CN104033151A - 一种双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，包括双系煤层开采相互影响关系评价方法、双系煤层非对称开采模式及千万吨矿井生产系统、特厚煤层千万吨工作面回采工艺、强矿压治理方法、千万吨综放工作面回采巷道围岩控制方法、千万吨矿井安全保障方法。本发明解决了复杂采空区下特厚煤层安全高效开采技术难题，成功建设了石炭二叠系特厚煤层安全高效千万吨现代化矿井，实现了矿井科学可持续发展，对千万吨级矿井安全高效建设具有借鉴意义和应用价值，并为我国今后建设高产高效现代化矿井提供参考模式。

Description

一种双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法

技术领域

本发明属于煤矿开采技术领域，尤其涉及一种双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法。

背景技术

随着科学技术的进步和我国现代化矿井大规模建设的开展，矿井正朝着综合机械化、自动化、大型化发展，在发展过程中遇到了新的问题和挑战，呈现出了新的发展趋势。随着煤炭工业由劳动密集型向资本密集型、技术密集型转变，安全、高效、洁净、结构优化、可持续发展成为煤炭工业的发展方向；以年产千万吨的大型综采工作面为核心的生产工艺，从根本上改变矿井生产面貌；矿井普遍向“一个矿井、一个采区、一个回采工作面”发展；以信息技术和机电一体化技术为核心的综合自动化；以绿色开采和洁净煤技术为基础的洁净化。

发明内容

本发明的目的在于提供一种双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，旨在解决复杂采空区下特厚煤层安全高效开采技术难题，为我国今后建设高产高效现代化矿井提供参考模式。

本发明是这样实现的，一种双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法包括双系煤层开采相互影响关系评价方法、双系煤层非对称开采模式及千万吨矿井生产系统、特厚煤层千万吨工作面回采工艺、强矿压治理方法、千万吨综放工作面回采巷道围岩控制方法、千万吨矿井安全保障方法。

进一步，所述的双系煤层开采相互影响关系评价方法包括侏罗系煤层开采对石炭系煤层开采的矿压显现影响和水、火、瓦斯的影响；

所述的侏罗系煤层开采对石炭系煤层开采的矿压显现影响包括：石炭二叠系煤层赋存较深、厚度大且结构复杂，顶板和煤层都为坚硬煤岩体，井田内上覆的侏罗系煤层有的区域为采空区、有的区域为正在开采区域、有的区域为未采区，井田内双系煤层开采时空关系复杂；侏罗系煤层开采状态复杂，侏罗系煤层不同开采状态及其覆岩的空间平衡结构形态在石炭系煤层开采扰动下将会失稳，加剧石炭系煤层覆岩运动的强度与范围；

所述的水、火、瓦斯的影响包括：石炭系煤层开采后裂隙带与侏罗系采空区沟通，侏罗系各煤层采空区积水、采空区瓦斯、采空区火区将与石炭系采场或采空区沟通，增加了石炭系煤层防治水、火、瓦斯的难度。

进一步，所述的双系煤层非对称开采模式及千万吨矿井生产系统包括双系煤层非对称开发模式、千万吨矿井开拓系统、千万吨矿井开采系统、千万吨矿井运输系统；

所述的双系煤层非对称开发模式，即打破侏罗系矿井向下延深的传统模式，对石炭二叠系煤炭资源进行单独规划和布局；

所述的千万吨矿井开拓系统包括井田工业场地布置和大巷布置，矿井盘区划分和接续设计遵循以下几个原则：尽量将大巷布置在各种保安煤柱中，以减少护巷的煤柱量；在各保安煤柱间，尽可能把盘区尺寸规划的大一些，保证回采工作面有合理的推进长度和接续区段数量；初期开采盘区回采工作面的推进方向及推进长度尽可能不受侏罗系上覆未采煤层的影响；

所述的千万吨矿井开采系统包括采区划分和回采工作面布置，生产高度集中，准备巷道布置在煤层中，采用无轨胶轮车辅助运输，采用长短壁结合的开采技术，采用综采工作面辅巷多通道快速搬家倒面工艺，分区通风，按煤层划分水平并沿倾斜布置主要大巷；

所述的千万吨矿井运输系统包括主斜井输送系统、采煤工作面综合机械化运输系统，主斜井输送系统皮带输送系统采用一条输送带、机头和中间共同驱动的技术方案，采煤工作面综合机械化运输系统采用无轨胶轮车辅助运输方式。

进一步，开采系统均在煤层中形成，开采系统简单，实现综采工作面生产的煤炭经平巷带式输送机至大巷转载，由斜井或平硐大巷带式输送机一直运至地面原煤仓，大巷沿垂直方向重叠布置，大巷煤柱尽可能利用井田内的铁路、断层及村庄保护煤柱，实现一柱多用。

进一步，为了降低矿井风压，缩短工作面至安全出口距离，在新开采区域再打一个回风井回风，这时原回风井改为进风井，可保证矿井有效风量率，这种分区开拓、分区通风的格局，可缩短通风路线和安全出口距离，保证矿区通风有效性。

进一步，所述的特厚煤层千万吨工作面回采工艺包括工作面巷道布置与参数设计、工作面合理推进长度设计、回采工艺参数设计、劳动组织与技术经济指标、千万吨工作面开采装备选型、特厚煤层千万吨工作面安全高效开采技术措施；

