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摘要：云南省圭山煤矿红旗井为地质构造复杂的急倾斜煤层，多年来使用使用斜坡采煤方法采煤，存在采煤地点无两个安全出口、使用局部通风机通风采煤、瓦斯易积聚超限、掘进率高等多种问题，作者根据多年工作经验，尝试通过采煤工艺改革解决以上问题。
关键词：采煤工艺 改革 放顶煤 急倾斜煤层
1．矿井简介
1.1矿井位置与交通
圭山煤矿位于圭山煤田17、18井田中南部，地理座标为东经103°40′18″至103°35′37″，北纬24°34′45″至20°40′45″，矿区位于红河州泸西县与昆明市石林县的交界处，占地3.9平方公里，至九乡—石林—阿庐古洞旅游专线6公里。东至泸西县城30公里，西至石林县城51公里。
1.2煤层与储量
可采煤层为2—3层，煤层总厚度为8.1m。层间距15m～50m,一般38m。煤层结构：K7a为单一结构，偶见1层泥岩夹矸，夹矸厚度0.02m～0.1m；K91为复合结构，含1层或3层以上夹矸，夹矸厚度0.1m ～1.05m；K93为复合结构，含1层或3层以上夹矸，夹矸厚度0.1m ～1.03m。井田走向长4.8km，倾斜长为0.9km～0.7km,井田面积为7.1 km2。地质储量3027.54万吨，工业储量2175.16万吨，可采储量1753.53万吨。
1．3地质构造：矿区处于南盘江复向斜向西缘、圭山煤田南段的17、18井田，煤系地层呈一单斜构造，地层走向及构造线为北东——南西，向南东倾斜。纵贯全区的F61断层将深部煤系地区性层抬举重复在上段煤系及部分上复地层之上，形成F61断层东边的17井田（上盘）和西边的18井田（下盘）。由于断层的破坏，致使地质构造十分复杂，构造以断裂为主动脉，褶皱次之，大小断裂数以百计，异常发育，对煤层予与不同程度的破坏。煤层为急倾斜不稳定煤层，厚度沿走向和倾向变化很大，煤层一般大于55°局部倒转，煤层松软，顶底板破碎。
1．4水文地质
矿井正常涌水量154 m3/h， 最大涌水量354 m3/h。
１．5瓦斯涌出量
矿井最大相对瓦斯涌出量为5.39m3/t，最大绝对瓦斯涌出量2.82m3/min。
1.6煤尘爆炸性
矿K7和K9煤层均具有煤尘爆炸性。
1.7煤的自燃
K7和K9煤层的自燃倾向性等级均为三类，属不易自燃。
1.8煤与瓦斯（二氧化碳）突出
在生产过程中未发生过煤与瓦斯突出。矿井无冲击地压，无地热灾害。
1.9开采方式
采用平硐斜井开拓、斜坡采煤方法采煤，串车提升运输。矿井通风方式为分区对角式通风。
2.采煤方法与工艺现状
2.1现状
目前使用斜坡采煤法采煤，主上山间距25～30m，分层间距6～8m，回采距离4～6m。以前曾使用过巷柱采煤法。曾经试验过俯伪斜柔性掩护支架采煤法，没有成功；2004年曾与湘潭工学院联系，准备进行其开发的高落式放顶煤采煤方法试验，由于多种原因，至今未能实施。圭山煤矿开采煤层为急倾斜煤层，地质情况复杂，煤层沿走向和倾向变化大，局部地段出现倒转，煤层厚度变化大，大小段层较多，在多年生产中，前后多次对采煤方法进行改革试验和技术攻关，但均未获成功，而多年使用较为完善和成功、较为适应圭山煤矿复杂地质条件下的斜坡采煤法较为适应圭山煤矿的开采。
2.2存在的问题和缺陷
2.2.1回采地点只有一个安全出口。
2.2.2操作人员需要多次进入回采老塘，在无支护条件下作业，操作危险性较大。
2.2.3使用局部通风机供风采煤，供风量受到限制，瓦斯治理难度大。
2.2.4掘进率高，坑耗高，成本高。
2.2.5回采率较低，资源浪费较大。
3.改革设想
3．1巷道布置
以我矿现采用的下行斜坡采煤法巷道布置为基础，矿井和采区巷道布置不变，工作面主上山巷道布置不变，不再布置和掘进斜分层，从主上山按一定间距布置放煤口放顶煤进行采煤，如图1。
