一種雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法
【專利摘要】本發(fā)明公開了一種雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，包括雙系煤層開采相互影響關系評價方法、雙系煤層非對稱開采模式及千萬噸礦井生產系統(tǒng)、特厚煤層千萬噸工作面回采工藝、強礦壓治理方法、千萬噸綜放工作面回采巷道圍巖控制方法、千萬噸礦井安全保障方法。本發(fā)明解決了復雜采空區(qū)下特厚煤層安全高效開采技術難題，成功建設了石炭二疊系特厚煤層安全高效千萬噸現(xiàn)代化礦井，實現(xiàn)了礦井科學可持續(xù)發(fā)展，對千萬噸級礦井安全高效建設具有借鑒意義和應用價值，并為我國今后建設高產高效現(xiàn)代化礦井提供參考模式。
【專利說明】一種雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法
【技術領域】
[0001]本發(fā)明屬于煤礦開采【技術領域】，尤其涉及一種雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法。
【背景技術】
[0002]隨著科學技術的進步和我國現(xiàn)代化礦井大規(guī)模建設的開展，礦井正朝著綜合機械化、自動化、大型化發(fā)展，在發(fā)展過程中遇到了新的問題和挑戰(zhàn)，呈現(xiàn)出了新的發(fā)展趨勢。隨著煤炭工業(yè)由勞動密集型向資本密集型、技術密集型轉變，安全、高效、潔凈、結構優(yōu)化、可持續(xù)發(fā)展成為煤炭工業(yè)的發(fā)展方向；以年產千萬噸的大型綜采工作面為核心的生產工藝，從根本上改變礦井生產面貌；礦井普遍向“一個礦井、一個采區(qū)、一個回采工作面”發(fā)展；以信息技術和機電一體化技術為核心的綜合自動化；以綠色開采和潔凈煤技術為基礎的潔凈化。
【發(fā)明內容】
[0003]本發(fā)明的目的在于提供一種雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，旨在解決復雜采空區(qū)下特厚煤層安全高效開采技術難題，為我國今后建設高產高效現(xiàn)代化礦井提供參考模式。
[0004]本發(fā)明是這樣實現(xiàn)的，一種雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法包括雙系煤層開采相互影響關系評價方法、雙系煤層非對稱開采模式及千萬噸礦井生產系統(tǒng)、特厚煤層千萬噸工作面回采工藝、強礦壓治理方法、千萬噸綜放工作面回采巷道圍巖控制方法、千萬噸礦井安全保障方法。
[0005]進一步，所述的雙系煤層開采相互影響關系評價方法包括侏羅系煤層開采對石炭系煤層開采的礦壓顯現(xiàn)影響和水、火、瓦斯的影響；
[0006]所述的侏羅系煤層開采對石炭系煤層開采的礦壓顯現(xiàn)影響包括:石炭二疊系煤層賦存較深、厚度大且結構復雜，頂板和煤層都為堅硬煤巖體，井田內上覆的侏羅系煤層有的區(qū)域為采空區(qū)、有的區(qū)域為正在開采區(qū)域、有的區(qū)域為未采區(qū)，井田內雙系煤層開采時空關系復雜；侏羅系煤層開采狀態(tài)復雜，侏羅系煤層不同開采狀態(tài)及其覆巖的空間平衡結構形態(tài)在石炭系煤層開采擾動下將會失穩(wěn)，加劇石炭系煤層覆巖運動的強度與范圍；
[0007]所述的水、火、瓦斯的影響包括:石炭系煤層開采后裂隙帶與侏羅系采空區(qū)溝通，侏羅系各煤層采空區(qū)積水、采空區(qū)瓦斯、采空區(qū)火區(qū)將與石炭系采場或采空區(qū)溝通，增加了石炭系煤層防治水、火、瓦斯的難度。
[0008]進一步，所述的雙系煤層非對稱開采模式及千萬噸礦井生產系統(tǒng)包括雙系煤層非對稱開發(fā)模式、千萬噸礦井開拓系統(tǒng)、千萬噸礦井開采系統(tǒng)、千萬噸礦井運輸系統(tǒng)；
[0009]所述的雙系煤層非對稱開發(fā)模式，即打破侏羅系礦井向下延深的傳統(tǒng)模式，對石炭二疊系煤炭資源進行單獨規(guī)劃和布局；
[0010]所述的千萬噸礦井開拓系統(tǒng)包括井田工業(yè)場地布置和大巷布置，礦井盤區(qū)劃分和接續(xù)設計遵循以下幾個原則:盡量將大巷布置在各種保安煤柱中，以減少護巷的煤柱量；在各保安煤柱間，盡可能把盤區(qū)尺寸規(guī)劃的大一些，保證回采工作面有合理的推進長度和接續(xù)區(qū)段數(shù)量；初期開采盤區(qū)回采工作面的推進方向及推進長度盡可能不受侏羅系上覆未采煤層的影響；
[0011]所述的千萬噸礦井開采系統(tǒng)包括采區(qū)劃分和回采工作面布置，生產高度集中，準備巷道布置在煤層中，采用無軌膠輪車輔助運輸，采用長短壁結合的開采技術，采用綜采工作面輔巷多通道快速搬家倒面工藝，分區(qū)通風，按煤層劃分水平并沿傾斜布置主要大巷；
[0012]所述的千萬噸礦井運輸系統(tǒng)包括主斜井輸送系統(tǒng)、采煤工作面綜合機械化運輸系統(tǒng)，主斜井輸送系統(tǒng)皮帶輸送系統(tǒng)采用一條輸送帶、機頭和中間共同驅動的技術方案，采煤工作面綜合機械化運輸系統(tǒng)采用無軌膠輪車輔助運輸方式。
[0013]進一步，開采系統(tǒng)均在煤層中形成，開采系統(tǒng)簡單，實現(xiàn)綜采工作面生產的煤炭經(jīng)平巷帶式輸送機至大巷轉載，由斜井或平硐大巷帶式輸送機一直運至地面原煤倉，大巷沿垂直方向重疊布置，大巷煤柱盡可能利用井田內的鐵路、斷層及村莊保護煤柱，實現(xiàn)一柱多用。
[0014]進一步，為了降低礦井風壓，縮短工作面至安全出口距離，在新開采區(qū)域再打一個回風井回風，這時原回風井改為進風井，可保證礦井有效風量率，這種分區(qū)開拓、分區(qū)通風的格局，可縮短通風路線和安全出口距離，保證礦區(qū)通風有效性。
