文字部分虎設(shè)計(jì)版180萬

摘1.2Mt/a10章：1.礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特征；2.利。井田（東西）最長約4941.10km，最短約3940.95km傾向（南北）長平均約5.5地質(zhì)資源/114.26Mt，工業(yè)資源/113.12Mt，設(shè)計(jì)資源/110.31Mt采資源/86.98Mt55.77am140m3/h220m3/hf=2.3發(fā)火傾向，為Ш類不易自燃煤層；煤層無。subsidence-past,present,future：Thisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.2Mt/anewundergroundminedesignofkaiyuancoalmine.Itcontainstenchapters:1.overviewandthegeographicalfeaturesoftheminingfield;2.boundaryandreservesoftheminingfield;3.workingsystem,designedminecapacityandmine4.developmentofminingfield;5.preparationinstripdistrict;6.coalminingmethod;7.undergroundconveying;8.mineexaltation;9.mineventilationandsafetytechnology;10.thebasictechnicalandeconomicindex.KaiyuancoalmineliesinYangquan,Shangdongprovince.Asshitairailwayandtaijiuhighwayrunacrossthesouthernpartoftheminingfield,thetrafficisveryconvenient.It’sabout4.4kmonthestrikeand5.5kmonthedip,withthe25.45km2totalhorizontalareaTheminablecoalseamsofthismineis15withtheaveragethicknessof2.5,theaveragedipof8°.Thegeologicalthedesignedresources/reservesare110.31Mtandtheminableresources/reservesare86.98Mt,withaminelifeof55.77years.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis140m3/handtheummineinflowis220m3/h.Itisleancoalwithlowminegasemissionrateandcoalspontaneouscombustiontendencyandit’sacoalthathasnodustexplosion.Thismineadoptsverticalshaftdevelopmentwithonemininglevelandcentralizedventilation.Theadoptedcoalwinningmethodislongwallminingtothediportotherise.Thebeltconveyorisappliedtotransportcoalandtracktransport,isusedintheauxiliaryconveying.Theworkerswork330daysperyear,andexaltate16hoursoneday.The“three-eight”workingsystemisappliedforcoalmining.ThemonographicstudyisMechanismandPrecautionofRibSpallingamongCavingFacewithLargeMiningHeightinSoftSeamThetranslatedacademicpaperisaboutMiningsubsidence-past,present,：verticalshaftdevelopment;stripdistrict;longwallminingtothediportotherise;greatminingheight 第一篇 1.111.231.39 井田境界 井田勘探 礦井各類儲(chǔ)量的計(jì) 3.1礦井工作制度3.2礦井設(shè)計(jì)能力及服務(wù)年限 礦井基本巷道5準(zhǔn)備方式—采區(qū)巷道布 5.1煤層地質(zhì)特征5.2采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)5.36采煤方 6.1采煤工藝方式6.2設(shè)備6.3頂板管理6.4回采巷道布置7井下7.1概述 7.2采區(qū)設(shè)備的選擇 概述 主副井提升設(shè)備選 礦井概況 礦井通風(fēng)系統(tǒng)和通風(fēng)方式 風(fēng)量計(jì)算及分配 全礦通風(fēng)阻力的計(jì)算 通風(fēng)機(jī)選型 礦井防治措施 1緒 第三篇Miningsubsidence-past,present,EXTENTOFPROBLEM- SUBSIDENCEEXPERIENCEANDTHEORIESPRIORTO HISTORIC NEEDSFORTHE21ST 進(jìn)展 1- 1062.7m184.6m40-100m降水多集中在6-9月，7、8兩個(gè)月最多，多為暴雨常夾冰雹；蒸發(fā)量：平均年蒸發(fā)量為1754.16mm,2265.0mm1483.8mm7.60月份最冷，平均-8.8021.602.48m/s3.9m/s1.09471.10m按山西省城市（縣城）基本烈度區(qū)劃圖，該區(qū)屬七級基本烈度區(qū)35kV35kV110kV降壓站。6kV供電電源,35kV6kV不同母線段。當(dāng)其中任一回路發(fā)生故障時(shí),奧陶系（O2f）石炭系2-42-3層煤線。底部為透鏡狀分布G層鋁土礦，與下伏地層平行不整合接觸。4、、、下、15、15下、16、178、9、15、154二疊系K76層，1、2、3、4、5、63、6二層可采。1-2層鋁質(zhì)泥巖或含鋁質(zhì)泥巖，富含菱鐵質(zhì)鮞粒，風(fēng)化后呈鮮艷的①下段K10K12砂巖底。下部以黃綠色、灰綠色中細(xì)粒砂巖為主，夾黃褐、黃②上段0~20m1.2.22-8°6°。。80°2500m。。4—60°一下（1-2、1-孔所，209號孔缺失K3－K2下地層，使太原組地層縮短35m。H1號孔太原組缺失1200m。Fll160m。 正209、H1正正位于F12斷層北北北東傾正7位于F13斷層西與F12伸正8正210#位于F12斷層北近似東西傾向正推斷其北東東傾向正位于井田西北角北東東傾向正位于井田北部H5號孔東東西正位于Fh1斷層南北西傾向南正位于H5號孔南北東傾向北正位于P35號孔南北東東傾向正位于Fh4斷層南近東西傾向2002.6 5m以上落差斷層特征一覽表（三維帶內(nèi)1正三維帶內(nèi)北西處近似東2正三維帶內(nèi)南西處近似東3正三維帶內(nèi)中部北4正三維帶內(nèi)中部北5正三維帶內(nèi)中東部北6正三維帶內(nèi)中東部近似東1正三維帶內(nèi)北西部近似東2正三維帶中部北3正三維帶中部北4正三維帶中部北5正三維帶中部北6正三維帶中東部北7正三維帶中東部近似東1正三維帶西部近似東2正三維帶中部北3正三維帶中部北4正三維帶中部北5正三維帶中東部近似東6正三維帶中東部北1正三維帶西部近似東2正三維帶中部北3正三維帶中部北4正三維帶中部北5正三維帶中東部近似東6正三維帶中東部北位于井田西北部，F(xiàn)12斷層北，北東，傾向南東，傾角850，斷距15m，延伸長600m。位于井田西部，F(xiàn)13斷層西，近東西，與F12斷層基本平行延伸，傾向北，斷7m430m8m600m。，210號孔所遇即該斷層。，為H2號孔，測井解釋斷點(diǎn)位置431.20m，推斷其北東東，傾向南，斷距7m500m。m670m。，115m。，110m。另外，三維勘探中發(fā)現(xiàn)一條落差30m的斷層，小于15米斷層36條；開采過2—3.5m，延伸不長的層間小斷層。3590m20m隱伏較多；三維解釋28個(gè)，最大者長軸254m,短者20m。陷落柱其規(guī)模大小不等，1.2.3奧陶系中統(tǒng)埋深130~570m，井田北部大面積出露，本統(tǒng)分上、下馬家溝組及峰峰組，以上馬家溝組石灰?guī)r含水層富水性最強(qiáng)。奧灰水位標(biāo)高為+630m15號15下號煤層在井田南部低于該標(biāo)高。K2、K2、K3、K42-3mHCO3·C1-Na型。m,HCO3·C1-Na型。80m左右，石炭、二迭系各含水層間的巖層，也以泥質(zhì)巖類為主，厚度大，沉積穩(wěn)220m3/h。主要含煤地層為山西組和太原組含煤地層總厚度為180.78m煤層總厚度為17.83m，含煤系數(shù)9.9%。共含16層煤，自上而下依次為1、2、3、4、5、6、8、9、11、12、13、13下、15、15下、 、號。其中南部分區(qū)為、、 、下號煤層可采。.3.13位于山西組中部，K820.0m1.60-2.50mm1層9位于太原組上部，K420m3.51-5.80m15位于太原組下部，K21.42~4.89m3.55m。南部分區(qū)東、西兩側(cè)變薄不可采，中間部分全部可采。 3915515150.80~14.4m，為太原組最下一層可采煤層。煤厚度為平2.5m。煤層結(jié)構(gòu)簡單-復(fù)雜。頂板巖性為中、細(xì)粒砂巖或砂質(zhì)泥巖，底板巖性為砂質(zhì)泥1.3.2各煤層為中~325.19%；9號2.81%15314.01~21.52%922.15MJ/kg；1525.44MJ/kg；1523.00MJ/kg。6.69m3/t6.69m3/t開元煤礦委托煤炭科學(xué)研究總院撫順分院瓦斯于2007年9月對可采煤層進(jìn)行開元煤礦委托煤炭科學(xué)研究總院撫順分院通風(fēng)防滅火于2007年9月對可采煤1.46℃/100m14km112°59′24″——4.8km25.45km22-1原華北煤田地質(zhì)勘探局大地隊(duì)及148隊(duì)，于1957年-1958年自盂縣經(jīng)壽陽至太原作過三等點(diǎn)45個(gè)和四等點(diǎn)65個(gè)19581960年國家又布設(shè)由太原經(jīng)壽陽至盂縣一二等網(wǎng)和部分軍控點(diǎn)，精度均能滿足相應(yīng)等級精度要求。但是三、四等先于一、二等網(wǎng)施工，2-3m圖2- 井田范圍 邊長最弱點(diǎn)位中誤差±1.44±1.34Ⅳ角6角73角93報(bào)告用1:5000地形圖，系1978年二中隊(duì)航空攝影，像片為23X23cm大像幅黑白 煤炭部航測大隊(duì)采用微分法成圖，三度帶投影，子午線1140，基本等高距為5m。圖式煤管局技委會(huì)于年月（第03號文批準(zhǔn)勘探面積120km2，批準(zhǔn)儲(chǔ)量1292.58Mt。黃丹溝煤礦屬坪頭普查區(qū)的一部分，井田內(nèi)有普查孔6個(gè)，鉆探進(jìn)尺1482.42m，其中 隊(duì)在河底一帶進(jìn)行精查勘探時(shí)，在本礦內(nèi)施工鉆孔7個(gè)，進(jìn)尺2231.40m，1981—1985年，148隊(duì)進(jìn)行了壽陽礦區(qū)坪頭勘探區(qū)詳查，礦內(nèi)施工鉆孔6 孔數(shù)（個(gè)進(jìn)尺隊(duì)1960～196233614819602571481981～19856614819857351985年11148199511陽煤地測200244陽煤地測2004661985年，148155192.73m，省壽陽縣黃丹溝煤礦礦井地質(zhì)報(bào)告》。該報(bào)告于年月日修改后，經(jīng)山西省儲(chǔ)委辦公室復(fù)核后，報(bào)省儲(chǔ)委審核并簽發(fā)決議書，由山西省礦產(chǎn)儲(chǔ)量以晉儲(chǔ)字[1998]15號共完成補(bǔ)鉆4個(gè)，總進(jìn)尺1427.79m，全部為取芯孔，特級孔2個(gè)，甲級孔2個(gè)；鉆探見可采共布設(shè)鉆孔6個(gè)，全部施工完畢總進(jìn)尺914.14m，該孔全部為取芯孔，鉆孔等級為特級，其9號的地質(zhì) (2-其中：Zg——礦井的地質(zhì)資源儲(chǔ)量，Mt；S——井田水平面積，km2；M2-32-4 分塊傾角實(shí)際面積分塊煤層平均厚度分塊儲(chǔ)量12345678注：15下1.43t/m315下號煤層礦井的地質(zhì)資源/儲(chǔ)量=114.26Mt整個(gè)井田范圍礦井的地質(zhì)資源/儲(chǔ)量Zd=114.26Mt按照《煤炭礦井工業(yè)設(shè)計(jì)規(guī)范》規(guī)定礦井地質(zhì)資源儲(chǔ)量的分類如下：

