矿井深部开拓

矿井深部开拓（精选三篇）

矿井深部开拓 篇1

某铜矿是一座开采近30年的中型老矿山,自1965年7月开始建设,1972年投产以来,生产经营经历了盈利亏损、盈利再亏损的过程。随着露天开采消失,坑采深度延深,矿山逐渐暴露出地质条件复杂、矿石品位低、产品单一、矿体形态变化大,采矿难度大、生产成本高等一系列问题。

目前-320m中段以上保有储量按现有规模可维持生产5～8年,矿山面临生产接替问题,加快该铜矿深部开采工程的建设进程,将具有重要而深远的战略意义,因此,进行该铜矿深部开采开拓工程的研究尤为重要。

2 矿山现有开拓系统及生产现状

矿山目前开拓采用竖井斜坡道联合开拓方式,在矿体下盘中央设有主井和副井;由一个主井提矿,一个副井提升人员、废石和材料。2003年增加了一个主要用于开拓工程提升的措施井;斜坡道除作为安全通道外,还起运输的作用。在南缘矿体东部设有南风井,在北缘矿体东部设有北风井。

到目前为止,矿山已经开拓5个中段,准备开拓第六个中段。开拓完成最深为-200m中段。在-200m以上为50m一个中段,-200m以下设计为60m-个中段矿山-200m以上段基本生产结束,目前主要生产中段:南缘为-200m和-260m中段,北缘为-150m已接近尾声,-200m和-260m中段西部。南缘-320m中段基建已基本完成,北缘-260m中段基建已基本完成。

3 矿床地质概况

矿体分为南缘矿带和北缘矿带,两矿带中部相距约500m,在岩体西端20线附近南北缘矿带合为一体。

(1)南缘矿带。

南缘矿带位于该岩体南缘的接触带中,呈北西西向延伸,赋存于1～20线,矿带走向延长达1 800m,在20线与北缘矿带合为一体。矿体倾向南西,倾角50°～65°矿带中矿体成群出现,平面上各矿体由于受北西西向构造线控制相互平行,在空间上,各矿体由于受层间构造控制,呈迭瓦状排列。矿体的形态、产状严格地受接触带构造形态和围岩层面的控制。南缘矿带各矿体大小不一,-320m以下矿体主要赋存在-13线～-15线,矿体产状走向近东西,倾向南,倾角在45°～60°左右,矿体为简单的透镜体,沿走向倾向逐渐变小尖灭。

(2)北缘矿带。

位于该岩体北缘接触带中,分布于6～21线,东西延长达1 500m,在0～20线与南缘矿带相连,矿带最大水平宽度60m左右。矿体走向:7-16线为300°左右,16～19线转为225°,19～21线为东西向。矿体倾向随其走向变化分别向南西、南东、南倾斜。倾角上部-100m标高以上多为35°左右,-100m以下矿体变陡,一般在55°～75°,局部地段矿体近于直立(14线)。矿体起伏变化大,11线以西出露近地表,最高在+65m标高(17线),矿体延深在中部地段最大,延深至-550m标高(16线),向东西两侧逐渐变浅而尖灭,17线以西矿体赋存在-150m标高以上,至21线尖灭在Om标高上下。矿带内矿体成群出现,在平面上各矿体大致平行排列,与接触带方向一致,在空间上呈迭瓦状排列。矿体形态产状受接触带形态控制明显。矿体大小不一,厚度大于3m的铜矿体58个,钼矿体7个。延长大于100m的铜矿体有501号和558号矿体,其储量量占北缘矿带的96%,其余的均为上下盘围岩中远离主矿体、尚难利用的小铜矿体。

矿体顶、底板围岩主要有高岭石化花岗闪长斑岩、大理岩、白云质大理岩、矽卡岩。

4 开拓方案

依据矿床地质赋存条件、地表地形条件和井巷布置的位置,针对该铜矿现有开拓工程和矿体赋存条件,初步研究分析后提出3个开拓方案。方案I:斜坡道方案;方案Ⅱ:新掘盲混合井方案;方案Ⅲ:延伸主副井方案。

由于该矿山已经生产多年,对于方案Ⅲ延伸主副井方案,经过计算选型以及考虑现有井塔的实际情况,认为延伸主副井方案现有提升设施不能满足矿山深部开采的提升要求,如果进行提升机等主要设备的更换,必然对矿山当前的生产作业产生影响,使矿山停产几个月,造成矿山很大的损失,故本次设计对延伸主副井方案不作详细考虑,着重对方案I延伸斜坡道方案和方案Ⅱ新掘盲混合井方案进行详细比较。