所述的回采工艺参数设计包括：

(1)割煤，正常情况下，采煤机双向割煤，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自动装煤，剩余的煤由铲煤板在推溜时装入运输机，割煤时严格控制采高、顶煤、底板，必须割平且不留底煤，将煤壁割平、割直，采煤机割煤速度视后运输机放煤量多少而定，防止前后运输机煤量过多，影响皮带运输，采煤机在头、尾采用斜切进刀的方式进刀，当采煤机将上一刀煤割通后，留20架支架停止追机作业，将前滚筒降下割底煤，后滚筒上升割顶煤，退出距溜头30m之处停机，将该段支架前移，然后推溜头，放5～20架顶煤，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒降下，采煤机向溜头割煤，当割通溜头后，将前滚筒降下割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由溜头向溜尾方向正常割煤，当采煤机割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同；

(2)移架，移支架的操作顺序为：降前探梁(收伸缩梁)---降主顶梁(200mm以内)---移支架---升主顶梁---升前探梁(升伸缩梁)，该工作面布置106架中间支架和7架过渡支架(在头布置3架过渡支架，尾布置4架过渡支架)，并在头布置端头支架(两架一组)，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，移架时，降架以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200mm以内，防止架间漏煤，同时将支架的护壁板伸出，如机道顶煤破碎，应尽量使用支架超前采煤机后滚筒进行移架；

(3)推前运输机，推前运输机滞后采煤机后滚筒15m以外进行，跟机分段推入，将运输机推成一直线，推溜弯曲段长度不得低于15m；

(4)放顶煤，工作面采用每循环割一刀煤放一茬顶煤的作业方式，循环进度0.8m，两个放煤工相距5架支架同时放煤，放顶煤方式采用多轮间隔放煤。放顶煤工序与割煤工序采用平行作业方式，放煤工不得一次将放煤回转梁收回至最大角度，且放煤过程中要互相配合，尽量不让或少让顶煤流出溜子之外，当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复动作顶梁，或使用插板，将大块煤破碎，当发现矸石时，及时将回转梁伸出，停止放煤，防止矸石混入煤中，严格执行”见矸关窗”的原则，靠近溜头方向的放煤工要根据后运输机上的煤量适当控制放煤量；

(5)拉后运输机，放完顶煤后，拉后部运输机，与推前运输机相同，分段将后运输机拉回，拉后运输机呈一直线，不得出现急弯，防止出现溜子事故；

所述的特厚煤层千万吨工作面安全高效开采技术措施包括大采高综放工作面顶板管理技术、工作面过火成岩安全技术措施、特厚煤层大采高综放面设备安装安全技术措施、特厚煤层大采高综放面设备搬家安全技术措施、提高顶煤回收率技术措施；

进一步，所述的大采高综放工作面顶板管理技术包括工作面顶板管理、端头支护、超前支护，工作面采用放顶煤液压支架支护工作面顶板，全部垮落法处理采空区，工作面顶板能够自行垮落，垮落高度满足要求，不需进行初次人工强制爆破放顶，如工作面顶板不能自行垮落，必须采取人工打眼、强制放顶的方式进行处理，具体措施另行制定。

进一步，所述的过火成岩方法主要有以下两点

(1)墙体宽度、厚度均小于300mm时，采用采煤机直接破岩通过，超过300mm时采取岩体中打眼爆破松动方法；

(2)岩体打眼眼使用岩石钻，垂直岩体断面打眼，眼深1.8m，每孔装药0.8kg，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药，采取正向装药，使用煤矿许用瞬发电雷管引爆，封孔使用水炮泥且长度不小于1.0m，炮眼数量根据岩体断面大小确定，眼距为0.5～0.8m，最小抵抗线不小于0.3m。

进一步，所述的提高顶煤回收率技术措施包括工作面参数的选择、合理的选择综放架型、确定合理的放煤工艺参数、合理的工作面推进方向、加强放煤工艺的管理、加大顶煤破碎度、健全计量管理；

所述的工作面参数的选择包括：

(1)减少初采损失，减少初采损失有效的方法是采用开切顶巷技术和深孔爆破技术；

(2)减少末采损失，工作面来压是综放收尾重要影响因素，当工作面收尾撤架空间处于基本顶来压期间，基本顶回转下沉量增大，后立柱活柱缩量远大于前立柱，不仅使支架载荷增大，且易造成支架工作位态发生变化，使支架前梁呈抬头状，影响支护效果，此时撤架无论在技术上还是经济上都不合理，相反，如果收尾后撤架空间处于来压刚过阶段，围岩相对最稳定时期，此时撤架是最有利的时空条件；

(3)减少端头损失，为减少端头损失，应在条件允许的情况下，通过加大巷道断面尺寸，将机头机尾布置在巷道中，取消过渡支架；采用立式(电机垂直工作面布置)侧卸刮板输送机；采用带有高位放煤口的端头支架，实现端头及两巷放顶煤等技术措施，将工作面输送机的机头机尾尽量向巷道方向布置，使工作面内支架能够全部放煤。

进一步，所述的强矿压治理方法采用特高水压定向致裂控制技术，具体方法包括：

岩石水压定向致裂技术：

步骤一、顶板打钻孔，包括注水孔整齐布置方式和注水孔错位布置方式；

步骤二、制造一个初始裂缝；

步骤三、密封初始裂缝处的钻孔，把密封头固定在弹性压力管或刚性导管元件的末端；通过弹性高压管的压力或刚性高压管把密封头导入钻孔中，应小心地连接压力管的后面部分，以确保高压管的坚固性和密封性；当密封头到达钻孔底部后，把压力管从钻孔中拉出20cm；把高压管和水泵(或采煤工作面的液压装置)连接在一起；连接控制、测量装置和仪表(压力计，流量计和其它)；使封头在钻孔中膨胀，以保证压力管在几十兆帕的液体压力下不被抛出；