礦井工業(yè)資源／儲(chǔ)量其中探明的資源儲(chǔ)量、控制的資源儲(chǔ)量、推斷的資源儲(chǔ)量各占地質(zhì)儲(chǔ)量的60％、30％、10％。Z工業(yè)15下號煤層礦井的工業(yè)資源/儲(chǔ)量=113.12Mt邊界保護(hù)煤柱可按下列計(jì)算Z邊界 (2-式中 Z邊界——邊界保護(hù)煤柱損失量b——30mM——15下2.5m1.43t/m321.98km斷層保護(hù)煤柱可按下列計(jì)算Z斷層 (2-式中 Z斷層——斷層煤柱損失量L——2.1b——30mM——Z15下=2.1×103×30×2×2.5×1.43=0.45煤層礦井設(shè)計(jì)資源/儲(chǔ)量Z設(shè)計(jì)=Z工業(yè)Z邊界Z15下號煤層礦井設(shè)計(jì)資源/儲(chǔ)量=110.31Mt整個(gè)井田范圍的礦井設(shè)計(jì)資源/儲(chǔ)量Zs=110.31Mt煤柱損失2-5可知，并結(jié)合本設(shè)計(jì)井型（1.2Mt/a14.4公頃，但是考慮到近些年來建0.12km2400m300m。采用垂直剖面法計(jì)算工20m 角度δ/(°)γ/(°)98152-22-2 則：S15下=（613.17+629.69）×710.64/（2×COS7.5°）=445022.5㎡ （2-式中：Z——工業(yè)廣場煤柱量，t；則：Z15下= 所以：Z工廣=1.59Mt （2-式中：Zk——礦井的設(shè)計(jì)可采資源/儲(chǔ)量；MtZg——礦井的設(shè)計(jì)資源/儲(chǔ)量，Mt0.750.800.80。則：Zk=（110.31-710—1050m46％，由前面煤柱損失首采區(qū)地質(zhì)資源/首采區(qū)工業(yè)資源/Zs=113.12×0.46=52.04首采區(qū)設(shè)計(jì)資源/1.59Mt49％，在第二采51％。首采區(qū)設(shè)計(jì)可采資源/610—720m54％，由前面煤柱損失第二采區(qū)地質(zhì)資源/Z=114.26×0.54=61.7第二采區(qū)工業(yè)資源/Zs=113.12×0.54=61.08第二采區(qū)設(shè)計(jì)資源/第二采區(qū)設(shè)計(jì)可采資源/Zk2=（59.57-1.59×0.51）×0.8=47.0330d計(jì)算，每天凈16h。礦井采用“三·八”8h。1.2Mt/a15下1.2Mt/a1.2Mt/a的條件；井田內(nèi)煤質(zhì)好，煤炭用戶，因此市場有保障1.2Mt/a55.77a，可滿足要求;1.5Mt/a時(shí)，444.6.a1.8Mt/a37.17a，顯然服務(wù)年限不足；1.2Mt/a是較合理的。3-1所示。 第一開采水平服務(wù)年限6———————ZkATT=Zk/(A× （3- A——設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力，1.2Mt/a；K——礦井儲(chǔ)量備用系數(shù)，取1.3；T—TZk1AT1三者之間的T1=Zk1/(A× （3- Zk1——礦井可采儲(chǔ)量，39.97Mt；A——設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力，1.2Mt/a；T=39.97/（1.2×1.3）=8，，，，、立礦井提升通風(fēng)排水和動(dòng)力供應(yīng)等生產(chǎn)系統(tǒng)這些用于開拓的井下巷道的形式、、確定礦井開采程序，做好開采水平的合理確定礦井通風(fēng)、及供電系統(tǒng)） ） 8°，為緩傾斜煤層；表土層薄，無流沙層；水文地質(zhì)情況比(5)不受崖崩滑坡和洪水經(jīng)后面方案比較確定主、副井筒位置在井田（具體見開拓圖為0.12km2，形狀為矩形，長邊垂直于井田，長為400m,寬為300m。開拓及采準(zhǔn)巷道布置綜合考慮（綜合機(jī)械化一翼不小于1000～2000m高等普采不小于500～1000主、副井井筒均為立井，布置于井田，第一水平布置在700m標(biāo)高處，第二水平610m4-1所示。主副井井筒均為傾角15°的斜井布置于井田第一水平布置在700m標(biāo)高處，610m4-2所示。700m4-3所示。700m4-4所示。 4-1。 基價(jià)/基價(jià)/費(fèi)用/小計(jì)/井底車 巖石門開 巖小計(jì)（萬元煤量（系 提升長度 基時(shí)間服務(wù)年限煤量（平均運(yùn)距

生產(chǎn)費(fèi)用（小計(jì)（萬元費(fèi)用（萬元百分率基價(jià)/費(fèi)用/小計(jì)/基建費(fèi)用（元小計(jì)（萬元煤量（系 提升長度 基

時(shí)間服務(wù)年限煤量（平均運(yùn)距

小計(jì)（萬元小計(jì)（萬元費(fèi)用（萬元百分率 基價(jià)/費(fèi)用/小計(jì)/基建費(fèi)用（元小計(jì)（萬元煤量（系 提升長度 基

