(整理)4采煤工作面矿山压力显现规律.

第四章采煤工作面矿山压力显现规律

第一节概述

大多数情况下，矿山压力显现会给地下开采工作造成不同程度的影响。为使矿山压力显现不至于影响正常的工作和保证生产安全，就必须采取各种技术措施加以控制。包括对巷道及采煤工作空间进行支护、对松软煤岩体进行加固、用各种方法使巷道或采煤工作面得到卸压、用人为的方法使采空区顶板按预定要求冒落等。此外人们对矿山压力的控制不仅在于消除和减轻对开采工作造成的危害，还包括合理地利用矿山压力的天然能量为开采工作服务。例如，利用矿山压力的作用压酥煤体以方便落煤工作，借助采空区上覆岩层压力压实已冒落的矸石形成再生顶板等等。所有这些人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施，叫做矿山压力控制。简称矿压控制。

在实际生产过程中，采煤工作面常有下述一系列矿山压力现象，并习惯上用这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标。

（1）顶板下沉量，一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板移近量。随着工作面的推进，顶底板处于不断移近状态。

（2）顶板下沉速度，指单位时间内的顶底板移近量，以mm/h计算。它表示顶板活动的剧烈程度。

（3）支柱变形与折损，随着顶板下沉，采煤工作面支柱受载也逐渐增加，一般可以用肉眼观察到柱帽的变形，剧烈时可以观察到支柱的折损。

（4）顶板破碎情况，常常以单位面积顶板中冒落面积所占的百分数来表示。它是用来衡量顶板控制好坏的质量标准。

（5）局部冒顶，指采煤工作面顶板形成局部塌落，它影响采煤工作的正常进行。

（6）大面积冒顶，指采煤工作面由于顶板来压导致顶板沿工作面切落。常常对工作面生产造成严重影响。

其它还有煤壁片帮、支柱钻底、底板臌起等一系列矿山压力现象。

第二节老顶的初次来压

直接顶初次垮落后，工作面继续向前推进，由于老顶比较坚硬，在一定范围内呈悬露状态，其四周分别由煤壁及煤柱支撑。此时可将老顶视为一个板的结构。但是由于采煤工作面沿倾斜方向的长度，往往大于老顶沿走向方向垮落时的跨度，因此通常将老顶视为一端由煤壁而另一端由煤柱支撑的两端固定的梁。若老顶以上岩层的强度低于老顶岩梁时，则上覆岩层的重量将通过老顶形成的梁而传递至两端的煤壁及煤柱上。

随着工作面继续往前推进，直接顶不断垮落，老顶悬露跨度逐渐增大，直至达到极限跨度时，老顶将出现断裂，进而发生垮落。老顶由开始破坏直至垮落常需要一定的时间，甚至在老顶垮落前的2～3d即出现顶板断裂的响声等来压预兆。在垮落前1～2h，采空区可能发生隆隆巨响，通常煤壁片帮严重，顶板产生裂缝或掉渣，其下沉量及下沉速度明显增加。支架载荷迅速增高。这种老顶初次折断或垮落前后工作面的矿压显现，称为老顶的初次来压。

老顶初次垮落时，其悬露跨度L初称为老顶初次垮落步距。该值决定于老顶岩层的岩石性质、厚度等因素。地质构造对于老顶的初次来压也有影响，如遇到断层时，即可能减少老顶的垮落步距。一般老顶的初次来压步距为20～35m，有的矿区可达50～70m，甚至更大。

老顶岩层达到极限悬跨度形成断裂后，并不一定立即垮落，岩块间由于互相咬合关系也可能形成平衡，如图4－1所示。由于岩层抗拉强度较小，因而在断裂时如前所述很可能在梁的中间底部及两侧支座的上部裂开。随岩块的转动，可能形成强大的水平挤压力，从而形成三铰拱式的平衡结构。

这种三铰拱形成的条件是：

（１）咬和点处形成的应力应小于岩块的抗压强度。若超过该处的强度极限，就可能咬合不住，从而导致岩层的垮落。

（２）在挤压过程中要求岩层有一定的厚度，从而保证铰接点b在铰接点a、c连线之上，才能形成三铰拱式的平衡。但岩层厚度也不能过大，否则也可能咬合不住。

（3）三铰拱两端支座处，岩块与煤壁的摩擦力要大于支座反力。

图4—1老顶岩梁断裂后形成的平衡

由于煤壁前方强大的集中应力（K H）的影响，可能导致直接顶岩层内发生剪切破坏，从而形成预生裂隙，这会影响到采煤工作面内的顶板管理。

老顶初次来压比较突然，来压前采煤工作面上方的顶板压力较小，因而容易使人疏忽大意。初次来压时，老顶跨度较大，影响范围也较广，工作面易出现事故，因此，在生产过程中应严加注意。在来压期间，必须注意采煤工作面的支护质量，加强支架的支撑力，增强支架的稳定性。一般可以采用木垛、戗柱等加强支护。

第三节老顶的周期来压

老顶初次垮落后，随着采煤工作面继续推进，工作面上方的老顶岩层将呈悬露状态（图4—2 a)。此时，上覆岩层的重量将由老顶的悬臂直接传递给煤壁，部分上覆岩层及已折断的老顶重量，将直接加在已垮落的矸石上，此时采煤工作空间处于老顶悬梁的保护之下。

当采煤工作面继续推进，老顶悬露跨度达到一定长度时，老顶在其自重及上覆岩层载荷作用下，将沿煤壁甚至在煤壁内发生折断和垮落（图4—2b）。随着工作面的推进，老顶的这种垮落现象将周而复始地出现，而使工作面内呈现周期性的矿压显现。这种老顶周期性折断或垮落前后工作面内的矿压显现称为老顶的周期来压。

周期来压的矿压显现有：顶板下沉速度急剧增加、顶板下沉量急剧增大、支柱载荷增大、煤壁片帮、支柱折损、顶板发生台阶下沉等。

两次周期来压的间隔时间称来压周期。两次周期来压期间工作面推进的

距离叫做周期来压步距。

周期来压步距取决于老顶的岩性、厚度、老顶上方岩层的组成情况等因素。周期来压步距要比初次来压步距小，一般可由下列公式计算。

L 周=（4

1~2

1）L 初 （4－1）

图4—2 老顶的周期来压

老顶为厚度较大的整体坚硬岩层时，周期来压步距一般较大，若老顶上方岩层系松软岩层，该松软岩层给老顶施加很大的载荷，可能使老顶的周期来压步距缩短。当倾向或斜交断层位于预期的周期来压线之前不远处，工作面推进到断层附近时，老顶将比预期的位置提前垮落，即缩短了周期来压步距。若断层位于预期位置后面不远处，则可能使周期来压步距稍微延长。

在周期来压期间，老顶的作用力通过直接顶作用到支架上，支架的支撑力也是通过直接顶对老顶进行控制。因此，直接顶的完整性对控制老顶的平衡将起到重要作用。

周期来压的剧烈程度与冒落矸石充满采空区的程度有直接关系，采空区矸石冒落越严实，老顶对工作面的影响越小，反之则较大。

预防周期来压造成事故，主要是准确地利用周期来压的步距及预兆，及时采取加强支护措施。尤其是保证支护的规格质量，保证一定的支护密度及支架稳定性。

第四节 采煤工作面周围的支承压力及其分布

一、采煤工作面前方的支承压力

采掘空间附近应力增高区内的应力称为支承压力。

采煤工作面割煤使煤壁刚刚裸露时，对于坚硬煤层，其应力分布理论上如图4—3中ab 曲线所示。在煤壁上方垂直应力为最大值σ

max

,在煤壁深处σ

2

逐步减小。但煤壁处为自由面，抗压强度较小，煤壁附近煤层产生压缩变形后，σmax便逐步向煤体深处转移（图4－3中2、3）。

煤壁深处，由于水平方向的挤压力逐渐增加，因此煤体便由单向受力状态逐步过渡到三向受力状态，其抗压强度也逐渐增加。当工作面不断推进时，支承压力的峰值也将稳定地在煤壁深处向前移动。

支承压力的特征一般可用应力集中系数、峰值位置及支承压力范围等参数来说明。

采煤工作面前方煤体内，支承压力的分布范围，通常从工作面前方1～3m 处开始，直到30～40m，甚至有时还在距煤壁约100m时即开始变形，最大应力的位置约距煤壁5～15m。应力集中系数K为支承压力与原岩应力的比值，其变化范围一般为1.25～5.00。

二、采煤工作面后方的支承压力

根据前苏联对一个矿的测定，采煤工作面后方采空区内已冒落矸石上的应力分布情况如图4-4所示。测定的工作面条件是：采深163m，工作面长120m，开采第一分层，测点设在距开切眼60m处。