步骤四、给初始裂缝供高压水；

步骤五、判断定向水压致裂过程是否完成；

岩石定向致裂控制技术：

检验裂缝致裂范围最常用的方法是借助钻孔法或在钻孔中使用内孔窥视仪测试，由控制测量钻孔网组成，目的是确定钻孔中液体的流出或在涉及液体的溢流以及钻孔围岩电阻的变化，以便确定致裂的效果。

进一步，所述的千万吨矿井安全保障方法包括：

(1)多层采空区局部流场动态平衡通风技术，包含3种控制方法，各方法之间为互补，任何一种失效都不会影响装置正常控制；

①一氧化碳含量控制方法，有两个设置参数，Q₁为一氧化碳含量超限点，Q₂为一氧化碳含量危险点，当一氧化碳含量实测量超过超限点，系统报警并增加送风量，调节时应保证风压和风量在设定范围内，当一氧化碳含量实测量超过危险点速送风量快速提高风压；

②风压控制方法，本控制方法有两个设置参数，P₁为风压下限点，P₂为风压上限点，正常运行时实测风压应在P₁和P₂之间，系统维持当前状态运行；当实测风压小于P₁时，增加送风量；当实测风压大于P₂时，减少送风量。

③风量控制方法，本控制方法有两个设置参数，F₁为漏风风量下限点，F₂为漏风风量上限点，理想状态下漏风风量为零，系统在局部动态平衡状态下，但实际存在测量误差和维持漏风区风压，系统有一定量风量损失，漏风风量测量值F为进风巷风量传感器1的测量值减去回风巷风量传感器2的测量值，且应保持为正值。当F<F₁时，装置增加送风量，提高风压差；当F>F₂时，装置减少送风量，降低风压差；

(2)千万吨综放工作面水害防治技术包括地面放水孔、井下放水孔、地面抽放水孔、井下侏罗系巷道排水、直排系统建立；

(3)千万吨综放工作面瓦斯灾害治理技术，以工作面顶板高抽巷封闭抽放为主，以上隅角构筑封堵墙、风幛引导风流稀释、上隅角埋管强化抽放方法为辅；

(4)千万吨综放工作面防灭火技术，注氮为主、灌堵为辅、减少漏风、加快推进的综采防灭火技术体系。

本发明解决了复杂采空区下特厚煤层安全高效开采技术难题，成功建设了石炭二叠系特厚煤层安全高效千万吨现代化矿井，实现了矿井科学可持续发展，对千万吨级矿井安全高效建设具有借鉴意义和应用价值，并为我国今后建设高产高效现代化矿井提供参考模式。

附图说明

图1是本发明实施例提供的传统开采模式示意图；

图2是本发明实施例提供的非对称开采模式示意图；

图3是本发明实施例提供的8105工作面巷道布置图；

图4是本发明实施例提供的注水孔整齐布置方案水压致裂钻孔平面布置示意图；

图5是本发明实施例提供的注水孔整齐布置方案沿工作面走向钻孔布置示意图；

图6是本发明实施例提供的注水孔整齐布置方案打钻长度示意图；

图7是本发明实施例提供的注水孔整齐布置方案打钻方位示意图；

图8是本发明实施例提供的注水孔错位布置方案水压致裂钻孔平面布置示意图；

图9是本发明实施例提供的注水孔错位布置方案沿工作面走向钻孔布置示意图；

图10是本发明实施例提供的注水孔错位布置方案打钻长度示意图；

图11是本发明实施例提供的注水孔错位布置方案打钻方位示意图；

图12是本发明实施例提供的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法的结构示意图。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

下面以同煤集团同忻煤矿为实施例，对本发明做进一步详细说明：

本发明是这样实现的，一种双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法包括双系煤层开采相互影响关系评价方法、双系煤层非对称开采模式及千万吨矿井生产系统、特厚煤层千万吨工作面回采工艺、强矿压治理方法、千万吨综放工作面回采巷道围岩控制方法、千万吨矿井安全保障方法。

进一步，所述的双系煤层开采相互影响关系评价方法包括侏罗系煤层开采对石炭系煤层开采的矿压显现影响和水、火、瓦斯的影响；

所述的侏罗系煤层开采对石炭系煤层开采的矿压显现影响包括：石炭二叠系煤层赋存较深、厚度大且结构复杂，顶板和煤层都为坚硬煤岩体，井田内上覆的侏罗系煤层有的区域为采空区、有的区域为正在开采区域、有的区域为未采区，井田内双系煤层开采时空关系复杂；侏罗系煤层开采状态复杂，侏罗系煤层不同开采状态及其覆岩的空间平衡结构形态在石炭系煤层开采扰动下将会失稳，加剧石炭系煤层覆岩运动的强度与范围；

所述的水、火、瓦斯的影响包括：石炭系煤层开采后裂隙带与侏罗系采空区沟通，侏罗系各煤层采空区积水、采空区瓦斯、采空区火区将与石炭系采场或采空区沟通，增加了石炭系煤层防治水、火、瓦斯的难度。

进一步，所述的双系煤层非对称开采模式及千万吨矿井生产系统包括双系煤层非对称开发模式、千万吨矿井开拓系统、千万吨矿井开采系统、千万吨矿井运输系统；

所述的双系煤层非对称开发模式，即打破侏罗系矿井向下延深的传统模式，对石炭二叠系煤炭资源进行单独规划和布局；

大同矿区是我国重要的煤炭工业基地，也是国家规划的13个大型煤炭基地之一。矿区上覆侏罗系煤炭资源面临枯竭，而其分布于大同、宁武、朔南、河东4个石炭二叠系煤炭资源储量高达900亿t，其主采煤层厚度大(14m-20m)、煤层结构复杂(夹矸层数多达6-11层、单层最大厚度达0.6m)、火成岩侵入影响严重、煤层埋藏较深、矿井动力环境复杂，开采难度极大。

