采矿08-7设计文件我的最

Thethreepartsisincludedinthisdesign,i.e.,thegeneralpart,specialsubjectpartandThegeneralpartisanewdesignofdingshanminewithaproductionof2.4milliont/a.dingshanminelinesindengshancity,HeNanprovince.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.Therunoftheminefieldis4.9km,thewidthisabout5.4km,wellfarmlandtotalareais25.34km2.No.4arethemaincoalseam,anditsdipangleis6~8°,7°foraverage.Thethicknessofthemineareabout3.65m.Thegeologicalconditionsoftheminefieldisrelativelysimple.Theprovedreserveoftheminefieldis237.24Mt.Thedesignedproductivecapacityis2.4Mt/a,andtheservicelifeofthemineis70.61years.Thenormalwaterflowofthemineis548m3/handthemaxflowofthemineis1070m3/h.Therelativegasemissionrateofthemineralwellis5.94m3/t,forlowgasmineralwell.Thewellfarmlandisasinglelevelwithashafttoexpand.Thecoalistransportedbythebeltconveyerinthemainroadwayand1tminecarisusedastheauxiliarytransportationequipment.Thewayofmineventilationiscentralboundaryventilation.Theworkingsystem“four-six”isusedindingshanmine.Itproduces330d/a.Thetitleofthespecialsubjectpartis“Fastexcavationologyofhugesectionhardrocktunnel”.Theoptimizingmethodsandmeasurestofastexcavationologyofhugesectionhardrocktunnelisdevelopedfromfivedepart:brokingrock,loadingrock,transportingrock,supportingandtheorganizationoftheconstraction.Thetranslatedacademicpaperisaboutstressysisintheinternationaljournalofrockmechanicsandminingsciences.Itstitleis“Stressysisoflongwalltopcoalcaving”.：shaft；miningarea；centralboundary ·1272 矿井工作制度 矿井设计生产能力及服务年限 井田开拓的基本问题 矿井基本巷道 煤层地质特征 盘区巷道布置及生产系统 盘区车场选型设计 盘区设备选择大巷设备选择89矿井的防治措施 1.1问题的提出与研究意义 1.2国内外硬岩巷道掘进技术研究现状1.3主要研究内容及研究思路 2.1钻眼 施工组织管理3钻眼技术优化装岩技术优化3.3支护技术优化 3.4施工组织管理优化 4研究主要结论 0033°46′00″。主井口坐标。X：.31、Y：.73、Z：+120。矿井工业宝丰火车站约28km与焦枝线相连。平煤铁路通过矿口，并在宝丰和市郊与国铁国道相连，同县及乡镇均有公路相通，交通极为便利，见图1-1。焦焦颖柳河线北汝河平许宝 河沙速

14℃。1461.6mm（2000年373.9mm（1966年413日～21日7、8、9沙河和汝河：位于矿区南部煤系地层之外，河床总体东西，由西向东经流，最大白龟山水库：位于矿区西南部煤系地层，最大蓄水量6.49亿m3，因距煤系地层用，是缓解生产规模扩大、人口增长供需的主要措施之一。NW向为主的张扭性和压扭性断裂，伴有少量NE向张扭性断裂构造，其中向斜是平。区内褶皱主要有：向斜、灵武山向斜、白石山背斜、襄郏背斜等。其中向斜是煤田的主体构造轴向呈北西～南东向延伸该向斜东起襄城西南的孟良寨之间，经镇向宝丰县赵官营方向延伸，的复式向斜。该向斜较宽缓，两翼大致对称，地层倾。NWWNE盘下降，SW盘上升的高角度正断层，地层断失NW盘下降，SE盘上升的高角度正断层。平顶山煤田属华北地层区豫西分区渑池～确山小区，经与勘探，区域内发育系仅零星出露于向斜核部南翼，由平顶山－落凫山－马棚山－龙山组成的低山顶部。要分布于井田浅部，对盘区、采面布置无影响。采掘的小断层较发育，对采掘生产有（Ⅰa（Ⅰb（Ⅰc2121115（1515151720）煤层，除田资源/82.25％，依据分类标准，全矿井应定为Ⅱ类（Ⅱd。上述各煤层，顶板大（Ⅱe（Ⅰf（Ⅰg（Ⅱ－ⅠabcⅡd四（戊、五（丁）和六（丙）53－2。石炭系二叠系山西组1712（162（15）3（14）色中厚层状细—粗粒长石石英砂岩，碎屑颗粒分选性和磨圆较好，硅质胶结，具槽状下石盒子组4层。由丰富的舌形贝化石表明，本组属三角洲平原沉积。

...段. 段

石五

煤 段

11

煤段

)系

....