采深163m的原岩应力为γH =163×2.5×10-2=4.07MPa。由曲线3可知，在工作面中部，距采煤工作面80～85m处，冒落矸石受力达到γH，至125m 处达到高峰值1.31γH，而后又逐渐恢复到γH。从煤层倾斜方向看，工作面中部测点的支承压力值为最大，其它各点的最高压力值都未达到γH 。可见通常在工作面后方冒落矸石上的压力仅能恢复到γH或比γH稍大一点的程度。

图4-3 工作面前方支承压力的分布

图4-4 已采空间支承压力分布曲线

图4-5 工作面前后支承压力的分布

三、采煤工作面前后方支承压力的特点

采煤工作面前后方支承压力分布形态如图4-5所示。可将其分为应力降低区、应力增高区（支承压力区）和应力不变区（原岩应力区）。其分布特点是：

1、采煤工作面前方煤壁一端几乎支承着采煤工作空间上方裂隙带及其上覆岩层大部分重量，即工作面前方支承压力远比工作面后方支承压力大。

2、工作面煤壁及采空区垮落带是随着时间向前移动的，因而工作面前后方支承压力带也随着时间向前移动。

3、由于裂隙带内形成了以煤壁及采空区垮落带为前后支承点的拱式平衡结构，所以，采煤工作空间是处于减压带范围内。

四、采煤工作面的侧支承压力

随采煤工作面推进，除在工作面前后方产生支承压力区外，在采空区两侧煤柱或煤体中也将产生支承压力区（图4－6）。这种支承压力在采空区上方岩层冒落稳定后逐渐趋于固定值，如工作面两端煤柱或煤体不足以抵抗此支承压力时，煤帮或煤柱将产生变形或破坏。在此支承压力区内的巷道也将长

期受到影响而难以维护。

图4－6 采煤工作面的侧向支承压力

五、支承压力在煤层底板中的传递

采煤工作面采动后，承受支承压力的煤柱或煤体将把支承压力传递给底板。底板内各点的应力大小与施力点的距离成反比，随底板岩层与煤柱之间垂直距离的增加而迅速降低。同时应力以中心为最大，向煤柱外侧呈一定角

度扩展（图4－7）。

图4－7 支承压力在煤层底板中的传播

底板岩层内应力的大小与煤柱上方支承压力的大小成正比。即与煤层的厚度、倾角、埋藏深度、顶板岩层性质、煤层的采动状况和煤柱的宽度等密切相关。若两侧都已采动，形成支承压力叠加，则在底板内应力的传播深度和大小，均比单侧开采时大得多。随煤柱宽度的减小，支承压力在底板内的传递深度和应力值将显著增大。

底板岩层性质，对上部煤柱的支承压力在底板内的传递范围有很大影响。坚硬的底板岩层可使传递的应力迅速减弱，但应力向煤柱外侧的扩展角度增大。相反，在松软的岩层内支承压力传递的深度要比在坚硬岩层内大得多，其强烈影响范围往往达到20～30m以上。

第五节影响采煤工作面矿山压力显现的主要因素

一、顶板岩层组成

1、直接顶的影响

直接顶的完整程度将直接影响工作面的安全及工作面的生产效率，而且也将影响到支护方式的选择。

直接顶的完整程度取决于两个因素：一是岩层的力学性质；二是直接顶岩层内各种原因造成的层理和裂隙的发育情况。直接顶岩层内各种层理或裂隙等“弱面”的存在将直接影响到直接顶在悬露时的稳定性。

我国多年来在生产实践中注意到了弱面对顶板稳定性的影响。常常把这些弱面简称“劈”。而其中有些“劈”的组合形式，对直接顶的稳定性影响较大。如“人字劈”与“升斗劈”（图4－8）。这类劈可能在顶板毫无预兆的情况下发生局部冒顶。

直接顶的稳定性还与裂隙方向和工作面推进方向之间的关系有关。当工作面推进方向与裂隙面倾斜方向（特别是构造裂隙）一致时，常常容易造成工作面顶板较大的压力。

图4－8 顶板的人字劈与升斗劈

2、老顶的影响

老顶的运动及来压强度不仅对直接顶的稳定性有直接影响，而且对确定支护强度、支架的可缩量以及选择采空区处理方法等都起着决定性的作用。

如前所述，根据老顶取得平衡的条件，在采用全部垮落法管理顶板的采煤工作面中，一般情况下，老顶的工作面顶板压力的影响主要决定于直接顶的厚度。显然，老顶离煤层越远，即直接顶厚度越大，破断后形成平衡“结构”或呈缓慢下沉式平衡的可能性也越大。这时来压强度也将较弱。

在直接顶很薄甚至没有直接顶时，老顶直接赋存于煤层之上时，可采用充填法或刀柱法控制顶板。但在坚硬的顶板条件下，采用刀柱法仍难以避免老顶的大面积垮落而引起事故。因此，目前逐步采用注水弱化顶板的控制办法。

二、采煤工作面推进速度

工作面推进速度对矿山压力的影响，主要表现为工作面推进速度对顶板下沉量的影响，及对煤壁片帮、煤壁前方支承压力的影响。

顶板下沉量随时间的延长会相应增加。例如淮南谢一矿，当工作面以每天一循环沿走向方向推进时，离煤壁5m处的顶板下沉量平均为289.2mm。当工作面推进速度为两天一循环时，下沉量则达到410mm。显然，加快推进速度能够避免一些矿山压力现象。因而有人认为：“加快工作面推进速度，缩短循环时间，必然可以使顶板下沉量减小。这样就可能把顶板压力甩掉”。实际情况并非完全如此。加快工作面推进速度只是缩短了落煤与放顶两个生产过程的时间间隔，从理论上讲，能够减小顶板下沉量。但同时使顶板下沉速度加剧。所以加快推进速度只能消除一部分顶板下沉量，但不会消除由于落煤、放顶剧烈影响所造成的部分顶板下沉。

只有在工作面推进速度比较缓慢的情况下，加快工作面推进速度才能使顶板下沉量明显降低，从而使支架受力减少。但是当工作面推进速度加快到一定程度后，顶板下沉量的变化将逐渐减少。

因此，随着工作面推进速度的加快，有可能将由于时间影响而导致的工作面顶板下沉量、煤壁片帮等现象“甩掉”。但无法把由于生产工序（即落煤与放顶）而引起的顶板下沉等矿山压力现象“甩掉”。

另外，对单体支架工作面，煤矿安全规程中规定：“用陷落法管理顶板时，回柱放顶的方法，回柱的安全措施，以及放顶同放炮、机械落煤等工序平行作业时的安全距离，都必须在作业规程中明确规定。”这是因为落煤与放顶对工作面顶板下沉量影响很大，单体支架支护无法在这种情况下保证人身安全。

所以落煤与放顶不能在同一地点进行，必须错开一定距离。一般两者的错距在20～30m以上比较合适。对于液压支架来说，由于其工作方式决定了落煤与放顶（移架）几乎是在同一地点进行。但是，这种支架稳定性好，能够保证人身安全，因而采用平行作业是允许的。只是由于液压支架大部分采用整架降柱而后再升柱的办法，因而所控制的顶板常常比单体支架时易于破碎。

三、开采深度

开采深度直接影响原岩应力的大小。因而也就影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力的峰值大小。从这个意义上说，开采深度对矿山压力具有绝对影响，但对矿山压力显现的影响则不尽相同。

开采深度对巷道矿山压力显现的影响可能比较明显。如在松软岩层中开掘巷道，随着深度的增加，巷道围岩的“挤、压”现象将更为严重。

随着开采深度的增加，具有岩石冲击的矿井，形成岩石冲击的次数及强度将显著增加。

开采深度对工作面矿山压力显现的影响并不明显，尤其是对顶板下沉量的影响。这主要是由于顶板的变形及支架上所受载荷大小是与上覆岩层在运动时形成的平衡“结构”有关。而开采深度可能影响工作面前方支承压力及采空区内压力的大小。

随着开采深度的增加，工作面前方支承压力的增加以及底板臌起等情况也可能导致工作面支架受载的增加。

四、采高与控顶距

在一定条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的重要因素。采高越大，采出的空间越大，工作面上覆岩层破坏也越严重。在同样位置的老顶岩层取得平衡的机会就越小，而且在支承压力的作用下，工作面煤壁也越不稳定，易于片帮。采高越大，工作面中矿压显现越严重；采高越小，顶板活动越缓和，煤壁也较为稳定。

五、煤层倾角

实际观测证明，煤层倾角对采煤工作面的矿压显现有着较大的影响。众所周知，急斜长壁工作面顶板下沉量比缓斜工作面要小得多。这主要是随煤层倾角的增大，上覆岩层作用于层面上的压力减小，而沿层面的切向滑移力增大。随倾角的增大，采空区冒落的矸石不一定能在原地留住，很可能沿底板滑移，从而改变了上覆岩层的运动规律（图4-9）。

