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煤矿 3.0 Mta 设计 断层 技术研究

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第139页中国矿业大学2012届本科生毕业设计目录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 矿区地理位置11.1.2地形、地貌11.1.3河流水系21.1.4 矿区气候条件21.1.5 矿区的水文情况21.2 井田地质特征21.2.1 煤系地层21.2.2 含煤地层51.2.3 水文地质特征51.3 煤层特征81.3.1 可采煤层81.3.2 煤的特征81.3.3 煤层开采技术条件102 井田境界和储量112.1井田境界112.2 矿井储量计算112.2.4 矿井可采储量142.2.5工业广场煤柱143 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限153.1矿井工作制度153.2矿井设计生产能力及服务年限154 井田开拓174.1井田开拓的基本问题174.1.1确定井筒形式184.1.2井筒位置的确定184.1.2井筒位置的确定184.1.3工业场地的位置194.1.4开采水平的确定及采盘区划分194.1.5 矿井开拓方案比较194.2矿井基本巷道244.2.1井筒244.2.2井底车场及硐室304.2.3主要开拓巷道335 准备方式带区巷道布置355.1煤层地质特征355.1.1带区煤层特征355.1.2煤层顶底板岩石构造情况355.1.3水文地质365.1.4煤层瓦斯及煤尘情况365.1.5地表情况365.2带区巷道布置及生产系统365.2.1带区准备方式的确定365.2.2带区巷道布置365.2.3带区生产系统375.2.4带区巷道掘进方法385.2.5带区生产能力及采出率395.3带区车场选型设计406 采煤方法406.1采煤工艺方式406.1.1盘区煤层特征及地质条件406.1.2确定采煤工艺方式406.1.3回采工作面参数416.1.4.进刀方式426.1.5破煤、装煤方式436.1.6回采工作面运煤方式446.1.7回采工作面支护方式446.1.8采放比、放煤步距、放煤方式476.1.9 回采工作面正规循环作业486.2回采巷道参数507 井下运输537.1概述537.2盘区运输设备选择537.2.1煤炭运输方式537.2.2辅助运输537.2.3运输系统547.2.4主要运输大巷断面及支护方式547.3带区运输设备选择547.3.1设备选型原则547.3.2运煤设备选型547.3.3辅助运输大巷设备选择577.3.4运输设备能力验算588 矿井提升588.1矿井提升概述588.2主副井提升588.2.1主井提升588.2.2副井提升设备选型598.2.3井上下人员运送629 矿井通风及安全639.1矿井通风系统的选择639.1.1矿井通风系统的基本要求639.1.2矿井通风系统的确定639.1.3带区通风系统的确定659.2矿井风量计算669.2.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定669.2.2各用风地点的用风量和矿井总用风量669.3带区及全矿井所需风量699.3.1综放工作面需风量709.3.2掘进工作面需风量719.3.3硐室需风量729.3.4其它巷道所需风量729.3.5矿井总风量729.3.6风量分配739.4矿井通风总阻力计算749.4.1矿井通风总阻力计算原则749.4.2确定矿井通风容易和困难时期759.4.3矿井最大阻力路线759.4.4矿井通风阻力计算799.4.5矿井通风总阻力799.4.6矿井总风阻和总等积孔819.5矿井通风设备选型819.5.1矿井通风设备的要求829.5.2主要通风机的选择829.5.3 电机选型859.6防止特殊灾害的安全措施869.6.1火灾防治869.6.2顶板灾害防治879.6.3矿井突水溃沙防治8710 设计矿井基本技术经济指标88参考文献90回采工作面断头支护方式浅析921绪论921.1 端头范围的界定921.2 端头范围矿压显现特征921.2.1工作面上下平巷预先变形931.2.2工作面上下巷支护无初撑力931.2.3端头范围受多重支承压力影响941.2.4煤壁对顶板的三角支承形成悬臂942影响回采工作面端头支护的因素942.1 围岩稳定性952.2 煤层倾角952.3 巷道布置与掘进952.4 巷道断面形状与尺寸952.5 巷道支护形式962.6 沿空留巷的护巷形式962.7开采方法962.8 工作面支护形式962.9 切口开采方式972.10 端头设备布置973 我国回采工作面端头支护技术现状973.1研究现状973.2 存在问题及研究的必要性983.3 回采工作面上下端头矿压显现特点983.4 合理支护方式的选择994 综采工作面端头支护技术研究与应用994.1 6103N工作面及端头弧形三角块结构994.1.1 工作面概况994.1.2 6103N工作面端头弧形三角块结构分析994.2 端头弧形结构模型及端头支护方案1024.2.1 端头弧形三角板结构力学模型的建立1024.2.2 综采工作面端头支护方案设计1035 综放工作面端头支护技术1045.1 试验巷道的基本情况1045.2 端头顶板稳定性理论分析1045.2.1基本顶断裂位置与端头顶板稳定关系1045.2.2端头顶板稳定性的主要影响因素1055.2.3巷道支护与端头顶板稳定的分析1085.3 工业性试验1085.3.1支护参数1086 三软地层回采工作面端头支护1106.1 概述1106.2 端头支护型式研究1106.2.1 煤2回采工作面端头支护1106.2.2 煤4回采工作面端头支护1116.2.3油页岩回采工作面端头支护1116.2.4 海域煤2回采工作面端头支护1126.2.5 特殊情况下端头支护1126.3 三软地层工作面状态保持1136.3.1工作面状态的观测方法1136.3.2 正常情况下控制措施1136.3.3工作面出现刮板输送机上窜、下跳，支架歪斜等的调整措施1137英国工作面端头支护113英文原文119现代测量技术在采矿中的应用1251 现代测量仪器的应用1252 空间信息技术在矿山测量中的应用1253 信息整合技术在采矿测量中的应用1264 现代采矿测量的新思想1275 结论128致谢1291 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置 沁新煤矿位于山西省沁源县西部西部李元乡境内，东距沁源县城17km。其地理坐标为东经11210101121225，北纬363235363445。该井田为不规则的多边形。图1-1 沁新矿区交通位置图沁（源）洪（洞）公路从矿区北部通过，向东17km至沁源县城接汾（阳）屯（留）二级公路及沁（沁源）沁（沁县）铁路，距太焦线沁县火车站76 km, 距309国道张店镇54 km，距南同蒲铁路介休市100 km、平遥县城105 km，交通极为便利（见图1-1）。1.1.2地形、地貌本井田位于太岳山东源，属中、低山区。本区基本为基岩裸露区，但地层多被植被覆盖。区内山高沟深，地形复杂，最高点在井田中部摇岭湾，高程1423.6m，最低点位于井田东北部河床，高程1152.0m，相对高差271.60m。井田内沟谷发育，并呈放射状展布。1.1.3河流水系本区属沁河水系，井田内无大的河流通过，东北部沟谷水流入狼尾河，西南部沟谷水流入柏子河，均为季节性河流。井田内历年最高洪水位线1149.5m，井口均位于洪水位线以上。1.1.4 矿区气候条件本区属大陆性气候，四季分明，昼夜温差较大。据沁源县19881997年观测资料，年平均气温 8.6 ，最高气温可达35.6 （1995年7月5日），最低气温-25.8 （1990年2 月1 日）。年平均降水量 634.0 mm，年平均蒸发量为1547.2 mm，蒸发量大于降水量。结冰期为10月下旬至次年3月中旬，最大冻土深度为800 mm（1993年）。夏、秋季多东南风，冬、春季多西北风，最大风速14 m/s。1.1.5 矿区的水文情况本井田位于太岳山东源，属中、低山区。本区基本为基岩裸露区，但地层多被植被覆盖。区内山高沟深，地形复杂，最高点在井田中部摇岭湾，高程1423.6 m，最低点位于井田东北部河床，高程1152.0 m，相对高差271.60 m。井田内沟谷发育，并呈放射状展布。本区属沁河水系，井田内无大的河流通过，东北部沟谷水流入狼尾河，西南部沟谷水流入柏子河，均为季节性河流。井田内历年最高洪水位线1149.5 m，井口均位于洪水位线以上。1.2 井田地质特征1.2.1 煤系地层本矿区位于沁水煤田的西部边缘，霍山隆起的东侧。矿区内地层出露较好，区内出露的地层由西北向东南依次为下石盒子组上段，上石盒子组下段、中段，第四系更新统及全新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。现结合矿区内及附近钻孔揭露资料，对矿区内的地层自下而上分述如下：（1）、奥陶系(O)1)奥陶系中统峰峰组(O2f)为煤系地层的沉积基底。岩性主要为深灰色石灰岩、角砾状泥灰岩及泥质白云岩，下部夹似层状石膏，上部方解石细脉发育，具铁质浸染现象。（2）、石炭系(C)1)中统本溪组(C2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触。该组厚度12.23-25.70 m，平均19.19 m，岩性以灰、灰白色铝质泥岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩为主夹石灰岩及薄煤层，底部多为以结核状黄铁矿为主的铁铝质岩。本组含植物化石鳞木、芦木及动物化石蜓科。2)上统太原组(C3t)为主要含煤地层之一，与下伏本溪组呈整合接触。厚度101.79-119.10 m，平均111.51 m。由泥岩、粉砂岩、砂岩及石灰岩和煤层组成。按岩性组合可将本组分为上、中、下三段，各段特征详见本节含煤地层部分。（3）、二叠系(P)1)下统山西组(P1s)为主要含煤地层之一，与下伏太原组呈整合接触，厚度44.50-54.38 m，平均50.99 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。2)下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组整合接触，厚度114.43122.55 m，平均117.10 m，根据岩性组合特征，可分为上、下两段：下段(P1x1) 厚度38.90-72.71 m，平均57.04 m。岩性为深灰色、灰色泥岩、粉砂岩夹浅灰色细粒砂岩，下部夹极不稳定的薄煤层，底部K8为浅灰色中细粒砂岩，层面富含炭屑及白云母片，具交错层理，局部相变为粉砂岩。上段(P1x2)厚度42.79-75.53 m，平均57.08 m，以浅灰色、灰绿色、紫红色泥岩为主夹黄绿色中细粒砂岩，底部K9为灰绿色中细粒砂岩，顶部常为紫红、灰绿色含大量菱铁质鲕粒的铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”，是确定上石盒子组底界K10砂岩良好的辅助标志。3)上统上石盒子组(P2s)与下伏下石盒子整合接触，厚度505m左右，根据其岩性组合特征可分为上、中、下三段。本区只有上石盒子组下段及中段大部分地层,厚度约400 m左右。下段P2s1)平均厚度212.41 m，浅灰、黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩、夹灰白、灰绿色中细粒砂岩。底部K10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩，大型交错层理发育。下段P2s2)本段地层顶部缺失，厚度约190 m，底部K12为灰、灰白色中粗粒砂岩，含云母片，具大型交错层强，局部含细砾；下部为紫红色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩，上部为黄绿色细粒砂岩与黄绿色、紫红色泥岩互层。（4）、第四系(Q)1)中更新统(Q2)厚度010 m，为红黄色、棕红色亚粘土、亚砂土夹古土壤及钙质结核，底部夹砂砾透镜体。2)上更新统(Q3)厚度07 m，为浅黄色亚砂土，结构疏松，具垂直节理，顶部偶夹褐色古土壤，含零星钙质结核。3)全新统(Q4)厚度05 m，上部为浅黄色砂土、亚砂土；下部为浅黄色、浅灰色分选磨圆均较差的砂砾层。地层综合柱状图如下图所示1.2.2 含煤地层本矿区含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组和二叠系下统山西组、下石盒子组，其中太原组和山西组为主要含煤地层，本溪组和下石盒子所含煤层为极不稳定的薄煤层，无开采价值。现将太原组、山西组地层分述如下：（1） 石炭系上统太原组(C3t) 从K1砂岩底到K7砂岩底，厚度101.79-119.10m,平均111.51m。整合于本溪组地层之上。主要由灰色、灰黑灰色泥岩、粉砂岩、中、细粒砂岩及K2、K3、K4石灰岩和煤层组成。为本区主要含煤地层之一，共含煤10层，含煤系数平均7.61%。按岩性、岩相及沉积旋回分三段叙述如下：1)下段(C3t1) 从K1砂岩底至K2石灰岩底，地层厚度为44.24-57.63m,平均50.37m。主要为灰白色砂岩、灰灰黑色泥岩、铝质泥岩、粉砂岩及稳定可采的9+10 号及11号煤层所组成，下部夹12层不稳定的石灰岩或泥灰岩。底部K1砂岩为灰白色薄层状细中粒石英砂岩，岩性特征明显，致密坚硬，是一种良好的地层划分对比依据。 2）中段(C3t2) 从K2石灰岩底至K4石灰岩顶，地层厚度30.10-37.04m,平均33.04m。主要由三层深灰色石灰岩及灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩间夹二层局部可采煤层。底部为深灰色，巨厚层状致密、坚硬的K2石灰岩。含有丰富的有孔虫、蜓科、腕足类化石和燧石结核，中、下部常夹有一层灰黑色泥岩。自K2向上为灰黑色泥岩及其具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩，多受黄铁矿浸染，其上发育有临近可采的8号煤层。 其顶板为深灰色，厚层状的K3石灰岩。K3石灰岩全区稳定，易于对比，K3至K4石灰岩间，为灰色、灰黑色的砂岩、粉砂岩和泥岩，顶部为层位稳定但不可采的7号煤层，其顶部即为深灰色、中厚层状， 致密坚硬的K4石灰岩。 3）上段(C3t3) 从K4石灰岩顶至K7砂岩底，地层厚度16.41-29.50m,平均24.58m。主要为灰黑色、黑色的泥岩、粉砂岩组成，含黄铁矿、菱铁矿结核，其间6 号煤层局部相部为炭质泥岩。本段依据岩相旋回分析，应为泻湖海湾相沉积。 （2） 二叠系下统山西组(P1s) 本组自K7砂岩底至K8砂岩底，整合于下伏地层之上。含本煤矿具有开采价值的1号、2号煤层。地层厚度44.50-54.38m,平均50.99m。岩性主要由灰白色中、细粒砂岩、灰黑色的粉砂岩、泥岩和煤层形成的45个沉积旋回所组成，依据其岩性和沉积旋回分析，属于滨海三角洲平原上的河控型沉积。其底部K7砂岩为中细粒长石石英砂岩，岩性及厚度变化较大，为滨岸沙坝沉积。其上沉积有3号薄 煤层,向上约7m左右，发育有2号煤层。此段以黑色泥岩、粉砂岩为主，夹中、细粒杂砂岩。2号煤层向上约20m左右发育有1号煤层。1号煤层之上为K8砂岩。以黑色泥岩、灰色、深灰色粉砂岩、细粒砂岩为主夹菱铁矿结核、铝质泥岩及炭质泥岩。1.2.3 水文地质特征（1） 矿井水文地质条件井田为隐伏岩溶区，位于广胜寺岩溶水系统补给径流区，西部边界及北西紧邻沟谷，由第四系松散层覆盖，井田基本由石盒子地层覆盖，区内植被覆盖条件好，有利于降水入渗，但由于地形切割强烈，易造成地下水排泄，又因区内构造简单，煤层埋深北部浅于南部，西部浅于东部，况且井田北部浅埋煤层大部采空，决定着井田煤矿床水文地质条件简单化。1） 主要含水层特征 奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层含水层包括峰峰组和上马家沟组，井田内钻孔均有不同程度揭露奥灰地层，岩芯鉴定溶隙不甚发育。沁新煤矿水源井位于本井田北沁新煤矿主斜井附近，揭露奥灰318.22 m，奥灰埋深198.90 m。岩芯鉴定峰峰组灰岩溶隙不甚发育，上马家沟组灰岩溶隙发育,钻进至该层后冲洗液出现全漏失，漏失量达45 m3/h,且岩芯采取率低，说明溶隙发育。该井奥灰岩溶水位埋深261.40 m，标高932.40 m，混合抽水试验结果为水位降深1.90 m，涌水量为14.31 L/s，单位涌水量为7.53 L/s.m，属于富水性强的含水层，近年来水量明显减少，往东进入本井田随着奥灰埋深的增加,岩溶裂隙发育程度将随着埋深的增加而减弱。富水性也明显减弱。本井田属富水性强的岩溶裂隙含水层。 太原组薄层石灰岩岩溶裂隙含水层组该含水层组主要为K2、K3、K4三层薄层石灰岩组成。其中K2石灰岩较厚，厚4.50-10.09 m，平均7.38 m，为9+10号煤层顶板直接充水含水层，K3石灰岩平均厚7.12m，K4石灰岩平均厚7.30 m，据ZK301号钻孔岩芯鉴定溶隙较发育，消耗量均较小，是由于埋藏深度较大，接受补给条件较差，因此，属富水性弱的含水层组。 碎屑岩类砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由K7、K8、K9砂岩组成。K7砂岩为1、2号煤层底板直接充水含水层，厚1.00-4.23 m,平均厚2.58 m，岩性以细粒砂岩为主。K8砂岩为1、2号煤层顶板直接充水含水层，厚4.63-8.22 m，平均厚6.56 m。岩性经中细粒砂岩为主。K9砂岩为1、2号煤层间接充水含水层，可通过开采裂隙与K8砂岩含水层发生水力联系，该层浅埋地带风化裂隙发育，含水性有所增强，本矿井调查，矿坑水主要来自K9砂岩，水化学类型为HCO3+K+Na）型，钻孔揭露三层砂岩岩芯裂隙不发育，除201号钻孔冲洗液消耗量稍大外，其余钻孔消耗量均很小。因此，属含水性弱的含水层组。 基岩风化壳砂岩裂隙含水层组为各个不同地质时代的岩层与第四系接触，以石盒子组砂岩为主，区内大面积出露，为本区主要含水层组之一，砂岩层可达10层，以中细粒砂岩为主，风化裂隙发育，第四系覆盖厚度不大，植被发育，有利于大气降水入渗，一般排泄条件好，本区泉水大都来自该组砂岩，流量在0.02-0.5 L/s之间，均排向沟中，地下水沿走向径流为主，垂向上存在泥岩阻隔难向下层补给。因此，含水性随埋深增加而减弱。 第四系松散岩类孔隙含水层组主要为全新统（Q4）及上新统（Q3）地层，岩性为砂土，砂砾层组成，厚0-15.00 m,结构疏松，主要接受大气降水及山前基岩裂隙水补给，受季节影响明显，含水性与埋藏厚度相关，总体为含水性较弱的含水层组。2） 主要隔水层 11号煤层以下及本溪组隔水层组主要由该地层中铝质泥岩、泥等组成，厚度约40 m，不整合于峰峰组裂隙岩溶层之上。铝质泥岩及细粒砂岩的K1石英砂岩，隔水性能好，若无构造破坏，能阻隔其上、下含水层之间的水力联系，构成奥灰含水层的直接隔水顶板。 石炭系上统太原组上段隔水层组由K7砂岩底至K4灰岩顶之间的泥岩、粉砂岩组成，该段地层厚一般24.58 m,若无构造沟通或遭受破坏，可成为2号煤层底板良好的隔水层。 二叠系砂岩含水层层间隔水层组主要由泥岩、粉砂岩等组成，呈层状分布于各砂岩含水层之间，形成平行复合结构，构造裂隙不甚发育。无构造沟通情况下构成各含水层间的良好隔水层组。4） 井田水文地质类型 2号煤层：矿井涌水量主要来自煤层顶板砂岩裂隙水，富水性较弱，矿井调查涌水量主要为大巷水，因此，根据水文地质勘探类型划分为二类一型，水文地质条件属简单类型。 9+10号煤层：矿井涌水量主要来自煤层顶板K2灰岩裂隙水，富水性较弱，邻区矿井涌水量不大，一般小于100 m3/d，区内大部分地段处于奥灰岩溶水位932.40 m以下，但由于本溪组地层隔水层存在，且奥灰峰峰组岩溶不甚发育，区内构造简单，正常情况下，奥灰岩溶水难以构成下组煤层开采的威胁。因此，水文地质条件属中等类型。 (2) 矿井涌水量2号煤层的直接充水含水层为K8砂岩，富水性弱，主要为顶板淋滤水，一般无水害威胁，但在井田浅埋地带开采2号煤层形成的导水裂隙带可以沟通上部含水层，因此在井田西部沟谷及紧邻北部采空区浅埋地带开采要注意防范浅层裂隙水沿导水裂隙涌入矿井，尤其是在雨季要严加防范，并加强井下排水设施的维护保养工作。1） 开采2号煤层矿井涌水量根据矿井规划面积，斜井开拓，井田2号煤层水文地质条件简单，初步预算矿井涌水量可获得如下结果。正常涌水量为80 m3/h，最小涌水量60 m3/h，最大涌水量140 m3/d。2） 计算公式和预测结果Q= ，、矿井涌水量、预算采用面积、水位降深表1-1 涌水量统计表计算煤层一般涌水量m3/d最小涌水量m3/d最大涌水量m3/d计算数据采用数据计算数据采用数据计算数据采用数据2号煤层1921.2219201440.5514403362.1833609+10号煤层1236.731300.00673.89670.001896.711900.001.3 煤层特征1.3.1 可采煤层本区可采煤层二层，山西组的2号、太原组9+10号煤层，现将上述各煤层分述如下：（1）2号煤层位于山西组中部，上距1号煤层15.72-27.20 m,平均间距20.45 m，1号、2号煤层间距东北部较小（101号、19号孔），中部最大（Q-1B号孔），其它则变化不大，煤层厚度1.80-2.79 m,平均2.34 m。变化规律西厚东薄，变化不大，煤层结构简单，在Q-1B、Q-2号孔各含一层夹矸，其余均不含夹矸，煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）13%，因此，属稳定可采煤层。（2）9+10号煤层位于太原组下段顶部，上距3号煤层62.20-82.63 m,平均71.06 m，与3号煤层间距西北厚、东南薄。10号煤层在东北部101号、19、202号孔钻孔厚度为1.02-1.40 m,平均1.23 m，变化不大,在其它钻孔均与9号煤层合并,厚度2.04-3.16 m,平均2.64 m,厚度Q-1号、Q-2号、302号孔相差无几，82号孔最大，201号孔最小，分叉、合并及厚度变化。煤层结构简单，在分叉区10号煤层无夹矸，合并区9+10号煤层含1-2层夹矸。煤层顶板合并区为石灰岩，分叉区为泥岩或粉砂岩，底板为泥岩或粉砂碉，西部为细粒砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）合并区为15%，因此，属稳定可采煤层。1.3.2 煤的特征（1）化学性质及工艺性能 1）2号煤层水分（Ad）：原煤0.60-0.86%，平均0.73%，浮煤0.55-0.62%，平均0.59%。灰分（Ad）：原煤10.99-17.25%，平均14.12%，浮煤4.17-5.15%，平均4.66%。挥发分（Vdaf）：浮煤15.87-17.83%，平均16.85%。全硫（St,d）：原煤0.33-0.40%，平均0.37%，浮煤0.36-0.38%，平均0.37%。磷（Pd）：原煤平均0.008%。发热量（Qgr,d）：原煤29.32-32.23 MJ/kg，平均30.78 MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤平均87。胶质层厚度(Y)一般大于10 mm。根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属特低灰、特低硫、特高热值、特强粘结的焦煤，是很好的炼焦用煤。表1-2 主要可采煤层特征表煤层号煤层厚度（m）煤层间距（m）夹石层数顶板岩性底板岩性稳 定可采程度最小-最大平均最小-最大平均21.80-2.792.3420.454.50-11.360-1泥岩、砂岩泥岩、砂岩稳定可采9+101.02-1.501.332.24-3.162.8471.0617.83-22.800-2石灰岩、泥岩泥岩、粉砂岩稳定可采 2）9+10号煤层水分（Ad）：原煤0.40-0.96%，平均0.70%，浮煤0.41-0.64%，平均0.51%。灰分（Ad）：原煤14.03-25.23%，平均17.97%，浮煤6.69-7.53%，平均7.10%。挥发分（Vdaf）：浮煤15.00-17.30%，平均15.83%。全硫（St,d）：原煤2.90-4.26%，平均3.39%，浮煤1.85-2.10%，平均1.98%。磷（Pd）：原煤0.006-0.007%，平均0.007%。发热量（Qgr,d）：原煤30.80-30.83MJ/kg，平均30.82MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤9-54，平均26。胶质层厚度(Y):一般在5.0mm左右。根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰、高硫、特高热值、弱粘结-中强粘结性的瘦煤和贫瘦煤，一般作动力用煤。 （ 2）煤质特征及工业用途2号煤层属低灰、低硫、高热值、强粘结性的焦煤，易洗选是很好的炼焦配煤。（3）煤的可选性2000年沁新煤矿详查补充勘探时，在本矿采取2号煤层煤样，进行了简易筛分浮沉试验，其结果叙述如下：煤的筛分浮沉试验：煤的筛分试验共分13-6、6-3、3-0.5、0.5-0四个粒度级及煤粉。筛分结果见表3-2-2。煤的浮沉试验在13-6、6-3、3-0.5、0.5-0 mm粒级进行，其结果浮煤产率主要集中在1.3-1.4比重级内，详见表1-3。 表1-3 沁新煤矿2号煤层简易筛分试验报告统一编号9940004送样单位144井田沁新煤矿煤层名称2来样编号QK-2-1钻孔号沁新煤矿粒度(mm)产物名称产率质量Qgr,v,d(MJ/kg)质量(kg)占全样(%)筛上累计(%)占13-0.5(%)Mad(%)Ad(%)St.d(%)13-6煤2.60028.9528.95034.080.559.000.2833.4916-3煤2.60028.9557.90034.070.548.710.3033.4163-0.5煤2.43027.0684.96031.850.568.080.3333.7170.5-0煤1.35015.0399.9900.619.330.3633.22113-0.5小计煤7.63084.97100.000.558.610.3013-0合计煤8.980100.000.568.720.31备注1.3.3 煤层开采技术条件（1）煤层顶底板情况2号煤层顶板为泥岩，局部出现细粒砂岩，厚度为0-0.50 m，平均1.46 m,为一套质软、易碎裂隙发育中等的泥岩；底板为一套质较硬，裂隙不太发育的泥岩，厚度为1.40-9.80 m，平均5.29 m。2号煤层顶板在西部为块状、坚硬、裂隙不发育的中细粒砂岩，厚度为0.90-3.20 m，平均2.05 m，在其它地区为粉砂岩,含砂泥岩、炭质泥岩，均质较硬，裂隙较发育，厚度为2.07-13.00 m，平均6.60 m；底板为一套质较硬,裂隙较发育的细粒砂岩或砂质泥岩,厚度为0.50-5.20 m，平均3.31 m。（2）瓦斯据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发2010746号“关于长治市2009年度 30万吨及以上（含30万吨）矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”，该矿井2009年度瓦斯绝对涌出量24.2 m3/min，瓦斯相对涌出量3.49 m3/t，为低瓦斯矿井。（3）煤尘爆炸与煤的自燃根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心2011年6月3日对本矿井2号煤层鉴定结果：；2号煤层煤的吸氧量为0.81 cm3/g，自燃倾向性等级为III级，自燃倾向性为不易自燃。2 井田境界和储量2.1井田境界沁新煤矿位于山西省沁源县西部西部李元乡境内，东距沁源县城17 km。煤层的倾角最大为10，最小为2，平均为6，井田平均水平宽度为6.28 km。井田水平面积为16.63（km2）。井田赋存情况示意图如下2-1： 图2-1 井田赋存情况示意图2.2 矿井储量计算2.2.1储量计算基础（1） 根据薛湖煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算。（2） 储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05m，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹矸厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层厚度作为储量计算厚度。（3）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。（4）煤层体积质量：二2煤层体积质量为1.5 t/m3。2.2.2 安全煤柱留设原则（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。（2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定，用岩层移动角确定工业场地，村庄煤柱。（3）断层煤柱宽度40 m，井田境界煤柱宽度50 m。（4）维护带宽度：风井场地20 m，村庄10 m，其它15 m。（5）工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明书中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-1。 表2-1 工业场地占地面积指标井型(Mt/a)占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.2.3矿井地质储量矿井主采煤层为2号煤层，采用地质块段法。 图21 地质块段划分 根据地质勘探情况，将矿体划分为、五个块段，在各块段范围内，用算术平均法球的每个块段的储量，煤层地质总储量即为各块段储量之和，块段划分如图2.2所示。2号煤层的地质储量为4.31亿t，具体的储量计算过程如下表22。 表22 矿井地质储量计算表块号倾角 ()平面面积（m2）煤层面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）储量（Mt）2号15458672146042427.41.551.1070928218131722027547.41.524.4505733299245029942747.41.533.2364444591521559296597.41.565.8192156234867823576507.41.526.169929+10号15458672146042428.51.558.7040928218131722027548.51.528.0851133299245029942748.51.538.1769944591521559296598.51.575.6031556234867823576508.51.530.06004即矿井2号煤层地质资源储量为431.41 Mt。根据井田内的钻孔布置，在矿井地质资源储量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的（333）。根据煤层厚度、煤质以及其它煤层赋存情况，在探明的和控制的资源量中，85%是经济的基础储量(111b和112b)，10%是边际经济的基础储量(2M11和2M22)，5%是次边际经济的资源量(2S11和2S22)。则矿井工业资源/储量Zg计算如下：Z111b=431.4160%85%220.02Z112b=431.4130%85%110.01Z2M11=431.4160%10%25.88Z2M22=431.4130%10%12.94Z2S11=431.4160%5%12.94Z2S22=431.4130%5%6.47由于地质条件简单，煤层赋存稳定，故可信度系数k取为0.9。Z333k=431.4110%0.938.83故工业储量为：ZgZ111bZ112b+Z2M11+Z2M22+Z2S11Z2S22Z333k427.10（Mt）2.2.4 矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：式中矿井设计资源/储量断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的3%算。则：414.29（Mt）矿井设计可采储量式中矿井设计可采储量；工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；C采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.85。则：304.50（Mt）2.2.5工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为300万吨/年，所以取工业广场的尺寸为400m750m的长方形。煤层的平均倾角为10度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-260m，该处表土层厚度为30m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-3 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m-28067.43045757565由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由图可得出保护煤柱的尺寸为：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由CAD量的梯形的面积是：610025m2 S4煤=605424/cos7=610025m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=SMR式中： Z工-工业广场煤柱量，万吨； S -工业广场压煤面积，； M -煤层厚度，2煤7.4 m，； R -煤的容重, 1.5t/m3。则： Z4煤=6100257.41.510-4 =677(万吨)图2-1 工业广场保护煤柱3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，四六制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限(1）矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为300万吨/年。(2)井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。1）矿井开采能力校核沁新矿2、9+10煤层均为厚煤层，煤层平均倾角为4.5度，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，考虑到矿井的储量可以布置两个综放工作面同采可以满足矿井的设计能力。2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为双斜井单水平开拓，主斜井采用胶带输送机运煤，副斜井采用轨道辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主斜井胶带运输机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用绞车双钩串车提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK) （3-1）其中：T -矿井的服务年限，年； Zk-矿井的可采储量，304.50 Mt； A -矿井的设计生产努力，300万吨/年； K -矿井储量备用系数，取1.4。则： T=304.50100/（3001.4） =72.5（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。 表3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-90402015154 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。合理开发国家资源，减少煤炭损失。必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒形式井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。具体见表4-1。4.1.2井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少； 表4-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。4.1.2井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。4.1.3工业场地的位置（1）井筒位置的确定原则1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；3）井田两翼的储量基本平衡；4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；6）工业场地宜少占耕地，少压煤；7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。(2）工业场地的形状和面积根据表2.1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为30 ha，形状为矩形， 长为600 m,宽为500 m。4.1.4开采水平的确定及采盘区划分设计中针对二号煤层。二号煤层倾角平缓，为38，平均5，为近水平煤层，故设计为立井一水平开采。一水平标高-550 m，主要开采方式为带区式开采，二水平标高-850 m，主要开采方式为带区式开采。二2号煤层生产能力：可采储量为139.20 Mt，服务年限为 59.48 a。4.1.5 矿井开拓方案比较（1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，如图，分述如下：方案一：斜井单水平盘区开拓主副井均为斜井，布置于井田中央，大巷布置在煤层中方案二：主斜副立单水平开拓斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓,大巷布置在煤层中方案三：斜井单水平带区开拓主副井均为斜井，布置于井田中央，大巷布置在煤层中方案四：立井单水平开拓主副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层中 图4-1 方案三：斜井单水平带区开拓 图4-2 方案一：斜井单水平盘区开拓 图4-3 方案一：斜井单水平盘区开拓 图4-4 方案三：斜井单水平带区开拓 图4-5 方案四：立井单水平开拓 图4-6 方案二：主斜副立单水平开拓（2）技术比较方案一、二、三主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。方案四主井为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大。方案三副井为立井，立井辅助提升能力大、系统简单、通过风量大、技术经济效果好的优点。本矿井为3.0Mt大型矿井，煤层埋深浅，井筒不穿过富含水层、流沙层，不需要特殊施工。（3）粗略经济比较 表4-2 方案一：斜井单水平开拓费用类别数量（m）基价（元）费用（万元）费用合计（万元）初期基建费用 （万元）主井开凿表土段1095210.356.79 437.19 基岩段8714367.4380.40 副井开凿表土段925341.0 49.14 371.51 基岩段7224465322.37 井底车场岩巷10004218.0 421.80 421.80 小计1230.50 生产费用(万元)立井提升系数煤量（Mt）提升高度（km）基价（元）费用（万元）1.2304.50.980.4215039.86 排水涌水量（m3/h）时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）80876073.030.42136.23 小计17176.09 合计18406.60 表4-3 方案二：主斜副立单水平开拓费用类别数量（m）基价（元）费用（万元）费用合计（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段1095210.356.79 437.19 基岩段8714367.4380.40 副井开凿表土段3031205.0 93.62 411.63 基岩段24512980.2318.01 石门岩巷2804218118.10 118.10 井底车场岩巷11004218.0 463.98 463.98 小计1430.90 生产费用（万元）立井提升系数煤量（Mt）提升高度（km）基价（元）费用（万元）1.2304.50.980.4215039.86 排水涌水量（m3/h）时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）80876072.50.42120.73 小计17160.59 合计18591.49 表4-4 方案四：立井单水平开拓费用类别数量（m）基价（元）费用（万元）费用合计（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段3021022.663.07 366.10 基岩段25511883.7303.03 副井开凿表土段3031205.0 93.62 547.92 基岩段35012980.2454.31 石门岩巷228421896.17 96.17 井底车场岩巷11004218.0 463.98 463.98 小计1474.17 生产费用（万元）立井提升系数煤量（Mt）提升高度（km）基价（元）费用（万元）1.2304.50.281.616369.92 排水涌水量（m3/h）时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）80876072.50.42032.32 石门运输系数煤量（Mt）平均运距（km）基价（元）费用（万元）1.2304.50.2280.43332.45 小计21734.69 合计23208.86 表4-5 方案一与方案三比较方案一 斜井单水平盘区开拓方案三 斜井单水平带区开拓基建费用/万元主井开凿11050.255281.775主井开凿11050.255281.775副井开凿11050.29467325.61副井开凿11050.29467325.61井底车场10000.148191.105163.75井底车场10000.148191.105163.75小计771.14小计771.14生产费用/万元斜井提升1.22918.281.1050.225808.96斜井提升1.22918.281.1050.225808.96排水27036526.70.17810-446.84排水27036526.70.17810-446.84大巷运输1.22918.282.570.43600大巷运输1.22918.284.280.45995小计9455.8小计11850.8合计费用/万元10226.94费用/万元12621.94百分率100%百分率123.40%方案一、二主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。井田内3号煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点不突出，而斜井的提升能力大的特点很适合300Mt的特大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4.1），在方案一、二、四中选择方案一、二。方案一和方案二的总费用近似相同，但设计矿井采用无轨胶轮车，斜井有利于胶轮车的下放及提升，而且立井的井底车场相对要复杂；矿井设计大巷布置在煤层中，基本不出矸，辅助运输任务轻，立井有利于辅助运输任务的优点不突出；综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：斜井单水平盘区开拓（井筒位于井田中央）。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有五个井筒，分别为主斜井、副斜井、进风井立井、东回风立井、西回风立井。（1）主斜井位于矿井工业场地，担负全矿井300万t/a的煤炭运输兼进风。井筒内装备B=1400 mm胶带输送机；，装备斜井架空乘人器，负责矿井人员升降， 设有一趟消防洒水管路和一趟压风管路，靠近机尾段铺设检修轨道。井筒断面为半圆拱形，净断面面积为15.5 m2, 倾角16，表土层段掘进断面面积为21.7 m2,基岩掘进断面面积为17.1 m2,井筒断面布置如图4-7、图4-8。（2）副斜井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。副斜井内铺设43kg/m双轨，900 mm规矩，装备3.5 m双滚筒绞车和一套慢速绞车。井筒内设有两趟排水管路，并敷设动力电缆。井筒断面形状为半圆拱形，倾角19，净断面面积为17.8 m2,表土层掘进断面面积为23.9 m2,基岩掘进断面面积为19.9 m2,井筒断面布置如图4-9、图4-10。（3）回风斜井回风斜井位于矿井工业场地，用于矿井掘井主副井大巷和矿井四个盘区前期期回风，内设两条排水管道，用于矿井排水。井筒断面形状为半圆拱形，倾角24，净断面面积为13.2 m2，掘进断面为16.8 m2，井筒断面布置如图4-11。 根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定规定。S净=15.5m3S掘=21.7m3图4-7 主斜井表土段断面图S净=15.5m3S掘=21.7m3图4-8 主斜井基岩段断面图S净=17.8m3S掘=23.9m3图4-9 副斜井表土段断面图S净=17.8m3S掘=19.9m3图4-10 副井基岩段断面图S净=13.2m3S掘=16.8m3图4-9 回风斜井断面图4.2.2井底车场及硐室矿井为斜井开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面；物料经副斜井运至井底车场，在井底车场换装，由无轨胶轮车运到盘区；少量矸石由铲斗车直接排到非通行的巷道横贯中。（1）井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式，主斜井、副斜井和大巷的相对位置关系，确定为折返式井底车场，副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为无轨胶轮车，在井底车场的大巷北侧设环形换装站，以满足矿车与无轨胶轮车之间的材料调换。井底车场布如图4-10。（2）空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1.5t固定箱式矿车，型号为MG1.7-9B外形尺寸（长宽高）240011501150（mm），故取调车线长度为70 m。换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80 m，可同时对两套胶轮平板车进行换装，硐室内一端布置2台40 m行程的10 t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20 t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。（3）调车方式井底车场内设2台蓄电池机车（轨道），车场内的材料设备、集装箱平板车由蓄电池机车牵引，重车顶入换装站，空车返回井底车场存车线。大巷来的材料胶轮平板车直接倒入换转站一端等待换装。两翼大巷驶入井底车场的胶轮人车在存车场存放，该处同时作为上、下井人员换乘点。（4）硐室井底车场硐室主要有：井底换装站、井底煤仓、主变电所、主排水泵房、消防材料库井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、保健室、机头硐室联络巷等。（5）井底换装站用于材料、设备的换装，长度为70 m，可同时两套胶轮平板车，硐室内一端布置2台40 m行程的10 t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装；另一端布置2台一组的20 t电动葫芦桥式起重机，用于支架等重型设备的换装。（6）井底煤仓主斜井井底煤仓为一垂直圆断面煤仓，坐落于主斜井底段，煤仓直径为8.0m，有效装煤高度为24.8 m，经计算煤仓容量为1800 t。胶带输送机运输能力为2500 t/h，主斜井输送经运输能力为1600 t/h,两者之差为900 t/h，故主斜井井底煤仓的设置有利于主斜井运输能力的缓解。煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。（7）水仓布置及清理水仓布置在井底车场空车线的北侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为75 m3/h，最大涌水量为120 m3/h，所需水仓的容量为：Q0=1208=960(m3)根据水仓的布置要求,水仓的容量为:Q=SL (4-1)式中: Q水仓容量，m3； S水仓有效断面积，7.98 m2; L水仓长度，282.14 m；则，Q=7.98282.14=2251 m3由上面计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。