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（1）严格执行追机移架制度，上滚筒割煤后要及时打出防片帮板，防止冒顶。（2）工作面局部坡度较大或顶板破碎时，必须采用少降快拉移架，并尽量减少支架反复升降次数，必要时采取停机移架。（3）若顶煤松软，根据现场情况，割煤只割底刀，并追机移架，防止冒顶。（4）工作面局部煤帮片帮严重时，要及时超前移架，并打出护帮板护帮控顶，及时把操作手把打回零位，任何人不得随意乱动操作手把。
3工作面初采初放措施
3.1工作面初次放顶技术安全措施
工作面初采施工时，必须编制专门的《3203综放工作面初采施工安全技术措施》，组织相关技术人员会审、总工签字后执行，严格执行矿领导及技术人员现场带班、跟班制度，在现场进行施工技术指导与安全监管。此外，矿方还应成立矿压观测组，及时观测顶板来压情况，并进行记录。初采期间，将支架升紧，护帮板打出，保证支架支承顶板均匀，接顶严密，护帮有力，防止抽条、片帮、初撑力符合要求。割煤后，要及时拉架，并及时护帮。时刻注意顶板压力及安全阀开启情况，防止压死支架。工作面回采前，矿压组要在工作面设矿压观测点，实行现场连续观测，对上、下出口，上、下巷及工作面煤帮班班检查，并向生产科汇报情况，以指导工作面顶板管理，保证安全生产。初次来压前，通风科要加强对有毒、有害气体的检查，防止因采动影响有毒、有害气体大量涌出使人身受到伤害。来压期间，一定要注意工作面的涌水情况，发现异常及时汇报并进行处理。来压时，根据观察结果，增加超前支护长度，以防来压过猛，摧跨两巷支护。
3.2工作面末采收尾安全技术措施
末采回撤作业时，按照上级文件要求，编制专门的《3203综放工作面末采回撤施工安全技术措施》，报请上级行业主管部门审批后方可组织施工，且必须保证除当班矿领导按规定带班外，再配备一名专职带班矿领导，在现场进行施工技术指导与安全监管。停采线具置视推进过程中基本顶压力情况而定，避开地质构造带或围岩压力异常区，选在底板平整、煤质较硬的地段。工作面回撤至距停采线前8m（开始铺设顶网钢丝绳，当网到梁尾时）停止放顶煤做撤架通道，末采期间，矿成立矿压观测小组，负责对工作面顶板支护质量进行监测、监控、预报工作。两端头要加强支护，保证单体液压支柱的初撑力≥90kN，压力大的地段要加大支护密度。在收尾时必须严把质量关，做到“三直”、“两平”、“两畅通”。收尾时，加强机电设备的检修工作，保证设备的开机率。加强对支架支护情况的检查，并保证液压泵站的压力不得低于30MPa。工作面收尾时采用锚网绳联合护顶方式支护。工艺流程：铺网—连网—铺绳—临时支护—打锚杆（锚索）。建议可提前在不影响采掘衔接的基础上，可在停采线处掘一条撤架通道，撤架通道采用锚网梁索联合支护，进一步增加工作面设备搬家时的安全性和提高工作面煤炭回收率。
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1 工程背景
青东煤矿位于安徽省濉溪县境内，年设计生产能力180万吨，设计生产年限69年，矿井于2010年开始生产，是淮北矿业集团的主力生产矿井。目前开采7号煤层和8号煤层，两者的赋存特征和层位关系如图1所示。
从图1中可以看出，7号煤层和8号煤层间距变化较大，但是最薄的地方仅为13m左右。为了实现高瓦斯煤层8号煤层的安全开采，降低煤层中的瓦斯浓度和气体压力，将首先开采7号煤层（解放层），并通过7号煤层对8号煤层进行瓦斯抽放作业。
2 理论分析
为了利用好解放层开采方法，需要知道在开采7号煤层过程中，8号煤层的围岩应力分布情况以及抽采过程中的瓦斯浓度变化情况。因此，通过FLAC数值模拟软件，可以得到7号煤开采过程中8号煤层采场围岩应力变化的理论值。模型的建立是以正在开采的828工作面为工程背景的，工作面倾斜长度假定为120m，工作面从10m推进至160m以远。其中当工作面推进60m时的采场围岩应力分布情况如图2所示[8]。
从图2中可以看出，较粗的黑线代表8号煤层，较细的黑线代表7号煤层，7号煤层中间的白色部分代表开采过的煤层。由于解放层7号煤层的开采，打破了围岩应力原来的平衡状态，8号煤层的压力得到了释放，从而有利于瓦斯气体的排出，降低煤层瓦斯浓度。
3 工程实践
实际开采过程中，8号煤层的瓦斯赋存压力得到释放以后，利用7号煤层已经开采的工作面向8号煤层施工抽取瓦斯的长钻孔，并持续不间断地抽放8号煤层中赋存的瓦斯。通过对钻孔抽取的瓦斯量进行统计，得到瓦斯抽排量额变化情况如图3所示。
从图3中可以看出，随着7号煤层工作面的不断推进，钻孔瓦斯抽取量也在逐步攀升，并达到一定的量值后基本平衡。这说明，7号煤层开采对于8号煤层瓦斯的释放具有促进作用，解放层开采取得了预期效果。
4 结语
（1）通过数值模拟分析得到，高瓦斯煤层开采过程中，可以通过开采解放层对目标煤层的采场围岩进行卸压，降低围岩应力。
（2）工程实践结果表明，解放层工作面的开采可以促进目标煤层的瓦斯抽排，降低瓦斯浓度，为进一步开采打好安全基础。
参考文献：
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[5]田坤云，唐现奇，刘志源，等.上保护层开采的保护效果及裂隙带分析[J].煤炭工程，2014，46（4）：71-73.
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随着科学技术的发展，采掘工作面布局的合理调整，中厚煤层开采工艺逐步由分层开采、走向短、倾向短、爆破落煤向一次采全高、长走向、大采长、综合机械化方向发展，但前期遗留的下分层煤炭资源仍需开采，为了减少煤炭资源浪费，下分层开采要从增加采长上下功夫，采用跨区段开采。这样一来区段老空积水的处理就成了一个新的问题。近几年来，全国煤矿连续发生了多起一次死亡10人以上的特大水灾事故，损失之严重、教训之深刻，提醒我们对防治水工作必须保持高度警惕，下面结合我矿实际研究如何探放老空水。
0.概况
戊9-10-14052工作面位于戊四采区东翼中部，为戊9-10-14051、戊9-10-14071工作面的下分层，跨戊9-10-14051、戊9-10-14071工作面阶段煤柱布置，其上下阶段的上分层均已回采。东为戊二采区、西与戊四高强皮带，戊四轨道相邻，南为划归兴东一矿回采的戊9-10-14031工作面，北为戊9-10-14091工作面（于2002年11月回采）。其风机巷分别平行于戊9-10-14051工作面风巷、戊9-10-14071机巷，设计可采走向长度510m，倾角长度164m，工作储量23万吨，煤层倾角34~38°，见巷道布置平面示意图1。
该工作面东部相邻戊二采区，距采区边界煤柱40m，北部位于戊9-10-14071工作面中下部，处于戊9-10-14071工作面积水线以上。从戊9-10-14052工作面机巷南部拐切眼掘进时，切眼将通过戊9-10-14051、戊9-10-14071工作面阶段煤柱进入戊9-10-14051工作面老空积水区。其积水区的标高为-204.4~-214.8m，高差10.4m。积水水压为1.1kg/cm2，积水面积约4875m2，采高取其平均值1.85m，储水系数0.2，按体积法计算积水量为2000m3，将对戊9-10-14052切眼掘进造成水害威胁。
因此，在戊9-10-14052切眼掘进过戊9-10-14051老空区前，必须把2000 m3老空积水放出，必须对戊9-10-14051采空区积水进行有效的探放水，保证安全施工。否则一旦发生突水，将淹没戊9-10-14052机巷近300m巷道，矿工人身安全受到极大威胁。
1.1探放水地质条件特点
探放水见切眼剖面图2，其特点如下：
（1）切眼煤层倾角大（34~38°）。
（2）切眼跨戊9-10-14051工作面和戊9-10-14071工作面下分层掘进。
（3）探水位置在戊9-10-14071工作面和戊9-10-14051工作面区段保护煤柱中。
1.2探放水关键性问题
（1）探眼的布置与角度的准确性。科技论文。
（2）怎样控制老空水的流量问题。
