平煤股份二矿1.2Mt-a新井设计-高瓦斯煤层冲击地压的防治及应用

题目：平煤股份二矿1.2Mt/a新井设计高瓦斯煤层冲击地压的防治及应用摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4.井田开拓；5.准备方式——盘区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。一般部分为平煤二矿1.2Mt/a新井设计。平煤二矿开位于河南省平顶山市，交通便利。井田走向（东西）长约4.83km，倾向（南北）长约5.84km，井田总面积为25.44km2。主采煤层为四21（戊10）煤，倾角2~17°，平均7°。煤层平均厚度为3.45m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为187.7Mt，矿井可采储量136Mt。矿井服务年限为81a，涌水量不大，矿井正常涌水量为548m3/h，最大涌水量为1070m3/h。矿井相对瓦斯涌出量为5.94m3/t，绝对瓦斯涌出量为绝对瓦斯涌出量为16.49m3/min，属于低瓦斯矿井。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井单水平开拓；方案二：立井两水平开拓；方案三：立井单水平，暗斜井延深开拓；方案四：斜井两水平开拓。通过粗略和详细技术经济比较，最终确定方案四为最优方案。一水平标高-300m，二水平标高-580m，整个井田划分为7个带区和1个采区。矿井采用中央并列式通风方式。矿井采用带区式准备方式，工作面设计长度210m，采用综合机械化一次采全高采煤工艺。矿井年工作日为330d，昼夜净提升时间为16h。矿井采用“三八”制工作制度，两班生产，一班检修。生产班每班完成3个采煤循环。循环进尺为0.656m，日产量为3920t。专题部分题目为高瓦斯煤层冲击地压的防治及应用。翻译部分题目为采煤机在坚硬顶板软薄煤层开采中的应用。关键词：斜井两水平；带区，中央并列式通风，一次采全高

ABSTRACTThethreepartsisincludedinthisdesign,i.e.,thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslation.Thisgeneralpartincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.ThegeneralpartisanewdesignofPingdingshanminewithaproductionof1.2milliont/a.PingdingshanminelinesinPingdengshancity,HeNanprovince.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.Therunoftheminefieldis4.83km,thewidthisabout5.84km,wellfarmlandtotalareais25.44km2.No.4arethemaincoalseam,anditsdipangleis2~17°,7°foraverage.Thethicknessofthemineareabout3.45m.Thegeologicalconditionsoftheminefieldisrelativelysimple.Theprovedreserveoftheminefieldis187.7Mt.Thedesignedproductivecapacityis136Mt,andtheservicelifeofthemineis81years.Thenormalwaterflowofthemineis548m3/handthemaxflowofthemineis1070m3/h.Therelativegasemissionrateofthemineralwellis5.94m3/t,forlowgasmineralwell.Basedonthegeologicalconditionsofthemine,Ibringforwardfouravailableprojectintechnology.Thefirstisverticalshaftdevelopmentwithonemininglevels,thedeepextensionofblindslope;thesecondisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels;thethirdisverticalshaftdevelopmentwithonemininglevelsandthedeepextensionofblindslope,andthelastisslopeshaftdevelopmentwithtwomininglevels.Thefourprojectisthebestcomparingwithotherthreeprojectsintechnologyandeconomy.Thefirstmininglevelis-300m,thesecondmininglevelis-580m.Theminefieldisdividedintosevenstripdistrictsandoneminingdistrict.Takingintoaccountthelongdistanceintheeastandwestdirection,Thetypeofmineventilationisthecentralizedjuxtaposeventilation.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheminingdistrictpreparation.Thedesignlengthofworkingfaceis210m,whichusesfullymechanizedminingwithfull-seamminingtechnology.Theworkingdaysinoneyearare330.Everydayittakes16hoursinliftingthecoal.Theoperationmodeinthemineis“three-eight”withtwoteamsminingandtheotheroverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle.Soeverydaythereare6workingcycles.Theadvanceofaworkingcycleis0.656m,andthequantityof3920toncoalismadeeveryday.Specialsubjectpartoftopicsis:TheimpactofcoalseamgaspressurecontrolandapplicationThetranslatedacademicpaperistheshearerminingapplicationtosoftthin-seamwithhardroofKeywords:twolevelsofslopemining;stripdistrict;centralizedjuxtaposeventilation;full-seammining目录一般部分215531矿区概述和井田地质特征 ②由于裂隙的增加与扩展，降低了煤的强度，造成煤的弹性性质的差别。