3．2回采工艺
工作面生产初期，从布置好的放煤口打深孔进行松动爆破，进行第一轮放煤后，受放煤形成的采动空间影响，采动压力开始出现，与上山巷道松动圈和应力集中区共同作用，造成已初步形成的采动空间附近煤体的破碎和下落。第二条及以后的回采再受上一条上山采动压力的影响，更有利于煤体破碎和顺利放出。采动压力规律见图2。
3．3放煤顺序
从下向上。有利于初期的煤体破碎和后期采空区充填，有利于上山巷道后期作为沿空留巷巷道的维护和支架回收。
3．4放煤高度
在以前的生产中，采煤形成的陷落柱的高度曾达到40m以上。根据煤层和顶、底板性质及经验，放煤高度应初步定在3０m左右比较合适。同时采高与煤层倾角成正比。煤层倾角对采高的影响按下式计算，从而确定放煤高度和主上山间距（垂高）。
h=30×cosα
式中h——放煤高度和主上山间距（垂高），m
α——煤层倾角，º
3．5放煤口间距
根据放煤椭球体和漏斗体规律，如图3，则放煤口间距应为２b2。根据下式计算。
式中ε——为放煤椭球体偏心率，。
3．6三角煤回收
上山放煤口之间的三角煤可适当缩小上山间距使三角煤处上山间距使三角煤处于放煤高度内进行放顶煤回收。大巷顶部三角煤从大巷设放煤口进行放顶煤回采以回收。
3.7放煤口设置
放煤口应靠底板设置，宜使用矩形木支架支护或安装放煤闸门，放煤口高、宽皆应为0.6～1m。
3.8鉆孔设备选择
使用MQT-120/2.8风动锚索钻机。与手持式钻机相比，具有操作省力，钻孔定向准确的优点。
3.9炮眼布置和装药结构
每个放煤口根据煤层厚度在煤体内向上布置钻孔5～7个，钻孔长度15～20m,眼底密集装药，在孔口2m内不装药，用水炮泥和粘土炮泥填实。
4．新采煤工艺与原采煤工艺相比的优点
4.1解决了采煤工作地点无两个安全出口的问题。
4.2解决了采煤地点无法形成全负压通风的问题。同时解决了采煤地点风量受局部通风供风方式限制造成的风量不足，导致采煤生产中瓦斯易超限的问题。
4.3采煤巷道中不再需要风筒，巷道空间增大。采煤工作面不用局部通风机则减小了电耗和设备占用。
4.4材料消耗大幅下降。因为新采煤工艺在松动爆破后主要依靠地质压力破碎煤体，而原采煤工艺则由于采煤块段小，推进快，地质压力对煤体的破碎作用很小，基本依靠爆破落煤，所以新采煤工艺的炸药消耗能大量减少。由于掘进率的大幅下降，总的材料消耗可大幅下降。
4.5掘进率大大下降。因为分层与开套总长度为主上山长度的4倍以上，所以工作面内的回采巷道的掘进率将下降80%以上。
4.6因为采煤块段划分减少，三角煤数量下降，新采煤工艺更有利于煤体破碎和放出，同时由于炸药用量很小，对煤层顶、底板的破坏也会大大降低，回采率将会提高。
4.7工作面生产能力提高。新采煤工艺可实现连续生产，而原采煤工艺除采煤时间外，有分层和开套的掘进时间，每个小块段的生产准备与收尾时间，还有独头巷道检修影响生产时间和因局部通风供风不足造成瓦斯超限影响生产的时间等，初步估算，新采煤工艺的采煤生产时间是原采煤工艺生产时间的2～3倍。新采煤工艺可实现多个放煤口同时放煤，而原采煤工艺只有1个放煤口，新采煤工艺的放煤流量可达原采煤工艺的2～3倍。综合各方面的因素，工作面的生产能力可提高3～5倍。
5.可能存在的问题与对策
5．1松动爆破的炮眼长度、炮眼布置、装药量和装药结构对新采煤工艺的实施结果有重要影响，但受煤层厚度、煤层倾角、煤层结构和地质构造等多种因素的影响。需要在试验阶段详细记录基本数据，及时分析，根据不同情况总结修正方案。
5.2在多个放煤口同时放煤和采出量大幅度增加的同时，顶板来压可能很明显和剧烈，对主上山的支护提出了严竣的考验。需要提前对顶板来压对主上山支护的影响专门进行定量计算和准确分析，制定防范措施，甚至需要改变主上山的支护形式。
