级设计采矿08-3矿终结版

Thethreepartsareincludedinthisdesign,i.e.,thegeneralpart，specialsubjectpartandtranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignofSuncunmine.Thisdesignincludestenchapters.1.Anoutlineoftheminefieldgeology.2.Boundaryandthereservesofmine.3.Theservicelifeandworkingsystemofmine.4.developmentengineeringofcoalfield.5.Thelayoutofpanels.6.Themethodusedincoalmining.7.Transportationoftheunderground.8.Theliftingsystemofthemine.9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine.10.ThebasiceconomicandtechnicalSuncunmineliesinNorthwestofXinwenmine.Therunoftheminefieldisabout6.06km，thewidthisabout4.71km，minefarmlandtotalareais28.4km2.Thefourtwoandfouristhemaincoalseam，Thethicknessofthetwomaincoalisabout3.6mand2.4mrespectively.Thecoalfieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesofthecoalfieldare228.7milliontons.Therecoverablereservesare173.9milliontons.Thenormalflowofthemineis454.2m3percenthourandthemaxflowofthemineis904.2m3percenthour.Themineralgasgushesthedeallower，forlowgasmineralmine.Theminefarmlandinaninclinedminetoexpand.Themaintransportationusestheadhesivetapetransportationopporteunitycoal.Theworkingsystem“four-six”isusedintheSuncunmine.ItproducedSpecialsubjectpartsoftopicsisaResearchabouttheminingtechnologyforcoalandgasTranslationpartofmaincontentsisabout“Studyonmechanismandpracticeofrockcontrolofhighstresscoal目第一章矿井概述及井田地质特 第一节矿区概 一、井田位置及交 二、地形地 三、地表水系分 四、气 五、企业经济状 第二节井田地质特 一、地 二、构 三、矿井水文地质特 第三节煤层特 一、煤层概 二、可采煤 三、煤质及工业用 四、可采煤层顶底板岩 五、瓦斯、煤尘、自燃倾向性及地 第二章井田境界与储 第一节井田境 第二节矿井储量计 一、煤层内倾 二、矿井工业储 三、矿井可采储 第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年 第二节矿井设计生产能力及服务年 一、矿井设计生产能 二、井型校 第四章井田开 第一节井田开拓的基本问 一、井筒形式的确 二、井筒位置的确定采（带）区划 三、工业场地的位 四、开采水平的确 五、矿井开拓方案比 第二节矿井基本巷 一、井 二、井底车场及硐 三、主要开拓巷 第五章准备方式—带区巷道布 第一节煤层的地质特 一、首采区位置及煤层特 二、首采区煤层顶底板状 三、煤层的瓦斯、水文、性、自燃特 四、主要地质构 五、地表情 第二节采区巷道的布置及生成系 一、采区准备方式的确 二、采区巷道布 三、采区生产系 四、采区内巷道掘进方 五、采区生产能力及采出 第三节采区车场选型设 第六章采煤方 第一节采煤方 一、煤层特征及地质条 二、确定采煤工艺方 三、回采工作面参 四、回采工作面采煤机、刮板输送机选 五、采煤工作面支护方 六、端头支护及超前支护方 七、各工艺过程注意事 八、采煤工作面正规循环作 第二节首采工作面回采巷道布 一、回采巷道布置方 二、回采巷道参 第七章井下....................................................................................................................第一节概 一、井 的原始条件和数 二、井 系 第二节采 设备选 一、设备选型原 二、采区设备的选 第三节辅助方式和设备选 一、选择电机 二、设备选 第八章矿井提 第一节矿井提升概 第二节主副井提 一、主井提 二、副井提升设备选 三、井上下人员运 第九章矿井通风及安 第一节矿井概况、开拓方式及开采方 一、矿井地质概 二、开拓方 三、开采方 四、变电所、充电硐室、 五、工作制、人 第二节矿井通风系统的确 一、矿井通风系统的基本要 二、矿井通风方式的选 三、矿井主要通风机工作方式选 四、带区通风系统的要 五、工作面通风方式的选 第三节矿井风量计 一、工作面所需风量的计 二、备用面需风量的计 三、掘进工作面需风 四、硐室需风 五、其它巷道所需风 六、矿井总风 七、风量分 第四节矿井阻力计 一、计算原 二、矿井最路 三、矿井通风阻力计 四、矿井通风总阻 五、两个时期的矿井总风阻和总等积 第五节选择矿井通风设 一、选择主要通风 二、电动机选 三、对矿井主要通风设备的要 四、对反风、风峒的要 第六节安全的预防措 一、预防瓦斯和煤尘的措 二、预防井下火灾的措 三、防水措 第十章设计矿井基本技术经济指 沿空留巷的技术进 1引 我国沿空留巷支护技术的发展历 国外沿空留巷技术的发展历 我国沿空留巷理论研究现 我国沿空留巷巷内和巷旁支护主要形 巷内支护主要形 巷旁支护主要形 沿空留巷围岩控制机 沿空留巷的填充材 沿空留巷填充料技 填充料的配制依据及原 配比成分及作用机理分 填充料混凝土的性能测试方 生产及施工质量控 沿空留巷的矿压规 沿空留巷的阶段性矿压特 沿空留巷上覆围岩活动的分期规 沿空留巷围岩稳定性的关键技 沿空留巷围岩失稳机理与控制技 沿空留巷围岩失稳机 沿空留巷控制技 沿空留巷支护结构可靠度分 巷道支护结构的目标可靠 工程实 支护结构可靠度分析模 巷旁支护可靠性分析步骤的总 参考文 英文原 中文译 位居山东新汶矿业公司腹地，东与张庄煤矿，西与良庄煤矿相邻，南依蒙山山系，北与莲花山相望，柴汶河自东向西流经井田之上。