[0015]進一步，所述的特厚煤層千萬噸工作面回采工藝包括工作面巷道布置與參數(shù)設計、工作面合理推進長度設計、回采工藝參數(shù)設計、勞動組織與技術經(jīng)濟指標、千萬噸工作面開采裝備選型、特厚煤層千萬噸工作面安全高效開采技術措施；
[0016]所述的回采工藝參數(shù)設計包括:
[0017](I)割煤，正常情況下，采煤機雙向割煤，采煤機前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，依靠后滾筒轉動自動裝煤，剩余的煤由鏟煤板在推溜時裝入運輸機，割煤時嚴格控制采高、頂煤、底板，必須割平且不留底煤，將煤壁割平、割直，采煤機割煤速度視后運輸機放煤量多少而定，防止前后運輸機煤量過多，影響皮帶運輸，采煤機在頭、尾采用斜切進刀的方式進刀，當采煤機將上一刀煤割通后，留20架支架停止追機作業(yè)，將前滾筒降下割底煤，后滾筒上升割頂煤，退出距溜頭30m之處停機，將該段支架前移，然后推溜頭，放5?20架頂煤，將采煤機前滾筒再次升起，后滾筒降下，采煤機向溜頭割煤，當割通溜頭后，將前滾筒降下割底煤，后滾筒上升割頂煤，采煤機開始由溜頭向溜尾方向正常割煤，當采煤機割到尾時，斜切進刀方式與溜頭相同；
[0018](2)移架，移支架的操作順序為:降前探梁(收伸縮梁)-一降主頂梁(200mm以內)一移支架一升主頂梁一升前探梁(升伸縮梁)，該工作面布置106架中間支架和7架過渡支架(在頭布置3架過渡支架，尾布置4架過渡支架)，并在頭布置端頭支架(兩架一組)，移架滯后采煤機后滾筒3?5架，移架時，降架以能使支架前移為宜，主頂梁下降量控制在200_以內，防止架間漏煤，同時將支架的護壁板伸出，如機道頂煤破碎，應盡量使用支架超前采煤機后滾筒進行移架；
[0019](3)推前運輸機，推前運輸機滯后采煤機后滾筒15m以外進行，跟機分段推入，將運輸機推成一直線，推溜彎曲段長度不得低于15m ；
[0020](4)放頂煤，工作面采用每循環(huán)割一刀煤放一茬頂煤的作業(yè)方式，循環(huán)進度0.8m,兩個放煤工相距5架支架同時放煤，放頂煤方式采用多輪間隔放煤。放頂煤工序與割煤工序采用平行作業(yè)方式，放煤工不得一次將放煤回轉梁收回至最大角度，且放煤過程中要互相配合，盡量不讓或少讓頂煤流出溜子之外，當有大塊煤卡在放煤口影響放煤時，則反復動作頂梁，或使用插板，將大塊煤破碎，當發(fā)現(xiàn)矸石時，及時將回轉梁伸出，停止放煤，防止矸石混入煤中，嚴格執(zhí)行”見矸關窗”的原則，靠近溜頭方向的放煤工要根據(jù)后運輸機上的煤量適當控制放煤量；
[0021](5)拉后運輸機，放完頂煤后，拉后部運輸機，與推前運輸機相同，分段將后運輸機拉回，拉后運輸機呈一直線，不得出現(xiàn)急彎，防止出現(xiàn)溜子事故；
[0022]所述的特厚煤層千萬噸工作面安全高效開采技術措施包括大采高綜放工作面頂板管理技術、工作面過火成巖安全技術措施、特厚煤層大采高綜放面設備安裝安全技術措施、特厚煤層大采高綜放面設備搬家安全技術措施、提高頂煤回收率技術措施；
[0023]進一步，所述的大采高綜放工作面頂板管理技術包括工作面頂板管理、端頭支護、超前支護，工作面采用放頂煤液壓支架支護工作面頂板，全部垮落法處理采空區(qū)，工作面頂板能夠自行垮落，垮落高度滿足要求，不需進行初次人工強制爆破放頂，如工作面頂板不能自行垮落，必須采取人工打眼、強制放頂?shù)姆绞竭M行處理，具體措施另行制定。
[0024]進一步，所述的過火成巖方法主要有以下兩點
[0025](I)墻體寬度、厚度均小于300mm時,采用采煤機直接破巖通過,超過300mm時采取巖體中打眼爆破松動方法；
[0026](2)巖體打眼眼使用巖石鉆，垂直巖體斷面打眼，眼深1.Sm,每孔裝藥0.8kg，必須使用安全等級不低于三級的煤礦許用炸藥，采取正向裝藥，使用煤礦許用瞬發(fā)電雷管引爆，封孔使用水炮泥且長度不小于1.0m,炮眼數(shù)量根據(jù)巖體斷面大小確定，眼距為0.5?0.Sm,最小抵抗線不小于0.3m。
[0027]進一步，所述的提高頂煤回收率技術措施包括工作面參數(shù)的選擇、合理的選擇綜放架型、確定合理的放煤工藝參數(shù)、合理的工作面推進方向、加強放煤工藝的管理、加大頂煤破碎度、健全計量管理；
[0028]所述的工作面參數(shù)的選擇包括:
[0029](I)減少初采損失，減少初采損失有效的方法是采用開切頂巷技術和深孔爆破技術；
[0030](2)減少末采損失，工作面來壓是綜放收尾重要影響因素，當工作面收尾撤架空間處于基本頂來壓期間，基本頂回轉下沉量增大，后立柱活柱縮量遠大于前立柱，不僅使支架載荷增大，且易造成支架工作位態(tài)發(fā)生變化，使支架前梁呈抬頭狀，影響支護效果，此時撤架無論在技術上還是經(jīng)濟上都不合理，相反，如果收尾后撤架空間處于來壓剛過階段，圍巖相對最穩(wěn)定時期，此時撤架是最有利的時空條件；
[0031](3)減少端頭損失，為減少端頭損失，應在條件允許的情況下，通過加大巷道斷面尺寸，將機頭機尾布置在巷道中，取消過渡支架；采用立式(電機垂直工作面布置)側卸刮板輸送機；采用帶有高位放煤口的端頭支架，實現(xiàn)端頭及兩巷放頂煤等技術措施，將工作面輸送機的機頭機尾盡量向巷道方向布置，使工作面內支架能夠全部放煤。
[0032]進一步，所述的強礦壓治理方法采用特高水壓定向致裂控制技術，具體方法包括:[0033]巖石水壓定向致裂技術:
[0034]步驟一、頂板打鉆孔，包括注水孔整齊布置方式和注水孔錯位布置方式；
[0035]步驟二、制造一個初始裂縫；
[0036]步驟三、密封初始裂縫處的鉆孔，把密封頭固定在彈性壓力管或剛性導管元件的末端；通過彈性高壓管的壓力或剛性高壓管把密封頭導入鉆孔中，應小心地連接壓力管的后面部分，以確保高壓管的堅固性和密封性；當密封頭到達鉆孔底部后，把壓力管從鉆孔中拉出20cm ;把高壓管和水泵(或采煤工作面的液壓裝置)連接在一起；連接控制、測量裝置和儀表(壓力計，流量計和其它)；使封頭在鉆孔中膨脹，以保證壓力管在幾十兆帕的液體壓力下不被拋出；