同煤集团在上组侏罗系煤层建设了15个矿井进行开采，按照传统的开放方式，石炭二叠系煤炭资源应是侏罗系矿井继续向下延深，建设5-6个400万t的石炭二叠系矿井。这一开发模式难以建设大型现代化矿井、实现安全高效开采的目标。因此同煤集团在矿区总体规划中根据石炭二叠系储量和开采技术条件，对石炭二叠系煤炭资源进行了整体规划，创建了双系煤田非对称开发模式，即打破侏罗系矿井向下延深的传统模式，对石炭二叠系煤炭资源进行单独规划和布局，提出了建设特大型现代化安全高效矿井的目标。双系煤田资源非对称开发模式与传统模式的对比如图1和图2所示。

所述的千万吨矿井开拓系统包括井田工业场地布置和大巷布置，矿井盘区划分和接续设计遵循以下几个原则：尽量将大巷布置在各种保安煤柱中，以减少护巷的煤柱量；在各保安煤柱间，尽可能把盘区尺寸规划的大一些，保证回采工作面有合理的推进长度和接续区段数量；初期开采盘区回采工作面的推进方向及推进长度尽可能不受侏罗系上覆未采煤层的影响；

同忻矿设置主、副斜井各一条，井口分别位于井田南部境界外约3.0km和3.1km处，两条井筒平行；井口高程分别为1153.0m和1148.0m，斜长分别为4564.0m和4665.9m；主斜井倾角为5°8′，副斜井倾角为1°43′6″(3％)-4°34′(8％)，井筒斜长每800m(8％)设一段100m(3％)的缓坡段；主斜井井底位于8号煤层底板17m处，在首采盘区北一和北二盘区交界处，3-5号煤和8号煤通过煤仓进入主斜井，一水平副斜井井底高程为+789.58m。地面主要生产系统，如出煤、洗选、贮存、装车、外运等高度集中，易于集中控制，投资少，占地少，压煤少。

大巷沿垂直方向重叠布置，大巷煤柱尽可能利用井田内的铁路、断层及村庄保护煤柱，从而实现一柱多用，减少煤柱损失，提高矿井煤炭资源的回收率。重叠布置使巷道避开了支撑压力的影响，容易维护。消除了内错式布置造成了隅角带和外错式布置形成的顶板虚实交接压力大，顶煤破碎易自燃的缺点。

所述的千万吨矿井开采系统包括采区划分和回采工作面布置，生产高度集中，准备巷道布置在煤层中，采用无轨胶轮车辅助运输，采用长短壁结合的开采技术，采用综采工作面辅巷多通道快速搬家倒面工艺，分区通风，按煤层划分水平并沿倾斜布置主要大巷；

所述的千万吨矿井运输系统包括主斜井输送系统、采煤工作面综合机械化运输系统，主斜井输送系统皮带输送系统采用一条输送带、机头和中间共同驱动的技术方案，采煤工作面综合机械化运输系统采用无轨胶轮车辅助运输方式。

进一步，开采系统均在煤层中形成，开采系统简单，实现综采工作面生产的煤炭经平巷带式输送机至大巷转载，由斜井或平硐大巷带式输送机一直运至地面原煤仓，大巷沿垂直方向重叠布置，大巷煤柱尽可能利用井田内的铁路、断层及村庄保护煤柱，实现一柱多用。

进一步，为了降低矿井风压，缩短工作面至安全出口距离，在新开采区域再打一个回风井回风，这时原回风井改为进风井，可保证矿井有效风量率，这种分区开拓、分区通风的格局，可缩短通风路线和安全出口距离，保证矿区通风有效性。

同忻矿开采系统的特点

(1)生产高度集中，准备巷道布置在煤层中，故矸石少，不出井。材料设备、人员减少，为其副井采用斜井开拓提供了条件。特别是小角度副井，用无轨胶轮车运输，实现从地面至井下各工作地点的直达运输。

(2)无轨胶轮车辅助运输彻底改变了传统辅助运输方式的弊端，大幅地提高了运输效率，支撑了工作面长距离推进，提高了矿井生产能力，为矿井大型化创造了条件；实现了减人提效，减轻了工人劳动强度；改善了安全环境，避免了占传统矿井1/3的辅助运输事故；降低了辅助运输成本；实现了无岩巷布置，推进了井田、盘区的大型化，是矿井设计和生产经营的一项革命性技术。

(3)长短壁结合的开采技术——长壁综采。推采长度大于300m的块段采用长壁开采，装备大功率电牵引滚筒采煤机、高工作阻力液压支架和长距离带式输送机，系统小时生产能力达到3500t以上，提高了资源采出率，降低了万吨掘进率，在安全保障方面提高了安全系数。

(4)辅巷多通道快速搬家倒面工艺。综采工作面辅巷多通道快速搬家倒面工艺，减少了大量设备占用，实现了搬家倒面不停产或不减产，保障了综采工作面高效安全生产，6000t以上综采设备回撤、搬迁、调试、安装，并达到生产条件仅需5d-7d，比传统工艺缩短工期近20d。

(5)分区通风。为了降低矿井风压，缩短工作面至安全出口距离，在新开采区域再打一个回风井回风，这时原回风井改为进风井，可保证矿井有效风量率。这种分区开拓、分区通风的格局，可缩短通风路线和安全出口距离，保证矿区通风有效性。