主井井口地理坐标：东径117°40′57″，北35°52′16″9km68km168km。孙村煤矿交通方便，磁（磁窑）莱（莱芜）铁路穿过矿井生产区与生活区，与京沪铁路接轨，铁路可畅通各地。矿井驻地公路四通八达，井田南部有京沪高速公路和蒙馆公路；井田北部在+165～+210m199.5m。300m左右，该河集鲍秋季多东南风，冬季多西北风。据资料知最高风速14.3m/s（1957年10月，最高气39.5（195821.6（5768%。发展的大型企业，是520家重点国有企业和山东省136户重点企业之一，2004年位列中国1000家大企业189位，2005年中国煤炭企业100强第十位。企业信AAA级。新汶矿业的前身为新汶矿务局，建企于1956年，1998年3月改制为国有独资公司，2007年7月成立新汶矿业。总部谓语山东省新泰市。现有在册员工8万人，136亿元。2006176亿元。700m，分三个含水段。34～93m54m左右，与下中奥陶和上覆太原组都为假整合接触，主18#19#薄煤层。砂岩、粉砂岩及泥岩为主，含一灰和四灰两层石灰岩，含煤层（6#～17#）12层，其中可311#、13#15#煤层。65～130m，为陆相含煤段，以砂2#、3#4#2#4#煤层为孙村煤矿的主采煤层。0～15m 1.2158～230mF10断层分为南北两区，构造形态基本属一简单的单斜构造，有宽缓的褶曲，F11、F12F1310°～20°F8及北区西翼发H<5的断层。小型（2<H<5m）断层，40条/Km29829m/Km2。大中型断层（H>10m，2.7条/Km2,2600m/Km2。层；下组煤多表现为S形；断层拐弯或分叉时，落差减小后。2700m，构成主要地表水系，该河为一季节性河3.2m-裂隙及含水性明显减弱，至-210m水平及以下，仅有淋水出现，对开采无影响。层，在-300m水平已成为弱含水层，在-600m水平已干枯无水，在深部对开采无影响。12m15#25.5～70m29.0～61m。12.0m5～25m，露头位于古河床之处，大面富水性明显减弱，在-400m水平以下已基本不含水，因距奥陶系石灰岩较近，稍有断层错15#煤层开采。该层厚800m，在浅部岩溶裂隙发育，富水性强，连通性好，可直接受大气降水补给，交替循环条件优越。-210m水平以上属富水性强的岩溶裂隙承压含水层，断层附近岩溶裂 246～489m2.59%。9.8m1#～4#45.08m5.18%，32#、3#4#4.06m，可采煤层的4.14%。3.47%。（1）2#-300m标高至F104.35m0.7m.2#3#5.0m310.0m（2）3#矸较厚，致使大部地区不可采。3#4#16m。（3）4#6#37m。（4）6#的一部分区域内因受冲刷和侵蚀，存在无煤带。6#11#80m。11#2.2m，自东向西呈变薄趋势。11#13#40m左右。（6）13#3～513#15#13.5m（7）15#43%以上。1-11-21-1厚度000.22～表1- 孙村煤矿深部可采煤层厚度变-600m水平厚度-800m水平厚度-1000m水平厚度1.80～001.62～1.07～1.02～0.65～孙村煤矿井田内各可采煤层的元素组成比较稳定，碳元素含量77.9～84.88%，平均7.95～10.34%10.05%。16mm～20mm之间，11#、13#15#42%，平均胶质层厚度29～40mm之间。各可采煤层的发热量均较高，原煤可燃基弹筒低位发热量均在30.90MJ/kg30MJ/kg，为中高～是良好的动力和民用用煤。各可采煤层的原煤灰分在13～43%之间，为富灰煤。各煤层经1.4液洗选后，精煤灰分均小于10%，为低灰煤。各可采煤层中的全硫分主要为1%，为低硫煤。6#2.5%，为中硫煤，13#15#煤层为高硫各可采煤层中的原煤磷分含量均没有超过0.06%，经过洗选后皆小于0.01%，为低磷煤。表1- 可采煤层煤质指挥发份磷厚（）1.02 45.17 33.890.59 1.70 48.64 35.100.62 2.09 40.65 34.110.45 1.99 39.47 34.880.59 2.34 44.93 33.770.80 煤1.07 47.64 34.421.76 煤1.32 49.19 32.773.60 煤⑴2#4～9m，层间含植物2#2～4m⑵3#1～3m2m。3#2～4m⑶4#4#4～24m13m左右，灰白色或浅灰色，沿40MPa。4#2～3m2m，层理发育，含植物化石。⑷6#6#3～4m3.5m，灰色层理，发育成互层，性脆，11#2m11#煤层底板处有一层粘土岩，遇水呈泥状，厚0.2m左右。⑹13#70MPa，由于受海13#6～7m⑺15#15#2～3m1-4表1- 煤层顶底板岩性特厚度厚度厚度二三四六岩岩6～12个月，2#、4#、11#13#煤层为Ⅲ类不易自燃煤层，3#、6#15#煤层为Ⅱ类自燃煤层。各开采测定结果如下表。表1- 煤层自燃倾向性测定结果煤层工作面全硫（%）密度（g/cm3吸氧量cm3g)自燃等级及倾向性2#22181.071.540.28Ⅲ、不易自燃52131.041.730.27Ⅲ、不易自燃12170.641.480.39Ⅲ、不易自燃3#13170.991.450.43Ⅱ、自燃4#24170.881.500.39Ⅲ、不易自燃6#16133.171.460.47Ⅱ、自燃11111141.771.480.34Ⅲ、不易自燃13#113142.951.360.32Ⅲ、不易自燃15#315141.290.41Ⅱ、自燃（4）经测定，孙村煤矿井田内恒温带深37m，平均温度为161℃。随采深增加，井下地温增加，造成深部开采的热害。地层中的地温梯度在水平和垂直方向上有明显差别，表现在沿井田方向东低西高，沿倾向方向随深度增加而增大，平均220℃/100m。7.82km5.03-6.58km5.5km43.62平方公里。2-10.7m表2- 储量计算厚度、灰分指炼非炼焦褐煤炼非炼焦褐煤最低可采缓斜煤层（倾斜煤层（最低灰分本矿井设计对2,4煤层进行开采设计，它们的厚度分别为3.5m、2.8m，基岩无出露，2,43.5mZzmFZz——m——F————煤容重，t/m3将各参数代入（2-1）2-2Zz2-2