（3）在煤层中布置探水孔，怎样防止探眼被老空水刷大，老空水大量涌出问题。科技论文。
根据以上地质条件及关键问题，我们进行了专门研究，制定了实施方案。
2.探放水设计
本次设计主要为切眼集中探放水。
2.1掘进到切眼时的探放水
在机巷掘至切眼位置时，在机巷下帮做一个水泵窝，要求水泵窝深3m，宽3m，水泵窝底板低于巷道底板1m。
2.2排水设施及排水路线
（1）切眼施工到探放水位置后，在切眼右帮铺设一趟搪瓷溜子槽，直至切眼下口泵窝，搪瓷溜子槽必须上压下，严禁反压，保证探放出的水不冲刷巷道帮及底板。
（2）水量预计及水泵选型 根据戊910-14051工作面采空区积水情况分析，孔口管采用Φ75mm钢管，单孔流量为10-20m3/h，水泵选用QBK100/40型两台（1台备用），从水泵上排出一趟Φ50mm水管到戊四轨道排水沟中。
2.3钻孔设计
在切眼工作面布置3个钻孔，分别为上孔、左下孔、右下孔，钻孔在掘进工作面呈三角形布置，上孔开孔处距离顶板1m，下面两孔距离顶板1.5m，钻孔终端在戊9-10-14051工作面采空区顶板以下0.5m处，钻孔的设计参数见表1，钻孔布置平面示意图见图3。
表一钻孔参数表
2.4钻机选择
钻探老空水时采用功率为4KW煤电钻，由开孔至孔深7m用Φ89mm钻具，里段采用钻杆Φ42mm麻花钻具。
3.探水前准备工作
1、钻机、注浆泵必须提前运输到位，接上电源，试运转，保证设备运转正常。科技论文。
2、开孔前重新核对钻孔方位、倾角，准确无误后开孔，先施工上部孔，后施工下部孔，钻孔直径为110mm，打入7m时停止钻进，准备下套管。
3、固定套管在75mm钢管外口2m范围内缠上海带，将钢管置入钻孔内，用注浆泵将水泥砂浆从Φ75mm钢管压入，见水泥砂浆从钢管外缘流出孔口时停止注浆。钻孔结构及孔口装置见示意图4所示。
4、试压。待固定套管水泥砂浆养护24小时后，套管外口接测压表，进行压力测试，调节水压直到套管内水压上升到3kg/cm2时停止试压，试压时，如果压力值小于3kg/cm2套管外漏水，采取重新注浆加固措施，直至套管外不漏水为止。
4.探水
探放水用Φ42mm麻花钻具从套管中钻孔，钻进过程中，如果水量不大，继续钻进，如果明显顶钻，水压增大，应立即停止钻进，待水压、水量稳定后，慢慢退出钻具，关闭阀门，稳定10分钟，记下水压值，开始正常排水，在排水期间，可根据实际情况用阀门控制流量，保证探水工作万无一失。
5.探放水关键性问题及注意事项
1、由于探放水在两个区段保护煤柱中进行，压力非常大，因此，对于探放水位置前后的巷道必须加强支护。
2、必须对水文地质情况准确掌握，否则有可能出现技术性失误。
3、要准确计算探眼处的煤层倾角等参数，否则有可能出现探不到水，误认为无水而造成突水事故。
4、下套管的角度准确与否直接关系到能否探出老空水，因此，套管安设必须准确。
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广西崇左市六汤稀土矿属于南方离子吸附型稀土矿床，采用先进的原地浸出工艺进行开采。主要应用矿床中的稀土离子具有可交换、吸附的特性，在浸出液的作用下被交换吸附出来，达到开采利用的母的。原地浸出工艺涉及矿床地质学、水文地质学、采矿、选矿、冶炼、化学、流体力学、环境科学、安全科学等多专业的综合性学科。在开采过程中不破坏地貌、不产生矿石搬运、不产生排土问题，直接从矿床中回收有价金属，属于绿色开采工艺。根据其开采工艺条件，在生产过程中，依然存在着如何提高回收率及更好保护环境的问题。本文就崇左市六汤稀土矿开采过程中对回收率及环境影响的影响因素进行分析并提出解决的方法。
1、崇左市六汤稀土矿的开采工艺
本矿山采用原地浸出工艺，其工艺技术路线为：网井布液、静压渗液、负压封底、综合收液：即将浸矿液通过网格布置的注液井注入天然埋藏条件下的风化矿体；浸矿液在静压渗浸条件下，在渗流场中渗透，矿石由非饱和状态过渡到饱和状态，渗流场由不稳定过渡到稳定状态，进而产生稳定流动。在此过程中环境，浸矿液中的阳离子与矿物中的稀土离子发生交解作用，稀土离子进入溶液，形成稀土母液；浸出的稀土母液或沿天然基岩隔水层面流向集液沟，并汇集到集液池，或向负压收液面集中（即矿层底部收液坑道），并沿负压收液系统，最后汇集到集液池，再输送到水冶车间进行处理：母液净化后加入沉淀剂使稀土沉淀，然后将稀土沉淀物过滤，灼烧而得到混合氧化稀土。原山浸析采矿工艺流程，如下图：
2、开采过程中，影响回收率的因素及应对措施
2.1 根据本矿山应用的原地浸出开采方案，可以知道，对于稀土的回收主要是通过浸出液在流经含稀土矿的矿层时，稀土离子与浸出液中的阳离子（NH4+）产生交换，稀土离子随着浸出液（母液）一起集中回收。具体表现为:浸出液从注液井(孔)中,沿风化矿物的孔隙进入矿体,并附着在吸附了稀土离子的矿体表面;溶液在重力和压力作用下,在孔隙和裂隙中扩散,并挤出孔裂隙水;溶液中活动性更强的阳离子与矿物表面的稀土离子发生交换解析作用,并使稀土离子进入溶液,生成孔裂隙稀土母液,形成原地浸析层;不断加注的新鲜溶液,挤出已发生了交换作用的稀土母液,并与矿物里层尚未发生交解作用的稀土离子,发生交解作用。挤出的地下水及形成的母液到达矿体地下水位后, 逐步提高原地浸出采场内的地下水位,形成原地浸析采场内的母液饱和层,当饱和层所形成的地下水坡度达到一定的角度(>15°)时,可形成采场内较稳定的母液地下径流, 在水封闭的条件下,在整个原地浸析过程(注液与注顶水过程)中,母液流向设置在采场下部的集液沟中。在这过程中，稀土回收率的影响因素有：①浸出液与矿床中稀土的接触和交换问题（即浸出率问题）。②浸出排管、孔深、孔距、注液方式等原因，而导致浸出时存在浸出盲区。③在注液后，浸出液往浸出区外漂移，使得母液回收率低。
针对上述三点，通过试验，采用如下应对措施：采用增加布液点、减小孔深、孔距和孔径、减少加液量等方法,即采用低液固比、高浓度浸出剂、多布液点、少加液量的方法，浸出液按照“先上后下”、“先浓后淡”、“先液后水”的三先原则注液,可以减小浸出盲区, 提高浸出率论文格式。采用从生产井抽取的液量要略大于注入的液量（这样就给矿体中的液体施加了一个向生产井流动的动力）；在矿体周边注入聚合物, 做一道注浆帏幕（防止浸出剂向矿体外漂移）；围绕矿体周边钻一些保护井, 向这些井注入水,把浸出剂驱回矿体；利用监测井监测可能发生的浸出剂的漂移,以便及时采取预防措施，防止浸出液产生向浸出区外漂移。有效地保证了母液的收集。
2.2沉淀过程中对回收率的影响及对应措施
对于整体矿山而言，除了开采过程中的浸出率、母液收集率对稀土回收率的影响外，在沉淀过程中也有损失。在浸出的母液当中含有很多的非稀土杂质,为保证产品的质量,在沉淀前必须先除杂。在除杂的过程中环境，会有部分稀土随着杂质沉淀而产生裹胁损失。对此类损失，采用的措施为：①在原地浸出时控制浸出剂的浓度及酸度，尽量减少母液中的杂质；②在除杂过程中严格控制沉淀剂的质量和数量，并严格控制PH值，尽量减少裹带损失。母液经除杂完成后成为合格的稀土母液，合格母液加入碳铵沉淀形成碳酸盐沉淀，最后将碳酸盐沉淀经板框压滤机过滤即得到碳酸稀土产品。在这个过程中产生的损失主要为：在沉淀工序时因沉淀不完全而造成稀土损失;在压滤工序时有少量的稀土碳酸盐细粒透滤,形成压滤脱水损失。针对此类损失，采用的措施有：①在碳铵沉淀时，控制母液的稀土浓度、PH值、碳铵的添加状态、加入量及加入方式，使其结晶良好；②在压滤时选用合适的滤布，并将滤液放到沉淀池，使微小颗粒进行再沉淀。
3、开采过程中，影响环境的因素及应对措施
原地浸出技术属于绿色开采技术，但在开采的过程中，如操作不当，也会产生环境事故。主要产生的环境事故为：山体滑坡和母液渗漏。
产生环境事故的主要原因有：①在离子交换过程中，部分细粒粘土随着浸出液一起流走，改变了矿层的力学性质，使岩体变得疏松；②由于注液时液面控制不当,使浸出液与表土发生明显的激烈化学反应,产生大量气泡,并使表土不断遭到侵蚀、剥落，堵塞微细孔，使浸出液在表土汇集，下滑力大于矿层的结构力；③出现穿井现象，注入的溶液不再是渗流，而是穿流,加大了对矿层破坏能力；④最后灌顶水时流量及位置不当，使本因交换而结构力降低的矿层的压力过大。⑤集液沟渗液面不够或没有挖穿全风化矿层，使矿层饱和水位不断升高环境，增大了岩体的负荷。
