采矿08-7设计说明书

1.8Mt/a新井设计。东坪煤矿位于山西省阳泉市盂县境内，交通15#0~238.5m。井田地质条件较为简单。1.30m3/t1.85m3/min，为低瓦斯矿井。输。矿井通风方式为并列式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。方法；7、井下；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济指withApplicationofSublevelCavingSchemes。 并列式通

Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandtheThegeneralpartisanewdesignforDongmine.DongmineislocatedinwhichcomeswithinthejurisdictionofYangquaninShanxiprovince.Itisveryconvenienttogettothemineintermsofbothhighwayandrailway.Thelengthofthecoalfieldis5.20km,thewidthisabout3.42km，andthetotalareais14km2.Thefiftharethemaincoalseams,anditsdipangleis0~23degree.Thethicknessofthemineisabout8.5minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare167.58milliontons,andtheminablereserves133.45milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.8milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis57.0years.Thenormalflowofthemineis3.75m3perhourandthemaxflowofthemineis5.63m3perhour.Therelativeminegasgushis1.30m3/tandtheabsolutegushis1.85m3/min,soitisalowgasmine.Themineisasinglelevelintwoslopestodevelop.ThecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform.The“three-eight”workingsystemisusedintheDongmine.Itproducesfor330daysayear.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofdistricts;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.ThetopicofspecialsubjectpartsistheSummarizeoftheiqueofSupportinFully-mechanizedtopcoalcavingface.ItmainlyDiscusssomeMethodsofSupportinFully-mechanizedtopcoalcavingface.Translationpartisaboattheapplicationofstabilityofmininginfullymechanizedtopcoalcavingface.TheEnglishtitleis“MineStabilitywithApplicationofSublevelCavingSchemes”.:Slope;Singlelevel;District；Centerjuxtapose 矿区概 井田地理位置及范 矿区气候与气 地形与河 井田地质特 地 含煤地 构 水文地质特 煤层特 埋藏条 可采煤层及其围岩特 煤的特 井田境 井田境界划分的原 井田尺 矿井工业储 地质资源储 工业资源/储 3矿井可采储 3.1安全煤柱留设原 3.2矿井永久保护煤柱损失 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 矿井设计生产能力确定依 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、位置及坐 阶段划分和开采水平设 工业广场位置、形状及面积确 主要开拓巷 开拓方案比 矿井基本巷 井 井底车 大 煤层地质特 采区位 采区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 采区巷道布置及生产系 采区准备方式的确 采区巷道布置设 采区生产系 采区内巷道掘进方 采区生产能力及采出 采区上部车 采区下部车 采煤工艺方 采区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 工作面设备选 采煤工作面破煤、装煤方 采煤工作面支护方 端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 回采工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道支护参 工作面控制措 工作面防滑措 工作面防窜矸措 井下概 矿井设计生产能力及工作制 煤层及煤 距离和辅助设 矿井系 采区设备选 设备选型原 采区设备选型及能力验 大巷设备选 主大巷设备选 辅助大巷设备选 设备能力验 矿井提升概 主副井提 主井提 副斜井提升设备选 井上下人员运 矿井概况、开拓方式及开采方 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、库 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 采区通风系统的要 采区通风方式的确 工作面通风方式的确 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 矿井阻力计 计算原 矿井最路 计算矿井摩擦阻力和总阻 两个时期的矿井总风阻和总等积 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 沟谷，梁岭绵延，地形十分复杂，纵观全井田，其中南部为低山区，沟深坡陡，沟谷地势南高北低，地形最高点位于井田南部南庄沟山.1153.69928.50225.19-200412月)4、8、9、15号煤层，8、93.8546.53平方公里；154.734.8613.6426平方公里。该矿东北接南湾煤矿井田，东为上、下乌沙及路家村煤矿井田，南3矿务局固庄煤矿铁路线盂县货站21公里盂县向西距省会太原110公里向东南距40