(6)按煤层划分水平并沿倾斜布置主要大巷。同忻井田按煤层划分水平，主要大巷沿主要可采煤层布置，基本不掘岩巷，巷道联接结构简单，生产环节简化，优势明显。

(7)利用先进设备和技术。利用先进设备和技术保证巷道快速掘进、顶板支护和长距离大断面掘进通风，确保正常采掘衔接，综采工作面持续高产稳产。

进一步，所述的特厚煤层千万吨工作面回采工艺包括工作面巷道布置与参数设计、工作面合理推进长度设计、回采工艺参数设计、劳动组织与技术经济指标、千万吨工作面开采装备选型、特厚煤层千万吨工作面安全高效开采技术措施；

以同忻煤矿8105工作面设计方案为例：

工作面长度：200m；巷道走向长度：1757.1m；8105切眼东部为实煤区。8105面南部为8104面，现正在掘顺槽巷，两面间区段煤柱留38m；北部为8106工作面，两面间留45m煤柱。由于开采煤层为特厚煤层，所以区段煤柱尺寸留设较大，区段煤柱尺寸范围为38-45m；工作面巷道布置为一进二回三巷布置，三条巷道与盘区三条大巷呈88°，其中2105巷、5105巷沿3-5号煤层底板布置，8105顶抽巷沿3-5号层顶板稳定岩层布置。工作面停采线距北一盘区辅运大巷200m。8105工作面巷道布置如图3所示。

所述的回采工艺参数设计包括：

(1)割煤，正常情况下，采煤机双向割煤，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自动装煤，剩余的煤由铲煤板在推溜时装入运输机，割煤时严格控制采高、顶煤、底板，必须割平且不留底煤，将煤壁割平、割直，采煤机割煤速度视后运输机放煤量多少而定，防止前后运输机煤量过多，影响皮带运输，采煤机在头、尾采用斜切进刀的方式进刀，当采煤机将上一刀煤割通后，留20架支架停止追机作业，将前滚筒降下割底煤，后滚筒上升割顶煤，退出距溜头30m之处停机，将该段支架前移，然后推溜头，放5～20架顶煤，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒降下，采煤机向溜头割煤，当割通溜头后，将前滚筒降下割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由溜头向溜尾方向正常割煤，当采煤机割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同；

(2)移架，移支架的操作顺序为：降前探梁(收伸缩梁)---降主顶梁(200mm以内)---移支架---升主顶梁---升前探梁(升伸缩梁)，该工作面布置106架中间支架和7架过渡支架(在头布置3架过渡支架，尾布置4架过渡支架)，并在头布置端头支架(两架一组)，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，移架时，降架以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200mm以内，防止架间漏煤，同时将支架的护壁板伸出，如机道顶煤破碎，应尽量使用支架超前采煤机后滚筒进行移架；

(3)推前运输机，推前运输机滞后采煤机后滚筒15m以外进行，跟机分段推入，将运输机推成一直线，推溜弯曲段长度不得低于15m；

(4)放顶煤，工作面采用每循环割一刀煤放一茬顶煤的作业方式，循环进度0.8m，两个放煤工相距5架支架同时放煤，放顶煤方式采用多轮间隔放煤。放顶煤工序与割煤工序采用平行作业方式，放煤工不得一次将放煤回转梁收回至最大角度，且放煤过程中要互相配合，尽量不让或少让顶煤流出溜子之外，当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复动作顶梁，或使用插板，将大块煤破碎，当发现矸石时，及时将回转梁伸出，停止放煤，防止矸石混入煤中，严格执行”见矸关窗”的原则，靠近溜头方向的放煤工要根据后运输机上的煤量适当控制放煤量；

(5)拉后运输机，放完顶煤后，拉后部运输机，与推前运输机相同，分段将后运输机拉回，拉后运输机呈一直线，不得出现急弯，防止出现溜子事故；

所述的特厚煤层千万吨工作面安全高效开采技术措施包括大采高综放工作面顶板管理技术、工作面过火成岩安全技术措施、特厚煤层大采高综放面设备安装安全技术措施、特厚煤层大采高综放面设备搬家安全技术措施、提高顶煤回收率技术措施；

进一步，所述的大采高综放工作面顶板管理技术包括工作面顶板管理、端头支护、超前支护，工作面采用放顶煤液压支架支护工作面顶板，全部垮落法处理采空区，工作面顶板能够自行垮落，垮落高度满足要求，不需进行初次人工强制爆破放顶，如工作面顶板不能自行垮落，必须采取人工打眼、强制放顶的方式进行处理，具体措施另行制定。

进一步，所述的过火成岩方法主要有以下两点：

(1)墙体宽度、厚度均小于300mm时，采用采煤机直接破岩通过，超过300mm时采取岩体中打眼爆破松动方法；

(2)岩体打眼眼使用岩石钻，垂直岩体断面打眼，眼深1.8m，每孔装药0.8kg，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药，采取正向装药，使用煤矿许用瞬发电雷管引爆，封孔使用水炮泥且长度不小于1.0m，炮眼数量根据岩体断面大小确定，眼距为0.5～0.8m，最小抵抗线不小于0.3m。

进一步，所述的提高顶煤回收率技术措施包括工作面参数的选择、合理的选择综放架型、确定合理的放煤工艺参数、合理的工作面推进方向、加强放煤工艺的管理、加大顶煤破碎度、健全计量管理；

