回风下山和运输下山。这两条巷道由于使用年限较长，加之受水浸泡，现已变形严重，修复相当困难，工作量较大。另外，即使修复好了，但是无法利用现生产水平提升运输设备，特别是运输下山无法与现在的皮带机巷连接，导致无法运输。与方案一相比较，方案一无论在通风、运输、利用现有设备等情况都明显优于方案二，所以本设计采用方案一。（见图六）井巷工程量：（见表三）表三序号巷道名称煤岩类别数量(m)净断面（）备 注1复采三区进风巷岩220514半圆拱形状，锚网喷支护2复采三区回风巷岩310514半圆拱形状，锚网喷支护3复采三区轨道上山煤263390梯形，工字钢支护4复

39、采三区回风上山煤170390梯形，工字钢支护5采区变电所岩301007半圆拱形状，锚网喷支护6采区煤仓岩101256圆形，锚网喷支护3.3 先期掘进采区巷道施工实行放炮落煤，机械（人工）扒装，矿车（刮板输送机）运输。巷道断面大小以满足通风、运输及支护材料存放为基本条件。先期掘进进风和回风巷，采用光面爆破，锚网喷支护，半圆拱断面，巷道规格为2.2m2.2m。掘进轨道上山、回风上山和采面回采巷道时，采用架棚支护，梯形断面，巷道净断面3.9m2，净高2.0m，巷道采用矿用11#矿用工字钢支护，原因有二：一是巷道围岩压力大，部分或大部分在再生顶板下施工，顶板破碎；二是选用工字钢棚支护，材料可以回收利用

40、，降低材料成本。工字钢棚梁长2.0m，棚腿长2.2m，棚距1.0m，车场内下对棚支护，棚梁长3.2m，棚距缩为0.6m，顶及两帮使用坑木接实背严。3.4 回采方法工作面采用走向长壁后退式回采，悬移支架支护顶板，煤厚大于4.0m时，可以放顶煤开采，采高1.8m2.2m，落煤方式为放炮落煤，人工攉煤，可弯曲刮板输送机运输，全部垮落法管理顶板，底板松软时，支柱必须穿铁鞋。采用XDY-7型悬移支架，最大控制距3.01m，最小控顶距2.26m，架距1.2m，支护密度0.37架/m2，工作面端头支护采用4对8架一梁三柱和DW22-30/100单体液压支柱支护，一梁三柱为3.0m矿用11号“兀”型钢制成。（

41、见图七） 悬移支架在使用中的优点（1）由于支架重量较轻，搬运、安撤方便，四棵支柱全部用钢丝绳与顶梁相连，在移架过程中随支架前移，大大减轻了工人的劳动强度。（2）悬移支架在工作面过断层时适应性强，可根据断层性质、落差大小，在支架前端或尾部垫坑木，就可将支架抬起或下伏20度左右，达到快速过断层的目的。（3）悬移支架调面非常灵活，只需将支架两棵前柱卸压，同时用单体斜撑柱在支架下方掩护，以支架尾部为支点，利用导链或调架器牵引支架前端，即可完成调架工作，因此非常适应不规则工作面的推采。（4）悬移支架较单体支柱配合铰接顶梁支护面积大，强度高，工作面初次来压和周期来压期间压力显现不明显，安全系数大。（5）推

42、采过程中采用塑料网护顶，由于架间距仅有550mm，不会出现网兜，更不会发生漏顶事故。（6）悬移支架具有前探支护，开帮后能快速有效地控制顶板，缩短了空顶时间，避免了因顶板离层发生的冒顶事故。（7）采用悬移支架放顶煤，煤炭回收率较高，推进速度快，不易发生煤层自燃发火。 悬移支架在使用中存在的问题（1）如工作面开切眼在掘进过程中装顶不实，造成顶板离层，初采时易倒架。（2）工作面在推采过程中，如老空侧出现悬顶，架后垫层低于支架上平面，冒落的顶板岩石直接作用在支架尾部，会造成支架倾倒。（3）支柱钻底严重或支柱超高使用时，支柱初撑力达不到要求，易造成支架因支撑力不够而倾倒。（4）移架分段位置选在地质破碎带

43、附近，如对破碎带不采取特殊支护措施，易于倒架。（5）支架顶端侧向应力突然作用在支架上，造成支架翻转。有关悬移支架的经验做法为克服悬移支架在使用过程中出现的不安全隐患，经过现场长期的摸索研究，我们总结出一套切实可行的管理方法。编写了适应复杂地质条件下的悬移支架操作规程、悬移支架作业规程、悬移支架工作面工程地质标准、悬移支架工作面测压制度、悬移支架工作面放顶煤回收办法等多项规定，有效地解决了悬移支架在使用过程中出现的安全问题。主要做法一是各种特殊支护的配合使用，例如端头支护、一梁三柱、倾斜连锁托棚、走向抬棚、单体斜撑柱、贴帮支柱等一些特殊支护。二是各种安全措施的联合应用，例如防倒架措施、移架回柱安

