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（1）嚴格執行追機移架制度，上滾筒割煤后要及時打出防片幫板，防止冒頂。（2）工作面局部坡度較大或頂板破碎時，必須采用少降快拉移架，并盡量減少支架反復升降次數，必要時采取停機移架。（3）若頂煤松軟，根據現場情況，割煤只割底刀，并追機移架，防止冒頂。（4）工作面局部煤幫片幫嚴重時，要及時超前移架，并打出護幫板護幫控頂，及時把操作手把打回零位，任何人不得隨意亂動操作手把。
3工作面初采初放措施
3.1工作面初次放頂技術安全措施
工作面初采施工時，必須編制專門的《3203綜放工作面初采施工安全技術措施》，組織相關技術人員會審、總工簽字后執行，嚴格執行礦領導及技術人員現場帶班、跟班制度，在現場進行施工技術指導與安全監管。此外，礦方還應成立礦壓觀測組，及時觀測頂板來壓情況，并進行記錄。初采期間，將支架升緊，護幫板打出，保證支架支承頂板均勻，接頂嚴密，護幫有力，防止抽條、片幫、初撐力符合要求。割煤后，要及時拉架，并及時護幫。時刻注意頂板壓力及安全閥開啟情況，防止壓死支架。工作面回采前，礦壓組要在工作面設礦壓觀測點，實行現場連續觀測，對上、下出口，上、下巷及工作面煤幫班班檢查，并向生產科匯報情況，以指導工作面頂板管理，保證安全生產。初次來壓前，通風科要加強對有毒、有害氣體的檢查，防止因采動影響有毒、有害氣體大量涌出使人身受到傷害。來壓期間，一定要注意工作面的涌水情況，發現異常及時匯報并進行處理。來壓時，根據觀察結果，增加超前支護長度，以防來壓過猛，摧跨兩巷支護。
3.2工作面末采收尾安全技術措施
末采回撤作業時，按照上級文件要求，編制專門的《3203綜放工作面末采回撤施工安全技術措施》，報請上級行業主管部門審批后方可組織施工，且必須保證除當班礦領導按規定帶班外，再配備一名專職帶班礦領導，在現場進行施工技術指導與安全監管。停采線具置視推進過程中基本頂壓力情況而定，避開地質構造帶或圍巖壓力異常區，選在底板平整、煤質較硬的地段。工作面回撤至距停采線前8m（開始鋪設頂網鋼絲繩，當網到梁尾時）停止放頂煤做撤架通道，末采期間，礦成立礦壓觀測小組，負責對工作面頂板支護質量進行監測、監控、預報工作。兩端頭要加強支護，保證單體液壓支柱的初撐力≥90kN，壓力大的地段要加大支護密度。在收尾時必須嚴把質量關，做到“三直”、“兩平”、“兩暢通”。收尾時，加強機電設備的檢修工作，保證設備的開機率。加強對支架支護情況的檢查，并保證液壓泵站的壓力不得低于30MPa。工作面收尾時采用錨網繩聯合護頂方式支護。工藝流程：鋪網—連網—鋪繩—臨時支護—打錨桿（錨索）。建議可提前在不影響采掘銜接的基礎上，可在停采線處掘一條撤架通道，撤架通道采用錨網梁索聯合支護，進一步增加工作面設備搬家時的安全性和提高工作面煤炭回收率。
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1 工程背景
青東煤礦位于安徽省濉溪縣境內，年設計生產能力180萬噸，設計生產年限69年，礦井于2010年開始生產，是淮北礦業集團的主力生產礦井。目前開采7號煤層和8號煤層，兩者的賦存特征和層位關系如圖1所示。
從圖1中可以看出，7號煤層和8號煤層間距變化較大，但是最薄的地方僅為13m左右。為了實現高瓦斯煤層8號煤層的安全開采，降低煤層中的瓦斯濃度和氣體壓力，將首先開采7號煤層（解放層），并通過7號煤層對8號煤層進行瓦斯抽放作業。
2 理論分析
為了利用好解放層開采方法，需要知道在開采7號煤層過程中，8號煤層的圍巖應力分布情況以及抽采過程中的瓦斯濃度變化情況。因此，通過FLAC數值模擬軟件，可以得到7號煤開采過程中8號煤層采場圍巖應力變化的理論值。模型的建立是以正在開采的828工作面為工程背景的，工作面傾斜長度假定為120m，工作面從10m推進至160m以遠。其中當工作面推進60m時的采場圍巖應力分布情況如圖2所示[8]。
從圖2中可以看出，較粗的黑線代表8號煤層，較細的黑線代表7號煤層，7號煤層中間的白色部分代表開采過的煤層。由于解放層7號煤層的開采，打破了圍巖應力原來的平衡狀態，8號煤層的壓力得到了釋放，從而有利于瓦斯氣體的排出，降低煤層瓦斯濃度。
3 工程實踐
實際開采過程中，8號煤層的瓦斯賦存壓力得到釋放以后，利用7號煤層已經開采的工作面向8號煤層施工抽取瓦斯的長鉆孔，并持續不間斷地抽放8號煤層中賦存的瓦斯。通過對鉆孔抽取的瓦斯量進行統計，得到瓦斯抽排量額變化情況如圖3所示。
從圖3中可以看出，隨著7號煤層工作面的不斷推進，鉆孔瓦斯抽取量也在逐步攀升，并達到一定的量值后基本平衡。這說明，7號煤層開采對于8號煤層瓦斯的釋放具有促進作用，解放層開采取得了預期效果。
4 結語
（1）通過數值模擬分析得到，高瓦斯煤層開采過程中，可以通過開采解放層對目標煤層的采場圍巖進行卸壓，降低圍巖應力。
（2）工程實踐結果表明，解放層工作面的開采可以促進目標煤層的瓦斯抽排，降低瓦斯濃度，為進一步開采打好安全基礎。
參考文獻：
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隨著科學技術的發展，采掘工作面布局的合理調整，中厚煤層開采工藝逐步由分層開采、走向短、傾向短、爆破落煤向一次采全高、長走向、大采長、綜合機械化方向發展，但前期遺留的下分層煤炭資源仍需開采，為了減少煤炭資源浪費，下分層開采要從增加采長上下功夫，采用跨區段開采。這樣一來區段老空積水的處理就成了一個新的問題。近幾年來，全國煤礦連續發生了多起一次死亡10人以上的特大水災事故，損失之嚴重、教訓之深刻，提醒我們對防治水工作必須保持高度警惕，下面結合我礦實際研究如何探放老空水。
0.概況
戊9-10-14052工作面位于戊四采區東翼中部，為戊9-10-14051、戊9-10-14071工作面的下分層，跨戊9-10-14051、戊9-10-14071工作面階段煤柱布置，其上下階段的上分層均已回采。東為戊二采區、西與戊四高強皮帶，戊四軌道相鄰，南為劃歸興東一礦回采的戊9-10-14031工作面，北為戊9-10-14091工作面（于2002年11月回采）。其風機巷分別平行于戊9-10-14051工作面風巷、戊9-10-14071機巷，設計可采走向長度510m，傾角長度164m，工作儲量23萬噸，煤層傾角34~38°，見巷道布置平面示意圖1。
該工作面東部相鄰戊二采區，距采區邊界煤柱40m，北部位于戊9-10-14071工作面中下部，處于戊9-10-14071工作面積水線以上。從戊9-10-14052工作面機巷南部拐切眼掘進時，切眼將通過戊9-10-14051、戊9-10-14071工作面階段煤柱進入戊9-10-14051工作面老空積水區。其積水區的標高為-204.4~-214.8m，高差10.4m。積水水壓為1.1kg/cm2，積水面積約4875m2，采高取其平均值1.85m，儲水系數0.2，按體積法計算積水量為2000m3，將對戊9-10-14052切眼掘進造成水害威脅。
因此，在戊9-10-14052切眼掘進過戊9-10-14051老空區前，必須把2000 m3老空積水放出，必須對戊9-10-14051采空區積水進行有效的探放水，保證安全施工。否則一旦發生突水，將淹沒戊9-10-14052機巷近300m巷道，礦工人身安全受到極大威脅。
1.1探放水地質條件特點
探放水見切眼剖面圖2，其特點如下：
（1）切眼煤層傾角大（34~38°）。
（2）切眼跨戊9-10-14051工作面和戊9-10-14071工作面下分層掘進。
（3）探水位置在戊9-10-14071工作面和戊9-10-14051工作面區段保護煤柱中。
1.2探放水關鍵性問題
（1）探眼的布置與角度的準確性。科技論文。
（2）怎樣控制老空水的流量問題。
（3）在煤層中布置探水孔，怎樣防止探眼被老空水刷大，老空水大量涌出問題。科技論文。
根據以上地質條件及關鍵問題，我們進行了專門研究，制定了實施方案。
2.探放水設計
本次設計主要為切眼集中探放水。
2.1掘進到切眼時的探放水
在機巷掘至切眼位置時，在機巷下幫做一個水泵窩，要求水泵窩深3m，寬3m，水泵窩底板低于巷道底板1m。
2.2排水設施及排水路線
（1）切眼施工到探放水位置后，在切眼右幫鋪設一趟搪瓷溜子槽，直至切眼下口泵窩，搪瓷溜子槽必須上壓下，嚴禁反壓，保證探放出的水不沖刷巷道幫及底板。
（2）水量預計及水泵選型 根據戊910-14051工作面采空區積水情況分析，孔口管采用Φ75mm鋼管，單孔流量為10-20m3/h，水泵選用QBK100/40型兩臺（1臺備用），從水泵上排出一趟Φ50mm水管到戊四軌道排水溝中。
2.3鉆孔設計
在切眼工作面布置3個鉆孔，分別為上孔、左下孔、右下孔，鉆孔在掘進工作面呈三角形布置，上孔開孔處距離頂板1m，下面兩孔距離頂板1.5m，鉆孔終端在戊9-10-14051工作面采空區頂板以下0.5m處，鉆孔的設計參數見表1，鉆孔布置平面示意圖見圖3。