由于采空区冒落矸石的滑移，使采空区上形成了上部冒空而下部冒实的情

况，导致工作面支架受力不均衡。

另外，在同样生产条件下，采用沿倾斜向下推进的长壁工作面布置，与沿走向推进的工作面布置相比，其上覆岩层更容易形成平衡“结构”。

图4—9 不同倾角时的冒落带分布图

第六节放顶煤开采时的矿山压力显现

放顶煤工作面矿压显现一般小于单一煤层开采或厚煤层分层开采第一分层工作面，主要表现在以下几个方面。

一、支架载荷

表4—1是不同煤层条件放顶煤开采的支架工作阻力实测结果。从该表可以看出，尽管这几个矿区放顶煤开采条件相差甚远、架型各异，有综采放顶替煤，也有悬移支架放顶煤，但在开采过程中支架受力均不大，仅为额定工作阻力的50％左右，甚至更低。

在相同的地质条件下对比放顶煤工作面与上分层工作面支护强度（表

4-2），可以看出放顶煤工作面支架受到的外力载荷小于上分层开采支架受到的顶板压力。

通过对放顶煤工作面支架前、后柱阻力的观测（表4-3）可以看出，放顶煤工作面支架阻力前柱普遍高于后柱，这一点与单一煤层或分层开采是不同的。

二、矿山压力显现

在放顶煤工作面，非来压时期煤壁比较稳定，无较大的片帮。工作面来压时，煤壁呈现明显的片帮。因此，煤壁片帮成为老顶来压的主要标志。煤壁片帮一般可以从工作面中部开始，然后向两巷扩展，片帮深度达0.3～0.5m。而工作面支架阻力的增加一般不太大，有时甚至由于来压时顶煤比较破碎，放煤比较充分，支架的阻力反而有所降低。这说明老顶的断裂是在煤壁前方产生的，而老顶的垮落则是以煤壁作为回转支点，由于强大的支承压力作用于煤壁而导致严重片帮。

由于放顶煤开采的特点，顶煤破碎放出后，形成的空间较大，垮落的直接顶堆积的矸石刚度较小，而且一般不能充分充填支架后方的采空区。这就使得支架与老顶间没有刚度较大的传力介质，甚至有时由于顶煤的充分放出，在来压时支架与老顶之间失去力的联系。因此，老顶的运动对工作面支架的载荷影响很小。又由于直接顶垮落破碎后在采空区形成的充填高度一般不能触及支架的顶梁，故老顶的垮落不易对支架构成冲击威胁。

表4—4为部分综放面的来压特征。由表可见，老顶初次来压时支架的动载系数为1.22～1.39（平均1.3），周期来压期间动载系数1.15～1.39（平均1.28），说明综放工作面顶板初次来压和周期来压期间矿压强度基本相同。

放顶煤工作面矿山压力观测资料表明，在放顶煤开采过程中工作面仍然存在初次来压和周期来压现象，总的特征是来压强度不大于单一煤层或上分层来压时的来压强度（表4-5）。

由表4-5可见，除了兖州兴隆庄矿在上分层开采时周期来压动载系数与放顶煤开采时相同，其余矿区上分层开采周期来压动载系数均比放顶煤开采时分别高6.25%、7.9%和20.7%。此外，在周期来压时支架受到的顶板压力，放顶煤工作面均小于或近似于上分层开采时支架所受到的外力，如邢台矿在周期来压时上分层开采7205工作面支架工作阻力为2260kN/架，动载系数1.23，而在7803放顶煤工作面支架工作阻力仅为1600kN/架，动载系数降至为1.14，如此小的动载系数，在工作面内基本感觉不到周期压力的变化。大同矿务局忻州窑矿在上分层开采的8922工作面内周期来压强烈，动载系数高达2.1，而在8920放顶煤工作面内周期来压变缓，动载系数仅为1.74。

周期来压动载系数在放顶煤工作面内变小，说明了老顶来压强度变弱。老顶失稳时对工作面的影响程度变弱。

对于上分层开采的工作面，支架直接支护的对象是直接顶，老顶失稳的作用力是通过直接顶作用在支架上的。而在放顶煤工作面内老顶的作用力则要通过直接顶和顶煤作用在支架上，由于顶煤的强度要比直接顶小，在上覆岩层的作用下，在顶煤内产生和发展的众多节理裂隙逐步将外力传递到更深处的工作面前方煤体内，从而减缓了支架受力状态。

三、区段平巷超前支承压力分布规律

在同一顶板条件、巷道特点类似的情况下，综放与分层综采相比，顶空或沿空巷道的影响范围、顶底板移近量相差不多，而顶底板移近速度分层综

采高于综放；实体煤巷道顶底板移近量和移近速度综放略小于普通分层综采，区别不大。总之，综放工作面两巷超前支承压力与分层综采相比，并没有因为采高加大而引起显现强度增大，致使巷道难以维护；相反，沿空侧巷道支承压力影响较分层综采略有缓和，见表4-6。

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矿井通风基本知识 一、矿井通风概述 （一）矿内空气 矿内空气是矿井井巷内气体的总称。它包括地面进入井下的新鲜空气和井下的有毒有害气体、浮尘。矿内空气的主要来源是地面空气，但地面空气进入井下后，化学成分和物理状态会发生一系列的变化，因而矿内空气与地面空气在性质上和成分上均有较大差别。 地面空气进入井下后，由于煤岩中涌出各种气体以及可燃物的氧化，其成分发生变化。风流在经过采掘面等用风地点之前，气成分变化不大，称为新鲜空气或新风；风流经过采掘工作面等用风地点后，其成分发生较大的变化，称为污浊空气或乏风。 1.矿内空气主要成分 矿内空气与地面空气的成分尽管不同，但其成分仍是以氧气和氮气为主，另外包含少量其它气体。 2.矿内空气中的有毒有害气体 （1）一氧化碳：一氧化碳是无色、无味、无臭的气体。一氧化碳毒性很强，吸入人体后会引起中毒、窒息，浓度为0．4％就可使人致命中毒。一氧化碳的主要来源是：火灾、爆破工作、瓦斯和煤尘爆炸。 （2）硫化氢：硫化氢是一种无色、微甜、带有臭鸡蛋味的气体，能燃烧，有强烈的毒性。对人的眼睛、黏膜及呼吸系统有强烈刺激作用。浓度为0.05%

时，半小时内人失去知觉、痉挛、死亡。硫化氢的主要来源：有机物腐烂、硫化矿物水解、老空积水中释放、煤岩中放出。 （3）二氧化硫：二氧化硫是一种无色、具有强硫磺臭味的气体，易溶于水，易积聚在巷道底部。二氧化硫对人体影响较大，能强烈刺激眼和呼吸器官，使喉咙和支气管发炎，呼吸麻痹，严重时会引起肺水肿。二氧化硫的主要来源：含硫矿物氧化、燃烧、在含硫矿体中爆破，以及从含硫矿层中涌出。 （4）二氧化氮：二氧化氮是一种红褐色气体，极易溶于水，它与水结合形成硝酸，对眼睛、鼻腔呼吸及肺部组织起破坏作用，引起肺水肿，但起初只感觉到呼吸道受刺激、咳嗽，经过6～24小时后才出现中毒征兆。俗称的炮烟熏人，其实质就是二氧化氮中毒。二氧化氮的主要来源是井下爆破。 （5）氨气：氨气是一种无色、具有强烈的刺激臭味的气体，易溶于水，毒性很强。氨气对人体上呼吸道黏膜有较大刺激作用，引起咳嗽，使人流泪、头晕，严重时可至肺水肿。氨气主要来源是井下爆破。 （二）矿井气候条件要求 煤矿作业人员在井下工作时，需要一个适宜的气候条件，包括适宜的温度、湿度、风速。（1）采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于20％，二氧化碳浓度不超过0.5％。

智慧树知到《矿山压力与岩层控制》章节测试答案

智慧树知到《矿山压力与岩层控制》章节测试答案绪论 1、采矿工程的力学本质是 A:围岩的破坏及其控制问题 B:压力拱假说 C:掩护梁假说 D:铰接岩块假说 答案:围岩的破坏及其控制问题 2、下列不属于矿压引起的事故的是 A:冲击地压 B:冒顶事故 C:透水事故 D:火灾 答案:火灾 3、安全采矿最核心的问题是 A:如何保障采掘空间的安全问题 B:冒顶事故 C:透水事故 D:冲击地压 答案:如何保障采掘空间的安全问题 4、以下属于矿压引起的问题的是 A:巷道冒顶、片帮