5.3由于产量增加，瓦斯涌出量会增大，同时，放煤空间内可能存在伴随煤体大量冒落和采空区矸石快速充填放煤空间而产生的瓦斯突然大量涌出的情况。需要采取均衡放煤、打超前钻孔提前释放瓦斯等措施。
注：文章内所有公式及图表请用PDF形式查看。
关键词：采煤工艺 改革 放顶煤 急倾斜煤层
1．矿井简介
1.1矿井位置与交通
圭山煤矿位于圭山煤田17、18井田中南部，地理座标为东经103°40′18″至103°35′37″，北纬24°34′45″至20°40′45″，矿区位于红河州泸西县与昆明市石林县的交界处，占地3.9平方公里，至九乡—石林—阿庐古洞旅游专线6公里。东至泸西县城30公里，西至石林县城51公里。
1.2煤层与储量
可采煤层为2—3层，煤层总厚度为8.1m。层间距15m～50m,一般38m。煤层结构：K7a为单一结构，偶见1层泥岩夹矸，夹矸厚度0.02m～0.1m；K91为复合结构，含1层或3层以上夹矸，夹矸厚度0.1m ～1.05m；K93为复合结构，含1层或3层以上夹矸，夹矸厚度0.1m ～1.03m。井田走向长4.8km，倾斜长为0.9km～0.7km,井田面积为7.1 km2。地质储量3027.54万吨，工业储量2175.16万吨，可采储量1753.53万吨。
1．3地质构造：矿区处于南盘江复向斜向西缘、圭山煤田南段的17、18井田，煤系地层呈一单斜构造，地层走向及构造线为北东——南西，向南东倾斜。纵贯全区的F61断层将深部煤系地区性层抬举重复在上段煤系及部分上复地层之上，形成F61断层东边的17井田（上盘）和西边的18井田（下盘）。由于断层的破坏，致使地质构造十分复杂，构造以断裂为主动脉，褶皱次之，大小断裂数以百计，异常发育，对煤层予与不同程度的破坏。煤层为急倾斜不稳定煤层，厚度沿走向和倾向变化很大，煤层一般大于55°局部倒转，煤层松软，顶底板破碎。
1．4水文地质
矿井正常涌水量154 m3/h， 最大涌水量354 m3/h。
１．5瓦斯涌出量
矿井最大相对瓦斯涌出量为5.39m3/t，最大绝对瓦斯涌出量2.82m3/min。
1.6煤尘爆炸性
矿K7和K9煤层均具有煤尘爆炸性。
1.7煤的自燃
K7和K9煤层的自燃倾向性等级均为三类，属不易自燃。
1.8煤与瓦斯（二氧化碳）突出
在生产过程中未发生过煤与瓦斯突出。矿井无冲击地压，无地热灾害。
1.9开采方式
采用平硐斜井开拓、斜坡采煤方法采煤，串车提升运输。矿井通风方式为分区对角式通风。
2.采煤方法与工艺现状
2.1现状
目前使用斜坡采煤法采煤，主上山间距25～30m，分层间距6～8m，回采距离4～6m。以前曾使用过巷柱采煤法。曾经试验过俯伪斜柔性掩护支架采煤法，没有成功；2004年曾与湘潭工学院联系，准备进行其开发的高落式放顶煤采煤方法试验，由于多种原因，至今未能实施。圭山煤矿开采煤层为急倾斜煤层，地质情况复杂，煤层沿走向和倾向变化大，局部地段出现倒转，煤层厚度变化大，大小段层较多，在多年生产中，前后多次对采煤方法进行改革试验和技术攻关，但均未获成功，而多年使用较为完善和成功、较为适应圭山煤矿复杂地质条件下的斜坡采煤法较为适应圭山煤矿的开采。
2.2存在的问题和缺陷
2.2.1回采地点只有一个安全出口。
2.2.2操作人员需要多次进入回采老塘，在无支护条件下作业，操作危险性较大。
2.2.3使用局部通风机供风采煤，供风量受到限制，瓦斯治理难度大。
2.2.4掘进率高，坑耗高，成本高。
2.2.5回采率较低，资源浪费较大。
3.改革设想
3．1巷道布置
以我矿现采用的下行斜坡采煤法巷道布置为基础，矿井和采区巷道布置不变，工作面主上山巷道布置不变，不再布置和掘进斜分层，从主上山按一定间距布置放煤口放顶煤进行采煤，如图1。
3．2回采工艺