表一鉆孔參數表
2.4鉆機選擇
鉆探老空水時采用功率為4KW煤電鉆，由開孔至孔深7m用Φ89mm鉆具，里段采用鉆桿Φ42mm麻花鉆具。
3.探水前準備工作
1、鉆機、注漿泵必須提前運輸到位，接上電源，試運轉，保證設備運轉正常。科技論文。
2、開孔前重新核對鉆孔方位、傾角，準確無誤后開孔，先施工上部孔，后施工下部孔，鉆孔直徑為110mm，打入7m時停止鉆進，準備下套管。
3、固定套管在75mm鋼管外口2m范圍內纏上海帶，將鋼管置入鉆孔內，用注漿泵將水泥砂漿從Φ75mm鋼管壓入，見水泥砂漿從鋼管外緣流出孔口時停止注漿。鉆孔結構及孔口裝置見示意圖4所示。
4、試壓。待固定套管水泥砂漿養護24小時后，套管外口接測壓表，進行壓力測試，調節水壓直到套管內水壓上升到3kg/cm2時停止試壓，試壓時，如果壓力值小于3kg/cm2套管外漏水，采取重新注漿加固措施，直至套管外不漏水為止。
4.探水
探放水用Φ42mm麻花鉆具從套管中鉆孔，鉆進過程中，如果水量不大，繼續鉆進，如果明顯頂鉆，水壓增大，應立即停止鉆進，待水壓、水量穩定后，慢慢退出鉆具，關閉閥門，穩定10分鐘，記下水壓值，開始正常排水，在排水期間，可根據實際情況用閥門控制流量，保證探水工作萬無一失。
5.探放水關鍵性問題及注意事項
1、由于探放水在兩個區段保護煤柱中進行，壓力非常大，因此，對于探放水位置前后的巷道必須加強支護。
2、必須對水文地質情況準確掌握，否則有可能出現技術性失誤。
3、要準確計算探眼處的煤層傾角等參數，否則有可能出現探不到水，誤認為無水而造成突水事故。
4、下套管的角度準確與否直接關系到能否探出老空水，因此，套管安設必須準確。
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廣西崇左市六湯稀土礦屬于南方離子吸附型稀土礦床，采用先進的原地浸出工藝進行開采。主要應用礦床中的稀土離子具有可交換、吸附的特性，在浸出液的作用下被交換吸附出來，達到開采利用的母的。原地浸出工藝涉及礦床地質學、水文地質學、采礦、選礦、冶煉、化學、流體力學、環境科學、安全科學等多專業的綜合性學科。在開采過程中不破壞地貌、不產生礦石搬運、不產生排土問題，直接從礦床中回收有價金屬，屬于綠色開采工藝。根據其開采工藝條件，在生產過程中，依然存在著如何提高回收率及更好保護環境的問題。本文就崇左市六湯稀土礦開采過程中對回收率及環境影響的影響因素進行分析并提出解決的方法。
1、崇左市六湯稀土礦的開采工藝
本礦山采用原地浸出工藝，其工藝技術路線為：網井布液、靜壓滲液、負壓封底、綜合收液：即將浸礦液通過網格布置的注液井注入天然埋藏條件下的風化礦體；浸礦液在靜壓滲浸條件下，在滲流場中滲透，礦石由非飽和狀態過渡到飽和狀態，滲流場由不穩定過渡到穩定狀態，進而產生穩定流動。在此過程中環境，浸礦液中的陽離子與礦物中的稀土離子發生交解作用，稀土離子進入溶液，形成稀土母液；浸出的稀土母液或沿天然基巖隔水層面流向集液溝，并匯集到集液池，或向負壓收液面集中（即礦層底部收液坑道），并沿負壓收液系統，最后匯集到集液池，再輸送到水冶車間進行處理：母液凈化后加入沉淀劑使稀土沉淀，然后將稀土沉淀物過濾，灼燒而得到混合氧化稀土。原山浸析采礦工藝流程，如下圖：
2、開采過程中，影響回收率的因素及應對措施
2.1 根據本礦山應用的原地浸出開采方案，可以知道，對于稀土的回收主要是通過浸出液在流經含稀土礦的礦層時，稀土離子與浸出液中的陽離子（NH4+）產生交換，稀土離子隨著浸出液（母液）一起集中回收。具體表現為:浸出液從注液井(孔)中,沿風化礦物的孔隙進入礦體,并附著在吸附了稀土離子的礦體表面;溶液在重力和壓力作用下,在孔隙和裂隙中擴散,并擠出孔裂隙水;溶液中活動性更強的陽離子與礦物表面的稀土離子發生交換解析作用,并使稀土離子進入溶液,生成孔裂隙稀土母液,形成原地浸析層;不斷加注的新鮮溶液,擠出已發生了交換作用的稀土母液,并與礦物里層尚未發生交解作用的稀土離子,發生交解作用。擠出的地下水及形成的母液到達礦體地下水位后, 逐步提高原地浸出采場內的地下水位,形成原地浸析采場內的母液飽和層,當飽和層所形成的地下水坡度達到一定的角度(>15°)時,可形成采場內較穩定的母液地下徑流, 在水封閉的條件下,在整個原地浸析過程(注液與注頂水過程)中,母液流向設置在采場下部的集液溝中。在這過程中，稀土回收率的影響因素有：①浸出液與礦床中稀土的接觸和交換問題（即浸出率問題）。②浸出排管、孔深、孔距、注液方式等原因，而導致浸出時存在浸出盲區。③在注液后，浸出液往浸出區外漂移，使得母液回收率低。
針對上述三點，通過試驗，采用如下應對措施：采用增加布液點、減小孔深、孔距和孔徑、減少加液量等方法,即采用低液固比、高濃度浸出劑、多布液點、少加液量的方法，浸出液按照“先上后下”、“先濃后淡”、“先液后水”的三先原則注液,可以減小浸出盲區, 提高浸出率論文格式。采用從生產井抽取的液量要略大于注入的液量（這樣就給礦體中的液體施加了一個向生產井流動的動力）；在礦體周邊注入聚合物, 做一道注漿幃幕（防止浸出劑向礦體外漂移）；圍繞礦體周邊鉆一些保護井, 向這些井注入水,把浸出劑驅回礦體；利用監測井監測可能發生的浸出劑的漂移,以便及時采取預防措施，防止浸出液產生向浸出區外漂移。有效地保證了母液的收集。
2.2沉淀過程中對回收率的影響及對應措施
對于整體礦山而言，除了開采過程中的浸出率、母液收集率對稀土回收率的影響外，在沉淀過程中也有損失。在浸出的母液當中含有很多的非稀土雜質,為保證產品的質量,在沉淀前必須先除雜。在除雜的過程中環境，會有部分稀土隨著雜質沉淀而產生裹脅損失。對此類損失，采用的措施為：①在原地浸出時控制浸出劑的濃度及酸度，盡量減少母液中的雜質；②在除雜過程中嚴格控制沉淀劑的質量和數量，并嚴格控制PH值，盡量減少裹帶損失。母液經除雜完成后成為合格的稀土母液，合格母液加入碳銨沉淀形成碳酸鹽沉淀，最后將碳酸鹽沉淀經板框壓濾機過濾即得到碳酸稀土產品。在這個過程中產生的損失主要為：在沉淀工序時因沉淀不完全而造成稀土損失;在壓濾工序時有少量的稀土碳酸鹽細粒透濾,形成壓濾脫水損失。針對此類損失，采用的措施有：①在碳銨沉淀時，控制母液的稀土濃度、PH值、碳銨的添加狀態、加入量及加入方式，使其結晶良好；②在壓濾時選用合適的濾布，并將濾液放到沉淀池，使微小顆粒進行再沉淀。
3、開采過程中，影響環境的因素及應對措施
原地浸出技術屬于綠色開采技術，但在開采的過程中，如操作不當，也會產生環境事故。主要產生的環境事故為：山體滑坡和母液滲漏。
產生環境事故的主要原因有：①在離子交換過程中，部分細粒粘土隨著浸出液一起流走，改變了礦層的力學性質，使巖體變得疏松；②由于注液時液面控制不當,使浸出液與表土發生明顯的激烈化學反應,產生大量氣泡,并使表土不斷遭到侵蝕、剝落，堵塞微細孔，使浸出液在表土匯集，下滑力大于礦層的結構力；③出現穿井現象，注入的溶液不再是滲流，而是穿流,加大了對礦層破壞能力；④最后灌頂水時流量及位置不當，使本因交換而結構力降低的礦層的壓力過大。⑤集液溝滲液面不夠或沒有挖穿全風化礦層，使礦層飽和水位不斷升高環境，增大了巖體的負荷。
根據上述對環境影響的原因，采用如下的應對措施：①注液井中注液面要嚴格控制在表土層以下,禁止浸出液注入表土層與全風化層的過濾帶中,以免發生氣泡堵塞與固體堵塞現象；②增加集液溝滲液面積，并在開挖時一定要將全風化礦層挖透,并使其在全風化礦層有一定高度的滲液面；③開挖集液副溝并對集液溝進行支護，保證其牢固，防止出現事故而導致母液滲漏；④做好防洪設施，把排洪系統按當地最大雨量設計施工；⑤保證浸出液通暢同時，嚴格控制注液井液面高度；⑥在礦體周圍，灌混凝土樁，保護好礦體。
4、結語
原地浸出技術屬于綠色開采技術，適合于崇左六湯稀土礦的開采，在開采的過程中，只要密切關注到上述對回收率及環境影響的因素，并做好相應的防范措施，就能有效地保護了環境，具有很好的經濟效益、社會效益及環境效益。 使企業成為環境友好型、資源節約型的企業。
參考文獻
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近年來，計算機輔助設計(Computer Aided Design，簡稱CAD)在世界各國得到了廣泛使用，它是利用計算機的計算功能和圖形處理能力，對產品進行輔助設計、分析、修改與優化，綜合了計算機和工程制圖知識，并且隨著計算機硬件性能和軟件功能的不斷提高而逐漸完善。
計算機輔助設計是由美國公司開發的通用計算機輔助設計軟件包，具有體系結構開放、使用方便、便于掌握等優點，并能夠繪制平面與三維圖形、渲染圖形、標注尺寸以及打印和輸出圖紙。
從上世紀80年代至今的有關文獻資料來看，計算機輔助技術在國內外礦山開采設計中的應用日益廣泛。作為一種精確、高速的新型設計工具，已被廣大工程技術人員所接受，并對傳統的設計方法與手段提出了挑戰。目前，它已被礦床開采設計的各個分支和側面廣泛應用，并取得了很好的效果。