B:巷道两帮鼓出 C:巷道顶板移近 D:顶板下沉与支架承载 答案:巷道冒顶、片帮,巷道两帮鼓出,巷道顶板移近,顶板下沉与支架承载5、下列属于有关矿压的理论中属于掩护拱假说的是 A:自然平衡拱假说 B:压力拱假说 C:掩护梁假说 D:铰接岩块假说 答案:自然平衡拱假说,压力拱假说 第一章 1、下列说法错误的是 A:垂直应力都是压应力，且水平应力比垂直应力小得多 B:垂直应力随深度增加呈正比例增加 C:采动前岩层中任何点的垂直平面和水平面上都不存在剪应力分量 D:垂直应力是由水平应力引起的 答案:垂直应力是由水平应力引起的 2、下列不属于矿山压力显现条件的是 A:采动 B:矿山压力作用 C:围岩运动和支架受力 D:基本顶垮落

答案:基本顶垮落 3、下列说法不正确的是 A:矿山压力的存在是可观的、绝对的 B:矿山压力存在于采动空间周围的岩体中 C:矿山压力显现是相对的有条件的 D:矿山压力是显现跟矿山压力没有必然联系 答案:矿山压力是显现跟矿山压力没有必然联系 4、下列说法正确的是 A:围岩的明显运动是有条件的 B:有矿山压力一定有明显的矿山压力显现 C:底板运动压力显现强力的部位一定在应力高峰位置 D:支架明显受力没有条件限制 答案:围岩的明显运动是有条件的 5、下列属于矿山压力的来源的是 A:原始应力场 B:覆盖岩层的重力 C:构造运动的作用力 D:岩体膨胀的作用力 答案:原始应力场,覆盖岩层的重力,构造运动的作用力,岩体膨胀的作用力6、下列说法不正确的是 A:有矿山压力显现一定有矿山压力 B:有矿山压力一定有明显的矿山压力显现

煤矿采煤基础知识

采煤基础知识 1、什么叫井田开拓？ 答：在井田范围内，由地表进入煤层为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程叫井田开拓。 2、什么叫煤田？ 答：在地质历史发展过程中，由含炭物质沉积而形成的大面积含煤地带。 3、煤层厚度的变化对开采技术的影响可分为哪几类？ 答：按煤层厚度可分为极薄煤层（<0.7M）、薄煤层（<1.3M）、中厚煤层（ 1.3 ~3.5M ）、厚煤层（> 3.5M ）、特厚煤层（>8~10M）。 4、煤层倾角的变化对开采技术的影响可分为哪几类？ 答：按煤层倾角可分为：近水平煤层、缓倾斜煤层、倾斜煤层、急倾斜煤层。5、什么叫矿井生产系统？ 答：矿井生产系统是指在煤矿生产过程中为提升、运输、排水、通风、人员安全出入、材料设备的上下升降、矸石排运、供气、供电、供水等而形成的线路和设施的总称。 6、煤矿井下生产系统包括哪几部分？ 答：矿井生产系统分为：运煤系统、通风系统、运料排矸系统、排水系统、供电系统以及空压系统、灌浆系统、瓦斯抽排放系统等。 7、巷道的分类有几种？ 答：按巷道轴线和水平面的关系井下巷道可分为：垂直巷道、水平巷道、倾斜巷道。 按巷道的服务的对象和范围井下巷道可分为：开拓巷道、准备巷道、回采巷道。 8、什么叫开拓巷道？准备巷道？回采巷道？ 答：开拓巷道：为矿井或阶段服务的巷道。 准备巷道：为采区服务的巷道 回采巷道：为区段服务的巷道 9、什么叫阶段？什么叫开采水平？ 答：阶段―――沿煤层的倾斜方向，按一定的标高将井田划分成的若干长条部分。开采水平―――设置了井底车场和运输大巷的水平叫开采水平 10、什么叫矿井年产量？服务年限？ 答：矿井年产量―――矿井一年内实际产出的煤炭数量，而井型是指矿井年设计产量。 服务年限―――矿井从投产到报废的全部生产时间叫服务年限。 11、什么叫分区式布置？ 答：在阶段范围内，沿走向按一定的长度把阶段划分成的若干块段。 12、运输大巷的布置方式有几种？它的位置应选在什么地方？ 答：运输大巷的布置方式有分层运输大巷布置、集中运输大巷布置、分组集中运输大巷布置。对于分层运输大巷多布置在煤层中，集中运输大巷和分组集中运输大巷多布置在岩层中。 13、井田的开拓方式有几种？ 答：井田的开拓方式有：立井开拓、斜井开拓、平峒开拓及综合开拓。 14、什么叫井田开拓系统？ 答：开拓巷道系统与其形成的生产系统称为井田开拓系统。 15、煤矿主、副井分别担负着什么样的主要提升任务？

200m采煤工作面采后总结

+200m采煤工作面采后总结 1、工作面井上下位置 井上 地表标高为+620m～+650m，距地表垂深为+380～+420m，对应地表无建筑物及水体等。 井下 S+200m采煤工作面标高在+200m～+272m之间，北为与+200m～+250m采面采空区之间的15米保安煤柱，南至矿井边界保安煤柱线，上部为与+335m水平以上采空区的保安煤柱，下部为原生煤柱（下超前出口与+200m煤巷之间有14米的煤柱，回采时下超前出口平巷与+200m煤巷之间的煤柱不采作为+200m煤巷的护巷煤柱）。工作面由南向北推进，从2013年10月-2014年1月回采结束，回采至+200m水平2号煤上山处。 2、煤层、煤厚地质情况 含煤地层：范围内含煤地层为二叠系上统龙潭组，属海陆交互相和滨海沼泽相沉积，假整合于茅口灰岩之上。其岩性主要由深灰至黑灰色泥岩、砂质泥岩、硅质石灰岩、生物碎屑石灰岩、其次为铝质泥岩、杂色角砾岩及煤层组成。底部以一层灰白色至浅灰色的

铝土岩为显著标志与茅口灰岩为界。含煤5层，即K1、K2、K3、K4、K5，其中K1煤层全区可采，其余全部不可采。按其岩性组合及含煤性，可划分为上、下二段。 上段：（P2l2）：厚40～46m，平均44m。上部为灰黑色页岩、砂质页岩夹深灰色碎屑灰岩互层（标志层）；中部为灰黑色页岩、砂质页岩夹灰、灰白色粘土页岩；下部为灰黑色页岩夹深灰色薄层状碎屑灰岩（标志层）及灰、浅灰至灰黑色页岩、砂质页岩、粘土页岩夹粗砂岩，含煤5层， K5煤层厚0～0.10m平均0.06m，K4煤层厚0.00～0.15m、平均0.10m，K3煤层厚0.00～0.25m、平均0.20m。K3、K4、K5均不可采。 下段（P2l1）：厚38.82～65.5m，厚57m。上部为深灰色硅质灰岩（标志层）；中部为灰黑色砂质页岩及灰白色粘土页岩；底部为杂色硅质角砾岩，含煤二层， K2煤层厚0.01～0.23m,平均0.12m，不可采，K1煤层在本矿区范围内厚1.05～2.77m，平均1.93m，全区可采。 二叠系龙潭组煤系地层厚79.0～106m，平均101.0m。含煤总平均厚度为2.95m，含煤系数3.0％。

93上03工作面采后(回采率)总结

兖州煤业股份有限公司济宁二号煤矿93上03综采工作面采后总结 编制单位：地测中心 编制： 审核： 科长： 2011年8月13日

一、工作面概况 93上03工作面位于九采区东部，东临93上02工作面采空区；南到井田边界煤柱；北到九采3上轨道下山；西侧位九采3上轨道上山。 工作面位于井田南部,南阳湖农场一分场东340m，南阳湖农场二分场东北116m，地面为农田。 该面于2010年10月1日正式回采，2011年7月13日停采，面宽243.0m，实际回采长度747.45m，揭露煤层厚度1.2～2.2m，平均厚度1.95m，工作面动用储量48.46万t，采出量47.67万t，落煤损失0.79万t，工作面回采率98.37%，损失率1.63%。 面内多处受断层发育影响，造成断层附近撇三角煤，地质损失面积合计9662m2，损失煤厚0.86m，地质损失共计1.14万t，按规定程序履行了报批。二、煤层及顶底板情况 93上03工作面所采煤层为山西组3上煤层，煤层底板标高-645.8～735.9m，煤层倾角2～10°，平均4°。煤层局部含一层厚0.3m左右的泥岩夹矸；煤层厚度变化较大，总体趋势为南部厚、北部薄。煤层普氏系数(f)一般在2.1左右，为软～中等硬度煤层。 老顶以灰白色中砂岩为主，成份以石英、长石为主，平均厚4.7m，顶板为灰黑色粉砂岩，平均厚9.8m；底板为灰黑色泥岩，具膨胀性，平均厚1.5m，老底为浅灰色细砂岩，泥质胶结，平均厚19.0m。 三、地质构造情况 该面煤层起伏变化较大，煤层倾角2～10°，平均4°，宽缓褶曲发育，走向北部近NNW向，中部近EW向，南部SW向，总体趋势南部高、北部低。

(整理)4采煤工作面矿山压力显现规律.