水仓采用水仓清理机清理。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。图4-10 井底车场图4-4 水仓断面4.2.3主要开拓巷道辅助运输大巷和主运输大巷基本沿3号煤层底板布置,巷道坡度随煤层而起伏,一般4-6。主运输大巷铺设混凝土底板，厚度100 mm，辅助运输大巷铺设混凝土底板，厚度200 mm。主、辅运输大巷均为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6 m，高为3.6 m与3.8 m设计掘进断面为21.6 m2和22.8 m2。辅助运输大巷和主运输大巷断面特征如图4.13和4.14。两条总回风大巷基本沿煤层顶板掘进，布置在煤层中，两条回风大巷断面及支护特征均相同，为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6 m，高为3.7 m，设计掘进断面为和22.2 m2，净断面为20.3 m2。回风大巷断面特征见图4-15。图4-11辅助运输大巷断面图图4-12 主运输大巷断面图图4-13 回风大巷断面图5 准备方式带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区煤层特征带区所采煤层为2号煤层，其煤层特征：黑色，强玻璃光泽，断口具参差状，裂隙发育，条带状结构，视密度为1.33 t/m3。煤层平均厚度7.4米，厚度变化系数（变异系数）13%，因此，属稳定可采煤层。煤层结构简单，在Q-1B、Q-2号孔各含一层夹矸，其余均不含夹矸，煤的硬度为2.6，为中硬煤层 带区平均瓦斯涌出量为6.43 m3/t，瓦斯涌出量小。煤尘无爆炸性和自燃倾向性。5.1.2煤层顶底板岩石构造情况2号煤层顶板为泥岩，局部出现细粒砂岩，厚度为0-0.50 m，平均1.46 m,为一套质软、易碎裂隙发育中等的泥岩；底板为一套质较硬，裂隙不太发育的泥岩，厚度为1.40-9.80 m，平均5.29 m。2号煤层顶板在西部为块状、坚硬、裂隙不发育的中细粒砂岩，厚度为0.90-3.20 m，平均2.05 m，在其它地区为粉砂岩,含砂泥岩、炭质泥岩，均质较硬，裂隙较发育，厚度为2.07-13.00 m，平均6.60 m；底板为一套质较硬,裂隙较发育的细粒砂岩或砂质泥岩,厚度为0.50-5.20 m，平均3.31 m。5.1.3水文地质带区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为3#煤层上覆砂岩、粉砂岩等弱含水层裂隙水，预计正常涌水量为75 t/h，最大涌水量为120 t/h矿井涌水量主要来自煤层顶板砂岩裂隙水，富水性较弱，矿井调查涌水量主要为大巷水，水文地质条件属简单类型。预计正常涌水量为80t/h，最大涌水量为140 t/h5.1.4煤层瓦斯及煤尘情况绝对涌出量3.49 m3/min，瓦斯相对涌出量24.27 m3/t，为低瓦斯区域。2号煤层煤的吸氧量为0.81 cm3/g，自燃倾向性等级为III级，自燃倾向性为不易自燃。5.1.5地表情况带区对应的地面几乎没有村庄、湖泊、河流、铁路及高压线等，这对煤矿开采非常有利。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘顺槽、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。本设计矿井大巷布置在煤层中，辅助运输采用无轨胶轮车，从而很好的解决了带区准备方式存在的许多问题，如辅助运输、行人比较困难的问题。故采用盘区准备方式，以下就盘区巷道布置及其生产系统进行说明。5.2.2带区巷道布置（1）带区及其区段要素首采带区一带区位于大巷北侧，走向长平均1600 m，倾向长平均2150 m。带区内划分八个区段，区段平均长1600 m，宽260 m,工作面长250 m，回风平巷宽5.4 m，高3.8 m；运输平巷宽5.4 m，高3.8 m；两平巷之间的保护煤柱宽20.4 m，因此，各区段宽度为250 m+5.4 m+5.4 m=260.8 m。带区巷道布置具体见图5-1。（2）带区各巷道的布置带区采用沿空掘巷，单巷掘进。带区巷道布置如图5-1。图5-1 带区巷道布置（3）开采顺序首采带区为一、二带区，然后开采三、二、四、五带区。带区采用单巷掘进，分带之间顺序开采，在保证一个工作面达产的同时，注意另一分带的准备，保证工作面的正常接替。（5）带区运输带区内区段运输顺槽铺设B=1400 mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，带区内辅助运输采用无轨胶轮车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。5.2.3带区生产系统（1）运煤系统煤由工作面刮板运输机巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机转载机大巷胶带输送机井底煤仓主斜井胶带输送机地面。（2）辅助运输系统工作面设备材料经副斜井轨道运至井底换装站，换装至无轨胶轮车，由无轨胶轮车运至工作面。运输路线如下：地面副斜井井底车场井底车场换装站 辅助运输大巷辅助运输斜巷工作面（3）通风系统地面辅运斜井辅助运输大巷工作面进风斜巷工作面工作面回风斜巷回风大巷回风斜井地面。通风系统见图5-2。（4）排矸系统巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用无轨胶轮车搬运排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，因此在地面不设排矸系统。（5）供电系统供电：地面变电站副斜井中央变电所主运输大巷辅助运输斜巷工作面（6）排水系统2101工作面排水系统如下：在2101工作面运输平巷和2101工作面回风平巷分别布置一趟4寸管路，在其旁边联巷低洼处各建一水窝，水由工作面流到水窝，在由水窝通过排水管排出。在水窝出备两台26 KW的水泵，使用一台，备用一台。排水线路具体如下：工作面 分带进风斜巷 辅助运输大巷 副井井底水仓 地面图5-2 通风系统图5.2.4带区巷道掘进方法带区所有工作面平巷均沿底板掘进，采用连续采煤机及其配套设备实施双巷掘进。连续采煤机完成落煤工艺；连续采煤机装有收集头机构，割煤时，煤落入收集头机构，经连续运转的耙爪及中部输送带将煤装入后面的运煤车内；运煤车将装入的煤运输出井下；用蓄电池铲车来清理巷道的浮煤和淤泥，以保证巷道整洁畅通。连续采煤机掘进时，掘进和支护平行作业。当循环进度达到15m时，退机打锚杆，锚杆机可一次性将锚杆彻底安装。掘进通风的基本要求。掘进巷道应采用矿井全风压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风；局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10 m。5.2.5带区生产能力及采出率（1）带区生产能力由煤炭工业矿井设计规范，综合机械化装备的采区，同时生产的综采工作面宜为1个。本矿井采用放顶煤，工作面产量大，只布置一工作面即可满足矿井产量要求。1）放顶煤工作面的生产能力，按下式计算： （5-1）式中：工作面生产能力，万t/a；工作面长度，m；煤层厚度，m；工作面年推进长度，=33041=1320（m/a）；煤层容重，tm3；工作面回采率，取0.85。则：=2507.413201.330.85=276.07（万t/a）2）连采工作面面生产能力，按下式计算： （5-2）式中：连采面生产能力，万t/a；连采面长度，取平巷平均宽度5.4 m；采高，取平巷平均掘进高度3.8 m；连采面年推进长度，V1=33060=19800（m/a）；煤层容重，tm3；连采面回采率，取0.93。则：A1=5.4198003.81.290.93=47.67（万t/a）3）带区生产能力=+ = 276.07+47.67 =323.74万t/a矿井设计井型为300万t/a，盘区生产能力万323.74 t/a，能满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区实际采出煤量与盘区工业储量的百分比称为盘区采出率。盘区内留设的煤柱，可以利用连采机房柱式采煤法回收一部分，部分煤炭资源损失。其具体值可以按下式计算：带区采出率 = 带区实际采出煤量/带区工业储量100% （5-3）带区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占3%；顶煤损失；三角煤损失；带区断层保护煤柱损失等。由第二章得，一带区的工业储量为35.5 Mt；带区工作面落煤损失为5.24 Mt；带区三角煤损失为51.5万t。则带区实际采出煤量为：29.74 Mt。则：带区采出率 =29.74/35.5100% = 83.7%根据煤炭工业设计规范规定：采（盘）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。盘区采出率符合煤炭工业设计规范规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均4，为近水平煤层。带区布置，顺槽直接和回采巷道连接，采用无轨胶轮车辅助运输，在顺槽和大巷连接处需抹角，抹角大小为55 m，与大巷成45角，以便于无轨胶轮车的拐弯。顺槽与大巷均为胶带输送机运煤，顺槽胶带输送机与大巷胶带输送机直接搭接，不设盘区煤仓。煤层底板南部坡度小，起伏不大，无轨胶轮车完全可以适应，故不设盘区绞车房。井底中央变电所至盘区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带区变电所。带区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于盘区用电负荷中心，即东区大巷中段，位于主运输大巷和回风大巷之间。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1盘区煤层特征及地质条件盘区所采煤层为2号煤层，平均厚度7.4米，煤层倾角37，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定，带区内无大断层影响。煤质硬度为23，煤的容重为1.33 tm3。2号煤层顶板为泥岩，局部出现细粒砂岩，厚度为0-0.50 m，平均1.46 m,为一套质软、易碎裂隙发育中等的泥岩；底板为一套质较硬，裂隙不太发育的泥岩，厚度为1.40-9.80 m，平均5.29 m。盘区瓦斯涌出量为24.27m3/t，煤无自燃倾向性，煤尘无爆炸性。正常用水量为80 m3/h，最大用水量为120 m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式 根据带区地质条件及煤层特征，可选择放顶煤工艺、一次采全高工艺、分层综采工艺。 （1）分层综采工艺优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机等设备尺寸小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5 m，回采工作面煤壁增压小，不易片帮，生产环节良好；工作面采出率高，可达93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，产量提高困难；开采投入高。分层开采时人工铺网劳动强度大，费用高；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。（2）一次采全高工艺优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。缺点：对于煤层厚度比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一，不适宜于煤层厚度变化较大的情况；且要求采用强力支架和刮板运输机，工作面设备配套成本高。（3）放顶煤综采工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效。单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更强的适应性。缺点：煤损较多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤矸界线难以区别，使得煤炭含矸率高，影响煤质；有自然发火、瓦斯积聚的隐患，“一通三防”难度稍大。比较上述厚煤层开采的三种工艺方式，分层开采经济效益较差，不利于矿井实现高产、高效，故不选用。由于本矿煤厚6.0 m，煤层内生裂隙发育，采用大采高综采时，煤壁极易片帮，不好控制。又由于带区为低瓦斯区域，瓦斯防治方面不存在大的问题，故适宜采用放顶煤综采工艺。因此，矿井选用放顶煤综采工艺方式，后退式自然跨落法采煤。6.1.3回采工作面参数（1）工作面长度工作面长度是决定其产量和效率的主要因素，适当加大工作面长度，不仅可以减少工作面的准备工程量，提高回采率，而且也可以减少工作面端头进刀等辅助作业的时间，有利于提高工作面产量和效率。同时，工作面长度与开采条件、采煤设备能力、技术水平、管理水平等因素有关，因此，必须综合考虑，合理选择。根据调查，目前我国放顶煤工作面面长多在200300 m之间，结合本区井下开采技术条件，煤厚变化及合理的年推进度等因素综合考虑，设计确定放顶煤综采工作面面长为240 m。（2）工作面采高本井田2号煤采用放顶煤综采，平均厚度7.4 m。放顶煤工作面的出煤量由采煤机割煤和放顶煤两部分组成，增大割煤高度，可以使工作面割煤量增加，采放比缩小，有利于顶煤的冒落和回收，但随着割煤高度的加大，矿山压力显现加剧，要求的支护强度、支架的吨位加大，使工作面的搬迁和拆装难度增大，煤壁片帮、冒顶等工作面事故增多而影响工作面的正常生产，因此，合理的采放比是实现工作面正常生产的前提，根据我国从1984年第一套综采放顶煤开采试验至今二十年来对缓倾斜厚煤层的开采经验分析，当煤质中硬，节理发育时，采放比以1：12.4为宜，即采煤机割煤高度2.53.0 m，顶煤放落高度3.07.2 m左右。综合考虑，结合本矿井的具体条件，设计工作面的割煤高度为3 m，顶煤放落高度平均4.4 m左右，采放比平均在1：1.47左右。（3）工作面推进长度本区煤层倾角小，地质构造简单，开采技术条件好，工作面推进长度受地质条件限制少。据调查，在目前技术条件下，为减少工作面搬家次数，提高工作面产量和效率，并考虑设备的大修周期，放顶煤综采工作面的年推进长度15002000 m为宜根据三机配套原则，确定工作面设备配套如表 61。 表 61 工作面配套设备序号项目设备型号制造厂家1采煤机MG500/1330-WD西安煤机厂2液压支架ZFS6200/18/35北京煤矿机械厂3刮板输送机SGZ-1000/1400张家口煤矿机械有限公司6.1.4.进刀方式1101工作面生产工序为采煤机破煤、装煤刮板输送机运煤快速移架支护顶板推移刮板输送机。工作面采用端头斜切进刀的方式，见图6-1。可简述为端头斜切进刀推移刮板输送机割三角煤拉架返空刀推移刮板输送机六个过程。（1）当采煤机割到工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留有一段下部煤。（2）调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，后面将输送机推出，直至输送机直线段为止。（3）再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头（机尾）处。（4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤。（5）进刀深度为1.0 m。（6）刮板输送机最小弯曲段长度为18 m，采煤机全长为8.9 m，进刀段距离算得18m+28.9=35.5 m，取36 m。图6-1中部斜切进刀方式6.1.5破煤、装煤方式工作面正常情况下为双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。工作面破煤点有两个。一个通过采煤机附属设备破碎机破煤（安装于机尾侧），以便煤流顺利通过煤机底部；另一个破煤点是经安设于桥式转载机内的破碎机完成，破煤（矸）能力强。工作面装煤采用两种方式，第一种为通过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载，旋转滚筒时螺旋叶片将煤抛至刮板输送机溜槽内；第二种为在推移刮板输送机时，铲煤板自动将采煤机机道中的煤铲入溜槽内。 表 62 采煤机技术特征参数单位数量制造厂家西安煤机厂采高范围 m2.34.5截深mm865、1000供电电压kV3.3总功率kW1330机面高度 mm1615适应煤层倾角 30最大牵引力kN927-550牵引速度m/min010.3517.18降尘方法内外喷雾6.1.6回采工作面运煤方式工作面煤炭运输采用张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ1000/1400型刮板输送机。该刮板输送机技术特征见表 63。转载机、平巷胶带机选型详见第7章井下运输部分。 表 63 前后刮板输送机技术特征参数单位数量制造厂家张家口煤矿机械有限公司输送能力t/h2000设计长度m206额定电压V3300装机功率kW2700链速m/s1.25刮板链型式中双链链条规格38137-C链条破断负荷kN2200中部槽规格mm17501000340 6.1.7回采工作面支护方式（1）工作面支架a. 支架高度的确定 最大高度的计算公式如下： ( 61 ) 式中Hmax支架最大支护高度，m；hmax煤层最大采高，m；S1伪顶或浮煤冒落厚度，m。 则最大高度为：=3.0+0.2=3.2 m 最小高度的计算公式如下： ( 62 ) 式中Hmin支架最小支护高度，m；hmin煤层最小采高，m；S2顶板最大下沉量，取200 mm；a支架移架所需最小下降量，取50 mm。b浮煤厚度，取50 mm。 则最小支护高度为：=3.0-0.2-0.05-0.05=2.7 mb. 支架的选型及布置回采工作面支护采用放顶煤液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用北京煤矿机械厂生产的ZFS6200/18/35型放顶煤液压支架。从工作面机头到机尾分别布置中间架154架。支架技术特征见表 64。 表 64 液压支架技术特征参数单位数量支架型号ZFS6200/18/35支架型式低位放顶煤支撑高度m1.83.5适用条件煤层厚度m6.010.0煤层倾角352且P362，故支护强度满足要求。校核方式之二：采矿工程专业毕业设计手册三机配套图册中P55的支护强度计算公式为： ( 63 )式中p支护强度，kPa；k安全系数，一般为1.21.5；上覆岩层的体积力，kN/m3；M设计采高，m；工作阻力计算公式： ( 64 )式中F支架工作阻力，kN；p支护强度，kPa；放顶煤支架造型系数，一般为1.52；M设计采高，m；s液压支架中心距，一般为1.5 m。则所需要工作阻力为：F=9.7681.5233.00.212.03.01.5=3819 kN显然有，0.862004960F。故所选支架满足要求。校核方式三，用顶板压力估算法进行支架支护强度的校核。估算法认为支架的合理工作阻力F应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度P按工作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。由于采用放顶煤开采工艺，将顶煤作为直接顶处理，可取系数为8倍。则： ( 65 )式中F计算工作阻力，N；H工作面最大采高，m；上覆岩层容重，N/m3；S支架支护面积，m2。取2.3104 N/m3，S8.85 m2，则计算工作阻力为：F83.02.31048.854885 kN显然有，0.862004960 4885。故所选支架满足要求。但值得注意的是，采用校核方式三时，由公式计算出的工作阻力比实际需用值偏大。（2）工作面端头支护工作面上、下端头空顶区采用ZFT11520/25/38型端头支架支护，支架控顶以外区域采用交错托棚支护，棚梁使用规格为20 cm5.2 m的一面平大梁，梁腿采用LZ38-20/110型外注液式单体支柱。一梁六柱，交错二分之一支设，每排柱柱距为1.3m。压力大时，增加单体支柱数量为一梁78柱。LZ38-20/110型单体支柱的技术特征如：表 65（3）超前支护从工作面煤壁线起向前30 m内进行两巷超前支护。在两巷靠工作面煤壁一侧距煤壁400 mm支打交错一排单体支柱；靠煤柱一侧支打一路单托棚；巷道中路支设一排单体支柱。两巷均为一梁三柱形式，每排柱子内的柱距均为1.3 m。托梁及单体柱规格同端头支护。若巷道压力增大、变形严重时，根据实际情况增加托棚，超前支护距离可增加至35 m以上，此时紧靠煤柱一路托棚梁可用规格为20cm3.8 m。（4）采空区处理工作面控顶距离：工作面最大控顶距为6473 mm，最小控顶距为5673 mm。移架采用本架操作，顺序移架方式。移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过13架后，开始伸支架伸缩梁，梁必须与煤壁挤严。采煤机下滚筒割过35架后开始移架，边移架，边收回伸缩梁。移架后的端面距不得大于0.20m，支架要成直线，顶梁要平，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。工作面顶板不好时，可采用带压移架方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架处的煤。 表 65 端头支护用单体支柱技术特征参数单位数量型号LZ38-20/110支撑高度最大mm3800最小mm3000伸缩行程mm800额定工作阻力/kN200额定工作液压MPa21.6质量无液kg78有液kg84采用全部垮落法处理采空区顶板。在实际生产过程中，如果因煤炭自然发火严重影响工作面安全生产时，可适当通过对采空区进行灌浆或注三相泡沫等方法进行处理。6.1.8采放比、放煤步距、放煤方式（1）采放比采放比是放顶煤工作面采煤机机采高度与顶煤高度之比。合理的采放比要根据煤层厚度、煤的硬度和发育程度以及工作面推进速度等因素确定。采放比理想的状态是所放顶煤充分松散破碎后增加的高度等于底层工作面的采高。对于一次采全厚综放开采，我国的采放比一般在1：1到1：2.8之间。目前，我国缓倾斜煤层的综放面采高一般为2.0到3.0 m。结合三矿煤层煤质中硬以上，且节理裂隙发育，并参照我国的一些经验数据，确定其采放比为1：1.47。即设计采煤机采高为3.0 m，放煤高度为4.4 m。采放比符合煤矿安全规定关于采放比不小于1：3的相关规定。（2）放煤步距放煤步距是在工作面推进方向上，两次放顶煤之间工作面的推进距离。合理选择放煤步距，对于提高采出率、降低含矸率十分重要。最佳的放煤步距应是顶煤垮落后能从放煤口全部放出的距离。放煤步距过大过小都会带来一系列问题。对于综放工作面而言，放煤步距应与移架步距或采煤机截深成倍数关系，一般有一刀一放、两刀一放和三刀一放三种方式。根据理论推导及我国放顶煤工作面开采的实践，确定放煤步距时，可借鉴如下经验公式： ( 66 )式中L放煤步距，m；H煤层厚度，m；M采煤机割煤高度，m；h放煤口至煤层底板的垂高，m。本设计取系数0.2，L0.8 m，H=7.4m，M=3.0 m，h=0.3 m，则放煤步距计算如下：L=0.2(7.4-3.0)-0.3 = 0.82结合采煤机截深，故取放煤步距为截深的一倍，即0.865 m。（3）放煤方式放顶煤工作面放煤顺序、次数和放煤量的配合方式称为放煤方式。打开放煤口，一次将能放的煤全部放出称单轮放煤；每架支架的放煤口需打开多次才能将顶煤放完的则称为多轮放煤。放煤方式可以分为顺序放煤和间隔放煤。顺序放煤是指按支架排列顺序，依次打开放煤口放煤的方式；间隔放煤是指按支架排列顺序每隔一架或多架依次打开放煤口放煤的方式。目前我国常用的放煤方式是单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤。由于本煤层厚度7.0 m，顶煤较薄，厚度仅为4.3m。若采用多轮放煤时，第二次打开放煤口时容易混矸，故应采用单轮放煤。而采用单轮顺序放煤还是单轮间隔放煤，应进行比较。我国现场已有的大量对比实验表明：从两种放煤方式的平均单口放出率来看，单轮间隔的放煤效果比较理想，其平均顶煤回收率较顺序放煤增加4%到6%。从工作组织来看，由于放煤时间远远长于割煤时间，因此提高工作面工效的最有效途径就是缩短放煤时间。顺序放煤每次只有一个放煤口在工作，不能有效发挥放顶煤开采的优势。在后部输送机运输能力满足的条件下，单轮间隔放煤可以同时安排两个甚至更多的放煤口同时作业，从而可缩短整个工作面的放煤时间，提高了设备的开机率，从而达到高产高效的目的。综上，本设计决定采用单轮间隔方式放煤。