工作面生产初期，从布置好的放煤口打深孔进行松动爆破，进行第一轮放煤后，受放煤形成的采动空间影响，采动压力开始出现，与上山巷道松动圈和应力集中区共同作用，造成已初步形成的采动空间附近煤体的破碎和下落。第二条及以后的回采再受上一条上山采动压力的影响，更有利于煤体破碎和顺利放出。采动压力规律见图2。
3．3放煤顺序
从下向上。有利于初期的煤体破碎和后期采空区充填，有利于上山巷道后期作为沿空留巷巷道的维护和支架回收。
3．4放煤高度
在以前的生产中，采煤形成的陷落柱的高度曾达到40m以上。根据煤层和顶、底板性质及经验，放煤高度应初步定在3０m左右比较合适。同时采高与煤层倾角成正比。煤层倾角对采高的影响按下式计算，从而确定放煤高度和主上山间距（垂高）。
h=30×cosα
式中h——放煤高度和主上山间距（垂高），m
α——煤层倾角，º
3．5放煤口间距
根据放煤椭球体和漏斗体规律，如图3，则放煤口间距应为２b2。根据下式计算。
式中ε——为放煤椭球体偏心率，。
3．6三角煤回收
上山放煤口之间的三角煤可适当缩小上山间距使三角煤处上山间距使三角煤处于放煤高度内进行放顶煤回收。大巷顶部三角煤从大巷设放煤口进行放顶煤回采以回收。
3.7放煤口设置
放煤口应靠底板设置，宜使用矩形木支架支护或安装放煤闸门，放煤口高、宽皆应为0.6～1m。
3.8鉆孔设备选择
使用MQT-120/2.8风动锚索钻机。与手持式钻机相比，具有操作省力，钻孔定向准确的优点。
3.9炮眼布置和装药结构
每个放煤口根据煤层厚度在煤体内向上布置钻孔5～7个，钻孔长度15～20m,眼底密集装药，在孔口2m内不装药，用水炮泥和粘土炮泥填实。
4．新采煤工艺与原采煤工艺相比的优点
4.1解决了采煤工作地点无两个安全出口的问题。
4.2解决了采煤地点无法形成全负压通风的问题。同时解决了采煤地点风量受局部通风供风方式限制造成的风量不足，导致采煤生产中瓦斯易超限的问题。
4.3采煤巷道中不再需要风筒，巷道空间增大。采煤工作面不用局部通风机则减小了电耗和设备占用。
4.4材料消耗大幅下降。因为新采煤工艺在松动爆破后主要依靠地质压力破碎煤体，而原采煤工艺则由于采煤块段小，推进快，地质压力对煤体的破碎作用很小，基本依靠爆破落煤，所以新采煤工艺的炸药消耗能大量减少。由于掘进率的大幅下降，总的材料消耗可大幅下降。
4.5掘进率大大下降。因为分层与开套总长度为主上山长度的4倍以上，所以工作面内的回采巷道的掘进率将下降80%以上。
4.6因为采煤块段划分减少，三角煤数量下降，新采煤工艺更有利于煤体破碎和放出，同时由于炸药用量很小，对煤层顶、底板的破坏也会大大降低，回采率将会提高。
4.7工作面生产能力提高。新采煤工艺可实现连续生产，而原采煤工艺除采煤时间外，有分层和开套的掘进时间，每个小块段的生产准备与收尾时间，还有独头巷道检修影响生产时间和因局部通风供风不足造成瓦斯超限影响生产的时间等，初步估算，新采煤工艺的采煤生产时间是原采煤工艺生产时间的2～3倍。新采煤工艺可实现多个放煤口同时放煤，而原采煤工艺只有1个放煤口，新采煤工艺的放煤流量可达原采煤工艺的2～3倍。综合各方面的因素，工作面的生产能力可提高3～5倍。
5.可能存在的问题与对策
5．1松动爆破的炮眼长度、炮眼布置、装药量和装药结构对新采煤工艺的实施结果有重要影响，但受煤层厚度、煤层倾角、煤层结构和地质构造等多种因素的影响。需要在试验阶段详细记录基本数据，及时分析，根据不同情况总结修正方案。
5.2在多个放煤口同时放煤和采出量大幅度增加的同时，顶板来压可能很明显和剧烈，对主上山的支护提出了严竣的考验。需要提前对顶板来压对主上山支护的影响专门进行定量计算和准确分析，制定防范措施，甚至需要改变主上山的支护形式。
5.3由于产量增加，瓦斯涌出量会增大，同时，放煤空间内可能存在伴随煤体大量冒落和采空区矸石快速充填放煤空间而产生的瓦斯突然大量涌出的情况。需要采取均衡放煤、打超前钻孔提前释放瓦斯等措施。
注：文章内所有公式及图表请用PDF形式查看。