4.1 开拓方案简述

4.1.1 方案I:延伸斜坡道方案

矿山南缘将斜坡道继续向下延伸,由-320m水平掘进至-380m水平。矿山北缘矿体下盘掘由-320m水平至-380m水平的斜坡道。矿石由采场溜井装入20t卡车,经斜坡道运至-320m水平主井旁侧的原矿石主溜井,与原提升系统形成接力提升。在-380m石门附近新掘一废石溜井(-380～-440m),废石由卡车运至-380m水平,倒入该废石溜井,下放至-440m水平后装入废石运输列车,由6t电机车牵引至副井井口,入副井罐笼,提升至地表。斜坡道作为部分人员、材料、设备的运输通道,并兼作进风通道。原副井负责提升部分人员、材料和设备,井筒内布置梯子间和排水、供水、压气管、电缆等。

北回风井设在北缘下盘(7线～-7线之间),标高为-320～-380m,井深60m,井筒直径Φ3.5m,回风井内设梯子间,作为安全出口之一。与现有北回井形成倒段通风。

南回风井设在南缘下盘(12线附近),标高为-320～-380m,井深60m,井筒直径Φ3.0m,回风井内设梯子间,作为安全出口之一。与现有南回井形成倒段通风。

4.1.2 方案Ⅱ:新掘盲混合井方案

在原主井北侧新掘一盲混合井,盲混合井井口标高-380m,井底-610m,井筒净直径Φ5.5m。矿石经运输中段运至盲混合井旁侧溜井,矿石经箕斗提升至上部矿石仓,矿石经矿仓下给矿至-392m皮带装入现有主井箕斗提升出地表。-440m水平以上废石利用副井提升至地表,-440m水平以下废石经运输中段运至混合井旁侧废石溜井,经箕斗提升至上部废石仓,再经-380m中段转运至副井罐笼出地表。-535m标高设破碎硐室,-565m标高设装矿皮带道,粉矿回收设一电梯井,采用3t电梯将粉矿提至-565m标高装矿皮带道上方,卸至装矿皮带。

北回风井设在北缘下盘(7线～-7线之间),标高为-320～-380m,井深60m,井筒直径Φ3.5m,回风井内设梯子间,作为安全出口之一。与现有北回井形成倒段通风。

南回风井设在南缘下盘(12线附近),标高为-320～-380m,井深60m,井筒直径Φ3.0m,回风井内设梯子间,作为安全出口之一。与现有南回井形成倒段通风。

两种方案开拓系统纵投影示意图分别见图1和图2。

4.2 开拓方案比较

矿山开拓是矿山一项重要的基本建设工程,其投资及施工期均占相当大的比重,它是一项对矿山生产具有长远影响的矿山总体布置,因而在考虑矿床开拓时,必需符合生产安全、开拓工程量少、投资省、投产快、管理集中方便等基本原则。

两个方案均最大限度地利用了现有井巷工程,均利用现有主井进行矿石倒运提升。副井目前已经延伸到-440m中段,矿山有直通地表的斜坡道,均可以作为深部开采部分人员、材料设备的运输通道。作为矿山延伸工程,尽可能地利用原有工程为矿山节省了相当的工程量。

两方案技术经济比较见表1。

方案Ⅰ主体工程为斜坡道,施工简单,工程量少,基建投资省,日常管理简单,且卡车出矿灵活方便。缺点是卡车运输经营成本较高,矿山通风质量较差。方案Ⅱ经营成本较低。缺点是提升机房、破碎硐室等硐室工程较多,施工困难,工程量大,基建投资多,日常管理较复杂。

由以上分析可知,从工程量及基建投资考虑,斜坡道方案优于新掘混合井方案,而且在生产组织、日常管理方面斜坡道方案也比混合井方案简单,斜坡道方案通风质量较差,但盲混合井同样存在通风不顺畅、通风质量不好的问题。虽然从经营成本上斜坡道方案要比新掘盲混合井方案高,但从基建期总费用现值来看,方案Ⅰ比方案Ⅱ少了两千多万元。

综合各种影响因素考虑,方案Ⅰ优于方案Ⅱ。最终确定该硐矿深部开采开拓工程采用延伸斜坡道方案。

5 结语

矿山开拓是一项对矿山生产具有长远影响的矿山总体布置,它的确定将直接影响矿床开采的可行性以及经济效益,必须综合考虑各方面的因素,确定技术可行、经济合理的最佳矿山开拓方案。