全工作面顶煤共经一轮放完。每一轮放煤时，先放奇数号支架，如1、3、5等，而后放偶数号支架顶煤。6.1.9 回采工作面正规循环作业矿井移交时，装备1个部分引进综采放顶煤工作面和2个综掘工作面。（1）综采放顶煤工作面循环产量综放工作面截深为0.865 m，2号煤全层厚度7.4 m，长250 m，一采一放、采放分开，工作面回采率取0.85，煤的视密度1.40 t/m3，则循环产量为：QLHBk （6-17）式中：Q一个循环产量，t；L工作面长度，m；H工作面采高，m；B循环进度，m；煤层视密度，t/ m3；k工作面煤炭回收率，85%。Q2507.40.8651.500.852040t（2）日循环数及产量设计日循环5刀，每班2个循环。工作面日进度：50.8654.325 m/d工作面日产量：274259521 t/d（3）工作面年推进度及产量工作面年工作日330天，则：工作面年推进度：4.3253301427 m/a综放工作面生产能力：ALhlrK10-6 （6-18） 14277.42501.500.8510-6 3.37（Mt/a）式中：L工作面年推进长度，1427 m；h工作面采高，7.4 m；l工作面长度，250 m；r煤层容重，1.50 t/ m3；k工作面回采率，按85%考虑。（4）回采工艺过程工作面每割一刀煤，推进0.865m，然后放一茬煤。采用一采一放追机放顶煤作业方式。回采工艺过程为：采煤机机头（尾）斜切进刀正常割煤伸伸缩梁移架推工作面前刮板输送机调整工作面后部刮板输送机放顶煤。（5）劳动组织 劳动组织以采煤机割煤、放煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面循环进尺0.8 m。采用“三八”制作业方式：两班生产，一班检修，每个班工作时间8小时，均执行现场交接班制。循环方式为生产班每班进2个循环，日进4个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备见表 66。 表 66 劳动组织配备表序号工种一班二班检修班合计1工长11132副工长11133安全员11134记录工11135机组工33396煤溜工皮带工6610227支架工448168清煤工22269泵工111310端头维护工55102011电工116812备件工002213放煤工333914送饭工111315合计3030501106.2回采巷道参数（1）巷道参数1）断面由于采用单巷布置方式，故要求两巷断面较大，两巷设计断面参数相同。设计掘进宽度为5.3 m，高为3.65 m，设计掘进断面为19.35 m2；净宽为5 m，净高3.5 m，净断面为17.5 m2。工作面运输巷与轨道巷断面分别见图 64与图 65。2）方向与坡度由于采用综采放顶煤，故要保证两巷平行且尽量为直线。由于煤层倾角很小，仅局部段稍大，故两巷均可沿煤层底板按中线掘进。只有在个别地段因煤层倾角变大时，应按照“胶带机巷取直，轨道巷尽量取平”的原则进行掘进。此时轨道巷需按腰线掘进，可适当的破部分底板或留部分底煤并作小角度的转折。3）机电设备布置采用综采设备分巷布置方式，目的是为了能将机电设备布置在工作面进风流中。工作面胶带巷布置胶带运输机运煤；轨道巷铺设轨道，并布置排水管路，动力电缆及泵站等。2、支护方式由于巷道断面较大，为了确保回采期间能保证设计断面尺寸，故采用锚、网、索、带支护方式。两巷支护方式与参数相同。顶板采用6孔W钢带打注锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的一根距巷帮250 mm，排距800 mm。顶板两侧靠两帮的锚杆与顶板垂线成30角，其它垂直顶板。帮锚杆每排8根，每帮4根，间距800 mm，排距800 mm。靠近顶板、底板的帮锚杆安设角度分别与水平线成10、15角。加强锚索布置两路，距巷中1.25m各一根，排距2.4 m。支护材料见表 66。图 64区段运输巷断面图图 65区段轨道巷断面图 表 66 两巷支护材料材料名称型号及规格材质顶钢带WX220/3.0，长4.5m，6孔的W钢带屈服强度235MPa顶锚杆202000 mm建筑螺纹钢顶锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂顶锚杆托板10010010 mmA3钢加强锚索SKL18-7/1860，21.65250 mm锚索锚固剂MSCK-23/100的树脂锚固剂树脂胶泥固化剂锚索托板与M钢带配套的专用托板锚索托梁1.0m的29U钢网顶：5000850 mm 帮：3100850 mm金属菱形2.8热镀锌低碳钢锚具KM22(KM18)帮锚杆202000 mm建筑螺纹钢帮锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂帮锚杆托板花式铸钢托板：35012040 mmEG257 井下运输7.1概述矿井设计生产能力3.0 Mt/a，采用“三八”制工作制度，两班生产、一班准备，日净提升时间16 h，设计年工作日为330 d。7.2盘区运输设备选择7.2.1煤炭运输方式根据井田开拓方式、井下装备，生产能力等因素，设计采用带式输送机运煤，其主要理由是：（1）本矿井生产能力大，采掘机械化程度与生产集中化程度高，采用带式输送机可实现从回采工作面、大巷和井筒的连续化运输系统，具有运输能力大、增产潜力大、能适应采掘设备生产能力的要求、运输可靠、安全性好、维护管理简单，易于实现集中控制、集中管理等优点，能较好地适应本矿井生产的需要。（2）采用带式输送机运输，能适应煤层巷道坡度的起伏变化，可按煤巷布置与新型的辅助运输设备相配合，有利于改革矿井的开拓部署，多做煤巷，少做岩巷。（3）运输系统简单、环节少、用人少，运营费用低，利于集中管理。（4）国内外的大型、特大型矿井普遍采用带式输送机运输，随着运距增长，其优越性更显突出，效益更佳。7.2.2辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行大采高开采，巷道掘进采用连续采煤机多巷掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度快，需要一种方便、灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，胶轮车运输是全世界广泛使用和长期证明与连续采煤机、回采工作面快速推进相配套的有效辅助运输方式。人员乘斜井架空乘人器下井，在井底车场换乘站换乘胶轮人车，由其送达各个工作地点。材料及一般设备材料平板车装运（砂石等散料用集装箱盛放）下井，在井底车场换装站用起吊设备集装到大巷运输胶轮平板车（载重量15t）上，由胶轮牵引车送到各盘区供料点，然后由盘区内的材料铲运车转运到各使用点；大件设备和支架用特制平板车下井，在井底车场用起吊设备换装到支架运输平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用支架铲运车协助安装到位；采煤机、连采机和梭车等用特制的平板车下井，在井底车场换装站换装到采煤机、连采机和梭车运输专用胶轮平板车上，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。爆破材料和油品等轻型货物由专用材料车下井后，采用轻便客货车运送。7.2.3运输系统 （1）煤炭运输放顶煤工作面的煤分带运输斜巷带区煤仓运输大巷主斜井井底煤仓主斜井地面 （2）井下矸石矿井巷道均沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用无轨胶轮车搬运排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，因此不专门设排矸系统。 （3）材料运输地面副斜井井底车场换装站辅助运输大巷辅助运输斜巷放顶煤工作面 （4）人员运输地面主斜井井底车场换乘站辅助运输大巷各个工作地点7.2.4主要运输大巷断面及支护方式根据井田开拓方式，结合煤层赋存条件，井下主要大巷均沿煤层布置，设计确定沿4、9号煤层分别布置三条大巷。其中一条为胶带输送机大巷，净宽5.0 m，净断面17.5 m2，矩形断面，树脂锚杆喷射混凝土支护，围岩破碎时，可增挂钢筋网，巷道内仅铺设带式输送机；一条为辅助运输大巷，净宽5.5 m，净断面19.3 m2，底板铺设0.3 m混凝土路面，矩形断面，树脂锚杆喷射混凝土支护，具体视实际煤岩情况，必要时可挂网锚喷。巷道内行驶无轨胶轮车；另一条为回风大巷，净宽5.0 m，净断面17.5 m2，采用矩形断面，树脂锚杆喷射混凝土支护，亦应视实际煤岩情况必要时可挂网锚喷。7.3带区运输设备选择7.3.1设备选型原则设备选型必须遵循下列原则：（1）必须考虑矿井开拓系统，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一。（2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等。（3）减少运输转载的次数，不出现输送机轨道输送机轨道的情况。（4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等。7.3.2运煤设备选型结合第六章中工作面设备选型，确定如下带区设备选型，见表 71。分带工作面采用刮板输送机为张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ1000/1400，技术特征见表 63。分带斜巷中转载机型号为PF4-1132，共1台，技术特征分别见表 72。 表 71 带区煤炭运输设备选型一览设备位置设备名称设备型号台数分带工作面刮板输送机SGZ-1000/14002分带运输巷转载机PF4-11321破碎机Wb14181胶带输送机ST800S1带区集中运输巷胶带输送机SST-25001 表 72 PF4-1332型转载机技术特征项目单位技术特征型号PF4-1332生产能力t/h2750总装机功率kW315电压等级V1140链速m/s1.54长度m27.5宽度m2.9中部槽尺寸长mm1500宽mm1188高mm284 表 73 Wb1418型破碎机技术特征项目单位技术特征型号Wb1418通过能力t/h3000整机重量t19总装机功率kW315电压等级V1140入料口尺寸mm mm1700900出料块度mm250450可截割煤硬度10Mpa8 表74 ST800S型胶带输送机技术特征项目单位技术特征胶带型号ST800S（阻燃抗撕裂）运量t/h2200带宽m1.4带速m/s4机长m1200倾角15胶带强度N/mm800驱动形式头部单传动滚筒单电机驱动主电机YB450S2-4减速器B2SH10-12.5 限矩型液力偶合器(防爆)YOXF650拉紧形式传动滚筒松边液压绞车自动拉紧液压绞车自动拉紧装置YZL-150，拉力T150kN 表75 SST-2500型胶带输送机技术特征项目单位技术特征型号SST-2500生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140带速m/s3.5分带斜巷中破碎机型号为Wb1418，共1台，技术特征分别见表 73。分带斜巷、带区集中运输巷胶带机分别为ST800S型和SST-2500型，各需一部，技术特征分别见表74和表75。2.运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为2000 t/h，工作面刮板运输机生产能力为2500 t/h，转载机的生产能力为2500 t/h，破碎机通过能力为3000 t/h，顺槽皮带通过能力为2500 t/h，盘区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。7.3.3辅助运输大巷设备选择设计矿井大巷和顺槽巷道均采用连续采煤机双巷或三巷掘进、锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行大采高开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更方便、更灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，胶轮车运输是在全世界广泛使用和长期证明与连续采煤机掘进、回采面快速推进相配套的有效辅助运输方式，该方式除了设备一次投资高和设备维护量较大外，系统敷设与维护工作量极少，且很少受到中间环节的干扰，运输非常灵活，这就是为有效利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件。故辅助运输采用无轨胶轮车,井底车场中设人员乘车站、材料设备换装站。井下运输车辆特征及用量见表7-6。 表7-6 井下运输车辆特征及用量名称型号载重量t外形尺寸（mm）数量(辆)功率(马力)使用地点长宽高井下拖拉铲FBL-153510620225021502150大巷运输牵引车蓄电池电机车XK12-9/192-KBT48551350160022*22kW车场调度牵引车支架搬运铲FBL-404010540310721502150支架短途运输就位井下装载铲ST-3.5S68800276818802150材料短途运输就位井下人力运输机MT-16C16人4工人运输轻便货车TY2/4FB24人员、长材运送吊车UC-2C2620020002070290轻货快送长材车PC-4C2620020002096190人员、长材运送维修车SL-2C2620020002070190管线检修材料平板拖车15610024407106材料运送支架拖车CHT-50505450365515302支架运送采煤机拖车1采煤机运送连采机、梭车拖车1连采机、梭车运送工具拖车4工具运送7.3.4运输设备能力验算（1）主运输设备设计长壁回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2200 t/h，带区皆不设缓冲煤仓，长壁长壁回采工作面顺槽带式运输机来煤和连续采煤机来煤同时直接装载到大巷带式输送机上。大巷胶带运输机运输能力为2500 t/h，能满足要求。（2）辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为52人，所选的MT-16型14座人员运送车四辆，TY2/4FB型轻便货车4人座轻便货车4辆。一次运送能力72人，可以满足人员运送要求。正常生产期间材料、设备运量为每班52 t，根据运距5650 m，平均行车速度10 km/h，装卸载调车等车时间0.5h/次，牵引车每班可运行5次，所选15 t牵引车2辆，每班运输能力为75 t，大于每班运量，可以满足材料、设备的运输要求。8 矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为300万t/a ，服务年限70.13年，其中3号煤层服务年限为53.63年。煤层的埋藏浅，厚度大，储量丰富。矿井属高瓦斯矿井，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。矿井工作制度为“四六”制，三班采煤，一班检修，每天净提升时间为14小时，矿井设计年工作日300天。矿井开拓方式为斜井单水平开拓，水平标高-560m。主斜井倾角16，净断面15.5 m2，净宽5 m，斜长1052.1 m；副斜井倾角19，净断面17.8 m2，净宽5 m，斜长890.75 m。主斜井采用胶带输送机提升，副斜井采用绞车提升。井下主运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用无轨胶轮车。8.2主副井提升8.2.1主井提升（1）设备选型矿井设计生产能力为300万t/a，属特大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机，提运至地面，主斜井井筒斜长890.75 m，装备一台B=1400 mm，V=4 m/s,=16的钢绳芯带式输送机，输送能力1600 t/h，采用CST可控启动装置2套，实现头部双滚筒驱动，配YJS500-4型电动机2台，采用尾部重载车式拉紧方式。主斜井带式输送机选型计算主要技术参数见表8.1。 表8.1 主斜井带式输送机主要技术参数项 目单 位参 数带宽mm1400运量t/h1600带强N/mmST2500 阻燃带速m/s4轴功率kW1207功率分配P1：P21 ：1胶带安全系数7.97驱动滚筒布置及个数头部双滚筒驱动滚筒直径mm1280驱动控制方式CST加鼠笼电动机电机台数及功率kW2800（防暴）减速器型号及速比CST750KV i=24.57 2台拉紧尾部重载车式拉紧（2）运输能力验算矿井设计日产量为10568 t，设计净提升时间为14 h,平均每小时提升量为754.8 t，小于主斜井胶带输送机提升能力。设计长壁大采高回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2200 t/h，主斜井输送机运输能力为1600 t/h,两者之差为600 t/h，在主斜井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，坐落于主斜井底段，煤仓直径为8.0 m，有效装煤高度为24.8 m，容量为1800 t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主斜井输送机可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.2.2副井提升设备选型（1）选型依据工作制度：300 d/a井筒倾角：19井筒斜长：890.75 m提升方式：双钩串车车场形式：井上下均为平车场轨道中心距：1900 mm轨距：900 mm车辆：5t平板车，质量1.1t，装载3m3集装箱、材料架、油罐大件：掩护式液压支架（28 t整体运输，特制平板车，质量2.93 t）；连续采煤机成套设备不可拆最重件连续采煤机主机底盘质量32.8 t（特制重型33 t平板车，自重5.49t ）。（2）设备形式和规格1)钢丝绳：提升液压支架等重型设备，重载侧选用40NAT6V37S+FC1470ZZ/SS1046 680GB/T8918-1996型三角股钢丝绳1根；提升物料及下放液压支架，配重侧选用30NAT6T7+FC1670ZZ/SS627 351GB/T 16269-1996型面接触钢丝绳1根。其技术参数见表8.2。 表8.2 钢丝绳技术参数项 目技 术 参 数型 号40NAT6V37S+FC1470ZZ/SS1046 680GB/T8918-199630NAT6T7+FC1670ZZ/SS627 351GB/T 16269-1996数 量（根）11直 径（mm）4030单位质量（kg/m）6.83.51抗拉强度（MPa）16701470破断拉力（kN）10466272)提升机选用2JK-3.5/28E型双滚筒矿井提升机，其技术参数见表8.3。 表8.3 提升机技术参数项 目技术参数型 号2JK-3.5/28E滚筒直径（m）3.5滚筒宽度（m）1.7滚筒个数2缠绕层数2最大静张力（kN）170最大静张力差（kN）115减速器传动比28传动效率0.92变位质量（kg）26500最大速度（m/s）3.853)天轮：选用TSG3000/20型，天轮直径3m，天轮个数2个，变位质量781kg。4)电动机：选用YR5003-10型电动机，过载系数1.89，转动惯量58kg.m2。5)慢速提升设备由于矿井采用大型连续采煤机成套设备进行工作面快速掘进，其设备具有不可拆件质量重、尺寸大的特点，故增设一套慢速提升设备。选用特制SDJ-32型慢速提升机一台，选用36NAT6T7+FC1570ZS849 505GB/T 16269-1996型面接触钢丝绳1根，选用Y315L1-6型电动机。所选钢丝绳和提升机技术参数见表8.4、表8.5。 表8.4 慢速提升钢丝绳技术参数项 目技术参数型 号36NAT6T7+FC1570ZS849 505GB/T 16269-1996数 量（根）1直 径（mm）36单位质量（kg/m）5.05抗拉强度（MPa）1570破断拉力（kN）849 表8.5 慢速提升机技术参数项 目技术参数型 号SDJ-32卷筒直径（m）1.45卷筒宽度（m）1.5慢速提升牵引力（kN）322减速比262.76提升速度（m/s）0.2920.33快速提升牵引力（kN）30.31减速比33.04提升速度（m/s）2.322.61 表8.5 架空乘人器主要技术参数序 号项 目规格及参数1乘人器绞车型号JCJ1.25-452绳轮直径(mm)12503钢绳型号、直径（mm）67-20.5-147-特-光-右交20.54最大圆周力（kgf）等速运转1800启动21605最大静张力比1.866最大静张力和（kgf）60007名义绳速（m/s）18电动机型号YB280S-6功率（Kw）45转速（r/min）9809减速器型号CWU12-6-F速比1610开式齿轮模数12齿数Z1=18 Z2=72传动比411总传动比648.2.3井上下人员运送为了井下人员和主斜井井筒设备检修人员上、下井的快捷、方便，在主斜井井筒内设置一套架空乘人器，其驱动部分设在井口，在井底机尾设拉紧装置。乘人器吊座间距为12 m，运行速度1 m/s，运送人员能力为300人/h。斜井架空乘人器的主要技术参数见表8.5。9 矿井通风及安全9.1矿井通风系统的选择9.1.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受通风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，带区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.2矿井通风系统的确定（1）通风方式选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-1。结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道，但随着带区逐步向北翼，下行风，通风阻力不断增大，不容易排尽瓦斯；考虑到矿井通风安全，确定本矿通风方式为：中央并列式与中央分列式混合式，风井具体位置见开拓平面图。 （2）通风方法通风方法一般根据煤层瓦斯含量高低，煤层埋藏深度和赋存状态，冲击层厚度，煤层自然发火性，小窑塌陷漏风情况、地形条件，以及开拓方式等综合考虑确定。通风方式分为压入式、抽出式、抽压混合式3类，其使用条件和优缺点分析见表9-2。由于该矿井地处平原，井田内煤层赋存稳定，又由于煤的瓦斯相对涌出量为10.94 ，为了便于管理，通风安全，减少漏风，所以选用抽出式矿井通风方法。表 9-1 矿井不同通风方式特点通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。表9-2 通风方式分类通风方 式适用条件及优缺点抽出式是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井优点：1井下风流处于负压状态，当主要通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2漏风量小，通风管理较简单；3与压入式比较，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难；缺点：当地面有小窑塌陷区并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点： 压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面；进风线路漏风大，管理困难；风阻大、风量调节困难；由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定困难；通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止转动时，风流压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。抽压联合式可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。9.1.3带区通风系统的确定（1）采煤工作面通风系统要求1）回采工作面要独立通风。2）风流稳定。在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施。3）漏风少。应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风。4）会才工作面的调风措施可靠。5）保证风流畅通。（2）采煤工作面通风系统分类采煤工作面通风方式按进、回风巷数目分类见表9-3:（3）采煤工作面通风系统选定本设计采用无煤柱沿空留巷煤，在工作面采用“U”型通风方式，并将一条分带斜巷保留下用作回风使用。