1-1温8.7℃，一月份最冷，气温-6.7°，最低气温-21.60℃(1964.2.12)，7月份最热，气温22.30C，最高气温37.4℃(1961.6.10)。年平均降雨量为585.9mm，最大降雨量11388cm17cm180根据山西省基本烈度区划图，本区属七级基本烈度区中奥陶统马家沟组中石炭统本溪组(C2bG层铝土泥岩及灰黑色砂质泥岩、1-250-6055上石炭统太原组35-6灰色细砂岩(K1)100-120110下二迭统山西组3层薄煤层组成，底部以一层灰白色中细砂岩(K7)35米左右。下二迭系下统下石盒子组150第一段(P1xl)1-2底部以一层灰黄色中粗砂岩(K8)与山西组分界，本段旧称“绿色地层”60米左右。色中粒砂岩，本段称“黄色地层”40米左右。第三段(P铝质泥岩(俗称“桃花泥岩”)52米左右。第四系0-20米左右。下伏石炭系中统本溪组1.5034节，俗称“四节石灰岩”11.23-17.159.750.80-6.502.5011.003.00-11.004.50米；（8）130-0.650.40面貌似古钱而称“钱石灰岩”1.00-3:691.75米；1.60-4.803.501.00-3.042.50（12）120-1.200.30（13）3.31-8.793.75（14）110-0.870.40泥1.65-3.671.75米；7.00-18.8015.000-7.006.348.020-6.803.05（20）90.72-3.852.54（21）0.26-12.236.410.30-8.507.94米；57-19.5014.002.10-8.307.20（26）50-0.500.40（27）1.80-8.412.25（28）40.40-2.000.95（30）30-0.400.30（31）灰黑色砂质泥岩，含植物化石，具滑面，大，性脆，厚3.00-15.00米，7.50上覆下二迭统下石盒子组K2K1砂岩。综合所述，太原组主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩、3层石灰岩及煤组成，为一套海陆100-120110米左右。3、4、54号煤层井田内局部发育，但由于其坦藏较浅，井田西部古窖遍4号媒层为较稳定煤层，3、535K74号煤层区内较发育，为N20-25°E向3个，现将其构造情况分述如下①东坪向斜:N20°E7-15°N25°E10-15°；500N40°W600F1正断层:位于C-37钻孔以西，断层NE，倾向SE，倾角84°，断距6-8m左右，4000余米。据地表填图和该矿井下巷道，井田内未发现陷落柱。藏浅处岩溶裂隙发育，含水丰富，区域水位标高500-600米左右。太原组灰岩局部岩溶裂90m3d135m3/d。总之，平时矿井涌水量不大，主要为顶45度)，地面滑坡的可能性不大。水和农田灌溉。据该矿井下，未发现地温、地压异常现象，应属地温、地压正常区。386、、 、及15号，其中15号煤层为全井田发育、全部可采之稳定煤层，8号99.7233、4、54号1.654.71%40.952.71%14513.44米%，4、8、91511.678.05%448、9、15号煤层(其特征见1-1)，现分述如下:①4号煤层:0.40-2.000.95米，井田内局部可1②8号煤层:327.60-39.3631.891-1煤层煤层间距编号—427.6—0-80.35—0.26—0岩岩100—90.72—0岩5.49—0-3.852.540-1④15号煤层:971.61-82.8378.511-3K20.50米左右的泥岩伪顶，底板8、9、15号煤层煤样化验资料，现将其化验结果分述如下]:5mm，x17.3mm，粘结指数[GR.t]5.44，发热量[Qvet.v.ad]32.24MJ/kg。〔Vdaf]:13.95%15.32%；全硫[St.d]:0.65%0.43%；胶质层指数[指数[GR.t]:9.0。119队勘探时煤芯煤样化验资料，分述如下0.67%66%10.24挥发份[Vdaf]:10.87-16.8516.10%，全硫[St.d]:0.61-0.81%0.71Y8.0毫米。硫[St.d]:0.61-0.67%，平均0.65%；磷含量0.121-0.2748%，洗煤发热量[Qgr.daf]35.912-36.300MJ/kg36.0421MJ/kgY0-5毫米，X11-37毫米。18.55%15.6%16.64%36.02JM/kgY0-3毫米，X14-32.5毫米。2.42%2.25%0.48%2-4；全硫[St.d]:1.51-2.67%2.28%1.85-2.62%2.04%；发热量[Qgr.daf]35.47-35.99JM/kg35.61JM/kg36.02-36.88JM/kg，平均36.65JM/kg；元素分析:碳含(Cdaf)90.38%；氢Hdaf4.15%，氮(Ndaf)1.32%，氧(Odaf)4.15%Y0毫米，X8-11毫米。该矿现采4、8、9、15号媒层，据该矿近期测定资料，4号煤层瓦斯绝对涌出量为5.98m3/t；90.44m3/min2.93m3/t；15号煤层1.85m3/min1.30m3/t，属低瓦斯矿井。1991年12月山西省煤炭工业厅综合测试中心在该矿采取9、15号煤层煤尘性试验样，做了煤尘性测试，其测试资料汇集如下表1-2。表1-2煤层性试验结果煤尘性指数火焰长度加岩粉量有无9有15有从表1-2可看出，该矿9、15号煤层煤尘具性燃现象，邻区煤矿据曾发生过煤层着火燃烧现象，故应注意煤的自燃，做好防灭火准充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）km0.7m40%，最高硫分不得3%；50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；④煤层容重:151.40t/m30º~23º8º，采用煤层垂直厚度及煤层水平投影面积估算储量，估算如下：Zi=100Si×Mi×Ri/cosαi 式中：Zi——t；Ri——1.402-1。2-1αiMiSiZiABCZz=ZA+ZB+ZC=122b2M223332-2。

2-1储量的内蕴经济的资源储量乘以可信度系数之和，计算如下： （2-式中：Zg——矿井工业资源/Z111b——Z122b——Z2M11——探明的资源量中的边际经济的基础储量，Mt；Z2M22——Mt；Z333——推断的资源量，Mt；k0.7。Z122b=ZZ×30%×70%=35.55MtZ2M11=ZZ×60%×30%=30.47MtZ2M22=k0.9Z333k=3角β、移动角δ确定工业场地、村庄煤柱；20m50m1550m2-32-32.41Zb=15101.08Zd为：Zg=S×M×R×10- （2-式中：Zg——工业广场煤柱量，Mt；SR——1.40t/m3S=(571+655)主井副井及风井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内无需留设保护煤柱。50m保护煤柱。具体如下：2-42-4煤 类储量/1234Zs=Zg- （2-Zs=167.58-3.51- （2-0.750.80.80。则有：Zk=（161.34-5.13-2-5

2-5地质资源储量15#2-216h1.8Mt/a。矿井可采储量ZkA和矿井服务年限T （3-式中：T——aZk——矿井可采储量，133.45Mt；A——设计生产能力，1.8Mt/a；K——矿井储量备用系数。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57.0a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2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相3-1。3-1万ta600————由上表可知：煤层倾角低于251.2～2.450a30a