時(shí)間服務(wù)年限

小計(jì)（萬元小計(jì)（萬元費(fèi)用（萬元百分率項(xiàng) 數(shù) 基價(jià)/ 費(fèi)用/萬 小計(jì)/萬小計(jì)（萬元生產(chǎn)費(fèi)用（萬元

煤量（煤量（提升長度時(shí)間服務(wù)年限

小計(jì)（萬元小計(jì)（萬元費(fèi)用（萬元百分率700m標(biāo)高以上是采用立井還是斜井，兩方案的生產(chǎn)系統(tǒng)均較可4-24-3、4-4、4-5、4-64-7所示。 主井井筒副井井筒井底車場上山主井井筒1200副井井筒1200井底車場0主石門0上山0下山0 /121.2×195.8×11×0.22341.2×195.8×9×0.2251.2×195.8×8×0.2261.2×195.8×7×0.2271.2×195.8×6×0.2281.2×195.8×5×0.2291.2×195.8×4×0.221.2×195.8×3×0.221.2×195.8×2×0.221.2×195.8×1×0.2211.2×195.8×1×0.2221.2×195.8×2×0.2231.2×195.8×3×0.2241.2×195.8×4×0.2251.2×195.8×5×0.2261.2×195.8×6×0.2271.2×195.8×7×0.2281.2×195.8×8×0.2291.2×195.8×9×0.221.2×4700×2.51.2×4700×0.51/1.2×2×2663×30.15×10-4/1.2×2×2663×30.15×10-4/140×24×365×30.15×10-4140×24×365×30.15×10-4 // 123456789123456789上山下山排水/ 于5元/a·m，故比較中未對費(fèi)用進(jìn)行比較。1070～700m,2700m，采用上山開采的準(zhǔn)700～610m2900m，采用下開采的準(zhǔn)備方式。4—5所示。7.2m40.71m2，井筒內(nèi)1.5t礦車雙層四車加寬罐籠一對，井壁采用混凝土砌碹支護(hù)方式，井筒主要用于電纜道。副井井筒斷面和井筒特征表如圖4—6所示。5m19.63m271.5t4—8所示。由式 L=mnLk+NLj+ (4-式中 L–主井空重車線長度或副井進(jìn)出線長度m–n–14-8Lk–Lj-Lf-10m。L=72.09上式中的一些參數(shù)在第七章礦井中可以查到 7T8T10T14T10T4-5主要開拓巷道如石門布置在底板巖石中。由于其服務(wù)時(shí)間長，為了便于，并根寸，均按設(shè)備的外形尺寸以及《規(guī)程》中的有關(guān)安全間隙的要求而確定的，并按通4-6600井井180萬224—71-主井2-副井3-軌道大巷4-膠帶機(jī)大巷5-井底煤倉6-變電所7-水8-材料庫9-等候硐室10-膠帶機(jī)機(jī)頭硐室11-醫(yī)療室12-水泵15594—8護(hù)煤柱為界南鄰井田南部采區(qū)。采區(qū)東西最長約4941.09km，最短約3940.86km，2700m360m下15#5-1下 煤厚傾角#158III類不易自燃。該采區(qū)地質(zhì)構(gòu)造簡單，無大的構(gòu)造影響生產(chǎn)，煤層起伏不明顯，平均傾角8°左下15#5-2下下 15#煤層頂?shù)装嫣叵?15存在，開采上組煤時(shí)，奧灰水對礦井無影響。井田內(nèi)河谷第四系全新統(tǒng)砂礫石含水層距最上一層可采煤層3號煤100m，因此，煤層開采一般不受河谷第四系含水層水的140m3/h220m3/h不大。本礦井長度為4.5km左右，傾向長度為5.5km；由于煤層在720m標(biāo)高處煤層852700m。5-1。區(qū)段斜長=采煤工作面長度+區(qū)段煤柱寬度+L表示區(qū)段斜長，l表示采煤工作面長度，m表示區(qū)段煤柱寬度，B代表區(qū)段平 （5- （5-式中 n——為區(qū)段數(shù)目，個(gè)2700m12式中m=10m(工作面采巷布置，兩巷道之間留設(shè)10m煤柱B4.4n得：l=226.65m226.65D2900m，采用下山開采，代入式（5-1）及（5-2）得：n(l+m+2B)=2900式中m=10m(工作面采巷布置，兩巷道之間留設(shè)10m煤柱B4.4n得：l=222.86 取 15下#15下#煤層留設(shè)的煤柱主要有采區(qū)邊界煤柱、區(qū)段下10m15#煤層中，由于40m煤柱一起回采。在采區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造情況簡單，僅存在兩個(gè)小30m的斷層煤柱。下5-3 寬度下 的風(fēng)井布置在井田南部；同時(shí)考慮到巖巷掘進(jìn)的費(fèi)用太高，而15#煤層的頂?shù)装灞容^15#15#煤層的賦存情況以基本探明，故確定采區(qū)上下山的數(shù)目為兩條，即一條上（下）山，一條軌道上（下）山。兩條上下山的斷面如圖5-2所下 2.5mf2.3，屬于中硬煤層，所段平巷采巷布置。區(qū)段平巷均采用矩形斷面，錨網(wǎng)支護(hù)。具體見工作面層面布置圖根據(jù)采區(qū)巷道布置，區(qū)段由上到下依次工作面→平巷→上山→采區(qū)煤倉→石門→井底煤倉→地面副井→井底車場→軌道石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→采區(qū)上部（中部）車場→區(qū)段回風(fēng)平巷→工作面。新鮮：主、副井→井底車場→軌道石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→采區(qū)上部（中部）車場→區(qū)段平巷→工作面。污風(fēng)：工作面→區(qū)段回風(fēng)平巷→上山→回風(fēng)井→地面 （上）石門→井底車場→副井→地面。供電系統(tǒng)：地面變電所→副井→井下變電所→采區(qū)變電所→移動(dòng)變電排水系統(tǒng)：工作面（掘進(jìn)頭）部車場→軌道石門→井底水倉→副井→地面。采區(qū)內(nèi)巷道采用綜合機(jī)械化掘進(jìn)，選用AM—50型掘進(jìn)機(jī)、SEP—160A型機(jī)、將其縮到20—25m，并將可伸縮帶式輸送機(jī)延伸50—75m，機(jī)與刮板機(jī)的搭接12.5m，掘進(jìn)通風(fēng)方式為壓入式局扇通風(fēng)。1）下15#下 l——工作面長度M——煤層厚度，2.5m；A=211×9.6×1.8×1.43×0.95=3700.554A0=A×330×10-4=1.22Mt/a下115#下1

Aoi Ab——采區(qū)生產(chǎn)能力，Mt/a；K1——采區(qū)掘進(jìn)煤系數(shù)，取為1.1；K21A0i——工作面生產(chǎn)能力，1.22Mt/a。 =1.34Q=52.04Mt下15#下P邊界=7600×30×2.5×1.43×10-=0.82P防水=3665×30×2.5×1.43×10-=0.39P上山=2600×（40+2×50）×2.5×1.43×10-=1.3MtP工廣=0.66MtP斷層=0.31采用下面計(jì)算采區(qū)采出率工業(yè)儲(chǔ)量采區(qū)采出率