一、計算機輔助系統組成及采礦設計理念
計算機輔助系統一般以有著圖形功能的交互計算機系統為基礎，包括：計算機主機、圖形輸入板、圖形顯示終端、掃描儀、繪圖儀、磁帶機、打印機以及其他各種軟件。利用交互系統開展采礦設計，可以邊設計，邊構思，邊畫樣，邊修改，隨時可以從終端屏幕看到每一步操作的顯示結果。典型的設計包括：(1)設計者接受任務，了解甲方對礦山的功能、經濟、制造技術、生產環節等方面的要求。(2)方案設計。一方面來自設計方的要求，另一方面來自工程師的知識、理念，包括功能的滿足，技術的可行以及其他需要等。(3)驗證、修改、定型。將設計對象表達出來，并根據功能、技術、經濟、審美等方面的詳細要求和數據，對其進一步修改，適之處予以完善，細節予以補充，最后定型。(4)將設計果制作成技術文件，一般包括三視圖、部件圖、剖面以及各種說明等。
二、如何使用計算機輔助設計
每個人都知道，礦山開采的目標是要開采出礦石，而礦山工程設計，是工程師、設計人員應用技術手段改變礦山環境。滿足政府、企業以及特定人群要求的一種高智能勞動。因此，采礦設計的任務：一是必須開采出高質量的礦石；二是有效地保護工程結構，使其能夠承受自然界與人工開采的壓力，長期而可持續地發展；三是必須保證以盡可能低的代價和成本，獲取最大的經濟效益與社會效益，保證工程建設的安全和后續作業的開展。
實踐證明，采用CAD進行采礦可以提高采礦設計水平與設計質量，不但能夠使常規設計效率得到有效地成千上百倍的提高，還能夠在手工設計時代根本無法想象的設計空間展開自由翱翔的翅膀。由于設計工程師思想、理念、習慣、表達方式的不同，在設計環節使用計算機輔助部分與其余部分之間接口的描述方法也難以取得一致。所以，設計工程師在開展設計之前，要對每一個項目進行深入的了解。比如，礦山所處的地質地貌、水文環境、開采方式、巷道走向、設備選型、提升機械甚至礦山復綠等，都要胸有成竹，才能“知己知彼，百戰百勝。”在設計過程中，設計工程師要做好一周就以下幾個方面的工作：
1.認真做好設計方案。接受設計任務后，首先要運用自己的設計經驗和知識進行設計構思。在這個過程中要進行技術決策，確定設計原則，同時對今后設計過程和要完成的設計有個整體認識。包括：一是下大力氣廣泛收集有關采礦的背景資料與工程信息，認真開展調查研究，了解與掌握地質勘探、技術經濟、礦產利用指標、礦床儲量、礦山生產力等等信息；二是分析研究已經取得成功并在實踐中得到證明的同類設計資料以及相關知識，取人之長，補己之短，學習和參考成功的經驗，開展設計工作，進行構思。才能厚積而薄發，最后確定設計方案。
2.對每一個工程結構參數進行分析。其目的是要確定設計方案中有關工程結構的應力載荷、約束條件等，這是采礦設計中很重要的一個方面，不能有半點馬虎。
3.掌握設計采礦圖的全過程。在實際工作中，具體方案的設計往往與繪制同步進行，因此，必須對設計采礦圖的全過程嚴格掌握，不得有一絲的大意。
4.繪制施工圖。這是采礦設計的具體表現，要以詳盡體現設計意圖為目的。工程師長期的實踐采礦設已形成了行業的圖樣表達習慣和約定，因此對施工圖的繪制要能體現這一特點。
5.進行全面的經濟分析，這是設計的重中之重，根據設計階段的不同對概算和預算進行分析。概算是確定項目投資、編制和安排建設計劃的依據；預算是施工圖設計文件的組成部分，是確定工程造價、考核工程成本和經濟性的重要組成因素。
總之，此系統研究的目的是輔助設計者完成工程方案的設計，模擬設計領域專家的思維進行工作。因此，從這一意義上來說，采礦CAD系統是對采礦設計專家的思維模擬。
三、采礦CAD技術特點分析
系統結構是軟件開發的基礎。系統結構的選擇，一要考慮行業特點；二要考慮技術發展水平。盡管21世紀新的技術已經向三維實體、可視化和集成化發展，但對礦山行業而言，還有很長的路要走。所以，系統的定位必須重視企業的特點和現狀。一般來講，CAD技術在國內外礦山的應用有以下特點：
一是提高設計質量，縮短設計周期。主要通過使用CAD系統，使設計過程更加客觀、、準確、高效和規范。所以，采礦CAD的設計一定要考慮礦山設計規范和工程師的設計習慣。
二是富有實效與連續性。無論是地質、采礦、測量，還是選礦之間的信息處理、傳輸更富于時效性和可連續性，更加強調系統的集成化和數據的共享。
三是加強采礦CAD系統的通用性和可移植性。由于行業差異與體差異，以及在生產過程中需處理的瞬息萬變的信息差異，使得這種D技術在礦山行業的應用研究中具有較強針對性，可移植性相對較差。所以，必須采用圖形處理方法、圖形環境以及數據接口技術研究。
四是從實際出發進行研究。由于二維方式下的礦山CAD軟件的應用研究有利于與傳統設計方式銜接，也符合目前礦山計算機技術水平。所以，要擯棄過分追求“三維實體設計”的思想，從礦山的實際需要出發進行開發和研究。
五是與時俱進，積極研究。目前CAD軟件開發正處在一個由二維平面的設計模式向三維空間的設計模式過渡。由于存在技術上的障礙，一時間還難以完成。但是筆者認為，只要我們與時俱進，努力學習，認真研究三維實體構模技術、基于GIS的礦山空間工程數據技術等，就一定能夠使礦山設計的水平大大提高。
從目前文獻調研和實際應用情況來看，采礦CAD軟件的開發和應用還存在著許多問題，比如，基礎研究較少，尤其是很少從理論、技術和方法上展開研究。對圖形數據的規范化及其表示方法研究不夠，沒有相應的標準可以遵循，等等，這些都是CAD技術在采礦技術應用中遇到的問題與障礙。
“大江東去浪淘盡，千古風流人物”。時代在發展，科技在進步。綜上所述，目前CAD技術正朝著開放、集成、智能和標準化的方向發展。作為CAD系統的支撐環境，開放的操作系統，如：WINDOWS、UNIX將是今后CAD系統的主流；實用性更強的編程與數據庫技術將為該系統的發展作出新貢獻。我們期待著計算機輔助系統為礦山建設發揮更大的作用。
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篇6
關鍵詞 礦山充填開采；正六邊形進路；圍巖穩定性；數值分析
【文獻標識碼】A
Multi-factor approach on a regular hexagon surrounding rock stability of backfill mining
Xu Zhi-li,Lu Wen-chao,Chen Chang-feng
(Civil Engineering College of Qingdao UniversityQingdaoShandong266033)
【Abstract】Study approach using hexagonal fill mining method in mining in the mine, combined with the finite element software ANSYS and finite difference software FLAC3D coupled modeling and analysis, consider the depth, grade and backfill surrounding rock to rock stability ratio factor of influence, combined with analyzes obtained in the mining process of the law to restrict the role of a good roof settlement terms, stress is gradually transferred from the mine to the surrounding sides of the room, to the excavation of the latter from the mining areas of stress concentration area must be in multiples of stope width Department, and is located at the level of the middle layer; with depth deepened, reducing the level of surrounding rock and backfill ratio decreases, the plastic zone height and area increases for the future fully into efficient mechanized mining production operations and reduce exploitation of filling technology cycle operation time, provide technical support.