.炭

6

.—

本溪

1-2大气降水是水的主要补给水源之一，也是矿井充水的间接水源。区内属大陆性半481.3mm7、8、970%。位于矿区西南部的北渡山、九里山、扣皂山一带寒武系灰岩露区，是大气降水补给沙河和汝河流经矿区的南部和北部边缘，沙河距矿区最近3.2km，最大洪峰流量5.53m。主要为浅灰～灰白色，矿物成分以高岭石和一水硬铝石为主。下部黄铁矿增土泥岩大致相当，合铁量较低，局部可富集成矿，通过选矿，可用来硫酸。区内地质与历次勘探工作与相邻矿井无法截然分开矿井开采的50作了较严密的控制了构造、煤层赋存特征，查明了水的补径排条件，为矿井生产布局及延21（10）煤层提供了较为可靠的地质依据。分叉煤层18m2.3％。1）21（10）煤层位于二叠系下石盒子组四（戊）22（9）0～3.8m。煤厚38.02%3236线一1层夹矸。煤层顶板为泥岩，底板为泥岩或砂质泥岩。1～31L5灰岩，底板为L6灰岩。煤厚分布频率。1-1煤层厚度煤层间距煤层厚度四20二1—（4）4－4、4－5 2（25（00 无机组分R°max％2（002（005（0井田各可采煤层，灰分产率多属中～挥发份矿井开采的一、二（庚、己）25～38％，28.3％。胶质层厚度4－6硫分1.0%以下，属特低～低硫煤，以特低硫为主；洗选结果，硫含量降低不显著。1516857～8，结焦性能好。上，个别煤层高达35%1／30.20m3/t以下。20065（20）煤层瓦斯地质规律研究》报告99.5CO2。煤尘，层，岩粉含量在80～90％和80％时，火焰长度分别为80～650mm和600mm性指数，区内各煤层属低～216－17355～371356～373，1984在－350m30℃以内。随着开采深度的增加，地温将会明显增高，在标高－450～500m将进入二级热害区。矿压对生产的危害和影响，减少巷道费用，采取了跳采、沿空送巷等技术措施，取得21（10）5（20）煤层和25.34km2。779.41m604026.84m，含煤系10172021（10）煤。开采下限：-750m井田长度的最大值为5.39km，最小为3.95km，平均值为4.98km。5.49km3.51km5.42km25.34km2。煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%0.7~0.8m；0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；21（10）1.45t/m3要分布于井田浅部，对现盘区、采面布置无影响。采掘的小断层较发育，对采掘生产有一定影响。褶皱构造欠发育，仅见煤层沿上的波状弯曲，局部可见宽缓小褶皱，对2-10.7m。2-1炼焦用炼焦用最低可采厚缓斜煤层（0倾斜煤层（25-急斜煤层最低灰分15000123412342-12-2/(四2869二1869—869

（2-

——将各参数代入（2-1）2-2Zz

（2-式中ZZ111bZ122bZ2m1Z2m2Z333

——k0.9

0.7

7545；20m10m1520m502-3。2-3井型（占地面积指标（公顷/1024030m21070m，则井田边界保护煤柱损失量为：334.54t。20m50m4900m，无陷落柱，则断层与陷落柱保护煤柱损失量为：648.33t。20m2-324公顷。2-3计算可得：539.16t。0。各种保护煤柱损失量见2-4。2-4储量/0矿井设计资源储量按式（2-3）s