a本设计中，煤层倾角低于251.8Mt/a57.0a，第57.0a，符合《规范》的规定。、立矿井提 、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。）、必须执行煤矿安全生产的有关规定。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，使主要巷道经常保持良好状态。、①平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、②斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带化有相发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提①有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要大巷的布不受崖崩滑坡和洪水；⑦距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理依据本矿实际条件，为了方便，把井筒布置在井田中间位置2个阶段，1～2个开采水平。0°～23°6°。井田布置采区式和带区式开采均可，由于近水平煤①尽量位于储量中心，使井下有合理的布局避免单翼开采，节省及通风费用③工业场地的标高要高于矿区最高洪水位根据以上原则，结合本矿实际情况，工业广场布置在井田4-1由此确定工业广场占地面积为21.6ha。工业广场形状为矩形，其尺寸为：长×宽=500m×432m=216000m2。4-12.41辅助1530m4-1～4-4所示。4-1所示。4-2所示。巷，同时掘首采面的和辅助斜巷。由于首采带区的运煤系统简单稳定，因此不需4-3所示。巷同时掘首采面的和辅助斜巷。在首采面斜巷与大巷的接头处布置首采4-4所示。4-24-34-4护费用比较低，容易；第三四方案提出副井采用立井，主要是考虑辅助方便、排水方便井筒开拓以及费用等问题这四种方案在技术上都是可行的并且有对比性。4-2～4-54-2方案一斜井开拓（煤巷）基价（元费用（元小计（万元（万元凿凿小计（万元（万元煤量（时间服务年限大巷煤量（小计（万元费用（万元4-3方案二斜井开拓（岩巷）基价（元费用（元小计（元凿凿小计（万元煤量（时间服务年限大巷煤量（小计（万元费用（万元4-4方案三主斜井副立井开拓（煤巷）基价（元费用（元小计（元元凿凿小计（万元元煤量（时间服务年限大巷煤量（小计（万元费用（万元4-5方案四主斜井副立井开拓（岩巷）基价（元费用（元小计（元凿凿小计（万元煤量（时间服务年限大巷煤量（小计（万元费用（万元4-6、4-74-6方案一斜井开拓（煤巷）基价（元费用（元小计（元（万元凿凿小计（万元（万元煤量（时间大巷煤量（大巷小计（万元费用（万元4-7方案三主斜井副立井开拓（煤巷）数量基价（元费用（元小计（元（万元凿凿小计（万元（万元煤量（时间服务年限大巷煤量（大巷小计（万元费用（万元4-8

4-8斜井两水平开拓（煤巷主斜副立两水平开拓（煤巷费用（万元百分比费用（万元百分比000015.5m21521.7m2胶线72.3m18.4m2463.6m。胶线4-54-617.8m22523.9m247.3m20.1m2236.6m。4-7、4-8。4-7

4-84-94-9图4-9回风斜井断面布置示意表4-9回风斜井井筒特1.8M25284515.8m19.3m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 大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井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车场利用主要巷道作为调车线和通过线井底车场的平面布置示意图如图4-10所示。11237645894-102000×880×115（mm70m水仓布置在井底车场副井的东侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为根据水仓的布置要求，水仓的容量为QS

(4-S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，316m。Q>Q0。煤层底板起伏，与水平夹角一般为0～3，局部最大角度为6，但是不影响大巷。两条大巷均选用矩形巷道锚喷支护大巷断面如图4-11所示巷道特征见表4-。4-13。表4-10大巷巷道特征断面设计m喷射厚度净周长净宽度高度煤煤度排间距长度直径顶帮顶帮顶帮1000索排距1m，2根/15.24-索排距1m，2根/15.24-Φ20-Φ18-M20-帮金属网2块量/料/m顶煤7821图4-11大巷断面表4-12辅助大巷巷道特征断面设计m喷射厚度净宽度高度煤度排间距长度直径顶帮顶帮顶帮1000表4-13辅助大巷每米工程量及材料消耗量/料/m顶煤78214-12准备方式—设计首采区（西四采区）1.40t/m3。1.83～29.97m3.36～6.64Mpa5Mpa18。13-1煤7.5。4.89m2.58～2.67g/cm22.63g/cm246.7Mpa0.74～4.05Mpa2.4Mpa4.8。1590m3/d，135m3/d。0~13，采区内无断层，φ20×2200mm800×800mmφ10～12mm的钢筋焊接，钢带使用15.29m2。首采区上首采区上山从首采区煤仓联巷内拨门，总工程量为490米。首采区上山中部的钢筋焊接，钢带使用梯形钢带。巷道喷浆厚度均为100mm。巷道规格为净宽×净高=4400×3700mm14.20m2排距为1200×1400mm；巷道支护使用的锚杆规格为φ20×2200mm，锚杆间排距为150mm。巷道规格为净宽×净高＝5600×4000mm21.45m2首采区位于大巷西侧，长平均3750m，倾向长平均500m，采区内划分为3个区5m165m。5m保护煤柱，掘进3~5m15401工作面，然后依次采区内区段巷铺设B=1200mm的胶带输送机煤炭到上山胶带输送机辅助系地面→副斜井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段回风巷→工作面15401工作面的路线为地面→副斜井→井底车场→轨道大巷→采区下部进风行人斜巷→采区轨道上山→采区中部车场→进风行人巷→工作面→回风运料巷→采区上山→大巷→回风斜井→机机头硐室时产生少量矸石→区段回风巷→轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→井底车场→副斜井→地面在工作面辅助斜巷设置一趟4寸的管路在辅助斜巷的低洼处建一临时小水22Kw150D30*9工作面→辅助平巷→轨道上山→轨道大巷→井底水仓→副斜井→地面采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综掘机，并配备胶带输送机和SGZ1000/1050-WFD-1No7.1/30型局部通风机，通风方式为压入式。150m8.5m0.8m4个3m330天。