【Key words】Mine backfill mining;Regular hexagon approach;Surrounding rock stability;Numerical analysis
1. 前言
本文采用正六邊形進路開采充填法在礦山回采中的運用，結合ANSYS和FLAC3D進行耦合數值模擬，考慮埋深、圍巖級別和充填體配比對開采過程中圍巖穩定性影響，研究其破壞方式和破壞機理，分析了頂板沉降、應力場轉移規律和塑性區分布規律，為將來礦山全面步入高效機械化生產作業和減少開采充填工藝循環作業時間，提供技術保障。
2. 礦體開采條件和采礦方法
礦體的上、下盤均為圍巖，下向傾斜進路開采嗣后全尾砂充填法采用仿生學原理，將進路斷面設計為正六邊形斷面，使采空區充填后呈蜂窩狀結構，從而改變其受力狀態，提高圍巖穩定性，控制地應力作用。進路布置為相鄰進路在垂直高度上交錯半層，隔一采一，每回采一層下降高度2.6m，采場階段高度32m，盤區采用脈內外聯合采準系統，下降16m設置一條分段道，其與斜道相連接，斷面為邊長3m，高5.2m（寬*高）。
3. 分析模型
3.1模型建立。
運用ANSYS軟件與FLAC3D軟件耦合建模，先在ANSYS軟件中建立模型并劃分網格，后運用專門的接口軟件將其導入FLAC3D軟件，采用等效平面應變模型。巖體開挖僅在局部范圍產生，距開挖區范圍至少3倍其寬處，應力、應變變化很小，可忽略不計。本章數值模擬模型遵循該原則，開挖區上下、左右均建立3倍開挖區尺寸，以符合圣維南原理。采用Mohr-Coulomb屈服準則，此破壞準則為可能屈服面內極限面，工程運用該準則是偏于安全的。模型的尺寸為：
3.2力學參數。
計算所采用力學參數是經過室內力學實驗所得并通過Heok-Brown強度準則折減后得到的巖體力學參數(數值模擬中圍巖和充填體的物理力學參數表見表1)。
3.3模型邊界條件。
模型邊界條件為兩側限制X方向約束，底端為固定約束，模型頂端施加荷載按照具體開挖方案而定。
4. 模型方案及計算結果分析
4.1模型方案。
設計方案是取13分層，每分層分為兩步開挖和兩步充填，共有26步，加上初始原巖應力場模擬，總開挖步驟為28步。具體步驟見下表2和圖1：
4.2計算結果分析。
（1）位移場分析。
通過上圖2～4可以看出，開挖前兩步的頂板沉降量比較小，隨著開挖充填的不斷進行，在開挖第二分層中的正六邊形進路礦房時，第3、4步開挖后的頂板沉降量有急劇增大的變化，此后開挖充填過程中，未出現沉降值劇烈變化、平穩增加。隨著埋深加深、圍巖級別的降低和充填體配比的減小，沉降量逐漸增大，且埋深越大，圍巖級別越低和充填體配比越小，沉降曲線變化越陡。
（2）應力場分析。
從圖4～7中可以看出，從豎向壓應力變化過程看，開挖前兩分層中，豎向應力隨著充填體配比降低而增大，且第一分層開挖壓應力是在增大的。隨著開挖充填的不斷進行，應力重新分布，由于充填體有效地緩解了側壁的應力集中現象，初期應力集中區在近開挖區兩側處，第6開挖步的壓應力均急劇減小，隨后逐漸向兩側擴展，因埋深加深，圍巖應力釋放增大；圍巖級別的降低，其承受應力的能力下降，圍巖釋放應力也減小；充填體配比減小，膠凝材料少，其抗壓強度降低，承受應力的能力降低，圍巖釋放的應力越小，所以隨著埋深加深應力增大，隨著圍巖級別降低和充填體配比減小應力值減小。且至開挖后期，應力集中區距開挖區一定倍數礦房寬，隨著埋深加深、圍巖級別增大和充填體配比提高離開挖區越遠，位于中間層同一水平處。
（3）塑性區分析。
從塑性區分布看，開挖第一分層時，礦房兩側出現剪切塑性區，但并不影響開挖過程中的圍巖穩定性；由于第二分層的開挖，減小了開挖區的橫向約束，致使第4步開挖后，出現較大范圍的剪切塑性區現象。隨著開挖充填的不斷進行，由于開挖區兩側圍巖一直受到較大的應力影響，以致開挖區兩側圍巖的剪切塑性區破壞高度和面積隨著埋深加深、圍巖級別降低和充填體配比降低而增大。塑性區產生是從與開挖區外相鄰礦房的一幫以45°角向上，另一側則在開外區外與該開挖分層礦房底板同一水平位處與45°向下不斷擴展（單數開挖步，塑性區向開挖區的左邊向上擴展，雙數開挖步，塑性區向開挖區右邊擴展），總體上呈現剪切塑性區；開挖后期，在中間層的兩側圍巖均有較大的塑性區。
5. 結論
(1) 從頂板沉降方面，隨著開挖過程的不斷進行，沉降量隨著埋深的加深、圍巖質量的降低和充填體配比的減小而逐漸的增大，且沉降曲線的斜率也是逐漸的變陡，在開挖至第三分層以后，沉降量未出現較大的起伏波動，且平緩增加。
(2) 從應力場方面，開挖初期，應力主要是由與開挖區相鄰的圍巖承受，之后隨著開挖充填的不斷進行，應力重新分布，逐漸再向兩側轉移，隨著埋深的加深、圍巖質量的提高和充填體配比的增大，這種轉移的程度也是逐漸增大的，且出現的應力集中區位于為中間開挖層同一水平處。
(3) 從塑性區分布方面，起期的塑性區較小，出現在礦房的兩側幫，隨著開挖充填過程的不斷進行，塑性區出現在開挖區兩側的圍巖上，分別以45°向上下不斷擴展，且隨著埋深的加深、圍巖質量的降低和充填體配比的減小，塑性區的高度、面積和影響的范圍都是在增大的。
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篇7
1、課題的提出
淮北礦業集團臨渙煤礦Ⅱ726里工作面里段機巷走向長315米，里段風巷走向長364米，受地質條件影響，外段機巷、風巷與里段機巷、風巷成250角向下施工，為了提高煤炭采出率，里段機巷采完后需要旋轉回采，受地質條件的影響，我公司綜采工作面走向長度都比較短，造成裝面和收作較為頻繁，造成接替緊張，大大浪費了人力、物力及各種費用的支出，嚴重制約了煤炭開采整體效益的提高。針對此情況，Ⅱ726里工作面采用旋轉技術，把里段走向為330米和外段走向為630米的兩個工作面設計成為一個綜采工作面，進行旋轉回采，取得了較好的效果。
2、研修的過程
2.1、工作面概況
Ⅱ726里綜采工作面由于受F4斷層影響，初期設計分里、外段兩個面開采，后期經技術論證，改造成一個綜采工作面，工作面在向前推進330米后，風、機巷均向下旋轉25度（見平面布置圖）布置，使兩段連成一個整體，采取旋轉開采（甩采）方式采煤。
該面地質構造較簡單，煤層賦存較穩定，厚度在0.7—3.3米，使用的是ZY6800—14/28型的綜采支架支護，一次采全高。機巷安裝一部轉載機和150皮帶機配套運煤，出煤系統簡單。
2.2、甩采難點分析
⑴、機巷轉載機的過渡：由于轉載機的彎曲度很小，應視為整體設備，整體過機巷拐點較困難，必須預先考慮好解決辦法。
⑵、工作面在旋轉采煤時，主要是甩上段，要提前考慮到運輸機下滑。
⑶、確定甩采位置，測算出旋轉采煤時，風、機巷的進度比。
⑷、旋轉采煤時，極易造成支架擠架、咬架現象，要制定防止擠、咬架和調整支架的的措施。
⑸、旋轉采煤期間論文下載，由于機巷進度小，機頭要長時間停止不動，易造成壓力集中；工作面甩點支架進度小，易造成煤幫片幫、掉頂現象，因此要有工作面機頭和工作面甩點的管理措施。
2.3、解決措施
⑴、考慮到轉載機整體過渡很困難，采取在外機巷提前安裝一部轉載機辦法解決，這樣等工作面推進到拐點后，把原來的轉載機、皮帶機拆除，工作面運輸機直接與新安裝的轉載機搭接好，就可從外機巷系統出煤了。
⑵、綜采工作面正常推進時，工作面運輸機上、下竄容易控制，一旦甩采時就容易出現運輸機上、下竄動問題。該面主要是甩上段，解決運輸機下竄問題采取三種辦法：一是在甩上段之前，我們采取先甩機頭，使工作面車先上竄到最短點（轉載機拔到緊貼機巷上幫時，工作面運輸機與轉載機合理搭接，此時機頭最短），再開始甩采機尾；二是甩采期間采取單向移運輸機，即全部從甩點向機尾移車（出現煤層片幫，不易單向移車時，在移車前先在甩點處向下，每間隔3—5米，用預先準備好的推移油缸打好斜撐，用于控制運輸機下滑）；三是提前擴工作面下幫，增大機巷寬度，保證機頭一旦下滑時，下幫有足夠的空間，便于行人安全。
⑶、確定合適的甩采位置，就可以確定機、風巷的進度比。由于外機巷旋轉25度，當工作面機頭不動，該工作面斜長為154米，風巷至少要多推進60米，工作面才能甩至垂直外機巷。考慮到甩采期間會出現擠架、咬架現象，甩采時必須適當地采通硐，以便調整支架位置和方向。所以，工作面必須在距機巷拐點一定距離時就開始甩采。實際工作中我們取10米，這樣，甩采期間機、風巷的進度比就可以算出為10：70=1：7。圖中線段1為初甩回采線，線段3為甩正后回采線。