[0037]步驟四、給初始裂縫供高壓水；
[0038]步驟五、判斷定向水壓致裂過程是否完成；
[0039]巖石定向致裂控制技術:
[0040]檢驗裂縫致裂范圍最常用的方法是借助鉆孔法或在鉆孔中使用內孔窺視儀測試，由控制測量鉆孔網(wǎng)組成，目的是確定鉆孔中液體的流出或在涉及液體的溢流以及鉆孔圍巖電阻的變化，以便確定致裂的效果。
[0041]進一步，所述的千萬噸礦井安全保障方法包括:
[0042](I)多層采空區(qū)局部流場動態(tài)平衡通風技術，包含3種控制方法，各方法之間為互補，任何一種失效都不會影響裝置正常控制；
[0043]①一氧化碳含量控制方法，有兩個設置參數(shù)，Q1為一氧化碳含量超限點，Q2為一氧化碳含量危險點，當一氧化碳含量實測量超過超限點，系統(tǒng)報警并增加送風量，調節(jié)時應保證風壓和風量在設定范圍內，當一氧化碳含量實測量超過危險點速送風量快速提高風壓；
[0044]②風壓控制方法，本控制方法有兩個設置參數(shù)，P1為風壓下限點，P2為風壓上限點，正常運行時實測風壓應在P1和P2之間，系統(tǒng)維持當前狀態(tài)運行；當實測風壓小于？1時，增加送風量；當實測風壓大于P2時，減少送風量。
[0045]③風量控制方法，本控制方法有兩個設置參數(shù)，F(xiàn)1為漏風風量下限點，F(xiàn)2為漏風風量上限點，理想狀態(tài)下漏風風量為零，系統(tǒng)在局部動態(tài)平衡狀態(tài)下，但實際存在測量誤差和維持漏風區(qū)風壓，系統(tǒng)有一定量風量損失，漏風風量測量值F為進風巷風量傳感器I的測量值減去回風巷風量傳感器2的測量值，且應保持為正值。當F〈Fi時，裝置增加送風量，提高風壓差；當F>F2時，裝置減少送風量，降低風壓差；
[0046](2)千萬噸綜放工作面水害防治技術包括地面放水孔、井下放水孔、地面抽放水孔、井下侏羅系巷道排水、直排系統(tǒng)建立；
[0047](3)千萬噸綜放工作面瓦斯災害治理技術，以工作面頂板高抽巷封閉抽放為主，以上隅角構筑封堵墻、風幛引導風流稀釋、上隅角埋管強化抽放方法為輔；
[0048](4)千萬噸綜放工作面防滅火技術，注氮為主、灌堵為輔、減少漏風、加快推進的綜采防滅火技術體系。
[0049]本發(fā)明解決了復雜采空區(qū)下特厚煤層安全高效開采技術難題，成功建設了石炭二疊系特厚煤層安全高效千萬噸現(xiàn)代化礦井，實現(xiàn)了礦井科學可持續(xù)發(fā)展，對千萬噸級礦井安全高效建設具有借鑒意義和應用價值，并為我國今后建設高產高效現(xiàn)代化礦井提供參考模式?！緦＠綀D】
【附圖說明】
[0050]圖1是本發(fā)明實施例提供的傳統(tǒng)開采模式示意圖；
[0051]圖2是本發(fā)明實施例提供的非對稱開采模式示意圖；
[0052]圖3是本發(fā)明實施例提供的8105工作面巷道布置圖；
[0053]圖4是本發(fā)明實施例提供的注水孔整齊布置方案水壓致裂鉆孔平面布置示意圖；
[0054]圖5是本發(fā)明實施例提供的注水孔整齊布置方案沿工作面走向鉆孔布置示意圖；
[0055]圖6是本發(fā)明實施例提供的注水孔整齊布置方案打鉆長度示意圖；
[0056]圖7是本發(fā)明實施例提供的注水孔整齊布置方案打鉆方位示意圖；
[0057]圖8是本發(fā)明實施例提供的注水孔錯位布置方案水壓致裂鉆孔平面布置示意圖；
[0058]圖9是本發(fā)明實施例提供的注水孔錯位布置方案沿工作面走向鉆孔布置示意圖；
[0059]圖10是本發(fā)明實施例提供的注水孔錯位布置方案打鉆長度示意圖；
[0060]圖11是本發(fā)明實施例提供的注水孔錯位布置方案打鉆方位示意圖；
[0061]圖12是本發(fā)明實施例提供的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法的結構示意圖。
【具體實施方式】
[0062]為了使本發(fā)明的目的、技術方案及優(yōu)點更加清楚明白，以下結合附圖及實施例，對本發(fā)明進行進一步詳細說明。應當理解，此處所描述的具體實施例僅僅用以解釋本發(fā)明，并不用于限定本發(fā)明。
[0063]下面以同煤集團同忻煤礦為實施例，對本發(fā)明做進一步詳細說明:
[0064]本發(fā)明是這樣實現(xiàn)的，一種雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法包括雙系煤層開采相互影響關系評價方法、雙系煤層非對稱開采模式及千萬噸礦井生產系統(tǒng)、特厚煤層千萬噸工作面回采工藝、強礦壓治理方法、千萬噸綜放工作面回采巷道圍巖控制方法、千萬噸礦井安全保障方法。
[0065]進一步，所述的雙系煤層開采相互影響關系評價方法包括侏羅系煤層開采對石炭系煤層開采的礦壓顯現(xiàn)影響和水、火、瓦斯的影響；
[0066]所述的侏羅系煤層開采對石炭系煤層開采的礦壓顯現(xiàn)影響包括:石炭二疊系煤層賦存較深、厚度大且結構復雜，頂板和煤層都為堅硬煤巖體，井田內上覆的侏羅系煤層有的區(qū)域為采空區(qū)、有的區(qū)域為正在開采區(qū)域、有的區(qū)域為未采區(qū)，井田內雙系煤層開采時空關系復雜；侏羅系煤層開采狀態(tài)復雜，侏羅系煤層不同開采狀態(tài)及其覆巖的空間平衡結構形態(tài)在石炭系煤層開采擾動下將會失穩(wěn)，加劇石炭系煤層覆巖運動的強度與范圍；
[0067]所述的水、火、瓦斯的影響包括:石炭系煤層開采后裂隙帶與侏羅系采空區(qū)溝通，侏羅系各煤層采空區(qū)積水、采空區(qū)瓦斯、采空區(qū)火區(qū)將與石炭系采場或采空區(qū)溝通，增加了石炭系煤層防治水、火、瓦斯的難度。