式 P

s——矿井设计资源/3%式

k——

P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和；按矿井设计资源/储量的2%85%0.80。则：Zk=（Zs-P2·C=（242.08-20m2-4。2-5广场中心深度煤层厚度冲击层厚度ФδγΒ2-32-2由CAD量的梯形的面积是： S7煤= Z工 （2-式中：Z 煤层厚度，21（10）3.65R1.45t/m3则：Z工 =539.16（修162.4Mt/a。很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助采用无轨胶轮车，同时本设计的井较简单。矿井通风采用分列式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足 （3-其中：T--- 1.4T=237.23/（2.4×1.4）=70.61（年限，70.61年。3-1（600、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。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。100m50~90m57~86m4-1。4-11环节和设备少、系统简单、费用低245有足够储量1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘234井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和1井筒施工技术2井筒装备复杂，对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原则：沿井田的有利位田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。位于井田中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以，井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区古迹保护区陷落区或采空区洪水浸入区尽量避免桥涵工程，，附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施由于本井田倾角平缓，厚度变化小。故把井筒置于井田，即工业场地之中井筒位置的确定采（带）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，不受崖崩滑坡和洪水的；水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理本矿井长度较大地势平坦，主副井筒布置在储量，且两井筒的地面标高大于4-1平平图南翼盘北翼盘4-12-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占480m绘制。本矿井主采煤层为21（10）煤层，其它煤层属较稳定或不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储量。21（10）7°，煤层西南部有露头，煤层埋藏最深处达-750m650m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、200~350m4-2（a4-2（b方案三：立井两水平上下山和下山开拓（暗斜井延深4-2（c。方案四：立井两水平上下山和下山开拓（直接延深4-2（d。

副井布置在工业广场内，风井布置在井田上部边界，采用角不大，平均为7°，三条岩石大巷沿煤层倾向布置，采用长臂采煤法进行开采。中央分列式通风，线路短，通风阻力较小，井下漏风较少，另外要为回风井建设必要的工业设施，还要留设保护回风井的煤柱。结合以上技术分析、比较和矿井实际条件，再通过粗略估算费用（4-245）比较，在两种方案选择方案一。继续使用，暗斜井可按需要选用合适的设备，可简化工程，有利于深部水平开采。4-1-4粗略经济比表4-7中。在上述经济比较中需要说明：两方案大巷布置数目及位置不同；主、辅大巷断面大小不同，大巷费用按平均费用估算；方案中相同部分未做比较分析，仅4-2数量基价（元费用（万元费用（万元55（元煤量（提升高度基价（元费用（万元时间服务年限（年基价（元费用（万元（石门煤量（平均运距基价（元费用（万元元大巷4-3数量基价（元费用（万元费用（万元55（元煤量（提升高度基价（元费用（万元时间服务年限（年基价（元费用（万元（煤量（平均运距基价（元费用（万元元石门4-4数量基价（元费用（元费用（万元元55元煤量（提升高度基价（元费用（万元时间服务年限（年基价（元费用（万元石门煤量（平均运距基价（元费用（万元大巷34-5数量基价（元费用（万元费用（万元55（元大巷煤量（基价（元费用（万元时间服务年限（年基价（元费用（万元（石门煤量（基价（元费用（万元元大巷3 数量基价（元费用（元费用（元55（万元煤量（基价（元费用（元时间（年基价（元费用（元煤量（基价（元石门大巷4-8数量基价（元费用（元费用（元55（万元煤量（基价（元费用（元时间服务年限（年基价（元费用（元石门煤量（基价（元费用（元大巷3 费用（万元百分率费用（万元百分率位于矿井工业场地，担负全矿井2.4Mt/a的煤炭。井筒内装备一对24t箕斗。井7.5m44.18m267.93m255.42m24-5所示。8.0m50.27m2，表土层75.43m262.21m24-6所示。4-7所示。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、升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。胶轮车作为辅助，大巷采用胶带，井底车场布置如图4-8所示。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大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场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当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与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。车场利用主要巷道作为调车线和通过线车场巷道工程量小井底车场布置如图4-7：2400×1150×1150（mm70m。220t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。1600t/h900t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上水仓布置在井底车场副井的西侧，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