倾角块段面积煤厚 储量

ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22

（2-式 Zg——矿井工业资源/储量Z122b——Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333——推断的资源量；k0.70.8。Z111bZz*60%*70%Z122bZz*30%*70%84.774（Mt）Z2m11Zz*60%*30%79.243（Mt）Z2m22Zz*30%*30%38.618（Mt）Z333kZz*10%*k29.859（Mt）2-2Zg380.354（Mt）矿井设计资源储量按式（2-3）Zs(ZgZs——

（2-50m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下

PHLmr/cos

（2-P’——井田边界保护煤柱损失，万t。m——煤层厚度，23.5m，4r——煤层容重，21.54t/m3，41.50

30m宽作为断层煤柱，则：断层压煤量为：

P2HLmr/

（2-P"——井田断层保护煤柱损失，万t。m——煤层厚度，23.5m，42.8m；r——煤层容重，21.4t/m3，41.4t/m3

Zk(ZgP2式 Zk——矿井设计可采储量ZK

234.7Mt2-35-22条规21.621度，工业广场的在井田的外面，主井副井地表建筑物均布置在工业广场内工业广场按Ⅱ级保护留带宽度为15m2-3井型（占地面积指标（公顷/10240120-45-9-修16180万吨/年。 （3-其中：T--- A----180万吨/ 则：T=290.39×100/（180×1.4）=75.5（年由本设计第四章井田开拓可知，矿井是多水平上山开采，水平在-200m、-400、 ，水平服务年限即为全矿井服务年限，为75.5年。3-1（万25°-600300-120-45-本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在+150m，最深处到-1550m25m4-1。21°25m，无流沙层；水输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原则沿井田的有利位，免穿过村镇居民区古迹保护区陷落区或采空区洪水浸入区尽量避免桥涵工程，，附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理本矿 长度较大地势平坦，煤层埋藏较浅，表土层较薄，主副斜井井口在井矩形，长边垂直于井田。根据制图规范1：5000的图按400m*540m绘制。2，4号煤层，其它煤层属中厚煤层且是稳定煤层，2，4号煤层属21度，煤层南部有露头，煤层埋藏最深处达-1550m，垂直高度达1700m200~350m，350m200m两种。方案四：立井多水平上山开拓（集中岩石大巷）方案一综合开拓（集中岩石大巷方案二立井多水平上山开拓(集中岩石大巷方案三综合开拓（方案四立井多水平上山开拓（分煤层大巷134134-2、4-3、4-44-131长度单价元南翼风井南翼风井煤量/万距离费用/元总计/4-3长度度度度度场度煤量/万距离费用/元总计/4-总费用/1、314号煤层底板岩层中，两个3中是采用煤层大巷分煤层开采，期费用较高，开采流程较复杂，增加了两条煤层和一套上山。由于两煤层距离较近，1。242长度单价元242长度单价元小计/煤量/万费用/000000升小计/总计/4-244长度度度度度伸伸度伸伸小计/煤量/万距离费用/000000小计/总计/4-总费用/42。124-12工程量单价/元m^-费用/0000集中大0000集中大共计（前期+期4-工程量单价/元m^-费用/0000集中大0000集中大00共计（前期+期4-1煤量/万距离费用/元涌水量服务年限小时单价/费用/总共/4-2煤量/万距离费用/元00001小计/服务年限小时单价/费用/元4-12费用/百分率费用/百分率期总费用/12初期建井费用少8%14.09%。由于基建费的计算误差一1，及综合开拓。（1（2位于矿井工业场地，担负全矿井1.8mt/a的煤炭。井筒内装备两对20t箕斗。井62.21m24-3。4-5。位于矿井工业场地，担负矿井东区的全部回风，井筒净直径为6.6m，净断面面积为34.21m262.21～65.04m249.02m2550m4-5位于矿井工业场地，担负矿井西区的全部回风，井筒净直径为6.6m，净断面面积为34.21m262.21～65.04m249.02m2500m，4-5。4-34-4 井4-5井 井筒直 6井 100净断面 28.27 41.25 52.81井筒支 钢筋混凝土井壁表土段1100mm基岩段600井底车场铺轨以矿车辅助，大巷辅助为电机车，井底车场布如图4-6。2400×150×15（mm100m。10m25m40004-74-8,4-9

输大巷、轨道大巷布置在岩石中。采用XK8-6/110A蓄电池式电机车辅助，胶带观，局部构造带采用U型钢支护。1）大用人行道。大巷宽度可由下式计算： b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1200+120=1320d2——电机车的宽度，d2＝1350d3——c——1014mm =5000大巷的断面和特征表如图4-8，石门选用的断面与大巷相同辅助大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道B2=a+b+d1+d2+c a——1014b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取580mm，采区巷道300~500mm656mm；d1、d2——电机车的宽度，d1＝d2＝1350c——电机车的间距，630mB2= +630=4-9(净掘宽高工程量(根图4-8大巷断面图和特征 断 断面净掘宽高每米工 工程量(根—24.4m二、首采区煤层顶底板状40MPa2—4m井田属低瓦斯矿井，低二氧化碳矿井。22.40m3/min，属于524m3/h904m3/h。根据沈4#30m4#煤层中。这样本设计矿井大巷布置在岩层中，辅 采用电机车5m的小煤柱。1500m193m200m5.0m宽，3.5m水平的十、十二和北一采区，再采四水平的十四、十北三采区，再采五水平的北五、22014201采区内各工作面采用U型通风系统，即：轨道平巷进风，经工作面从平巷回风采区到回采工作面的辅 平巷，再到工作面。采区道布置如图5-1采区内区段平巷铺设B=1400mm的胶带输送机，经上山煤炭到大巷胶带运输机，采区内辅助采用电机车，材料车从井底车场出来，经辅助大巷、上到回采工作面的辅 平巷，再到工作面。采区道布置如图5-11）煤由工作面刮板机→平巷机、破碎机→区段平巷胶带输送机→采区煤2）辅助系统工作面设备材料路线如下地面→副斜井→-200m井底车场→轨道大巷→采区下部车场→上山→采区上部车场→采区2201工作面路线为副斜井→井底车场→轨道大巷→采区车场→轨道上山→区段轨道平巷→工作面→区364.0m330天。

