50万吨设计1矿井概况与地质特征

井田概 位置与交 地形地貌及水 气候与气 烈 矿区经济概 电源及水 井田地质特 地 构 水文地质特 煤层特 煤层特 煤 煤层开采技术条 井田境 井田范 开采界 井田尺 井田地质勘 矿井地质储 储量计算基 矿井地质储量计 矿井工业储量计 矿井可采储 井田边界保护煤 工业广场保护煤 断层保护煤 大巷保护煤 矿井可采储 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 井田开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位 阶段划分和开采水平的确 井田划 主要开拓巷 开拓方案比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 大 巷道支 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区生产能力及采出 带区车场选型计 带区车场的形 带区车场的调车方 带区主要硐室布 采煤工艺方 带区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 综采工作面的设备选型及配 各工艺过程注意事 工作面端头支护和超前支 采煤工作面正规循环作 3204首采工作面回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下......................................................................................................................概 井下设计的原始条件和数 距离和货载 矿井系 带区设备选 设备选型原 带区设备的选 带区能力验 大巷设备选 矿井提升概 主井提 箕 提升 钢丝绳技术特 提升能力验 副井提 矿井通风系统的选 矿井通风系统的基本要 矿井通风系统的确 带区通风系统的确 矿井风量计 通风容易时期和通风时期采煤方案的确 各用风地点的用风量和矿井总用风 风量分配及风速验 通风构筑 矿井通风阻力计 计算原 矿井最路 矿井通风阻力计 选择矿井通风设 选择主要通风机的基本原 通风机风压的确 主要通风机工况 主要通风机的选择及风机性能曲 电动机选 安全的预防措 瓦斯管理措 预防井下火灾的措 防水措 1前 煤柱应力分 煤柱变形机 沿空掘巷煤柱宽度的合理确 翻译部分外文原文 Preventionandforecastingofrockbursthazardsincoal Tendenciesinrockburstofcompoundcoal-rock Techniqueofmulti--parameterclassificationforecastingofrock Intensityweakeningtheoryofrock Strong-soft-strongstructureeffortofrocksurrounding Keytechnologyforrockburst 介 煤岩化合物样品冲击地压倾 多参数分类预测冲击地压技 验证冲击地压的削弱理 强-弱-强结构对巷道周围岩石的影 控制冲击地压的关键技 结 附 致 -4km12.63km2。矿区内各种道路四通八达，交通比较方便：太－焦铁路从矿区西部边缘通过，207国1-1-1。

1-1-1域中西部属长治盆地多被切割成黄土丘陵和低山该盆地为早期形成的断陷盆地，300多米，其间属孔隙含水层，区内尚有古生界碎屑岩类裂隙含水层，富水12km后汇入石子河，石子河也为季节性河流，最终汇入浊漳源。4.9--10.41月份最冷，156.8-181.91.5-3.0米/根据中国局GB18306-2001图A1《中国动峰值加速度区划图，本区动峰值加速度为0.10，对应烈度为Ⅶ度区。484km230.3625人/根据石圪节煤业公司司马矿井筹备处与山西省电力公司长治供电达成的供电35kV10kV35kV10kV35kV35kV电电源可靠。本矿区含煤地层为晚古生代石炭-二叠系，区内除西部外缘零星出露P2s地层外，其余（一）奥陶系中统上马家沟组70m峰峰组（二）石炭系中统本溪组3.20-29.60m10.44m。主要为一套泻上统太原组92.90-121.31m104.74m，为一套海陆交互相沉积。2-314、15号为可采煤层。4-53层，均不可采。2-35-78-29（三）二迭系山西组下石盒子组K8砂岩底－K1043.07-75.64m62.70mK8砂岩与下伏地层整合上石盒子组（四）第三系上新统（五）第四系底部含砾石层。根据首采区资料，新生界厚度总体规律为东南部和西南部较薄，厚度125-140m140-150m之间，西北部和东北部相对较厚，145-170m之间。褶带,该带系一西缓东陡的大型复背斜隆起,NESW及至往西扭N20－30°E，它与其它隆起带和沉降带彼此平行,并呈雁行排列，作区内第四系松散层覆盖较厚，很少基岩出露。现根据以往钻孔和剖面控制的1，4°。，24°。3位于西申家庄-林移西南一线，区内长约1.5km，NE，两翼地层倾角3-4°。1位于看寺村南至冯村一线，长约1.5km，NE68°，倾向SE22°，倾角75°，落差15－20m,1902号孔见该断层，并有测线所控制。2 孔见该断层，测线3、L13所控制。（一）（二）主要由二迭系碎屑岩组成。石盒子组单位涌水量0.0003-0.472l/s.m,属弱含水层，山西组裂隙含水层单位涌水量0.0005-0.23l/s.m，含水层主要为风化裂隙和构造裂隙，属弱含水层。该含水层水以水平运移为主，径流、排泄不明显，与其它含水层水力联系较弱（三）0.139L/s.m以下。（四）太行山古老地的隆起，使太古界变质岩系和下寒武统泥岩高于区域水面，起着隔水屏障作用，区内岩溶水分别由北向南、由北西向东南、由南向北向区域中东部643-615m9-10m3/s。（一）本矿区内施工奥陶延深孔2个 孔)，其中2102号灰最大厚O2fO2s的分界。峰峰组厚约16.20L/s0.40m663.34mHCO3－.SO42-––Ca2+.Mg2+（二）K2、K3、K4、K5、K620.10mK2、据详查施工的、19-2号孔对该含HCO3－.C1-––K+.Na+型水。（三）详查所施工的抽水 孔因水量小而抽干，据2102孔抽水结果，水位埋30.0096m/dHCO－.C1-–––Ca2+.Mg2+.Na+型水。该含水层属弱富水性含水3（四）33号煤层的间接充水含（五）19-2号孔对该含水层进行了抽水试验，成果：水位埋深80.95m，标高857.85m0.260L/s,单位涌水量为0.0036L/s.m,渗透系数0.0068m/d,水位降深72.32mHCO3-.Cl-（六）0.02-0.17L/s.m0.02-0.06m/d.为弱富水性至中等富水性的含水层。（一）（二）（三）10－50m2条。其中看寺正断层断距为10－20m，为挤压性的断层对矿床的开采影响不大而另一条正断层为断裂，断距15－50m，有可能对矿床开采起导水通道的作用，但这些断层均无明确的水文资料，有待日后验证。主要煤层(3号)的直接充水含水层山西组K砂岩及K71415号煤层直接充水含水层为太原组石灰岩含水层组，该含水层组含水性较弱。（2）3号煤层南二带区基本一致，面积约4km2。预计矿井涌水量，计算：Q