第四章采煤工作面矿山压力显现规律 第一节概述 大多数情况下，矿山压力显现会给地下开采工作造成不同程度的影响。为使矿山压力显现不至于影响正常的工作和保证生产安全，就必须采取各种技术措施加以控制。包括对巷道及采煤工作空间进行支护、对松软煤岩体进行加固、用各种方法使巷道或采煤工作面得到卸压、用人为的方法使采空区顶板按预定要求冒落等。此外人们对矿山压力的控制不仅在于消除和减轻对开采工作造成的危害，还包括合理地利用矿山压力的天然能量为开采工作服务。例如，利用矿山压力的作用压酥煤体以方便落煤工作，借助采空区上覆岩层压力压实已冒落的矸石形成再生顶板等等。所有这些人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施，叫做矿山压力控制。简称矿压控制。 在实际生产过程中，采煤工作面常有下述一系列矿山压力现象，并习惯上用这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标。 （1）顶板下沉量，一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板移近量。随着工作面的推进，顶底板处于不断移近状态。 （2）顶板下沉速度，指单位时间内的顶底板移近量，以mm/h计算。它表示顶板活动的剧烈程度。 （3）支柱变形与折损，随着顶板下沉，采煤工作面支柱受载也逐渐增加，一般可以用肉眼观察到柱帽的变形，剧烈时可以观察到支柱的折损。 （4）顶板破碎情况，常常以单位面积顶板中冒落面积所占的百分数来表示。它是用来衡量顶板控制好坏的质量标准。 （5）局部冒顶，指采煤工作面顶板形成局部塌落，它影响采煤工作的正常进行。 （6）大面积冒顶，指采煤工作面由于顶板来压导致顶板沿工作面切落。常常对工作面生产造成严重影响。 其它还有煤壁片帮、支柱钻底、底板臌起等一系列矿山压力现象。

煤矿采掘基本知识

煤矿采掘基本知识

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煤矿采掘基本知识 一、矿井爆破 (一)爆破器材 １.炸药 炸药是在一定条件下,能够发生快速化学反应、放出大量热量、生成大量气体产物,显示爆炸效应的化合物或混合物。炸药爆炸后,在岩体内产生瞬时高压冲击波，冲击波从爆源向岩体内传播,并对周围煤岩体发生作用,把煤炭或岩石破碎下来。 矿用炸药分为煤矿许用炸药和非煤矿许用炸药,准许在地下有瓦斯和煤尘爆炸危险的工作面使用的安全炸药称为煤矿许用炸药。煤矿井下的所有爆破作业工作面,必须使用煤矿许用炸药。 2. 雷管 雷管是一种装有起爆药的小管，用来起爆炸药的专用材料。雷管按起爆方式分为火雷管和电雷管两种,电雷管由电能来起爆。电雷管又分为瞬发雷管、秒延期雷管和毫秒延期雷管。煤矿井下广泛使用毫秒延期电雷管。 3. 发爆器 发爆器是用来供给电爆网路的电雷管起爆电能的仪器。《煤矿安全规程》规定，井下爆破必须使用发爆器。 （二）爆破技术 1、掘进工作面爆破 （1）炮眼分类及布置 掘进工作面的炮眼，按其所起作用不同，可分为以下三类，如图3-11 所示: ①掏槽眼（又名掏心眼)。掏槽眼的作用是首先将工作面上某部分岩石破碎下来,为工作面形成第二个自由面,为其他炮眼的爆破创造有利条件。 掏槽眼应比其他炮眼深１5~20厘米,叫做超深。超深的作用是使其他炮眼利用率提高。掏槽眼又分斜眼掏槽法、直眼掏槽法、混合式掏槽法。 图３-11 炮眼布置示意图 Ⅰ-掏槽眼Ⅱ-辅助眼Ⅲ－周边眼

采煤工作面初采初放管理规定

XX工作面初采初放管理规定 XX综采工作面面长XX米，为了加强工作面初采、初放管理工作，保证回采安全，防止回采工作面事故的发生，特制订本管理规定。 一、矿成立初采、初放管理领导小组： 组长：生产矿长 副组长：总工程师、安全矿长 组员：副总、生产技术科科长、安监科科长、通防科科长、综采工区区长 下设管理领导小组办公室，办公室设在生产技术科，生产技术科科长任办公室主任、安监科科长任办公室副主任，技术科、安监科其他人员任工作人员。 二、领导小组负责初采、初放期间安全措施的监督落实和安全管理工作。 三、工作面的初采、初放都必须制定专项措施，经审批后，认真贯彻执行。 四、回采工作面的初采初放： 1、工作面回采前，生产矿长必须组织有关人员对工作面范围内的巷道及生产系统进行全面检查验收，不符合标准要求的不准移交生产。 2、扩帮刷面必须拉线扩直，支护良好。 3、工作面安装，应自下而上安装。

4、回采工作面严禁空帮空顶回采，回柱放顶顶板不及时冒落时，要及时采取措施，使其及时垮落。 5、工作面初采时，要制定专项措施，先支柱后回收取净切眼顶上的锚杆。 6、初次放顶前，领导小组及综采区队管人员必须到现场跟班落实工作面支护及生产工艺等情况，严防支护不力造成死柱等。 7、初放期间，综采区队跟班区长要跟班现场指挥，小组人员分三班现场把关，监督措施的落实和安全管理。 8、初放期间，综采工区技术副区长要及时掌握工作面顶板情况，作好初放记录，必要时要及时修改措施。 9、工作面初放时由组长组织现场跟班及队跟班区长跟班到点，现场交接，直至工作面初放结束方可结束小组活动。 10、矿调度室必要时可专列记录台帐，跟班小组成员上井后要作好现场记录描述。 11、工作面初采初放期间，对工作面及超前支护的支柱初撑力班班监测，必须符合规定要求。 12、初次放顶结束必须经矿总工程师组织安全、生产、技术人员现场会审并签字批准，方可认为初放结束。 XXXX 2011年10月20日

采后总结样板

一、工作面概况： 该工作面位于一采区中部，南临11607工作面（设计工作面），北临11611工作面（正在准备），西临11609内工作面（已回采）。工作面设计走向长为8 13m，面宽为165.45 m，于2009年8月份开始回采至2011年8月份停采。工作面实际回采长度轨顺为825m、运顺为830m，平均采高3.35m，回采面积为1478 53㎡,动用储量74.4万t，实际采出量55.92万t，损失量18.48万t，工作面实际回采率为75％，损失率为25%。 二、煤层及顶底板情况 该工作面所采煤层为二叠系上统龙潭组16煤，回采期间煤层厚度 为3.1～3.4m，平均厚3.35m，煤层较稳定，结构相对复杂，以亮～半亮型为主，条带状构造，粉粒状～块状构造。煤层中上部含1～3层泥岩夹矸（厚约0.2～1.0 m），靠近11609外运顺切眼侧煤层中上部含3层泥岩夹矸（厚约1.6～2.0m）。靠近11609切眼附近16煤层相对较薄，由西向东煤层逐渐增厚，绝大部分煤层厚度在3.0m以上。老顶为L7灰岩、灰～深灰色,含泥质,具水平～波状层理，局部垂直裂隙发育，岩石破碎f=8。直接顶为深灰色,泥质粉砂岩，以石英为主，泥质胶结具水平层理，夹粉砂岩条带f=4～6。直接底为泥岩，深灰色～黑色，富含植物化石，稍含粉砂岩，遇水易膨胀底鼓f=3～4。老底部分区域为泥岩、粉砂岩、细砂岩互层，灰色～灰黑色，以泥岩为主，质细均一稍具滑感，底部含粉砂岩具水平层理，裂隙发育，呈闭合状，夹薄层状细砂岩，较致密、坚硬F=4～6。 三、地质构造及水文情况 1、地质构造：工作面煤岩层总体趋势（沿倾斜方向）呈现西南高东北低，为一单斜构造，煤层倾角为4～15o下行。该工作面在两顺槽及切眼施工中共揭露9条断层，其中对回采过程中有影响的断层有6条，分别为SF65、SF69、SF80、SF8 2、SF75、SF76；其余3条断层SF 3、SF45、SF48由于在

采煤工作面矿压分析报告

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

150102工作面矿压分析报告 一、150102工作面基本情况 1、150102工作面位于+680水平，工作面标高为+620—+670m ，该工作面可长度为790m ，工作面长度为180m ，面积为142200㎡，平均煤厚3.61米，倾角5—10度，平均7.5°。150102工作面位于井田的中部。其周围均为未开采区域。 2、地质情况 3、采煤方法 本工作面采用走向长壁一次采全高的采煤方法 工艺流程：割煤——装运煤——移架——推溜——清煤——下一循环 4、工作面设备 采煤机：MG300/700—WD 型 工作溜：SGZ-764/500型前部输送机 顶、底板 名 称 岩石 名称 厚度 m 特 征 老 顶 深灰色石灰岩 6.77 深灰色石灰岩，灰黑色，裂隙发育，含粉石，较硬。 直接顶 黑色泥岩 6.4 黑色泥岩光泽亮，较软，零星可采。 伪 顶 0.2—0.3 灰黑色，质脆，含黄铁矿结核 伪 底 直接底 粉砂岩 1.23 黑灰色，泥质胶结，含植物化石及黄铁矿结核。 老 底 砂 岩 8.21 灰黑色，以石英岩为主，坚硬，局部为砂质泥岩沉积。