表3.2.2试样的抗压强度、弹性模量、泊松比与含水率的关系编号浸水时间/天含水率/%面积/cm2破坏载荷/kN抗压强度/MPa弹性模量/GPa泊松比111.4233.9126.27.742.210.25221.6433.8522.26561.750.27331.8133.9720.05.881.470.28441.8533.7617.25.091.130.29551.9233.7615.04.450.890.30661.9033.9813.33.910.710.31771.9537.9815.03.960.660.318101,9840.1913.53.360.480.31图3-4弹性模量与浸水时间关系图3-5泊松比与浸水时间的关系图3-6抗压强度与浸水时间的关系试样的状态见图3-7.当煤样的自然含水状态时，加载达到峰值强度时，立即发生崩裂性破坏，并发生声响，实验机产生震动。浸水3天煤样不产生崩裂。浸水后煤体重储存的弹性应变能降低。裂隙增加会引起煤岩的弹性性质的变化。煤样破坏前，由于裂隙在某些部位上丛集而形成包体，包体与周围介质形成的力学系统失稳时煤样遭到破坏。包体与周围介质弹性差别越来越大，平衡系统越容易失稳。注水后由于整个煤样的弹性性质已得到改变，此时即使形成包体，它与母体的弹性性质差别也不大，因此不容易引起平衡系统失稳。由于煤体强度降低与弹性性质的变化引起煤壁前方支承压力分布状况发生变化，如图3-8所示。煤层注水后，煤体得到充分湿润，强度下降，弹性性质发生改变。煤层中储存的弹性性能大大降低；煤壁前方支承压力分布情况发生变化，支承压力峰值降低，峰值点向煤壁深部转移；由于天然裂隙得到扩大与增加，大大减少了裂隙失稳扩展的机会，即使裂隙失稳扩展，破碎煤体与周围介质组成的平衡系统也不容易失稳。因此，凡是注水充分的工作面，冲击地压发生的频度和强度大大降低。煤体能否得到充分湿润，与煤的层理、节理、裂隙的发育程度和煤的孔隙率有关。孔隙率越高煤的蓄水能力越强，节理裂隙越发育，水在煤体中流动越容易。图3-7试件破坏状态（a）浸水3天（b）浸水5天（c）浸水7天（d）浸水10天图3-8注水前后支承压力分布情况变化曲线由于煤的同时具有孔隙和裂隙的介质，这给研究水在煤体中流动的规律带来困难。从工程的角度来说，可以认为水在煤体中流动为：水首先充满裂隙，然后由裂隙向孔隙发展，水从裂隙向孔隙发展主要靠毛细力，毛细力的大小和煤的亲水性有关。注水时在水中加入增湿剂，使煤的亲水性加强，从而增加毛细力，能够加快水从裂隙带向孔隙带发展，从而能够加大注水半径，缩短注水时间。对于高瓦斯矿井，为防治瓦斯灾害或利用瓦斯气体资源而采取抽放措施，游离瓦斯首先从裂隙中被抽出，从而降低了瓦斯压力，破坏了煤对瓦斯吸附解吸得动平衡状态，吸附瓦斯从煤体颗粒表面大量解吸，造成煤体强度和弹性模量的提高，并使原来由瓦斯气体承受的压力转移到煤体骨架上，提高了煤体有效应力，其结果是煤体骨架积聚的弹性变形能的提高，因此瓦斯抽放后冲击地压的频度和强度均有所增加。为了避免由此造成的冲击地压灾害，应采取煤层注水措施，使煤体得到软化，改善煤层的物理力学性质。3.2.2高瓦斯煤层注水的可行性通过以上分析可知：煤层注水确实能够改善煤体物理力学性质，达到防治冲击地压的目的。但是煤层注水是否可行，达到预期效果，必须考虑煤层注水的难易程度。煤层注水的难易程度即煤体湿润的难易程度，其含义是水是否容易进入煤体的裂隙、孔隙，同时还要考虑到水是否容易从煤体的部分裂隙中泄露流失。如果水很难进入煤体的裂隙、孔隙，或水很容易从煤体的裂隙中泄露流失，都将给注水带来困难或达不到预期效果。因此，掌握表征煤层注水难易程度的指标十分重要。影响煤层注水难易程度的因素主要有以下几个方面。1）煤层裂隙孔隙的发育程度煤层孔隙、裂隙的发育程度是影响煤层注水难易程度的首要因素。在一般情况下，裂隙发育、孔隙率高的煤层透水性强，水容易注入，注水压力较低。实践证明，裂隙发育而地质疏松的煤层多数采用低压注水就能取得良好的湿润效果。2）煤层的埋藏深度与地应力的集中程度煤体应力使煤层内裂隙被压密，微孔隙被压缩。煤层内各类孔隙压密程度及微孔隙的压缩程度取决于煤体应力的大小，而煤体应力的大小与煤层的埋藏深度和采掘活动有关。因此煤层埋藏深度或在开采时地应力重新分布后集中程度成为影响煤层注水难易程度的重要因素。在开采深度较小，煤体应力小于煤层破裂应力的注水地点，不能从注水压力和煤体应力的关系判断是否将发生压裂泄水，它们之间并无明显的影响关系。注水压力即使超过煤体应力，但是没有达到煤层破裂压力时，注水可正常进行。只有注水压力超过煤层破裂压力时，才有可能压裂煤层发生泄水。3）煤层的物理力学性质坚固性系数综合反应了煤层在各种方式下破碎的难易程度，既反映煤的裂隙孔隙情况，又反映煤体本身的韧性、脆性等物理指标，所以煤层的普氏系数可以作为影响注水难易程度的参考目标。实践证明，如果其他条件相似，坚固系数通常是在煤层中取煤样测定的，它对整个煤层的层理、裂隙系统情况的反应是有局限性的。需要将坚固性系数和煤层的层理、节理以及结构情况加以综合分析，得出正确的结论。4）煤层内的瓦斯压力煤层内的瓦斯压力的注水的附加压力，水客服了瓦斯压力后所剩余的压力才是注水的有效压力。显然，在瓦斯压力较大的煤层，为了取得系统的注水流量，需要提高注水压力，从而增加了注水。在低瓦斯矿井，瓦斯含量和瓦斯压力都很小，瓦斯压力的影响可以不予考虑；在高瓦斯矿井，瓦斯压力成为注水的主要影响因素之一。在我国许多矿井中，煤层透气性差，瓦斯压力大，在这些难以抽放瓦斯的煤层中进行注水时，通常都实行中、高压注水。5）煤的湿润接触角湿润时液滴在固体表面上扩展铺开的现象，是表面或界面上一种流体所取代的过程。过程实质是界面性质及界面能量的变化。固体表面的湿润性是由固体和液体表面的特性决定的。液体在固体表面的湿润能力用湿润接触角衡量。接触角（见图3-9)是指出液、固、气三相接触点处，三个表面张力作用下平衡时，液─气和液─固两界面的表面力作用线夹角θ。接触角大小，表示液体对固体的湿润能力大小。通常，θ<900为部分浸润；θ>900为不浸润；θ=00或不存在，或为完全湿润或铺展。一般试验证明，煤的接触角小时，毛细作用力较大，增强了注水的动力，使煤层易于注水，煤易于湿润。