(F)SS270.51m3/h；式中Fo1.648km2,F5km2,新井水位降S约等于径坊矿水位降So，Q0=1200－1500m3/d。经计算，司马矿井涌水量Q＝3641－4551m3/d6-14162.10m，煤层平均总厚15.96m，含煤系数平均9.85%。可采煤层平均总厚15.03m，可采含煤系数9.3%53、8-2、9、14、153号煤层厚度大且稳1、3,5.47m-7.45m6.22m2、8-266.25m52.03m1.31mCr=0.28123、9号煤层4、14K2937.59m15号可采3.20-5.45m4.74m0-1.59m0.90m，Cr=0.28，属较稳定煤层，且厚度稳定，变异系数Cr=0.19，属单一结构煤层，全区稳定可采。5、1514号煤层平均间距4.74m1.08-6.70m4.64m，Cr=0.203-40-1.68m，0.96m1.08-6.70m3.68m22-3号孔出现异常1-3-135.97-92、8-2号煤层：黑色，半光亮-光亮型块状-3、9号煤层：黑色，半光亮型，块状-4、14号煤层：黑色、半光亮型，粉状-5、15号煤层：黑色，半光亮型，块状-1-3-2煤 St Qgr

煤391-3-3主要可采煤层赋存状况表煤层均厚 顶板岩 底板岩 岩

8- 1.19m3/t,属低沼气矿井。3、1514158个，其见下表3、15

C2-30.004-0.15-0.79-1.35-0.000-0.00-0.47-0.60-4.23-CO2-N2带、N2-CH4CH4带。3151.74m3/min29.9%50%20%。因属不自燃煤层；8-2号、9号煤层属很易自燃煤层；15号煤层属不自燃-不易自燃煤层。1331-3-1-3-1司马煤矿位于长治县境内,14km，矿界西北以太焦铁路东侧保安煤柱与南4.1km3.1km12.63km2。地面地形平坦，标高一般在+900~+950.6-14162.10m。53、8-2、9、14、1515.03m。其3#、9#煤层开采,68m故采用分3#煤的开采。井田的最大长度为4.3km，最小长度为3.9km，平均长度为4.1kmS=H× （2-S——H——L——井田的平均长度则井田的水平面积为：S=4.1×3.1=12.71km22-1-1

2-1-119581.19584月-19591114普查区地质报告山西省煤管局地质勘探局复审技术于年月日以第号决议书通过该《报告了《长子-长治详查报告，煤炭部第一勘探公司于1986年8月以(87)煤勘12号文批准，资料可靠，但点数量不详，也无法评价其质量。3.198210月-198612114队在长治南详查区施工时，在156915.43m。198710月提交《长治勘探区详查年月日山西省煤炭工业管理局以第号文批准了该报告。4.19905月-19924124667.39m，19925月山西省煤炭地质勘探一队提利用钻孔共计34个，分别按煤炭部78及86两个标准进行，可靠钻孔个（14112个7个（1958查期钻孔。测井质量甲级孔23个，乙级孔4个，三个合格，三个参考，一个废孔34234733个，151个，K432102号孔外(3号底－15号未封闭),其余钻孔均按要求自孔底向封闭段均采取样品检验合格。603#，9#6.62m5.46m0.70m，原煤灰分≤40%；0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；井田分为A、B、C、D四个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块）具体分块情况见图2-3-1CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块Z——S——

Zmr

（2-γ——3#、9#煤层的容重，1.37——2-3-12-22-3-2-3-1倾角面积煤层厚度储量核算 A B3 C5 D6 Z331332，经分类得出的333的大部，归类为矿井工业储量。

90%、10%2-3-2：探明储量控制储量推断储量经济储 边际储 经济储 边际储数 合 （2-Zg=108.49+12.05+54.24+6.03+20.09×0.8=196.9

PHLm

（2-P——井田边界保护煤柱损失，万t。L——井田边界长度，14117m；m2-4-1。2-4-12.41.5Mt/a0.700.12km21417条规定工业广场属于Ⅱ级保护，需要留设2-4-2煤层倾角煤层厚度6-300/-2-4-2-4-3煤 厚度 压煤量