330HLanC

（5-A0——n——8次；5-1得：0A3303.51.542000.880.931062.12Mt0A——

（5-K2——1.1；把数据带入5-2得：A11.12.122.33Mt1.8Mt/a2.33Mt/a，完全能够满足矿井的产量则：采区采出率5-2。5-35-4在上山上部设有绞车房。绞车房位置应选择围岩稳定，无淋水，矿压小，和易于井底变电所至采区的供电系统电路压降较大，为保证采区正常生产，需布置采区变电所。采区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易，无淋水，易于搬迁变2#4#3.5m、2.8m，煤层倾角12～28°，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。两层煤的容重分1.54t/m3、1.50t/m32.7m3/.d，该采区属于低瓦斯采区。煤尘性指数在28%左右，属于有煤尘性煤层。2#煤层的直接顶板为粉砂岩，部存在泥岩伪顶，深灰色，易碎且厚度变化较大。直接顶板之上的基本顶是灰白色中粒4～9m，层间含植物化石，侵蚀面附近为红色砂岩，性脆，易冒落，不稳固，强度明显降低。2#2～4m，含深灰色植物碎屑化石。4#4～24m13m左右，灰白色或浅灰色，沿井田自西向东变为砂页岩互层、细砂岩和粉砂岩，致密坚固，单向抗压强度多大40P。4#2～3m2m，层理发育，含植物化石。2.0~3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率93~97%以上。含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。设备是影响工作面长度的主要因一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150～220m200m1500m3.5m2.8m。区段平巷寸（宽×高）为5000mm×3500mm，区段轨道平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm6-1-6-1-1序 项 设备型 备 采煤 MXA- 支 刮板输送

0.5kW·h/t，则：

（6-

（6-无链双牵引采煤机，详细技术特征见表6-1-2：6-1-2 型MXA-采m截mmmm量mm Q——采煤机小时割煤量，t/hv——4m/minM——3.5mγ——煤的体积质量，1.54t/m3η——0.91000t/h。采用张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。采向割煤工艺方式，6-1-3:6-1-3 型号 tmV（1）（2）（3）（4）50m6-1-1所示。 A2

AA2 2

A AA A 26-1-1并参照矿上实际使用情况，选用煤机厂生产的支撑掩护支架及其相配套的端头支架。3134140架，采用支6-1-4 mtm 表6-1-5液泵站技术特征项 技术特型 个3VL6-1-6项 技术特型

（6-Hmax

（6-a——50mmb——50mm估计法，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压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压情况未知，为8 M——3.5m；γ——2.7t/m3；经演算，P80%供液由RB125/31.5液泵提供，液泵压力设计为31.5MPa3支护。其优点是支护方便、安全；为6-1-7项 单 规mmmt工作面采用FLZ38－20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m800mm。30m800mm木垛必须用柱帽、木楔背紧。800mm的戴帽点柱（用单体柱帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m当在拉动端头架、推动机、拖拉2.0m处，班50m70m以外。mm循环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间不能有明显错差（2/3200mm。50m3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。①在各点落煤处加设缓冲装置4m/min150～200mm④机组要掌握好采高，严禁割底割顶⑥在分带斜巷皮带机头处加设除铁器⑦各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统顶板及矿压观测措作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m加强，对于失4.0m10m6-1-8。6-1-8序

生产一 生产二 检修 刮板输送机 转机泵 机3733398工3349 员工11电工看 工库工--33机 员3339合计循环产量按下列计算

Q2L2SM2

（6-（6-（6-Q1——3.5mQ2——L1——3.5m采高段倾斜长度，m；L2——工作面过渡段倾斜长度，m；SM1——M2——3γ——Q1=(200-20)×0.8×3.5×1.54×0.93=721.829Q2=20×0.8×3×1.54×0.93=68.7461工作 长m21工作 长m2m3°4 m56m7t8个89tm3/万1kg/万t/%元m1平巷布置1400mm宽的皮带运煤，平巷布置排水管路和动力电缆。 2各平巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3m3.65m19.35m217.5m2为Z2360（后放28mm1300mm。钢筋托梁规格：采用Ф16mm100mm4.8m，规格型号为Ф16—4800—100—6。150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。1m7800mm250mm，长度2.0 为M16，规格型号为Ф18—M16—2000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120×120×6mm200×300×50mm3010°网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.0×1.1m；工300mm800mm15°。3m区段平巷和区段回风平巷支护断面图如图6-2和6-3180万矿井工作制度为“三八”1633021°1.54t/m32.6煤炭系工作面→区段平巷→采区上下山→采区煤仓→大巷→井底煤仓→主斜井辅助系副斜井→井底车场→轨道大巷→采区轨道上下山→区段平巷→工作面矸石系第二节采区设备选3必须注意尽量减少的次数不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况1；机型号为SGZ-830/500机型号为PF4-1132；破碎机型号为Wb1418；区段平巷和采区上山皮带型号为SST。设备技术特征见表7-3。； SST型皮带技术特 V 2、能力验力为2500t/h，机的生产能力为2500t/h，破碎机通过能力为3000t/h，平巷皮带通过3 n——一次提升串车数，辆；q——矿车装载质量，kg；Ab——=392

(T135)232Lv

（7-式中：L1——650m

vm=3.25m/s)7-4。 mm第三节辅助方式和设备选。机车能行驶的坡度有限制，轨道坡度一般为3‰，局部坡度过30‰。30m3。轨道大巷内采用架线式电机车牵引小矿车。小矿车选用MG1.7-9A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-9/550型7-26A1.57-3。 ZK10-T m7 N最型ZQ—V台2 1.5吨固定厢式矿项型容tt轨轴质1.8Mt/a110.0616330天。矿井开拓方式为综合多水平开拓，水平标高-200m、-400m、-600m、-800m、-1150m25°，15.5m2,25°1003米，表土层段掘进断面面积为21.7m2,基岩掘进断面面积为17.1m2,主斜井采用胶带输送机提升，副斜井采用绞车1.8Mt/a，属特大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机，提运1003m，装备一台B=1400mm，V=4m/s,α=25°的钢绳芯带式输送8.1。 ST250041CSTCST750KV21063t/h，主斜井输送机能力为1600t/h,两者之差为537t/h，在主斜井井底设置一垂直圆断面井底车辆：5t1.1t3m32.93t套设备不可拆最重件——连续采煤机主机底盘质量.