根据上述对环境影响的原因，采用如下的应对措施：①注液井中注液面要严格控制在表土层以下,禁止浸出液注入表土层与全风化层的过滤带中,以免发生气泡堵塞与固体堵塞现象；②增加集液沟渗液面积，并在开挖时一定要将全风化矿层挖透,并使其在全风化矿层有一定高度的渗液面；③开挖集液副沟并对集液沟进行支护，保证其牢固，防止出现事故而导致母液渗漏；④做好防洪设施，把排洪系统按当地最大雨量设计施工；⑤保证浸出液通畅同时，严格控制注液井液面高度；⑥在矿体周围，灌混凝土桩，保护好矿体。
4、结语
原地浸出技术属于绿色开采技术，适合于崇左六汤稀土矿的开采，在开采的过程中，只要密切关注到上述对回收率及环境影响的因素，并做好相应的防范措施，就能有效地保护了环境，具有很好的经济效益、社会效益及环境效益。 使企业成为环境友好型、资源节约型的企业。
参考文献
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近年来，计算机辅助设计(Computer Aided Design，简称CAD)在世界各国得到了广泛使用，它是利用计算机的计算功能和图形处理能力，对产品进行辅助设计、分析、修改与优化，综合了计算机和工程制图知识，并且随着计算机硬件性能和软件功能的不断提高而逐渐完善。
计算机辅助设计是由美国公司开发的通用计算机辅助设计软件包，具有体系结构开放、使用方便、便于掌握等优点，并能够绘制平面与三维图形、渲染图形、标注尺寸以及打印和输出图纸。
从上世纪80年代至今的有关文献资料来看，计算机辅助技术在国内外矿山开采设计中的应用日益广泛。作为一种精确、高速的新型设计工具，已被广大工程技术人员所接受，并对传统的设计方法与手段提出了挑战。目前，它已被矿床开采设计的各个分支和侧面广泛应用，并取得了很好的效果。
一、计算机辅助系统组成及采矿设计理念
计算机辅助系统一般以有着图形功能的交互计算机系统为基础，包括：计算机主机、图形输入板、图形显示终端、扫描仪、绘图仪、磁带机、打印机以及其他各种软件。利用交互系统开展采矿设计，可以边设计，边构思，边画样，边修改，随时可以从终端屏幕看到每一步操作的显示结果。典型的设计包括：(1)设计者接受任务，了解甲方对矿山的功能、经济、制造技术、生产环节等方面的要求。(2)方案设计。一方面来自设计方的要求，另一方面来自工程师的知识、理念，包括功能的满足，技术的可行以及其他需要等。(3)验证、修改、定型。将设计对象表达出来，并根据功能、技术、经济、审美等方面的详细要求和数据，对其进一步修改，适之处予以完善，细节予以补充，最后定型。(4)将设计果制作成技术文件，一般包括三视图、部件图、剖面以及各种说明等。
二、如何使用计算机辅助设计
每个人都知道，矿山开采的目标是要开采出矿石，而矿山工程设计，是工程师、设计人员应用技术手段改变矿山环境。满足政府、企业以及特定人群要求的一种高智能劳动。因此，采矿设计的任务：一是必须开采出高质量的矿石；二是有效地保护工程结构，使其能够承受自然界与人工开采的压力，长期而可持续地发展；三是必须保证以尽可能低的代价和成本，获取最大的经济效益与社会效益，保证工程建设的安全和后续作业的开展。
实践证明，采用CAD进行采矿可以提高采矿设计水平与设计质量，不但能够使常规设计效率得到有效地成千上百倍的提高，还能够在手工设计时代根本无法想象的设计空间展开自由翱翔的翅膀。由于设计工程师思想、理念、习惯、表达方式的不同，在设计环节使用计算机辅助部分与其余部分之间接口的描述方法也难以取得一致。所以，设计工程师在开展设计之前，要对每一个项目进行深入的了解。比如，矿山所处的地质地貌、水文环境、开采方式、巷道走向、设备选型、提升机械甚至矿山复绿等，都要胸有成竹，才能“知己知彼，百战百胜。”在设计过程中，设计工程师要做好一周就以下几个方面的工作：
1.认真做好设计方案。接受设计任务后，首先要运用自己的设计经验和知识进行设计构思。在这个过程中要进行技术决策，确定设计原则，同时对今后设计过程和要完成的设计有个整体认识。包括：一是下大力气广泛收集有关采矿的背景资料与工程信息，认真开展调查研究，了解与掌握地质勘探、技术经济、矿产利用指标、矿床储量、矿山生产力等等信息；二是分析研究已经取得成功并在实践中得到证明的同类设计资料以及相关知识，取人之长，补己之短，学习和参考成功的经验，开展设计工作，进行构思。才能厚积而薄发，最后确定设计方案。
2.对每一个工程结构参数进行分析。其目的是要确定设计方案中有关工程结构的应力载荷、约束条件等，这是采矿设计中很重要的一个方面，不能有半点马虎。
3.掌握设计采矿图的全过程。在实际工作中，具体方案的设计往往与绘制同步进行，因此，必须对设计采矿图的全过程严格掌握，不得有一丝的大意。
4.绘制施工图。这是采矿设计的具体表现，要以详尽体现设计意图为目的。工程师长期的实践采矿设已形成了行业的图样表达习惯和约定，因此对施工图的绘制要能体现这一特点。
5.进行全面的经济分析，这是设计的重中之重，根据设计阶段的不同对概算和预算进行分析。概算是确定项目投资、编制和安排建设计划的依据；预算是施工图设计文件的组成部分，是确定工程造价、考核工程成本和经济性的重要组成因素。
总之，此系统研究的目的是辅助设计者完成工程方案的设计，模拟设计领域专家的思维进行工作。因此，从这一意义上来说，采矿CAD系统是对采矿设计专家的思维模拟。
三、采矿CAD技术特点分析
系统结构是软件开发的基础。系统结构的选择，一要考虑行业特点；二要考虑技术发展水平。尽管21世纪新的技术已经向三维实体、可视化和集成化发展，但对矿山行业而言，还有很长的路要走。所以，系统的定位必须重视企业的特点和现状。一般来讲，CAD技术在国内外矿山的应用有以下特点：
一是提高设计质量，缩短设计周期。主要通过使用CAD系统，使设计过程更加客观、、准确、高效和规范。所以，采矿CAD的设计一定要考虑矿山设计规范和工程师的设计习惯。
二是富有实效与连续性。无论是地质、采矿、测量，还是选矿之间的信息处理、传输更富于时效性和可连续性，更加强调系统的集成化和数据的共享。
三是加强采矿CAD系统的通用性和可移植性。由于行业差异与体差异，以及在生产过程中需处理的瞬息万变的信息差异，使得这种D技术在矿山行业的应用研究中具有较强针对性，可移植性相对较差。所以，必须采用图形处理方法、图形环境以及数据接口技术研究。
四是从实际出发进行研究。由于二维方式下的矿山CAD软件的应用研究有利于与传统设计方式衔接，也符合目前矿山计算机技术水平。所以，要摈弃过分追求“三维实体设计”的思想，从矿山的实际需要出发进行开发和研究。
五是与时俱进，积极研究。目前CAD软件开发正处在一个由二维平面的设计模式向三维空间的设计模式过渡。由于存在技术上的障碍，一时间还难以完成。但是笔者认为，只要我们与时俱进，努力学习，认真研究三维实体构模技术、基于GIS的矿山空间工程数据技术等，就一定能够使矿山设计的水平大大提高。
从目前文献调研和实际应用情况来看，采矿CAD软件的开发和应用还存在着许多问题，比如，基础研究较少，尤其是很少从理论、技术和方法上展开研究。对图形数据的规范化及其表示方法研究不够，没有相应的标准可以遵循，等等，这些都是CAD技术在采矿技术应用中遇到的问题与障碍。
“大江东去浪淘尽，千古风流人物”。时代在发展，科技在进步。综上所述，目前CAD技术正朝着开放、集成、智能和标准化的方向发展。作为CAD系统的支撑环境，开放的操作系统，如：WINDOWS、UNIX将是今后CAD系统的主流；实用性更强的编程与数据库技术将为该系统的发展作出新贡献。我们期待着计算机辅助系统为矿山建设发挥更大的作用。
参考文献：
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[4]张善心.填采矿法计算机辅助设计技术研究.2010,5.