44、全措施、初采安全措施、初次来压及周期来压措施、过断层措施、收尾措施等。4 辅助系统4.1 通风、防尘系统复采区主要通风系统：地面主斜井-37大巷主下山-200东大巷-200付下山-270东大巷复采区放水巷-复采区回风巷-270皮带机巷-200主下山-200皮带机巷-100回风巷总回风巷风井地面。巷道掘进时采用局部通风机供风，风筒采用直径400mm抗静电、阻燃风筒，要求吊挂平直，无脱节、五破口，无管线挤压风筒。风筒口距掘进工作面迎头不大于5.0m，风量要达到设计要求。防尘水管采用2寸钢管供水，水源来自地面静压水池，水量、水质符合有关要求。4.2 防灭火系统对工作面回风隅角和回风流中的气体进行人工

45、检查和气体分析，并充分利用安全监测系统和束管监测系统，进行预测预报工作，通过对当班安监员测得的数据及束管监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升明显，有芳香族碳氢化合物，C0浓毒超过0.0024%或增长较快时，要及时组织进行撤人，进行防灭火处理。4.3 供电系统前期利用-270m水平变电所为巷道掘进供电；采区形成系统后，利用采区变电点向区内集中供电。4.4 运输系统前期为矿车运输，中后期随着开采水平的逐渐延伸，将在采区主要 敷设胶带输送机，工作面及顺槽运输设备选用刮板输送机，通过接力输送，搭接至采区胶带输送机，将煤运走。主要运煤系统为：工作面复采区回风巷-270皮带机巷-200主下山-100漏

46、斗上扒钩-37大巷延伸地面。5 井下试验复采区追排水工作自2002年10初开始，于12月中旬结束，历时近两个月，共计排放积水20万m3。该采区于2004年7月试生产首采工作面，即3302复采工作面，该面倾斜宽75米，走向长220，面积1.65万m2，剩余煤厚2.5米，地质储量5.48万吨。在煤炭回收工作中，我们加大了考核力度，制定了严格的考核制度，资源管理小组定期对工作面煤炭回收问题进行检查，现场安全员负责现场监督管理，对煤炭回收不净的地点，不允许进行下一生产环节，对于不听阻劝的，一律对其经济处罚。在生产工艺方面，我们充分利用无煤柱开采技术，既利于顶板管理，又增加了煤炭回收率。在本工作面，我们

47、安全回收煤炭5.1万吨，工作面回收率达到了93%，万吨掘进率达100m/万吨。前已叙及对老空水的防治，下面重点把顶板和瓦斯治理总结如下：顶板管理方面，由于顶底板多次采动，破坏了岩石的完整性，增加了顶板控制难度，因此必须加强顶板管理。认真抓好规程措施的编制、审批和贯彻落实，使内容既全面又符合现场实际，在遇地质构造或生产条件发生变化时，及时补充相应的安全技术措施。严格执行敲帮问顶制度，开工前班组长必须对施工地点的安全情况进行全面检查，确认无危险后方可施工人员进入施工。改进生产工艺，在上区段回采工作面结束，岩层活动完全稳定后进行沿空掘巷技术，其改善了巷道的维护条件，顶板移近量小，巷道无明显压力，利于

48、安全管理。在瓦斯防治方面，掘进巷道接近采空区时，必须编制探老空安全施工措施，弄清瓦斯、温度、煤层自燃及积水情况。在距煤层垂距10m以外编制探老空钻孔安全施工措施，有专职瓦斯检查员经常检查瓦斯，并将检查结果及时向现场和调度室报告。在采掘工作面、采区回风巷及与其相互连接的上、下顺槽中设置瓦斯超限警报仪，监测风流中的瓦斯含量，并将信息及时传送到地面控制室。在工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯含量超限时及时自动切断电源。瓦斯员要严格执行煤矿安全技术操作规程和现场交接班制度，杜绝出现空班、漏检、假检。该采区于2004年7月试生产首采工作面，于2008年8月开采完毕，4年间对残余煤、区段煤柱和边角煤柱进行了充

49、分、安全地回收，共回采了3302、3303、3304、3304外面和3305等五个工作面，共计采出煤量40余万吨。复采区域的巷道，除放水巷和回风巷两巷掘进为煤层底板岩石，其余均沿煤层布置，即穿过老空区。由于该区煤量分布比较正规，残余储量较多，我们严格按照煤矿安全规程布置正规工作面，确保工作面能够达到两个出口，保证了安全生产。6 安全技术措施6.1 顶板管理（1）顶板管理应按照地点条件进行设计，区域煤柱为压力集中区，而采空区为减压区，采空区边界10m范围为未压实或再生顶板差区域，顶板较为破碎。减压区以护顶为主，支次之，压力集中区以支为主，采用卸压槽、硐等辅助形式进行管理。（2）由于区域内破碎带较多，掘进巷道时顶板严重破碎，局部冒顶或原回采工作面大型冒顶，都会对复采顶板管理带来严重影响，因此在掘金和采煤过程中及时探明和分析，制定对策。（3）对伪顶、伪底和顶底煤，均按三软对待，要加大支护密度和强度。（4）工作面严禁超高采煤，严格跟煤底推采，撇底煤时，支柱必须穿铁鞋。（5）加强工作面两端头、上下出口和两巷超前维护，确保出口高度不低于1.6m，宽度不小于0.7m。（6）针对采面顶板破碎，从放炮、移架顶板管理等各道工序必须采取针对性措施。6.2 防治水（1）根据采空区积水量，合理圈定出“三线”范围，掘至探水线时，必须停头探水