传统意义上的方案比较中,斜坡道方案基建工程量应比竖井方案大,但该铜矿作为生产矿山,已有斜坡道直通地表,这为延伸斜坡道方案节省了大量的工程量和基建投资,也显示出延伸斜坡道方案优势明显。因此,对于延伸开采矿山开拓系统的选择,除了遵循以上基本原则外,应结合矿山实际情况,充分利用矿山现有工程,才能做出技术上可行、经济上合理的开拓工程方案,使矿山获得尽可能大的经济效益和社会效益。

摘要：介绍了某铜矿目前的开拓系统、生产现状以及矿床地质概况,针对该矿的特点,提出了适合于该矿山的开拓方案,对其中两种开拓方案从技术经济方面进行了研究和比较,通过比较并综合多方面因素最终选择出适合该矿山的最优开拓方案。

关键词：开拓方案,方案比较,技术经济

参考文献

[1]解世俊.金属矿床地下开采[M].北京:冶金工业出版社,1995.

[2]采矿手册编辑委员会.采矿手册[M].北京:冶金工业出版社,1999.

矿井深部开拓 篇2

关键词：巷道 瓦斯 工作面

1 概述

平煤股份四矿是一现代化矿井，矿井压力及煤层瓦斯含量随着开采深度的不断增加而急剧增加，进而在一定程度上直接影响矿井安全生产的顺利进行，同时制约着生产能力的进一步发挥，而一进一回的通风管理中，为保证通风安全性，片面加大工作面通风量，已无法解决采区上隅角及回风巷瓦斯超限问题。在这种情况下，需要对通风方式、抽排方法等进行研究分析。推广实施瓦斯专用抽采巷，一方面是四矿多年技术创新的结果，另一方面也是全面贯彻落实国家能源政策的需要。

2 工作面概况

四矿己15-23160采面位于己三采区西翼最下部，回采垂深在910～977m之间。地面位于擂鼓台北750m处，此面作为己16-17-23160工作面的保护层开采工作面。工作面可采走向长1140m，倾斜长174m，煤厚平均1.64m，容重1.4t/m3，圈定面积20万m2，工业储量58万吨。

3 工作面瓦斯来源分析

3.1 综采工作面瓦斯浓度分布规律

在整个工作面，存在煤壁、顶底板和采空区瓦斯涌出源，漏风方向由采空区漏入工作面，瓦斯浓度由煤壁至采空区由大到小、再到大，呈“马鞍”形，说明在工作面靠近进风侧，风流漏入采空区；在工作面靠近回风侧，采空区漏风流流出采空区。沿工作面倾斜方向瓦斯浓度的分布规律为在采面的中、上部瓦斯浓度增加梯度较大，在采面的下部增加梯度较小；充分反映出邻近层己16-17煤层是瓦斯涌出源，由于邻近煤层瓦斯预抽不充分，且该区域煤层瓦斯含量大。

3.2 综采工作面采空区瓦斯涌出规律分析

3.2.1 采空区瓦斯涌出及其分布规律

对于采空区瓦斯来说，沿走向从切顶线往采空区深部延伸，其流动可以分为涌出带、过渡带和滞留带。其中，在涌出带，采空区丢煤和卸压邻近层解吸的瓦斯会不断地排放到工作面和采空区，在工作面风流和采空区的漏风流的作用下，这部分瓦斯全部被携带到回风道内，同时，随着工作面的不断推进，瓦斯经采空区进入过渡带，在工作面和采空区压差作用下，过渡带的瓦斯有的进入工作面，有的暂时或永远地滞留在采空区内，对于进入滞留带的瓦斯，通常情况下会滞留在采空区的深部，并且流动速度比较慢。

3.2.2 采空区瓦斯浓度分布

工作面瓦斯浓度的分布受采空区漏风的影响和制约，通过测定工作面瓦斯的浓度，可以进一步分析出采空区的漏风情况，对于工作面初段，在靠近进风侧，部分风流由工作面漏入采空区；对于工作面中段，风流将采空区瓦斯带入工作面；在工作面末段，靠近回风侧部分漏风方向由采空区漏入尾巷。

4 瓦斯专用排放巷设计

瓦斯抽放巷设计与风巷平行设计，距风巷中对中4m，瓦斯排放巷每隔20m做一个回风联络川；采面回采时使高浓瓦斯进入瓦斯排放巷，在排放巷内每一个联络川口两侧及排放巷巷道回风口200m范围内构筑木垛进行加强支护，排放巷必须贯穿整个采面。