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关键词 矿山充填开采；正六边形进路；围岩稳定性；数值分析
【文献标识码】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
本文采用正六边形进路开采充填法在矿山回采中的运用，结合ANSYS和FLAC3D进行耦合数值模拟，考虑埋深、围岩级别和充填体配比对开采过程中围岩稳定性影响，研究其破坏方式和破坏机理，分析了顶板沉降、应力场转移规律和塑性区分布规律，为将来矿山全面步入高效机械化生产作业和减少开采充填工艺循环作业时间，提供技术保障。
2. 矿体开采条件和采矿方法
矿体的上、下盘均为围岩，下向倾斜进路开采嗣后全尾砂充填法采用仿生学原理，将进路断面设计为正六边形断面，使采空区充填后呈蜂窝状结构，从而改变其受力状态，提高围岩稳定性，控制地应力作用。进路布置为相邻进路在垂直高度上交错半层，隔一采一，每回采一层下降高度2.6m，采场阶段高度32m，盘区采用脉内外联合采准系统，下降16m设置一条分段道，其与斜道相连接，断面为边长3m，高5.2m（宽*高）。
3. 分析模型
3.1模型建立。
运用ANSYS软件与FLAC3D软件耦合建模，先在ANSYS软件中建立模型并划分网格，后运用专门的接口软件将其导入FLAC3D软件，采用等效平面应变模型。岩体开挖仅在局部范围产生，距开挖区范围至少3倍其宽处，应力、应变变化很小，可忽略不计。本章数值模拟模型遵循该原则，开挖区上下、左右均建立3倍开挖区尺寸，以符合圣维南原理。采用Mohr-Coulomb屈服准则，此破坏准则为可能屈服面内极限面，工程运用该准则是偏于安全的。模型的尺寸为：
3.2力学参数。
计算所采用力学参数是经过室内力学实验所得并通过Heok-Brown强度准则折减后得到的岩体力学参数(数值模拟中围岩和充填体的物理力学参数表见表1)。
3.3模型边界条件。
模型边界条件为两侧限制X方向约束，底端为固定约束，模型顶端施加荷载按照具体开挖方案而定。
4. 模型方案及计算结果分析
4.1模型方案。
设计方案是取13分层，每分层分为两步开挖和两步充填，共有26步，加上初始原岩应力场模拟，总开挖步骤为28步。具体步骤见下表2和图1：
4.2计算结果分析。
（1）位移场分析。
通过上图2～4可以看出，开挖前两步的顶板沉降量比较小，随着开挖充填的不断进行，在开挖第二分层中的正六边形进路矿房时，第3、4步开挖后的顶板沉降量有急剧增大的变化，此后开挖充填过程中，未出现沉降值剧烈变化、平稳增加。随着埋深加深、围岩级别的降低和充填体配比的减小，沉降量逐渐增大，且埋深越大，围岩级别越低和充填体配比越小，沉降曲线变化越陡。
（2）应力场分析。
从图4～7中可以看出，从竖向压应力变化过程看，开挖前两分层中，竖向应力随着充填体配比降低而增大，且第一分层开挖压应力是在增大的。随着开挖充填的不断进行，应力重新分布，由于充填体有效地缓解了侧壁的应力集中现象，初期应力集中区在近开挖区两侧处，第6开挖步的压应力均急剧减小，随后逐渐向两侧扩展，因埋深加深，围岩应力释放增大；围岩级别的降低，其承受应力的能力下降，围岩释放应力也减小；充填体配比减小，胶凝材料少，其抗压强度降低，承受应力的能力降低，围岩释放的应力越小，所以随着埋深加深应力增大，随着围岩级别降低和充填体配比减小应力值减小。且至开挖后期，应力集中区距开挖区一定倍数矿房宽，随着埋深加深、围岩级别增大和充填体配比提高离开挖区越远，位于中间层同一水平处。
（3）塑性区分析。
从塑性区分布看，开挖第一分层时，矿房两侧出现剪切塑性区，但并不影响开挖过程中的围岩稳定性；由于第二分层的开挖，减小了开挖区的横向约束，致使第4步开挖后，出现较大范围的剪切塑性区现象。随着开挖充填的不断进行，由于开挖区两侧围岩一直受到较大的应力影响，以致开挖区两侧围岩的剪切塑性区破坏高度和面积随着埋深加深、围岩级别降低和充填体配比降低而增大。塑性区产生是从与开挖区外相邻矿房的一帮以45°角向上，另一侧则在开外区外与该开挖分层矿房底板同一水平位处与45°向下不断扩展（单数开挖步，塑性区向开挖区的左边向上扩展，双数开挖步，塑性区向开挖区右边扩展），总体上呈现剪切塑性区；开挖后期，在中间层的两侧围岩均有较大的塑性区。
5. 结论
(1) 从顶板沉降方面，随着开挖过程的不断进行，沉降量随着埋深的加深、围岩质量的降低和充填体配比的减小而逐渐的增大，且沉降曲线的斜率也是逐渐的变陡，在开挖至第三分层以后，沉降量未出现较大的起伏波动，且平缓增加。
(2) 从应力场方面，开挖初期，应力主要是由与开挖区相邻的围岩承受，之后随着开挖充填的不断进行，应力重新分布，逐渐再向两侧转移，随着埋深的加深、围岩质量的提高和充填体配比的增大，这种转移的程度也是逐渐增大的，且出现的应力集中区位于为中间开挖层同一水平处。
(3) 从塑性区分布方面，起期的塑性区较小，出现在矿房的两侧帮，随着开挖充填过程的不断进行，塑性区出现在开挖区两侧的围岩上，分别以45°向上下不断扩展，且随着埋深的加深、围岩质量的降低和充填体配比的减小，塑性区的高度、面积和影响的范围都是在增大的。
参考文献
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1、课题的提出
淮北矿业集团临涣煤矿Ⅱ726里工作面里段机巷走向长315米，里段风巷走向长364米，受地质条件影响，外段机巷、风巷与里段机巷、风巷成250角向下施工，为了提高煤炭采出率，里段机巷采完后需要旋转回采，受地质条件的影响，我公司综采工作面走向长度都比较短，造成装面和收作较为频繁，造成接替紧张，大大浪费了人力、物力及各种费用的支出，严重制约了煤炭开采整体效益的提高。针对此情况，Ⅱ726里工作面采用旋转技术，把里段走向为330米和外段走向为630米的两个工作面设计成为一个综采工作面，进行旋转回采，取得了较好的效果。
2、研修的过程
2.1、工作面概况
Ⅱ726里综采工作面由于受F4断层影响，初期设计分里、外段两个面开采，后期经技术论证，改造成一个综采工作面，工作面在向前推进330米后，风、机巷均向下旋转25度（见平面布置图）布置，使两段连成一个整体，采取旋转开采（甩采）方式采煤。
该面地质构造较简单，煤层赋存较稳定，厚度在0.7—3.3米，使用的是ZY6800—14/28型的综采支架支护，一次采全高。机巷安装一部转载机和150皮带机配套运煤，出煤系统简单。
2.2、甩采难点分析
⑴、机巷转载机的过渡：由于转载机的弯曲度很小，应视为整体设备，整体过机巷拐点较困难，必须预先考虑好解决办法。
⑵、工作面在旋转采煤时，主要是甩上段，要提前考虑到运输机下滑。
⑶、确定甩采位置，测算出旋转采煤时，风、机巷的进度比。
⑷、旋转采煤时，极易造成支架挤架、咬架现象，要制定防止挤、咬架和调整支架的的措施。
⑸、旋转采煤期间论文下载，由于机巷进度小，机头要长时间停止不动，易造成压力集中；工作面甩点支架进度小，易造成煤帮片帮、掉顶现象，因此要有工作面机头和工作面甩点的管理措施。
2.3、解决措施
⑴、考虑到转载机整体过渡很困难，采取在外机巷提前安装一部转载机办法解决，这样等工作面推进到拐点后，把原来的转载机、皮带机拆除，工作面运输机直接与新安装的转载机搭接好，就可从外机巷系统出煤了。
⑵、综采工作面正常推进时，工作面运输机上、下窜容易控制，一旦甩采时就容易出现运输机上、下窜动问题。该面主要是甩上段，解决运输机下窜问题采取三种办法：一是在甩上段之前，我们采取先甩机头，使工作面车先上窜到最短点（转载机拔到紧贴机巷上帮时，工作面运输机与转载机合理搭接，此时机头最短），再开始甩采机尾；二是甩采期间采取单向移运输机，即全部从甩点向机尾移车（出现煤层片帮，不易单向移车时，在移车前先在甩点处向下，每间隔3—5米，用预先准备好的推移油缸打好斜撑，用于控制运输机下滑）；三是提前扩工作面下帮，增大机巷宽度，保证机头一旦下滑时，下帮有足够的空间，便于行人安全。
⑶、确定合适的甩采位置，就可以确定机、风巷的进度比。由于外机巷旋转25度，当工作面机头不动，该工作面斜长为154米，风巷至少要多推进60米，工作面才能甩至垂直外机巷。考虑到甩采期间会出现挤架、咬架现象，甩采时必须适当地采通硐，以便调整支架位置和方向。所以，工作面必须在距机巷拐点一定距离时就开始甩采。实际工作中我们取10米，这样，甩采期间机、风巷的进度比就可以算出为10：70=1：7。图中线段1为初甩回采线，线段3为甩正后回采线。