（5-3%—7%5%。則：采區(qū)采出率=(Q-P-Q=61.08Mt15下#P邊界=10268×30×2.5×1.43×10-=1.10P下山=2300×（40+2×50）×2.5×1.43×10-=1.15P工廣=0.68P15下=2.93采用下面計(jì)算采區(qū)采出率采區(qū)采出率工業(yè)儲(chǔ)量開采損失則：采區(qū)采出率=(Q-P-15下煤層中，煤層所選用的采區(qū)車下15#下區(qū) 平 8°，起坡點(diǎn)落在井底車場主石門的頂板，且頂板圍巖條件比較5-6所示。 3800mm，用錨噴支護(hù)。 6.69無各煤層為中~1.46/100穩(wěn)定性的關(guān)鍵因其工藝特征為采用滾筒式采煤機(jī)支架刮板輸送機(jī)及其附屬設(shè)備等進(jìn)行配套生產(chǎn)，227m10m100m掘一個(gè)聯(lián)絡(luò)眼貫通。選擇后退式回采，這種方法有利于回采巷道和通風(fēng)。工作面推進(jìn)長度為1474～2318m。m（1）采煤機(jī)端部斜切進(jìn)刀單向割煤跑空刀和采煤機(jī)端部斜切進(jìn)刀雙向割煤方式的各自優(yōu)6-2。 6-1。3～5架進(jìn)行，頂板破碎時(shí)緊跟前滾筒移架或人工操作超前移0.6m。333(a(b(c(d(e6-125m0.6m。 稱割煤35m0.6①無臺(tái)階②無傘檐③頂煤垮落≤300mm移架成一條直線，偏差≤±50①最大仰俯角＜±7°②端面距≤340mm1.5±0.1m②支架不擠、不咬，架間空隙＜200接①刮板輸送機(jī)直，偏差＜±50mm②彎曲段≥25機(jī)②鏈輪中心與機(jī)刮板面高度為700～900推拉機(jī)序 mmmVt號mmm°尺寸（長×寬×高mT中煤張家口煤礦機(jī)械公mV ZZ5600/23/47端頭支架技術(shù)特號mmm°s尺寸（長×寬×高m缸徑/中缸內(nèi)徑/工作阻力/缸徑/推力/t1）根據(jù)支架支護(hù)強(qiáng)度校核知，為式6-1p= （6-式中 p——頂板對支架的壓強(qiáng)k——采高的倍數(shù)(6-r2.3g9.8N/kg。代入數(shù)據(jù)得:p=8×2.5×2.3×9.8/1000=0.4508MPa<0.7 （6-式中：Pp——頂板對支架的壓強(qiáng)，0.4508s——支護(hù)面積，5.033） P0=75%×4000kN=3000 （6-10m1.0m板（靠煤柱側(cè)）1工作面采用FLZ38－20/110Q型單體支柱加鉸接頂梁進(jìn)行超前支護(hù)(1)30m1m(2)平巷的超前支護(hù)：從煤壁線向外30m超前支護(hù)，同樣保持1m的柱距支設(shè)m31m的戴帽點(diǎn)柱（用單體柱。帽。打好柱要上好繩并將柱與頂網(wǎng)或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。1.8m,0.7m2.0m處，班50m回收,70m以外.mm環(huán)頂?shù)装迮c上一個(gè)循環(huán)頂?shù)装邋e(cuò)差過±50mm。機(jī)頭、機(jī)尾各10m要平緩過渡，防移架質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過±50mm。架間距要均勻，中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設(shè)，最大仰俯角＜7°，相鄰支架間不能有明顯錯(cuò)差（2/3200mm。100mm1050m，5）.3臺(tái)端頭支架，其滯后普通支架一個(gè)循環(huán)，又因端頭至超前25m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。在各點(diǎn)落煤處加設(shè)緩沖裝置5m/min150－200mm機(jī)組要掌握好采高,嚴(yán)禁割底割頂各級機(jī)嚴(yán)格把關(guān),雜物(板皮、木料)進(jìn)入運(yùn)煤系統(tǒng)(8).頂板及礦壓觀測措作面所有支架拉過后必須升緊達(dá)到初撐力；平巷巷道超前工作面50m加強(qiáng)，對于失m10～15m13m左于兩幫的變形。預(yù)計(jì)超前支承壓力影響范圍為30m左右，區(qū)10m，巷道變形量小，配置157組支撐掩護(hù)式支架，對工作面頂板實(shí)行全支管理0.6m。3～5，為加強(qiáng)工作面頂板管理，要求嚴(yán)格控制采高任意加大或降低采高，尤其，，，杜絕系統(tǒng)的串漏液的現(xiàn)象及時(shí)處理支架自降和更換折損支架或支柱支架“病，在接面生產(chǎn)的同時(shí)，應(yīng)及時(shí)編制工作面初次放頂安全措施，與作業(yè)規(guī)程一并1).2.5m10m隨巷道頂?shù)装迤骄忂^渡。循環(huán)0.8m。根據(jù)后面通風(fēng)設(shè)計(jì)回采工作面風(fēng)量計(jì)算，遵循以風(fēng)定產(chǎn)原則。采用“三八”制作，3624小時(shí)正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表，見采煤方法圖。6.5。 2226222611機(jī)339端頭3339222611248442）.循環(huán)產(chǎn)量按下列計(jì)算Q1＝ （6-S——循環(huán)進(jìn)尺，0.8m；P——煤的容重，1.43t/m3則循環(huán)產(chǎn)量：Q=227×0.8×2.5×1.43×0.95=616.759t日產(chǎn)量：Q×日循環(huán)數(shù)=616.759×6=3700.554t6.6材料費(fèi)材料消耗費(fèi)用包括坑木費(fèi)用 費(fèi)用 工資費(fèi)200/d噸煤工資成本=日工資×噸煤每 （6-=200×0.018=3.6 1工作面面長（凈斜長m2m3°8456m7m89個(gè)6發(fā)/％ttmm月m3/千工作面設(shè)備折舊費(fèi)

原始價(jià)格殘值清理費(fèi)服務(wù)年限330產(chǎn)量

（6-b3%計(jì)算；c10c3700.554t/d6-8 611平巷11BBA1250-1111單體支合電費(fèi)a負(fù)荷系數(shù)/循環(huán)產(chǎn) 循環(huán)產(chǎn)量 （6- L——工作面長度，227m；M——煤層厚度，2.5m；γ——煤層容重，1.43t/m3；d——循環(huán)進(jìn)尺，0.8m；則 循環(huán)產(chǎn)量2500kW，1.5h,0.90，代入得：b500kW，代入得：=2.19c噸煤電力費(fèi)=單價(jià)×（噸煤動(dòng)力用電消耗＋噸煤照明用電消耗

（6-2.0則 噸煤電力費(fèi)=15.32

（6-（6-=33.45布置采區(qū)回采巷道是為了把回采工作面和礦井主要開拓巷道聯(lián)系起來，構(gòu)成、動(dòng)6.69m3/t1.2Mt/a，根據(jù)后面通風(fēng)設(shè)計(jì)關(guān)于工作面 煤炭平、礦井生產(chǎn)能 1.2、礦井工作制 三八、煤層平均傾 、煤的碎脹系 、礦井瓦斯等 低瓦斯礦、煤塵指 、煤的自燃等 Ⅲ類不易自綜采工作面→區(qū)段平巷→上山→采區(qū)煤倉→石門→井底煤副立井→井底車場→軌道石門→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→區(qū)段回風(fēng)平巷→回采工作面工作面（掘進(jìn)頭）→區(qū)段回風(fēng)平巷→采區(qū)軌道上山→軌道石門→井底車場→副斜井→地面4)副立井→井底車場→軌道石門→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→區(qū)段回風(fēng)平巷→回采工作面必須注意盡量減少的次數(shù)，不要出現(xiàn)輸送機(jī)→軌道→輸送機(jī)→軌道必須在決定主要的同時(shí)，統(tǒng)一考慮輔助1）機(jī)的選型原mm機(jī)的橋身部與可伸縮膠帶輸送機(jī)的機(jī)尾受煤部的長度應(yīng)配套破碎機(jī)的結(jié)構(gòu)應(yīng)與所選機(jī)結(jié)構(gòu)尺寸相適應(yīng)根據(jù)上述選型原則，決定選用SZZ800/200型機(jī)和PLM2000型破碎機(jī)。其技術(shù)特7-1，7-2BBA1250-1200其技術(shù)特征見表7-3所示。上山選擇DT36型的輸送機(jī)，其技術(shù)特征見表7-4所示。中煤張家口煤礦機(jī)械公mV7-2V電動(dòng)機(jī)+液力偶合器+ BBA1250-mmmmV mmmmV802700m2600m，SPK-90/6001.5t車完成輔助，其技術(shù)特征見表7-5和7-6所示。 SPK-個(gè)制動(dòng)車使用蝶形彈簧制動(dòng)油缸，泄7m3°m MGC1.7-t外形尺寸（長×寬×高輔助中所選用的材料車和平板車的技術(shù)特征見表7-7所示表7- MLC3-MPC3-3t外形尺寸（長×寬×高Tx為： （7-式中：L1450V02L——上山長度，2600m；Vmax——最大提升速度，3m/s；Q1——掛鉤時(shí)間，25s。保證所需能力的一次提升穿車的礦車數(shù)Z1=（A班矸/G+A班材/V）×Tx/（3600tb） 式中：Z1——一次提升礦車數(shù)；G1.5A20m3V——一輛材料車的實(shí)際體積，1.7tb——絞車每班凈時(shí)間，取5h97.2.3設(shè)備能力驗(yàn)主設(shè)700t/h，長壁回采工作面平巷膠帶輸送機(jī)，大巷膠帶機(jī)能力為1200t/h，能滿足要求。輔助設(shè)52t，4875m，km/h，裝卸載調(diào)車等車時(shí)間0.5h/次，牽引車每班可運(yùn)行4次，所選15t牽引車2輛， 能力為75t，大于每班運(yùn)量，可以滿足材料、設(shè)備的 1.2Mt/a610～1050m。井田（東西）最長約4941.10km，最短約3940.95km傾向（南北）長平均5.5km330d選用1.2m寬的膠帶輸送機(jī)，輔助采用1.5t固定廂式礦車1.2330Hz20Hx180.90式