⑷、甩采時支架極易發生擠、咬現象，我們分三個階段對支架進行調整，來解決支架擠、咬現象。初調階段：主要措施是：采煤機必須割通刀，不得在工作面中部返刀，采取單向移車，控制運輸機下滑，要從機頭向機尾移車，嚴禁從中間向兩端移車；在調斜過程中，要保證支架高度，以便于調斜移架和移機尾，并不斷調整支架方向，使其擺動一定的角度；嚴格掌握甩點抵車距離，并按扇形調斜要求依次割掉三角煤，完成進刀。工作面只能出現一處小彎，避免出現較大彎曲，造成嚴重的擠、咬架事故；嚴格控制采高，確保割煤過程中頂、底板平整。調采階段：每次割完煤，都要從機尾開始，由上向下逐架調整支架的尾部，使支架的尾部上擺一定的角度，這樣在下次移架時支架就會改變運行軌跡，運輸機產生向下的推力，達到控制其上竄的目的（向上移運輸機時，運輸機上竄）。還能起到調整支架的間距作用，可有效地防止擠架現象。調整階段：當工作面甩采到預定的甩采線時，應多進通刀，全面調整支架的狀態、間隙、高度和運輸機的直度，使工作面調整到正常位置，進入正常回采階段。
⑸、甩采時工作面有兩處管理難度較大不應忽視：即工作面的甩點和機頭部位。工作面甩點由于受調整移車距離限制，支架經常不能移到位，煤幫極易出現端面距，造成空幫掉頂，此處必須采取人工做窯方法，超前加強管理；另外，工作面機頭部位，由于進度較慢，空間跨度較大論文下載，長時間處在壓力很大的地帶，也必須加強支護管理，保證機頭有足夠的高度，確保正常出煤、運料、行人的安全。
3、甩采效果
Ⅱ726里綜采面從10年2月4日開始甩采，采前編制了較詳細的補充措施。安監、技術、調度三家職能單位，三班有人跟班到現場，施工單位嚴格按照措施執行，甩采非常順利，雖然中間也出現過我們預計到的運輸機下滑、擠架、甩點片幫，支架調向困難等問題，由于處理方法得當，執行措施堅決，現場管理到位，所遇問題都能迎刃而解。我們原先預計，在甩采期間因受到斷層影響，增大甩采難度，影響進度，實際生產中，由于斷層落差不大，影響很小。到2月21日該面就已經甩采到位。歷時時間短，效果明顯。
4、經濟效益
⑴綜采工作面旋轉開采技術應用便取得圓滿成功，達到了技術研究的目的，為我礦今后綜采工作面甩采技術的推廣與應用打下了堅實的基礎，經濟效益不可估量。
⑵綜采工作面采取甩采技術，為我礦綜采設計探索出一條新的成功之路，同時將為緩解我礦采掘接替的被動局面積累了寶貴經驗，具有良好的社會效益。
⑶綜采工作面采取甩采技術，即省去綜采工作面的改造、搬家、收作、安裝等一系列的繁瑣程序，又節省了大量的人力物力及各種費用的支出，具有長期的經濟效益。
5、結論
⑴綜采工作面采用甩采技術工藝是合理的，并取得了成功。
⑵該采煤技術工藝適應性廣，除了頂板極其破碎的工作面，甩采難度較大，不宜使用此法外，其它類型的頂板工作面均可采用。
⑶適宜綜采一次采全高煤層，各種類型的綜采支架都可采用，效果顯著。
篇8
煤礦掘進行業中，在礦藏區域遇到斷層結構是非常常見的。由于斷層區域在礦藏的分布上存在著復雜性，也會因此導致安全事故的。近年來的露天煤炭資源開采工作中，開采作業量增加，但是，資源量逐漸減少。為了增加開采量，就需要實施深度開采，煤礦開采環境區域復雜。當遇到斷層結構的時候，就必然會在開采作業中存在諸多的安全隱患。這就需要采用合適的掘進技術通過斷層區，不僅可以提高開采效率，避免礦藏資源浪費，而且還要提高巷道掘進的安全系數，對促進中國企業的發展意義重大。
一、產生斷層的原因
在地層中產生斷層是較為常見的。不同的地質環境，地層的結構是有所不同的。當地殼變動中，土層結構就會相應地發生變化，斷層也是一種土層結構。在地質環境中，煤炭層是其中的一個重要組成部分，當然也會存在斷層的問題。在地質結構變動的過程中，土層經過擠壓運動之后看煤炭層就會產生斷裂的現象。斷層的煤礦包括有兩種，即地上斷層和地下斷層。露天煤礦即為地上斷層，地下的煤礦層是本論文重點討論的問題。
二、產生斷層的征兆
在開采煤礦的過程中，掘進作業得到很深之處，能夠遇到斷層是較為常見的。任何事物都有其產生的規律，斷層的產生亦是如此，必然會存在產生的征兆。
其一，當有斷層產生的時候，在巷頂板底板就會存在節理化的現象，而且非常明顯。這種現象越是顯著，就越可以證明距離斷層已經非常近了。
其二，通過觀察煤層頂板的變化和煤層底板的變化也可以對斷層進行斷定。如果頂板和底板的標高有很大的變化的時候，就意味著煤層有斷層產生。
其三，如果煤體逐漸柔軟而且有破碎的現象，伴隨有滑面，就說明距離斷層已經很近了。
其四，通常煤礦出現斷層的時候，在其附近的底踴嵊旭拗濉O锏讕蚪工作人員如果發現這種現象，就要注意距離斷層已經非常近了。
三、通過斷層的技術
（一）通過小型的斷層結構的技術
巷道掘進作業中所遇到的斷層結構，如果超過35m則屬于是大型的斷層結構，沒有超過35m則屬于是小型的斷層結構。對于小型的斷層結構，如果采用斷層作業方法就會消耗大量的資金，得不償失。如果不采用斷層作業技術，就會使煤礦掘進無法通過。對于小型的斷層結構，要通過可以采用后退挑定法和后退臥底法。
所謂的“后退挑定法”，是將開采的煤層向上移動，后退一段距離之后將頂板挑到斷層的頂面，是斷層的頂板處于巷道的底部，以使支護結構保持穩定。之后就可以繼續掘進了。
所謂的“后退臥底法”，就是當掘進挖掘到斷層之下的時候，需要向下延伸巷道，使底板延伸到煤層的上層，對巷道進行穩固處理，之后就可以繼續掘進了。
（二）通過大型的斷層結構的技術
煤礦掘進中，如果巷道掘進已經超過了35m，即為大型的斷層結構。要順利地通過大型的斷層結構，就需要采取相應的技術處理措施，即先導硐，之后進行注漿處理。對于斷面的輪廓線進行設計，可以參考巷道成型之后的1.5m距離進行設計。采用這種設計方式，可以使得巷道內的距離超過2m。當所有的這些工作完成之后，就可以采用鉆孔注漿技術進行加固處理。
當施工完成之后，就可以進行混凝土止漿墊安裝了。通常混凝土止漿墊需要安裝在距離斷層大約10m的位置。在巷道內還要在10m以內采用噴漿技術做好封閉工作。當所有的這些工作完成后，就要進行打孔注漿作業，對于噴漿的密度以及深度都需要根據斷層結構的堅固程度精心處理。
四、煤礦巷道掘進的過程中通過過斷層所采用的技術
（一）做好前期準備工作
其一，做好作業現場的勘察工作，將工作方案制定出來。對于專業技術人員和作業人員合理安排，專業技術人員針對勘察中所獲得的信息將具體的作業方案制定出來，交由審核部門，經過審核確認之后，就可以組織施工，并做好施工監督工作。
其二，當巷道掘進作業的位置距離斷層大約20m的時候，掘進的速度就要降低，并在掘進的過程中還要對作業環境進行勘察，根據勘察所獲得的結果對作業的技術細節進行調節，還要將所獲得的數據信息傳輸給有關部門，使部門的工作人員對斷層的情況做出分析，以調整作業方案，對施工進度做出新的要求，保證作業安全。
其三，掘進作業中，要對斷層的厚度予以關注。如果發現斷層的厚度存在異常，要立即停止掘進作業，對作業現場進行勘察，特別要考察瓦斯情況以及地下水的情況，根據考察所獲得的結果將解決方案制定出來。
其四，掘進巷道之前要開展探孔和卸壓孔工作，由經驗豐富的專業技術人員對整個的工作過程都要進行檢查并詳細記錄檢查中所獲得的數據信息，特別要對巷道的變化詳細記錄。對于礦石層所具備的特性以及煤層的特性都要上報給有關部門，同時還要做好通風工作，防治突發性事件發生。進行鉆孔挖掘中，要嚴格按照技術要求執行，以防止由于質量問題導致風險。鉆孔作業中如果有水產生，就要記錄好出水的部位，將詳細的信息向有關部門報告，以采取有效的技術措施。
（二）掘進作業中需要采取的技術措施
其一，在斷層面進行巷道掘進作業中，要做到一邊施工，以便勘探。在鉆井勘探的過程只能過，所探測的部位為作業面前面的2m以外。如果所探測到的煤層的厚度已經超過2m，就要將掘進作業停止，采用鉆孔的方式卸壓。如果在作業所在位置與斷層之間的距離不超過5m，鉆孔作業就要立即停止，采用通過斷層的技術措施。
其二，對于超過煤層厚度一半的斷層，而沒有達到斷層的一倍厚度，需要進行卸壓鉆孔。鉆孔的方法是在煤層頂板的0.5m之處向另一個煤層鉆孔。鉆孔的深度為20m，鉆孔的數量為8個，還要從斷層處煤的厚度挖鉆孔，保證斷層面后的8m左右的煤巖層得到控制。鉆孔之間的距離為2.5m，平均每一排鉆孔為3個。
其三，如果斷層的落差非常大，已經達到煤層厚度的一倍，就要在鉆孔卸壓的過程中改變作業的傾斜角。卸壓鉆孔的位置要與斷層面的距離超過3m以上，當然還要根據鉆孔的實際對其數量加以確定。
結語
綜上所述，煤礦企業要增加煤炭資源的供應量，以滿足各方面需求，就要進行深入開采。這不僅對掘進技術水平的要求很高，而且開采的速度也要增加，作業的危險系數也會相應地增加。特別是在煤礦掘進過程中遇到斷層的時候，就更需要采用科學的方法通過斷層，不僅可以提高煤炭資源的開采量，還可以確保作業安全。