5.49t钢丝绳：提升支架等重型设备，重载侧选用680GB/T8918-1996型三角股钢丝绳1根；提升物料及下放支架，配重侧选 351GB/T16269-199618.2 351GB/T数量（根11直径单位质量抗拉强度破断拉力2JK-3.5/28E8.3 滚筒直径滚筒宽度22最大静张力最大静张力差变位质量最大速度天轮：选用TSG3000/203m2781kgYR5003-101.8958kg.m2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 505GB/T16269-1996型面接触钢丝绳1根选用Y315L1-6型8.48.5 505GB/T数量（根1直径单位质量抗拉强度破断拉力 卷筒直径卷筒宽度牵引力比提升速度牵引力比提升速度运行速度1m/s，运送人员能力为300人/h。斜井乘人器的主要技术参数见表8.5。 12绳轮直径3钢绳型号、直径6×7-20.5-147-特-光-右交456最大静张力和7名义绳速18功率转速9器5.5km43.62平方公里。井田内部分煤层赋存稳定，设计可采及局2、41.8m/a为大型矿井，服务年限为101a。瓦斯涌出量为3.05m3/min，属低瓦斯矿井，且煤尘有性。350m，为进行高产高效矿井设计开采10m16056t/d6.4m，采煤机选用SL300（AC）0.8m8刀。9.1 12×9002SGZ-830/500SGZ900/1050（送机3SZZ-1000/375375PCM200200SSJ1200/3×315胶带46000～6250400509.2。 初期投资较区的漏风较通风路线建井期限略向长度并不较浅长度不大，煤层较4km通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件，水平标高为-520m。煤层为近水平煤层，以八里铺断层为界分东区和西区，分别布置数个带区，共十五个带区。矿井年产量4.0t，为大型矿井，井田长度大于4km，煤层倾角小，为水平煤层，煤层有自然发火倾向，煤尘有性，瓦斯涌出量小。再结合矿井实际，前期采用并列式通风方式，后期再在西部开凿一个回风井。抽出式主要通风机使井下处于负压状态当一旦主要通风机因故停上运转时井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；，压入式主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机停转时压力， ①能够有效地控制带区内方向、风量大小和风质③的稳定性高12°⑤工作面回中沼气浓度不得超过⑥必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）⑦要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通⑧机电硐室必须在进度中，上行风须把引导到最低水平，然后上行，路线长被地温加热程度大，下行风设备在回风巷运转安全性差故采用单巷进风，单巷回风，工作面通风可选的通风方式有：U形、Y形、偏Y形、H形Y形、HU2条斜巷。巷道掘进采用综掘10m，为U形通风方式。1.2根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷中沼气的浓度不得超过1％的Qai放=100qgai×Kai 式中：Qai放——第i个综放工作面实际需风量，m3/min；Kai——Kai＝1.5。qga104550.42/（604）3.05（m3/min=100qgai×Kai=100×3.05×1.5=457.5（m3/min取为：Qai放=458（m3/min按式（9.2）Qai放=60×Vai×Sai× （式Vai——回采工作面风速，取Vai=1.5m/s（9.3Sai——iKwi——第i1.4....23取为：Qai放=214（m3/minQai放=4×Nai （式4——4m3Nai放——i78人。故综放工作面风量：Qai放=4×78=312（m3/min=214（m3/min4.0.25m/s4m/s的要 （ 式中：Sai——i个工作面的平均断面积，m2。对于综放工作面：Sai251.55m3/min≤Qai放由风速验算可知，Qai放=2114m3/min符合风速要求。按式（9.6）Q备=0.5Qai （式Q备——备用工作面所需风量，m3/min。

.73根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风中沼气的浓度不得超过1%的要求计Qai掘 （式式中：Qai掘——iKai——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai＝1.5。qgai=909×0.42/（60×24）=0.27（m3/minaa...53Qai掘=4×Nai （式4——4m3Nai掘——第i70人。故综掘机掘进工作面风量：Qai掘=4×70=280（m3/min）Qai掘

15×S掘≤Qai掘≤240×S （式式中：S掘——S掘=15m2225≤Qai掘由以上验算可知，Qai掘=280（m3/min）按量验Qh岩 （式式中：25——使用1kg的供风量消耗量为96kg/100m2，所以一次用量为96×14.3/100=13.7kg。Qh岩9×Sj≤Q岩掘≤240×Sj；129≤Q岩掘≤3432 库10%计算。∑Q=K×（∑Q采+∑Q备+∑Q掘＋∑Q硐）/90% 式中：∑Q——矿井总风量，m3/min；∑Q采——∑Q备——∑Q掘——∑Q硐——90%——其它巷道所需风量之和按矿井总需风量的10%计算m3/min。则：∑Qmin=1.2×（2114 根据矿井人数计算，按式（9.12） （式中：N——N=400则 Q=4×N×K=4×400×1.2=为5965.6m3/min，在矿井通风时期为6796.5m3/min。所配的风量必须符合《规程》中的有关规定，总回中的沼气和二氧化碳的浓1.5m3。及《规程》中关于最高、最低风速及粉尘浓通风容易时期和时期的确1.2就是各用风地风量为：Q放=2114×1.2=2536.8m3/min；②备用工作面：Q备③综掘机掘进面：Q连掘=280×2×1.2=672m3/min（通风容易时期Q连掘=280×3×1.2=1008m3/min（通风时期④岩巷掘进面：Q掘=343.2×1.2=411.84m3/min（通风容易时期Q掘=343.2×2×1.2=823.68m3/min（通风时期⑤充电硐室：Q充⑥库：Q火⑦机电硐室：Q机电⑧变电所 ⑨其它巷道：Q其它=497.13×1.2=596.56m3/min（通风容易时期Q其它=566.40×1.2=679.65m3/min（通风时期。9.5 （通风容易时期（通风期12.023辅助巷4主大5巷67巷8990%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。294010%计算，扩建矿井宜按15%计算；通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为时期9.11→2→3→8→9→10→11→7→17→18→风井→199.21→2→20→21→22→23→24→33→18→风井→19地面；hfr （hfr——（m（m（m3/s4通风容易及时期风网图（如图9.3，图9.4）9.69.7。9.89-3图9-4时期立体9-5图9.4通风时期通风网 LUSQv1-22-3-8-69-10-511-17-18- 称式LUSQv1-2场2-20-21-22-23-24-33-18-8 阻力 式中：1.2、1.15——局部阻力的系数； 9.9 总阻力f矿井通风总风阻计算：R=hr/Q （式f矿井通风等积孔计算：A=1.1896/R0.5 式中：R——矿井风阻，NS2/m8；（1）总风阻为：R=hrmin/Qfmin2=1087.07/（5965.6/60）2=0.11（NS2/m8（2）总等积孔：Armin=1.1896R0.5=.1896/0.105=3.59（m2hrmax1087.07（P总风阻为：R=hrmax/Qfmx2=2486.42/（679.53/60）2=0.19（N2/m8总等积孔：Amin=1.1896R0.5=.1896/0.10.5=2.7（m2hrmax2486.42（P通风容易时期和通风时期的等积孔见表 等积孔 等积孔矿＜11～2＞22m20.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。hn=H×(r1-r2 （hn——自然风压，Pa；r2——回风井中的密度，kg/m3；g9.12。 冬季(kg/夏季(kg/hn冬为：hn夏