[0068]進一步，所述的雙系煤層非對稱開采模式及千萬噸礦井生產系統(tǒng)包括雙系煤層非對稱開發(fā)模式、千萬噸礦井開拓系統(tǒng)、千萬噸礦井開采系統(tǒng)、千萬噸礦井運輸系統(tǒng)；
[0069]所述的雙系煤層非對稱開發(fā)模式，即打破侏羅系礦井向下延深的傳統(tǒng)模式，對石炭二疊系煤炭資源進行單獨規(guī)劃和布局；[0070]大同礦區(qū)是我國重要的煤炭工業(yè)基地，也是國家規(guī)劃的13個大型煤炭基地之一。礦區(qū)上覆侏羅系煤炭資源面臨枯竭，而其分布于大同、寧武、朔南、河東4個石炭二疊系煤炭資源儲量高達900億t，其主采煤層厚度大(14m-20m)、煤層結構復雜(夾矸層數(shù)多達6-11層、單層最大厚度達0.6m)、火成巖侵入影響嚴重、煤層埋藏較深、礦井動力環(huán)境復雜，開采難度極大。
[0071]同煤集團在上組侏羅系煤層建設了 15個礦井進行開采，按照傳統(tǒng)的開放方式，石炭二置系煤炭資源應是株羅系礦井繼續(xù)向下延深，建設5-6個400萬t的石炭二置系礦井。這一開發(fā)模式難以建設大型現(xiàn)代化礦井、實現(xiàn)安全高效開采的目標。因此同煤集團在礦區(qū)總體規(guī)劃中根據(jù)石炭二疊系儲量和開采技術條件，對石炭二疊系煤炭資源進行了整體規(guī)劃，創(chuàng)建了雙系煤田非對稱開發(fā)模式，即打破侏羅系礦井向下延深的傳統(tǒng)模式，對石炭二疊系煤炭資源進行單獨規(guī)劃和布局，提出了建設特大型現(xiàn)代化安全高效礦井的目標。雙系煤田資源非對稱開發(fā)模式與傳統(tǒng)模式的對比如圖1和圖2所示。
[0072]所述的千萬噸礦井開拓系統(tǒng)包括井田工業(yè)場地布置和大巷布置，礦井盤區(qū)劃分和接續(xù)設計遵循以下幾個原則:盡量將大巷布置在各種保安煤柱中，以減少護巷的煤柱量；在各保安煤柱間，盡可能把盤區(qū)尺寸規(guī)劃的大一些，保證回采工作面有合理的推進長度和接續(xù)區(qū)段數(shù)量；初期開采盤區(qū)回采工作面的推進方向及推進長度盡可能不受侏羅系上覆未采煤層的影響；
[0073]同忻礦設置主、副斜井各一條，井口分別位于井田南部境界外約3.0km和3.1km處，兩條井筒平行；井口高程分別為1153.0m和1148.0m，斜長分別為4564.0m和4665.9m ；主斜井傾角為5° 8'，副斜井傾角為1° 43' 6" (3% )-4° 34' (8% )，井筒斜長每800m (8%)設一段10m (3%)的緩坡段；主斜井井底位于8號煤層底板17m處，在首采盤區(qū)北一和北二盤區(qū)交界處，3-5號煤和8號煤通過煤倉進入主斜井，一水平副斜井井底高程為+789.58m。地面主要生產系統(tǒng)，如出煤、洗選、貯存、裝車、外運等高度集中，易于集中控制，投資少，占地少，壓煤少。
[0074]大巷沿垂直方向重疊布置，大巷煤柱盡可能利用井田內的鐵路、斷層及村莊保護煤柱，從而實現(xiàn)一柱多用，減少煤柱損失，提高礦井煤炭資源的回收率。重疊布置使巷道避開了支撐壓力的影響，容易維護。消除了內錯式布置造成了隅角帶和外錯式布置形成的頂板虛實交接壓力大，頂煤破碎易自燃的缺點。
[0075]所述的千萬噸礦井開采系統(tǒng)包括采區(qū)劃分和回采工作面布置，生產高度集中，準備巷道布置在煤層中，采用無軌膠輪車輔助運輸，采用長短壁結合的開采技術，采用綜采工作面輔巷多通道快速搬家倒面工藝，分區(qū)通風，按煤層劃分水平并沿傾斜布置主要大巷；
[0076]所述的千萬噸礦井運輸系統(tǒng)包括主斜井輸送系統(tǒng)、采煤工作面綜合機械化運輸系統(tǒng)，主斜井輸送系統(tǒng)皮帶輸送系統(tǒng)采用一條輸送帶、機頭和中間共同驅動的技術方案，采煤工作面綜合機械化運輸系統(tǒng)采用無軌膠輪車輔助運輸方式。
[0077]進一步，開采系統(tǒng)均在煤層中形成，開采系統(tǒng)簡單，實現(xiàn)綜采工作面生產的煤炭經(jīng)平巷帶式輸送機至大巷轉載，由斜井或平硐大巷帶式輸送機一直運至地面原煤倉，大巷沿垂直方向重疊布置，大巷煤柱盡可能利用井田內的鐵路、斷層及村莊保護煤柱，實現(xiàn)一柱多用。
[0078]進一步，為了降低礦井風壓，縮短工作面至安全出口距離，在新開采區(qū)域再打一個回風井回風，這時原回風井改為進風井，可保證礦井有效風量率，這種分區(qū)開拓、分區(qū)通風的格局，可縮短通風路線和安全出口距離，保證礦區(qū)通風有效性。
[0079]同忻礦開采系統(tǒng)的特點
[0080](I)生產高度集中，準備巷道布置在煤層中，故矸石少，不出井。材料設備、人員減少，為其副井采用斜井開拓提供了條件。特別是小角度副井，用無軌膠輪車運輸，實現(xiàn)從地面至井下各工作地點的直達運輸。
[0081](2)無軌膠輪車輔助運輸徹底改變了傳統(tǒng)輔助運輸方式的弊端，大幅地提高了運輸效率，支撐了工作面長距離推進，提高了礦井生產能力，為礦井大型化創(chuàng)造了條件；實現(xiàn)了減人提效，減輕了工人勞動強度；改善了安全環(huán)境，避免了占傳統(tǒng)礦井1/3的輔助運輸事故；降低了輔助運輸成本；實現(xiàn)了無巖巷布置，推進了井田、盤區(qū)的大型化，是礦井設計和生產經(jīng)營的一項革命性技術。
[0082](3)長短壁結合的開采技術——長壁綜采。推采長度大于300m的塊段采用長壁開采，裝備大功率電牽引滾筒采煤機、高工作阻力液壓支架和長距離帶式輸送機，系統(tǒng)小時生產能力達到3500t以上，提高了資源采出率，降低了萬噸掘進率，在安全保障方面提高了安全系數(shù)。
[0083](4)輔巷多通道快速搬家倒面工藝。綜采工作面輔巷多通道快速搬家倒面工藝，減少了大量設備占用，實現(xiàn)了搬家倒面不停產或不減產，保障了綜采工作面高效安全生產，6000t以上綜采設備回撤、搬遷、調試、安裝，并達到生產條件僅需5d-7d，比傳統(tǒng)工藝縮短工期近20d。