（8-Hs——礦井深度，400m；Hz——裝載高度，20m；Hx——卸載高度，18m。8-1H=385+20+18=438HH式

（8-8-2

=8.37Tx=Vm/a×2+ H/Vm+20 a0.8m/s2；8-3Tx=8.37/0.8×2+438/8.37+=93.26 （8- 由8-4得Ns=3600/93.26=38.60 Ns=39As=An×C×Cr/Bn× （8-式 An——礦井年設(shè)計(jì)產(chǎn)量，1.2Mt/a；Cr1.3；Bn——年工作天數(shù)，330d；Tv——日靜提升小時(shí)數(shù)，16h。8-5得 （8-式中Q由8-6得1.2Mt/a13.2JDG12/90×6Y8- JDG12/90×6Y型12t箕斗特征ttm27.5-根6t6×19右捻鍍鋅鋼絲繩,8- 6×19股(1+6+12)2JK2.5/30型單繩纏繞提升機(jī),2.5m,1290m,電動(dòng)機(jī)轉(zhuǎn)速750r/min,5m/s。YR2500-10/2150型高交流電動(dòng)機(jī),600r/min工作制度：330d/a；井筒高度：400m；Hz5m；Hx18m；軌距：600車輛：1.5t固定廂式礦車輔助40608406s換罐籠1.5t84人，可提矸和升降一3t23t的大 GDG1.5/6/2/4k罐籠技術(shù)特征個(gè)4個(gè)tt臺(tái)4個(gè)(2）8-3。 直徑單位重量抗拉強(qiáng)度總破短力42Jkm3.25/4(Ⅰ)型多繩纏繞提升機(jī),Dt=3m,導(dǎo)向輪的變位重力30.6kN。YR1000-10/14306kV交流電動(dòng)機(jī),11.5,600(5）（東西）最長約4941.10km，最短約3940.95km，平均長度為5.5km，平均傾角825.45km2。15下82.5m86.98Mt1.2Mt/a55.77a。由于煤層瓦斯含量涌出量不大，各煤全礦布置一個(gè)生產(chǎn)工作面，15下3700.554t；礦井需通風(fēng)的主要相對含量分別為為6.69m3/t。煤塵無性；煤無自燃發(fā)火傾向工作面長度227m，區(qū)段平巷及區(qū)段煤柱10m。為了保證生產(chǎn)正常，每個(gè)采區(qū)各安排Mt/a一般礦井主要有五種通風(fēng)類型：并列式、分列式、兩翼對角式、分區(qū)對角式和混合式通風(fēng),適合本設(shè)計(jì)的通風(fēng)方式有并列式和分列式，如圖9-1所示。但對于案只有并列式和分列式。因而我們只對這兩種方式作一個(gè)初步的比較。見表9-1，； ，；式伸，為深部通風(fēng)提供有利條件折返流動(dòng)路線式 方案一：分列方案一:并列式，回風(fēng)井工程量為385m；方案二:分列式，回風(fēng)井工程量為50m。 方案一:并列方案二:分列單價(jià)（費(fèi)用（萬元單價(jià)（元費(fèi)用（元 方案一:并列方案二:分列（元（萬元（元（萬元1009-4。 方案一:并列方案二:分列2505009- 并列式（萬元分列式（萬元井巷從表表9-5可以知道，分列式在經(jīng)濟(jì)上要優(yōu)于并列式綜上技術(shù)和經(jīng)濟(jì)比較，分列式優(yōu)于并列式，故本礦井采用分列式通風(fēng)壓聯(lián)合式可產(chǎn)生很大的通風(fēng)阻力，適用于礦井，新建礦井不采用?，F(xiàn)將前兩種工作抽出 壓入 抽出式主扇使井下處于負(fù)壓狀態(tài)，當(dāng)一旦主扇因故停上運(yùn)轉(zhuǎn)時(shí)，井下的空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較。積存的有害氣體抽到井下，同時(shí)使通過主扇的一部分短路，總進(jìn)風(fēng)量和工作面有效風(fēng)量都會(huì)減少。用壓入式通風(fēng)，則能用一部分回把小窯塌陷區(qū)的有害氣體帶到地面。①能夠有效的控制采區(qū)內(nèi)的方向、風(fēng)量大小和風(fēng)質(zhì)③的穩(wěn)定性高121⑤工作面回中瓦斯?jié)舛炔坏贸^⑥必須保證通風(fēng)設(shè)施（風(fēng)門、風(fēng)橋、風(fēng)筒）⑦要保證風(fēng)量按需分配，盡量使通風(fēng)阻力小，暢通⑧機(jī)電硐室必須在進(jìn)中由于本礦井屬于低瓦斯礦井，所以決定在15下煤層中布置兩條上山,一條軌道上山和 1）軌道上山進(jìn)風(fēng)，上山回風(fēng)的優(yōu)缺點(diǎn)2）上山進(jìn)風(fēng)，軌道上山回風(fēng)的優(yōu)缺點(diǎn)下行風(fēng)設(shè)備在回風(fēng)巷運(yùn)轉(zhuǎn)，安全性差通過對上行風(fēng)和下行風(fēng)的比較，結(jié)合本礦井煤層傾角8°,沼氣涌出量不大的條件， “W”型通風(fēng)系 UWY：“U”型通風(fēng)：在區(qū)內(nèi)后退式回采中，這種通風(fēng)方式具有系統(tǒng)簡單、漏風(fēng)小等優(yōu)點(diǎn)，但線路長，變化大，工作面上隅角易積聚瓦斯，工作面進(jìn)風(fēng)巷一次掘進(jìn)，“Y流中的瓦斯。對于綜合采工作面，上下平巷均進(jìn)新鮮有利于上下平巷安裝機(jī)電設(shè)量大的工作面，但需要邊界準(zhǔn)備回風(fēng)上山，增加了巷道掘進(jìn)、費(fèi)用。的情況；同時(shí)也需要在邊界準(zhǔn)備回風(fēng)上山，增加了行道的和掘進(jìn)費(fèi)用?！癢只要特點(diǎn)是不用設(shè)置第二條風(fēng)道；若上下端平巷進(jìn)風(fēng)，在該巷只撤、安裝、采煤設(shè)備等有良好的環(huán)境；同時(shí)，易于稀釋工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易積聚，排放煙、擋風(fēng)墻（密閉：在需要堵截和交通的巷道內(nèi)，設(shè)置擋風(fēng)墻Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K 式中：∑Q采-—各回采工作面和備用工作面所需風(fēng)量之和，m3/min;∑Q掘∑Q硐∑Q其它4m3；Q采=100×q采 （9-式 Q采—回采工作面需風(fēng)量q采q采=q相對×A工日 （9-式 q相對—工作面瓦斯相對涌出量A工日CH46.69m3/t15下煤層 q采15下=6.69×3700.554/1440=17.1915下煤層 Q采1=100×q采1.5m/s。Q= （9-式 v—工作面適宜的風(fēng)速15下煤層:4.17m3.57ms=（4.17+3.57）×2.5/2=9.68Q=60×9.68×1.5= 采煤工作面進(jìn)氣溫采煤工作面風(fēng)速0.3-15-0.5-18-0.8-20-1.0-Qg （9-式 N——回采工作面同時(shí)工作的最多人數(shù)綜采工作面一班同時(shí)工作的最多人數(shù)為21人，交時(shí)為42人。所以Qg=4×42=168m3/min0.25m/s4m/s的15×S綜≤Q采≤240×S （9-15下煤層:S綜9.68 0.25m/s6m/s9-715×S回≤Q回≤360×S （9-15下煤層:S回12.32 根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，按工作面回風(fēng)中沼氣的濃度不得超過1％的要求計(jì)Qa （9-QaKaKa＝1.5。 15下煤層瓦斯絕對涌出量按最大值算：QJ=2工作面需風(fēng)量：Qa=100Qj×Ka=100×2×1.5=300m3/min （9-44m3Na——掘進(jìn)工作面交時(shí)的最多人數(shù)，取70人。故掘進(jìn)工作面風(fēng)量：Qa=4×70=280m3/min本設(shè)計(jì)中選用JBT—62型局部通風(fēng)機(jī)，風(fēng)機(jī)的參數(shù)見表9-8。本風(fēng)機(jī)的風(fēng)量為390Qa=390根據(jù)《煤礦設(shè)計(jì)規(guī)程》規(guī)定的掘進(jìn)中的煤巷最低風(fēng)速為0.25m/s15×Sa≤Qa≤ （9-15下煤層:Sa12.32 3∑Q掘=3Qa=3×390=1170m3/min 888644 2變電所：80m3/min；絞車房：80m3/min；庫：100m3/min。4）Q其它（∑Q采+∑Q掘∑Q硐）3%-5%計(jì)算配風(fēng),4%。Q＝（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它 ＝4359.01m3/min=72.655)72.65m3/sh摩 （9-采北采區(qū)右翼最上部15101工作面時(shí)是通風(fēng)時(shí)期。副井→車場及石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→繞道車場→2區(qū)段進(jìn)風(fēng)平巷→綜采工作面→2區(qū)段回風(fēng)平巷→上山→風(fēng)井副井→車場及石門采區(qū)下部車場→軌道上山→石門車場→1區(qū)段進(jìn)風(fēng)平巷→綜采工作面→1區(qū)段回風(fēng)平巷→上山→風(fēng)井u=28.8m，s=24.64m2 9-99-10 lα×10uSqhv土1-2-3-4-巷5-6-巷7-8-土 lα×10uSqhv土場土h總易=1.1∑hr （9-式中 h總易—通風(fēng)容易時(shí)期總阻力hr易1.1