■

图1 己15-23160工作面瓦斯专用抽采巷。

5 瓦斯专用排放巷抽放瓦斯应用与效果分析

己15-23120采面没有瓦斯专用抽采巷，采空区、上隅角瓦斯治理依靠抽放解决，效果不稳定，易受覆围岩的变化影响，瓦斯纯流量在4-8m3/min之间；而己15-23160采面因为有瓦斯专用抽采巷，采空区、上隅角瓦斯由联络川进入尾巷，而且当采面推过联络川后，将联络川以里瓦斯专用抽采巷封堵抹面，加强其抽放效果，瓦斯纯流量保持在4m3/min左右。随着己15-23160采面的回采结束而结束，大约抽放10个月的时间，抽出瓦斯纯量约318万m3，上隅角瓦斯浓度显著降低，同时提高了采面的产量。

6 结语

瓦斯专用抽采巷在瓦斯治理工程中，技术先进，方式科学、合理、适用性强，具有广泛的推广价值。瓦斯专用

抽采巷应用以并联通风为主，降低了工作面通风阻力，

提高了供风量，增强了通风能力。提高瓦斯抽放浓度及

效果、减少煤与瓦斯超限事故，为实现煤与瓦斯共采提供技术保障，为类似条件下工作面的安全生产提供经验借鉴。

参考文献：

[1]翟成.近距离煤层群采动裂隙场与瓦斯流动场耦合规律及防治技术研究[D].中国矿业大学，2008（05）.

[2]李守国.采空区瓦斯涌出特征及抽放方法简述[A].煤矿重大灾害防治技术与实践——2008年全国煤矿安全学术年会论文集[C].2008（10）.

[3]李晓泉.淮南煤矿新区采空区瓦斯抽放方法分析[D].广西大学，2007（06）.

作者简介：

段淑钢（1981-），男，助理工程师，河南宝丰人，2004年毕业于武汉科技大学，现从事煤矿防突管理工作。endprint

摘要：在矿井深部施工作业时，其安全性受到瓦斯的影响。为了确保综采面作业的安全性，本文从瓦斯专用抽排巷的角度进行分析，通过阐述工作面瓦斯来源，设计瓦斯专用排放巷，并提出相应的政策建议，进而为煤矿安全生产奠定基础。

关键词：巷道 瓦斯 工作面

1 概述

平煤股份四矿是一现代化矿井，矿井压力及煤层瓦斯含量随着开采深度的不断增加而急剧增加，进而在一定程度上直接影响矿井安全生产的顺利进行，同时制约着生产能力的进一步发挥，而一进一回的通风管理中，为保证通风安全性，片面加大工作面通风量，已无法解决采区上隅角及回风巷瓦斯超限问题。在这种情况下，需要对通风方式、抽排方法等进行研究分析。推广实施瓦斯专用抽采巷，一方面是四矿多年技术创新的结果，另一方面也是全面贯彻落实国家能源政策的需要。

2 工作面概况

四矿己15-23160采面位于己三采区西翼最下部，回采垂深在910～977m之间。地面位于擂鼓台北750m处，此面作为己16-17-23160工作面的保护层开采工作面。工作面可采走向长1140m，倾斜长174m，煤厚平均1.64m，容重1.4t/m3，圈定面积20万m2，工业储量58万吨。

3 工作面瓦斯来源分析

3.1 综采工作面瓦斯浓度分布规律

在整个工作面，存在煤壁、顶底板和采空区瓦斯涌出源，漏风方向由采空区漏入工作面，瓦斯浓度由煤壁至采空区由大到小、再到大，呈“马鞍”形，说明在工作面靠近进风侧，风流漏入采空区；在工作面靠近回风侧，采空区漏风流流出采空区。沿工作面倾斜方向瓦斯浓度的分布规律为在采面的中、上部瓦斯浓度增加梯度较大，在采面的下部增加梯度较小；充分反映出邻近层己16-17煤层是瓦斯涌出源，由于邻近煤层瓦斯预抽不充分，且该区域煤层瓦斯含量大。

3.2 综采工作面采空区瓦斯涌出规律分析

3.2.1 采空区瓦斯涌出及其分布规律

对于采空区瓦斯来说，沿走向从切顶线往采空区深部延伸，其流动可以分为涌出带、过渡带和滞留带。其中，在涌出带，采空区丢煤和卸压邻近层解吸的瓦斯会不断地排放到工作面和采空区，在工作面风流和采空区的漏风流的作用下，这部分瓦斯全部被携带到回风道内，同时，随着工作面的不断推进，瓦斯经采空区进入过渡带，在工作面和采空区压差作用下，过渡带的瓦斯有的进入工作面，有的暂时或永远地滞留在采空区内，对于进入滞留带的瓦斯，通常情况下会滞留在采空区的深部，并且流动速度比较慢。