[0084](5)分區(qū)通風。為了降低礦井風壓，縮短工作面至安全出口距離，在新開采區(qū)域再打一個回風井回風，這時原回風井改為進風井，可保證礦井有效風量率。這種分區(qū)開拓、分區(qū)通風的格局，可縮短通風路線和安全出口距離，保證礦區(qū)通風有效性。
[0085](6)按煤層劃分水平并沿傾斜布置主要大巷。同忻井田按煤層劃分水平，主要大巷沿主要可采煤層布置，基本不掘巖巷，巷道聯(lián)接結構簡單，生產環(huán)節(jié)簡化，優(yōu)勢明顯。
[0086](7)利用先進設備和技術。利用先進設備和技術保證巷道快速掘進、頂板支護和長距離大斷面掘進通風，確保正常采掘銜接，綜采工作面持續(xù)高產穩(wěn)產。
[0087]進一步，所述的特厚煤層千萬噸工作面回采工藝包括工作面巷道布置與參數(shù)設計、工作面合理推進長度設計、回采工藝參數(shù)設計、勞動組織與技術經(jīng)濟指標、千萬噸工作面開采裝備選型、特厚煤層千萬噸工作面安全高效開采技術措施；
[0088]以同忻煤礦8105工作面設計方案為例:
[0089]工作面長度:200m ;巷道走向長度:1757.1m ;8105切眼東部為實煤區(qū)。8105面南部為8104面，現(xiàn)正在掘順槽巷,兩面間區(qū)段煤柱留38m ;北部為8106工作面，兩面間留45m煤柱。由于開采煤層為特厚煤層，所以區(qū)段煤柱尺寸留設較大，區(qū)段煤柱尺寸范圍為38-45m ;工作面巷道布置為一進二回三巷布置，三條巷道與盤區(qū)三條大巷呈88°，其中2105巷、5105巷沿3-5號煤層底板布置,8105頂抽巷沿3_5號層頂板穩(wěn)定巖層布置。工作面停采線距北一盤區(qū)輔運大巷200m。8105工作面巷道布置如圖3所示。
[0090]所述的回采工藝參數(shù)設計包括:
[0091](I)割煤，正常情況下，采煤機雙向割煤，采煤機前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，依靠后滾筒轉動自動裝煤，剩余的煤由鏟煤板在推溜時裝入運輸機，割煤時嚴格控制采高、頂煤、底板，必須割平且不留底煤，將煤壁割平、割直，采煤機割煤速度視后運輸機放煤量多少而定，防止前后運輸機煤量過多，影響皮帶運輸，采煤機在頭、尾采用斜切進刀的方式進刀，當采煤機將上一刀煤割通后，留20架支架停止追機作業(yè)，將前滾筒降下割底煤，后滾筒上升割頂煤，退出距溜頭30m之處停機，將該段支架前移，然后推溜頭，放5?20架頂煤，將采煤機前滾筒再次升起，后滾筒降下，采煤機向溜頭割煤，當割通溜頭后，將前滾筒降下割底煤，后滾筒上升割頂煤，采煤機開始由溜頭向溜尾方向正常割煤，當采煤機割到尾時，斜切進刀方式與溜頭相同；
[0092](2)移架，移支架的操作順序為:降前探梁(收伸縮梁)-一降主頂梁(200mm以內)一移支架一升主頂梁一升前探梁(升伸縮梁)，該工作面布置106架中間支架和7架過渡支架(在頭布置3架過渡支架，尾布置4架過渡支架)，并在頭布置端頭支架(兩架一組)，移架滯后采煤機后滾筒3?5架，移架時，降架以能使支架前移為宜，主頂梁下降量控制在200_以內，防止架間漏煤，同時將支架的護壁板伸出，如機道頂煤破碎，應盡量使用支架超前采煤機后滾筒進行移架；
[0093](3)推前運輸機，推前運輸機滯后采煤機后滾筒15m以外進行，跟機分段推入，將運輸機推成一直線，推溜彎曲段長度不得低于15m ；
[0094](4)放頂煤，工作面采用每循環(huán)割一刀煤放一茬頂煤的作業(yè)方式，循環(huán)進度0.8m,兩個放煤工相距5架支架同時放煤，放頂煤方式采用多輪間隔放煤。放頂煤工序與割煤工序采用平行作業(yè)方式，放煤工不得一次將放煤回轉梁收回至最大角度，且放煤過程中要互相配合，盡量不讓或少讓頂煤流出溜子之外，當有大塊煤卡在放煤口影響放煤時，則反復動作頂梁，或使用插板，將大塊煤破碎，當發(fā)現(xiàn)矸石時，及時將回轉梁伸出，停止放煤，防止矸石混入煤中，嚴格執(zhí)行”見矸關窗”的原則，靠近溜頭方向的放煤工要根據(jù)后運輸機上的煤量適當控制放煤量；
[0095](5)拉后運輸機，放完頂煤后，拉后部運輸機，與推前運輸機相同，分段將后運輸機拉回，拉后運輸機呈一直線，不得出現(xiàn)急彎，防止出現(xiàn)溜子事故；
[0096]所述的特厚煤層千萬噸工作面安全高效開采技術措施包括大采高綜放工作面頂板管理技術、工作面過火成巖安全技術措施、特厚煤層大采高綜放面設備安裝安全技術措施、特厚煤層大采高綜放面設備搬家安全技術措施、提高頂煤回收率技術措施；
[0097]進一步，所述的大采高綜放工作面頂板管理技術包括工作面頂板管理、端頭支護、超前支護，工作面采用放頂煤液壓支架支護工作面頂板，全部垮落法處理采空區(qū)，工作面頂板能夠自行垮落，垮落高度滿足要求，不需進行初次人工強制爆破放頂，如工作面頂板不能自行垮落，必須采取人工打眼、強制放頂?shù)姆绞竭M行處理，具體措施另行制定。
[0098]進一步，所述的過火成巖方法主要有以下兩點:
[0099](I)墻體寬度、厚度均小于300mm時，采用采煤機直接破巖通過，超過300mm時采取巖體中打眼爆破松動方法；
[0100](2)巖體打眼眼使用巖石鉆，垂直巖體斷面打眼，眼深1.Sm，每孔裝藥0.8kg，必須使用安全等級不低于三級的煤礦許用炸藥，采取正向裝藥，使用煤礦許用瞬發(fā)電雷管引爆，封孔使用水炮泥且長度不小于1.0m,炮眼數(shù)量根據(jù)巖體斷面大小確定，眼距為0.5?0.Sm,最小抵抗線不小于0.3m。
[0101]進一步，所述的提高頂煤回收率技術措施包括工作面參數(shù)的選擇、合理的選擇綜放架型、確定合理的放煤工藝參數(shù)、合理的工作面推進方向、加強放煤工藝的管理、加大頂煤破碎度、健全計量管理；