当θ>900时，属于不可湿润煤体。如3-9接触角下面给出煤的湿润接触角测定方法。1）试样的制备（1）粉碎：将煤样破碎为煤粉，颗粒直径应小于25mm。（2）烘干：将煤粉放入恒温箱中烘干，其恒温为100℃~105℃，恒温时间不少于6h。（3）筛分：将烘干的煤样通过200目的分样筛，将粉碎的煤粉用1/1000天平称量，分成若干份，每份质量400mg。（4）加压成型：将煤粉放在加压成型模具中，将模具（见图3-10、图3-11)和底部钢垫板（直径9mm、高2cm)一起放在压力试验机下压板中间，长柱上放直径5cm、厚2cm圆垫板，用压力试验机加压（压力为500Mpa）形成直径为13mm、厚约2mm的具有压光平面的圆柱体试片，将试片放在饱和食盐水中放置24h，供测试使用。图3-10模具及其附件图3-11外模及长柱2）测定方法在室温（低于20℃）下，将试片放在光滑的岩石块上，用蒸馏水，采用注射器向试片上滴落水滴，立即用数码相机拍摄，从照片上测量水滴的底半径a和最大高度h，见图3-12。图3-12纯水接触角的测试图3-13接触角的计算将水滴表面视为圆弧，将煤与纯水接触角计算公式（见图3-13）为3）试验结果煤样测定7次，取平均值作为该种煤与纯净水见的平衡接触角。测试结果见表3-3表3-3五龙矿的湿润接触角的测试结果表3-3五龙矿煤的湿润接触角的测试结果试片编号a/cmh/cmΘ（0）平均值/（0）10.3550.1853.842.920.370.1441.530.4250.1846.940.4950.1840.050.430.1436.160.4950.1840.070.460.1842.74）试验结果分析经测得，五龙矿煤样与水的湿润角为42.90。根据试验原理和有关经验，认为该种煤对水的湿润性较好，采用煤层注水的方法，水可以被煤较好吸收，能降低煤的强度，降低煤的冲击倾向性。以上结果表明：阜新五龙矿煤的渗透性较差，属于难渗透煤层，但煤的接触角（湿润角）实测值为42.90，小于900，湿润性较好。虽然渗透性较差，属于难渗透煤层，但是湿润接触角较小，可以实施煤层注水。3.3高瓦斯煤层注水的实际应用瓦斯煤层注水是水驱气过程。煤层瓦斯被水驱替，改变了煤体物理力学性质，可有效防治瓦斯煤层冲击地压的发生，同时可降低瓦斯灾害，还可达到降尘的效果。注水前，应测定煤的物理力学性质，重点是测定煤层的孔隙率、自然含水率、渗透性、湿润角、瓦斯含量或瓦斯压力，应用钻屑法检测煤层的冲击地压的危险程度。对检测到有冲击地压危险的煤层的冲击地压危险程度。对检测到有冲击地压危险的煤层，确定注水参数，选择注水设备，实施注水。注水后，要测定煤层含水率并检测冲击危险是否解除，对未完全解除冲击危险的局部区域应实施爆破卸压等解危措施。实例1）3321综采面五龙矿3211综采面地质条件分析和钻屑法检测有冲击地压危险，决定实施煤层注水。掘进期间注水情况如下：2004年5月27日─6月13日，3321转载皮带道拉门往里12m─322m左帮布置注水孔24个，孔深27m─44m，注水孔间距12m，高压注水时间16h─26h，注水压力10Mpa─14Mpa，注水量30m3─52m3。2004年6月3日─6月15日，3321转载皮带道拉门往里18m─322m左帮布置注水孔23个，孔深26m─36m，注水孔间距12m，高压注水时间15h─24h，注水压力10Mpa─14Mpa，注水量30m3─50m3。2004年6月13日─9月25日，3321运顺拉门往里12m─635m左帮布置注水孔108个，孔深20m─50m，注水孔间距12m，高压注水时间13h─49h，注水压力10Mpa─14Mpa，注水量27m3─72m3。2004年6月8日─1月16日，3321回顺拉门往里14m─435m左帮布置注水孔33对66个，孔深26m─45m，注水孔间距12m，高压注水时间15h─60h，注水压力10Mpa─14Mpa，注水量26m3─68m3。2004年8月2日─10月7日，3321切眼上口拉门往里14m─435m左、右帮布置注水孔11对22个，孔深26m─32m，注水孔间距12m，高压注水时间14h─26h，注水压力10Mpa─14Mpa，注水量30m3─52m3。2004年10月22日─12月29日，3321回顺（东）切眼上口拉门往里276m上、下帮布置注水孔24对47个，孔深22m─61m，注水孔间距12m，高压注水时间15h─28h，注水压力10Mpa─14Mpa，注水量31.5m3─58m3。回采期间注水情况如下。2005年1月19日─2月10号，3321运顺距切眼18m─178m上帮布置注水孔13个实施第一遍注水，孔深41m─75m，注水孔间距12m，注水时间21h─50h，注水压力2Mpa─14Mpa（先高压注水，后静压补水），注水量56.4m3─126m3。自2005年5月23日，在3321运顺拉门里438m上帮处开始每隔12m依次布置注水孔，实施先高压注水后静压补水，孔深均大于50m。自2005年5月26日，在3321回顺拉门里511m下帮处开始每隔12m依次布置注水孔，实施先高压注水后静压补水，孔深均大于50m。五龙矿3321工作面注水情况示意图如图3-14所示。2）3123下组综放面五龙矿3123下组综放面经地质条件分析和钻屑法检测有冲击地压危险，决定实施煤层注水。2005年9月12日─10月2号，3123运顺拉门里12m─62m上、下帮布置注水孔5对11个，孔深30m─74m，注水孔间距12m，实施先高压注水后静压补水。（资料截止日期2005年10月2日）3）3315工作面五龙矿3315下工作面经地质条件分析和钻屑法检测有冲击地压危险，决定实施煤层注水。2005年7月13日─9月14号，3315风道下帮布置注水孔21个，孔深25m─50m，注水孔间距12m，实施先高压注水后静压补水。2005年7月14日─9月30号，3315皮带道上帮布置注水孔41个，孔深9m─63m，注水孔间距12m，实施先高压注水后静压补水。以上工作面经煤层注水后，再次实施钻屑法检测，结果表明降低冲击倾向，达到注水的目的。图3-14五龙矿3321工作面注水情况示意图4高瓦斯煤层冲击地压防治方案4.1防治冲击地压总体措施因冲击地压发生时间受各种因素干扰，还有很多种类型，机理极其复杂。因此，要防治破坏性冲击地压，必须采取包括多方面内容的综合性的防治措施。冲击地压综合防治措施包括积极的预防措施、治理措施、解危措施和完善的人身安全措施等四项内容。4.1.1冲击地压总体防治措施确定冲击危险区域后，为消除冲击危险，应根据冲击危险程度及现有措施的有效性和时效性，采取防治措施。对Ⅱ类冲击危险区域应采取预注水措施，并保持煤层含水率在3.8%以上（高压注水后可采用静压补水方法保持煤体水分）采煤工作面开采前一个月完成煤壁注水工作。上顺槽注水孔深度不小于工作面长度的1/4，下顺槽注水孔深度不小于工作面长度的3/4.