3.2.2 采空区瓦斯浓度分布

工作面瓦斯浓度的分布受采空区漏风的影响和制约，通过测定工作面瓦斯的浓度，可以进一步分析出采空区的漏风情况，对于工作面初段，在靠近进风侧，部分风流由工作面漏入采空区；对于工作面中段，风流将采空区瓦斯带入工作面；在工作面末段，靠近回风侧部分漏风方向由采空区漏入尾巷。

4 瓦斯专用排放巷设计

瓦斯抽放巷设计与风巷平行设计，距风巷中对中4m，瓦斯排放巷每隔20m做一个回风联络川；采面回采时使高浓瓦斯进入瓦斯排放巷，在排放巷内每一个联络川口两侧及排放巷巷道回风口200m范围内构筑木垛进行加强支护，排放巷必须贯穿整个采面。

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图1 己15-23160工作面瓦斯专用抽采巷。

5 瓦斯专用排放巷抽放瓦斯应用与效果分析

己15-23120采面没有瓦斯专用抽采巷，采空区、上隅角瓦斯治理依靠抽放解决，效果不稳定，易受覆围岩的变化影响，瓦斯纯流量在4-8m3/min之间；而己15-23160采面因为有瓦斯专用抽采巷，采空区、上隅角瓦斯由联络川进入尾巷，而且当采面推过联络川后，将联络川以里瓦斯专用抽采巷封堵抹面，加强其抽放效果，瓦斯纯流量保持在4m3/min左右。随着己15-23160采面的回采结束而结束，大约抽放10个月的时间，抽出瓦斯纯量约318万m3，上隅角瓦斯浓度显著降低，同时提高了采面的产量。

6 结语

瓦斯专用抽采巷在瓦斯治理工程中，技术先进，方式科学、合理、适用性强，具有广泛的推广价值。瓦斯专用

抽采巷应用以并联通风为主，降低了工作面通风阻力，

提高了供风量，增强了通风能力。提高瓦斯抽放浓度及

效果、减少煤与瓦斯超限事故，为实现煤与瓦斯共采提供技术保障，为类似条件下工作面的安全生产提供经验借鉴。

参考文献：

[1]翟成.近距离煤层群采动裂隙场与瓦斯流动场耦合规律及防治技术研究[D].中国矿业大学，2008（05）.

[2]李守国.采空区瓦斯涌出特征及抽放方法简述[A].煤矿重大灾害防治技术与实践——2008年全国煤矿安全学术年会论文集[C].2008（10）.

[3]李晓泉.淮南煤矿新区采空区瓦斯抽放方法分析[D].广西大学，2007（06）.

作者简介：

段淑钢（1981-），男，助理工程师，河南宝丰人，2004年毕业于武汉科技大学，现从事煤矿防突管理工作。endprint

摘要：在矿井深部施工作业时，其安全性受到瓦斯的影响。为了确保综采面作业的安全性，本文从瓦斯专用抽排巷的角度进行分析，通过阐述工作面瓦斯来源，设计瓦斯专用排放巷，并提出相应的政策建议，进而为煤矿安全生产奠定基础。

关键词：巷道 瓦斯 工作面

1 概述

平煤股份四矿是一现代化矿井，矿井压力及煤层瓦斯含量随着开采深度的不断增加而急剧增加，进而在一定程度上直接影响矿井安全生产的顺利进行，同时制约着生产能力的进一步发挥，而一进一回的通风管理中，为保证通风安全性，片面加大工作面通风量，已无法解决采区上隅角及回风巷瓦斯超限问题。在这种情况下，需要对通风方式、抽排方法等进行研究分析。推广实施瓦斯专用抽采巷，一方面是四矿多年技术创新的结果，另一方面也是全面贯彻落实国家能源政策的需要。

2 工作面概况

四矿己15-23160采面位于己三采区西翼最下部，回采垂深在910～977m之间。地面位于擂鼓台北750m处，此面作为己16-17-23160工作面的保护层开采工作面。工作面可采走向长1140m，倾斜长174m，煤厚平均1.64m，容重1.4t/m3，圈定面积20万m2，工业储量58万吨。