hn冬=520×(1.22-1.21)×hn夏=520×(1.19-1.20)×9.8=-hfsmin=hrmin-hn冬+h风硐 式中：hrmin——通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn冬——容易时期帮助通风的自然风压，hn冬h风硐――20～5050Pa。故：hfsmin=1087.07-51+50=1086.07（Pa）②通风时期，考虑自然风压与主要通风机通风作用反向，主要通风机静风压hfsmax=hrmax+hn夏+h风硐 式中：hrmax——通风时期矿井通风总阻力，Pa；h风峒――20～50Pa50Pa。故：hfsmax=2486.42-51＋50=2485.42（Pa） （式中：Qf——实际风量，m3/s；Qf9.13 ff0.091（N·S2/m8时期：Rfsmax=hfsmax/Qf1max2=2485.42/124.62=0.16（N·S2/m8ffff通风容易和时期风阻见表9.14 根据以上数据，在通风机特性图表上选定风机，该矿井东区前后期风机型号均2k58-1No.302K58-1No.309.15 角2K58-容易困难初期 （式后期 （式9.5式中：Nemin——通风容易时期电动机的功率；ηtr——ηtr=1；ηe——0.9～0.94；ke——电动机容量备用系数。取1.1～1.2。 Nemin==402.39（kWe435.13∙1.2/（.94∙1）55.48（k根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速选择型号为T630M1-和T630-49.16 时期困难T630-5%15%；1117条有关规定；危及井下工人的生命安全，我国《规程》规定要求在10min内能把矿井反转过来，而60％。本设计采用反风道反风，即在出风井另开反风道，安第六节安全的预防措60m200m。①水袋组量按巷道断面积计算不得少于200L/m2，隔爆水袋应采用60L容量，1.6m,20m453个水袋；50%；S＞10m265%。水袋之间的间隙与水袋同巷壁之间的间隙之和不得1.5m1.8m1.2m；（勾尖与勾尖相对井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统6～8个月。据平顶山现有生产矿发火都是在工作面停采以后，在停采线或采线附近着火。针对以上情况。3下煤层虽厚但一次采空，故仅对停采线附近喷洒阻化剂进行防火。④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时 12层23m4°9°-31°（56d班278a9a低m个1个1mmm个21.5t刀8mt元专沿空留巷（gob-sideentry-retaining）采煤工作面后沿采空区边缘原回采巷道。为了沿空留巷可以最大限度回收资源。避免煤体损失。沿空留巷一般可使采区采出率提高10~20%，有些矿井甚至提高25~30%;沿空留巷可使巷道掘进率降低25~33%，而有些矿井降低的幅度高达40%的一项重大，此项技术不仅是合理开发煤炭资源、提高煤炭资源采出率、延长矿井服山进行采煤方法、实现前进式和往复式开采、实现Y型通风方式、治理工作面瓦斯超限难题的最有效途径，其技术优势和经济效益显著。沿空留巷技术自20世纪50年代在我国开始使用以来，一直是我国煤炭开采的重要技术发展方向。到目前为止，我国在沿空留巷理论与技术研究方面做了大量的工作，在条件较好的薄及中厚煤层采煤工作面的题，使得一些矿井在应用沿空留巷技术时没有取得预期的效果，甚至留巷失败，从而限、2050115m采用木棚支护，其存在着矸石的沉缩量大、巷内支架变形严重工作量大、工人垒砌矸石的工效低、劳动强度大、安全性差等问题，其应用范围受到极大限制。、206060115~215m厚的煤层中应用密集支柱、木垛、矸石带、砌块等作为巷旁支护，巷内多采用木棚、工字钢梯形支架支护，沿空留巷取得了一定成208090U90应大断面沿空留巷的要求，在90年代中后期，沿空留巷技术应用范围又呈减少趋势。21者在厚煤层综放工作面进行了沿空留巷技术试验研究[1]，如潞安矿务局常村煤矿S2-6固网技术，进行综放大断面沿空留巷试验，并取得初步成功。60年代引进使用，那时候因为经济基础等因素影响，所采用的方法都没有广泛适应国外沿空留巷研究已有较长的历史，较有影响的理论是英国南威尔斯大学斯麦脱(Smar)于1982年岩梁倾斜理论。理论认为巷旁支护对巷道基本顶起控制作用主张用控制巷道煤柱侧和巷旁支护侧的顶板下沉量，即控制顶板倾斜度的方法作为设计巷旁支护工作阻力和可缩量的依据教授等根据煤层顶板特征和弹塑性力学的有关理论，将长壁工作面沿空留巷的煤层顶板简化成了层间结合力忽略不计的矩形/叠加层板0，认为沿空留巷支护载荷只与短支承边界的载荷有关。教授等研究认为，巷旁支护阻力大小应根据块体不同时期的平衡条件推导出不同时期的巷旁支护阻力的计算巷带的支护强度和变形能力进行了深入研究，提出了使沿空留巷巷道保持稳定的整体浇注护巷带支护强度与变形的理论计算方法，进而对沿空留巷整体浇注护巷带的适应性进件UDEC在保证顶煤及顶板稳定前提下，合理利用围岩移动规律，确定合理充填方式和充填体强度，既能保证充填体稳定，又能达到很好的留巷效果。朱川曲教授等根据综放沿空留巷围岩变形大且围岩力学参数中有许多随量的特征，阐述了其支护结构可靠性分析的必要性。