（5-n——4C——0.93。5-1得： （5-K2——1.1；把数据带入5-2得：采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量×100% 35-15-15-1巷石门长度有时不够煤层平巷内或延长石门不影响大巷个采区同时生产；不宜布置石门装车站时采112543675-25-35-4平均3.36m4.8。3～6个月。3.75m3/h5.6m3/h93.97%以上。 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，煤壁容管理水因素有关，因此，必须综合考虑，合理选择。条件，煤厚变化及合理的年推进度等因素综合考虑，设计确定放顶煤综采工作面面长为1984年第一套综采放顶煤开采试验至今二十年来对缓倾斜厚煤1：1～2.4为宜，即采煤机割煤3.0～3.5m2.9～3.0m左右。2.8m以上。15201工作面的割煤高度3.0m5.5m1：1.83左右。少。据，在目前技术条件下，为减少工作面搬家次数，提高工作面产量和效率，并考1500～2000m为宜。1.0m0.8m。设计确定工作面采用“一采一放、采放平行作业”的采煤工艺，工作面的放煤步距为0.8m3m5.5m0.8m3.2m4刀，设计生产1.8Mt，为实现高产高效，用一个工作面保产。 (6-f——1.3；K——0.6。 (6-Vc——采煤机的平均牵引速度，m/min；MGTY400/930.3.3D6-0.6倍来选择。滚筒直径应符合标准系列。根据最大采高3.0m1.8m1.8mH=2D- (6-Kc——Kc=1.2； Kv——采煤机的平均牵引速度，m/min；Kv=Vc/(Vc-Vε)=1.39/(1.39-1.1)=4.79900kW900kW150m150mSGZ.1000/2×700150m，出厂长度150m1400kW2000th2.71倍，可以满足生产的6-3。；选型原则：机的能力应大于工作面输送机的能力（一般为1.2倍它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机机的机型应尽量与工作面输送机的机型一致，；根据这些原则其他设备的配套情况，选用SZZ/100/200型机，其技术特征见表4（5）PCM1606-5。6-16-1设备机型号MGTY400/930.3.3D6-2。SGZ.1000/2×7006-3。SZZ/100/200型机主要技术特征见表6-4。PCM1606-5。ZFS6200/18/35型支架主要技术特征见表6-7。6-2项目 型号太原矿山机器采高m截深mmV°量t6-3 型三一重型装备mm2×26×92.V表6-4机技术特征 型m°Vtvt配套机型1.采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优6-6 效均匀煤量；；、有效顶板40m（6-1所示） 2

A-A-AAAA2A- 2

A-A-AAAA2A-31003106架。支abcd支架与采煤机、输送机等设备相匹配③支架的选设计决定采用支撑掩护式放顶煤支架。工作面顶板为Ⅱ级顶板，根据《放顶煤开采技术与放顶煤支架》一节说明，工作面阻力可按支撑顶煤和跨落带岩重计算，并乘以一P=K[La(rhLZ+∑r1ih1iL1Ki)cosa] 式中：K——1.5～2.01.8；h——放煤厚度，5.5m；LZr1i——i层老顶分层及附加岩层容重，8h1i——i1.40m、L1Ki——i6m、P6-7。 mmmmt 如下 （6- （6-式中：Mmin、Mmax——Hmin、Hmax——S2——支架的顶梁尾端最大下沉量其值为：S2=d×Mmax×R2d——顶板下沉量，其值为：S1=d×Mmin×R1；R1——a——（Mmin3m）S1=0.025×3×1.972=0.148m 结合矿上实际情况，工作面支架支护强度按工作面最大采高的八倍进行计算， （6-F＝8×3×2.1×103×9.8×9.056200kN8倍采高验算所需的工作阻力，31.5MPa。3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距5a推移前部机0.8m。b拉后部机拉后部机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.8m0.8～1.2m顶煤放出率最0.8m，设计采用一刀一放单轮顺序放煤方式，一采一放，放煤步距中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板；放煤口数量确定：按后部端头是工作面与斜巷的交接处，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。ZT7500/22/406-8。6-8mmmt工作面采用DZ35型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护。单体支柱技6-9。表6-9DZ35型单体支柱技术特征作①辅助巷的超前支30m0.2m1m处各打30m1m0.2m2.75m处各打一排单体柱，柱距②胶带巷的超前支30m0.2m1m处各打30m1m0.2m2.5m处各打一排单体柱，柱距①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢采用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人1.8m0.7m15m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50m70m以外。0.8m。6-10①在各点落煤处加设缓冲装置2m/min③机组要掌握好采高，严禁割底割顶⑥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3325m6-1030m0.8 支架与顶底板垂直，歪斜度＜±5①最大仰俯角＜±7；②端面距≤340mm；③相邻支架高低差不超2/3。 150±0.1m0.8m推拉 刮板输送机直，偏差＜±50mm；②弯曲段≥25m上下弯曲角度＜3机 搭接合理，底链不拉回头煤；②链轮中心与机刮板700～900mm推拉机序劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为放顶煤工3m5.5m10m随巷道0.8m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（一个班检修，两个班生产，均执行现场交制，每班有24个循环。246-1。6.123339采煤机2226输送机11机泵站胶带机328端头3328110222041132215循环产量按6-6、6-7、6-8计算Q1＝ （6-Q2＝ （6-Q＝Q1+ （6-L1——3.0mP——煤的容重，1.4t／m3；则：Q1=150×0.8×3.0×1.40×0.97Q2=循环产量：QQ1Q2488.88+6931181.88Q×日循环数=1181.88×4考虑到工人的出勤率问题，再确定在册人数时按出勤率为95%计算，为 在册人数工作面工人效率=工作面日产量/在册人 （6-①材料费（C3）7元/吨（10②工资费230元/ （6-③工作面设备折旧费机电设备基本折旧费吨煤成本