表9-3 采煤工作面通风系统分类通风方式适应条件及优缺点U型通风方式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均维护在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井Y型通风方式两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。E型通风方式两进一回，下两天为进风巷，上面为回风巷。优点：使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难度较大9.2矿井风量计算9.2.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定通风容易时期和通风困难时期的定义：矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。 （1）容易时期的采煤方案开采东一带区2101工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面2202；煤巷掘进头2个 （2）困难时期的采煤方案中央十盘区下山开采倒数第二个工作面，同时准备最后一个工作面时为通风最困难时期；此时，煤巷掘进头两个。通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图及网络图如图9-1、图9-2、图9-3、图9-4所示。9.2.2各用风地点的用风量和矿井总用风量 （1）按井人同时工作人数计算 （9-1）式中：根据矿井人数计算需风量，m3/min；井下同时工作的做多人数；矿井通风系数，包括矿井内部漏风率和配风不均匀等因素，一般可取；已知=400人，=1.25，可得：=44001.25=2000 m3/min （2）按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （9-2）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ；掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 硐室实际需要风量的总和，m3/min ；矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min；矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿井取1.151.2，压入式矿井取1.251.3。1）采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。按瓦斯涌出量计算： （9-3）式中：按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均衡的风量系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.52。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。已知本矿井13-1#煤层抽采前瓦斯绝对涌出量=58.71 m3/min，抽采后瓦斯绝对涌出量=14.68 m3/min，=1.5，可得：按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9-4的要求：长壁工作面实际需要风量，按下式计算： （9-4）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面风速，m/s；第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=2.4 m/s，=13.2 m2，可得：=602.413.2=1900.8 m3/min表9-4 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度/C采煤工作面风速/ms-1150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5按人数计算实际需要风量；=4 （9-5）式中：按人数计算实际需要风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=79，可得：=479=316 m3/min取三者中最大值2202 m3/min。按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算0.2560 （9-6）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；第i个采煤工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量；460 （9-7）已知=13.2 m2，=2202 m3/min，可得：198 m3/min3168 m3/min由风速验算可知，=2202 m3/min符合风速要求。2）掘进工作面风量计算，应按矿井各个掘进工作面实际需要风量的总和计算：煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需要风量，m3/min；第i个掘进工作面回风流中的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出不均衡的风量系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.52。已知本矿井13-1#煤层抽采后掘进面瓦斯绝对涌出量，=1.5，可得：按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （9-8）式中：按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。可得=240 m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=825 m3/min按风速进行验算岩巷掘进工作面的风量应满足：煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：式中掘进工作面巷道过风断面积，取15 m2。则：岩巷掘进工作面的风量应满足：1353600煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：2253600由风速验算可知，=825 m3/min，满足风速要求。3）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100150 m3/min，中小型爆破材料库60100 m3/min，带区绞车房及变电所为6080 m3/min，充电硐室按经验给100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130 m3/min，绞车房实际风量为70 m3/min，变电所实际风量为70 m3/min，充电硐室为150 m3/min。4）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算： （9-9）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min；该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3；已知=5.5 m3/min，=1.2，可得；=1335.51.2=877.8 m3/min5）矿井总风量计算矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其它地点实际需风量的总和计算。由式9-1可得，通风容易、困难时期矿井总风量计算如下：容易时期：困难时期：两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5922.27 m3/min，通风困难时期为6871.02 m3/min。9.3带区及全矿井所需风量矿井所需风量为各个采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它巷道所需风量之和。各个地点所需风量计算如下：9.3.1综放工作面需风量采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。（1）按瓦斯涌出量计算： ， （9-1）式中：第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取=1.2-1.6；炮采工作面可取=1.4-2。根据矿井的实际情况，瓦斯的相对涌出量为0.19m3/t，工作面瓦斯绝对涌出不均匀系数取1.4。工作面每小时产量为378t，则工作面瓦斯绝对涌出量为： =3780.81/60=5.11（）工作面需风量为：=1005.111.4=715（）（2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9-5的要求：长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： ， （9-2）式中：第i个采煤工作面风速，m/s；第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算， 表9-5 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度，采煤工作面风速，m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5 工作面的风速为1.5 m/s，按照控顶距计算得：=30.24m2工作面需风量为：=601.530.24=2721.6（）（3）按人数计算实际需要风量（）:=4 , （9-3）式中：第i个采煤工作面同时工作的最多人数， 人综采工作面最多工作人数为34人，则=450=200（）由以上计算得工作面所需风量的最大值为：Qa1 =2721.6（）（4）按风速进行验算：按最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）；15 ， （9-4）式中：第i个采煤工作面的平均面积，1530.24=453.6（）按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）；240 ， （9-5）式中：第i个采煤工作面的平均面积，24030.24=7257.6（）则Qa1 =2121.6（）满足风速要求。 9.3.2掘进工作面需风量矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，安排一套独立通风的连采机煤层平巷掘进头，后期仍为一个独立通风的煤层平巷掘进头，但在增加一个煤层大巷掘进头。掘进工作面所需风量计算如下：（1）按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即： ， （9-6）式中：第个掘进工作面实际需风量，；该掘进工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，1.52。根据矿井的实际情况，瓦斯的相对涌出量为0.81m3/t，工作面瓦斯绝对涌出不均匀系数取1.5。掘进工作面日产量为722t；则瓦斯绝对涌出量： =7220.81/(6024)=0.41（）工作面需风量为：=1000.411.5=61.5（）（2）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 ， （9-7）式中： 4每人每分钟供给4m3的规定风量，；第i个工作面同时工作的最多人数，取70人。故连采工作面风量：=470=280（）由以上计算的掘进工作面所需风量最大值为：=280（）掘进工作面实际需要风量，由长期的工作经验可得：煤巷的实际需要风量为 280 。9.3.3硐室需风量（1）井下火药库煤矿安全规程规定，大型爆破材料库风量不得小于100 m3/min，中小型不得小于60 m3/min，本设计中取100 m3/min。（2）机电硐室按煤炭安全规程要求，一般为80 m3/min。（3）充电硐室为150 m3/min综上硐室总风量为100+80+80+150=410 m3/min。9.3.4其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算： Qd600.25S4 （9-8）式中：S其它巷道平均断面面积，取S=12.8 m2；Qd=600.2512.84 =768 (m3/min)9.3.5矿井总风量 生产矿井总进风量按下列要求分别计算，并取其中最大值。（1）根据矿井人数计算，按下式计算： ， （9-9）式中：井下同时工作的最多人数，取=100人；矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取=1.2-1.25。则： = 41001.25 = 500（）（2）在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： ， （9-9）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，； 掘进工作面实际需要风量的总和，； 硐室实际需要风量的总和，； 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风和，； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取1.15-1.25。由上述计算得：矿井通风所需风量为：Q=1.25(2121+2802+410+768)=4734(m3/min)则矿井的通风风量为4734（）。9.3.6风量分配根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下平巷的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。（1）大采高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧平巷风量为： Q进=2575 m3/min（2）煤巷掘进面： Q煤掘=336 m3/min（3）大巷掘进面： Q掘=336 m3/min（4）机电硐室： Q机电=96 m3/min（5）绞车房： Q绞车=96 m3/min（6）火药库： Q火=120 m3/min（7）其它巷道： Q其它=922 m3/min具体风量分配见表9-6，经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。通风容易和困难时期矿井总需风量一样。井巷风速验算结果见表9-7 表9-6 风量分配表用风地点分配风量m3/min采煤工作面2575掘进工作面煤巷336岩巷336火药库120绞车房96充电硐室150机电硐室96其它巷道922 表9-7 井巷风速验算表井巷限速/(m/s)有效断面/(m2)实际风速/(m/s)备注低高风井1519.633.9符合副井846.561.6符合井底车场812.406.2符合采煤工作面0.25421.043.6符合运输大巷813.205.8符合轨道大巷812.406.2符合9.4矿井通风总阻力计算9.4.1矿井通风总阻力计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；（3）矿井通风网路中有很多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。9.4.2确定矿井通风容易和困难时期本矿井采用中央并列式通风。根据煤炭安全生产规程的要求，只需将头15-25年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。靠近工业广场的一采区和二采区2个采区的储量大约可以保证25年的生产，于是将它作为中央风井和所选风机的服务范围。通风容易时期为首采采区第7个达产工作面布置完成时。通风困难时期为二采区第2个达产工作面布置完成时。9.4.3矿井最大阻力路线（1）通风容易时期：地面副井井底车场辅助运输大巷辅助运输斜巷工作面分带运输斜巷回风斜巷总回风大巷回风斜井地面（2）通风困难时期：地面副井井底车场辅助运输大巷辅助运输斜巷工作面分带运输斜巷回风斜巷总回风大巷回风斜井地面图9-1 通风容易时期立体图图9.3 通风容易时期网络图图9-3 通风困难时期立体图图9.3 通风困难时期网络图9.4.4矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力，通风容易和困难时期的摩擦阻力计算见表9-8和9-9： hfr=aLUQ2/S3 （9-10）式中：hfr巷道摩檫阻力，Pa；L、U、S分别是巷的长度、周长、净断面积，m、m、m2；Q分配给井巷的风量，m3/s；a各巷道的摩擦阻力系数，Ns2/m4。 表9-8 通风容易时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104(Ns2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/s)hfr/(Pa)v(m/s)0-1副井钢筋混凝土35081416.819.978.9378.1 1.61-2井底车场砖砌碹70100018.622.878.968.4 2.63-4轨道运输大巷锚喷7059019.725.678.930.2 2.64-7辅运顺槽锚网150142318.420.1678.9298.4 2.27-8工作面支掩式支架22025014.813.263.1140.9 1.98-10胶带顺槽锚网150142318.420.1678.9298.4 2.210-11回风斜巷锚喷70150141278.953.0 4.912-13总回风巷锚喷7021015.917.378.928.1 3.414风井钢筋混凝土31.461020.433.278.96.6 3合计1302.1 9.4.5矿井通风总阻力矿井通风总阻力是矿井通风容易或者困难时期最大阻力风路的阻力之和加上局部阻力。局部阻力取摩擦阻力10%15%。通风容易时期总阻力：通风困难时期总阻力：式中：矿井通风容易时期最大阻力风路的阻力之和；矿井通风困难时期最大阻力风路的阻力之和。 表9-9 通风困难时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104(Ns2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/s)hfr/(Pa)v(m/s)0-1副井钢筋混凝土35081416.819.978.9378.1 1.61-2井底车场砖砌碹70100018.622.878.968.4 2.63-4轨道运输大巷锚喷70276019.725.678.9141.2 2.64-7辅运顺槽锚网15016001717.578.9473.9 2.27-8工作面支掩式支架22025014.813.263.1140.9 1.98-10胶带顺槽锚网15016001717.578.9473.9 2.210-11回风斜巷锚喷70150141278.953.0 4.912-13总回风巷锚喷70276015.917.378.9369.3 3.414风井钢筋混凝土31.461020.433.278.96.6 3合计2105.4 矿井通风容易时期的局部阻力取总摩擦阻力的10%，矿井通风困难时期因为巷道有几个大的转弯，因此局部阻力取总摩擦阻力的15%。矿井通风总风阻见表9-10 表9-10 矿井通风总阻力容易时期困难时期总阻力(Pa)1432.32420.89.4.6矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式：矿井通风等积孔计算公式：式中： R矿井风阻，N.S2/m8；hr矿井总阻力，Pa；Qf矿井总风量，m3/s；A矿井等积孔，m2。矿井通风容易时期：总风阻为：等积孔为：矿井通风困难时期：总风阻为：等积孔为：通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-11：表9-11 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔(m2)2.481.91表9-12 矿井通风难易程度等积孔对照表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿困难2 m2由以上计算看出，本矿井通风容易时期总等积孔大于2 m2，总风阻均小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。通风困难时期总等积孔12 m2属于通风中等困难。9.5矿井通风设备选型9.5.1矿井通风设备的要求所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：(1)矿井必须装设设两套同等能力的主通风设备，其中一套备用；(2)选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平的通风需要而且使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜小于10年；(3) 通风机能力留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5，离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；(4)进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压；(5)矿井主要通风机房应有两回直接由变（配）电所输出的供电线路，线路上不应分接任何负荷；(6)所选电动机应满足通风机在整个起动过程中及稳定运行中的力矩要求，如用同步电动机拖动轴流式通风机时，还应校验其牵入转矩；(7)为简化供电系统，避免中间变压，当电动机功率较大可以选用高压电动机时，应尽量优先选用高压电动机；(8)在通风机的服务年限内，其在矿井最大和最小阻力时期的工况点，均应在合理的工作范围之内，使通风机稳定、经济地运转；(9)一个井筒尽量采用单一通风机的工作制度；(10)主要通风机必须装有反风设备，必须能在10分钟内改变巷道中的风流方向；(11)装有主要通风机的回风井口，应安装保护通风机的防爆门。防爆门应设计成因事故打开后易于复原，并在通风机反风时不被风流顶开。9.5.2主要通风机的选择（1）计算自然风压矿井井筒深度超过400m，通风机的压力与自然风压有很大关系，通风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。自然风压的计算公式：式中 hn自然风压，Pa；H井筒深度，m；r1进风井（副井）中风流的密度，kg/m3；r2回风井中的风流密度，kg/m3；g重力加速度，9.8 m/s2。表9-13 井筒风流密度副井风井冬季（kg/m3）1.221.21夏季（kg/m3）1.191.20由于矿井进回风井的风流参数因季节的不同而不同，所以分夏季和冬季两个差别较大的时期。于是冬季的自然风压hn1为：夏季的自然风压hn2为：（2）计算通风机风压通风机全压和矿井自然风压共同作用克服矿井通风系统的总阻力、通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力及扩散器出口动能损失。当自然风压与通风机风压作用相同时取“-”；自然风压与通风机风压作用反向时取“+”。该矿井为抽出式通风，通风容易时期考虑通风机工作的极限状态，即自然风压与通风机风压相同时的通风机静风压：式中： hdmin通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn1容易时期帮助矿井通风的自然风压，hn冬=56.84 Pa；hd风硐的通风阻力，通常为20100取50 Pa。通风困难时期考虑通风机工作的极限状态，即自然风压与主要通风机风压作用反相时，主要通风机静风压：式中： hdmax表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；hn2表示困难时期反对通风的自然风压，hn夏-27.44 Pa；hd表示风硐的通风阻力，通常为20100 Pa，取50 Pa。(3)计算通风机风量由于井口防爆门及主要通风机反风门等到处的外部漏风，风机风量应大于矿井风量，并由下式求出：本设计矿井中通风容易时期与通风困难时期矿井所需风量相同式中：主要通风机通风量，m3/s； 矿井需风量，m3/s； k漏风损失系数，风井不做提升时取1.05；回风井兼做或降人员时取1.1。