⑷、甩采时支架极易发生挤、咬现象，我们分三个阶段对支架进行调整，来解决支架挤、咬现象。初调阶段：主要措施是：采煤机必须割通刀，不得在工作面中部返刀，采取单向移车，控制运输机下滑，要从机头向机尾移车，严禁从中间向两端移车；在调斜过程中，要保证支架高度，以便于调斜移架和移机尾，并不断调整支架方向，使其摆动一定的角度；严格掌握甩点抵车距离，并按扇形调斜要求依次割掉三角煤，完成进刀。工作面只能出现一处小弯，避免出现较大弯曲，造成严重的挤、咬架事故；严格控制采高，确保割煤过程中顶、底板平整。调采阶段：每次割完煤，都要从机尾开始，由上向下逐架调整支架的尾部，使支架的尾部上摆一定的角度，这样在下次移架时支架就会改变运行轨迹，运输机产生向下的推力，达到控制其上窜的目的（向上移运输机时，运输机上窜）。还能起到调整支架的间距作用，可有效地防止挤架现象。调整阶段：当工作面甩采到预定的甩采线时，应多进通刀，全面调整支架的状态、间隙、高度和运输机的直度，使工作面调整到正常位置，进入正常回采阶段。
⑸、甩采时工作面有两处管理难度较大不应忽视：即工作面的甩点和机头部位。工作面甩点由于受调整移车距离限制，支架经常不能移到位，煤帮极易出现端面距，造成空帮掉顶，此处必须采取人工做窑方法，超前加强管理；另外，工作面机头部位，由于进度较慢，空间跨度较大论文下载，长时间处在压力很大的地带，也必须加强支护管理，保证机头有足够的高度，确保正常出煤、运料、行人的安全。
3、甩采效果
Ⅱ726里综采面从10年2月4日开始甩采，采前编制了较详细的补充措施。安监、技术、调度三家职能单位，三班有人跟班到现场，施工单位严格按照措施执行，甩采非常顺利，虽然中间也出现过我们预计到的运输机下滑、挤架、甩点片帮，支架调向困难等问题，由于处理方法得当，执行措施坚决，现场管理到位，所遇问题都能迎刃而解。我们原先预计，在甩采期间因受到断层影响，增大甩采难度，影响进度，实际生产中，由于断层落差不大，影响很小。到2月21日该面就已经甩采到位。历时时间短，效果明显。
4、经济效益
⑴综采工作面旋转开采技术应用便取得圆满成功，达到了技术研究的目的，为我矿今后综采工作面甩采技术的推广与应用打下了坚实的基础，经济效益不可估量。
⑵综采工作面采取甩采技术，为我矿综采设计探索出一条新的成功之路，同时将为缓解我矿采掘接替的被动局面积累了宝贵经验，具有良好的社会效益。
⑶综采工作面采取甩采技术，即省去综采工作面的改造、搬家、收作、安装等一系列的繁琐程序，又节省了大量的人力物力及各种费用的支出，具有长期的经济效益。
5、结论
⑴综采工作面采用甩采技术工艺是合理的，并取得了成功。
⑵该采煤技术工艺适应性广，除了顶板极其破碎的工作面，甩采难度较大，不宜使用此法外，其它类型的顶板工作面均可采用。
⑶适宜综采一次采全高煤层，各种类型的综采支架都可采用，效果显著。
篇8
煤矿掘进行业中，在矿藏区域遇到断层结构是非常常见的。由于断层区域在矿藏的分布上存在着复杂性，也会因此导致安全事故的。近年来的露天煤炭资源开采工作中，开采作业量增加，但是，资源量逐渐减少。为了增加开采量，就需要实施深度开采，煤矿开采环境区域复杂。当遇到断层结构的时候，就必然会在开采作业中存在诸多的安全隐患。这就需要采用合适的掘进技术通过断层区，不仅可以提高开采效率，避免矿藏资源浪费，而且还要提高巷道掘进的安全系数，对促进中国企业的发展意义重大。
一、产生断层的原因
在地层中产生断层是较为常见的。不同的地质环境，地层的结构是有所不同的。当地壳变动中，土层结构就会相应地发生变化，断层也是一种土层结构。在地质环境中，煤炭层是其中的一个重要组成部分，当然也会存在断层的问题。在地质结构变动的过程中，土层经过挤压运动之后看煤炭层就会产生断裂的现象。断层的煤矿包括有两种，即地上断层和地下断层。露天煤矿即为地上断层，地下的煤矿层是本论文重点讨论的问题。
二、产生断层的征兆
在开采煤矿的过程中，掘进作业得到很深之处，能够遇到断层是较为常见的。任何事物都有其产生的规律，断层的产生亦是如此，必然会存在产生的征兆。
其一，当有断层产生的时候，在巷顶板底板就会存在节理化的现象，而且非常明显。这种现象越是显著，就越可以证明距离断层已经非常近了。
其二，通过观察煤层顶板的变化和煤层底板的变化也可以对断层进行断定。如果顶板和底板的标高有很大的变化的时候，就意味着煤层有断层产生。
其三，如果煤体逐渐柔软而且有破碎的现象，伴随有滑面，就说明距离断层已经很近了。
其四，通常煤矿出现断层的时候，在其附近的底踊嵊旭拗濉O锏谰蚪工作人员如果发现这种现象，就要注意距离断层已经非常近了。
三、通过断层的技术
（一）通过小型的断层结构的技术
巷道掘进作业中所遇到的断层结构，如果超过35m则属于是大型的断层结构，没有超过35m则属于是小型的断层结构。对于小型的断层结构，如果采用断层作业方法就会消耗大量的资金，得不偿失。如果不采用断层作业技术，就会使煤矿掘进无法通过。对于小型的断层结构，要通过可以采用后退挑定法和后退卧底法。
所谓的“后退挑定法”，是将开采的煤层向上移动，后退一段距离之后将顶板挑到断层的顶面，是断层的顶板处于巷道的底部，以使支护结构保持稳定。之后就可以继续掘进了。
所谓的“后退卧底法”，就是当掘进挖掘到断层之下的时候，需要向下延伸巷道，使底板延伸到煤层的上层，对巷道进行稳固处理，之后就可以继续掘进了。
（二）通过大型的断层结构的技术
煤矿掘进中，如果巷道掘进已经超过了35m，即为大型的断层结构。要顺利地通过大型的断层结构，就需要采取相应的技术处理措施，即先导硐，之后进行注浆处理。对于断面的轮廓线进行设计，可以参考巷道成型之后的1.5m距离进行设计。采用这种设计方式，可以使得巷道内的距离超过2m。当所有的这些工作完成之后，就可以采用钻孔注浆技术进行加固处理。
当施工完成之后，就可以进行混凝土止浆垫安装了。通常混凝土止浆垫需要安装在距离断层大约10m的位置。在巷道内还要在10m以内采用喷浆技术做好封闭工作。当所有的这些工作完成后，就要进行打孔注浆作业，对于喷浆的密度以及深度都需要根据断层结构的坚固程度精心处理。
四、煤矿巷道掘进的过程中通过过断层所采用的技术
（一）做好前期准备工作
其一，做好作业现场的勘察工作，将工作方案制定出来。对于专业技术人员和作业人员合理安排，专业技术人员针对勘察中所获得的信息将具体的作业方案制定出来，交由审核部门，经过审核确认之后，就可以组织施工，并做好施工监督工作。
其二，当巷道掘进作业的位置距离断层大约20m的时候，掘进的速度就要降低，并在掘进的过程中还要对作业环境进行勘察，根据勘察所获得的结果对作业的技术细节进行调节，还要将所获得的数据信息传输给有关部门，使部门的工作人员对断层的情况做出分析，以调整作业方案，对施工进度做出新的要求，保证作业安全。
其三，掘进作业中，要对断层的厚度予以关注。如果发现断层的厚度存在异常，要立即停止掘进作业，对作业现场进行勘察，特别要考察瓦斯情况以及地下水的情况，根据考察所获得的结果将解决方案制定出来。
其四，掘进巷道之前要开展探孔和卸压孔工作，由经验丰富的专业技术人员对整个的工作过程都要进行检查并详细记录检查中所获得的数据信息，特别要对巷道的变化详细记录。对于矿石层所具备的特性以及煤层的特性都要上报给有关部门，同时还要做好通风工作，防治突发性事件发生。进行钻孔挖掘中，要严格按照技术要求执行，以防止由于质量问题导致风险。钻孔作业中如果有水产生，就要记录好出水的部位，将详细的信息向有关部门报告，以采取有效的技术措施。
（二）掘进作业中需要采取的技术措施
其一，在断层面进行巷道掘进作业中，要做到一边施工，以便勘探。在钻井勘探的过程只能过，所探测的部位为作业面前面的2m以外。如果所探测到的煤层的厚度已经超过2m，就要将掘进作业停止，采用钻孔的方式卸压。如果在作业所在位置与断层之间的距离不超过5m，钻孔作业就要立即停止，采用通过断层的技术措施。
其二，对于超过煤层厚度一半的断层，而没有达到断层的一倍厚度，需要进行卸压钻孔。钻孔的方法是在煤层顶板的0.5m之处向另一个煤层钻孔。钻孔的深度为20m，钻孔的数量为8个，还要从断层处煤的厚度挖钻孔，保证断层面后的8m左右的煤岩层得到控制。钻孔之间的距离为2.5m，平均每一排钻孔为3个。
其三，如果断层的落差非常大，已经达到煤层厚度的一倍，就要在钻孔卸压的过程中改变作业的倾斜角。卸压钻孔的位置要与断层面的距离超过3m以上，当然还要根据钻孔的实际对其数量加以确定。