（9-式中 h總難—通 時(shí)期總阻力hr難—通風(fēng)時(shí)期各巷道風(fēng)阻1.1容易時(shí)期；h總易=1.1×1355.94=1491.53時(shí)期：h總難=1.1×1796.67=1976.34礦井采用并列式通風(fēng)系統(tǒng)，總等積孔可按下述方法計(jì)hh

（9-式中 h容易時(shí)期：A1.19×72.65/1491.53時(shí)期：A 9-11 風(fēng)阻礦難1.416-中易Ａ容易＝2.24m22m2，Ａ＝1m2<1.94m2<2容易時(shí)期為小阻力礦井時(shí)期為中阻力礦井通風(fēng)設(shè)備的選型是根據(jù)計(jì)算出的全礦總風(fēng)量Q，容易時(shí)期最小阻力hmin和時(shí)期hmax進(jìn)行設(shè)計(jì)的，它包括通風(fēng)機(jī)和電動(dòng)機(jī)的選擇及通風(fēng)機(jī)附屬裝置設(shè)計(jì)。590%。否兼做提升作用；通風(fēng)設(shè)備的產(chǎn)品和價(jià)格等。壓。礦井自然風(fēng)壓的大小，最要取決于礦井風(fēng)井的深度及內(nèi)部的的密度1） （9-式中 Δρ—進(jìn)風(fēng)井筒與出風(fēng)井筒空氣平均密度差，kg/m3，見表9-12所示H—井筒深度，m 進(jìn)風(fēng)井筒出風(fēng)井筒冬夏副井深度：Z1-2=400高差 Z3-4=400-50=350冬天空氣密度?。害?-2=1.28kg/m3，ρ4-5=1.20=1.28×9.8×400-1.24×9.8×350-=176.476.4Pa夏天空氣密度?。害?-2=1.20kg/m3，ρ4-5=1.24=1.20×9.8×400-1.22×9.8×350-=-88.288.2Pahf易=h總易- （9-式中：hf易h總易hfs＝1491.53hf難=h總難- （9-式中：hf難—通風(fēng)時(shí)期靜風(fēng)壓h總難hno—夏季礦井自然風(fēng)壓，PaHfs難＝1976.34+88.2＝2064.54QfkQ式中：QfQk—漏風(fēng)系數(shù),1.1Qf=1.1×72.65=79.929-13

（9-風(fēng)量風(fēng)壓Qf,hfshfs9-79-8所示。 =h/ （9-式 R—風(fēng)阻hQf—風(fēng)機(jī)風(fēng)量，m3/s。Rf易=0.249170 9-14所示。 轉(zhuǎn)速風(fēng)量62A14-119-7，9-通風(fēng)機(jī)的輸入功率按通風(fēng)容易及時(shí)期分別計(jì)算通風(fēng)機(jī)所需輸入功率,Nmin，Nmax：由式N=QfH/(1000?s) N—通風(fēng)機(jī)的輸入功率，kW；Nmin=168.8NmaxNmin=168.8＞0.6Nmax，所以可以只選用一臺(tái)電動(dòng)機(jī)，電動(dòng)機(jī)功率為Ne=NmaxKe/(?e （9-式中 NmaxNe=上選出合適的同步電動(dòng)機(jī),型號為：T530-6/9909-15： T530-6/990電動(dòng)機(jī)技術(shù)參AVVA5%15%；1次。改變通風(fēng)機(jī)轉(zhuǎn)數(shù)或風(fēng)葉角度時(shí)，117條有關(guān)規(guī)定；建立瓦斯的巡檢測和連續(xù)檢測的雙重檢測系統(tǒng)，可靠預(yù)防和控制瓦斯事故的發(fā)生；嚴(yán)格掌握風(fēng)量分配，保證各個(gè)工作面和機(jī)電硐室有足夠的新按井下在冊人員配備式自救器3m利用環(huán)境安全監(jiān)測系統(tǒng)，及時(shí)測定中的風(fēng)塵濃度防塵、灑水、降塵系統(tǒng)，對煤流各點(diǎn)必須經(jīng)常噴霧灑水相鄰煤層所有機(jī)道和回風(fēng)道必須設(shè)置隔爆木棚采掘工作面的工人應(yīng)按規(guī)定佩帶防止冒和防塵通 時(shí)10-1 12層13m4°856d班278a9a井田長mm個(gè)1個(gè)0m m m個(gè).5t2mm/6t/元 吳則智．兗州礦區(qū)綜合機(jī)械化放頂煤開采的實(shí)踐與認(rèn)識．煤炭工業(yè)，朱，韓振鐸．采掘機(jī)械與傳動(dòng)綜采設(shè)備管理手冊編委會(huì)．綜采設(shè)備管理手冊．煤炭工業(yè)中配煤礦總公司物資供應(yīng)局．煤炭工業(yè)設(shè)備手冊．中國礦業(yè)大學(xué)．礦井通風(fēng)與安全．中國礦業(yè)大學(xué)林在康．井筒斷面圖冊．中國礦業(yè)大學(xué)林在康．巷道斷面圖冊．中國礦業(yè)大學(xué)林在康．井底車場圖冊．中國礦業(yè)大學(xué)林在康．風(fēng)機(jī)裝置性能圖冊．中國礦業(yè)大 專6.0米左右的煤層中推廣應(yīng)用大采高綜采技術(shù)；與分層厚煤層儲(chǔ)量在我國煤炭儲(chǔ)量中約占44%其產(chǎn)量約占原煤產(chǎn)量的45%左右，大采高綜采是對厚度大于3.5m的厚煤層一次采全高的開采方法，大采高綜采目前已成為我國開國內(nèi)外學(xué)者針對綜采工作面煤壁片幫的機(jī)理及影響因素雖已開展較多的研究，且取得煤壁片幫其破壞形式主要表現(xiàn)為:會(huì)產(chǎn)生拉裂式破壞，如圖11-取樣理面；2-P-頂板壓力，δx-煤體取樣所受拉應(yīng)力圖1工作面前方煤體受力分析圖有約束存在，變形不受限制，其力學(xué)模型可視為平面應(yīng)變問題。根據(jù)彈性力學(xué)模爾強(qiáng)度理論,脆性材料受壓破壞是因?yàn)槭芰r(shí)，其內(nèi)部產(chǎn)生剪切力，而某一剪切面上的剪應(yīng)圖 煤層松軟時(shí),頂板有壓力壓垮煤壁,時(shí)危害更大。原因是片幫就是其內(nèi)部積蓄能量的瞬時(shí)釋放,通常情況下,硬煤在發(fā)生變形時(shí),需要積蓄的能量遠(yuǎn)遠(yuǎn)大于松軟煤層需要的能量。這樣,發(fā)生片幫時(shí),釋放的能量就更大,造成的危害比松軟煤層大。煤層理、裂隙發(fā)育時(shí),發(fā)生煤壁片幫現(xiàn)由于節(jié)理、裂隙在煤層中形成了弱面,降低了煤層強(qiáng)度,使煤體結(jié)構(gòu)變得相對松散,容支架初撐力低,單體支架,最合理的架設(shè)形式是頂梁與底座平行。在水平煤層的開采,頂梁與底座都處于水平狀態(tài)時(shí),掩護(hù)式支架才能發(fā)揮最好的支護(hù)效果。這時(shí),支架的立柱微向前傾。工作面支架經(jīng)常出現(xiàn)前傾或者后仰的狀態(tài),較易發(fā)生煤壁片幫現(xiàn)象。因?yàn)橹Ъ芴幱诠ぷ鳡顟B(tài)時(shí),支架的支撐力不能充分發(fā)揮,在相同的頂板壓力作用下,會(huì)造成較大的收縮量。同樣,煤體要跟著支架的收縮發(fā)生較大的變形,而煤體的彈性變形范圍較小,過大的收縮會(huì)在煤體中積蓄較大的能量,當(dāng)積蓄的能量超過煤層所能承受的能量時(shí),就發(fā)生片幫事故。若支架架設(shè)不合理,還容易發(fā)生架前冒頂事故。其原因:一是當(dāng)支架處于工作狀態(tài)時(shí),會(huì)加大支架前端的端面距,容易漏矸而發(fā)生冒頂事故;二是如果支架架設(shè)不合理,會(huì)影響到支架對頂板的支撐力,造成加大的支架收縮量,進(jìn)而發(fā)生冒在回采過程中,頂板的壓力完全由支架和煤壁承擔(dān)。若支架的架設(shè)不合理,支架的阻力不能得到充分發(fā)揮。這時(shí),煤壁所承受的壓力就比在正常狀態(tài)下承受的壓力大。如果煤壁受到的壓力超過煤體的強(qiáng)度極限,必然造成煤體發(fā)生塑性變形,發(fā)生煤壁片幫事故。支架工作阻力低于正常狀態(tài)的原因,一是泵站的壓力偏低,或者管線存在漏夜現(xiàn)象;二是支架安全閥不合格,調(diào)設(shè)卸荷壓力低于正常狀態(tài);三是支架立柱存在上、下支架支設(shè)滯后,不護(hù)由于采煤機(jī)運(yùn)行速度較快,而移架速度較慢,跟不上采煤機(jī)的運(yùn)行,造成移架滯后,不打開護(hù)幫板,保護(hù)新的煤壁,這就加劇了煤壁的片幫現(xiàn)象。在采煤機(jī)通過后發(fā)生片幫現(xiàn)象,［1圖1為利用D以看出，煤層開采引起圍巖應(yīng)力重新分布，煤壁中部最大主應(yīng)力方向基本與煤壁平行，出現(xiàn)了高應(yīng)力集中區(qū)，在此區(qū)域內(nèi)預(yù)存裂紋明顯增加。同時(shí)，開挖形成了自由表面，使水平應(yīng)力在自由表面降低至零，相當(dāng)于在圍巖預(yù)存裂紋的遠(yuǎn)場只施加了壓應(yīng)力。在這種應(yīng)力條件下，預(yù)存裂紋尖端產(chǎn)生翼型張裂紋，這些裂紋距自由表面的距離一般較小，近似平行于壓應(yīng)力方向。在外力作用下微裂紋擴(kuò)展使裂隙互相結(jié)合起來，并最終導(dǎo)致宏觀裂紋的形成，使煤壁沿自由表面附近形成薄殼［2。為便于計(jì)算，對于完整性較好的中硬煤壁，分析頂板壓力作用下煤壁的撓度特征時(shí)，可以將圖3簡化為圖3的受力模型，即一端彈性支承、另一端剛性固定的受壓桿［3～5圖3