(4)主要通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h=RQ2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：困难时期：风机风压与风量的关系：容易时期：困难时期：根据以上数据，在扇风机个体特性图表上（图9-5）选定风机，中央风井选用轴流式风机，型号为62A14-11-No.24。图9-5 风机特性曲线图 根据风机的性能曲线，可以确定扇风机实际工况点，见表9-14。表9-14 风机实际工况点型号时期叶片安装角转速rpm风压Pa风量m3/s效率输入功率kw62A14-11-No.24容易306001470940.75194困难356002610880.812759.5.3 电机选型按通风容易时期和困难时期分别计算出通风机的轴功率N,即电动机的轴功率。 kW kW 若，可只选一台电动机，否则要两台。 容易时期 ：风量Q=79m3/s，风压 H=1432Pa，=71%，由上述公式得160kw表9-15 YB450-1-10型三相异步电动机工作参数型号额定功率/ kW额定负载下重量/kg效率（）功率因数cos转速（r/min）YB450S1031593.80.77595 表 9-16 电动机的性能技术参数型号TX-450S-8效率（%）92.5额定功率（kW）315堵转电流/额定电流6.5额定电压（V）380堵转转矩/额定转矩1.6额定电流（A）663最大转矩/额定转矩1.9同步转速（r/min）600通风困难时期 ：风量Q=79m3/s，总风压 H=2420Pa, =85%，由上述公式得225kw 可只选一台电动机，电动机的功率为：初期：Nemin= 后期：Ne=Nmax*Ke/(etr) 其中：电动机容量备用系数 ，取1.1-1.2；电动机效率，取0.9-0.94（大型电动机取较高值）；传动效率，电动机与通风机直联时，取1；皮带传动时，为0.95。Nemin=253kwNe=225*1.2/(0.9*1)=300 kw根据以上计算，选取YB450-1-10隔爆型三相异步电动机，其工作参数见表9-169.6防止特殊灾害的安全措施根据矿井的地质条件等相关资料可知，矿井可能发生的灾害有：煤的自燃发火、顶板灾害和矿井突水溃沙。其防治措施如下：9.6.1火灾防治（1）防止煤炭自燃发火的措施自燃火灾一般容易发生在回采工作面的两巷（进风巷和回风巷）、两线（工作面开切眼和停采线）和工作面遇断层、变薄带跳面以及采空区等大量浮煤堆积地带，火源隐蔽，但有一个或长或短的过程，易于发现，加强对这些地点有害气体（尤其是一氧化碳）浓度的监测，对于及早采取预防和处理内因火灾的措施意义重大。1）在开采技术方面，一是要提高煤炭回采率，减少遗煤，工作面采高保证在6.0m之间；另一方面是加快回采速度，回采完后快速进行永久性封闭；2）及时填堵地面采空区塌陷裂隙，减少地面漏风；3）加强对上下出口片帮煤的清理，联巷片帮煤以及杂物提前清理；4）加强对回采工作面回风隅角CO、CH4等有害气体的检查。（2）外因火灾防治1）严格执行矿井各项安全管理制度，井下严禁吸烟；使用安全炸药，要严格执行放炮规定，不准用明火或动力线放炮；2）维修并使用好防爆及安全火花型电气设备，电缆敷设要符合要求，避免产生各种电火花；3）杜绝设备漏油，合理使用液力联轴节，防止机械设备磨擦产生高温；4）工作面配电点及各容易发生火灾的场所要设置消防用砂及其它消防器材。9.6.2顶板灾害防治1）严格按照工程质量标准作业，认真执行检查验收考核制度；2）采取有效的工作面端头支护方式和两巷超前加强支护方式，保证工作面安全出口畅通；3）当工作面顶板条件变化时，必须及时补订安全技术措施，并由管理人员现场指挥落实；4）跟班队长、班组长和安全检查员，必须对各作业地点巡回检查，认真查处安全隐患，坚决杜绝违章作业，实现顶板管理安全无事故，保证工作面安全生产；5）生产班割煤时支架工升架必须达到初撑力，及时跟机拉架；6）采煤机司机应割平顶板，保证支架接顶良好；7）出煤班班班观察周期来压情况，准确掌握来压步距；8）来压时要组织快速推进，加快推进速度；9）来压时工作面严格按支架操作规程操作，液压支架梁端距不应大于550mm；10）工作面顶板必须留够300-500mm厚的顶煤；11）在顶板比较破碎的情况下，应采用超前拉架方式。9.6.3矿井突水溃沙防治（1）突水溃沙防治技术1）疏水工程重点投放在强富水部位、切眼部位及初次放顶区；2）合理留设防沙安全煤岩柱，防沙安全煤岩柱高度Hs按以下公式计算式中： 冒落带最大高度，m； 保护层厚度，m。上覆基岩厚度小于的范围，即为防沙煤岩柱区，该边界范围即安全开采边界线。3）可疑地段事先进行探放水，通过疏降含水层水，消除静储量，减轻顶板承受的静水压力，降低沙层含水率，来减少顶板沿采空区边缘全厚式切落可能带来的溃沙突水事故，最大限度地减少溃沙量；4）抽水和巷道泄水相结合尽可能利用井巷提前泄水排出矿井；5）强化工作面排水措施，在有利部位布设大口径强排孔与井下排水管道相结合，以提高设防能力；6）必须确定安全水柱，并布设必要的观测钻孔；7）疏降水工程应与地表沟流水治理和矿井探水等工作密切结合起来。（2）突水溃沙发生后的治理措施1）井下设密闭墙或沙袋封堵泥沙流动通道；2）加强井下排水力度减少饱和水沙的涌动；3）地面塌陷区采用沙袋及外铺铁丝网封堵；4）必要时可将塌陷区周围的含水沙层进行注浆固结，阻止泥沙溃入。10 设计矿井基本技术经济指标 根据前面各个部分的相关资料、设计和计算，列出如下矿井基本技术经济指标表。 表10-1 矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目 单位数量或内容 1煤的牌号不粘煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m7.44煤层倾角375（1）矿井工业储量万t67500（2）矿井可采储量万t489006（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班27（1）矿井年生产能力万t/a500（2）矿井日生产能力t/d158408矿井服务年限a75.239井田走向长度m7670井田倾斜长度m950010瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t0.1911通风方式混合式通风12（1）矿井正常涌水量m3/h80（2）矿井最大涌水量m3/h14013开拓方式（指井筒形式、水平数目）斜井单水平14水平标高m96015（1）生产的工作面数目个1（2）备用的工作面数目个016采煤工作面年推进度m144417（1）移交时井巷工程量m35600（2）达产时井巷工程量m3560018开拓掘进队数个219大巷运输方式无轨胶轮车20电机车1类型台数221设计煤层采煤方法综采放顶煤22（1）工作面长度m250（2）工作面推进度m/月130（3）工作面效率t/工96参考文献1 徐永忻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20032 徐永忻.煤矿开采学.徐州：中国矿业大学出版社，19993 林在康、左秀峰.矿业信息及计算机应用. 徐州：中国矿业大学出版社，20004 戴绍城.高产高效综合机械化采煤技术与装备.北京：煤炭工业出版社，19975 陈炎光、徐永祈.中国采煤方法.徐州：中国矿业大学出版社，19916 钱鸣高、刘听成.矿山压力及控制. 北京：煤炭工业出版社，19917 叶青. 神东现代化矿区建设与生产技术. 徐州：中国矿业大学出版社，20028 王省身.矿井灾害防治理论与技术. 徐州：中国矿业大学出版社，19899 刘吉昌.煤矿施工设计基础.太原：山西人民出版社，198310 岑传鸿.采场顶板控制与检测技术. 徐州：中国矿业大学出版社，199811 蒋国安、吕家立.采矿工程英语. 徐州：中国矿业大学出版社，199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践. 北京：煤炭工业出版社，200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册. 北京：煤炭工业出版社，199414 能源部.煤矿安全规程. 北京：煤炭工业出版社，199215 中国煤矿专用设备成套服务公司.采煤机械化成套设备参考手册.煤炭工业部. 北京：煤炭工业出版社，198416 刘吉昌.煤矿施工设计基础. 太原：山西人民出版社，198317 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册. 徐州：中国矿业大学出版社，199218 章玉华.技术经济学. 徐州：中国矿业大学出版社，199519 综采设备管理手册. 北京：煤炭工业出版社，199420 杜计平、汪理全. 煤矿特殊开采方法. 徐州：中国矿业大学出版社，200321 王德明. 矿井通风与安全. 徐州：中国矿业大学出版社，200522 邹喜正、刘长友. 安全高效矿井开采技术. 徐州：中国矿业大学出版社，200723 铁道部. 中华人民共和国铁道部铁路工程预算定额. 北京：人民铁道出版社，1963专题部分回采工作面断头支护方式浅析摘要：随着我国采煤技术的发展，采煤机械化与回采工作面端头支护落后的矛盾越来越突出，如不改进和完善回采工作面端头支护技术及设备，必将影响回采工作面高产、高效、安全生产。因此，研究回采工作面端头支护技术与设备迫在眉睫。关键词：回采工作面端头、端头支护、顶板1绪论回采工作面上下出口处机电设备多, 人员出入频繁, 端头支护效果对机电设备的正常运转和工作人员安全影响极大。若支护不当, 势必引起端头冒顶事故的发生, 从而影响回采工作面的正常生产。据笔者对40 个回采工作面冒顶事故的调查分析, 端头冒顶事故占回采工作面冒顶事故的22%, 都是支护不当造成的。端头范围矿压显现有其不同于采面的特殊规律, 应据此选择端头支护的形式。1.1 端头范围的界定回采工作面端头区域与上下平巷相连,并且有1 2 m 的超前缺口, 还要考虑由于两巷预先掘出, 巷道外侧帮已经松动的范围以及端头区域悬顶宽度。据我们对采面不同条件的上下平巷观测发现, 回采工作面上下平巷外帮松动范围的大小与煤层强度、巷道宽度、顶板岩性、预掘时间、支架形式等有关。采用单位巷道宽度所产生的巷道外帮松动量, 来描述不同条件的回采巷道产生的巷道外帮松动范围尺寸, 即巷道宽度影响系数, 用K 表示:根据现场实测巷道外帮松动范围0.280.78，那么端头范围S 表达式为S = ( LK+ LZ+ LX) (B + BK + LQ )式中 LK 采面控顶宽度, m； LZ 端头缺口沿走向宽度, m； LQ 端头缺口沿倾斜长度, m； LX 悬顶宽度, m； B 工作面运输巷或回风巷宽度,m； BK 巷道松动范围, m。端头范围如图1 所示1.2 端头范围矿压显现特征回采工作面端头范围内矿压显现不同于采面, 这是选择端头支护要注意的问题。1.2.1工作面上下平巷预先变形我国普遍采用采区内后退的回采顺序,两条平巷均须预先掘出, 超前时间一般为几个月, 有时1 至2 年。由于时间和覆岩的双重作用, 巷道围岩变形是必然的。变形量的大小取决于围岩的原始应力、岩石性质、巷道支护形式、支护强度和巷道尺寸。在开采深度大, 煤岩层松软和受采动影响的情况下,巷道围岩变形严重。如开滦矿务局赵各庄矿,开采深度1 000 m, 上下平巷均用U 形钢支护, 必须经过几次修复才能正常使用。实际巷道松动范围已深入到周边3 5 m。在开采深度浅, 煤岩层强度大, 在受开采影响的情况下巷道围岩变形较小。如大同矿务局云冈矿, 开采深度250 m 左右, 平巷采用锚杆支护, 在整个回采期间不必修复即可正常使用。巷道两帮的松动范围为1 115 m。图1-1 端头范围示意 表1 -1 不同条件工作面运输巷、回风巷巷道实测K值巷道宽度/ m煤层硬度系数 顶板岩性断面形状支护形式 K 值3.0 3.05.0细粉砂岩互层矩形带帽点柱0.40 3.2 2.0 页岩、泥岩梯形工字钢棚0.62 3.8 4.0 砾岩、砂岩矩形锚 杆0.28 3.0 1.52.0泥页岩梯形工字钢棚0.78 4.0 5.0 中粒砂岩矩形工字钢棚0.32 3.6 3.0 庙沟灰岩倒梯形带帽点柱0.41 4.1 3.04.0致密砂质泥岩梯形普通槽钢0.45 4.2 1.01.2粉砂岩拱形拱形支架0.58 2.4 2.0 灰黑色泥岩梯形工字钢棚0.51 3.3 1.5 粉砂岩梯形工字钢棚0.69 1.2.2工作面上下巷支护无初撑力与回采工作面支护不同, 工作面上下平巷的支护几乎是无初撑力的支护( 锚杆支护除外) , 在复合顶板条件下, 必然产生顶板离层。由于支护阻力小, 巷道背板材料强度低, 可缩量大, 更加剧了巷道围岩变形, 十分不利于端头支护。1.2.3端头范围受多重支承压力影响（1） 受巷道本身产生的支承压力影响回采巷道大都在煤层中掘进, 一般情况两帮均是煤层, 顶部沿顶板, 巷宽在4 m 左右。在开采深度较大的矿井内, 可以观测到由于掘巷产生的应力集中引起的两帮变形。（2） 上端头受上区段开采形成的固定支承压力影响在回采巷道布置中, 煤柱护巷是主要形式, 要这一宽度煤柱保护下的巷道, 还不能从根本上避免上区段开采形成的固定支承压力影响, 有些采面的端头范围和巷道正处于其峰值区, 给端头支护带来很大困难。（3） 受采动形成的支承压力影响随着回采工作面向前推进, 端头范围要受工作面前方支承压力影响, 还要受到本区段开采形成的固定支承压力影响。下端头比上端头少一个上区段开采形成的固定支承压力影响, 所以顶板状况及顶压状态均较好。（4） 端头范围空顶面积大、顶板完整性差在回采工作面两端头, 为了安全移机尾和机头, 必须支设大跨度顶梁, 工作面向前推进时还要回撤前进方向的基本支柱, 移后再补, 该处顶板要经过反复支撑。因此, 端头范围支护和围岩系统刚度要比工作面正常段支护和围岩系统的刚度小。一方面是反复支撑的结果致使顶板刚度降低; 另一方面因底板接近巷道, 早已松动, 因而端头范围的顶底板变形很大, 完整性差。1.2.4煤壁对顶板的三角支承形成悬臂在煤层顶板比较坚硬的情况下, 回采工作面煤壁、端头煤壁组成了对顶板的三角支承带, 因而端头范围内顶板在回柱后, 常滞后于工作面的顶板冒落, 形成较大的悬顶,使端头范围压力增加。2影响回采工作面端头支护的因素根据工作面端头范围内不同地点的支护特征， 工作面端头分成5个区域(图1)。A区为工作面煤壁前方受超前集中压力影响的一段顺槽；B区为与工作面宽度相对应的一段顺槽；C区为工作面与顺槽交界处至回采工作面普通支架的一段回采工作面；D区为回采工作面的切口；E区为回采工作面放顶线至后方受滞后集中压力影响的一段顺槽及其靠冒落区的一段护巷带。这5个区域的支护既有其独特性， 又互相联系互相制约，均受地质与生产的多种因素影响。从总体上讲， 影响端头支护的因素可分为两大类。一是地质条件， 这是先天的， 只能利用，无法改变。二是生产技术条件，这是后天的， 是可以人为改变的。人们可以充分利用先天的地质条件和创造最优生产技术条件来进行有效的工作面端头支护。具体来说，上述两大类因素可细分为以下几个方面，它们不同程度地影响着工作面端头支护。2.1 围岩稳定性围岩的稳定程度不同，其矿压显现有明显差异。围岩类别是确定巷遭与回采工作面支护形式的主要依据。众所周知，合理的端头支护必须以围岩矿压显现特征为基础，并与巷道和回采工作面的支护形式及有关生产技术条件相适应。不难看出，围岩稳定性对工作面端头支护有着极为重要的影响， 它是选择工作面端头支护形式的主要依据之一。2.2 煤层倾角对于近水平煤层， 煤层倾角对工作面端头支护影响不大。但倾角较大的煤层， 则对工作面端头支护有着明显的影响。在这种条件下， 势必要在平顶形棚式支架顶梁上方和拱形支架的拱粱靠工作面一侧留下三角煤，而且还将在工作面端头B区与C、D区之间形成台阶(工作面顶板高于巷道顶板)。由于三角煤(特别是松软煤层)很难维护， 加上工作面超前集中压力的作用，极易冒落，常使支架上方形成空顶， 大大降低支架的支护能力和稳定性，造成工作面端头维护困难和复杂化。2.3 巷道布置与掘进巷道维护状况直接影响工作面回采时其端头维护的难易。由于受地质构造(如断层、褶皱)和开采引起的应力集中带(如上区段对下区段、近距煤层开采时上伏煤层对下伏煤层、厚煤层分层开采时上分层对下分层等)的影响，巷道在未受采动影响前已严重变形破坏，造成工作面端头维护非常困难。另一方面，对于一些需要部分掘进岩石的巷道， 如拱形巷道、巷道高度大于工作面采高的平顶型巷道以及受煤层倾角影响需掘进部分岩石的巷道，如何选用掘进方式(挑顶或卧底)对工作面端头维护也有重要影响。通常，保持顶板的完整性对工作面端头维护(尤其是B区与C、D区交界处) 是很有利的。但在个别情况下也不尽然。如拱形巷道，若要保持顶板的完整性就势必要在拱形支架的拱梁两侧留下三角煤，这对工作面端头维护反而不利。2.4 巷道断面形状与尺寸从工作面端哭支护考虑，平顶形巷道有利于实现工作面端头B区与C、D 区支护的连续过渡， 避免在工作面与顺槽连接处发生漏矸冒顶现象。此外， 平顶形巷道便于端头支架尤其是机械化端头支架的安设与移动，有利于机械化端头支架的发展。大断面巷道不如小断面巷道容易维护，这是普通常识。但是， 现代采煤装备和工艺要求巷道断面不断加大，以保证设备高度集中和人员出入频繁的工作面端头有足够的空间。抽样调查表明， 我国普采工作面顺槽断面平均仅 46m2 ，综采工作面顺槽断面平均也只有83m 。而国外顺槽断面则大得多。如原苏联平均为l0m2 、英国为1215m2 、德国为1820m2 (最大达25m2)， 波兰明文规定顺槽断面不得小于l0m2 。顺槽断面在经受采动影响后， 一般要收缩20 3O (甚至高达5O )， 使我国本来就小的顺槽断面进一步缩小， 造成工作面端头作业和支护条件恶化，限制了端头支护机械化的发展，影响端头工作的高效和安全。2.5 巷道支护形式不同的巷道支护形式对端头支护有不同的要求， 直接影响端头A 、B、E 三个区的支护形式选择。很明显，锚杆支架支护的巷道与棚式支架支护的巷道相比， 端头支护就有很大差别。锚杆支护的巷道不存在替换棚腿的问题，简化了端头支护 拱形支架与梯形支架支护的巷道必须设加强支架才能替换棚腿。对梯形支架加强抬棚可以直接架设在顶梁下， 但要将加强棚架设在拱形支架的拱梁下，则往往需要在拱梁安装类似图2所示的托粱器，否则，加强抬棚只能架设在拱梁的中部，这会使端头支护复杂化。图2-1 拱形支架托梁器2.6 沿空留巷的护巷形式沿空留巷的护巷形式对工作面端头支护的影响主要表现在端头E区的支护效果。很明显， 如果所选用的巷旁支护不能有效地阻止顶扳的急脚下沉，那么就必将引起端头区顶板的严重变形和破坏， 同时，也给端头C、D区的维护带来不利的影响。2.7开采方法沿空留巷的后退式开采，工作面端头有5个区； 巷遭超前掘进的前进式开采， 工作面端头同样有5个区。传统的巷道随采随废的后退式开采，工作面端头只有4个区， 不存在E区,巷道与工作面平行掘进的前进式开采， 工作面端头只有E、C、D 3个区，且C、D区延至B区。可见开采方法不同，端头形式也不一样，其支护方式也就有所区别。2.8 工作面支护形式工作面支护形式对端头支护的影响主要涉及C区和B区，因为不同的工作面支护形式需要配备与之相适应的C区和B区的支护形式。通常，单体支架工作面只能采用单体支柱与各类顶梁组成的端头支架来支护工作面端头J综采工作面则配备与工作面支架相适应的端头液压支架， 滑移顶梁支架工作面也尽可能配备与之相适应的端头滑移顶梁支架。但在实际生产中，综采工作面也常采用单体支架和滑移顶梁支架作端头支护滑移顶梁支架工作面采用单体支架作端头支护以及单体支架工作面采用滑移顶梁作端头支护等。2.9 切口开采方式切口开采方式主要有3种， 即采煤机自开切口、切口机开切口和人工开切口。采煤机自开切口有两种方式；斜切式和钻入式。斜切式开切口时，采煤机需在工作面端部较长一段范围内反复切割几次才能达到正常采煤的进刀量，因而顶板暴露面积大、时间长， 对不稳定顶板的端头支护非常不利。尤其是单体支护工作面，在未达到采煤机进刀量前，暴露的大面积顶板无法得到及时支护，造成顶板离层破碎，极易发生冒顶。钻入式开切口与斜切式开切口相比，顶板暴露面积小，有利于顶板管理和端头支护，但由于采煤机滚筒需装有侧截齿并要配备强力千斤顶和其他辅助装置，加上还要增加回采工序，所以实际生产中很少应用。人工开切口主要用打眼放炮的办法，切口的支护方式往往是C区支护方式的延伸。由于增加了一个需要维护的C区， 扩大了端头支护的范围，从而也相对地增加了端头支护的难度。但由于它给采煤机高效工作创造了条件，所以为许多现代采煤工作面应用。切口机开切口有利于不稳定顶板的工作面端头支护，但这种开切口方式增加了端头设备，使工作面端头变得更为拥挤，给端头作业带来一定困难。目前我国还没有这种机器。2.10 端头设备布置工作面端头是设备高度集中的地方，各种设备的组合方式和布置，对工作面端头支护形式和支护效果有很大影响。尤其是工作面输送机头，如果采用台理结构形式，如直角转弯输送机、驱动部横向布置的输送机、侧卸式输送机等，便可将整个输送机机头全部布置在顺槽内，从而取消工作面端头C区乃至D区，大大简化端头支护。3 我国回采工作面端头支护技术现状3.1研究现状（1）回采工作面端头是指回采工作面与巷道交叉地点，它由4个区域组成： 巷道端头； 回采工作面机头、机尾设备区； 煤壁前方支撑压力影响区；煤壁后方支撑压力影响区。(2)回采工作面端头支护虽比回采工作面多一个煤柱支撑，但在采动后支撑压力的作用下，顶底板移近量加剧，顶板岩层离层或脱落，底板鼓起，支架受载下缩、变形、损坏是不可避免的。一般来说，端头煤壁前后方支撑压力影响区长度均为50 m。(3)回采工作面端头是回采工作面及巷道采、支、运设备交会布置地点，其内一般有采煤机、回采工作面输送机、排头支架、端头支架、巷道转载机、单体液压支柱、回柱绞车等，此区间内的设备相互关联、相互依存。因此，不但要求设备之间连接尺寸配套，而且要求设备区内顶板维护状况良好，否则，其多台相关的设备无法正常工作。(4)回采工作面端头是进行多种工序作业的地点，主要完成下列工序： 煤炭转运； 向煤壁推机头、机尾； 回撤巷道支架； 在煤壁前方压力升高区替棚；加长或缩短回采工作面输送机； 按回采工作面正规循环作业安排移动转载机和端头支架；运送材料和设备。(5)回采工作面端头是巷道地压和采动影响应力叠加升高区。回采工作面周围，巷道两侧均有支撑压力存在，且分为3个区：压力急增区、压力升高区和压力缓升区。一般来说：回采工作面端头是巷道和回采工作面压力急增区和压力升高区，是内支承压力分布叠加区域，因此回采工作面端头处是压力最大、显现最剧烈、顶板最不易控制的区域。总之，回采工作面端头位于回采工作面与巷道交叉点处，区内布置多台相关设备，且要完成多项工序，围岩在多种支撑压力叠加作用下，端头是一个受采动影响严重、形状无规则、支护空间大、顶板十分不好维护而又必须维护好的地区，因此回采工作面端头既是顶板控制的难点，也是顶板控制的重点。3.2 存在问题及研究的必要性(1)存在问题。近年来，我国传统方式的单体支柱类端头支护技术存在如下问题： 支架太多，支卸工作量大，作业空间小； 支架侧向稳定性差，缺乏抵抗围岩水平推力的能力； 初撑力偏低，阻止和减缓顶板受采动影响而引起的变形能力差。(2)研究的必要性。 改善端头支护技术是提高工作面单产的需要。在采高和工作面长度相近的情况下，加快推进度是提高单产的有效途径，随着集团公司采煤机械化水平的提高，实现回采工作面快速推进，需要实现回采工作面端头作业机械化，减少目前回采作业端头作业所占的手工劳动量。改善端头支护技术是保障安全生产的需要。采煤机械化的发展，要求回采工作面端头支护技术不断改善，不断解决新问题，改进回采工作面端头支护技术，可以提高单产、提高工效，减少端头劳动量，保证端头安全生产。 改善端头支护技术是完成多种工序的需要。要保证布置在工作面端头多台相关的采、支、运设备协调工作，顺利完成多种工序作业，不因端头作业落后影响回采工作面的快速推进，就必须改进传统的回采工作面端头支护技术。3.3 回采工作面上下端头矿压显现特点回采工作面端头是回采工作面通风、行人、运料、出煤的咽喉地区，其支护状况的好坏对回采工作面的生产影响较大，其矿压显现特点如下。(1)空顶面积大。在使用单体支柱支护的回采工作面，其下机头处除与回采工作面具有相同的最大、最小控顶距外，为了通风行人，还必须保持超前回采工作面煤壁12排柱距。在巷道方面，由于巷道胶带机尾不能随时前移，需在切顶线后方保留一段巷道，使该处的空顶面积达到3O40 m 。(2)支护强度低。在回采工作面下机头处，由于机头与巷道输送机搭接处不能立设支柱，支护密度有所降低，特别是回采工作面前方超前替换的支架，因初撑力低，不能及时支护顶板，加剧了顶板下沉。顶板下沉速度往往高出巷道下沉速度的5倍以上，这样该段的矿压显现更加剧烈，顶板离层破碎，以致发生冒顶。(3)支撑压力大。回采工作面上下端头正处在超前压力峰值区，支撑压力的峰值是原岩压力的1 3倍。在中等稳定的顶板条件下，在端头部位的采空区上方还往往出现扇形大面积悬顶，增大了该处压力，上端头又是相邻回采工作面固定支撑压力和该回采工作面移动支撑压力叠加区，支护更加困难。3.4 合理支护方式的选择由于回采工作面端头处于采动影响及围岩松动破坏区内，所以具有结构、形状和支护形式发生变化的特征，正确的端头支护应能保证安全有效地维护端头围岩，使其工作状态良好。