3 工作面瓦斯来源分析

3.1 综采工作面瓦斯浓度分布规律

在整个工作面，存在煤壁、顶底板和采空区瓦斯涌出源，漏风方向由采空区漏入工作面，瓦斯浓度由煤壁至采空区由大到小、再到大，呈“马鞍”形，说明在工作面靠近进风侧，风流漏入采空区；在工作面靠近回风侧，采空区漏风流流出采空区。沿工作面倾斜方向瓦斯浓度的分布规律为在采面的中、上部瓦斯浓度增加梯度较大，在采面的下部增加梯度较小；充分反映出邻近层己16-17煤层是瓦斯涌出源，由于邻近煤层瓦斯预抽不充分，且该区域煤层瓦斯含量大。

3.2 综采工作面采空区瓦斯涌出规律分析

3.2.1 采空区瓦斯涌出及其分布规律

对于采空区瓦斯来说，沿走向从切顶线往采空区深部延伸，其流动可以分为涌出带、过渡带和滞留带。其中，在涌出带，采空区丢煤和卸压邻近层解吸的瓦斯会不断地排放到工作面和采空区，在工作面风流和采空区的漏风流的作用下，这部分瓦斯全部被携带到回风道内，同时，随着工作面的不断推进，瓦斯经采空区进入过渡带，在工作面和采空区压差作用下，过渡带的瓦斯有的进入工作面，有的暂时或永远地滞留在采空区内，对于进入滞留带的瓦斯，通常情况下会滞留在采空区的深部，并且流动速度比较慢。

3.2.2 采空区瓦斯浓度分布

工作面瓦斯浓度的分布受采空区漏风的影响和制约，通过测定工作面瓦斯的浓度，可以进一步分析出采空区的漏风情况，对于工作面初段，在靠近进风侧，部分风流由工作面漏入采空区；对于工作面中段，风流将采空区瓦斯带入工作面；在工作面末段，靠近回风侧部分漏风方向由采空区漏入尾巷。

4 瓦斯专用排放巷设计

瓦斯抽放巷设计与风巷平行设计，距风巷中对中4m，瓦斯排放巷每隔20m做一个回风联络川；采面回采时使高浓瓦斯进入瓦斯排放巷，在排放巷内每一个联络川口两侧及排放巷巷道回风口200m范围内构筑木垛进行加强支护，排放巷必须贯穿整个采面。

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图1 己15-23160工作面瓦斯专用抽采巷。

5 瓦斯专用排放巷抽放瓦斯应用与效果分析

己15-23120采面没有瓦斯专用抽采巷，采空区、上隅角瓦斯治理依靠抽放解决，效果不稳定，易受覆围岩的变化影响，瓦斯纯流量在4-8m3/min之间；而己15-23160采面因为有瓦斯专用抽采巷，采空区、上隅角瓦斯由联络川进入尾巷，而且当采面推过联络川后，将联络川以里瓦斯专用抽采巷封堵抹面，加强其抽放效果，瓦斯纯流量保持在4m3/min左右。随着己15-23160采面的回采结束而结束，大约抽放10个月的时间，抽出瓦斯纯量约318万m3，上隅角瓦斯浓度显著降低，同时提高了采面的产量。

6 结语

瓦斯专用抽采巷在瓦斯治理工程中，技术先进，方式科学、合理、适用性强，具有广泛的推广价值。瓦斯专用

抽采巷应用以并联通风为主，降低了工作面通风阻力，

提高了供风量，增强了通风能力。提高瓦斯抽放浓度及

效果、减少煤与瓦斯超限事故，为实现煤与瓦斯共采提供技术保障，为类似条件下工作面的安全生产提供经验借鉴。

参考文献：

[1]翟成.近距离煤层群采动裂隙场与瓦斯流动场耦合规律及防治技术研究[D].中国矿业大学，2008（05）.

[2]李守国.采空区瓦斯涌出特征及抽放方法简述[A].煤矿重大灾害防治技术与实践——2008年全国煤矿安全学术年会论文集[C].2008（10）.

[3]李晓泉.淮南煤矿新区采空区瓦斯抽放方法分析[D].广西大学，2007（06）.