结语
综上所述，煤矿企业要增加煤炭资源的供应量，以满足各方面需求，就要进行深入开采。这不仅对掘进技术水平的要求很高，而且开采的速度也要增加，作业的危险系数也会相应地增加。特别是在煤矿掘进过程中遇到断层的时候，就更需要采用科学的方法通过断层，不仅可以提高煤炭资源的开采量，还可以确保作业安全。
参考文献
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篇9
煤与瓦斯突出是突出矿井开采过程中防治难度最大的灾害之一。近年全国发生的煤矿瓦斯重特大事故大多是煤与瓦斯突出事故，因此防治煤与瓦斯突出是煤矿通风安全工作的重点和难点。
1矿井概况
大河边煤矿位于贵州省六盘水市钟山区境内，隶属于水城矿业(集团)有限责任公司。矿井属煤与瓦斯突出矿井。矿井布置方式为斜井开拓，煤矿地质构造复杂，可采煤层4层，分别为la}}a，11#，13#煤层，层间距均在10一20m,2003年经煤炭科学研究总院重庆研究院鉴定为煤与瓦斯突出矿井，突出煤层为13#煤层。据统计，煤与瓦斯突出60%左右发生在石门揭穿突出煤层;35%左右发生在突出煤层掘进工作面;;5%左右发生在突出煤层采煤工作面。
2防治煤与瓦斯突出的区域措施
优先实施开采保护层，并在开采保护层的同时利用底板瓦斯巷预抽被保护层的瓦斯的区域性防突措施，针对局部煤柱在开采过程中采取瓦斯抽采的局部补充防治突出措施，以优化设计治本为主。
1)开采保护层:大河边煤矿主采的煤层为1，7“,11",13#煤层，开采顺序为自上而下的“下行式”开采，即先开采保护层1",7#,11煤层，最后开采有突出危险的13“煤层。
2)底板瓦斯巷预抽瓦斯:在进行生产布局设计时，考虑设计底板专用瓦斯抽采巷，提前安排施工，从底板专用瓦斯抽采巷布置穿层钻孔穿透煤层进行预抽，并保证预抽时间达6个月以上，当采掘工作面掘进和回采时煤层瓦斯已达到抽采指标的要求。
3)在采掘工作面的设计过程中，优先考虑防治煤与瓦斯突出的要求，尽量避免留设煤柱，若必须留设煤柱时，所留设煤柱宽度与邻近层不得大于20开采上保护层时，在底板瓦斯抽采巷道内施工穿层钻孔进人煤层，可以达到一条抽采瓦斯巷道为多层煤抽放瓦斯服务的目的，如图1所示。
3消突效果分析
通过开采保护层后，使被保护层和围岩中积蓄的弹性能被释放，被保护层中对应区域内的煤体充分卸压，减弱了发动突出的主要动力。另外，因煤体卸压后会产生大量裂隙，使煤层的透气性增加，成为瓦斯释放通道，煤层内吸附瓦斯不断转换为游离状态，高压瓦斯的大量释放，使煤层瓦斯含量和压力降低，同时增加煤体强度，实现了消除突出危险。
消突效果检验:在开采过程中，采掘工作面每推进50m应用钻屑指标法对工作面连续进行2次区域性消突效果检验，每次检验验证都为无突出危险。
实际生产过程中，开采保护层和预抽煤层瓦斯后，从未发生过钻屑量和钻屑解吸指标K，值超过规定的现象。而且11#煤层开采后掘进13“煤层时，掘进过程中采用钻屑指标法进行效果检验，最大钻屑量S~均小于6kg/m和钻屑解吸指标K,值小于0.5mIJ(g"min}"})。
4严格管理制度
煤与瓦斯突出的防治工作坚持“预防为主，综合治理”的原则，结合井下地质条件和安全状况，采取可行有效的防治突出措施，制订专项防治煤与瓦斯突出管理制度，与责、权、利相结合，分工明确、责任到人，严格管理。若因安全管理措施不到位或管理不善造成煤与瓦斯突出事故的，必须严格追究责任。
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ZZS6000/17/37型四柱支撑掩护式液压支架是针对大同煤矿集团公司燕子山矿高产高效综采工作面研制的,该支架已在顶板不太破碎、采面条件较好的中厚煤层工作面得到推广应用。1998年,经山西省科委组织鉴定,该支架的支护性能已达到国内领先水平。
2 设计要求
(1)支架架型必须适应大同煤田中厚煤层“两硬”(硬顶板、硬煤)地质条件,支护强度>0.8MPa,支架抗顶板冒落矸石冲击能力要强,可靠性要高。
(2)支架有效支护高度应满足大同煤田大多数中厚煤层的开采高度要求,适用范围要广,配套性能要好。
(3)支架必须有较高的可靠性,其耐久性指标必须高于国家强制性标准1倍以上,力争向国际水平接近。
(4)支架自重控制在17t左右,以便于工作面设备搬家及降低支架造价。
3 技术措施
(1)优化架型,适应“两硬”的地质条件
大同煤田中厚煤层顶板较硬,直接顶和老顶冒落困难,冒落时块度较大。高产高效工作面由于移架速度快,如果放顶不及时,则采空区容易形成较大面积的悬顶,可能对支架造成冲击破坏。因此,选择了四柱支撑掩护式架型,如图1所示,采用紧凑型结构布置:①调整四连杆机构参数,最大限度地减少支架后部掩护梁的外露量,降低顶板冒落时大块矸石对支架冲击破坏的可能性;②支架后排立柱靠近顶梁后部布置,以提高顶梁后端的切顶能力,促使采空区坚硬的悬顶及时垮落。
该支架的结构形式,可减少顶板冒落矸石对支架的冲击破坏,并可提高支架的支护性能。
(2)合理确定支护高度,提高支架的适用性通过对大同煤矿集团所属井田中厚可采煤层的情况分析,确定支架的有效支护高度范围为2000～3500mm,该高度可涵盖多数中厚煤层的开采高度范围;并确定支架的顶梁长度、端面距参数,使支架能够与800mm和630mm两种截深的滚筒采煤机相配套。从而使该支架在未来相当长的一段时期内可以作为大同煤矿集团公司两硬条件中厚煤层的主力生产架型。
(3)采用楔型结构顶梁
顶梁是支架支护顶板的重要部件,其结构形式与工作面配套设备、顶板条件相互适应的程度对管理好顶板有着重要影响。与800mm截深电牵引采煤机(MG680WD型)、830mm大断面输送机(SGZ830/630型)相配套的ZZS6000/17/37型液压支架,其顶梁长度大,特别是顶梁前排立柱前部无支撑段长(2495mm)。论文格式，煤矿。论文格式，煤矿。若采用传统的铰接式结构顶梁,则前梁尖端对顶板的支护力不足,不利于顶板管理;若采用整体结构顶梁,则由于顶梁长度大,受井型条件限制,支架运输、搬家都困难。论文格式，煤矿。因此,ZZS6000/17/37型支架摒弃上述两种结构形式的顶梁,采用了兼具铰接式顶梁和整体顶梁双重优点的楔型结构顶梁,从而解决了在配套设备尺寸较大的情况下,顶梁能有效地控制顶板。论文格式，煤矿。
楔形结构顶梁利用机械自锁原理,通过调节顶梁体内楔形调节块的位置来调整支架顶梁的状态,使其前梁部分既能象铰接式前梁一样摆动,适应顶板的起伏变化,又有整体顶梁对顶板支护的效果,顶梁尖端支护力可达1902～2195kN。该型顶梁已获得我国第一个液压支架楔形结构顶梁国家实用新型专利。
(4)优化支架结构,提高支架可靠性
①优化支架结构参数,改进支架的受力分配,避免结构件承受不必要的外界载荷。在整个支护范围内,连杆的最大受力始终控制在支架工作阻力的1倍以下。
②优化支架四连杆机构参数,避免临界尺寸,将支架主要部件间铰接孔与销轴的间隙由传统的2mm减小到1mm以内,保证支架按设计的四连杆参数要求工作。
③采用抗拉强度为800MPa的高强度材料,提高了支架的可靠性,大大降低了支架的自重。
ZZS6000/17/37型支架样机在国家支护设备监督检验中心进行了型式试验,顺利通过模拟井下条件的耐久性试验,其主要技术参数为:
支架高度 1700～3650mm
支护强度 0.81～0.91MPa
工作阻力 6000kN
支架重量 17500kg
4结语
1996年7月,首批103架ZZS6000/17/37型液压支架在大同煤矿集团公司晋华宫矿投入井下工业性试验,试验期间,支架经受了工作面初次来压与周期来压的考验,其初撑力、工作阻力、支护能力、移架速度均满足了生产要求,顶板维护效果良好,工作面日产量可≥6700t,达到了设计目标。论文格式，煤矿。
篇11
1矿井地质概况
23101和43115工作面同属一块井田，四周煤体均未开采，工作面长度均在300m左右，煤厚2.0~3.0m左右，煤层倾角0~3°，采用走向长壁后退式全部垮落综合机械化采煤法，煤层结构简单，节理裂隙较发育，有0.2~0.8m夹矸，工作面煤层围岩稳定性较差。煤层埋深320m，老顶以粉、细砂岩为主，部分地段为砂质泥岩；直接顶以砂质泥岩，中粒砂岩为主；直接底以砂质泥岩为主，局部相变为泥岩。
2覆岩破坏理论分析及实测研究
2.1导水裂隙带发育规律及覆岩“三带”理论预计
根据“三下开采规程”和“地质勘探规范”相关公式结合某矿实际情况得某矿冒落带及裂隙带高度值，具体数值见表1所示。