鉴于回采工作面和巷道支护方式及回采工艺的多样性，端头支护方式也是不同的。目前较普遍的方式：巷道端头用单体支柱维护；回采工作面机头、机尾用4对8根长梁及时维护；煤壁前方支撑压力用单体点柱和抬棚加强维护。在这些支护方式中，单体支柱类普遍存在的问题：加强支架太多，支卸工作量大，减小了作业空问，支架侧向稳定性差，缺乏控制围岩水平推力的能力，初撑力低，阻止和减缓顶板采动影响而引起的变形推动能力差。目前，回采工作面端头支护技术将朝着综合治理和改进支护方向发展。如，加大巷道断面改进支护方式；改进回采工作面输送机和巷道转载机；使用十字顶梁、滑移顶梁、双向铰接顶梁、双楔铰接顶梁、4对8根长梁、网状支护等端头支护。另外，利用锚杆与支架联合支护回采工作面端头是一种值得推广的支护方式，它具有推进速度快、成本低、材料消耗少、不需维修、回采时不需更换、端头管理简单等特点。4 综采工作面端头支护技术研究与应用综采工作面端头不但受本身支承压力影响，还受上区段开采形成的固定支承压力影响和受到本区段开采形成的超前支承压力影响。随着工作面推进，顶板在煤壁后方周期性垮落，形成弧三角块悬顶。随着顶板悬露面积的加大，受工作面端头支架的反复支撑，顶板变得破碎，原巷道内锚杆失去自身的稳定，造成端头支护困难。通过单侯矿6103N工作面两端三角块悬顶结构的分析，建立合理的力学模型，分析确定两端头支护方式，解决单侯矿两端头支护难的难题。4.1 6103N工作面及端头弧形三角块结构4.1.1 工作面概况6103N工作面位于单侯矿首采区中部，东侧为6101N首采面采空区，两回采巷道规格断面为46m3.0131，巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网支护，6103N煤层和顶底板岩性如表4-1所示。4.1.2 6103N工作面端头弧形三角块结构分析根据薄板理论和“0一X”板破坏理论，四周为实体煤的采场基本顶垮落破断为“OX”形板破断，随着工作面推进，采场基本顶周期性破断垮落，基本顶垮落时，将在工作面端头留有一定面积的端头悬板不垮落，但随着工作面推进也会发生周期性破断。综采面端头顶板前方连接着巷道顶板，主要受其下液压支架、端头支护、工作面前方煤壁以及侧向区段煤壁的支撑。当工作面上方直接顶垮落后，端头顶板后方一侧同工作面倾向一侧同处于悬露状态，因此端头顶板可以假定工作面煤壁和区段煤柱的两邻边为固支边，采空区内两邻边为自由边的矩形板，如图1所示。表4-1 6103N煤层及顶底板状况名称岩石名称厚度/m岩性特征老顶细砂岩817厚层状，水平层理很发育，含较多的炭化植物碎屑直接顶粘土岩1.5 3.5灰色岩性较均一，且滑感及塑性，层理不发育，偶见挤压镜面及植物化石伪顶粘土岩00.8灰色、深灰色岩性较均一，含大量的炭化植物碎屑6煤煤主要成风为丝炭夹镜煤，薄层层理很发育，中部含1 2层夹矸，夹矸为粘土岩，且含炭质碎屑直接底粉砂岩12胶结物以泥质为主，具水平层理，稿状构造老底细砂岩2.5斜层理发育，粉砂状结构，偶夹细砂岩条带对这两固支边、两自由边悬板结构进行弹性分析：用广义简支边板即叠加方法进行解算。图1 两边固支边、两边自由边悬板结构对端头两边固支块结构分析，边Y=a或 =a的挠度曲线从挠度曲线方程中分析端头顶板的最大弯矩在固支边和自由边的交界附近，它们破坏以后，新的极限弯矩将会出现在主应力线上而形成极限弯矩迹线(图2)，且随着采煤工作面的向前推进，工作面端头顶板的弯矩会逐渐增大，最终在固支边和自由边交界处达到极限破断，破断线将沿极限弯矩迹线方向扩展形成“弧三角块结构”。“弧三角块结构”随工作面不断向前推进产生周期性垮落形成新的“弧三角块结构”。图4-2 端头顶板的破断及弧三角块结构端头基本顶结构(弧三角块结构)随工作面的向前推进，由于其悬跨度的增加，会发生周期性破断。相似模拟试验(基本顶板“0一X”型破断)表明：在顶板条件不改变的前提下，采场顶板跨落后，在端头仍会留下类似形状的悬板，这说明端头弧三角形顶板结构是始终存在的，并与是否初次垮落还是周期垮落无关；端头基本顶形成弧三角块结构，“悬板”下的工作空间可以得到该结构的保护，维护条件比中部好，且基本顶下沉量小，但如果该处支护力度弱，直接顶因采动影响及支撑煤体的失稳，会提前加剧松裂，与基本顶间发生大量离层，尤其在端头地区进行支护交替作业时，此松裂煤岩体可能冒落、造成端头冒顶事故。4.2 端头弧形结构模型及端头支护方案4.2.1 端头弧形三角板结构力学模型的建立随着回采工作面不断推进，直接顶垮落，基本顶达到极限跨距时，发生断裂破坏、破断的岩块失稳回转下沉，形成工作面的初次来压。随着回采工作面的推进，基本顶产生周期性破断，形成工作面周期来压。沿工作面倾斜方向，工作面顶板在中部可看成“砌体梁”结构，在工作面的两端头部位的破断线呈弧形，形成“弧形三角块结构”，弧形三角块结构也随着工作面的推进不断破断失稳。工作面推过后，直接顶随垮落或下沉。最终与基本顶发生离层，基本顶在直接顶发生离层后，由于侧向支撑压力的作用一般在侧向煤体内发生断裂，并回转和弯曲下沉。根据基本顶的破断、运动的特征，结合图2、图3，可对弧形三角块结构进行如下简化：基本顶在煤体侧的断裂线位于煤壁内，破断形成弧三角块 ，弧三角块 以断裂线为轴向下旋转；一个工作面的周期来压步距基本相同，且基本顶的破断特征基本相同，因此，将弧形三角块简化为等腰弧形三角块，简称为弧形三角块，在煤壁内的边长为工作面周期来压步距，另两边相等；弧形三角块结构由弧形三角块 、实体煤侧岩体A、本区段采空区块体C形成的铰接结构；弧形三角块B所受的载荷为基本顶以上的软弱岩层，这些软弱岩层与上部硬岩层离层，失去力的传递；弧形三角块 以给定变形作用于其下方直接顶和煤层。图4-3 端头弧形三角块结构模型根据上述简化建立如图3所示的端头弧形三角块结构模型。其中回采面巷道位于关键块 的下方，岩体A为巷道侧煤体上方的基本顶岩层，岩快B为本区段采空区弧形三角块，岩体C为采空区的断裂岩体。随着工作面的推进，日块岩体发生旋转下沉，其稳定性和位态都发生变化，c块岩体下方的矸石被压缩下沉，A块岩体下方的岩体受采场超前侧向支撑压力的影响而发生变化。4.2.2 综采工作面端头支护方案设计端头支护方式选择：6103N工作面超前支护方式。在原有锚网支护的基础上，在工作面上出口以外20 m范围巷道内，加打三趟HDJA1000金属铰接顶梁配合DZ一315型单体柱进行支护； 端头支护方式。在超前支护的基础上，在中柱与下柱之间增加一趟10 m金属铰接顶梁配DZ一315型单体柱支护，端头支护靠近老塘的3排单体柱空采用戗托板支护，支护角度约7585。端头支护参数： 弧形三角块结构参数。其主要参数有基本顶沿工作面推进方向断裂长度 ，沿侧向断裂跨度 ，以及弧形三角块在煤体中的断裂位置 。弧形三角块曰的基本尺寸通过基本顶在周期来压时的断裂模式和周期来压步距确定，计算模型如图4所示。长度 即为基本顶周期来压时的步距，根据已采工作面6101N和6107N确定L ：1624 m。L 是指端头基本顶断裂后在工作面侧向形成的悬跨度。如图4所示，根据板的屈服线分析法，认为 与工作面长度s和基本顶的周期来压步距 ，相关，根据有关计算分析，当SL 6时，三角块的侧向跨度 与周期来压步距己 基本相等。6103N工作面长150 m，所以L2=1624 m。端头基本顶断裂位置 可用相关公式计算。图4 三角块B的基本尺寸分析模型根据6103N顶底板岩性，直接顶厚度为1535 m，煤体是中硬强度，煤体的内聚力为12 MPa，内摩擦角为30。，侧压系数为12，应力集中系数为14，上覆岩层平均容重为25 kNm ，巷道埋深为400 m，工作面的巷道煤帮的支护阻力取03 MPa，经计算=46 m；超前支护和端头支护。在基本顶给定变形工作状态下，巷道内超前支护的强度加上原巷道锚网支护强度应当能控制住直接顶并使其与基本顶贴紧，因此支护强度至少应当承载直接顶岩重。当采用工作阻力为180 kN的单体支柱进行支护，单体支柱的柱间距取07 m时，排距为1 m，则巷道超前支护强度明显满足。在计算端头支护阻力的时候应该考虑端头顶板的断裂位置，当采用工作阻力为180 kN的单体支柱进行支护，单体支柱的柱间距取07 131时，排距为1 m，受采动影响后，端头处锚杆支护的支护强度进一步的降低，有效系数约05，考虑端头基本顶倾向断裂的影响和煤壁支撑力的作用，则单位棚距内所需要的单体支柱数为4根。所以6103N回采巷道超前支护采用在原来锚网索基础上打设四趟单体支柱配铰接梁，另外在顶板围岩较差地段增加支护力度。5 综放工作面端头支护技术综采放顶煤工作面上下端头空顶面积大, 处于采场走向支撑压力和倾斜支承压力叠加处, 且设备多、临近工作面切顶线, 作业交叉, 支护结构复杂，支护很困难, 人员往来频繁 , 因此端头支护工作是采面生产的重要环节, 也是现场管理的薄弱环节(约占工作面顶板事故的15% 30% )。我国煤矿综放工作面端头支护方式经历了单体液压支柱到端头架支护再到单体液压支柱。这是由于端头支架体积大、重量大, 移架困难, 端头支架难以适应工作面长度变化; 而且顶板压力较大且破碎时, 往往造成移架困难, 影响采煤机的错刀时间。随着煤巷锚杆、锚索支护理论的发展和支护技术的提高, 巷道维护状况得到显著改善, 为改变笨重的端头液压支架, 配合采用锚杆、锚索支护和单体液压支柱进行端头支护创造了条件。5.1 试验巷道的基本情况S2202综放工作面为余吾煤业公司的首采面, 位于南二采区, 地面标高949 952m, 工作面标高373 439 m。北接南二1#回风下山, 西邻S2203未采工作面, 东为S2201未采工作面, 南面是未采区。工作面倾斜长223. 575m, 走向长346. 9m, 总面积77 558m2。本工作面总体为一个单斜构造, 煤层倾角为2 9 ,最低点位于切眼东侧, 从切眼起至450m范围内, 不存在直径大于20 m的陷落柱和落差大于4 m 的断层。S2202综放工作面采用双巷回风布置。胶带巷、回风巷及瓦斯巷均沿煤层底板掘进, 风巷与瓦斯巷之间的煤柱宽度为30. 0 m; 4条巷道均为锚杆、锚索支护。5.2 端头顶板稳定性理论分析5.2.1基本顶断裂位置与端头顶板稳定关系在支承应力作用下采场附近煤体会发生压缩和破坏现象, 区段煤柱的支承应力往往超过其极限强度, 在巷道煤帮附近形成塑性破坏区。由基本顶弹性基础梁模型的力学分析, 从理论上充分得到在基本顶初次破断或周期破断将从煤壁前方最大弯矩处断裂(断裂发生在煤壁前方), 即使煤壁处于弹性状态, 因基本顶基础的变形, 断裂仍然深入到煤壁内。通过研究分析, 认为随着工作面回采, 基本顶破断位置基本位于区段煤柱弹塑性交接处, 破断后的基本顶以该轴为旋转轴向采空区旋转下沉, 断裂位置距巷道煤壁的距离X 0 可用下式计算。式中: m 为工作面采高, m; A 为侧压系数; 0 为煤体内摩擦角,; （）；C 0 为煤体内聚力, MPa; K 为应力集中系数; 为上覆岩层平均密度, MN /m3; H 为巷道埋深, m; P z 为工作面巷道煤帮的支护阻力,MPa。根据余吾煤业公司S2202综放面的实际情况求得端头基本顶断裂位置距巷道煤壁的距离X 0 的理论计算结果为4 m。5.2.2端头顶板稳定性的主要影响因素端头顶板稳定性主要受直接顶的岩性与厚度,不放顶煤长度和端头支护三方面因素的影响。（1） 直接顶的岩性与厚度与端头顶板稳定性关系。图5-1为直接顶不同硬度时端头巷道顶板下沉曲线, 由图可见端头巷道顶板下沉与直接顶硬度大小成反比关系, 直接顶为松软顶板时, 端头巷道顶板下沉821 1 599 mm. 中硬顶板时, 下沉747 1 488 mm ( S2202工作面端头直接顶属于中硬顶板) ,坚硬顶板时, 下沉649 1 367mm。图5-2是直接顶厚度不同时, 端头基本顶下沉曲线, 图中可见端头基本顶位移与直接顶厚度成反比, 当直接顶厚度从1. 0m增加到9m 时, 端头基本顶下沉量由271 1 937mm减小到232 1 724 mm。图5-3是直接顶厚度不同时,端头巷道顶板下沉图, 由图可见随着直接顶增大而端头巷道顶板下沉量却在增大, 直接顶厚度从1. 0m增加到9 m 时, 端头巷道顶板下沉量由747 1 488 mm增大到873 1 800 mm, 分析原因: 直接顶厚度增大, 基本顶对端头巷道支护体作用力减小, 但直接顶自身岩重却在增大, 直接顶岩重对端头巷道支护体作用力增大幅度大于基本顶减小幅度。（2） 不放顶煤长度与端头顶板稳定性关系, 见图5-4。不放顶煤宽度从0m 增加到6m 时, 端头巷道顶板下沉也从946 1 833 mm 减小到731 1 465 mm。随着不放顶煤宽度的增加, 端头基本顶回转角以及端头巷道顶板下沉量变化幅度逐渐变小, 不放顶煤宽度从4. 5m增加到6m时端头基本顶回转角减小0. 1，端头巷道顶板下沉量也只由747 1 488mm减小到731 1 465 mm，由此可见不放顶煤宽度增加到一定程度以后再提高基本顶的稳定效果就不太明显。所以S2202工作面端头不放顶煤宽度留设4. 5m 比较合适，留设更多会造成煤炭资源的损失而且对提高控制端头顶板稳定效果也不明显。 图5-1 直接顶强度与端头巷道顶板下沉关系 图5-2 直接顶厚度与端头基本顶板下沉关系 图5-3 直接顶强度与端头巷道顶板下沉关系（3） 端头支护与端头顶板稳定性关系。图5-5为巷道端头顶板在不同端头支护强度下位移情况, 图中可以看出, 增加端头支护强度, 能够有效控制巷道顶板下沉量, 减小端头顶板下沉速度。端头支护强度从1. 042 105 Pa 增加到1. 736 105 Pa, 巷道顶板下沉量由926 1 759 mm 减小到711 1 483mm, 控制端头顶板下沉效果比较明显。端头支护强度达到1. 736 105 Pa以后, 巷道顶板下沉逐渐趋于稳定, 说明通过小幅度地增加端头支护强度已经不能有效地控制端头顶板下沉, 只有大幅度的增加端头支护强度, 控制效果才能显示出来。 图5-4 端头巷道顶板下沉量与不放顶煤长度关系 图5-5 端头支护强度与巷道顶板位移关系5.2.3巷道支护与端头顶板稳定的分析（1） 掘巷期间巷道锚杆支护与围岩变形关系。为研究综放面掘巷时巷道围岩变形与锚杆支护强度关系, 在巷道顶板中点以及两帮中点设三个测点记录巷道顶板位移和两帮相对移近量。由图5-6可见增大锚杆支护强度, 能有效控制巷道围岩变形, 减小巷道表面位移。 图5-6 锚杆支护强度与巷道变形关系（2） 回采期间巷道锚杆支护与围岩变形关系。图7为回采期间锚杆支护强度与端头巷道变形关系, 可见锚杆支护强度越大, 回采期间端头巷道表面位移越小, 端头顶板越稳定。5.3 工业性试验综放面端头与巷道围岩稳定原理及支护技术研究, 工业性试验地点为余吾煤业公司S2202工作面。5.3.1支护参数在老顶给定变形工作状态下, 巷道内超前支护的强度加上原巷道锚杆支护强度应当控制住顶煤及直接顶并使其与老顶贴紧, 因此, 支护强度至少应当承载顶煤及直接顶岩重。高强螺纹锚杆的锚固力为160 kN , 胶带巷顶板布置有6根顶锚杆。综合锚杆布置方式及受采动影响后全锚支护的有效支护系数0. 6, 则锚杆对顶板的有效支护约为: 61600. 6= 576 kN, 单体柱工作阻力250 kN, 则单位排距内的支护强度:P t= 576+ 250 2= 1 076 kN P0因此胶带巷采用一梁两柱, 即2根单体液压支柱加金属 型顶梁的联合支护方式能满足支护要求。（2）表面位移观测对S2202工作面上、下巷道巷道表面位移进行了观测, 由于胶带巷道处生产作业比较集中、设备多,观测很不方便, 致使胶带巷道测量的数据不连续、不完整, 所以主要以回风巷道的观测数据为分析对象,研究分析端头顶板矿压规律。巷道表面位移曲线见图5-7、图5-8。 图5-7 回风巷道顶板变形与回采面距离关系曲线 图5-8 回风巷道两帮变形与回采面距离关系曲线6 三软地层回采工作面端头支护6.1 概述北皂井田含煤地层属下第三系全隐覆式煤田，上覆岩层为上第三系和第四系，与含煤地层呈不整合接触；煤田含煤四层，煤2、煤4、煤1与油页岩为主采煤层，煤层倾角一般510，煤2平均厚度4.3m，煤4平均8.12m，煤1平均厚度0.87m 与下部伴生油2平均厚度3.76m 混合开采，主要用于炼油；煤层顶、底板主要由泥岩、含油泥岩、砂岩、炭质页岩、含油泥岩组成，煤层的单向抗压强度 5MPa17MPa，普氏硬度系数 f1.5，顶、底板岩层抗压强度 2.29MPa8.0MPa，普氏硬度系数 f=0.3-1.2，具有硬度小，遇水软化、膨胀的特点，属典型的“三软”地层。目前矿陆地煤2、煤4开采已近结束，主要进行海域煤2和煤1油页岩的开采，受顶底板条件的影响，工作面回采过程中端头支护和工作面状态的控制一直是生产技术管理的难点，回采过程中常出现端头底鼓、两帮内收、顶板下沉巷道严重变形的情况，不能满足基本的设备运行和作业空间。该文根据各煤层回采的特点对端头支护型式和支护效果进行分析，并对生产过程中端头支护及工作面状态的控制存在的问题提出解决方案。6.2 端头支护型式研究北皂井田全区内岩层为不稳定岩层，煤层上方直接顶与老顶之间无明显的界限，回采巷道支护的考验主要来自工作面采动压力影响，端头支护的选择包含，巷道支护、超前支护和回采工作面端头支护。6.2.1 煤2回采工作面端头支护以2416工作面为例 ：（1）巷道支护两巷均沿煤2顶板送巷，材料巷采用锚网喷联合支护，运输巷采用U25型钢棚喷浆支护，回采前矿压设点观测，材料巷顶底板移近量200mm460mm，运输巷为80mm420mm。（2）超前支护超前支护长度的确定是端头支护效果的直接体现，长度过短巷道支护结构破坏，长度过长造成投入过大；根据煤2回采的顶板运动规律，超前支护长度一般为工作面面长的0.60.8 倍，运输巷超前支护长度大于材料巷，采用单体柱、 钢、铁鞋支护，木垛刹顶。（3）端头支护材料巷采用四对长钢配合单体柱跨步支护。运输巷采用ZT7200/18/30端头支架组配合单体支柱、钢支护。（4）支护效果巷道支护基本满足回采需求 ，但在受断层等地质构造影响段，变形较快，需进行二次返修。超前支护在回采过程中，变形主要表现为底鼓、巷道两底角内收，单体支柱有钻底及弯折现象；补充支护为局部铺设木底梁、补打护帮锚杆。端头支护基本满足生产需要，主要问题表现在材料巷侧工作量较大，运输巷侧常出现支架钻底现象。6.2.2 煤4回采工作面端头支护以4401工作面为例 ：（1）巷道支护两巷均沿煤4底板上2m 送巷，材料巷采用锚网喷联合支护，运输巷采用锚网喷套支U29型钢棚联合支护，回采前矿压设点观测，材料巷顶底板移近量60mm240mm，运输巷为120mm480mm。（2）超前支护超前支护长度一般为工作面面长的0.81.2 倍，运输巷超前支护长度大于材料巷，采用单体柱、 钢、铁鞋支护 ，木垛刹顶。（3）端头支护材料巷采用四对长 钢配合单体柱跨步支护。运输巷采用 ZFH19200/19/30 型端头支架组配合单体支柱、 钢支护。（4）支护效果巷道支护相对稳定，但在受断层等地质构造影响段，锚杆支护效果不明显，需套支U型钢棚加强支护。超前支护段变形主要表现为底鼓、顶板下沉；补充支护为在超前工作面30m40m 段返铺木底梁、加大单体柱支护密度。材料巷端头支护基本满足生产需要，运输巷侧受支护空间影响端头支架常出现立柱下缩较快、挤架咬架等问题，过程中采取在端头架前二次返修，释放压力，采用单体柱、钢配合锚杆简易过渡支护，推进速度相对较慢，是制约生产的主要因素。6.2.3油页岩回采工作面端头支护以 1301 工作面为例 ：（1）巷道支护两巷均沿煤1顶板送巷，材料巷工字钢棚喷支护，运输巷采用锚喷梯形断面支护，回采前矿压设点观测，材料巷顶底板移近量20mm110mm，运输巷为40mm170mm。（2）超前支护超前支护长度一般为工作面面长的0.30.6倍，采用单体柱、 钢、铁鞋支护，木垛刹顶。（3）端头支护材料巷采用自制简易端头支架配合单体柱、 钢支护。运输巷采用ZFH19200/19/30 型端头支架组配合单体支柱、 钢支护。（4）支护效果油页岩是一种伴生矿产，随着油页岩炼油技术的逐渐成熟，成为一种可靠的能源，龙口矿区油页岩处于含煤地层的上部，由于先期进行了煤2和煤4的开采，大部分处于反采状态，回采范围内大部分经历了两次沉降；从巷道支护效果上看，采用的相对简单的支护型式能够满足需求，这也为软岩错层开采顶、底板矿压显现与控制提供了较好的例证。超前支护段相对稳定，主要是顶板变化，管理过程中根据巷道变化加大单体柱支护密度。端头支护基本满足生产需要，主要问题突出表现在后排垮落不及时带来的端头周期性压力增大和防突问题，采用在切顶线封堵和补支单体支柱加强支护。6.2.4 海域煤2回采工作面端头支护以 H2103 工作面为例，海域施工支护问题一直是难点，既要满足回采端头支护需求，又要有效降低成本，对于巷道的支护还处于不断探索总结的过程中。（1）巷道支护回采巷道支护主要是满足回采端头支护的需要，在海域施工中由于地质资料不清，矿山压力显现无明显规律，往往巷道支护在到达工作面回采动压影响范围以外就出现严重的变化，突出变现在钢体变形扭曲，底梁鼓起断裂，很难保证回采空间需求，实践中不断总结、实验，形成较为稳定的支护，两巷均沿煤2顶板下1m送巷，材料巷主要采取9.93m2U36封棚浇支护，辅以4.0m U36 棚浇支护，运输巷采取11.36m2U36 棚浇支护，辅以4.5m U36棚浇支护 ，回采前矿压设点观测，材料巷顶底板移近量140mm470mm，运输巷为160mm620mm，从矿压观测情况可知巷道收缩变形量和支护断面有一定的关系。（2）超前支护超前支护长度一般为工作面面长的0.81.6倍，采用单体柱、 钢、铁鞋支护，辅以木（工字钢）底梁，木垛刹顶。3）端头支护材料巷采用ZTZ10000/17/26 型端头支架组（一组两架）配合单体支柱、 钢支护；运输巷采用ZFH19200/19/30型端头支架组（一组两架）配合单体支柱、 钢支护（4）支护效果巷道支护相对稳定，但到达工作面超前动压剧烈影响段前，不能满足回采空间需求，尤其是运输巷到达端头时，需进行二次返修，受空间及时间限制只能采用过渡支护，遇停面等其它影响，会导致生产被动，曾一度出现端头“压死”现象。经反复实践 ，采取在超前动压剧烈影响段前进行二次返修，采用原巷支护型式，辅以单体柱、 钢加强支护，巷道实际收缩量降低 40%60%，基本满足端头支护需要 ，但成本相应增加。6.2.5 特殊情况下端头支护工作面回采过程中由于煤层倾角变化及回采影响，在端头支架及工作面支架间会出现无支护的空间，俗称“架窝”，对这种情况下的支护一般采用单体支柱配合钢进行支护，对顶板的维护及控制上存在较大的隐患，结合现场采取以下措施。（1）在可预知的工作面长度增加的情况下，在回采工作面前方预设支架，与工作面支架对接；（2）材料巷侧采用简易的滑移支架辅以单体支柱维护顶板；（3）调整工作面状态，尽量减少运输巷侧架窝空顶范围。6.3 三软地层工作面状态保持三软地层中工作面状态保持和端头支护有直接的关系，工作面状态控制不好出现刮板输送机上下窜动、支架歪斜等情况，受支护空间的限制会直接影响端头的作业，控制工作面的状态重点是控制工作面支架、刮板输送机的窜动6.3.1工作面状态的观测方法缓倾斜煤层中工作面刮板输送机窜动初期极缓慢，一旦出现移动，受惯性的影响很难在短时间内控制住窜动的势头，必须提前观测到刮板机的动态；采用导向观测法控制刮板机的动态，即在运输巷提前标定中线，以刮板输送机机头大轴中心线为参照点，利用激光束过程中随时监控，一般工作面在正常状态下，错距达到50mm，即开始采取措施。6.3.2 正常情况下控制措施采取调整工作面伪倾角的方法，即通过控制两巷进度的办法调整工作面倾角，调整的时间、频率依据观测确定，一般根据回采前方变化提前进行，达到平衡点时恢复正常生产。6.3.3工作面出现刮板输送机上窜、下跳，支架歪斜等的调整措施（1）利用采煤机和刮板输送机相互作用，采用单向割煤法控制窜动，机组向窜动的反方向单向割煤，另一方向跑空刀；（2）利用支架与刮板输送机相互作用 ，采用在支架底座上安装千斤顶用锚链刮板输送机连接，推移刮板输送机后拉紧锚链，综采放顶煤工作面的后部刮板输送机采用同样方法控制；（3）上、下窜动幅度过大影响正常生产时，只能采取延、缩刮板输送机溜槽的办法；（4）支架的控制利用相邻支架的相互作用 ，采用隔 23 部支架间安设底座千斤顶方法控制 ；（5）对两端头过渡支架与端头间架窝，原则上以控制运输巷侧架窝为主，便于在材料巷侧采取支护措施。7英国工作面端头支护工作面端头支护是端头开采的重要工序之一。由于端头采掘设备密集又是进出工作面的咽喉,保证端头的安全支护是很困难的。英国根据不同的回采方式和设备条件，设计和使用了不同类型的端头支架。英国Gullick和Dowty公司都生产和工作面支架配套的端头支架。各种端 头支架大多都是带有后尾梁的。为了给工作面输送机头以必要的活动空间，端头支架比工作面支架长得多。因此，在端头支架和工作面支架之间有三架过渡支架，以便和工作面三角带的顶板弧形塌落线一致，避免端头支架受三角带悬顶压力的影响。图7-1为英国工作面端头支护形式之一。图7-1 英国端头支护形式英国常用的巷内端头支架有门式支架和拱式支架（图7-2）。门式支架用于后退式采煤和超前掘进的前进采煤 ,用来托住一侧摘腿的巷道支架。这种端头支架是一组长的滑行顶梁,用液压千斤顶迈步前进。拱式端头支架主要用于前进采煤时的下端头支护。Dowty 2/200型拱式支架为两柱式，其底座为一拱桥，以便转载机的溜槽能从其下面通过。