2-4-1

230m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：Pf=L1×2×(m1+m2)× （2-Pf————煤层容重，t/m3已知=1.37t/m3，m1=6.62m，m2=5.46m代入（2-5）Pf=50m计算可得大巷保护煤柱总量为：8.9Mt2-4-42-4-4储量gkgkZk——

Z P

（2-Zg——P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久厚煤层不小于0.80.853#煤9#煤层厚度分别为6.62m和5.46m，0.75。Zk196.924.80.75根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3330d计算，每16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，二班生产，一班检修。5.46m4~7°，属近水平煤层，易于发挥工作面生产能力。ZkA和矿井服务年限TT——ZK——矿井可采储量，129.1Mt；A——设计生产能力，1.5Mt/a；K——矿井储量备用系数。

T

ZK

（3-1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井1.3。把数据代入3-1得矿井服务年限

T

按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核#（2）能力的校，输送机工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓连续、，3-2-1。3-2-1限600————50a30a。本设计中，煤层倾角低于251.5Mt/a36.3a井田开拓是指在井田范围内，为了采煤从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、、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、确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统（1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。要建立完善的通风、、供电系统、创造良好的生产条件，减少巷道量4-1-14-1-1优 缺 适用条斜井井筒装备、井底车场简单、延伸方便③主提升胶带

有足够储量的山井田内煤层埋藏不深，表土层不特殊法施工的缓对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立司马矿为浅井开采，煤层倾角小，平均63#埋深平均-300m140m，有近似流沙层，综上适合采用立井施工，井筒需采用特殊施工由于井田地势平坦，表土层较厚且具有流沙层，斜井施工，具有地温正常，地压14-3#钻孔东南方①工业场地位于井田及储量中心，便于两翼均衡开采②工业场地所在地无村庄，不需拆迁，可降低投资、缩短建井工期③工业场地和断层共用一部分保护煤柱，减少了压煤④工业场地两侧首采块段勘探程度高，煤层赋存条件较好⑤矿井两翼边界均有安全出口，抗灾能力强21于+580m~+720m70m，因此只需布置一个水平即可。4-1-2阶段斜长阶段斜长水平垂高目限24

3#

煤柱线的位置，将井田沿划分为两个块段，工业场地北侧煤柱线至井田北边界划分划分为北翼块段，因受断层ZF1影响，块断内不宜采用盘区开采，所以将北翼块断内分别划3#6.62m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化10~30各条大巷位于井田，沿布置。4-1-1～4-1-4所示。式通风，即将风井布置在井田的工业广场内，与主副井一起，如图4-1-1所示；置在3#煤层中；通风方式采用并列式通风，即将风井布置在井田的工业广场内，4-1-2所示；在井田的工业广场内，与主副井一起，如图4-1-3所示；4-1-4所示。盘区式开拓方式。带区式开采方式适用于煤层倾角小于12°缓斜煤层，尤其是在近水平煤大巷掘出后便可以掘斜巷、回风斜巷、开切眼和必要的硐室车场，巷道系统简单，井方案三、方案四的主要区别在于通风方式的不同。方案三采用并列式通风方式，4-1-14-1-24-1-34-1-34-1-44-1-3～4-1-74-1-3项 数 基 费 小计/万主井开 表土 主井开 表土 初期 副井开 表土 建费 基岩 岩煤后期基煤煤系煤量/万提升长度用排 合系煤量/万平均运距4-1-4副井开 表土 初期 风井开 岩煤煤煤煤系系 煤量/万提升长度基价/ 涌水量时间1服务年限基价/

排

系煤量/万平均运距系煤量/万平均运距

项数基费表土 表土 井开 井开 表土 井开 表土 初期基

风风岩煤建费用煤煤

系 煤量/万 提升长度 基价/ 涌水量h- 时间 服务年限 基价/大 系煤量/大 系煤量/万平均运距合

4-1-6项 数 基 费 小计/万主井开 表土 初期 副井开 表土 建费 基岩风井开 表土 岩煤后期基煤煤

系 煤量/万 提升长度 基价/

排 大 1164.2时间服务年限系煤量/万平均运距

4-1-7百分比4-1-84-1-项数基费

主井开主井开 表土副井开 表土风井开 表土岩煤费 胶带机大煤煤

系 煤量/万 提升长度 基价/

排 大 1223.7

时间服务年限基价/系煤量/万平均运距基价/系基价/3系基价/

4-1-9项 数 基 费 小计/万主井开主井开 表土 初期基 副井开 表土 费 基岩风井开 表土 岩岩费 胶带机大岩岩时间服务年限基价/系煤量/万平均运距基价/系基价/3系基价/

系 煤量/万 提升长度 基价/

排 大 1223.7大

合4-1-4-1-10方 方案名 百分比百分比比方案四略高，最终的投资总费用要比方案四要低。而且从技术比较上可以看出并列式通风期投入上较少，又满足低瓦斯矿井的通风需要，加上本井田面积较小，后期通井田，通风方式采用并列式通风，于工业广场内布置一个风井，轨道大巷、胶带机大3#3#煤层顶板掘进。阻力小，费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及采用圆形断面。7.5m，井口绝对标高为+936.0m，井底水平标高为+653.0m，井筒总深4-2-24-2-2。276m4-2-34-2-3。井1500井15004-2-150.2416t4-2-24-2-248.99井4-2-3井4-2-31.57.544.1673.8620048.99矿井为立井开拓，煤炭由胶带机至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井（1）井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件①大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场②当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环形相环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。④采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应结合石、大巷材料及设备辅助采用架线式电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳4-2-4。1-主井2-副井3-风井4-回风大巷5-大巷6-轨道大巷7-井底煤仓8-水9-材料库10-胶带机机头硐室11-等候硐室12-医疗室13-水泵房14-变电4-2-4（2）牵引方大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长。辅助采用MGC1.7-9B1.5t固定厢式矿车，其尺寸为2400×1050×1150。电机车选用ZK10-9/550直流架线4500×1060×1550151.5t4545t681t6m20m的圆、副井系统硐室由水泵房水仓清理水仓硐室变电所调度及等候室组成，、20m220m3/h300m3/hQ0=300×8=2400根据水仓的布置要求，水仓的容量为式中