原始价格残值清理费服务年限330产量

（6-3%计算；74727.52吨/天计算。14.5（元/吨。④电费a循环产量8000KW，1.5小时吨煤动力用电消耗b吨煤照明用电消耗=400×1.5/1181.88=0.51KWhc吨煤电力费=单价×（吨煤动力用电消耗＋吨煤照明用电消耗0.50元则：吨煤电力费=0.50×（9.14＋0.51）=4.82（元/吨6-12。6-121m2m334m5t6个47t8吨/9m3/万6%元/4、工作面循环作业图表（6-2所示 17 230 6-25m宽的煤柱。5.0m3.5m17.5m2。Z2360（后放28mm1300mm。Ф16mm100mm4.8m，规格型Ф16—4800—100—6。150×150×8mm30度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号斜巷采用50×50mm、5.2×1.1m，辅助斜巷采用50×50mm、5.7×1.1m1m250mm②Ф18mm2mM20，规M16Ф18—M16—2000。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm30mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10度，其余的与巷道垂直。1m帮支护最大滞后顶支护为3mΦ15.24-Φ20-M22-Φ18-M20-Φ15.24-Φ20-M22-Φ18-M20-图6-3平巷断面Φ15.24-Φ20-M22-Φ15.24-Φ20-M22-Φ18-M20-1＃～5间支架提供侧向反作用力，起到一个导向作用，工作面支架下滑。2/3。移架收回侧护板或随意调整侧护板，保持支架中心距不变，控制支架在拉3～5s保证初撑力达到规定要求，并及时推出伸缩梁打开护加强工程，加强支架和系统的、使用管理，杜绝漏、窜液和对于工作面顶、底板不平，起伏较大处，采取适当的挑顶或的方法，以1.0m3种方式的挡矸设施，即架间走架间挡矸板沿放置在支架架间，阻挡架怀沿倾向方向窜矸；架前倾向挡矸架间挡矸板由木料制成，采用厚度不小于20mm的，长度1.4m，高度1.0m，放置在支架前立柱与工作面机电缆槽之间并尽量保持与电缆槽垂直。架前倾向挡矸帘采用14#50mm×50mm3.0～3.6m1.2～1.5m，放置与支架前立柱前面并与煤壁平行。1.4m1.2m中部支架每隔10架设1处挡矸板；每隔5架挂设1组倾向挡矸帘，倾22300mm处，下边1.2m的角8#铁丝固定在支架顶梁上，底部网的两边可用铁丝固定到立5m25架一道，挡矸网必须有2个支撑点并支设牢固，挡矸网边框必须股10#铁丝作二次保护。煤壁侧检修煤机时，检修地点上方5m以上每隔5架处必须设3道挡矸网，挡矸设井下井下设计对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的作统筹安排，方3303～6个月。450m305m2934m5454.55t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助量，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作点的人员。矿井系矿井井下方式多样根据矿井具体情况选用系统包括运煤系统运料系统、（1）方本井型属于大型矿井，需要一定的井下能力；矿车效率低，环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带能实现连续，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带机运煤。②辅助其辅助量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期。结合其他矿井的成功经验，设计采用连续牵引车支架等大件设备，实现工作面连续 （2）系综采工作面→工作面刮板输送机→机、破碎机→区段巷胶带输送机→上山胶带输送机→大巷胶带输送机→井底煤仓→主斜井胶带机→地掘进工作面→掘进面巷胶带输送机→上山胶带输送机→大巷胶带输送机→井底煤仓→主斜井胶带机→地面地面→副斜井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→下一工作面回风运料巷→掘进工作面地面→副斜井→井底车场→轨道大巷→采区车场→井下系统图如图7-1所示：图7-1井下系统采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、供必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等采区设备配套选型见表7-1。表7-1工作面设备配套选型机7-27-57-2 型三一重型装备mm2×26×92.V表7-3机技术特征 型m°Vt7-4vt配套机型项单型Vm带（2）能力验1850t/h机的生产能力为2000t/h，破碎机通过能力为2000t/h，采区上山胶带输送机能力为3000t/h；采区系统中的各设备的生产和通过能力，均大于（3）

7-6项目 个2mmmV外形尺寸(x宽x高m7-7项目 Vm比大巷设备选，实现高产高效集约化生产大巷采用带式输送机运煤，其能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应，采区设缓冲煤仓，回采工作面平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采区上山1.8Mt煤炭的任务属大运量长运距的大型输送机运输大巷装备一台B=1200mm=3.0m/s3000t。，7-87-8 t·hmmmt电机车牵引平板车和固定车厢式矿车设备、人员、材料和矸石。架线电机ZK10.6/550直流架线式电机车，其尺寸为4500×1060×15507-9。7-9项型T轨m7N最型V台27-10项目 型号-容积mt1轨距-外形尺寸（长×宽×高质量数量辆7-11项目 型号-t2t1轨距-外形尺寸（长×宽×高质量数量辆7-12项目 型号-个3轨距°外形尺寸（长×宽×高质量数量辆主设带机直接搭接上山胶带机，平巷胶带机能力均为2000t/h，上山胶带机2500t/hBBA1250.1200带式输送机，运3000t/h。符合要求。辅助设矿井采掘面等各工作地点人员以各采掘面人员一次运到位为基础兼顾车可以满足人员运送要求。区段巷平均运距为1900m，最大运距21791200m1720mm3m/s1m/smin，牵引车每班可运行约5次，所选1t电机牵引车20辆，每班能力为60t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的要求。1.8Mt/a57.0矿井工作制度为“三八”16330830m2个作为主、辅2517.8m25m260m540mB1400mm，V4ms，68-1。8-1ST250041CST 25454.55t16h，平均每小时提升量340.9t，小于主斜井胶带输送机提升能力。设计大采高回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为1850th，主斜井输送机能力为3000th，两者之差为1125th，在主斜井井筒倾角：25；轨道中心距：1900mm；轨距：600提升支架等重型设备，重载侧选用40NAT6V37S 重载侧选用30NAT6T78-28-2