这种支架必须配 合其它支架在端头处巷 道内使用。Gullick生产的下端头巷道内用的端头支架为4柱拱桥形底座滑行支架（图7-3）支架带有前后探梁，支架中间为主架骑在转载机槽帮上，有4根液压支柱支撑，主架两侧各有一3柱节式支架，与主架互导移架。最近又生产 一种新型端头支架，它由两节相同形式的支架组成,它的顶梁呈弧形的弯向侧面，由连连杆与底座相连，这样就能和滚筒采煤机采出的端头煤壁相吻合，更好地防止片帮。该支架第一节靠近工作面带有前探梁。除了专用的端头支架外，还常常要辅以铰接顶梁、钢梁和单体液压支柱的支护，有的滞后掘进的前进采煤工作面，特别是上端头，完全用钢梁加单体柱的办法进行临时支护。图7-2 巷道内用端头支架图7-3 滑行端头支架参考文献1邹向荣，关智平，综采工作面端头支护技术研究与应用 2吴有增 ，综放工作面端头顶板稳定原理与控制技术研究20083吕继成、万新民、王文选，综放工作面端头支护工艺的设计与改进煤炭科学技术,2003，31(12): 91-93 .4黄庆国 ，回采工作面端头支护探析J.煤炭科学技术,1998，26(8):46-48 .5刘昌平 ，大倾角厚煤层长壁综放工作面端头支护技术践J .煤炭科学技术,2005，33(10):23-25 .6李宗涛、杨建立、闫志龙，工作面端头支护方式的探讨煤炭安全,2001,(7):21-22.7钱鸣高、石平五，矿山压力及其控制.北京：煤炭工业出版社，2003.8史元伟，综采放顶煤工作面岩层控制与工艺参数优选.徐州：中国矿业大学出版社，2006，12.9袁文杰 、张金常，三软地层回采工作面端头支护及工作面状态研究 201210梁现民 ，浅谈回采工作面端头支护技术 201111张拴才，回采工作面端头支护探析 12连金江、杨兴、秦金彪，浅析回采工作面端头支护翻译部分英文原文The application of modern surveying technology in miningAbstract With the unceasing appearance and widespread application of new surveying technology, the present age mining survey has meet huge change. However, lots of problems occurred while using the new techniques since the number of mine is large in China and condition of the mine district in complex, it in some sense influenced the mine exploitation and management of China. Summarized the present situation of new technical application in mining survey, including the advanced instrumentation equipment,the”3S”technology,the information and the network technology and the information fusion technology and so on, and analyzed the problems which exists in the current mining survey, it also provided new ways to present age mining survey from the sustainable development angle.Keywords modern surveying technology, mining survey, information fusion, sustainable development Introduction As the important material elements for the development of society and economy, mineral resources have made outstanding to the economic development and social progress, and bring many problems as well. Especially in developing countries, the mine enterprise management is extensive, the technical equipment is backward and the labor productivity is low, major and extraordinarily serious accidents happen sometimes, resource and environment safety state deteriorated in mining district. Science and technology advancement is the key to resolve this phenomenon. At present, with the continuous appearance of modern surveying and mapping technology, particularly the widespread application of “3S” technology, the present age mining survey has changed essentially. The rapid development of information and network offers the wide space for the application of these new technologies. This article summarized the present situation of new technical application in mining survey, discussed the problem that exists in it and provides new ways to present age mining survey. 1 The application of modern surveying instrument Nowadays, the development of mine surveying instrument and its application mainly displays in the following aspects: the wide use of geodimeter and electronic tacheometer (e.g. total station) . As the most widely used surveying instrument at present, total station is a kind of photoelectric measuring instrument, which is integrated with the advantage of range finder and electronic theodolite. Intelligentized total station is the maximum selling surveying instrument at the present time, and is the future development trend as well. It incorporates the latest scientific achievements of optics, electrics, magnetics and mechanics, and can measure distance and angle at the same time. Total station has been used widely in mining survey because of its obvious advantages just as follows: simultaneously have the function of theodolite and range finder; provides digital form surveying production; simple operation; with electronic book. Besides of many common surveying instruments, a certain of special instrument must be used in mining survey because of the particularity of mine surveying environment, such as explosion-proof instrument (geodimeter, electronic theodolite, total station etc.), spatially in connection survey and underground mining survey.The appearance of new surveying instrument which fit to mine surveying (e.g. automatic observation gyro theodolite, single degree of freedom gyroscope) makes mining survey steps into a new period, that makes mining survey work toward to efficient, intellinent and automatic development direction. 2 The application of spatial information technology in mining survey With the development of the modern surveying technology, remote Sensing (RS), Global Positioning System (GPS) and Geographic Information System (GIS) which is abbreviated as “3S” technology, plays an important role in resource and environment information acquisition, management and analysis evaluation in industrial and mining area. The RS technology application in mining survey has last very long period and have accumulated rich experiences. The main usage is to recognize ground feature and environment status of mining area, select suited remote sensing data source and process data fusion, false color composite, geometric correction and so on to establish interpretation key and recognition model of remote sensing target. Compared with traditional mapping method, remote sensing technique shows its excellent efficiency, low cost and high precision, it has been proved to be a good method. The key theoretics and technologies of space remote sensing used in mining survey are in researching. By using remote sensing data, we can obtain real-time, dynamic and compositive information of mining district, monitor its environment and provide decision support of mining area environmental protection. At the same time, remote sensing data can also used for prospecting, the geological condition research of mining area and the coal seam roof and floor research and so on. RS technology provides a very important guarantee to the successful accomplishment of modern mining survey tasks. The main use of GPS technology in mine surveying is to substitute the traditional ground surveying and mapping. For example, to establish, monitor and repair surveying control network of mining area, to monitor buildings and mining subsidence, to monitor the stability of open-pit slope etc. With the continuous increase of GPS receivers cost performance, the ground surface application of GPS in mining area has become a very important support technique during mine surveying. Coordinate with other conventional science and technology methods, GPS and RS technology used in the mining area geologic survey, the geological mapping and in the prospecting exploration shows better effect and high benefit.The mining area application of GIS already became an important development direction in mining survey. By establishing the mining area resources and environment information system based on the GIS technology, we may process the mining area ground, the underground space and the resource & environment informations input, storage, processing, display and output. Mining map drawing, mines development and design, the rational utilization of resources and the analysis appraisal of ecological environment, the regional planning and the sustainable development decision-making and so on.3 The application of information fusion technology in mining survey 3.1 The integration of “3S” technology In traditional mine management mode, the common way to monitor the mine development status and the mine environment due to mining is dynamic inspect method. The method needs long period and has poor timeliness and lower accuracy. At present, the integration of “3S” technology (RS, GPS and GIS) can realize the analysis of the implementation situation for mineral resources planning, and the effect evaluate of mineral environmental control projection. This technique can also provide evidence for administration management department and the corporations macroscopic decision department rapidly, effectively and economically.3.2 The fusion of ISS and GPS technology At present, the appearance of Inertial Surveying System (ISS) technique provide us a new means of geodetic surveying, engineering surveying and mine surveying. As a navigation positioning technique, ISS has many advantages such as all-weather, autonomous, fast, multifunctional and flexible etc. This make it preliminary used in mining survey. The integration of GPS and ISS could be a perspective development technology to mine surveying.3.3 The fusion of GPS and INSAR technology During mining survey, most common works are involved with monitoring the earth surface deformation, especially in monitoring the mining subsidence and coast. It plays a very important roles in mine safety production. For monitoring mining subsidence, Interferometric synthetic aperture radar (InSAR) and GPS technology are very strong complementary. Firstly, GPS belongs to point positioning, and the length of base line is usually tens to hundreds of kilometers. Such lower point density cannot meet the demand for high spatial resolution monitoring of the surface deformation. InSAR data can apply continuous information off the entire region surface. The spatial resolution can reach to 20 m. Secondly, InSAR (spatially differential InSAR) is sensitive to elevation information of the earth surface owing to the radar incidence angle effect, while GPS is unsubstantial in elevation precision. Thirdly, GPS has high temporal resolution (highest can be up to 1 Hz), while InSAR data has a lower temporal resolution (more than 20 days generally, highest only can be 1 day) because of the loner revisiting period.3.4 The integration of TPS total station and GPS As a new instrument which integrate the GPS total station and GPS, Smart Stationa super total station theodolite is practicable. This instrument doesnt need ground control points, long traverse and resection operation. We can use the total station theodolite to survey and layout only by setting up the Smart Station and use the GPS to locate the occupied station accurately. It can abtain the position information with centimeter level accuracy within very short time while the baseline is short than 50 km.3.5 The fusion of GIS and computer networkIn order to instruct the mine safety production efficiently, many countries are developing mine geographic information system (MGIS) and suing the advanced radio frequency identification device (RFID), computer network technology and Field Bus communication technology in this system, which solved the problem of underground operators accurate positioning and the miner work attendance check. The fusion of GIS and computer network technique provide a well guarantee to mine safety production.4 New ideas to modern mining survey4.1 Setting up and making perfect of Web Mine GIS At present,