QS

（4-医疗硐室、机修硐室、井下材料库、库、换矸硐室、乘人车场等此巷为一条半圆拱双轨大巷，并作进风巷使用，设人行道

（4-b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取950mm，带区巷道一般c——电机车的间距，250m。 4-2-5此巷内有钢丝绳芯胶带机煤炭，设有1200mm宽胶带输送机，一侧设有 人行道式中：B2——大巷宽度a——

（4-d——胶带机宽度，d1＝1200+430mm； ＝4400mm胶带机大巷的断面和特征表如图4-2-64-2-7断面(m 净周长净掘宽高规格1414工程量(m粉铁木(个44 净掘宽高1315托铁150144图4-2-6胶带机大巷断面和特征22 净掘宽高露度15铁木(个44带输送机大巷和辅助大巷都布置在煤层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机，辅助采用架线电机车牵引1.5吨固定箱式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助够提高巷道围岩强度，防止围岩强度，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的钢材消耗量降低40~100kg60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。4～7°1.37t/m3。0.004-6.10m3/t1.83m3/t3#煤层瓦斯含量为220m3/h300m3/h。4～7°7015－50m带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅助人员少；工作面长度可以保持等长，对综合机械9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘3m保护煤柱。45m3mB为：B200（m带区内各工作面采用一进一回U带区带区内分带斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助采用连续牵引车，材料车从井底车场出来，经辅助大巷到回采工作面的辅助斜巷，再到工作面。工作面→分带斜巷→带区煤仓→胶带机大巷→井底煤仓→主井→地面5-2-1所示。辅助系辅助系统路线图如图5-2-1所示3204工作面的路线为副井→井底车场→轨道大巷→带区下部车场→分带轨道斜巷→工作面→分带斜巷→回风大巷→风井5-2-1地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→分带斜巷→工作面工作面→分带斜巷→轨道大巷→井底水仓→副井→地面4567 91-轨道大巷 大巷3-回风大巷4-胶轨胶回联巷5-带区下部车场6-绞车房7-分带轨道斜巷8-带区工作面9-分 5-2-11.5Mt/aA0=L×V0×M×γ×C0+ M——割煤厚度，m；3mM0V0=330×4×0.8=1056（m/aγ——煤层容重，1.37t/m3；C1——放顶煤回采率，取c＝0.8。万工作面采出率=工作面实际采出煤量/A——

（5-K2——1.1；把数据带入5-2得：A11.11.581.74Mt1.5Mt/a1.74Mt/a，完全能够满足矿井的产量则：带区采出率0.75，中厚煤层不低于0.80.850.875-3-1所示，通过提升绞车提升，绞车房独立通风，并设置风窗调节风量；分带轨道斜巷内采用无极绳绞车牵引矿车进行辅助。1-回风大巷2-大巷3-轨道大巷4-行人运料斜巷5-分带轨道斜巷6-风窗7-绞车房5-3-1带区下部车场布置图0.5h的运量。本带区分带斜巷和胶带机大巷有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土300mm，其容量为：

QQ0LMB

（5-Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；B——进刀深度，0.8m；γ——煤的容重，1.37t/m3；C0煤仓的断面半径 6m22m851.76t3~4.5m4m。井 4～7°1.37t/m3。0.004-6.10m3/t1.83m3/t3#煤层瓦斯含量为220m3/h300m3/h4～7°ZF1苏店正断层，7015－50m。出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方93~97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较，煤壁容3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150～220m加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，巷道也必须采用长距离、大运根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿布置，190m1500m6.62m。分带斜巷尺寸（宽×高）为5000mm×3000mm，分带斜巷尺寸（宽×高）5000mm×3000mm6-2工作面关键参数表

煤厚 煤层结 倾角 支撑掩护 根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》选用编号为6-3号ZC186—ZZ38的配套设备。三机号见表6-3。ZZ4000/18/38型支架主要技术特征见表6-4。MG300-W6-5。SGZ—764/264A6-6。SZB-764/132型机主要技术特征见表6-7。PCM1106-8。SSJ1000/2×1606-96-3号支 采煤 6-4ZFS6200/18/35号1.8-m1.42-mm°T6-5MGTY400/930-3.3Dm°mt量VmmV布置方 平行布

26×92- 型-m张m家口链工电型号-业动功率路机转速电压V号26×86-煤-矿m机械质t厂6-8 型-张-家口工业路电型号-动功率号机电压V煤 质 6-9 型-m安徽淮南带电型号-蔡家动功率岗机电压V煤输类型-矿送带宽度机械厂m质t（2）支架的校根据支架支护强度校核知，为式6-1g= （6-式中：g——顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高k——采高的倍数(支架上方的岩石厚度,6-H——工作面的采高,3r——顶板岩石容重,2.65t/m3；代入数据得:g=7×3×2.65×9.5/1000=0.5MPa<0.8由计算数据可知所选支架支护强度符合要求根据ZFS6200/18/35型低位放顶煤支架的特征表可知，工作阻力为6200kN。经演80%则：P0=75%×6200kN=4650 （6-由支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为5232KN，符合控顶设计对支架6-5