[0102]所述的工作面參數(shù)的選擇包括:
[0103](I)減少初采損失，減少初采損失有效的方法是采用開切頂巷技術和深孔爆破技術；
[0104](2)減少末采損失，工作面來壓是綜放收尾重要影響因素，當工作面收尾撤架空間處于基本頂來壓期間，基本頂回轉下沉量增大，后立柱活柱縮量遠大于前立柱，不僅使支架載荷增大，且易造成支架工作位態(tài)發(fā)生變化，使支架前梁呈抬頭狀，影響支護效果，此時撤架無論在技術上還是經(jīng)濟上都不合理，相反，如果收尾后撤架空間處于來壓剛過階段，圍巖相對最穩(wěn)定時期，此時撤架是最有利的時空條件；
[0105](3)減少端頭損失，為減少端頭損失，應在條件允許的情況下，通過加大巷道斷面尺寸，將機頭機尾布置在巷道中，取消過渡支架；采用立式(電機垂直工作面布置)側卸刮板輸送機；采用帶有高位放煤口的端頭支架，實現(xiàn)端頭及兩巷放頂煤等技術措施，將工作面輸送機的機頭機尾盡量向巷道方向布置，使工作面內支架能夠全部放煤。
[0106]進一步，所述的強礦壓治理方法采用特高水壓定向致裂控制技術，具體方法包括:
[0107]巖石水壓定向致裂技術:
[0108]步驟一、頂板打鉆孔，包括注水孔整齊布置方式和注水孔錯位布置方式；
[0109]注水孔整齊布置方式:水壓致裂技術施工在8105綜放工作面的頂回風巷及工作面兩巷中進行，在工作面回采前預先進行施工。8105工作面水壓致裂試驗段長度為200m。在頂回風巷和工作面兩端巷中鉆孔布直不意圖如圖4所不，施工直徑為44mm鉆孔，鉆孔深度9-72m，鉆孔仰角視打孔施工地點及注水孔位置而定。初始裂縫孔直徑為Φ75_，水壓介質的初始壓力50MPa。主要目的是提前劈裂工作面上方的厚層難冒頂板，沿工作面走向鉆孔布置如圖5所示，注水孔位置及打鉆參數(shù)見圖6、圖7所示。
[0110]注水孔錯位布置方式:水壓致裂技術施工在8105綜放工作面的頂回風巷及工作面兩巷中進行，在工作面回采前預先進行施工。8105工作面水壓致裂試驗段長度為200m。在頂回風巷和工作面兩端巷中鉆孔布直不意圖如圖8所不。
[0111]施工直徑為44mm鉆孔，鉆孔深度9.8-62.lm，鉆孔仰角視打孔施工地點及注水孔位置而定。初始裂縫孔直徑為Φ 75mm，水壓介質的初始壓力50MPa。主要目的是提前劈裂工作面上方的厚層難冒頂板，沿工作面走向鉆孔布置如圖9所示，注水孔位置及打鉆參數(shù)見圖10、圖11所示。
[0112]步驟二、制造一個初始裂縫；
[0113]步驟三、密封初始裂縫處的鉆孔，把密封頭固定在彈性壓力管或剛性導管元件的末端；通過彈性高壓管的壓力或剛性高壓管把密封頭導入鉆孔中，應小心地連接壓力管的后面部分，以確保高壓管的堅固性和密封性；當密封頭到達鉆孔底部后，把壓力管從鉆孔中拉出20cm ;把高壓管和水泵(或采煤工作面的液壓裝置)連接在一起；連接控制、測量裝置和儀表(壓力計，流量計和其它)；使封頭在鉆孔中膨脹，以保證壓力管在幾十兆帕的液體壓力下不被拋出；
[0114]步驟四、給初始裂縫供高壓水；[0115]步驟五、判斷定向水壓致裂過程是否完成；
[0116]巖石定向致裂控制技術:
[0117]檢驗裂縫致裂范圍最常用的方法是借助鉆孔法或在鉆孔中使用內孔窺視儀測試，由控制測量鉆孔網(wǎng)組成，目的是確定鉆孔中液體的流出或在涉及液體的溢流以及鉆孔圍巖電阻的變化，以便確定致裂的效果。
[0118]進一步，所述的千萬噸礦井安全保障方法包括:
[0119](I)多層采空區(qū)局部流場動態(tài)平衡通風技術，包含3種控制方法，各方法之間為互補，任何一種失效都不會影響裝置正?？刂?；
[0120]①一氧化碳含量控制方法，有兩個設置參數(shù)，Q1為一氧化碳含量超限點，Q2為一氧化碳含量危險點，當一氧化碳含量實測量超過超限點，系統(tǒng)報警并增加送風量，調節(jié)時應保證風壓和風量在設定范圍內，當一氧化碳含量實測量超過危險點速送風量快速提高風壓；
[0121]②風壓控制方法，本控制方法有兩個設置參數(shù)，P1為風壓下限點，P2為風壓上限點，正常運行時實測風壓應在P1和P2之間，系統(tǒng)維持當前狀態(tài)運行；當實測風壓小于？1時，增加送風量；當實測風壓大于P2時，減少送風量。
[0122]③風量控制方法，本控制方法有兩個設置參數(shù)，F(xiàn)1為漏風風量下限點，F(xiàn)2為漏風風量上限點，理想狀態(tài)下漏風風量為零，系統(tǒng)在局部動態(tài)平衡狀態(tài)下，但實際存在測量誤差和維持漏風區(qū)風壓，系統(tǒng)有一定量風量損失，漏風風量測量值F為進風巷風量傳感器I的測量值減去回風巷風量傳感器2的測量值，且應保持為正值。當F〈Fi時，裝置增加送風量，提高風壓差；當F>F2時，裝置減少送風量，降低風壓差；
[0123](2)千萬噸綜放工作面水害防治技術包括地面放水孔、井下放水孔、地面抽放水孔、井下侏羅系巷道排水、直排系統(tǒng)建立；
[0124](3)千萬噸綜放工作面瓦斯災害治理技術，以工作面頂板高抽巷封閉抽放為主，以上隅角構筑封堵墻、風幛引導風流稀釋、上隅角埋管強化抽放方法為輔；
[0125](4)千萬噸綜放工作面防滅火技術，注氮為主、灌堵為輔、減少漏風、加快推進的綜采防滅火技術體系。
[0126]本發(fā)明解決了復雜采空區(qū)下特厚煤層安全高效開采技術難題，成功建設了石炭二疊系特厚煤層安全高效千萬噸現(xiàn)代化礦井，實現(xiàn)了礦井正?？沙掷m(xù)發(fā)展，對千萬噸級礦井安全高效建設具有借鑒意義和應用價值，并為我國今后建設高產高效現(xiàn)代化礦井提供參考模式。
[0127]上述雖然結合附圖對本發(fā)明的【具體實施方式】進行了描述，但并非對本發(fā)明保護范圍的限制，所屬領域技術人員應該明白，在本發(fā)明的技術方案的基礎上，本領域技術人員不需要付出創(chuàng)造性的勞動即可做出的各種修改或變形仍在本發(fā)明的保護范圍之內。