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篇9
煤與瓦斯突出是突出礦井開采過程中防治難度最大的災害之一。近年全國發生的煤礦瓦斯重特大事故大多是煤與瓦斯突出事故，因此防治煤與瓦斯突出是煤礦通風安全工作的重點和難點。
1礦井概況
大河邊煤礦位于貴州省六盤水市鐘山區境內，隸屬于水城礦業(集團)有限責任公司。礦井屬煤與瓦斯突出礦井。礦井布置方式為斜井開拓，煤礦地質構造復雜，可采煤層4層，分別為la}}a，11#，13#煤層，層間距均在10一20m,2003年經煤炭科學研究總院重慶研究院鑒定為煤與瓦斯突出礦井，突出煤層為13#煤層。據統計，煤與瓦斯突出60%左右發生在石門揭穿突出煤層;35%左右發生在突出煤層掘進工作面;;5%左右發生在突出煤層采煤工作面。
2防治煤與瓦斯突出的區域措施
優先實施開采保護層，并在開采保護層的同時利用底板瓦斯巷預抽被保護層的瓦斯的區域性防突措施，針對局部煤柱在開采過程中采取瓦斯抽采的局部補充防治突出措施，以優化設計治本為主。
1)開采保護層:大河邊煤礦主采的煤層為1，7“,11",13#煤層，開采順序為自上而下的“下行式”開采，即先開采保護層1",7#,11煤層，最后開采有突出危險的13“煤層。
2)底板瓦斯巷預抽瓦斯:在進行生產布局設計時，考慮設計底板專用瓦斯抽采巷，提前安排施工，從底板專用瓦斯抽采巷布置穿層鉆孔穿透煤層進行預抽，并保證預抽時間達6個月以上，當采掘工作面掘進和回采時煤層瓦斯已達到抽采指標的要求。
3)在采掘工作面的設計過程中，優先考慮防治煤與瓦斯突出的要求，盡量避免留設煤柱，若必須留設煤柱時，所留設煤柱寬度與鄰近層不得大于20開采上保護層時，在底板瓦斯抽采巷道內施工穿層鉆孔進人煤層，可以達到一條抽采瓦斯巷道為多層煤抽放瓦斯服務的目的，如圖1所示。
3消突效果分析
通過開采保護層后，使被保護層和圍巖中積蓄的彈性能被釋放，被保護層中對應區域內的煤體充分卸壓，減弱了發動突出的主要動力。另外，因煤體卸壓后會產生大量裂隙，使煤層的透氣性增加，成為瓦斯釋放通道，煤層內吸附瓦斯不斷轉換為游離狀態，高壓瓦斯的大量釋放，使煤層瓦斯含量和壓力降低，同時增加煤體強度，實現了消除突出危險。
消突效果檢驗:在開采過程中，采掘工作面每推進50m應用鉆屑指標法對工作面連續進行2次區域性消突效果檢驗，每次檢驗驗證都為無突出危險。
實際生產過程中，開采保護層和預抽煤層瓦斯后，從未發生過鉆屑量和鉆屑解吸指標K，值超過規定的現象。而且11#煤層開采后掘進13“煤層時，掘進過程中采用鉆屑指標法進行效果檢驗，最大鉆屑量S~均小于6kg/m和鉆屑解吸指標K,值小于0.5mIJ(g"min}"})。
4嚴格管理制度
煤與瓦斯突出的防治工作堅持“預防為主，綜合治理”的原則，結合井下地質條件和安全狀況，采取可行有效的防治突出措施，制訂專項防治煤與瓦斯突出管理制度，與責、權、利相結合，分工明確、責任到人，嚴格管理。若因安全管理措施不到位或管理不善造成煤與瓦斯突出事故的，必須嚴格追究責任。
篇10
ZZS6000/17/37型四柱支撐掩護式液壓支架是針對大同煤礦集團公司燕子山礦高產高效綜采工作面研制的,該支架已在頂板不太破碎、采面條件較好的中厚煤層工作面得到推廣應用。1998年,經山西省科委組織鑒定,該支架的支護性能已達到國內領先水平。
2 設計要求
(1)支架架型必須適應大同煤田中厚煤層“兩硬”(硬頂板、硬煤)地質條件,支護強度>0.8MPa,支架抗頂板冒落矸石沖擊能力要強,可靠性要高。
(2)支架有效支護高度應滿足大同煤田大多數中厚煤層的開采高度要求,適用范圍要廣,配套性能要好。
(3)支架必須有較高的可靠性,其耐久性指標必須高于國家強制性標準1倍以上,力爭向國際水平接近。
(4)支架自重控制在17t左右,以便于工作面設備搬家及降低支架造價。
3 技術措施
(1)優化架型,適應“兩硬”的地質條件
大同煤田中厚煤層頂板較硬,直接頂和老頂冒落困難,冒落時塊度較大。高產高效工作面由于移架速度快,如果放頂不及時,則采空區容易形成較大面積的懸頂,可能對支架造成沖擊破壞。因此,選擇了四柱支撐掩護式架型,如圖1所示,采用緊湊型結構布置:①調整四連桿機構參數,最大限度地減少支架后部掩護梁的外露量,降低頂板冒落時大塊矸石對支架沖擊破壞的可能性;②支架后排立柱靠近頂梁后部布置,以提高頂梁后端的切頂能力,促使采空區堅硬的懸頂及時垮落。
該支架的結構形式,可減少頂板冒落矸石對支架的沖擊破壞,并可提高支架的支護性能。
(2)合理確定支護高度,提高支架的適用性通過對大同煤礦集團所屬井田中厚可采煤層的情況分析,確定支架的有效支護高度范圍為2000～3500mm,該高度可涵蓋多數中厚煤層的開采高度范圍;并確定支架的頂梁長度、端面距參數,使支架能夠與800mm和630mm兩種截深的滾筒采煤機相配套。從而使該支架在未來相當長的一段時期內可以作為大同煤礦集團公司兩硬條件中厚煤層的主力生產架型。
(3)采用楔型結構頂梁
頂梁是支架支護頂板的重要部件,其結構形式與工作面配套設備、頂板條件相互適應的程度對管理好頂板有著重要影響。與800mm截深電牽引采煤機(MG680WD型)、830mm大斷面輸送機(SGZ830/630型)相配套的ZZS6000/17/37型液壓支架,其頂梁長度大,特別是頂梁前排立柱前部無支撐段長(2495mm)。論文格式，煤礦。論文格式，煤礦。若采用傳統的鉸接式結構頂梁,則前梁尖端對頂板的支護力不足,不利于頂板管理;若采用整體結構頂梁,則由于頂梁長度大,受井型條件限制,支架運輸、搬家都困難。論文格式，煤礦。因此,ZZS6000/17/37型支架摒棄上述兩種結構形式的頂梁,采用了兼具鉸接式頂梁和整體頂梁雙重優點的楔型結構頂梁,從而解決了在配套設備尺寸較大的情況下,頂梁能有效地控制頂板。論文格式，煤礦。
楔形結構頂梁利用機械自鎖原理,通過調節頂梁體內楔形調節塊的位置來調整支架頂梁的狀態,使其前梁部分既能象鉸接式前梁一樣擺動,適應頂板的起伏變化,又有整體頂梁對頂板支護的效果,頂梁尖端支護力可達1902～2195kN。該型頂梁已獲得我國第一個液壓支架楔形結構頂梁國家實用新型專利。
(4)優化支架結構,提高支架可靠性
①優化支架結構參數,改進支架的受力分配,避免結構件承受不必要的外界載荷。在整個支護范圍內,連桿的最大受力始終控制在支架工作阻力的1倍以下。
②優化支架四連桿機構參數,避免臨界尺寸,將支架主要部件間鉸接孔與銷軸的間隙由傳統的2mm減小到1mm以內,保證支架按設計的四連桿參數要求工作。
③采用抗拉強度為800MPa的高強度材料,提高了支架的可靠性,大大降低了支架的自重。
ZZS6000/17/37型支架樣機在國家支護設備監督檢驗中心進行了型式試驗,順利通過模擬井下條件的耐久性試驗,其主要技術參數為:
支架高度 1700～3650mm
支護強度 0.81～0.91MPa
工作阻力 6000kN
支架重量 17500kg
4結語
1996年7月,首批103架ZZS6000/17/37型液壓支架在大同煤礦集團公司晉華宮礦投入井下工業性試驗,試驗期間,支架經受了工作面初次來壓與周期來壓的考驗,其初撐力、工作阻力、支護能力、移架速度均滿足了生產要求,頂板維護效果良好,工作面日產量可≥6700t,達到了設計目標。論文格式，煤礦。
篇11
1礦井地質概況
23101和43115工作面同屬一塊井田，四周煤體均未開采，工作面長度均在300m左右，煤厚2.0~3.0m左右，煤層傾角0~3°，采用走向長壁后退式全部垮落綜合機械化采煤法，煤層結構簡單，節理裂隙較發育，有0.2~0.8m夾矸，工作面煤層圍巖穩定性較差。煤層埋深320m，老頂以粉、細砂巖為主，部分地段為砂質泥巖；直接頂以砂質泥巖，中粒砂巖為主；直接底以砂質泥巖為主，局部相變為泥巖。
2覆巖破壞理論分析及實測研究
2.1導水裂隙帶發育規律及覆巖“三帶”理論預計
根據“三下開采規程”和“地質勘探規范”相關公式結合某礦實際情況得某礦冒落帶及裂隙帶高度值，具體數值見表1所示。
表1 按理論公式預計的回采工作面覆巖破壞高度
Table1The overburden failure’s height estimated by the formula
2.2現場實測
2.2.1實測方法