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

煤矿采掘基本知识

煤矿采掘基本知识 一、矿井爆破（一）爆破器材1.炸药炸药是在一定条件下，能够发生快速化学反应、放出大量热量、生成大量气体产物，显示爆炸效应的化合物或混合物。矿用炸药分为煤矿许用炸药和非煤矿许用炸药。煤矿井下的所有爆破作业工作面，必须使用煤矿许用炸药。2.雷管雷管是一种装有起爆药的小管，用来起爆炸药的专用材料。雷管按起爆方式分为火雷管和电雷管两种，电雷管由电能来起爆。电雷管又分为瞬发雷管、秒延期雷管和毫秒延期雷管。煤矿井下广泛使用毫秒延期电雷管。3.发爆器发爆器是用来供给电爆网路的电雷管起爆电能的仪器。《煤矿安全规程》规定，井下爆破必须使用发爆器。 （二）爆破技术1、掘进工作面爆破（1）炮眼分类及布置掘进工作面的炮眼，按其所起作用不同，可分为以下三类①掏槽眼（又名掏心眼）②辅助眼 ③周边眼（2）主要爆破参数巷道掘进的爆破参数主要包括炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量的具体规定。巷道掘进爆破作业要按照《煤矿安全规程》及爆破参数执行。 2、回采工作面爆破（1）炮眼种类及布置炮眼布置方式（见图3-12）单排眼：用于薄煤层、煤质较软及节理发育的煤层。双排眼：包括对眼、三花眼。一般用于采高较小的中厚煤层及煤质中硬的工作面。三排眼：即五花眼。用于煤层坚硬和采高较大的中厚煤层工作面。 （2）主要爆破参数炮采工作面的爆破参数主要包括炮眼布置、间距、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量的具体规定。炮采工作面爆破作业要按照《煤矿安全规程》及爆破参数执行。

二、巷道施工巷道施工方法包括钻眼爆破法和机械化掘进法。其主要工序有破岩、装岩、运岩和支护等。（一）破岩1.钻眼爆破法钻爆破岩法是指利用电钻或风钻进行打眼、装药爆破的方法。为了提高打眼的速度可以使用专门的钻眼机械打眼。钻爆破岩法推广光面爆破。光面爆破（简称光爆）是指在钻眼爆破过程中，通过采取一定措施，使爆破后的巷道断面形状、尺寸基本符合设计要求，并尽量使巷道轮廓以外的围岩不受破坏的一种破岩方法。2.机械化破岩法机械化破岩是指利用综掘机对煤岩体进行切割和破碎的方法（二）装岩与运岩装运岩煤有人工装运和机械装运2种方法。常用的装岩机有耙斗式、铲斗式、蟹爪式装岩机等设备。运输普遍采用矿车，用人或电机车调车。掘进煤巷时可以直接用刮板输送机或带式输送机运煤，综掘设备本身连接有装煤运煤设施。（三）巷道支护巷道支护材料有水泥、石料、混凝土、木材和金属材料（如轻便钢轨、矿用工字钢、特殊工字钢、矿用特殊型钢等）。支护的形式有架棚支护（金属拱形支护、木支护）、锚杆支护、锚喷支护、砌碹支护等。其中，锚喷支护和砌碹支护属于巷道永久支护，其服务年限较长。 架棚支护砌碹支护砌碹支护的主要形式是直墙拱顶式,是一种被动支护形式，如图3-14所示。该支护具有坚固、耐久、防火、通风阻力小等优点。缺点是施工复杂、劳动强度大、成本高和进度慢等。直墙拱顶支护由拱、墙和基础3部分组成。锚杆支护、喷射混凝土与喷浆支护锚喷支护。锚杆支护就是将锚杆预设在围岩中，使岩体得以加固，形成一个完整的支护结构，是一种主动支护形式，支护原理如图3-15所示。锚杆的种类有钢筋或钢丝绳砂浆锚杆、金属锚杆、木锚杆、树脂锚杆等。喷射混凝土与喷浆支护：喷射混凝土是将一定配合

矿山压力及其控制要点

《矿压力及其控制》 一、单项选择题 1、泊松比是指岩石在单轴压缩条件下横向应变与的比值。 a、横向应力 b、轴向应力 c、轴向应变 d、体积应变 2、岩石在应变一定时，应力随时间延长而减小的现象，称为岩石的。 a、蠕变 b、松弛 c、弹性后效 d、粘性流动 3、岩石因受载状态不同，其极限强度相差很悬殊。实验表明，在不同应力状态下的强度值，最小。 a、单轴抗压强度 b、抗剪强度 c、抗弯强度 d、单轴抗拉强度 4、矿山压力假说对采场岩层控制具有指导意义，可以解释工作面前方出现的支承压力及工作面出现的周期来压现象。 a、压力拱假说 b、悬臂梁假说 c、铰接岩块假说 d、预成裂隙假说 5、直接顶分类主要是根据来分类的。 a、直接顶平均初次垮落步距 b、直接顶厚度 c、直接顶强度 d、直接顶岩层的岩性 6、回采工作面支架的工作状态是处于“给定变形”状态还是处于“给定载荷”状态是有和支架刚度的相对变化决定的。 a、直接顶刚度 b、直接底刚度 c、煤层刚度 d、老顶刚度 7、我国煤矿中常采用留小煤墙的沿空掘巷方式，小煤墙一般不易超过m。 a、3 b、5 c、8 d、12 8、原岩应力场中平均水平应力与铅垂应力的比值随深度增加而。 a、增加 b、不变 c、减小 9、矿山压力假说对采场岩层控制具有指导意义，假塑性梁是的主要组成部分，可以解释了破断岩块的相互作用关系。 a、压力拱假说 b、悬臂梁假说 c、铰接岩块假说 d、预成裂隙假说 10、回采工作面支架的工作状态是处于“给定变形”状态还是处于“给定载荷”状态是由直接顶刚度和支架刚度的相对变化决定的。当支架处于“给定变形”状态时，支架应具有足够的和可缩量。 a、支护强度 b、支护刚度 c、初撑力 d、工作阻力 11、回采工作面支架的工作状态是处于“给定变形”状态还是处于“给定载荷”状态是由直接顶刚度和支架刚度的相对变化决定的。当支架处于“给定载荷”状态时，支架应具有足够的。 a、稳定性 b、可缩量 c、支护强度 d、初撑力 12、初撑力在支架参数中具有重要地位，提高支架初撑力，下列叙述是错误的。 a、可以减少顶板离层 b、增加顶板的稳定性 c、减少工作面顶板断面破碎度和煤壁片帮 d、增加支柱的开启率 13、提高支护强度在采场围岩控制中至关重要，不能提高支护强度。 a、提高支柱初撑力 b、提高支护密度 c、提高支护系统刚度 d、提高支柱的可缩量 14、支架的性能将直接影响支架受力的大小，支架特性是用和可缩量的关系曲线来表示的。 a、初撑力 b、工作阻力 c、支架载荷 d、额定工作阻力 15、支架受力的大小及其在回采工作面的分布规律与支架性能有关，支架的受力比较 均匀。

工作面初采初放安全措施

编号：AQ-JS-00487 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑 工作面初采初放安全措施Safety measures for initial mining and initial laying of working face

工作面初采初放安全措施 使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科 学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。 为确保9115高档普采工作面初采初放工作安全顺利进行，经现场观察，安全生产有关管理人员研究，特制定本措施： 一、成立初采初放工作领导小组： 组长：张广庆贾正芳范向阳柳建军吉红社陈国富 成员：茹成仓赵震涛陈志强原国林吕张军许海斌 领导小组负责9115高档普采工作面初采初放期间的安全生产现场指挥工作，各采煤队副队长和师傅安质检配合领导小组展开工作，只有在确认工作面老顶全部放下来，初次来压稳定、生产处于安全正常时，领导小组方可解散。 二、现场概况： 9115工作面从切眼开始初采初放工作。 工作面走向长度：工作面走向长度525m(切眼中～停采线)。 工作面倾斜长度：150m(9115进风顺槽中～9115回风顺槽中)，