所述的工作面参数的选择包括：

(1)减少初采损失，减少初采损失有效的方法是采用开切顶巷技术和深孔爆破技术；

(2)减少末采损失，工作面来压是综放收尾重要影响因素，当工作面收尾撤架空间处于基本顶来压期间，基本顶回转下沉量增大，后立柱活柱缩量远大于前立柱，不仅使支架载荷增大，且易造成支架工作位态发生变化，使支架前梁呈抬头状，影响支护效果，此时撤架无论在技术上还是经济上都不合理，相反，如果收尾后撤架空间处于来压刚过阶段，围岩相对最稳定时期，此时撤架是最有利的时空条件；

(3)减少端头损失，为减少端头损失，应在条件允许的情况下，通过加大巷道断面尺寸，将机头机尾布置在巷道中，取消过渡支架；采用立式(电机垂直工作面布置)侧卸刮板输送机；采用带有高位放煤口的端头支架，实现端头及两巷放顶煤等技术措施，将工作面输送机的机头机尾尽量向巷道方向布置，使工作面内支架能够全部放煤。

进一步，所述的强矿压治理方法采用特高水压定向致裂控制技术，具体方法包括：

岩石水压定向致裂技术：

步骤一、顶板打钻孔，包括注水孔整齐布置方式和注水孔错位布置方式；

注水孔整齐布置方式：水压致裂技术施工在8105综放工作面的顶回风巷及工作面两巷中进行，在工作面回采前预先进行施工。8105工作面水压致裂试验段长度为200m。在顶回风巷和工作面两端巷中钻孔布置示意图如图4所示，施工直径为44mm钻孔，钻孔深度9-72m，钻孔仰角视打孔施工地点及注水孔位置而定。初始裂缝孔直径为Φ75mm，水压介质的初始压力50MPa。主要目的是提前劈裂工作面上方的厚层难冒顶板，沿工作面走向钻孔布置如图5所示，注水孔位置及打钻参数见图6、图7所示。

注水孔错位布置方式：水压致裂技术施工在8105综放工作面的顶回风巷及工作面两巷中进行，在工作面回采前预先进行施工。8105工作面水压致裂试验段长度为200m。在顶回风巷和工作面两端巷中钻孔布置示意图如图8所示。

施工直径为44mm钻孔，钻孔深度9.8-62.1m，钻孔仰角视打孔施工地点及注水孔位置而定。初始裂缝孔直径为Φ75mm，水压介质的初始压力50MPa。主要目的是提前劈裂工作面上方的厚层难冒顶板，沿工作面走向钻孔布置如图9所示，注水孔位置及打钻参数见图10、图11所示。

步骤二、制造一个初始裂缝；

步骤三、密封初始裂缝处的钻孔，把密封头固定在弹性压力管或刚性导管元件的末端；通过弹性高压管的压力或刚性高压管把密封头导入钻孔中，应小心地连接压力管的后面部分，以确保高压管的坚固性和密封性；当密封头到达钻孔底部后，把压力管从钻孔中拉出20cm；把高压管和水泵(或采煤工作面的液压装置)连接在一起；连接控制、测量装置和仪表(压力计，流量计和其它)；使封头在钻孔中膨胀，以保证压力管在几十兆帕的液体压力下不被抛出；

步骤四、给初始裂缝供高压水；

步骤五、判断定向水压致裂过程是否完成；

岩石定向致裂控制技术：

检验裂缝致裂范围最常用的方法是借助钻孔法或在钻孔中使用内孔窥视仪测试，由控制测量钻孔网组成，目的是确定钻孔中液体的流出或在涉及液体的溢流以及钻孔围岩电阻的变化，以便确定致裂的效果。

进一步，所述的千万吨矿井安全保障方法包括：

(1)多层采空区局部流场动态平衡通风技术，包含3种控制方法，各方法之间为互补，任何一种失效都不会影响装置正常控制；

①一氧化碳含量控制方法，有两个设置参数，Q₁为一氧化碳含量超限点，Q₂为一氧化碳含量危险点，当一氧化碳含量实测量超过超限点，系统报警并增加送风量，调节时应保证风压和风量在设定范围内，当一氧化碳含量实测量超过危险点速送风量快速提高风压；

②风压控制方法，本控制方法有两个设置参数，P₁为风压下限点，P₂为风压上限点，正常运行时实测风压应在P₁和P₂之间，系统维持当前状态运行；当实测风压小于P₁时，增加送风量；当实测风压大于P₂时，减少送风量。

③风量控制方法，本控制方法有两个设置参数，F₁为漏风风量下限点，F₂为漏风风量上限点，理想状态下漏风风量为零，系统在局部动态平衡状态下，但实际存在测量误差和维持漏风区风压，系统有一定量风量损失，漏风风量测量值F为进风巷风量传感器1的测量值减去回风巷风量传感器2的测量值，且应保持为正值。当F<F₁时，装置增加送风量，提高风压差；当F>F₂时，装置减少送风量，降低风压差；

(2)千万吨综放工作面水害防治技术包括地面放水孔、井下放水孔、地面抽放水孔、井下侏罗系巷道排水、直排系统建立；

(3)千万吨综放工作面瓦斯灾害治理技术，以工作面顶板高抽巷封闭抽放为主，以上隅角构筑封堵墙、风幛引导风流稀释、上隅角埋管强化抽放方法为辅；

(4)千万吨综放工作面防灭火技术，注氮为主、灌堵为辅、减少漏风、加快推进的综采防灭火技术体系。

本发明解决了复杂采空区下特厚煤层安全高效开采技术难题，成功建设了石炭二叠系特厚煤层安全高效千万吨现代化矿井，实现了矿井正常可持续发展，对千万吨级矿井安全高效建设具有借鉴意义和应用价值，并为我国今后建设高产高效现代化矿井提供参考模式。