6-15～10m10～15m。6-1所示。11.a21.b3再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（6-1.d4b.缺点：a.回风及顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，200mm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，有明显错差（2／3200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300mm之间；移架过程中要100mm1050m，33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。在各点落煤处加设缓冲装置150~200mm机组要掌握好采高,严禁割底割顶各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及顺槽巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工工作面支护设计采用ZFS6200/18/35支撑掩护式支架。移架方式采用依次顺序，有利于排头支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。自移式支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差用工作面支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处6-1-7mmmt工作面采用DZ38－20／110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护0.7m0.9m20m0.7m。②胶带平巷的超前支护：从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距机500mm左右（人行道侧1m。③机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,3m1m的戴帽点柱（用单体柱。用规格柱帽。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。1.8m,0.7m15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；工作面50m回收,70m以外。运送安装和拆卸支架时必须有安全措施明确规定运送方式安装质量、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15°时，支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放松动1.5厚的老顶；综合机械化采煤工作面放时，必须有保护支架和其它设备的安全措施6-1-8。项目班次定员检修班 4机11泵站机3733398工3349 员11 电工工看电工库工--33机动员3339 循环产量按下列计算

Q＝ （6-M1——工作面中段采高，3.0M2——3.62γ——煤的容重，1.37t/m3；C1——工作面割煤回采率，95％。C1Q1=190×0.8×3.0×1.37×0.95=593.484tQ2=190×0.8×3.62×1.37×0.80=603.063循环产量：Q=Q1+Q2=593.484+603.063=1197日产量=Q×日循环数=1197×4=478886元/t6-1-96-1-91工作面长m2m3°64 m56m7t8个49t6%元m0.67m3/t1.5Mt/a。根据以风定产的要求以及后面进风兼辅助，一条回风兼运煤；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工，靠近3m15m的带区边界保护煤柱。分带、轨道斜巷断面尺寸均为5.0m×3.0m，矩形断面。采用胶带输送机运煤，矿①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm7750×800mm②钢带：M54.8m150mm30⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2750mm300N·m。6-2-1所示。②钢带：16#2.4m2.0m④螺母及垫圈：OVM140×100×15mm⑥药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端Z23602875mm28mm27mm6000mm80~100kN200kN①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm5650×800mm2排锚杆可以考虑滞后综掘②钢带：M42.8m12150mm间隔有效连接。30⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2450mm60~80kN80kN，锚杆预紧力矩300N·m。个别地段根据需要可增设点柱300N·m850mmФ22-M24-2800Ф22-M24-2500 Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500 分带斜巷支护方①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm7750×800mm②钢带：M54.8m5400×1000mm。⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2750mm300N·m。①规格和数量：规格Ф21.8-6300mm，迎头布置成“3-0-3”800mm4-13套，即呈“5-4-5”6-2-231.2m，3.4m41.0m④螺母及垫圈：OVM⑥药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端Z23602875mm28mm27mm6000mm80~100kN200kN高帮（非回采侧帮）①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm5650×800mm2排锚杆可以考虑滞后综掘②钢带：M42.6m2800×1000mm。⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2450mm60~80kN80kN，锚杆预紧力矩300N·m。高帮（非回采侧帮）3②20#2.4m2.0m④螺母及垫圈：OVM⑥药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z23602275mm28mm27mm5000mm80~100kN200kN低帮（回采侧帮）①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm5650×800mm2排锚杆可以考虑滞后综掘②钢带：M42.6m⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2450mm60~80kN80kN，锚杆预紧力矩300N·m。 Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500非回回Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500非回回非回采侧图6-2-2分带斜巷巷道断面支护参数井下井下设计的原始条件和数据见表7-1-表7-1-1井下设计的原始条件和数序号项目单位数量备注12工作制3h4年工作d5m6°67煤的容89低性1400m2123m3523m7-1-2量掘进面日产量518.7t/d，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力辅助根据矿井生产安排与采掘进度材料设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员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，其运量见7-1-2。7-1-2量序 单 数 备运送人 材料、设 正常生 工作面支 架 工作面设 7.1.37.1.31）方运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且距离较远，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作辅助：轨道大巷采用ZK10-9/550直流架线式电机车牵引矿车。矿车选用车、5t材料车、1.5t平板车材料及设备。2）系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统分带采煤工作面→分带斜巷→分带煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面掘进工作面→分带斜巷→分带煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区下部车场→分带轨道斜巷→带区设备选必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个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；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要采取必须注意尽量减少的次数不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况必须使设备的、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等选用太原煤矿机械厂生产的MGTY400/930-3.3D无链双牵引采煤机，张家口煤矿机械厂生产的SGZ—764/264A型刮板输送机。详情见第六章采煤方法。根据带区设备配套原则选择分带斜巷配套设备如下：机SZB-764/132，破碎机PCM110，输送机选用SSJ1000/2×160带式输送机带式输送机。带区辅助设JW1600/801.5t5t材料车、5t平板车。各设备技术特征如下7-2-4JW1600/80V外形尺 表7-2-5井下车辆主要技术特征型载重量557.2.3t/a，