作者简介：

矿井深部开采围岩控制 篇3

随着矿井开采深度、强度的增加, 岩体应力急剧增加, 地温升高, 当岩体应力达到甚至超过岩石抗压强度时, 有关岩体力学科学与工程的若干问题由量变逐渐发生质的变化, 造成资源开采极端困难, 并引发矿井重大安全事故危险性增加, 严重威胁矿井安全生产。巷道维护困难已成为制约煤矿安全高效开采的瓶颈, 巷道围岩控制是煤矿开采中急待解决的关键问题之一[1]。

1 影响巷道围岩稳定性的因素

巷道围岩特性曲线方程式为:

式 (1) ~式 (2) 中, R为塑性区半径, m;a为巷道半径, m;p0为原围岩应力, MPa;pi为支护阻力, MPa;c为岩石内聚力, MPa;φ为岩石内摩擦角;u0为巷道周边位移, m;G为围岩剪切模量。

由上述公式可得出, 决定巷道围岩稳定性的因素有:a) 巷道所在位置的围岩应力p0;b) 围岩力学性能 (c、φ、G) ;c) 支护阻力pi;d) 巷道断面形式与尺寸。这也是控制巷道围岩变形的主要技术途径。

2 深部巷道围岩控制的基本途径

2.1 改变巷道围岩的应力状态

随着巷道周边围岩应力增加, 巷道表面位移及塑性区范围会显著增大, 降低巷道围岩应力对保持巷道围岩稳定具有重要作用。其主要技术途径有:合理布置巷道和转移巷道围岩应力。

2.1.1 巷道的布置

深部巷道布置应在时间、空间上减少巷道承受支承压力的影响, 将巷道布置在应力降低区, 合理设计煤柱尺寸, 同时还应考虑最大水平应力的影响。巷道布置时应遵循以下原则:

a) 空间上尽量避免支承力的强烈影响、叠加影响和多次影响, 时间上尽量缩短支承压力影响时间;

b) 巷道布置在应力降低区或原岩应力区;

c) 采用无煤柱开采, 必须留煤柱时在保证煤柱稳定的条件下尽可能小;

d) 若需留煤柱保护巷道, 所留护巷煤柱尺寸应使巷道不受支承压力影响或影响较小;

e) 避免在煤柱上、下方布置巷道, 合理选择底板岩巷与煤柱边缘的水平距离及煤层垂直距离;

f) 在围岩受采动影响稳定后再掘进巷道;

g) 巷道轴线方向尽量与最大水平主应力方向平行, 避免与之垂直。

2.1.2 巷道围岩应力转移

煤矿中巷道维护的主要手段是对巷道进行支护或对围岩进行加固, 但在有些情况下, 如巷道受动压影响、软岩、深井、高应力等条件下, 即使对巷道进行了支护或加固, 巷道维护仍很困难。在此条件下, 对巷道进行围岩应力转移, 是解决这类巷道难题的主要技术途径。

围岩应力转移的基本原理是:在巷道掘进及服务期间, 采用某种人工方法改变巷道围岩应力分布特征, 使巷道周边形成的应力峰值向远离巷道周边的围岩深部转移, 使巷道浅部围岩处于应力降低区中, 以此达到有效维护巷道的目的[2]。主要技术及特点:

a) 开槽 (孔) 应力转移技术。指在巷道顶板、底板、两帮或全断面开槽 (孔) 。作用有: (a) 在巷道浅部围岩形成一个应力降低区, 为巷道稳定创造有利应力环境; (b) 开掘的槽 (孔) 可为围岩膨胀变形提供一定的变形补偿, 以减少巷道围岩变形量。槽 (孔) 尺寸及开掘位置根据巷道围岩条件及服务时间确定;

b) 掘进工作面前方应力转移技术。在高应力作用下, 掘进工作面顶板暴露后十分破碎、自稳时间极短、难以支护, 在掘进工作面向前开槽 (孔) , 将高应力向槽 (孔) 前方转移, 减小掘进工作面顶板应力, 顶板暴露后比较完整, 延长自稳时间, 为巷道支护创造了良好条件;

c) 松动爆破应力转移。其原理与开槽 (孔) 卸压原理相同, 松动爆破主要在巷道底板及两底角进行, 炮孔位置、炮孔深度及装药量是影响松动爆破卸压效果的主要因素。辅之以注浆还可提高治理巷道底鼓的效果;

d) 巷道一侧或两侧布置卸压巷。当巷道位于工作面采空侧或较大煤柱中时, 巷道受高应力影响而产生强烈变形和破坏, 此时, 如预先在要保护巷道附近开掘一卸压巷, 将使高应力集中于远离要保护巷道的围岩深部;同时, 高应力产生的围岩大量变形也将被卸压巷吸收, 以牺牲卸压巷的变形破坏来保证要保护巷道的围岩稳定;

e) 巷道顶部开掘卸压巷硐。即通过在巷道上方开掘卸压巷硐, 使巷道围岩应力重新分布, 并将巷道周边集中应力峰值向远离巷道的围岩深部转移, 从而在保持巷道周边岩体完整性的前提下使巷道处于应力降低区内, 达到减小巷道变形、满足生产要求的效果;

f) 巷道底部开掘卸压巷硐。即通过在巷道底板中开掘卸压巷硐, 使巷道两帮及底板中的应力重新分布, 并将应力峰值向远离巷道的围岩深部转移, 可以达到减小或消除巷道底鼓, 保证巷道满足生产要求;

g) 开采解放层应力转移。如果巷道所在煤岩层压力大, 巷道难维护, 同时在该上部或下部存在其它煤层时, 可通过预先开采上部或下部煤层的方法, 使巷道所在煤层的高应力在大范围内得到释放, 达到保护巷道的目的。