上述虽然结合附图对本发明的具体实施方式进行了描述，但并非对本发明保护范围的限制，所属领域技术人员应该明白，在本发明的技术方案的基础上，本领域技术人员不需要付出创造性的劳动即可做出的各种修改或变形仍在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，该双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法包括双系煤层开采相互影响关系评价方法、双系煤层非对称开采模式及千万吨矿井生产系统、特厚煤层千万吨工作面回采工艺、强矿压治理方法、千万吨综放工作面回采巷道围岩控制方法、千万吨矿井安全保障方法。

2.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，所述的双系煤层开采相互影响关系评价方法包括侏罗系煤层开采对石炭系煤层开采的矿压显现影响和水、火、瓦斯的影响。

3.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，所述的双系煤层非对称开采模式及千万吨矿井生产系统包括双系煤层非对称开发模式、千万吨矿井开拓系统、千万吨矿井开采系统、千万吨矿井运输系统；

所述的双系煤层非对称开发模式，即打破侏罗系矿井向下延深的传统模式，对石炭二叠系煤炭资源进行单独规划和布局；

所述的千万吨矿井开拓系统包括井田工业场地布置和大巷布置，矿井盘区划分和接续设计遵循以下几个原则：尽量将大巷布置在各种保安煤柱中，以减少护巷的煤柱量；在各保安煤柱间，尽可能把盘区尺寸规划的大一些，保证回采工作面有合理的推进长度和接续区段数量；初期开采盘区回采工作面的推进方向及推进长度尽可能不受侏罗系上覆未采煤层的影响；

所述的千万吨矿井开采系统包括采区划分和回采工作面布置，生产高度集中，准备巷道布置在煤层中，采用无轨胶轮车辅助运输，采用长短壁结合的开采技术，采用综采工作面辅巷多通道快速搬家倒面工艺，分区通风，按煤层划分水平并沿倾斜布置主要大巷；

所述的千万吨矿井运输系统包括主斜井输送系统、采煤工作面综合机械化运输系统，主斜井输送系统皮带输送系统采用一条输送带、机头和中间共同驱动的技术方案，采煤工作面综合机械化运输系统采用无轨胶轮车辅助运输方式。

4.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，开采系统均在煤层中形成，开采系统简单，实现综采工作面生产的煤炭经平巷带式输送机至大巷转载，由斜井或平硐大巷带式输送机一直运至地面原煤仓，大巷沿垂直方向重叠布置，大巷煤柱尽可能利用井田内的铁路、断层及村庄保护煤柱，实现一柱多用。

5.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，为了降低矿井风压，缩短工作面至安全出口距离，在新开采区域再打一个回风井回风，这时原回风井改为进风井，保证矿井有效风量率，这种分区开拓、分区通风的格局，缩短通风路线和安全出口距离，保证矿区通风有效性。

6.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，所述的特厚煤层千万吨工作面回采工艺包括工作面巷道布置与参数设计、工作面合理推进长度设计、回采工艺参数设计、劳动组织与技术经济指标、千万吨工作面开采装备选型、特厚煤层千万吨工作面安全高效开采技术措施；

所述的回采工艺参数设计包括：

(1)割煤，正常情况下，采煤机双向割煤，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自动装煤，剩余的煤由铲煤板在推溜时装入运输机，割煤时严格控制采高、顶煤、底板，必须割平且不留底煤，将煤壁割平、割直，采煤机割煤速度视后运输机放煤量多少而定，防止前后运输机煤量过多，影响皮带运输，采煤机在头、尾采用斜切进刀的方式进刀，当采煤机将上一刀煤割通后，留20架支架停止追机作业，将前滚筒降下割底煤，后滚筒上升割顶煤，退出距溜头30m之处停机，将该段支架前移，然后推溜头，放5～20架顶煤，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒降下，采煤机向溜头割煤，当割通溜头后，将前滚筒降下割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由溜头向溜尾方向正常割煤，当采煤机割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同；

(2)移架，移支架的操作顺序为：降前探梁、降主顶梁、移支架、升主顶梁、升前探梁，该工作面布置106架中间支架和7架过渡支架，并在头布置端头支架，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，移架时，降架以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200mm以内，防止架间漏煤，同时将支架的护壁板伸出，如机道顶煤破碎，应尽量使用支架超前采煤机后滚筒进行移架；

(3)推前运输机，推前运输机滞后采煤机后滚筒15m以外进行，跟机分段推入，将运输机推成一直线，推溜弯曲段长度不得低于15m；

(4)放顶煤，工作面采用每循环割一刀煤放一茬顶煤的作业方式，循环进度0.8m，两个放煤工相距5架支架同时放煤，放顶煤方式采用多轮间隔放煤；放顶煤工序与割煤工序采用平行作业方式，放煤工不得一次将放煤回转梁收回至最大角度，且放煤过程中要互相配合，尽量不让或少让顶煤流出溜子之外，当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复动作顶梁，或使用插板，将大块煤破碎，当发现矸石时，及时将回转梁伸出，停止放煤，防止矸石混入煤中，严格执行”见矸关窗”的原则，靠近溜头方向的放煤工要根据后运输机上的煤量适当控制放煤量；

(5)拉后运输机，放完顶煤后，拉后部运输机，与推前运输机相同，分段将后运输机拉回，拉后运输机呈一直线，不得出现急弯，防止出现溜子事故；

所述的特厚煤层千万吨工作面安全高效开采技术措施包括大采高综放工作面顶板管理技术、工作面过火成岩安全技术措施、特厚煤层大采高综放面设备安装安全技术措施、特厚煤层大采高综放面设备搬家安全技术措施、提高顶煤回收率技术措施。