ATAn

（7-K——1.2；T——16小时；η——设备正常工作系数，取0.8；则：An

K

通过验算，各环节的设备均满足要求带区辅助能力验8个。WF

2Kud2D

（7-式中

Z (GG0)(sinWcos

(1000592)(sin170.06

（7-g——Z——8＜118CSTYSB-160型电动机，大巷带式输送机同斜巷胶带输送ZK10-9/550直流架线式电机车牵引矿车进行辅助其主要技术特征见下表7-3-1：7-3-1ZK10-9/550项 单 技术特型 t轨m7最型ZQ—牵V引电动台2机AA330天。12t四绳箕斗，用于煤炭提升，并兼进部分风，副井井筒内布置1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼提升。12t8-2-1。8-2-1量直径绳间距4JKM-3.25/4（Ⅱ）A，提升机主要特8-2-2。8-2-2根4型 器 质 8-2-8-2-3 单 型 钢丝 中 钢 第一 钢径

丝

NN—机卷筒体积庞大而笨重，给制造、造成很大不便。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度HS——矿井深度，316m；HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。

（8- （8- a——0.8t——30s

（8- As——小时提升量，t；An——设计年产量，1.5Mt/a；cBn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。（6）（8-2——8-2-4数8-2-412t擦提升机型号为JKM-2.25×4（II）A，罐笼、提升机和钢丝绳等具体参数如下：8-2-5乘人面积罐笼总载重罐体自重罐笼长和宽院8-2-6主提升机特征最大张 功筒/m·筒/m·s-交-8-2-7直径-42-安 矸石物--一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中9-1-1。表9-1-1

较小，比并列

井筒数目多基适用条

，煤层倾角较小，埋藏较浅长，

煤层较大（超4km，井型较

或因地表高低开掘浅部的总39-1-2。9-1-2通风方式

，，0.67m3t，（1）））保证畅通9-1-9-1-3通风方 ， ，UYE

W

掘和，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

一进一回，前期掘进巷道工程量小，比较稳定，采空区漏风介于U型后退，，通风容易时期和通风时期的定义：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时期。（1）（2）时期的采煤方南四带区最南边带区同时准备最南边倒数第二个工作面时为通风最时期此时，通风容易时期和通风时期的通风系统立体示意图及网络图如图9-2-1、图9-2-212124569788975煤64321煤带9-2-1图9-2-2通 各用风地点需风量计算或经验数值部分Q(QaQbQcQd)Qa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/minQb——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/minQc——硐室实际需要风量的总和，m3/min

（9-m3/min

——1.15～1.21.25～1.3。50%。1.Qai100qaiKaiQai——qai——第i

（9-Kai——第iKai=1.4~2。已知qai=2.115m3/minKai=1.5，可得：Qai=317.32.长壁工作面实际需要风量（Qai，按下式计算：Qai60VaiQai——Vai——第i

（9-Sai——第i算，m2已知Vai=1.6m/sSai=18.3m2，可得：Qai=1756.8 采煤工作面空气与风速对应采煤工作面风速Vai0.3-15-0.5-18-0.8-20-1.0-23-1.5-26-2.0-3按人数计算实际需要风量（QaiQai=4×Qai——按人数计算实际需要风量，m3/min；Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。Ni=58，可得：Qai=2321756.8m3/min4

（9-0.25m/s4m/s的要Qai≥0.25×60×SQai——Sai——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（QaiQai≤240×S已知Sai=18.3m2Qai=1756.8m3/min274.5m3/min≤Qai≤4392Qai=1756.8m3/min

（9-（9-Qaj=0.5×Qaj——备用工作面所需风量，1756.8m3/min。Qaj=878.4m3/min。

（9-1.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Qbi100qbiQbi——第iqbi——Kbi——Kbi＝1.5～2；已知qbi=2.115m3/minKbi=1.6，可得：=338.4

（9-2.Qbi4Qbi——Ni——第i60人。可得Qbi=240m3/minQbi=338.4m3/min

（9-材料库为100～150m3/min，中小型材料库60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min100～200m3/min。70m3/min150m3/min。Qdi133qdiQdi——qdi——Kdi——Kbi＝1.2～1.3；已知qdi=5m3/minKdi=1.2，可得；Qdi=798

（9-6）1.1，=4981.8=[=5209.52Q4NN——K——N=400K=1.5N=2400

（9-两种方法取最大值则矿井总风量通风容易时期为4981.8m3/min通风时期5209.5Q综=1756.8×1.15=2020.32煤岩巷掘进面：Q掘=338.4×1.15=389.16绞车房和变电所：Q绞=2×70×1.15=161机车检修、充电硐室：Q充=150×1.15=172.5库：Q火=130×1.15=149.5其它巷道：Q其它井巷名最 最1 2 3 4 5 6 巷道名 通过风巷道风 风速验 分带斜 <15为了保证矿井通风系统的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制的流，风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧新鲜进入回中的一组构，，密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中进入的，90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。294010%350mm地面→副井→井底车场→轨道大巷→进风行人斜巷→分带轨道斜巷→采煤工作面→通风时期的最路线地面→副井→井底车场→轨道大巷→进风行人斜巷→分带轨道斜巷→采煤工作面→井下多 属于完全紊流状态，hfr——U——L——S——令/8，N·s2m4或

hULv2/

（9-若通过井巷的风量为Q(m3/s)，则vQShLUQ2/S3

（9-L、USa成正比。故把上式中的LU/S3R LU/S3，N·s2/m8 hfrRfrQ2，Pa 按照上述计算方法，沿着选定的两条最风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风两个时期的井巷通风总阻力分别为：hme1.2hfe=1.2×445.27=534.33 （9-hmd1.15hfd=1.15×978.52=1125.30 （9-1.2——1.15——时期的局部阻力系数长度断面周长1235678分带斜9表9-3-2通风时期摩擦阻力计算长度断面周长1235678分带斜9RR=534.33/83.032=RA1.1917时期