型面接触钢 11②提升机选用2JK3.528E8-38-3项滚筒直径滚筒宽度22变位质量kgm选用TSG30002023m781kg故增设一套慢速提升设备。选用特制SDJ32型慢速提升机一台，选用用Y315L168-4、8-5。8-41kg8-5项滚筒直径滚筒宽度比提升速度m比提升速度m60758-5。 项型乘坐人数（每节车人乘坐人数（列车满载人度轨轴质量（头车质量（挂车4井田总体地势南高北低，地形最高点位于井田南部南庄沟山.1153.69米，最928.50225.1957.0年。15150~23，平均6矿井绝对瓦斯涌出量为1.85m3/min，煤层无自然发火倾向，煤尘有性830m32.2大采高工作面生产能力为5454.55td，每日推进度为3.2mMGTY400/930.3.3D0.8m44008055、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、 央并列式安全通风路线短，有时初期投资井筒数目多基藏深但长浅，长度不大，而煤层较大4km上部距地表较发火严重的新浅，或因地表大，无法开掘浅部的总回风若采用并列式因为矿井采用采区布置这样可以尽早构成风路少掘在本矿井的条件下分列式对于并列式并无优势同时由于长风要求，但要达成通风系统比较，需要开掘很长的开拓巷道才能构成风路，抽出式主扇使井下处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，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；，压入式主扇使井下处于正压状态当主扇停转时压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。，管理工作比较，漏风较大。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期多阶段同时作业时，主要人行巷道和工作点上的污风不串联。通风构筑物和调节设施及辅助通风机要少充分利用一切可用的通风井巷，使通风井巷工程量最小进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5mg/m3新设计的箕斗井和混合井作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进的含尘量达到上述要求。主要回风井巷不得作人行道井口进风不得受矿尘和气体的污染60%采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿通风，电耙应位于的上风侧，有污风串联时，应人员作业。井下破碎硐室和库，必须设有独立的回风道40%，；一回的通风方式一般可以采用两种方式：轨道上山进风上山回风上，；轨道上山进风与上山进风的比较来往频繁，需要加强管理，防止短路。结合以上信息，本设计采区选用轨道上山进风，上山回风9-2应装有瓦斯自动断电装置。③应有能够控制逆 、防止火灾气体涌入 的安全措施9-2瓦斯自然流动方向和方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯流中煤尘浓度同时煤炭在中放出的瓦斯又随带到回采工作设备运转时所产生的热量随进散发到回采工作面，使工在没有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的、倾角小于12o的3．设备处于回中，不太安全由于煤层的倾角为最大为8o，并且为了减少采用下行通风带来的不必要的9-3，9-3，U型掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均在煤YEW型通风方减少了巷道的开掘和，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综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UU，由于采区没有两个工作面同时开采的条件所以不使用W型通风方式；Y型和E型有巷道在采空区这样给巷道的带来此矿为低瓦斯矿井所UE合理的，但是和U型后退式相比需要多开采一条巷道，所以在该矿井的通风设U型后退式。，U 掘进头共个。西二采区后期上山开采时，布置放顶煤15201工作面；15202准备工作面； 平巷掘进头个。通风容易时期和通风时期的通风系统立体示意图见图9-1、图9-29-1图9-2时期矿井通风立体及网络各用风地点需风量计算或经验数值部分 （9-式中：∑Qa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min∑Qb——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min∑Qc——硐室实际需要风量的总和，m3/min和，m3/min；1.15～1.21.25～1.3。、各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量后的有害、50%。Qai100qai

（9-Qai——qai——iKai——i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，常机采工作面可取Kai=1.2~1.6；采工作面可取Kai=1.4~2。1.5m3/min～2.4m3/min1.85m3/min。已知qai=1.85m3/minKai=1.5，可得：Qai②长壁工作面实际需要风量（QaiQai60Vai

（9-Qai——Vai——iSai——i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2。 已知Vai=1.2m/sSai=15m2Qai③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——i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。Ni=76，可得：Qai=304

（9-0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算Qai≥0.25×60×

（9-Qai——Sai——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×已知Sai=15m2Qai=1260m3/min，可得：225m3/min≤Qai≤3600m3/minQai=1260m3/minQaj=0.5×QaiQaj——备用工作面所需风量，1260m3/minQaj

（9-（9-Qbi——iqbi——

（9-Kbi——Kbi0.68m3/min～2.25m3/min1.8m3/min。已知qbi=1.8m3/minKbi=1.6，可得：QbiQbi4Qbi——Ni——i60人。可得Qbi=240m3/minQbi

（9-0.25m/s<V1V2<4m/s大型材料库为100～150m3/min，中小型材料库60～100m3/min，采区60～80m3/min100～200m3/min。结合本矿实际，取库实际风量为150m3/min，绞车房实际风量为m3/min70m3/min150m3/minQdi133qdi

（9-

Qdi——qdi——Kdi——Kbi已知qdi=3m3/minKdi=1.2Qdi=4781，Q4NN=500K=1.5Q=4×500×1.5=3000

（9-4060.8m3/min。1.2就是（1）Q综=1260×1.2=1512（2）Q备=630Q掘进=288×2×1.2==691.2充电硐室：Q充=150×1.2=180库：Q炸=150绞车房：Q绞=70变电所：Q变=70其它巷道：Q其它=478×1.2=573.6m3/min 库9-5。 限速/m·s有效断面实际风速/m·s低高——8—84—890%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。294010%350mm应计算出时期的最和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。难时期的最路线。矿井最路通风容易时期的最路线通风时期的最路线井下多 属于完全紊流状态，hULv2/hfr————U——L——S——令/8，N·s2/m4若通过井巷的风量为Q(m3/s)，则vQShLUQ2/

（9-（9-L、US等各项都为已知数，α成正比。故把上式中的LU/S3Rfr来表示，即RfrLU/S3 （9-RfrαL、U、hfrRfrQ2 （9-hme1.2hfe （9-hmd1.15hfd （9-式中：1.2——1.15——时期的局部阻力系数。hme=1.2×674.105hmd=1.15×1702.585=1958.0 αLmUmSR8QV土8锚喷22锚喷319锚喷锚喷土4面支架锚网419锚喷3土6 αLmUmSR8QV土86锚喷228锚喷35锚喷锚喷土48面支架锚网485锚喷3土6 1702. Rh/Q

（9- R矿井通风等积孔计 RR——

（9-hm——矿井总阻力，Pa；Qz——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。R=808.9/58.122时期R=1958.0/67.682=0.43Ad通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-9-10等积孔9-11＜1m21～2m2＞25年。5°考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节hn=0。hsehmehnhme——表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn——hn=0；hb——20～4532.5Pa。hse=808.9+0+32.5=841.4

（9-②通 时期考虑自然风 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——50～10088.5Pa