应用工程结构可靠性理论，建立了综放沿空留巷支护结构可靠性分析模型，得改善锚固体及充填材料力学性能等措施，可达到提高综放沿空留巷支护结构可靠性的目-巷旁锚索加强支护，建立了考虑巷帮煤体承载作用和巷旁锚索加强作用的沿空留巷力学模目前我国沿空留巷巷内主要支护形式有以下几种：（1）（3U（4）（5）（6）（2）（3）（4）（5）沿空留巷从空间上使巷道处于开采后应力重新分布的低应力区，但从时间上无法避烈，巷道难度大.但沿空留巷具有煤炭回收率高、回采工作面衔接合理、巷道掘进80～100m/月的煤与瓦斯突出煤层，采用沿空留巷可以解决采掘紧张的难题.因而，沿空留巷一直是煤炭开采技术的重要发展方向烈变形，同时希望巷旁支护成本低廉，这些特动着巷旁支护技术的发展.按力学特..;缺..;缺点是矸石带的可阻速度快、切顶效果好;缺点是可缩量较小、成本较高、构筑巷旁支护的劳动强度大，密闭采空区效果较好，适用于顶板中等稳定的薄及中厚、中硬以上的煤层.传统的巷旁械化程度缺点，不利于巷道和防止采空区漏风与自燃发火，所以长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层，条件或厚煤层中难以发展，多采用沿空掘巷。膏体材料巷旁支护由胶结料与矸石加水搅拌混合均匀形成膏体状充填材料、经膏体充填泵泵送、输送到回采工作面后方由模板构筑的充填空间内凝结而成.以矸石为集料的膏体材料在保留高水速凝材料力学特性的基础上显著降低巷旁支护成本，并能利用大量矸石，其中矸石占固体材料总重的85%以上，材料成本可以控制在90元/m32.5∶1190元/m3.250kg/m31600kg/m385%1.4h0.6MPa1d1.9MPa6d4.2MPa以满足切顶要求.膏体材料巷旁支护的塑性变形特征显著，在载荷达到峰值强度后，并.载，仍保持较大的支撑力，有效巷道。/0/0沉使沿空留巷煤帮作为/0帮位移和巷旁支护上方顶板完整性乃是控制沿空留巷巷道围岩大变形和沿空留巷成功的关键。沿空留巷围岩结构模型见下图为了提高采区回采率，在采煤过程中不留护巷煤柱而用填充料浇筑混凝土墙代替煤间，达到充分密实并获得最佳的力学性能。填充料试验研究以煤电公司屯兰矿18205工作面为试验对象，由该矿根据填充方式、性能指标及环境条件为依据进行配置及试验。填充墙体长宽=2.4×2.5×3.5m，进行远距离泵送，最长水平泵送距离为600m。入模后达到自动密实，4小时后进行墙体拆模。所谓填充料的配置是将粗细骨料、胶结材料（水泥、粉煤灰）和外加剂进行合理的选择与搭配，使拌合物的屈服应力小于自重产生的剪应力，混凝土流动性增大的同时又具有足够的塑性粘度，令骨料悬浮于水泥浆中，不出现离析和泌水问题，实现自密实，同时满足泵送要求。混凝土拌合物可以看成是粘、弹、塑性的宾汉研究的本质是发挥各组成材料的性能，建立 的统一体：大流动性与抗离析、低水灰长的、良好的压缩变形性（高弹性模量）与抗裂性之间的等。配置的关键是新（KY-M）新型矿用外加剂采用多功能、复合化的原理进行专门研制，包含有活性矿物质、膨胀、减水、增粘、保塑、调凝、引气和早强等多种组分，以满足填充料混凝土的工作性能和硬化体力学性能要求。该外加剂中促凝成分将混凝土初凝时间调节为2h，满足远距离泵送的时间要求；早强、减水成分可提高水泥胶砂早期强度，4h度收缩，以提高抗裂化性能；增粘、保塑成分可显著改善拌合物的工作性能，在半小时内坍落度、扩展度无损失，16cm10cm；匀，提高耐久性和压缩变形性能。5～10mm2530kg/m31511kg/m32.52.8%占砂浆的体积比控制在一定范围内，以达到硬化后力学性能指标最优。拌合水采用饮用水。由于填充料拌合物的工作性对水胶比非常敏感，所以水胶比过大，易发生离析现象，硬化后孔隙率增大，密实度较差，影响抗压强度与弹性模量；0.46～0.6范围之经过现场模拟试验，最后确定填充料混凝土配合比如下：填充料混凝土的工作性要用两种测试方法进试：坍落流动度试验和L型仪流动50cm的时间Td50和最终扩展度D1min土自垂直部分通过流向水平部分，测量混凝土流动到50cm的时间TL50，并量取拌合物在箱体水平部分的坡度f（GB/T50081）100×100×100mm100×100×300mm验方法》（GBJ82）28d21228d0.8%，矿物掺合料0.8%，1.5%1%0.2%。6.6.2过螺旋输送机直接输送到德国普茨迈特公司生产的B02-E混凝土泵，最后按配比要泵送填充料管道应进行合理的布置，采取降低泵送阻力的措施。尽量选用，少用胶10m。填充料应在其高工作性能状态前完成泵送和浇筑，应在120min内完成浇筑工作。巷旁填充模板采用ZZHCY型巷旁充填侧模板支架后模板支架和YZM型支护模板。目测，发生可见波动时，及时加以调整。境和混凝土内部的温差过大，以保证填充料混凝土的体积稳定性。性特征，各阶段围岩的稳定及变形特点不尽相同。第Ⅰ阶段:巷道开掘后，破坏了掘巷前的原始应力状态，巷道围岩内出现应力集中，在形成塑性变形区的过程中，围岩内巷道显著位移。随着掘后时间的延长，围岩的变形速度将日趋缓和，而且围岩应力重新分布趋向稳定。第Ⅱ阶段:受回采工作面的影响，支承压力不断增长，巷道围岩的应力再次重新分布，进入重新调整阶段，此阶段内围岩塑性区显著扩大，围岩变形急剧增长。在工作面后方附近，回采引起的支承压力和巷道的围岩变形速度都达到最大值。远离工作面后，随着时期的围岩稳定及变形有很大影响。第Ⅲ阶段:道处于采空侧应力低值区，但围岩已发生大范围破坏，仍保持一定速度流变。“二期破断”“二期破断”“后期活动”，后期活动会加剧沿空留巷上覆岩层的平移下沉以及巷道煤帮的挤出，使巷道煤帮内的支承压力范围加大。巷道支护(包括充填体支护)顶不住由于岩层后期活动而引起的平移下沉。