【權利要求】
1.一種雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，該雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法包括雙系煤層開采相互影響關系評價方法、雙系煤層非對稱開采模式及千萬噸礦井生產系統(tǒng)、特厚煤層千萬噸工作面回采工藝、強礦壓治理方法、千萬噸綜放工作面回采巷道圍巖控制方法、千萬噸礦井安全保障方法。
2.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，所述的雙系煤層開采相互影響關系評價方法包括侏羅系煤層開采對石炭系煤層開采的礦壓顯現(xiàn)影響和水、火、瓦斯的影響。
3.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，所述的雙系煤層非對稱開米模式及千萬噸礦井生產系統(tǒng)包括雙系煤層非對稱開發(fā)模式、千萬噸礦井開拓系統(tǒng)、千萬噸礦井開采系統(tǒng)、千萬噸礦井運輸系統(tǒng)； 所述的雙系煤層非對稱開發(fā)模式，即打破侏羅系礦井向下延深的傳統(tǒng)模式，對石炭二疊系煤炭資源進行單獨規(guī)劃和布局； 所述的千萬噸礦井開拓系統(tǒng)包括井田工業(yè)場地布置和大巷布置，礦井盤區(qū)劃分和接續(xù)設計遵循以下幾個原則:盡量將大巷布置在各種保安煤柱中，以減少護巷的煤柱量；在各保安煤柱間，盡可能把盤區(qū)尺寸規(guī)劃的大一些，保證回采工作面有合理的推進長度和接續(xù)區(qū)段數(shù)量；初期開采盤區(qū)回采工作面的推進方向及推進長度盡可能不受侏羅系上覆未采煤層的影響； 所述的千萬噸礦井開采系統(tǒng)包括采區(qū)劃分和回采工作面布置，生產高度集中，準備巷道布置在煤層中，采用無軌膠輪車輔助運輸，采用長短壁結合的開采技術，采用綜采工作面輔巷多通道快速搬家倒面工藝，分區(qū)通風，按煤層劃分水平并沿傾斜布置主要大巷； 所述的千萬噸礦井運輸系統(tǒng)包括主斜井輸送系統(tǒng)、采煤工作面綜合機械化運輸系統(tǒng)，主斜井輸送系統(tǒng)皮帶輸送系統(tǒng)采用一條輸送帶、機頭和中間共同驅動的技術方案，采煤工作面綜合機械化運輸系統(tǒng)采用無軌膠輪車輔助運輸方式。
4.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，開采系統(tǒng)均在煤層中形成，開采系統(tǒng)簡單，實現(xiàn)綜采工作面生產的煤炭經(jīng)平巷帶式輸送機至大巷轉載，由斜井或平硐大巷帶式輸送機一直運至地面原煤倉，大巷沿垂直方向重疊布置，大巷煤柱盡可能利用井田內的鐵路、斷層及村莊保護煤柱，實現(xiàn)一柱多用。
5.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，為了降低礦井風壓，縮短工作面至安全出口距離，在新開采區(qū)域再打一個回風井回風，這時原回風井改為進風井，保證礦井有效風量率，這種分區(qū)開拓、分區(qū)通風的格局，縮短通風路線和安全出口距離，保證礦區(qū)通風有效性。
6.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，所述的特厚煤層千萬噸工作面回采工藝包括工作面巷道布置與參數(shù)設計、工作面合理推進長度設計、回采工藝參數(shù)設計、勞動組織與技術經(jīng)濟指標、千萬噸工作面開采裝備選型、特厚煤層千萬噸工作面安全高效開采技術措施； 所述的回采工藝參數(shù)設計包括: (I)割煤，正常情況下，采煤機雙向割煤，采煤機前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，依靠后滾筒轉動自動裝煤，剩余的煤由鏟煤板在推溜時裝入運輸機，割煤時嚴格控制采高、頂煤、底板，必須割平且不留底煤，將煤壁割平、割直，采煤機割煤速度視后運輸機放煤量多少而定，防止前后運輸機煤量過多，影響皮帶運輸，采煤機在頭、尾采用斜切進刀的方式進刀，當采煤機將上一刀煤割通后，留20架支架停止追機作業(yè)，將前滾筒降下割底煤，后滾筒上升割頂煤，退出距溜頭30m之處停機，將該段支架前移，然后推溜頭，放5~20架頂煤，將采煤機前滾筒再次升起，后滾筒降下，采煤機向溜頭割煤，當割通溜頭后，將前滾筒降下割底煤，后滾筒上升割頂煤，采煤機開始由溜頭向溜尾方向正常割煤，當采煤機割到尾時，斜切進刀方式與溜頭相同； (2)移架，移支架的操作順序為:降前探梁、降主頂梁、移支架、升主頂梁、升前探梁，該工作面布置106架中間支架和7架過渡支架，并在頭布置端頭支架，移架滯后采煤機后滾筒3~5架，移架時，降架以能使支架前移為宜，主頂梁下降量控制在200_以內，防止架間漏煤，同時將支架的護壁板伸出，如機道頂煤破碎，應盡量使用支架超前采煤機后滾筒進行移架； (3)推前運輸機，推前運輸機滯后采煤機后滾筒15m以外進行，跟機分段推入，將運輸機推成一直線，推溜彎曲段長度不得低于15m ； (4)放頂煤，工作面采用每循環(huán)割一刀煤放一茬頂煤的作業(yè)方式，循環(huán)進度0.Sm，兩個放煤工相距5架支架同時放煤，放頂煤方式采用多輪間隔放煤；放頂煤工序與割煤工序采用平行作業(yè)方式，放煤工不得一次將放煤回轉梁收回至最大角度，且放煤過程中要互相配合，盡量不讓或少讓頂煤流出溜子之外，當有大塊煤卡在放煤口影響放煤時，則反復動作頂梁，或使用插板，將大塊煤破碎，當發(fā)現(xiàn)矸石時，及時將回轉梁伸出，停止放煤，防止矸石混入煤中，嚴格執(zhí)行”見矸關窗”的原則，靠近溜頭方向的放煤工要根據(jù)后運輸機上的煤量適當控制放煤量； (5)拉后運輸機，放完頂煤后，拉后部運輸機，與推前運輸機相同，分段將后運輸機拉回，拉后運輸機呈一直線 ，不得出現(xiàn)急彎，防止出現(xiàn)溜子事故； 所述的特厚煤層千萬噸工作面安全高效開采技術措施包括大采高綜放工作面頂板管理技術、工作面過火成巖安全技術措施、特厚煤層大采高綜放面設備安裝安全技術措施、特厚煤層大采高綜放面設備搬家安全技術措施、提高頂煤回收率技術措施。