=A1.1917R9-3-9-3-3等积孔9-3-4矿＜11～2＞20.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。5年。5°90%。④考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节 1）150m400m5mhn=0

hsehmehn

（9-hme——hn——hnhb——20～5050Pa。hse=534.33+0+50=584.33通风时期，考虑自然风压主要通风机通风，主要通风机静风压hsdhmdhn式中：hsd——通风时期主要通风机静风压，Pa；hmd——表示通风时期矿井通风总阻力，Pa；hn——表示时期通风的自然风压，hn=0；hb——20～5050Pa

（9-

=1125.30＋0＋50=1175.30主要通风机的实际通过风量Qs——

Qs1.05

（9-1.05——QseQsd以同样的比例把矿井总风阻R曲线绘制于通风机特性曲线图中，则风阻R曲线与A点，此点就是通风机工况点或工作点。工况点的坐标值就是该主要通风机实际产生的静压和风量。通风机的选择方法是：根据矿井通风设计所算出的需要风量Qf，H的数据，在从许多条表示不同型号、尺寸、不同转数或不同叶片安装角的主要通hfrRfrQ2R

h/

=584.33/87.182=0.08

（9- h/Q2=1175.30/91.172=0.14 （9- 9-4-2项项目

8

风 风压

8 上限：应在“驼峰”0.9倍以下。0.6。9-4-2中的风机工况点选择风机为：62A14-11-NO.240

15°

30°

°°mmMM0

NN

nn35°

Qf(m62A14-11-NO.24型矿用式轴流式通风机的性能曲线，可以确定主要通风机实际9-4-3。型 时 型 时 叶片安角容 35根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Hfmin和Hfmax计算电动机由Hfmin/Hfmax=51.9/110.3=0.47﹤0.6，故通风容易时期和时期需要选用不同的电He——Nf——

NeNfke

（9-ke——e——0.90；Hee=51.9×1.15/0.90=66.3Hed=110.3×1.15/0.90=140.9YB315L2-10和JS1410-109-4-4。时 型 时 型 功容 10 掘进应采风机，双电源和风电闭锁装置掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置大巷及装煤站应安设瓦斯自动断电仪瓦斯超限后应自动切断供电及架线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部分黄泥用于时期灌浆。采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时12层23m4°4～8（d班2 a a井田长mm—低——m个1mmm个3大巷方——3—m67林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学林在康、.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学郑西贵、李学华.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学杨梦达.《煤矿地质学》.：煤炭工业.中国煤炭建设《煤炭工业矿井设计规范》.：中国计划岑传鸿、窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.：煤炭工业朱、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学洪晓华.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学中配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学 1合理宽度的留设方法。研究结果表明:巷道掘进期间，煤柱较窄时，煤柱内中心位置承受垂直应力变化已不明显，平均应力有所降低;采动影响阶段，煤柱内中心位置承受的最大垂直应力随煤柱宽度增大而提高;3～7m时，高支护强度对控制围岩变形要求。留窄煤柱沿空掘巷是提高煤炭采出率的有效方法之一。沿空掘巷技术由于巷有煤炭采出率高、容易等诸多优点，近些年来受到了广大学者和工程师的极大关注，在巷道整体的稳定性，所以窄煤柱宽度的确定成为沿空掘巷围岩稳定性的内容之一。巷11121102630m，属深井半煤岩巷道围岩为非均质层状赋存在高地应力作用下表现为两帮移近和底臌121102工ANSYS软件中死活单元技术、材料非线性问题的分析方法，模拟了沿空掘矩形，4.5m，3.5m。模型计算的范围为28.5m，22.0m;整个模型的宽度为72m。边界条件:巷道简化为平面应变问题，边界上作用有铅直原岩应力和水平原岩应力;模型下边界位移全约束，岩体取二维平面应变元;Drucker-Prager1所示。1强度较低的岩层，其他较坚硬岩层则取强度更大的岩层;采空区、巷帮薄层弱结构采取改1。2．1性质按软硬分别分析。2所示。巷道开掘后，底板附近原先处于三轴压缩状态的岩体中径向压力后碎胀导致体积和弹性模量会逐渐降低，岩体的破坏随着时间向深部扩展大;当支护阻力不足时致使巷道2所示现分别提取硬煤和软煤时不同煤柱宽度下的垂直应力云图(3、4所示)，从图中可以看出掘巷期间煤柱的垂直应力基本沿中间234场分布情况。5所示。55可见，掘进阶段沿空掘巷窄煤柱应力分布具有以下特征(1)煤柱宽度对应力分布影响较大。软煤:煤柱较小时其应力较小并且应力均匀，2m4.6MPa;随煤柱宽度增大，煤柱内最大应力增大，9.5MPa;煤柱宽度达到5m后，最大应力增加不明显，位置也相差不大，应力分布近似呈三角形。硬煤:5m、7m13.9MPa、15.9MPa;煤柱较小时(2～5m)应力分布近似呈三角形。煤柱较大时7～15m)近似呈梯形分布。硬煤的煤柱应力均大于相2)煤柱宽度对煤柱浅部应力的影响:2m时浅部应力较小，3～15m时浅部应力相差不大;2～5m时浅部应力较小，5m以上煤柱浅部应力较大。硬66可见，回采阶段大采高工作面沿空掘巷窄煤柱的应力分布具有以下特征3m以下煤柱的应力均趋于均化，与掘进阶段相比，煤柱中部应力降低5m以上硬煤柱应力增加均较大，15m21.4MPa;而软煤应力增加不大，10.2MPa。;27所示7可见掘巷期间沿空掘巷煤柱深部位7煤柱表面向巷道内的位移特征，软煤:煤柱较小时，煤柱整体向巷道内移动，2m煤柱向巷道内位移量较大，7～15m2m煤柱向巷道内的位移量。硬煤:随着煤柱宽度增加而减小，但相差不大。5m，中部位移稳定并较小;3m煤柱中部位移稳定，随煤柱宽8可见，回采期间煤柱内位移分布具有以下特征8软煤:煤柱较小时，煤柱基本呈整体状态向巷道内移动，2～3m时向巷道内位移量较大。5～15m时，从煤柱中间分开，一部分向巷道内的移动，位移量较大;另一部分向采空区移动，位移量相对较小;中间呈稳定状态。5～7m10～15m大，但向巷道内的位移比其小5～15m时，硬煤和软煤中部位移均较稳定5m后，煤柱表面向巷道内的位移量显著增大，7m时达到最大;硬煤煤柱表面向巷道内的位移量随煤柱宽度由大到小再趋于稳定，但减小量不显著，2m时达到最大。2～3m时，由于硬煤已破碎，所以硬煤和软煤的位移量相差很小3煤柱内部有稳定的区域移分布特征及煤柱宽度对巷道变形影响综合分析，沿空掘巷煤柱的合理宽度为5～7m，3～5m。刘庄煤矿东二采区11-2槽煤层划分为五个区段开采，121101工作面已回采结束121102121101工作面采空区下方为实体煤7m进断面为半圆拱形;断面尺寸:5200mm，4100mm。风巷支护顶板顺槽顶板支护采用φ222500mm20MnSi左旋无纵筋螺纹钢等强预拉力锚杆，配和钢带和三角形金属网联合支护，锚杆间排距为800×800mm。顶板锚杆全部垂直于巷道表面10根5～20m后及时进行顶部锚索支护，1600mm1600mm，3根，中间锚索布置为纵向槽钢组合桁架锚索，纵向槽钢安装在巷道中部，3.6m，3根锚索。锚索倾56°、72°90°。帮部:两帮锚杆采用φ222500mm20MnSi左旋无纵筋螺纹钢等强预拉力锚杆，600mm800mm;4根，全部为水平布置。300mm30°，根锚杆均采用全长锚固+W型钢带，钢带长2.5m风巷掘进期间巷道支护9