(4-式中:SL

——水仓有效断面积，10—水仓长度，500mQ

>Q0334-3 2.424t7.5 53544.18450800~100055.4267.934-4 井型2.41.5t矿车双层四车罐笼井径8.0井深535井积5001000~140062.2175.43井4-5 7.0 22540.1745066.4778.5414-64-13断面 净净进外露长式排间 1图4-5辅助 断面 净净进外露长式排间 14-5 断面 净进外露长式排间准备方式——地表水是水的主要补给来源之一，也是矿井充水的间接水源。区内常年性地表水体主露的小断层较发育，对采掘生产有一定影响。褶皱构造欠发育，仅见煤层沿上的波状100～490m南部为山前缓倾斜平原，山坡平缓，坡度约3～5°。盘区对应地面没有村庄，大型建筑物有利于矿井合理集中生产，使采（盘）要技术先进、经济合理，尽量简化巷道系统，减少巷道的掘进和工作量，减少设备占用率和生产成本费用，便于采（盘）区和工作面的正常；首采盘区位于井田南翼，由于煤层倾角较小，平均6°，长度和倾向长度又较长，故宜采用盘区准备方式。井田长度在4900m左右，鉴于目前一般盘区工作面推进长度发展趋势，将井田东翼布置为两翼盘区，井底车场石门直接与采取上山连接，减少了环节，也充分利用了科技成果，即大型胶带机和无轨胶轮车。因此巷道系统简单；系本设计矿井初期沿煤层倾向布置三条大巷，即主运大巷、辅助大巷和回风大巷。盘区内部出矸及辅助材料、设备，采用无轨胶轮车；盘区出煤及大巷大巷运煤均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，2200m265m250m5m宽，2.45m高，两区段平巷之间煤柱宽5m，用于挡矸、阻水和采空区有害气体，区段宽为265，4101工作面，然后依次开采下一区段，见图5-1。根据工作面平巷、回风平巷的位置布置和该区域通风系统网络连接形式，确定该工作盘区

盘区内区段平巷铺设B=1400mm的胶带机，煤炭经盘区煤仓到大巷胶带机运送至井底车场煤仓。盘区内辅助采用无轨胶轮车，材料车从井底车场出来，沿着辅助大巷经过盘区车场至回采工作面的回风平巷，再到工作面。

盘区生产系统主要包括系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具煤由工作面刮板输送机→平巷机、破碎机→平巷胶带机→溜煤眼→大巷胶机→井底煤仓→立井箕斗→辅助系着辅助大巷运至盘区车场到工作面回风平巷，最终到达工作面。路线如下：地面→副井→井底车场→材料换装站→辅助大巷→盘区车场→工作面回风平→工作面采用U型上行通风方法，盘区4101工作面路线为新鲜风：副井→大巷、副运大巷→区段进风平巷→工作面。通风系统路线如图5-2所示巷道沿煤层掘进，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽机机头硐室时会产生少供电：地面变电站→副井→变电所→辅助大巷→盘区变电所→区段平→22kW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面→区段平巷→辅助大巷→井底水仓→地煤巷综掘面主要配备S-100型煤巷掘进机，ES-650型掘进机以及SJ-80型可伸缩FD-Ⅱ№7.5型对旋局扇以及煤电钻等设备。SGB-SSJ-YT28型气腿式凿岩机，FG-8.3FBD№6.32×18.5kW局扇、喷浆设备等。掘进时机接刮板机和可伸缩胶带输送机。掘进前进时，延长刮板机，延长到刮板机长度时，拆除刮板机中部槽，将其缩到20~25m，并将可伸缩带式输送机延伸50~75m，机与刮板机的搭接长度为12.5m。施工中综掘机布置在迎头，采用人工攉煤，综掘机后跟皮带机联合刮板输送降尘方法：综掘机掘进时开放水幕，点喷雾FD-Ⅱ2*55kW5-3t/a表示。 （5-L——工作面长度，250V=330×6×1.0=1980（m/aM——煤层厚度，3.65m；γ——煤层容重，1.45则：A=250×1980×3.65×1.45×0.95×10-=2.489（Mt/a —B—平巷宽度，5.0m；T—巷道长度，m；盘区采出率=（盘区工业储量－开采损失）/盘区工业储量×100%（5-盘区工业储量为：11862开采损失为：1522.03则：盘区采出率盘区车场是盘区上（下）山与大巷、回风大巷或区段平巷联结处的一组巷道和硐室的总称。它是盘区巷道布置系统中的重要组成部分，其主要作用是在盘区内方式改变或过渡地区完成工作。根据车场所处的位置不同可分为盘区上部车场、盘区中部车设盘区车场采用无轨胶轮车辅助在顺槽和平巷连接处需抹角抹角大小为3×3m，45°角，以便于无轨胶轮车的拐弯。平巷与大巷均为胶带输送机运煤，但平巷布置在煤层中，大巷布置在岩层中，需要布置煤仓把平巷和大巷连接起来。煤层底板坡度小，起伏不大，无轨胶轮2~2.51.45t/m3。2（8-10）煤层顶板为泥岩或砂质泥岩，局部为中、细粒砂岩，较平整和稳定，厚度为4.65m；底板为砂质泥岩、泥岩，泥岩底板相对23m5.94m3/t，煤具有自燃倾向性，煤尘无性。正常涌水量为548m3/h，最大涌水量为1070m3/h。根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，沿推进，由于后退式的工作面和巷道的条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式；以4101工作面为250m2500m3.65m3.65m。工作面布置两条区段平巷：平巷兼作进风巷，运料平巷兼作回风巷。5m宽，3.5m5m煤柱。6-1煤厚倾角7设备。三机号见表6-2。ZZ10000/30/52型支架主要技术特征见表6-3。SGZ-830/500G6-4。AM500/5.06-5。PCM3006-6。SZB-850/300型机主要技术特征见表6-7。SSJ1400/3×5606-8。表6-2三机 ZZ10000/30/52型支架主要技术特征见号mmm°尺寸（长×宽×高mTMMV中部槽规格（长×宽×高园环链规格m°m量2台VT6-6项目 型号-张家口工业-路外部尺寸（长×宽×高V号机质t厂表6-7机技术特征 型-与带式输送机长mm链-V圆环链规格26×86--中部槽规格（长×宽×高m质t6-8项目 型号-m带速机-V带-机头外部尺寸（宽×高m质量t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，Pa；8；H——工作面的采高，3.7m；代入数据得:g=8×3.65×2.65×9.5/1000=0.735MPa<0.90由计算数据可知所选支架支护强度符合要求根据ZZ8500/30/52型支撑掩护式支架的特征表可知，工作阻力为8500kN。经演80%则：P0=75%×8500kN=6375 （6-支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的为 （6- （6- （6- （6- HminHmax——支架的最小、最大高度，m；d——0.025；由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设入溜槽。工作面割煤方式采向割煤，即采煤机往返一次进两刀5～10m10～15m。6.1a所示；6.1b所示；6.1c6.1d A2 2