采用鉆孔沖洗液法進行工作面覆巖破壞的現場實測。該方法的原理是通過觀察鉆孔鉆進過程中鉆孔沖洗液消耗量、鉆孔水位、鉆進速度、卡鉆、掉鉆、鉆孔吸風等現象并結合巖芯觀察、地質描述等來綜合判定垮落帶和導水裂縫帶高度及其破壞特征。通過分析消耗量變化和鉆孔水位變化等得出導水裂隙帶高度及其破壞特征。
2.2.2方案設計
1）某礦43115工作面共布置鉆孔3個，其中1、2號鉆孔為采前孔，3號孔為采后孔。鉆孔平面位置如圖3.1。
2）某礦23101工作面布置采后孔1個。鉆孔平面位置如圖3.2。
圖3.1 43115工作面鉆孔平面位置示意圖圖3.223101工作面鉆孔平面位置示意圖
Figure3.1the schematic diagram of Figure3.2the schematic diagram of
drilling plane location of 43115 facedrilling plane location of 23101 face
3.1冒落帶高度確定
1）某礦43115工作面：根據寸探03號鉆孔，當鉆孔鉆進至孔深90.5m處時，鉆孔出現塌陷夾鉆，根據此情況初步確定某礦3-1煤層采動后上覆巖層的冒落帶深度在90.5m以下，根據鉆孔所在工作面埋深101.6m，所以冒落帶的高度是11.1m，厚度為采高的5倍。
2）某礦23101工作面：根據寸探01號鉆孔，當鉆孔鉆進至孔深314.5m處時，鉆孔出現掉鉆，由鋼絲繩吊著打，鉆孔內不通水，初步確定某礦3-1煤層采動后上覆巖層的冒落帶深度在314.5m以下，根據鉆孔所在工作面埋深為327m，所以冒落帶的高度是9.5m，厚度為采高的3.17倍。
3.4 導水裂隙帶高度確定
1）某礦43115工作面：當鉆孔鉆進至孔深74.1m處時，鉆孔水位埋深明顯增大，鉆孔出現漏孔，沖洗液消耗量從0.2m3?h-1迅速增加到4.0m3?h-1，以后一直保持漏孔。當鉆孔繼續鉆進至孔深90.5m處時，鉆孔出現塌陷夾鉆。可以確定某礦3-1煤層采動后上覆巖層的彎曲沉降帶深度為0.00~74.1m，導水裂隙帶深度為74.1~90.5m。
2）某礦23101工作面：當鉆孔鉆進至孔深178.0m時，鉆孔水位埋深迅速增大，測不到水位，同時鉆孔出現漏孔，從0.48m3?h-1迅速增加到5.0m3?h-1，以后一直保持漏孔。當鉆孔繼續鉆進至孔深314.5m處時，鉆孔出現掉鉆，鉆頭由鋼絲繩吊著繼續打鉆，但是鉆孔內不返水。
初步確定某礦3-1煤層采動后上覆巖層的彎曲沉降帶深度為0.0~178.0m，導水裂隙帶深度為178.0~314.5m。
3.5覆巖破壞特征分析
某礦43115工作面裂采比達10.3，符合軟弱~中硬條件下裂采比為9~18，冒采比達3.8，屬正常范圍。按照上述2個規程中硬覆巖條件計算的導水裂隙帶高度，裂采比屬正常情況。
某礦23101工作面。裂采比達48.7，遠超出中硬頂板條件下裂采比12~18的范圍，甚至遠超出堅硬頂板條件下的裂采比18~28的范圍。
5主要結論
論文采用理論分析、現場實測相結合的方法，對某礦超高導水裂隙帶高度影響因素進行探討，得到結論如下：
（1）超高導水裂隙帶的主要影響因素為覆巖力學結構和巖體結構的差異。某礦43115工作面基巖強度大，覆巖運動特征為薄巖層、多階段、快發展，小范圍巖石的多次垮落，巖石容易碎脹發育，及時充填采空區，緩解覆巖的破壞發育。
（2）基巖的強度也是超高導水裂隙帶形成的主要原因之一。某礦23101工作面基巖強度相對小，僅為43115工作面的一半，基巖中下部巖層原生裂隙發育，改變了巖體的完整形態，使之結構發生質的變化，極易垮落。覆巖運動特征為厚巖層，多階段、慢發展，多個巖層的同步垮落，導致離層空間大，覆巖破壞高度相對較大，溝通原生裂隙發育空間，導致裂隙帶發育超高。
參考文獻
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[3] 張俊云等，淺埋采場礦壓及覆巖破斷規律[J]，礦山壓力與頂板管理，1998 No.3
篇12
教研活動是教務部的常規工作，每學期開學，我積極與教務部部長商討教研活動主題與方式，在我們的共同努力下，專業室的專題教研活動提高了老師們針對一個專題進行探索和研究的能力，使一批新教師漸漸成熟，他們主動探究、獨立工作的能力漸漸增強。教研活動也鍛煉了一大批老老師，課堂教學中，他們大膽嘗試，有思想，有觀點，更為可貴的是他們對待學術真襟懷坦蕩的態度，對別人存在的問題毫無保留地真誠地指出，也對別人提出的不同意見和建議也非常樂意接受。在這樣一個良好的學術氛圍中，老師們認識問題、發現問題和解決問題的能力提高了，真正達到了教研為教學服務、為教師服務的目的。
三．有序組織學生論文指導審查工作，使之成為宣傳中心教育品牌的有效手段。
六月到七月我組織油氣開采和石油工程的教師對開采06班、地質06、鉆井06班的畢業論文進行指導審查，并發揮自己的專業優勢指導了20位學生的畢業論文。在組織論文指導的過程中，學生因為工作崗位不能離開，不能到學校與老師面對面的交流，我們就發揮網絡的優勢，組織老師在網上指導學生修改論文，派教師到現場親自收取論文，本著為學生服務的態度，和老師們圓滿完成230人的論文指導與審查工作，按時把質量上乘的論文提交到石油大學，為中心的勢力和教學水平做了很好的宣傳。
四．積極承擔教學培訓任務，把課堂當作超越自我的平臺。
今年我承擔完成的培訓與教學任務有：
1．完成采油高級工培訓班采油知識與技能培訓7天，完成學時49個；
2．承擔《采油工程》、《工程流體力學》、《滲流力學》等課程的函授教學，完成課時50個。
3．在西南石油學院承擔大學生采油采氣培訓任務，連續6周，每周6天課，歷時42天，完成學時288個。
4．假期承擔集團公司采氣技師培訓項目的設計、教學安排、教學跟蹤、現場考察指導、技術論文指導、技術交流的組織工作等，歷時21天。
我認為教學是一項需要愛心與智慧的工作，教學中遇到的許多問題，需要依靠智慧來解決，智慧來自細心的觀察，來自于潛心地學習、勤奮地工作，來自于不斷地反思，不斷否定自我，超越自我。
教學上我可以算是一個老兵了，但我仍沒有放棄對教學基本功的訓練，在教學中我以身作則，看重教學過程，備好課、上好課是我的追求。為此，我認真鉆研業務，不斷提高專業水平，在課堂教學中我竭力尋找多種教學手段和技巧，以調動學員的學習積極性和主動性，提高教學和培訓質量。把課堂教學當作展示自我才華、超越自我的平臺。
五．靜下心搞教學研究工作，使之成為實現自我價值的橋梁。
今年我參與了兩項比較大的教學研究工作，希望我們的努力能為中心的發展盡微薄之力。
1．開發申報了油田公司采油新工藝新技術培訓教材編寫項目，并負責該項目的編寫工作，目前已組織三位老師完成編輯工作。
2．參與集團公司采氣技師培訓教材的編寫，和四位老師一起圓滿完成任務，爭取明年初出版。
六．學習科學發展觀，使之成為自己職業道德熏陶的信念。
半年來積極參加科學發展觀的學習，通過學結，思想認識有了很大的提高，價值觀也有了正確的方向，對工作努力堅持“只干不說，先干后說，干好了再說”的態度，別人不愿意做的工作，我主動承擔，別人做不了的事情，我努力去做，別人做不好的工作，我用心干好。對拿不準的事情，我請教領導，對領導安排的工作，我自覺服從，不折不扣執行，認認真真完成。
作為教學管理干部，我奉行“正正派派做人、誠誠懇懇待人”的原則，勇于負責任，敢于承擔責任。用自己的行動說服人，用自己的真情打動人，用自己的人格感染人，努力把自己熏陶成為一個有大局意識，有團結心胸，有責任心的人。
篇13
②Yongdingzhuang Coal Mine，Datong Coal Mine Group Co.，Ltd.，Datong 037003，China）
摘要： 以白洞礦C3#煤層301盤區8108工作面開采條件為基礎，應用相似材料模擬方法，研究了開采后上覆巖層運動的過程、變化及特點，探討了上覆巖層運動的規律及煤壁失穩情況；根據模擬結果，分析了開采范圍內支承壓力峰值的變化及對頂板的影響。
Abstract: Overlying strata of No.8108 working face, 301 panel, NO.C3 coal seam in Baidong coal mine is material simulated to study the movement law and instability characteristic. Based on the test result, the change of maximum abutment pressure as well as whose effects on roof is also analyzed.