圖4圖5現(xiàn)在來考慮如圖5(a)所示的壓桿，它的一端固定，另一端側(cè)向支承在一個(gè)線性彈簧上，彈簧剛度為α。坐標(biāo)原點(diǎn)設(shè)在固定端。(如圖5(b)所示)假定在微彎狀態(tài)下自由端的撓度為δ，坐標(biāo)x處的撓度ω。則坐標(biāo)x處的彎矩為（x)F()(h

再由M=－EIω″，得到微分方程EIF()(h或k2k2h

((其中k2 微分方程的解為AsinkxBcoskx1h k 假設(shè)彈簧剛度較大，彈簧剛度α=∞時(shí)，相當(dāng)于上端鉸支下端固定的壓桿，如圖3(c)所示，由于上x=0時(shí)，ω(0)=dxx0

0x=h時(shí)，ω(h)=假設(shè)上端由支座產(chǎn)生的約束力為Q*，則可求Q xk2EIksinkxhcoskxhx(根據(jù)穩(wěn)定方 h=kh，可得 則x

2k sin4.493xcos4.493xx

圖6以煤壁高度為縱坐標(biāo)，以撓度為橫坐標(biāo)，畫出煤壁撓度曲線，如圖6xxh0.602，即x0.602hx1.4k2

為一端鉸支、另一端固定時(shí)，其側(cè)向最大位移在煤壁上部0.4壁所受的水平作用力較小，可近似看成單向受壓，如圖7所示。其最大主應(yīng)力σ1為σC，最小主應(yīng)力σ3為0，內(nèi)摩擦角為φ。在與最大主平面成45°+φ/2夾角的斜面上剪應(yīng)力最大，在煤體自重及頂板壓力作用下，首先產(chǎn)生一組與最大主平面成45+φ/2夾煤壁上方0.4倍采高處橫向位移最大，所以沿此處的滑移線最先發(fā)生破壞，上方煤體沿此滑移面向下滑落。用B表示片幫深度，φ表示煤體的內(nèi)摩擦角，根據(jù)圖8可知:B=0.4htan(45圖7圖8根據(jù)對塔山煤礦8104大采高綜放工作面煤壁穩(wěn)定性實(shí)測數(shù)據(jù)，得出煤壁片幫深度，割的增加而減小，實(shí)測值與理論值基本一致。采高為3.8m時(shí)，片幫深度與采高的關(guān)系的理圖9圖1011所示′[5]11中可知，片幫深度隨著實(shí)際采高的采高對工作面的影響，隨著工作面的推進(jìn)，在煤壁前方產(chǎn)生了支承壓力，在該壓力作.快工作面推進(jìn)速度,可以減少超前支承壓力的影響范圍、減少支承壓力對煤體的作用時(shí)間及降低煤壁損傷程度,從而可以減小煤壁片幫程度。工作面推進(jìn)方向?qū)γ罕谄瑤蜕疃扔杏绊?對于俯斜、仰斜、長壁工作面種推進(jìn)方向,在相同的條件下,仰斜開采片幫深度最大,其次,俯斜開采最小′。12工作面頂板壓力由支架和煤壁共同承擔(dān),當(dāng)支架支撐力達(dá)不到要求時(shí),頂板壓力就會(huì)向煤壁轉(zhuǎn)移,壓力超出煤壁的強(qiáng)度極限時(shí),煤壁就會(huì)發(fā)生片幫，而支架實(shí)際支撐力低主要原因可能是液泵壓力達(dá)不到要求、支架工操作不規(guī)范或者支架支撐狀態(tài)不合理等還有當(dāng)支架不支護(hù)頂板和煤壁采煤機(jī)運(yùn)行速度快,支架工移架速度追不上機(jī)組運(yùn)行速度,從而使新的頂板不能被及時(shí)的有效支護(hù),也會(huì)使壓力向煤壁轉(zhuǎn)移,導(dǎo)25cm100cm12cm1所示。1水分層1422364456264278(6921094116如圖①15分鐘，30分鐘，45分鐘，60分鐘，研究煤壁應(yīng)力塑性區(qū)、15分鐘時(shí)最大應(yīng)力集中系2.6710.5cm4513cm0.175MPa6015cm0.154MPa。分析知，隨著停采時(shí)間增加，0.37cm1.7cm 如圖②33210停采時(shí)間P=2×(2～4)Mr=(4～8)M12cm P=80.12×24000承應(yīng)力峰值大于0.19MPa的區(qū)域較大；當(dāng)工作阻力為0.01MPa時(shí)，其超前支承應(yīng)力峰值大值大于0.19MPa的區(qū)域?qū)⒗^續(xù)變小，峰值相應(yīng)減小，但變化不大，當(dāng)工作阻力增大到表格2支架工作阻力實(shí)驗(yàn)煤壁片幫深度0100支架工作阻力/Mpa(停采時(shí)間為系列100支架工作阻力/Mpa(停采時(shí)間為系列8cm的頂板點(diǎn)進(jìn)行監(jiān)測,并分別進(jìn)行了工作阻力為0.025MPa的模擬，其工作阻力與頂板下沉量曲線見圖40.02Mpa110幫深度可以超過lm，這就加大了支架與煤壁之間的端面距。這時(shí)如果支架不對前，要回收支架的護(hù)幫板，離開護(hù)幫板保護(hù)的煤壁在受到采煤機(jī)時(shí)，容易片落；采煤機(jī)通過后，增大了工作面的端面距，在支架沒有及時(shí)支護(hù)新的頂板前，礦山壓力重新和移架工)正好位于煤機(jī)前后，片落的煤塊容易操作人員碎。這些大塊、超大塊煤會(huì)被阻擋在機(jī)進(jìn)口處，堵塞煤流。這時(shí)只能停機(jī)，人工破碎停機(jī)的時(shí)間，占到單班生產(chǎn)時(shí)間的10％～15充分發(fā)揮支架護(hù)幫裝置作用。在機(jī)組割煤前,1-2架才將護(hù)幫板收起,使工作面煤壁始終在護(hù)幫板支撐下。研究表明,大采高工作面煤壁片幫程度與是否采用支架護(hù)幫板有關(guān),據(jù)統(tǒng)計(jì),3倍。采用護(hù)幫板可以增到互幫板的不同程度的抑制，這樣煤壁片幫程度則會(huì)減小相反,護(hù)幫板沒有使用或使用不當(dāng),其片幫程度將會(huì)增大。對煤壁松軟、節(jié)理裂隙發(fā)育、頂板壓力大及地質(zhì)構(gòu)造破壞嚴(yán)重等易發(fā)生片幫冒頂?shù)牡囟?采用瑪麗散對煤壁實(shí)施超前加固,以有效提高煤體的整體性,增大破碎煤壁的穩(wěn)定性,防止片幫發(fā)生。首先按照施工要求在煤壁上布置鉆孔,鉆孔布置完畢后,往鉆孔上安裝注射器和封孔器,使用風(fēng)動(dòng)注漿泵往煤壁上注射瑪麗散劑。施工完畢后對煤體實(shí)施超前加固。1.8-2.5m的玻璃鋼錨桿，配合樹脂藥卷使用。這樣可以使煤壁的整體性得到加強(qiáng)，6.3.工作面推進(jìn)速度慢煤壁時(shí)間長,煤壁片幫加劇。加快工作面推進(jìn)速度,可以減少超前支承壓力的影響范圍、減少支承壓力對煤體的作用時(shí)間及降低煤壁損傷程度,從而可以1個(gè)側(cè)向壓力，將煤壁的單向壓力狀態(tài)改變?yōu)槿牧?。通過及時(shí)支護(hù)，可以減小端面距，縮短空頂時(shí)間，降低發(fā)生架前的冒頂。趙宏珠,戴秋梁.加大綜采工作面幾何參數(shù)對大采高支護(hù)設(shè)備發(fā)展的新要求[J].采,2009，14(6):1-錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)李龍清,荊寧川,,張杰,秦國玉.大采高綜采支架工作阻力綜合分析與確定[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào),2008.6.,屠世浩,王瑛,馬小濤,吳其.大采高綜采技術(shù)的關(guān)鍵問題與對策探討[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2010.1.(自然科學(xué)版紀(jì)有利，翟英達(dá)，韓豐.軟煤層大采高工作面煤壁片幫機(jī)理及預(yù)防措施[J].山西煤張泗洪、薛秀軍、廉國華.大采高綜采煤壁片幫的原因與防治[J]華心祝,謝廣祥.大采高綜采工作面煤壁片幫機(jī)理及控制技術(shù)[J]尹志坡.大采高綜采工作面煤壁片幫的分析與預(yù)防[J]．煤炭開采靳俊恒,孟祥瑞,高召寧.