煤壁147m。 工作面由单体液压柱配合铰接梁三四排管理正悬臂支护，最小控顶距3.6m,其中两端头支架采用四对八梁π型钢梁支护，即相邻两对梁间距为0.6米，每对梁中两梁距离为0.3米，梁长4.2米，一梁四柱。 割煤机组为MG150/630---WD型。机头比机尾高约2m，巷道净高1.5m。 三、技术要求 1、工作面采用三、四排管理顶板，柱距0.6m，排距1.2m，机道1.4m。初次来压和初次放顶时的措施： （1）、首先对工作面所有设备进行一次全面检查，做到无隐患、无事故，将横溜靠工作面煤壁，溜子保持平直，运行平稳。 （2）、工作面原支柱要逐根拆除，先支后回，用单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护，支柱支护位置距梁尾40厘米，采用齐梁直线柱正悬臂支护方式，柱距0.6米，排距1.2米，替下的支柱要及时兑出工作面。

22201综采工作面采后总结

永煤公司永锦能源 河南煤化集团用心做事追求卓越 22201综采工作面采后总结

云盖山煤矿二矿 目录 第一节设计总结 (1) 一、22201综采工作面采区设计、巷道布置情况 (1) 二、22201综采工作面运输顺槽 (2) 三、22201综采工作面轨道顺槽 (2) 四、22201综采工作面开切眼 (2) 五、设计好处与不足 (2) 第二节安装、回撤分析与总结 (3) 一、22201综采工作面安装 (3) 二、22201综采工作面回撤 (6)

三、22201综采工作面推进740M后对接 (7) 第三节工作面回采分析总结 (8) 一、厚煤层工作面在初采初放时压力小，初采初放安全可靠 (8) 二、薄煤层给22201工作面回采带来的影响 (8) 三、22201综采工作面过薄煤带期间方法 (8) 四、22201综采工作面过变坡点采取措施 (11) 五、22201综采工作面回采期间瓦斯治理 (12) 六、回采末期轨道顺槽顶、帮部变形严重 (12) 七、回采期间防治水管理 (13) 八、回采期间通风、防尘、防火管理 (14) 九、22201综采工作面回采期间技术创新 (14) 第四节煤质管理 (15) 第五节安全管理总结 (15) 第六节技术经济管理分析与总结 (15)

22201综采工作面采后总结 22201综采工作面位于云盖山煤矿二矿+60m水平、Ⅱ采区，该采面的构造形态为走向北东、倾向南东的单斜构造，煤层倾角12°～15°，走向NE35°～42°，倾向SE55°～48°。开采煤层为二1煤层，通过对地质资料和该工作面上下顺槽的掘进情况分析及相邻采面回采情况证实，该工作面开采范围内二1煤层赋存情况较稳定，全区可采，工作面上部为万迪煤矿采空区，东部为回风下山，西部为矿井边界煤柱，下部为22203综采工作面，工作面标高为+130～+180m，倾角12～15°，平均14°，煤层平均厚度4.35m，地面标高+325～+385m，可采储量103.6万吨，22201综采工作面产出煤量为167.5万t。 本工作面采用走向长壁后退式一次采全高全部跨落法管理顶板的综采放顶煤采煤方法，由西向东推进。工作面轨道顺槽长1190 m，运输顺槽长1170m，平均走向长度为1180m，倾斜长147/192m，工作面推进740m 后沿倾向延长45m。 22201综采工作面2010年4月13日开始进行正式生产，2012年6月19日开始进行设备回撤，2012年8月5日回撤结束，共回采26个月。 第一节设计总结 一、22201综采工作面采区设计、巷道布置情况 22201工作面总体为一单斜构造，煤层倾角12°～15°，从工作面上、下顺槽实际揭露情况来看，上、下顺槽构造、煤层变化较复杂，掘进期间工作面内共揭三处薄煤带，对采面回采带来一定影响。上部为万迪煤矿采空区，东部为回风下山，西部为矿井边界煤柱，下部为22203综采工作面。22201轨道顺槽与+168m车场相连，22201运输顺槽与+112m运输斜巷相连。

初次来压及周期来压知识点

一、工作面初次来压 当工作面从切割眼向前推进，顶板悬露面积随之扩大，直接顶垮落充填采空区，基本顶仍完整地支承在两帮煤壁上，形成双支板梁构件。当板梁垮度随着工作面推进增大到一定的范围，由于基本顶的自重和上覆岩层的作用下，使基本顶断裂垮落。这时，工作面已不再处于基本顶掩护之下，顶板迅速下沉而破碎，通常把基本顶第一次大面积垮落称为初次垮落。由于基本顶初次垮落，使工作面压 力增大，故称为初次来压。初次来压对工作面影响一般持续2d?3d。基本顶初 次垮落时，工作面距切割煤壁的距离L1称为初次垮落步距或初次来压步距。L i 值与基本顶岩性、厚度以及地质构造等因素有关，一般为20n?35m少数达50n?70m。1）初次来压的特点是： 工作面顶板下沉量和下沉速度急增，甚至出现台阶式下沉；顶板破碎；甚至出现沿煤壁平行的裂隙，有时发出巨大的断裂声；支架受力增加，采空区掉块；煤壁严重片帮。 2）初次来压时，工作面要采取措施，如沿放顶线加强支护（增设排柱、木垛、斜撑、抬棚）、强制放落顶板等。 基本顶初次垮落L i--初次垮落步距 二、周期来压 基本顶初次垮落后，工作面暂时免除了基本顶下沉的影响，支架受力减轻，基本顶由双支板梁变为悬臂梁。上覆岩层的重量主要由基本老顶悬臂梁直接传给煤壁，部分由垮落的矸石承担。 图11—4 基本顶周期垮落（来压）示意图 L2--周期垮落步距；h—直接顶厚度；m—煤层厚度1）当工作面推进到一定的距离，基本顶悬臂在自重和上覆岩层的作用下，又会

产生断裂垮落，这时同样会给工作面带来增压现象。当工作面再继续推进，这部分垮落的基本顶被甩入采空区，工作面又处于基本顶悬梁掩护之下，恢复到前述的状态。继工作面的推进，基本顶的垮落与工作面增压现象重复出现。这种垮落与来压随工作面推进而周期性的出现，称为基本顶周期垮落和周期来压。两次周期来压之间的距离称为周期垮落（来压）步距。周期垮落步距同样与基本顶岩性有关，一般为6nn-30m，多数为10nn- 15m。 由于周期来压前，基本顶呈悬梁状态，而初次来压前，基本顶呈双支板梁状态。因此，在工作面内，周期来压步距小于初次来压步距，它们的关系大致为： L 2= （1/2 ?1/4 ）L i 2）周期来压特点与初次来压类似。 三、顶板下沉 在工作面推进过程中，采空区不断扩大，上覆岩层移动下沉而破坏，根据破坏的特征，上覆岩层沿竖直方向自下而上可分为三带：冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。在这三带中，冒落带和裂隙带直接关系到工作面的顶板管理，弯曲下沉带对工作面没有多大影响。 （一）冒落带 易冒落的直接顶，不规则垮落，碎胀的岩块将填满采空区，形成冒落带，支 撑老顶。当松软岩层很厚时，冒落的高度可视为直接顶的厚度。当直接顶厚度不大，冒落的岩块填不满采空区，老顶悬空，这种情况下，老顶也将发生 部分垮落，使工作面压力增加。 图11 —5岩层移动推测图 （a）岩层内部破坏推测图；（b）裂隙带岩层移动曲线；（c）沿工作面推进方向的分区 1 —冒落带；2—裂隙带；3—弯曲下沉带 二）裂隙带位于冒落带之上的老顶岩层，总是一端支承在煤壁上，另一端支承在采空区的碎石充填堆上。在上覆岩层的压力作用下，冒落的岩块逐渐压 实。因此，上覆岩层也随之逐步弯曲下沉，成段拆断或产生许多裂隙，但

《矿山压力及其控制》试题及答案

题号一二三四五六七八九十十 一 十 二 总 分 分数评分人河南理工大学义马函授站 专业＿＿＿＿＿＿＿姓名＿＿＿＿＿＿＿＿ 学号＿＿＿＿＿＿……………………………………密……………………………封………………………………线………………………….. 第二期紧缺人才班采矿专业 《矿山压力及其控制》考试试题 注意事项： １．请首先按要求在试卷的标封处填写您的姓名、单位、专业、序 号。 ２．在试题后答题，可不写题目，但要注明题号。 1. 填空题（每题 2分，共40分） 1.岩石的物理性质主要包括 , , , 和 , 和 . 2.岩石的变形特性包括 , , 和 . 3.岩石强度性质包括 , , , . 4.矿山岩石的破坏形式有两种: 和 . 5.岩体内形成原岩应力有两种: , . 6.根据岩层的破坏程度,可将回采空间上覆岩层分为三个带: , , . 7.有关岩体结构的矿山压力学说有 , , ， . 8.根据回采工作面前后的应力分布情况,可将工作面前后划分为 , , . 9.根据直接顶的破碎程度和直接顶的垮落步距可将直接顶分为， ，四种类型. 10. 根据直接顶的厚度与煤层采高的比值和老顶的初次来压步距可将老 顶分为，，，类型四种.