表1 按理论公式预计的回采工作面覆岩破坏高度
Table1The overburden failure’s height estimated by the formula
2.2现场实测
2.2.1实测方法
采用钻孔冲洗液法进行工作面覆岩破坏的现场实测。该方法的原理是通过观察钻孔钻进过程中钻孔冲洗液消耗量、钻孔水位、钻进速度、卡钻、掉钻、钻孔吸风等现象并结合岩芯观察、地质描述等来综合判定垮落带和导水裂缝带高度及其破坏特征。通过分析消耗量变化和钻孔水位变化等得出导水裂隙带高度及其破坏特征。
2.2.2方案设计
1）某矿43115工作面共布置钻孔3个，其中1、2号钻孔为采前孔，3号孔为采后孔。钻孔平面位置如图3.1。
2）某矿23101工作面布置采后孔1个。钻孔平面位置如图3.2。
图3.1 43115工作面钻孔平面位置示意图图3.223101工作面钻孔平面位置示意图
Figure3.1the schematic diagram of Figure3.2the schematic diagram of
drilling plane location of 43115 facedrilling plane location of 23101 face
3.1冒落带高度确定
1）某矿43115工作面：根据寸探03号钻孔，当钻孔钻进至孔深90.5m处时，钻孔出现塌陷夹钻，根据此情况初步确定某矿3-1煤层采动后上覆岩层的冒落带深度在90.5m以下，根据钻孔所在工作面埋深101.6m，所以冒落带的高度是11.1m，厚度为采高的5倍。
2）某矿23101工作面：根据寸探01号钻孔，当钻孔钻进至孔深314.5m处时，钻孔出现掉钻，由钢丝绳吊着打，钻孔内不通水，初步确定某矿3-1煤层采动后上覆岩层的冒落带深度在314.5m以下，根据钻孔所在工作面埋深为327m，所以冒落带的高度是9.5m，厚度为采高的3.17倍。
3.4 导水裂隙带高度确定
1）某矿43115工作面：当钻孔钻进至孔深74.1m处时，钻孔水位埋深明显增大，钻孔出现漏孔，冲洗液消耗量从0.2m3・h-1迅速增加到4.0m3・h-1，以后一直保持漏孔。当钻孔继续钻进至孔深90.5m处时，钻孔出现塌陷夹钻。可以确定某矿3-1煤层采动后上覆岩层的弯曲沉降带深度为0.00~74.1m，导水裂隙带深度为74.1~90.5m。
2）某矿23101工作面：当钻孔钻进至孔深178.0m时，钻孔水位埋深迅速增大，测不到水位，同时钻孔出现漏孔，从0.48m3・h-1迅速增加到5.0m3・h-1，以后一直保持漏孔。当钻孔继续钻进至孔深314.5m处时，钻孔出现掉钻，钻头由钢丝绳吊着继续打钻，但是钻孔内不返水。
初步确定某矿3-1煤层采动后上覆岩层的弯曲沉降带深度为0.0~178.0m，导水裂隙带深度为178.0~314.5m。
3.5覆岩破坏特征分析
某矿43115工作面裂采比达10.3，符合软弱~中硬条件下裂采比为9~18，冒采比达3.8，属正常范围。按照上述2个规程中硬覆岩条件计算的导水裂隙带高度，裂采比属正常情况。
某矿23101工作面。裂采比达48.7，远超出中硬顶板条件下裂采比12~18的范围，甚至远超出坚硬顶板条件下的裂采比18~28的范围。
5主要结论
论文采用理论分析、现场实测相结合的方法，对某矿超高导水裂隙带高度影响因素进行探讨，得到结论如下：
（1）超高导水裂隙带的主要影响因素为覆岩力学结构和岩体结构的差异。某矿43115工作面基岩强度大，覆岩运动特征为薄岩层、多阶段、快发展，小范围岩石的多次垮落，岩石容易碎胀发育，及时充填采空区，缓解覆岩的破坏发育。
（2）基岩的强度也是超高导水裂隙带形成的主要原因之一。某矿23101工作面基岩强度相对小，仅为43115工作面的一半，基岩中下部岩层原生裂隙发育，改变了岩体的完整形态，使之结构发生质的变化，极易垮落。覆岩运动特征为厚岩层，多阶段、慢发展，多个岩层的同步垮落，导致离层空间大，覆岩破坏高度相对较大，沟通原生裂隙发育空间，导致裂隙带发育超高。
参考文献
[1] 刘天泉等，煤矿地表移动与覆岩破坏规律及其应用[M]，北京:煤炭工业出版社，1981.
[2] 沈光寒，李白英等.矿井特殊开采的理论与实践[M]，北京:煤炭工业出版社，1992.
[3] 张俊云等，浅埋采场矿压及覆岩破断规律[J]，矿山压力与顶板管理，1998 No.3
篇12
教研活动是教务部的常规工作，每学期开学，我积极与教务部部长商讨教研活动主题与方式，在我们的共同努力下，专业室的专题教研活动提高了老师们针对一个专题进行探索和研究的能力，使一批新教师渐渐成熟，他们主动探究、独立工作的能力渐渐增强。教研活动也锻炼了一大批老老师，课堂教学中，他们大胆尝试，有思想，有观点，更为可贵的是他们对待学术真襟怀坦荡的态度，对别人存在的问题毫无保留地真诚地指出，也对别人提出的不同意见和建议也非常乐意接受。在这样一个良好的学术氛围中，老师们认识问题、发现问题和解决问题的能力提高了，真正达到了教研为教学服务、为教师服务的目的。
三．有序组织学生论文指导审查工作，使之成为宣传中心教育品牌的有效手段。
六月到七月我组织油气开采和石油工程的教师对开采06班、地质06、钻井06班的毕业论文进行指导审查，并发挥自己的专业优势指导了20位学生的毕业论文。在组织论文指导的过程中，学生因为工作岗位不能离开，不能到学校与老师面对面的交流，我们就发挥网络的优势，组织老师在网上指导学生修改论文，派教师到现场亲自收取论文，本着为学生服务的态度，和老师们圆满完成230人的论文指导与审查工作，按时把质量上乘的论文提交到石油大学，为中心的势力和教学水平做了很好的宣传。
四．积极承担教学培训任务，把课堂当作超越自我的平台。
今年我承担完成的培训与教学任务有：
1．完成采油高级工培训班采油知识与技能培训7天，完成学时49个；
2．承担《采油工程》、《工程流体力学》、《渗流力学》等课程的函授教学，完成课时50个。
3．在西南石油学院承担大学生采油采气培训任务，连续6周，每周6天课，历时42天，完成学时288个。
4．假期承担集团公司采气技师培训项目的设计、教学安排、教学跟踪、现场考察指导、技术论文指导、技术交流的组织工作等，历时21天。
我认为教学是一项需要爱心与智慧的工作，教学中遇到的许多问题，需要依靠智慧来解决，智慧来自细心的观察，来自于潜心地学习、勤奋地工作，来自于不断地反思，不断否定自我，超越自我。
教学上我可以算是一个老兵了，但我仍没有放弃对教学基本功的训练，在教学中我以身作则，看重教学过程，备好课、上好课是我的追求。为此，我认真钻研业务，不断提高专业水平，在课堂教学中我竭力寻找多种教学手段和技巧，以调动学员的学习积极性和主动性，提高教学和培训质量。把课堂教学当作展示自我才华、超越自我的平台。
五．静下心搞教学研究工作，使之成为实现自我价值的桥梁。
今年我参与了两项比较大的教学研究工作，希望我们的努力能为中心的发展尽微薄之力。
1．开发申报了油田公司采油新工艺新技术培训教材编写项目，并负责该项目的编写工作，目前已组织三位老师完成编辑工作。
2．参与集团公司采气技师培训教材的编写，和四位老师一起圆满完成任务，争取明年初出版。
六．学习科学发展观，使之成为自己职业道德熏陶的信念。
半年来积极参加科学发展观的学习，通过学结，思想认识有了很大的提高，价值观也有了正确的方向，对工作努力坚持“只干不说，先干后说，干好了再说”的态度，别人不愿意做的工作，我主动承担，别人做不了的事情，我努力去做，别人做不好的工作，我用心干好。对拿不准的事情，我请教领导，对领导安排的工作，我自觉服从，不折不扣执行，认认真真完成。
作为教学管理干部，我奉行“正正派派做人、诚诚恳恳待人”的原则，勇于负责任，敢于承担责任。用自己的行动说服人，用自己的真情打动人，用自己的人格感染人，努力把自己熏陶成为一个有大局意识，有团结心胸，有责任心的人。
篇13
②Yongdingzhuang Coal Mine，Datong Coal Mine Group Co.，Ltd.，Datong 037003，China）
摘要： 以白洞矿C3#煤层301盘区8108工作面开采条件为基础，应用相似材料模拟方法，研究了开采后上覆岩层运动的过程、变化及特点，探讨了上覆岩层运动的规律及煤壁失稳情况；根据模拟结果，分析了开采范围内支承压力峰值的变化及对顶板的影响。
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.