大采高工作面煤壁片幫深度分析[J]礦業(yè)研究與開發(fā)翻譯Miningsubsidence-past,present,Mining'soriginsareancientandunknown.Theearliestminesprobablyconsistedofworkingstorecoverchertforstonetools,orpigmentandgemsforornamentation.Astheseworkingsextendedunderground,eventuallyavoidbecamelargeenoughtocausethefirstmineAlthoughthiseventwasnoted,minesubsidencehasbeenaproblemformanyyears.Thispaperbrieflyreviewstheextentofminesubsidencein1990,ideaspriorto1890,thestatusin1890,andsignificantadvancesbetween1890and1990,andspeculatesonadvancesinthe21st:Subsidence,coalmining,historyofExtentofproblem-Whenwethinkofundergroundminingweoftenthinkofmetalores,coals,salts,andaggregates.However,coalminingimpactsavastlylargeramountoflandthanallothertypesofminingcombined.Forexample,intheUnitedStatescoalisfoundin37statesandminedundergroundin22states(HRB-Singer,Inc.,1980).Undergroundcoalminingisestimatedtoeventuallycover40millionacreswith8millionalreadyundermined(HRB-Singer,Inc.1977).JohnsonandMiller(1979)reportthatsubsidenceduetomininghadaffectedmorethan2millionacresin30states.Coalminingcausedover99%ofthesubsidence,sinceallothermetalandnon-metalminesaffectedonly17000acres(JohnsonandMiller,1979).Undergroundcoalminingisestimatedtocausesurfacesubsidencedamagecostsinexcessof$1billionfrom1973totheyear2000,with$30millionofdamagetostructuresannually(USernmentAccountingOffice,Withthepreponderanceofsubsidencebeingduetocoalmining,itisunderstandablethatmostsubsidenceresearchandtheoriesarerelatedtocoalmining.SubsidenceexperienceandtheoriespriortoEarlyinthe15thcenturycourtrecordsfromtheCountyofDurhaminEnglandindicateajuryawarded￡200forrepairofahousedamagedbycoalmining(YoungandStock,1916).Inheshire,England,shaftsweresunkshortlyafter1670tomineashallowsaltbed.Serioussurfacebreaksoccurredin1750(YoungandStoek,1916).Belgianengineerswereamongthefirsttomakeascientificstudyofsubsidenceduetomining.In1825acommissioninvestigatingthecauseofsurfacecracksinthecityofLiegeconcludedthatanintervalof300feetbetweenthemineworkingsandthegroundsurfacewasmorethansufficienttopreventsubsidence(YoungandStoek,J.Gonot,aBelgianengineer,isusuallygivencreditforformulatingthefirsttheoryofsubsidenceduringastudyatLiegein1839.However,hedidnotpublishituntil1858andasimilarideawaspresentedbyaFrenchEngineer,Toillez,in1838.Gonotclaimedthatfollowingextractionofcoaltheoverlyingstratawouldsinkandtheangleoffracturewouldbeperpendiculartotheneofthecoalbed.Healsoindicatedthatthebreakextendsthroughtothesurface,irrespectiveofthedepthofmining(YoungandStoek,1916).Asearlyas1859therewereregulationsinAustriacontrollingtheminingofcoalunderrailways(YoungandStoek,1916).In1867,A.Schulz,aGermanengineer,publishedhisideasontheangleoffractureandthesizeofpillarsnecessarytoprotectthegroundsurface(YoungandStoek,1916).ThePrussianernmentappointedacommissionin1868tocollectinformationfromothercountriesontheinfluencethatmineworkingsmayhaveonsurfacebuildings.TheyfoundthatthemajorityofBelgianengineersbelievedthatwhenthecoalisentirelyremoved,themostcarefulpackinggivesnoguaranteeagainstdamagetosurfacebuildings,thatthepackingonlylessensthesinking;andthatthemaybeprotectedbyleavingpillarsequivalenttohalftheareaofthecoalseam.InEnglandthecommissionfoundthefollowingopinions:⑴Theworkingofcoalateveryknowndepthmayaffectthesurface,butatdepthsgreaterthan400metres(1300feet)itcancausedamageonlytocertainbuildings.⑵Inthecaseofcompleteextraction,fillingmaybeameansofeffective⑶Leavingpillarsconstitutesanefficientprotection(YoungandStoek,InanotherstudyofsubsidenceatLiege,notsurprisinginlightofthefirstcommission'sfindingthatminingbelow300feetwouldnotdamagethesurface,G.Dumontin1871recognizedthatdrainageofoldworkingsorthefloodingofaminemayreinitiatesubsidencemanyyearsaftertheinitialmovements(YoungandStoek,1916).In1884JicinskysummarizedAustrianexperienceandpostulatedthe'harmlessdepth'concept.Withcavingoftherockstrataoverlyingthe