關鍵詞： 大采高 相似材料模擬 礦壓顯現
Key words: large mining height；similar material simulation；strata pressure behavior
中圖分類號：TD82文獻標識碼：A文章編號：1006-4311（2011）29-0019-02
0引言
實踐證明，大采高工作面礦壓顯現與綜放及分層開采有明顯不同[1~5]，如放頂煤開采出現架載荷不僅不增加反而減小5%~68%，載荷強度減小15%~20%，支架動載不明顯，支架前柱工作阻力大于后柱，支柱載荷中心靠煤壁等[6~7]現象。近年來，針對上述問題進行了大量的理論研究，取得了重要的進展[8~9]，然而尚不成熟。
1相似模擬的基本條件
相似材料模擬原型為白洞礦C3#煤層301盤區8108工作面，煤層最小厚度為3.6m，最大厚度為5.8m，平均厚度4.43m，煤層傾角為3.5°~7°，平均5.5°，夾石最小厚度為0.1m，最大厚度為0.7m，煤層結構簡單，直接頂砂質泥巖，單軸抗拉強度為49.73Mpa，老頂為砂礫巖，單向抗拉強度為108.56Mpa，底板為粉砂巖，單軸抗壓強度為78.6Mpa，工作面平均埋藏深度為975m，走向平均長度為870m，工作面長度為181m。
2試驗方法及模型制作
為完成上述研究內容，本試驗在300mm×15mm×30mm的平面應力實驗臺上進行，采用的幾何相似比為1：100。本次試驗鋪設總厚度為150cm，在鋪設過程中，嚴格按照各煤巖層的實際尺寸折算后來施工。每次鋪設厚度為1.5cm，盡量保障平穩均勻，每層間加云母粉使模型層理分明。各煤巖層具體用量見表1。
模型鋪設高度為150cm，這樣還有250cm的剩余高度，采用液壓油缸來加壓模擬其產生的壓力。由于大采高8108工作面地表為巖層，因此，250m的深度產生的壓力為
σ=h?γ=130×2.5×1000×9.8=2.6（MPa）
σ=h?γ=250×2.5×1000×9.8=6.1(MPa)
根據模型的尺寸，以及預定比例，實際加載壓力為
F=σ?s/1000=6.1×106×4.2×0.25/1000=6.4（KN）
模型設計方案見圖1。
為了真實反映開采過程中煤巖層應力的變化趨勢和大小，鋪設模型時，在煤層和巖層中設置了測量應力的基點，采用靈敏度極高的壓力盒來測量，共布置4條水平測線，測線間距為200mm，測線距離底板距離分別為0cm，10cm，20cm，40cm。應力測點編號如圖2所示，合計應力測點52個。
為了分析應力隨開采推進度的變化，沿開采方向上與壓力盒基點的布置相對應，在兩個不同的層位設置兩排位移計，來觀測工作面開采過程中上覆巖層垂直位移的變化情況，位移計分別安設在距煤層底板16cm老頂中部位置，以及距煤層底板28cm上位老頂中部的位置，它們之間相隔20cm，老頂巖層布置10個，上位老頂巖層布置9個，共計19個位移計。
3實驗結果分析
模型中安設了壓力盒，以記錄相應的應力，傳感器的信號統一由實驗室的YE2539數據采集器來自動采集，數據采集由計算機控制，并進行數據處理。
3.1 模型開采與煤壁失穩移動過程描述
3.1.1 當工作面推進距切眼6cm（實際推進約6m）時，此時推進的長度等于模型的寬度，工作面直接頂和煤壁未見明顯的垮落和破壞，但煤壁上方已經出現明顯離層現象，見圖3。
3.1.2 隨工作面推進，當工作面推進8cm（實際推進8m）時，直接頂出現明顯的垮落，垮落高度為1m，老頂出現了離層，煤壁出現破裂線，見圖4，此時可近似作為頂板運動加劇，并伴隨煤壁開始失穩的開始。
3.1.3 其后推進16cm（實際推進16m）停止。煤壁失穩碎裂明顯，裂斷最先從頂部開始，裂縫延伸至頂板以下8.5cm左右，并與頂板形成70°左右夾角，實際高度1.7m，深度約為0.3~0.4cm左右，持續一段時間后煤壁順裂縫斷裂。
3.2 推進過程中壓力傳感器數據分析結果進行相似模擬試驗的過程中，可以獲得大量應力和位移的實驗數據，經過分類整理得到了沿工作面開采方向煤壁前方不同煤巖層中支承壓力的分布情況，見圖5為工作面初次來壓后正常開采時煤壁前方支承壓力分布情況。
從圖中可以得到如下幾點結論：
3.2.1 支承壓力分布范圍在工作面前方30m左右，煤壁中的支承壓力略大于頂板巖層（23cm層位為老頂巖層）中的支承壓力。
3.2.2 支承壓力在距離煤壁7m處出現峰值。
3.3 頂板運移分析本次相似模擬實驗共安設19個位移計，通過整理分析所得數據，其中有如下幾個測區的數據可以作為現場分析運用。圖6、7、8、9分別為距開切眼不同距離時頂板位移變化情況。
從圖中可以看出，在工作面剛開始回采時（圖6），頂板位移很小，而且在工作面煤壁后方呈懸空狀態，位移不再急劇增加；工作面正常開采時，老頂初次垮落后（圖8，9），頂板位移量急劇增大。
通過對整個工作面開采方向上垂直位移分析，可以得出如下幾點基本結論：
3.3.1 頂板位移出現的具置不能確定，因為沿開采方向上地質條件不同，其垂直位移發生的位置是不一樣的，只能給出范圍，即距工作面煤壁前方大約30～80m的位置開始出現位移。具體而言在那個位置出現依工作面的情況而定。
3.3.2 老頂發生跨落的位置也不能給出一個確切的值，只能給出相對的范圍，即采空區距離工作面煤壁大約2～20m的范圍內老頂巖層發生跨落。道理相同，具置依具體情況而定。
3.4 上覆巖層的位移觀測與分析根據觀測的數據，經過認真的整理，得到了上覆巖層的水平位移和垂直位移。
4結語
根據相似理論和現場綜合柱狀具體條件，確定開采模擬模型比例為1：100。對上覆巖層、上位老頂、老頂、直接頂、煤層和基本底六個層位進行模擬實驗，布置測點138個，通過電子經緯儀觀測其受采動影響的位移數據變化。并在煤層上覆巖層頂板布置壓力盒傳感器和位移計，所測相關數據都經計算機處理，得到直接頂初次垮落步距31m，老頂初次垮落步距53.4m，模擬開采經歷了10次周期垮落，平均垮落步距16.3m，老頂呈階垮落，垮落前后形狀對稱，垮落角為50°左右。煤巖層的支承壓力在距離煤壁大約30m的位置處于原巖應力狀態，然后開始逐漸增加，直到達到峰值。支承壓力距煤壁前方大約5～7m的位置出現峰值。隨著開采的推進度加大，工作面煤壁前方上覆巖層的垂直位移變化受到采動影響的范圍逐漸加大。
參考文獻：
[1]宋振騏，趙經徹.放頂煤開采巖層移動和礦山壓力控制[C].2000年綜采放頂煤與安全技術研討會論文集，19-26.