2.2 改善围岩力学性能

改善围岩巷道力学性能主要有两种途径:加固注浆和高预紧力、高强及高延伸率锚杆支护。

2.2.1 加固注浆

加固注浆稳定围岩的机理:通过注浆, 浆液固结后起到网络骨架作用, 提高围岩裂隙面的变形刚度和抗剪强度, 转变围岩破坏机制, 减小巷道围岩破裂区, 同时还能起到封闭水源和提高锚杆锚固件的作用。

在实际工程中, 还要根据围岩性质选择不同注浆方式。一般有超前预注浆和滞后注浆。当围岩比较松软、破碎随掘随冒时, 可进行超前钻孔注浆;滞后注浆时, 注浆孔应超过破碎区, 一般在2 m左右, 注浆压力不超过岩石单轴抗压强度的1/3, 最高不超过3MPa, 时间应在围岩裂隙发展变慢前后或进入掘后稳定期不久。此外, 还应考虑注浆材料的使用及其性能, 技术上要有保障, 经济上要控制成本。通常有水泥浆液、化学浆液和高水速凝材料。水泥浆液价格便宜, 在适宜情况下使用效果比较好, 但含水率大、结石率低, 不适用于泥岩等软弱围岩;化学浆液凝结速度快、流动性好、充填饱满, 适用于凝结破碎围岩, 但价格高, 在困难复杂条件下使用较为合理;高水速凝材料价格低、水灰比高、适用范围特别广, 目前在巷道围岩控制中使用比较多。

2.2.2 高预紧力高强高延伸度锚杆和锚索支护

通过锚杆支护和锚索支护可以控制锚固区内和区外的岩层离层。当锚固体强度随着锚杆支护强度的提高而达到一定程度时, 围岩就可以保持稳定。锚杆支护的3个关键参数:

a) 预紧力。高预紧力在顶板形成压应力区, 且达到一定程度时, 可消除顶板拉破坏, 从而降低深部巷道的变形破坏;

b) 支护阻力。锚杆支护阻力可有效增加围压, 提高屈服后的岩石强度, 阻力越大效果越好;

c) 锚杆长度。可在一定程度上扩大有效锚固区范围, 减少深部巷道锚固区内岩体产生碎涨变形的破碎区范围。

2.3 提高巷道支护阻力

要提高支护阻力需解决以下问题:

a) 改善支护型钢的性质, 发展型钢热处理技术;

b) 选择合适的型钢断面和改进连接件性能;

c) 采用拉杆, 改善背板, 发展架后充填技术, 增加支架的整体稳定性和承载能力;

d) 根据巷道围岩具体情况, 选择或设计合适的架型, 确定合理的支护参数。

2.4 优化巷道断面

若巷道断面的尺寸和形状不合理, 将会使巷道围岩应力分布不均匀, 矿压显现加剧, 帮部变形增大, 甚至出现底鼓等现象。且这些问题会随着矿井深度增加而放大, 使深巷道围岩支护困难, 因此, 需选择合适的巷道断面尺寸, 在深部巷道设计时, 根据巷道所处位置的围岩力学特性, 对巷道断面及尺寸进行优化, 使巷道围岩处于均匀受压状态, 相应的巷内支护将处于受载较小、均匀承载状态, 从而保证巷道围岩的稳定性。

3 结语

随着浅层煤炭资源枯竭, 深部矿井越来越多, 矿井深部围岩控制也越来越困难。因此, 有必要对矿井深部围岩控制理论与技术进行研究。从理论上不断加大深部围岩控制新技术与新方法的研发, 并在实践中不断加以完善, 着重研究与解决巷道底鼓和巷道蠕变这两大难题。针对不同的围岩性质和结构, 不仅要选择合理的控制方法, 还应考虑控制成本问题。

参考文献

[1]姜清, 薛学贵.巷道围岩顶板掘巷应力转移理论的研究[J].四川建材, 2012 (9) :32-33.