7.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，所述的大采高綜放工作面頂板管理技術包括工作面頂板管理、端頭支護、超前支護，工作面采用放頂煤液壓支架支護工作面頂板，全部垮落法處理采空區(qū)，工作面頂板能夠自行垮落，垮落高度滿足要求，不需進行初次人工強制爆破放頂，如工作面頂板不能自行垮落，必須采取人工打眼、強制放頂?shù)姆绞竭M行處理，具體措施另行制定。
8.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，所述的過火成巖方法主要有以下兩點: (1)墻體寬度、厚度均小于300mm時，采用采煤機直接破巖通過，超過300mm時采取巖體中打眼爆破松動方法； (2)巖體打眼眼使用巖石鉆，垂直巖體斷面打眼，眼深1.Sm,每孔裝藥0.8kg，必須使用安全等級不低于三級的煤礦許用炸藥，采取正向裝藥，使用煤礦許用瞬發(fā)電雷管引爆，封孔使用水炮泥且長度不小于1.0m,炮眼數(shù)量根據(jù)巖體斷面大小確定，眼距為0.5~0.Sm,最小抵抗線不小于0.3m ； 所述的提高頂煤回收率技術措施包括工作面參數(shù)的選擇、合理的選擇綜放架型、確定合理的放煤工藝參數(shù)、合理的工作面推進方向、加強放煤工藝的管理、加大頂煤破碎度、健全計量管理； 所述的工作面參數(shù)的選擇包括: (1)減少初采損失，減少初采損失有效的方法是采用開切頂巷技術和深孔爆破技術； (2)減少末采損失，工作面來壓是綜放收尾重要影響因素，當工作面收尾撤架空間處于基本頂來壓期間，基本頂回轉下沉量增大，后立柱活柱縮量遠大于前立柱，不僅使支架載荷增大，且易造成支架工作位態(tài)發(fā)生變化，使支架前梁呈抬頭狀，影響支護效果，此時撤架無論在技術上還是經(jīng)濟上都不合理，相反，如果收尾后撤架空間處于來壓剛過階段，圍巖相對最穩(wěn)定時期，此時撤架是最有利的時空條件； (3)減少端頭損失，為減少端頭損失，應在條件允許的情況下，通過加大巷道斷面尺寸，將機頭機尾布置在巷道中，取消過渡支架；采用立式側卸刮板輸送機；采用帶有高位放煤口的端頭支架，實現(xiàn)端頭及兩巷放頂煤等技術措施，將工作面輸送機的機頭機尾盡量向巷道方向布置，使工 作面內支架能夠全部放煤。
9.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，所述的強礦壓治理方法采用特高水壓定向致裂控制技術，具體方法包括: 巖石水壓定向致裂技術: 步驟一、頂板打鉆孔，包括注水孔整齊布置方式和注水孔錯位布置方式； 步驟二、制造一個初始裂縫； 步驟三、密封初始裂縫處的鉆孔，把密封頭固定在彈性壓力管或剛性導管元件的末端；通過彈性高壓管的壓力或剛性高壓管把密封頭導入鉆孔中，應小心地連接壓力管的后面部分，以確保高壓管的堅固性和密封性；當密封頭到達鉆孔底部后，把壓力管從鉆孔中拉出20cm ;把高壓管和水泵或采煤工作面的液壓裝置連接在一起；連接控制、測量裝置和儀表；使封頭在鉆孔中膨脹，以保證壓力管在幾十兆帕的液體壓力下不被拋出； 步驟四、給初始裂縫供高壓水； 步驟五、判斷定向水壓致裂過程是否完成； 巖石定向致裂控制技術: 檢驗裂縫致裂范圍最常用的方法是借助鉆孔法或在鉆孔中使用內孔窺視儀測試，由控制測量鉆孔網(wǎng)組成，目的是確定鉆孔中液體的流出或在涉及液體的溢流以及鉆孔圍巖電阻的變化，以便確定致裂的效果。
10.如權利要求1所述的雙系煤層復雜條件下千萬噸礦井安全開采方法，其特征在于，所述的千萬噸礦井安全保障方法包括: (I)多層采空區(qū)局部流場動態(tài)平衡通風技術，包含3種控制方法，各方法之間為互補，任何一種失效都不會影響裝置正?？刂?； ①一氧化碳含量控制方法，有兩個設置參數(shù)，Q1為一氧化碳含量超限點，Q2為一氧化碳含量危險點，當一氧化碳含量實測量超過超限點，系統(tǒng)報警并增加送風量，調節(jié)時應保證風壓和風量在設定范圍內，當一氧化碳含量實測量超過危險點速送風量快速提高風壓； ②風壓控制方法，有兩個設置參數(shù)，P1為風壓下限點，P2為風壓上限點，正常運行時實測風壓應在P1和P2之間，系統(tǒng)維持當前狀態(tài)運行；當實測風壓小于P1時，增加送風量；當實測風壓大于P2時，減少送風量；③風量控制方法，有兩個設置參數(shù)，F(xiàn)1為漏風風量下限點，F(xiàn)2為漏風風量上限點，理想狀態(tài)下漏風風量為零，系統(tǒng)在局部動態(tài)平衡狀態(tài)下，但實際存在測量誤差和維持漏風區(qū)風壓，系統(tǒng)有一定量風量損失，漏風風量測量值F為進風巷風量傳感器I的測量值減去回風巷風量傳感器2的測量值，且應保持為正值；當？〈匕時，裝置增加送風量，提高風壓差；iF>F2時，裝置減少送風量，降低風壓差； (2)千萬噸綜放工作面水害防治技術包括地面放水孔、井下放水孔、地面抽放水孔、井下侏羅系巷道排水、直排系統(tǒng)建立； (3)千萬噸綜放工作面瓦斯災害治理技術，以工作面頂板高抽巷封閉抽放為主，以上隅角構筑封堵墻、風幛引導風流稀釋、上隅角埋管強化抽放方法為輔； (4)千萬噸綜放工作面防滅火技術，注氮為主、灌堵為輔、減少漏風、加快推進的綜采防滅火技術體 系。
【文檔編號】E21F16/00GK104033151SQ201410225258
【公開日】2014年9月10日 申請日期:2014年5月26日 優(yōu)先權日:2014年5月26日
【發(fā)明者】張宏偉, 楊文連, 陳鎣, 于斌, 朱志潔, 吳文達, 李云鵬, 蘇蘊芳, 孟慶男 申請人:遼寧工程技術大學