关键词： 大采高 相似材料模拟 矿压显现
Key words: large mining height；similar material simulation；strata pressure behavior
中图分类号：TD82文献标识码：A文章编号：1006-4311（2011）29-0019-02
0引言
实践证明，大采高工作面矿压显现与综放及分层开采有明显不同[1~5]，如放顶煤开采出现架载荷不仅不增加反而减小5%~68%，载荷强度减小15%~20%，支架动载不明显，支架前柱工作阻力大于后柱，支柱载荷中心靠煤壁等[6~7]现象。近年来，针对上述问题进行了大量的理论研究，取得了重要的进展[8~9]，然而尚不成熟。
1相似模拟的基本条件
相似材料模拟原型为白洞矿C3#煤层301盘区8108工作面，煤层最小厚度为3.6m，最大厚度为5.8m，平均厚度4.43m，煤层倾角为3.5°~7°，平均5.5°，夹石最小厚度为0.1m，最大厚度为0.7m，煤层结构简单，直接顶砂质泥岩，单轴抗拉强度为49.73Mpa，老顶为砂砾岩，单向抗拉强度为108.56Mpa，底板为粉砂岩，单轴抗压强度为78.6Mpa，工作面平均埋藏深度为975m，走向平均长度为870m，工作面长度为181m。
2试验方法及模型制作
为完成上述研究内容，本试验在300mm×15mm×30mm的平面应力实验台上进行，采用的几何相似比为1：100。本次试验铺设总厚度为150cm，在铺设过程中，严格按照各煤岩层的实际尺寸折算后来施工。每次铺设厚度为1.5cm，尽量保障平稳均匀，每层间加云母粉使模型层理分明。各煤岩层具体用量见表1。
模型铺设高度为150cm，这样还有250cm的剩余高度，采用液压油缸来加压模拟其产生的压力。由于大采高8108工作面地表为岩层，因此，250m的深度产生的压力为
σ=h・γ=130×2.5×1000×9.8=2.6（MPa）
σ=h・γ=250×2.5×1000×9.8=6.1(MPa)
根据模型的尺寸，以及预定比例，实际加载压力为
F=σ・s/1000=6.1×106×4.2×0.25/1000=6.4（KN）
模型设计方案见图1。
为了真实反映开采过程中煤岩层应力的变化趋势和大小，铺设模型时，在煤层和岩层中设置了测量应力的基点，采用灵敏度极高的压力盒来测量，共布置4条水平测线，测线间距为200mm，测线距离底板距离分别为0cm，10cm，20cm，40cm。应力测点编号如图2所示，合计应力测点52个。
为了分析应力随开采推进度的变化，沿开采方向上与压力盒基点的布置相对应，在两个不同的层位设置两排位移计，来观测工作面开采过程中上覆岩层垂直位移的变化情况，位移计分别安设在距煤层底板16cm老顶中部位置，以及距煤层底板28cm上位老顶中部的位置，它们之间相隔20cm，老顶岩层布置10个，上位老顶岩层布置9个，共计19个位移计。
3实验结果分析
模型中安设了压力盒，以记录相应的应力，传感器的信号统一由实验室的YE2539数据采集器来自动采集，数据采集由计算机控制，并进行数据处理。
3.1 模型开采与煤壁失稳移动过程描述
3.1.1 当工作面推进距切眼6cm（实际推进约6m）时，此时推进的长度等于模型的宽度，工作面直接顶和煤壁未见明显的垮落和破坏，但煤壁上方已经出现明显离层现象，见图3。
3.1.2 随工作面推进，当工作面推进8cm（实际推进8m）时，直接顶出现明显的垮落，垮落高度为1m，老顶出现了离层，煤壁出现破裂线，见图4，此时可近似作为顶板运动加剧，并伴随煤壁开始失稳的开始。
3.1.3 其后推进16cm（实际推进16m）停止。煤壁失稳碎裂明显，裂断最先从顶部开始，裂缝延伸至顶板以下8.5cm左右，并与顶板形成70°左右夹角，实际高度1.7m，深度约为0.3~0.4cm左右，持续一段时间后煤壁顺裂缝断裂。
3.2 推进过程中压力传感器数据分析结果进行相似模拟试验的过程中，可以获得大量应力和位移的实验数据，经过分类整理得到了沿工作面开采方向煤壁前方不同煤岩层中支承压力的分布情况，见图5为工作面初次来压后正常开采时煤壁前方支承压力分布情况。
从图中可以得到如下几点结论：
3.2.1 支承压力分布范围在工作面前方30m左右，煤壁中的支承压力略大于顶板岩层（23cm层位为老顶岩层）中的支承压力。
3.2.2 支承压力在距离煤壁7m处出现峰值。
3.3 顶板运移分析本次相似模拟实验共安设19个位移计，通过整理分析所得数据，其中有如下几个测区的数据可以作为现场分析运用。图6、7、8、9分别为距开切眼不同距离时顶板位移变化情况。
从图中可以看出，在工作面刚开始回采时（图6），顶板位移很小，而且在工作面煤壁后方呈悬空状态，位移不再急剧增加；工作面正常开采时，老顶初次垮落后（图8，9），顶板位移量急剧增大。
通过对整个工作面开采方向上垂直位移分析，可以得出如下几点基本结论：
3.3.1 顶板位移出现的具置不能确定，因为沿开采方向上地质条件不同，其垂直位移发生的位置是不一样的，只能给出范围，即距工作面煤壁前方大约30～80m的位置开始出现位移。具体而言在那个位置出现依工作面的情况而定。
3.3.2 老顶发生跨落的位置也不能给出一个确切的值，只能给出相对的范围，即采空区距离工作面煤壁大约2～20m的范围内老顶岩层发生跨落。道理相同，具置依具体情况而定。
3.4 上覆岩层的位移观测与分析根据观测的数据，经过认真的整理，得到了上覆岩层的水平位移和垂直位移。
4结语
根据相似理论和现场综合柱状具体条件，确定开采模拟模型比例为1：100。对上覆岩层、上位老顶、老顶、直接顶、煤层和基本底六个层位进行模拟实验，布置测点138个，通过电子经纬仪观测其受采动影响的位移数据变化。并在煤层上覆岩层顶板布置压力盒传感器和位移计，所测相关数据都经计算机处理，得到直接顶初次垮落步距31m，老顶初次垮落步距53.4m，模拟开采经历了10次周期垮落，平均垮落步距16.3m，老顶呈阶垮落，垮落前后形状对称，垮落角为50°左右。煤岩层的支承压力在距离煤壁大约30m的位置处于原岩应力状态，然后开始逐渐增加，直到达到峰值。支承压力距煤壁前方大约5～7m的位置出现峰值。随着开采的推进度加大，工作面煤壁前方上覆岩层的垂直位移变化受到采动影响的范围逐渐加大。
参考文献：
[1]宋振骐，赵经彻.放顶煤开采岩层移动和矿山压力控制[C].2000年综采放顶煤与安全技术研讨会论文集，19-26.