11.采空区处理方法有 , , , . 12.现有的支柱工作特性有四种: , , , ., 13.支架对每平方米顶板的合理工作阻力相当于的重量. 14. 是发生冲击矿压的必要条件, 是发生冲击矿压的充分条件. 15.回采工作面矿压观测内容包括 , , , , . 16.巷道矿压观测内容包括 , , , . 17．顶板大面积来压的防治，目前我国主要采用和等措施。 18．单体液压支架主要由和组成。 19．岩体的性质与岩石性质有很大区别，一般表现为，和 。 20．回采工作面从开切眼推进到老顶初次来压时的距离叫做。 二.名词解释（每题4分，共24分） 1. 老顶初次来压 2．支承压力 3．矿山压力控制 4．构造应力

采煤工作面初采总结

采煤工作面初采总结

15103工作面初采期间矿压总结采煤队于2014年6月1日4点班进入15107回采工作面开始初采至今，通过对15107工作面现场顶板情况和顶板在线监测系统分析，对15107工作面初采期间矿压作如下总结。 一、工作面现场顶板情况分析 （一）顶板垮落情况分析 采煤队2012年8月8日搬入15107工作面开始回采，至8月23号期间，工作面采空区直接顶局部垮落，8月24号—8月26号（推进度为进风12.6m、回风29.5m处）期间工作面采空区直接顶大范围垮落，回风落山塌落严密。8月27号-8月30号（推进度为进风22.6m、回风38.1m处）工作面采空区垮落严密，回风落山塌落严密。到目前（9月5号）工作面及回进风落山无明显顶板垮落动压波冲击现象。 （二）工作面出水量分析 工作面初采至今，8月20号工作面回风落山出水量增大，分析为工作面采空区顶板局部垮落导致出水量增加；8月31号4点班工作面回风落山出水量突然大量增加分析认为工作面采空区顶板大范围垮落导致出水量增加；9月1号-9月5号工作面出水量较为稳定无增大趋势分析认为回采工作面为上坡趋势回采部分水进入落山因而大顶垮落无明显出水量增加。 （三）总结 通过工作面顶板垮落情况和工作面出水量分析，工作面大顶呈现局部逐渐垮落趋势，进风侧垮落趋势相对大于回风侧，大顶拱形桥断裂在进风推进度22.6m，回风推进度38.1m处。 二、顶板在线监测系统分析 （一）工作面顶板动态柱状监测图分析 通过初采期间对工作面顶板在线监测柱状图分析自8月8

日到现在工作面整体矿压柱状图未出现压力骤增骤减现象，故初采期间未出现大顶拱形桥断裂冲击波现象。 8月8号-8月15号整体压力柱状图呈平稳现象，整体表现为80-122架柱状图压力偏高。40-79架柱状压力图呈偏高现象，1-39架柱状压力图压力偏低，最高柱状压力体现在8月14日-8月15日期间100架-122架间，最高压力峰值达到45Mp-50Mp。 8月16号-8月25号期间70-122架压力柱状图一直偏高，平均压力在35Mp以上；50-70架压力开始增大，但增值幅度不大，平均压力在30Mp左右；1-50架压力开始增加，平均压力在30Mp以上。 8月26日-8月31期间（进风推进度为22.6m，回风推进度为38.1m），工作面柱状压力整体较高，呈居高不下状态，分析认为拱形桥距离增加承受断裂扭矩增加，为大顶断裂的前兆。 9月11日-9月5日工作面柱状图压力整体回落，虽1-50架局部地段仍有波动，但整体保持在30Mp以下， 故分析认为15107工作面大顶段落在8月31日进风22.6m、回风38.1m处。 （二）工作面压力线性曲线图分析 1-40架8月8日-8月16日曲线图压力保持平稳无明显增大现象，其中30-40架压力相对偏大。8月17日-8月25日曲线图压力相对下降而又持续升高状态。8月31日后压力普遍下降呈平稳状态。 41-80架8月8日-8月16日曲线图压力保持平稳无明显增大现象；8月17日-8月31日曲线图压力普遍增加并保持增高不下状态，其中70-80架曲线图压力相对较低。分析认为8月31日工作面出水量增加为工作面中部顶板局部大范围垮落而导致出水量增加。

黑眼泉煤矿综采工作面采后总结

巴里坤银鑫矿业投资有限公司黑眼泉煤矿 N A1103工作面采后总结 黑眼泉煤矿地测科 二0一五年一月

会签栏 编制年月日科长年月日安检科年月日地测副总年月日生产矿长年月日总工程师年月日领导批复及意见

一、工作面概况 NA1103综采工作面位于11采区北翼，是黑眼泉煤矿首采工作面，东邻NA1104工作面（计划）；南至井筒保护煤柱；北至DF1断层保护煤柱；西邻NA1102工作面（正在准备）。工作面于2013年8月16日正式回采，2014年12月25日停采，面宽193.5m，实际回采长度2070m，揭露煤层厚度0.6～3.9m，平均厚度2.94m，工作面动用储量144.69万吨，采出量137.28万吨，顶煤、底煤损失7.41万吨，工作面回采率95%，损失率5%。 工作面面积为402182㎡，范围由以下坐标连线圈定： 序号X(m) Y(m) 1 4896140.044 428182.138 2 4896140.044 428380.760 3 4898176.041 427835.216 4 4898152.779 427645.766 工作面位于井田北部,地表为平原型丘陵地形，被第四系洪积、冲积层及戈壁砾石所覆盖，偶有少量植被，回采范围内无建筑及常年地表径流。 NA1103工作面地形地貌图

二、煤层及顶底板情况 1、煤层 工作面所采煤层为下侏罗统八道湾组A1煤层，煤层底板标高+1458.7m～+1526.8m。煤层倾角8～12°，平均10°。煤层厚度0.4m～3.8m，平均2.94m。煤层局部含一层厚0.01m左右的泥岩夹矸；煤层厚度总体稳定，局部变化频繁，变化波动较大。煤层普氏系数(f)一般在2.1左右，为软～中等硬度煤层。 工作面煤质稳定，是良好的配焦用煤。煤种为44号气煤。发热量5000～5800Kcal，平均5600Kcal。灰份25～30%，平均28%。水份5～6%。挥发份36～38%。硫份0.8～1.2%。精煤产率25～38%。中煤产率52～56%。 煤质化验单

《矿山压力及其控制》 教学大纲

《矿山压力及其控制》教学大纲 一、课程基本情况 总学时：48 讲课学时：40；实验学时：8 总学分：3 课程类别：专业必修课 考核方式：考查 适用对象：采矿工程专业采矿单招生 先修课程：岩体力学、采矿学、矿山地质学、井巷工程 教材：《矿山压力及其控制》，钱鸣高、石武平、许佳林主编，中国矿业大学出版社。 参考书：《采场矿山压力及其控制》，钱鸣高编著，中国矿业大学出版社。 二、课程的性质、任务与目的 本课程是矿物资源工程专业的一门重要的必修课。《矿山压力及其控制》主要介绍了回采工作面和采区巷道矿山压力及其控制的基本理论和基本知识。通过本课程的学习使学生对矿山压力的产生及应采取的控制措施有一个较为全面的了解，为学生以后在生产实践或科学研究奠定较为全面而扎实的理论基础。 三、课程内容、基本要求与学时分配 （一）第一章绪论（2学时） 1．了解矿山压力及其控制的基本概念和学习本课程的意义。 2．理解矿山压力及其控制的研究范围和基本方法。 （二）第二章回采工作面上覆岩层活动规律及其分析（12 学时） 1．掌握顶底板的概念、采空区处理方法， 了解回采工作面上覆岩层形成“大结构”的概念。 2．掌握老顶岩层的梁式平衡的产生原因和机理。 3．重点掌握老顶岩梁断裂是的极限跨距和安全跨距。 4．重点掌握裂隙体梁的平衡。 5．重点掌握回采工作面上覆岩层形成的竖三带特征，移动规律。 6．重点掌握岩体结构的有关假说及形成条件。 （三）第三章回采工作面矿山压力显现基本规律（6学时） 1．了解衡量回采工作面矿山压力呈现程度的指标。 2．重点掌握老顶初次来压过程及初次来压前工作面四周支承压力分布特点。 3．重点掌握老顶周期来压的形成过程及对回采工作面的影响。 4．重点掌握全部垮落法管理顶板时的工作面前后支承压力分布图及分布特点。 5．重点掌握影响回采工作面矿山压力显现的主要因素。 6．了解分层开采时矿山压力显现特点。 （四）第四章回采工作面顶板控制及支护方法（8学时） 1．重点掌握回采工作面岩层组成分类。