（9-

=1958.0＋0＋88.5=2046.5主要通风机的实际通过风量（防爆门和通风机风硐漏风通过主要通风机的风量Qr必大于

Qs1.05Qs——1.05——

（9-Qse=1.05×3487.2=61.026Qsd 风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h RQ2确定通风机特性曲线

h/

（9- =841.4/61.0262=0.226时期： h/

（9- =2046.5/71.0642=0.405

RQ2 时期： RQ2 9-12 FBCDZ-10-No.24C型对旋式轴流风机。FBCDZ-10-No.24C型对旋式轴流风机的性能曲线，可以确定主要通风9-13角°%555574940

55540438524

MM实际M1'：（60.0,75）实际M M55°52°49°40°43°

HHH05M理论M1：（58,760）实际M1'：（60,763）理论M实际MMM55°49°52°40°43°

电动机选型

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

751950.390.6NminNeNminNeNmax

（9-（9-ke——Nemin

751951.20.921Ne1951.20.921YR355-34-4YR400-39-49-14。9-14 功率效率掘进应采风机，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应预备部分黄泥用于时期灌浆无突水后，方可前进。④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时 序单12层13m4°6（平均56d班278a9a井田平均长低 个1个1mmm个大巷方胶带1.5t元m3/万6专采出率，而且还能够改善综放面两巷的状况。因此，掌握综放面沿空掘巷图1为一实测综放面留窄煤柱沿空掘巷的巷道围岩变形结果[2]。由图1可见，在距工作面120~140m范围内，巷道围岩变形速度及变形量开始缓慢增加；距工作面50m以内为巷道剧烈变形期，两帮移近速度最高达98mm/d，顶底板移近速度达到60mm/d；在距工作面20m左右处，两帮移近量达685~860mm，顶底板移近量240~355mm，巷道在工作面附近断面收缩率高达64%1-2-图1体边缘一定范围(一般0～7m)内形成应力降低区，为沿空掘巷创造了有利条加.因而综放工作面沿空掘进的巷道在受到工作面超前支承压力作用前较图2侧均存在破碎区，承载能力较小，围岩应力较小，巷道易于。工作面采放的巷道在受到工作面超前支承应力作用前较容易，受到超前采动支承应力关。工字钢、U型钢支架等传统支护方式支护阻力小，不能改变围岩的力学小。根据极限平衡理论，合理的最小煤柱宽度B=1.15(x1+x2)，其中，B为煤柱宽度，m；x1为锚杆有效长度，m；x2为上区段工作面开采在煤柱中产生的x2=

𝑘γ𝐻+C ln

（2-C0和φ0--H--巷道埋深，m；的作用下，即使很大的支护阻力也围岩产生较大变形，另外由于回采而让压，防止支护在高支承压力作用下被破坏，导致围岩变形失去控制而失力。控制沿空掘巷围岩的强烈变形不能只依赖于支架的承载，因为煤层的强度一般可达10MPa以上，百倍于支架的承载能力，它对围岩的控制作用是个相对稳定的支撑点，减缓上覆岩层活动的剧烈程度。在沿空巷道回采工在围岩中等稳定的条件下，综放沿空巷道大多采用矿用工字钢梯形棚1]，这种支架具有结构简单和安设拆卸方便等优点，但存在两个严重缺陷:①承载能力和支护强度过低，井下实测结果，整架承载能力平均只有130kN，支护强度平均仅0.02MPa，对围岩变形的控制能力很小；②为刚性结构，支架本身时，远在工作面前方100~150m，支架就大量损坏和，或采用大批临时支柱变形，支护强度不能低于0.3MPa，巷道断面收缩率过30%，而现用的矿用工字钢刚性支架根本无法有效控制沿空巷道围岩的强烈变形。即使U型钢可缩性支架，由于受力条件较差，支护强度一般也只有0.05~0.1MPa，不仅难以综放两巷常采用工字钢棚支护。由于架棚支护属于支护，支护阻力煤柱也不能保证巷道稳定，需要多次，成本高，严重影响安全生产，及运动与围岩性质、支护体特性、巷道方式等因素有关。图3a)b)工字钢支架属于的刚性支护，存在承载和结构稳定性差等缺点。的支撑作用并造成顶板的离层和冒落，最终导致“支架--围岩”系统完全失稳。在综放沿空掘巷中发展锚杆支护已成为改善巷道状况、保证综放面顺利推进的重要技术途径，具有重要的理论和实用价值[4]。力、确保综放回采巷道稳定的关键因一。由于综放回采巷道围岩的特殊特征、地应力及巷道断面大小、形状，确定巷道支护设计方案为:

图4综放面沿空巷道顶板是煤层，保持煤顶的稳定既但又很重要。煤顶的煤岩体相对完整而自承能力大，锚杆锚固力大，直接影响沿空掘巷的难易的窄煤柱宽度应满足图5的要求。根据下列计算。图5Z= ⑶数值模拟分析 由图4(4)区、塑性区的发展，有利于保持巷道围岩的稳定。在综放沿空掘巷中采用锚杆支护，比在实体煤巷道中存在更大的，即 形式可分为三个层次:1)各种金属支架等支护；2)以锚杆支护为主的改善巷所以，在综放沿空掘巷采用锚杆支护，宜采取如下的步骤证与现场设计。根据沿空巷道矿压观测，并对照不同条件煤巷锚网支护参表1巷道高度巷道宽度锚杆直径锚杆排距锚杆长度顶帮顶顶锚杆数量/帮锚杆数量/主动的锚杆支护比的架棚支护，支护效果明显改善，在技术上是可动强度、减少了辅助量，有利于实现辅助现代化。生整移。压支柱卸载量占60%以上，因此，考核来压期间的超前支护质量，单体支柱初撑力不得低于120kN，是巷道的重中之重。0.5m，每棚背木16根、撑杆6通过近10个月的观测可知，如图7在掘巷阶段有如下特征①经过5个月的观测，各测点两帮移近量最大为130mm②工字钢支架支护状况良好，巷道开掘5个多月，巷高变化小于150mm43210 43210 100移近速度/mm.d- 回采阶段围岩变形(图8)，具有如下特点53.08mm/d，顶底移近量最大为450mm0 0 图8支护结构分析这种结构体系在空间结构力学上是不稳定的，但在岩石结构工程中，作阻力下进行可缩让压的同时对围岩提供。图9支护作用分析如下特点:①未受采动影响时，巷道周边位移量顺序为实体煤帮>煤柱帮>随着采动支承压力系数增大至1.8时，煤柱帮变形超过实体煤帮。②采动影响前，巷道周边位移主要由锚杆锚固范围内(帮66.7mm80mm)的逐渐大。由图11所示采动前后巷道变形破坏可以看出:受采动前，巷道整体岩虽然呈现“鼓肚”现象，但没有坍塌。图11锚网梁支护巷道情无法其锚固范围外的深部围岩的离层，要确保深井综放沿空掘巷的使用安综放沿空掘巷采用锚网索联合支护，一方面利用锚网巷道周边松散煤支护机理分析 度，减少了巷道量。陆士良.锚杆锚固力与锚固技术[M].:煤炭工业，1998.陈学伟.鲍店矿综放面沿空巷道矿压控制[J].1997(2)张顶立.综合机械化放顶煤开采采场矿山压力控制[M].:煤炭工业，1998.侯朝炯.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学.期№3-师文林翟路锁 综放沿空掘巷及锚网支护技术应用分析中国煤炭24卷第8期1998年8王思敬，杨志法，刘竹华.工程岩体稳定性分析[M].:科学出伍永平，柴敬.回采巷道内岩体结构与支护体相互作用分析J阜新矿业学院学报，1997，16(01):55-59.2003. 卷第 年月ZHOUXP.Triaxialcompressivebehaviorofrockwithmesoscopicheterogenousbehavior:strainenergydensityfactorapproach[J].TheoreticalandAppliedFractureMechanics,2006，45(1):46-63.YANGSQ，JIANGYZ，XUWY，etal.Experimentalinvestigationstrengthandfailurebehaviorofpre-crackedmarbleunderconventionaltriaxialcompression[J].InternationalJournalofSolidsandStructures，2008，45(17):康红普.巷道围岩的关键圈理论J力学与实践，1997,19(1)36.KANGHongpu.Theoryofkeycircleinsurroundingrockofroadways[J].MechanicsandPractice,1997,19(1):34-36.康红普.巷道围岩的承载圈分析J岩土力学，1996，17(4)84-KANGHongpu.ysisofloadbearingcircleinsurroundingrockofroadways[J].RockandSoilMechanics，1996，17(4):84-89.业袁和生．煤矿巷道锚杆支护技术［M］．:煤炭工业［M］．:中国矿业大学［J］．2002，23(1)23-［J］．学报，2005，24(21):3959-3964．孟金锁.综放开采∀原位#沿空掘巷探讨J1999，18(2):205~翻译MINESTABILITYWITHAPPLICATIONOFSUBLEVELCAVINGSCHEMESA.M.Freidin,S.A.Neverov,A.A.Neverov,andP.A.Filippov Thepaperexpoundsresultsgainedinmathematicalmodelingofstressstateofarockmassunderminingbysublevelcavingwithareal-frontalandfrontaloredrawingschemes.StabilityofundergroundexcavationsinthecourseofapplyingthecomparedmethodsisevaluatedintermsoftheSheregeshdeposit.Theauthors mendonsupportingtheopeningsattheoredrawing-offlevel.Technology,stressstate,modeling,Thefeatureofthecurrentoreminingistheallysimplifiedminingmethodsandthephilosophyofhighlyintensiveminingwithusingequipmentunitesandsets.Forinstance,equipageofundergroundminesinCanada,Sweden,Australia,USAincludesmorethan95%ofadvancedmachinerybothforprimaryandsecondaryminingoperations[1].Miningconditionsatthickironoredeposits(e.g.,Sheregeshdeposit)andatmid-gradeoredepositsaremostsuitableforapplicationofthemethodofsublevelcavingwithfrontaloredrawing,theefficiencyofwhichisprovedworld-wide[2].Thistechnologyensuresqualitativeandsafeminingatanycomplexdeposits;itisadvantageousforhighproductivityandintensityofworks,needlessnessoforechutes,pullholes,manholes,undercutlevels,simplicity,flexibilityandcultureofthemethod.Thoughtherearesamedrawbacks,too,e.g.,highorelossesanddilution,miningindead-endedstopes,whichworsensworkingconditionsandrequiresextraexpendituresforventilation.Thepresenceofthesedisadvantagesneedsfornewstructuralschemestobedevelopedforthemethodofsublevelcaving.METHODOFSUBLEVELCAVINGWITHAREAL-FRONTALORETheresearchersoftheInstituteofMiningSBRAShavedevelopedamodificationofthemethodofsublevelcavingwithareal-frontaloredrawingspeciallyforthickandverythicksteeppitchingoredepositswiththeaimofeliminatingtheabovedrawbacksofthefrontaldrawingbutkeetheadvantagesofthesublevelcaving(Fig.1).Thestudies[3,4]highlightindetailthefeaturesandefficiencyofthisinnovativetechnology.Theproposedmodification,ascomparedwiththe“classical”frontaldrawing,offersanadditionaldrivingofhaulageinclinesbetweenhaulagecrosscutsinordertodrawingoreoverthewholeareaofabrokenlayerandventilatestopesattheexpenseofall-mineairing[5,6].Hereby,itispossibletobenefitfromgreatercompleteness,betterqualityandhighersafetyoforemining.Fig.1.Methodofsublevelcavingwithareal-frontaloredrawing:1—haulageroadway;2—haulagecrosscut;3—haulageinclines;4—brokenorelayer;5—airdriftBasedonthestudies[3