7.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，所述的大采高综放工作面顶板管理技术包括工作面顶板管理、端头支护、超前支护，工作面采用放顶煤液压支架支护工作面顶板，全部垮落法处理采空区，工作面顶板能够自行垮落，垮落高度满足要求，不需进行初次人工强制爆破放顶，如工作面顶板不能自行垮落，必须采取人工打眼、强制放顶的方式进行处理，具体措施另行制定。

8.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，所述的过火成岩方法主要有以下两点：

(1)墙体宽度、厚度均小于300mm时，采用采煤机直接破岩通过，超过300mm时采取岩体中打眼爆破松动方法；

(2)岩体打眼眼使用岩石钻，垂直岩体断面打眼，眼深1.8m，每孔装药0.8kg，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药，采取正向装药，使用煤矿许用瞬发电雷管引爆，封孔使用水炮泥且长度不小于1.0m，炮眼数量根据岩体断面大小确定，眼距为0.5～0.8m，最小抵抗线不小于0.3m；

所述的提高顶煤回收率技术措施包括工作面参数的选择、合理的选择综放架型、确定合理的放煤工艺参数、合理的工作面推进方向、加强放煤工艺的管理、加大顶煤破碎度、健全计量管理；

所述的工作面参数的选择包括：

(1)减少初采损失，减少初采损失有效的方法是采用开切顶巷技术和深孔爆破技术；

(2)减少末采损失，工作面来压是综放收尾重要影响因素，当工作面收尾撤架空间处于基本顶来压期间，基本顶回转下沉量增大，后立柱活柱缩量远大于前立柱，不仅使支架载荷增大，且易造成支架工作位态发生变化，使支架前梁呈抬头状，影响支护效果，此时撤架无论在技术上还是经济上都不合理，相反，如果收尾后撤架空间处于来压刚过阶段，围岩相对最稳定时期，此时撤架是最有利的时空条件；

(3)减少端头损失，为减少端头损失，应在条件允许的情况下，通过加大巷道断面尺寸，将机头机尾布置在巷道中，取消过渡支架；采用立式侧卸刮板输送机；采用带有高位放煤口的端头支架，实现端头及两巷放顶煤等技术措施，将工作面输送机的机头机尾尽量向巷道方向布置，使工作面内支架能够全部放煤。

9.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，所述的强矿压治理方法采用特高水压定向致裂控制技术，具体方法包括：

岩石水压定向致裂技术：

步骤一、顶板打钻孔，包括注水孔整齐布置方式和注水孔错位布置方式；

步骤二、制造一个初始裂缝；

步骤三、密封初始裂缝处的钻孔，把密封头固定在弹性压力管或刚性导管元件的末端；通过弹性高压管的压力或刚性高压管把密封头导入钻孔中，应小心地连接压力管的后面部分，以确保高压管的坚固性和密封性；当密封头到达钻孔底部后，把压力管从钻孔中拉出20cm；把高压管和水泵或采煤工作面的液压装置连接在一起；连接控制、测量装置和仪表；使封头在钻孔中膨胀，以保证压力管在几十兆帕的液体压力下不被抛出；

步骤四、给初始裂缝供高压水；

步骤五、判断定向水压致裂过程是否完成；

岩石定向致裂控制技术：

检验裂缝致裂范围最常用的方法是借助钻孔法或在钻孔中使用内孔窥视仪测试，由控制测量钻孔网组成，目的是确定钻孔中液体的流出或在涉及液体的溢流以及钻孔围岩电阻的变化，以便确定致裂的效果。

10.如权利要求1所述的双系煤层复杂条件下千万吨矿井安全开采方法，其特征在于，所述的千万吨矿井安全保障方法包括：

(1)多层采空区局部流场动态平衡通风技术，包含3种控制方法，各方法之间为互补，任何一种失效都不会影响装置正常控制；

①一氧化碳含量控制方法，有两个设置参数，Q₁为一氧化碳含量超限点，Q₂为一氧化碳含量危险点，当一氧化碳含量实测量超过超限点，系统报警并增加送风量，调节时应保证风压和风量在设定范围内，当一氧化碳含量实测量超过危险点速送风量快速提高风压；

②风压控制方法，有两个设置参数，P₁为风压下限点，P₂为风压上限点，正常运行时实测风压应在P₁和P₂之间，系统维持当前状态运行；当实测风压小于P₁时，增加送风量；当实测风压大于P₂时，减少送风量；

③风量控制方法，有两个设置参数，F₁为漏风风量下限点，F₂为漏风风量上限点，理想状态下漏风风量为零，系统在局部动态平衡状态下，但实际存在测量误差和维持漏风区风压，系统有一定量风量损失，漏风风量测量值F为进风巷风量传感器1的测量值减去回风巷风量传感器2的测量值，且应保持为正值；当F<F₁时，装置增加送风量，提高风压差；当F>F₂时，装置减少送风量，降低风压差；

(2)千万吨综放工作面水害防治技术包括地面放水孔、井下放水孔、地面抽放水孔、井下侏罗系巷道排水、直排系统建立；

(3)千万吨综放工作面瓦斯灾害治理技术，以工作面顶板高抽巷封闭抽放为主，以上隅角构筑封堵墙、风幛引导风流稀释、上隅角埋管强化抽放方法为辅；

(4)千万吨综放工作面防灭火技术，注氮为主、灌堵为辅、减少漏风、加快推进的综采防灭火技术体系。