匀;5m与软煤差别较大;煤柱宽度对最大应力影响不大，煤柱较小时应力分布近似呈三角形;煤的应力均趋于均化;与掘进阶段相比，煤柱中部应力降低，5m以上硬煤煤柱应力增加均较大，而软煤煤柱应力增加不大;煤柱较小时，最大垂直应力降低，其位置向巷道侧移动;9不同锚杆支护强度对软煤变形的影响于硬煤，3～7m时，高支沿空掘巷煤柱的合理宽度为:5～7m，3～5m［1］，柴敬．沿空留巷研究中若干问题分析［J］．矿山压力与顶板管理2000，(1):38-［2］徐乃忠，涂敏．厚煤层沿空掘巷底臌机理及控制．理工大学学报(自然科学版)，2004，24(2):1-4．徽理工大学学报(自然科学版)，2007，27(3):17-21．［6］FLAC3D(Fastlagrangian ysisofContinuainDimensions)version2．0User’sMan［R］．USA:ItascaConsultingGroupInc，1997．［7］，曾钱帮，刘彤，等．基于ANSYS平台复杂地FLAC3D模型的自动生成［J］．岩石力学与工程学报，2005，24(6):1010-1013．［J．炭学报，2002，27(4):388-392．［9］许能熊，［J］学学报，2004，33(1103-［10］华，白云．层状岩体三维可视化构模与数值模拟的集成研究［J］．岩土力学，2005，26(7):1123-1126．翻译部分Preventionandforecastingofrockbursthazardsincoal：Rockburstssignifyextremebehaviorincoalminestrataandseverelythreatenthesafetyofthelivesofminers,aswellastheeffectivenessandproductivityofminers.Inourstudy,anelastic-stic-brittlemodelforthedeformationandfailureofcoal／rockwasestablishedthroughtheoreticalyses,laboratoryexperimentsandfieldtesting,simulationandothermeans,whichperfectlypredictsuddenanddelayedrockbursts.Basedonelectromagneticemission(EME),acousticemission(AE)andmicroseismeffects(MS)intheprocessfromdeformationuntilimpactruptureofcoal-rockcombinationsamples,amulti-parameteridentificationofpremonitorytechnologywasformed,largelydependingonthesethreeformsofemission.Thusasystemofclassificationforforecastingrockburstsinspaceandtimewasestablished.Wehavepresentedtheintensityweakeningtheoryforrockburstsandastrong-soft-strong(3S)structuralmodelforcontrollingtheimpactonrocksurroundingroadways,withtheobjectiveoflayingatheoreticalfoundationandestablishingreferencesforparametersfortheweakeningcontrolo