注水孔间距不大于8m—10m。对Ⅲ类冲击危险区除注水外，还应在检测到压力增高后采取松动爆破措施。有冲击危险的巷道及工作面均应加强支护，控制巷道的变形破坏。适当加宽巷道有利于防止人身伤害事故。4.1.2冲击地压临时解危措施在采取防治措施后，应对防治效果进行检查，当发现有盲区或冲击地压危险时，应采取临时的消除冲击地压危险的解危措施。解危措施现有的方法主要是爆破卸载或钻孔卸载。一般在较大区域采取爆破卸载的方法，在较小区域采取大直径钻孔卸载措施。根据现场条件也可以再次高压注水。卸载爆破钻孔深度不小于6m-8m，间距在3m以内，每孔装药量1000g-1400g，同时起孔1个-2个。爆破后，应在卸载区附近再次做钻屑法检测，检查卸载效果。消除冲击危险后，方可恢复生产。大直径钻孔是指70mm以上直径的钻孔，在煤壁上钻孔排除煤粉，降低钻孔附近煤体压力的一种卸压方法。但卸压范围有限，仅限于钻孔附近。如能在巷道连续钻孔也可达到一定范围内卸压。4.2防治冲击地压具体措施针对煤层地质条件和采掘工程的具体情况，确定防治冲击地压具体程序为：煤巷掘进工程中的检测与防治—加强煤巷支护强度—回采工程中皮带解危措施—回采过程中风道解危—背向斜轴部解危—终采时解危。4.2.1煤巷掘进过程中冲击地压监测与防治方案1）监测方案采取便携式辐射仪监测与钻屑法监测相结合的监测方法，监测范围为掘进工作面及其后30m范围。在掘进前方钻孔取屑，根据钻屑量确定冲击地压危险程度。在通过向背斜轴时，应加强监测力度，增加取屑孔的数量，仔细观察钻孔过程中的动力现象（如卡钻、声钻），并重点测定煤屑的粒度指标。认真填写记录表，并及时上报。2）解危措施在掘进面前方，坚持打钻取屑，利用取屑孔进行卸压爆破，每孔装药量为1000g-1400g。在掘进前后方实施高压注水。注水孔间距8m-12m,注水孔深度不小于30m，注水孔与巷道两帮夹角）50°-60°。在通过背向斜轴时，实施掘进注水，即在掘进工作前方实施高压注水，注水孔不小于30m。4.2.2采煤工作面解危措施1）监测方案利用钻屑监测，监测范围为采煤工作面、皮带道和风道。根据钻屑量确定冲击地压危险程度。2）工作面解危措施工作面煤壁实施高压注水。注水孔间距8m-12m,注水孔深度不小于20m，注水时间根据注水效果确定达到煤壁“出汗”为止。皮带道和风道解危措施在皮带和风道实施高压注水。皮带道高压注水：注水孔间距为8m-12m,注水孔深度不小于80m，注水孔仰角为15°-18°；注水时间根据注水效果确定达到煤壁“出汗”为止，之后采用静压注水；注水工作应在工作面开采前一个月进行。风道高压注水：注水孔间距为8m-12m,注水孔深度不小于60m，注水孔仰角不大于5°；注水时间根据注水效果确定达到煤壁“出汗”为止，之后采用静压注水；注水工作应在工作面开采前一个月进行。5结论首先通过对高瓦斯煤层冲击地压国内外的研究现状和高瓦斯煤层冲击地压发生理论的了解，知道了在冲击地压发生过程中，微裂纹的发生扩展起主导作用。对于高瓦斯煤层，由于瓦斯压力大，在采动影响下，煤体骨架的有效应力重新分布，原有微裂发生扩展并合形成裂隙，并产生新的微裂纹，造成煤体渗透性发生变化。瓦斯流动状态改变，新的裂纹空间将为瓦斯所充满。随着变形的增加，新的裂纹裂隙产生，形成新的瓦斯通道，渗透能力增强。当局部煤体骨架的有效应力临近峰值强度时，产生裂纹裂隙集中区。瓦斯向裂纹裂隙集中区涌入，在裂纹裂隙集中区的煤体强度降低，损失程度增强。变形继续增加，也就是裂纹裂隙继续发生和扩大，瓦斯将进一步涌入裂纹裂隙所形成的空间。煤体强度进一步降低，裂纹裂隙继续发展，损伤程度进一步增强。这种相互作用将使裂纹裂隙集中区内煤体损伤程度加剧。介质趋于稳定，发生冲击地压的可能性增加。其次对高瓦斯煤层冲击地压进行了研究，其防治技术主要有开采解放层、采区合理布置、煤层注水、卸压爆破、大钻孔、卸载洞、卸压巷、机械震动方法致生岩体裂隙和大功率超声波法。在本篇论文中主要介绍煤层注水，通过对煤样浸水性试验和高瓦斯煤层注水可行性研究，并在五龙矿应用，取得良好效果。最后对高瓦斯煤层冲击地压防治方案进行了研究，分别是具体措施和总体措施，具体措施主要是爆破卸载或钻孔卸载。一般在较大区域采取爆破卸载的方法，在较小区域采取大直径钻孔卸载措施。根据现场条件也可以再次高压注水。总体措施采用煤层注水，积极防御的办法。参考文献[1]周世宁.瓦斯在煤层中流动的机理.煤炭学报[J]，1990(1)：15-24[2]彭祝.Griffith理论与岩爆的判别准则.岩石力学与工程学报[J]，1966，15,15:491-495[3]王应启，马良，陈木华.钻屑法在监测冲击地压的研究及应用.煤矿现代化，2006（增）：153-154[4]窦林名，谷德中，曹树刚.冲击地压及其防治.矿山压力与顶板管理，1999，（3-4）：215-218[5]宋维源.阜新矿区冲击地压及其注水防治研究.阜新：辽宁工程技术大学，2004[6]牛锡卓..坚硬顶板煤层软化.矿山压力与顶板管理，1983(2)[7]张延松.煤层注水湿润煤体的研究.煤炭学报[J]，1995(增刊)[8]王青松，金龙哲，孙金华.煤层注水过程和煤体湿润机理研究.安全与环境学报[J]，2004，4(1)：70-73[9]籍延坤.固体与液体接触角测定.抚顺石油学院学报[J]，2002，22(3)：84-86[10]付万军.煤水平衡接触角的影响因素研究煤炭科学技术，2002，30(2)：57-58翻译部分英文原文Shearerminingapplicationtosoftthin-seamwithhardroofZhaiXin-xiana,b,*,ShaoQianga,LiBao-fua,LiXiao-junaaSchoolofEnergyScienceandEngineering,HenanPolytechnicUniversity,Jaozuo454000,China;bSchoolofCivilandHydraulicEngineering,DalianUniversityofTechnology,Dalian116023,ChinaAbstractStudystatusonshearermininginthinseamsintheworldisintroduced.Baseonthegeologicalconditionsofinstableandsoftthin-seamwithhardroofinCaoyaoCoalMineofYimaCoalGroup,China,andcombinedwithrelatedparametersofstratabehaviorsatcoalfaces,theconcludesthatthestratacontrolonthethin-seamcoalfaceiscomparativelyeasyinlinewiththecriteriaforclassificationonstratastabilityofgently