在后期活动过程中，改变支护阻力的大小，对上覆岩层的平移下沉几乎没有影响。改变边界支护方式，可以改变下位岩层的垮落边界位置，进而改变整个垮落由于巷道所处的应力环境呈现明显的不均衡性，沿空留巷围岩小结构的变形与破坏也将呈现非均匀的特点，可归纳为几种形式。顶板诱导型破坏:缩状态，当巷道掘进后，顶板所的压缩能量将释放，此时如果不提供有效的掘巷稳定期间，煤帮的变形主要由大约1m范围内围岩的变形破坏引起，受采动影响4导顶板向实体煤侧发生倾斜而垮落。底板诱导型破坏:沿空留巷底板岩体的力学性能相对15m以内的岩层很帮必将因下沉量过大而引起破坏，造成巷道围岩失稳，称之为底板诱导型破坏。根据沿空留巷的特点和围岩结构变形破坏机理，保持沿空留巷围岩稳定性的关键技术为:巷旁支护的合理设计:岩层发生离层前，及时进行支护，适应关键块的回转下沉使顶板岩层首先沿巷旁支护外侧采空区侧切断，垮落时对所架设的巷道支护的冲击较小，支护的变形也较小。及早进行巷旁充填和支护，以保证支护具有较大的初撑力，形成合合理支护:实体煤帮是沿空留巷的主要承载体，又是关键块回转的支点，其下沉与变形巷道顶板的合理支护:沿空留巷的顶板一般比较破碎，稳定性较差，应通过合理的锚杆巷道帮角:它们之间的不同点在于采场顶板随工作面推进，老顶在初次失稳后处在周期性失稳的运体，另一侧是采空区的特殊地段，而且老断后岩块形成的结构也类似工作面回采后，原巷道将失去煤壁的支撑，上覆岩层发生剧烈运动，老顶发生断裂并在沿空巷道上方形成“悬臂梁”结构，如图1(a)所示。由于沿空巷道处在移动盆地倾斜剖面的边缘部位，在一侧煤壁的支承条件下，老顶岩层受到拉伸与压缩作用，在煤壁上方产生裂隙，随着裂隙向下发展，“悬臂梁”老顶断裂成岩块A和岩块B，并向下回转与早期断裂的岩块即“砌体梁”结构，如图1(b)所示。从沿空巷道上方老顶断裂前、后形成的“悬臂梁”“砌体梁”结构中可以看出，沿空B的运动决定着沿空留巷B帮和岩块C两个支点便需要来承载这部分载荷。如果两支撑点中的任一支点支撑不了分担的载荷，岩块B就会发生运动。另一方面，如果两支撑点均能支撑起各自的分担载BB同样会发生运动。根据上述分析，沿空留巷围岩的失稳机理有如下四种:（1）沿空巷道煤帮无论是老顶断裂前呈“悬臂梁”是断裂后呈“砌体梁”“悬臂梁”“砌体梁”结构的形成过程中，老顶的断裂与下沉是不可抗拒的。正是由于老顶断裂形成的岩块B块C成为岩块B的另一个支撑点。如果开采的煤层厚度大，伪顶、直接顶厚度小，煤层回采后冒落的矸石少、充填高度低，岩块C的下沉空间便会很大，致使岩块C与岩块ABB与岩块C不能铰接形成?砌体梁?结构，导致岩块B以煤帮侧为支撑点，发生回转失稳。(垮冒失稳在巷煤帮和岩块C两个支点能支撑起老顶的时候，如果留巷巷道宽，老顶受断层等地B的回转挤压下发生冒落“悬臂梁”结构或形成“简支梁”选择合理的巷内支护技术，加固煤帮防止切顶，增强巷道顶板的强度防止老断和伪顶、直接顶冒落;增加采空区侧支护(即巷旁支护)，增加支撑点，分担煤帮和岩块CB“悬臂梁”结构变成“简支梁”结构;同时，在工作面采动影响范围内选择简单、有效的巷内辅助支护，弱化采动应力的影响，防止巷内基本支护主要是加固煤帮和留巷巷道上方顶板的完整性，防止切顶和冒落方面着手[6]大变形支护。U型棚虽然有较大的可缩量适应围岩大变形的特点，但不能深入到围岩内载强度，形成具有一定强度和刚度的承载层;同时，将上覆岩层的垂直应力转移到巷道应力场，更好地煤帮和顶板的完整性和稳定性，防止顶板及下位岩层的离层、错动巷旁支护虽不能控制顶板岩层的活动趋势，但可以与岩块C一起或代替岩块C成“简支梁”结构。而且巷旁支护如果初撑力大、支护及时，不仅可以岩块A与岩块B的断裂，而且能过早地分担老顶和上覆岩层的木垛、密集支柱、矸石带、砌块是的支护，提供不了主动承载能力，只有当老顶断度能将老顶悬吊在这层硬岩层上。密集点柱，施工简单，但是高围压条件下支柱容充填能力可达15m3/h，保证了沿空留巷巷旁充填墙体紧随工作面及时快速构筑。沿空留巷从开始到留巷将经受掘进和开采动压的影响，特别是煤层开采时动压影响，持续时间相对较短等特点，增强支护必须要具有很强的支撑力和很大伸缩量，来适应沿空留巷围岩的动压力学特性，达到弱化开采扰动影响，控制顶板断裂和跨冒的作用;同时要具有成本低、操作方便、省时省力等特点，动压过后回收和重复利用，降低支护成本。单体支柱由于生产厂家多，不同支撑力、伸缩量的号多，体积小，6沿空留巷围岩稳定性的因素很多，如围岩岩性、地应力、巷道断面形状和尺寸、直接顶和老顶的强度、充填体宽度、煤层厚度、煤层倾角等，这些参数都具有很大的变异型、松动圈模型、悬吊理论模型、组合梁模型、压缩拱模型、围岩强化理论模型等，不同的力学模型涉及到不同的随量，得出的支护荷载也不同，导致支护荷载的变异性较大。而巷道支护结构和支护强度的不确定性，会造成不同的巷道破坏形式，加大支护荷载的变异性，很可能使得巷道支护达不到设计的安全水平。本文采用校准法，首先512(5)工作面下机巷具体的围可靠度的确定一般考虑以下几个因素:济承受能力。由于结构可靠度指标很难用基本随量的统计参数表达，因此，采用年Pf1*10－4是较安110－51×10－6710－4函数Z是由多个基本随量组成的非线性函数，根据概率论中心极限定理，Z的分布随着随量数n的增加而逐渐趋于正态分布，当n较大时，可认为Z的分布为正态分布。因此，有可靠度为z512(5)+19.0～+25.5m195m；C151.31m20°，煤层赋存不稳定。直接顶为泥岩，平均厚1.5m“Y”巷标高-780m“++钢+金属网”支护形式，锚杆规格为Ф222500mm20MnSiII级螺纹钢锚杆，锚索规格为Ф17.8×680