-inclinedcoalfacesinChina.Hydraulicsupportsoftwo-propshieldingwithratedeffectiveresistanceof2400kNcanbeemployedinthinseamcoalfaces.Basicrequirementsforcoordinationequipmentsofsheareraresummedupwhileminingthinseams.AccordingtosuccessfulexperiencesofextractingthinseamsinsimilargeologicalconditionsinChina,theschemeoffeasibilitycoordinationequipmentsofshearerisoptimizedinthinseamswiththicknessof0.8-1.4mand1.1-1.9m,respectively.TheconclusionswillprovideareferencevalueforCaoyaoCoalMineoncarryingoutmechanizedminingofthemine,improvingsafetyproductioncapability,andprolongingtheminelife.Keywords:thinseam;shearermining;equipmentcoordination;hardroof;softcoal1.MiningstatuswithshearerinthinseamsAstotheselectionofminingequipments,coalminingtechnologyinmedium-thickseamsissimilartothatinthinseams,theUnitedStatesofAmericaandotherwesterncountriescallcoalseamswiththethicknesslessthan2.0masthethinseamsinlinewithpracticability.Therefore,internationaldefinitionisusedtoconstructmineswithsafetyandhighefficiency,coalseamswiththicknessof0.8-2.0marealsonamedasthethinones.Atpresent,bothlongwallmininghomeandabroadforthinseamshastwotechnologicalmethods:oneisthefullymechanizedminingequippedwithshearer,scraperconveyerandhydraulicsupports;theotheristhefullymechanizedminingusingplow,scraperconveyer(orrunningtrack)andhydraulicsupports.CoalminingmethodwithspiraldrillhasbeenwidelyappliedinthinseamsinUkraineandChina[1,2],andthelatterrepresentsXinwenminingarea.Longwallminingbyshearersandroom-and-pillarminingwithcontinuousminershavebeenimplementedinthinseamsintheUnitedStatesofAmericaandUnitedKingdom;whileunmannedautomaticmininghasbeencarriedoutinthinseamcoalfaceswithplowsandhydraulicsupportsbyelectro-hydrauliccontrolinGermany.Fromtheconditionsoftheirservice,bothshearersandplowshaveachievedbettereconomicresults,buteachminingmachinehasacertainadvantagesanddisadvantagestoadapttodifferentgeologicalconditions.OutputinfullymechanizedlongwallcoalfacesintheUnitedStatesofAmericahasbeeninaleadingpositionintheworld,whileannualoutputof2.86Mtatcoalfacesofthinseamwiththicknessof1.3-2.0mhasbeenachieved,theefficiencyof411tperminersatcoalfaceshasalsobeenachieved.From2004to2005,theUnitedStatesofAmericahad52longwallfaces,inwhich21coalminesofthinseamswiththicknesswerelessthan2m(onlyonecoalfacewithplowand20coalfaceswithshearers).Annualoutputofcoalfacewithplowwas15.9milliontons,whileworkefficiencyofcoalfacewas1817tonsperminer.Whileannualoutputatcoalfaceofshearerwas15.9-92.7milliontons,averageannualoutputwas44.87milliontons,theaverageworkefficiencywas3513tonsperminer[3,4].Itshowedthatgoodeconomicandtechnicaleffectscouldbeobtainedwithhigh-powerwinningequipmentsinthinseamswithsmallthickness.Presently,therearetwokindsofshearersinthinseamsinChina,i.e.,oneswhichareimportedandmadeinChina.ThelatteroftheseriesofMGshearer-loaderaremainmodels[5].In2006,onthegeologicalconditionsofthinseamwhosedipangleis3-6º,averagethicknessis1.35m,andProtodyakonovcoefficientisf=1.6,BinhuCoalMineinZaozhuangCityemployedthefollowingcoordinatingequipments:MG340-BWD1shearer,ZY2400/0.9/2.0hydraulicsupportandSGZ-730/320scraperconveyor.Withabovecoordinatingequipments,theaverageyieldofcoalfacewas80thousandtonspermonthandthemaximumyieldwas3504tonsperday.Underthecoalseamconditionsofaveragethicknessof1.3m,bothDaizhuangCoalMineinZiboCityandTongjialiangCoalMineinDatongCityachievedaverageyieldof6.8-8.0milliontonspermonthatcoalfacebyChineseshearerofMGseries,thehydraulicsupportswithtwo-propshieldingandassociatedequipments.Shearershaveastrongadaptabilitytogeologicalconditions;itissuitabletoexcavatethinseamswithhardnessandthinseamswithmuchdiversificationinthickness.Onedevelopmenttrendonthinseamshearersistoincreasethetotalinstalledcapacitywithoneormoremotorsofhighpower.Soastoenlargeitsapplicationscope,increasingshearerpowerwillbefavorabletoimprovemechanicalsafetyfactorofequipmentanditsefficiency.Maximumgeneralinstalledpowerratingonthinseamshearerintheworldismorethan500kW.Theotherdevelopmenttrendonthinseamshearersischangedinmodeoftractionfromchainhaulageofdrawgeartochainlesshaulageorelectrictraction,soastoincreasetheadaptabilityofbeltconveyoroncoalseamfloor,furtherimprovementonthereliabilityofwinningmachinesisneeded.2.StabilityofsurroundingrockofcoalfaceanditscontrolinthinseaminCaoyaocoalmine2.1.BriefintroductionofcoalfaceinthinseamCaoyaoCoalMinebelongstooneoffourmediumorsmallcoalminesinthewestofYimaminingarea,theminehasexcavatedcoalseamB1ofShanxiFormationatPermianSysteminShanmiancoalfield.Caoyaominefieldsituatesintheeastofthecoalfieldwiththedesigncapacityof0.3milliontonsperyear.Ratedcapacityoftheminewas420thousandtonsperyearin2006.Annualoutputwas231.6thousandtonsin2007andresidualminelifewas13.1years.ThenCaoyaoCoalMinehasalreadycomeintopostproductionindeepcoalseam.CoalseamB1isaminableoneintheminefield,andthehistogramoftheseamisshowninFig.1.Rangeofvariationaboutthicknessoftheseamiswide,andthecoalseambelongstogentlyinclined,unstableandsoftseamwiththin-mediumthickness.Atpresent,themineisexcavatingatblastingcoalface2503withbeamsoftype.CoalseamB1isanunstableandsoftonewhoseProtodyakonovcoefficientisf0.16.Thicknessoftheseamis0.5-5.0m,usually0.8-2.0m.Itsdipangleis13-18º,andaveragedipangleis15º.Miningdepthoftheseamisabout330m.Falseroofovercoalfaceisblackshaleorsandyshalewiththicknessof0-1.5m.Immediateroofisoff-whitecoarse-mediumgrainedquartzandfeldsparsandstone.Thestratumofimmediateroofisofcross-beddingandwavybeddingcontainingmuchmuscovite.Itsunilateralcompressivestrengthis46.6-212.4MPa.Floorofcoalseamisblackmudstone,charcoalmudstoneandsandmudstone.Thefloorcontainsrichconcretionwithpyrite,smallfossilfragmentsofplants.Thelithologyoffloorissoftwhosestrengthislower,anduniaxialcompressionstrengthofrockis18.43MPa.Thebulkdensityofflooris25.3kN/m3.ThehistogramofcoalseamisshowninFig.1.Fig.1.HistograminthinseaminCaoyaoCoalMine2.2.Classificationonstabilityofsurroundingrockofcoalfaceinthinseam(1)ClassificationofimmediateroofAccordingtothecharacteristicsofhigherrockstrengthofimmediateroofovercoalfaceinthinseam,muchdevelopmentofjointsandfissuresinroofstratum,smallerstratificationthickness,andthefirstcavingintervalforimmediateroofLr(asaclassificationindexforimmediateroof)canbecalculated.FirstcavingintervalforimmediateroofLr[6]:(1)Where,Rciisuniaxialcompressivestrengthofrockforimmediateroof,115.19MPa;Czisintegratedweakeningconstant,0.3;hciisstratificationthicknessofimmediateroof.Basedonfirstcavinginterval,immediateroofovercoalface2503belongstoonewithmediumstabilitycategoryof2b.(2)ClassificationofmainroofBasicroofovercoalface2503issandstonewithhigherstrengthandlargerthickness.FirstweightingequivalentweightPecanbedetermined[7]:(2)Where,Peisfirstweightingequivalentweighforbasicroof,kN/m2;Lfisfirstweightingintervalforbasicroof,inwhichthevalueofactualmeasurementis22.0m;hmisminingheight,0.8-2.0m;Nisimmediaterooffillingratioofimmediateroofthicknesshi(0.9-1.6m)tominingheighthm:1.251.40.89imNhh.BasedonthefirstweightingequivalentweightofbasicroofPe,basicroofovercoalface2503belongstooneofnon-obviousweightingwithleveloneinaccordancewithclassificationstandardsforbasicroof.(3)ClassificationoffloorThefloorofcoalface2503isthecarbonaceousshaleandshalewithlessthicknessofstratum,lowercompressivestrengthandeasysofteningwhilemeetingwithwater.Basedonaverageuniaxialcompressivestrengthof18.4MPaforshalefloor,itspermitteduniaxialcompressivestrengthof13.8MPacanbefiguredout.Thefloorbelongstomuchsoftfloorofcategory3ainaccordancewithclassificationofthefloorofcoalface.2.3.ControldegreeofsurroundingrocksandtypesofsupportsBasedoncombinationofimmediateroofwithcategory2b,basicroofwithleveloneandfloorwithcategory3aatcoalface2503,surroundingrocksofcoalfacebelongtotheeasycontrolofG3,i.e.controlonsurroundingrocksofbasicroofandflooriseasy.Consequently,inordertoreducelaborintensityofminersandimprovesafetyproductioncapabilityofcoalface,underthegeologicalconditionsofthinseamB1inCaoyaoCoalMine,mechanizedminingcanbeimplementedbythehydraulicsupportsofsupporting-shieldingtypeorlight-shieldingtype.2.4.RatedEffectiveResistanceofHydraulicSupportsAccordingtotypeofsurroundingrockofcoalseamB1,lowerlimitofratedsupportingintensityatcoalfacePScanbefiguredout(3)Where,PSislowerlimitofratedsupportingintensityatcoalface,kN/m2;hmisminingheightatcoalface,0.9-2.0m;LPisintervalofperiodicalweightingofbasicroof,LPLf2.4522.02.459.0(m);Bciswidthoffaceroofundercontrolofsupports(thevalueisthedistancefrombeamendtofaceline),2.5m;Otherparametersareastheformer.Inaccordancewithheightofstrataoversupportatcoalface,supportingintensityonsupportcanbedeterminedwiththeapproximationmethod.Thentheratedsupportingintensityofsupportatcoalfaceis:(4)Where,isaveragebulkdensityofoverlyingstrataonsupportatcoalface,25kN/m3;otherparametersareastheformer.WhilecomprehensivemechanizedminingisimplementedincoalseamB2inCaoyaoCoalMinewithshieldinghydraulicsupports,ratedeffectiveresistanceFsonlighthydraulicsupportcanbecalculatedinlinewithratedsupportingintensityPMonhydraulicsupportatcoalface.Thecalculatedvalueisthebasisforselectinghydraulicsupports;theactualselectionofratedeffectiveresistanceonhydraulicsupportshouldbeequaltoormorethanthedatabelow.(5)Where,Fsisratedeffectiveresistanceonhydraulicsupport,kN;PMisratedsupportingintensityonhydraulicsupport,400.0kN/m2;Sciswidthofhydraulicsupport,1.50m;Ksissupportingefficiencyofhydraulicsupport,0.80;Ckisreservefactorofeffectiveresistanceforhydraulicsupport,1.25.BasedonthecriterionfortypesandparametersofhydraulicsupportsinlongwallfacesinChina,two-propshieldinghydraulicsupportwith2400kNcanbeemployedinthinseamcoalfacesinCaoyaoCoalMine,whichratedeffectiveresistanceononepropofhydraulicsupportis1200kN.3.CoordinatingequipmentinminingthinseaminCaoyaocoalmineTheproblemofcoordinativecompositionofequipmentsatcoalfaceisthepreconditionforstudyingmechanizedminingwithshearerinthinseam.UnderthegeologicalconditionsofhardroofandsoftseaminCaoyaoCoalMine,coordinativecompositionofequipmentsatcoalfaceneedtosolvethefollowingproblems:(1)typeselectionofcoalwinningmachines;(2)choiceofsupportingequipment;(3)selectionanddesignontransportingequipment;(4)questionofcoordinativecompositionofequipmentsatcoalface,includingequipmentsabovematchingtheirproductioncapacities,performancesandcrosssectionalsizesetc.3.1.RequirementsoncoordinatingequipmentsinminingthinseamEquipmentsofcoalfaceinthinseamincludeshearer,hydraulicsupportsandscraperconveyor,i.e.,“threemachines”.Reasonableequipmentscoordinationneedstoachievethebestcombinationamongequipmentsinordertomaketheoptimaleconomicandtechnicaleffectsofcoalface.Then,requirementofcoalfaceinthinseamismatchedwiththecrosssectionalsizesofequipments,productioncapacitiesandperformanceson"threemachines",sothatmaximumsafetyproductioncapacitycanbeachievedatcoalface.(1)RequirementsonhydraulicsupportsAfterthetypeofhydraulicsupportsofcoalfaceinthinseamisselected,thefollowingbasicelementsshouldbetakenintoaccount:1Typeofhydraulicsupportsandtheirratioofextensiontoretraction.Thetwo-propandshieldinghydraulicsupportswithintegerroofbeamsusuallyareemployedatcoalfaceinthinseams.Thesupportsarebiggerratioofextensiontoretractioninordertoadapttolargerdiversificationinminingheightofcoalfaceinthinandthinnercoalseam.2Hydraulicsupportsshouldhavehighereffectiveresistancestoavoidbeingpressedtodeath.3Hydraulicsupportshavehigherstrengthandreliability.4Hydraulicsupportshavehigherdegreeofautomationandmeettherequirementsonsupportsrapidlymoved.ThemainparametersofhydraulicsupportsinthinseamsarelimitedindesignspecificationsforhydraulicsupportsinChina.Movinghydraulicsupportcanbedonewhilethesupportisunloadedatcoalface.Inordertoavoidhydraulicsupportsfrombeingpressedtodeath,requirementsonsupportsarethat,maximumheightofsupportsmustbeequaltothemaximumminingheightofcoalfaceadding10