A A 26-11506-4。工作面端4SGZ600/19/356-9。 （6-M——工作面采高，2.45R——上覆岩层密度，2.5×103kg/m3；g——重力加速度，9.8N/kg；S——3.732×1.5m2=5.60则：F＝8×2.45×2.5×103×9.8×5.60N＝2689根据支架说明书提供的支架工作阻力为5484kN远大于8倍采高验算所需的工作阻力，有足够的富裕系数，所以该支架能够满足支护要求。故端头支架也满足要求。工作面27.9MPa。 t，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）处滞工作面采用DZ38－20／110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m超前支护，为三排支设，离工作面0.25m20m0.7m2.5m20m一排单0.7m0.9m20m0.7m。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500mm左右（人行道侧1m。3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。1m的戴帽点柱（用单体柱。使用规格柱帽。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，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；50m70mmm环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角<7，相邻支架间不能有明显错差（2/3200mm。350~550mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过及时利用侧护板进行调12大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推输送机12172架端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前20m段是压力集中区，特制定以下管理措施：端头支架底座严禁钻底以防压住推移杆使机和工作面输送机机头推移当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。在机头架棚时必须闭锁三机（两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平巷必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；平巷超前工作面30m加强，对于失效锚杆由26个循环。3.65m。2-3架追机作业，并及时伸缩1.0m。采煤机222065550机泵站3胶带机11103端头4444超前73330911L——工作面长度，250m；S——循环进尺，1.00m；M——采高，3.65m；γ——煤的容重，1.45t/m3；

（6-则循环产量：Q=250×1.0×3.65×1.45×0.97=1283.4t日产量=Q×日循环数=1283.4×6=7700.4年产量 6材料费（C3）5元/吨（工资费120元/吨煤工资成本=日工资×吨煤用 （6-=120×0.012=1.44（元/工工作面设备折旧费

机电设备基本折旧费吨煤成本

服务

（6-a5%b3%c10d7700.4吨/天计算。6-12。6-12折旧费（元11顺槽111111单体支合电费吨煤动力用电消耗=电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/（6-循环产量 （6-M——煤层厚度，3.65m；R——煤层容重，1.45t/m3；d——循环进尺，1.0m；K——0.95。每个工作面的循环产量=250×3.65×1.45×1.0×0.95=1256.97（吨2000kW2小时代入得：吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/ 式中，单价取1.0元/kWh则：吨煤电力费=1.0×（3.222＋0.557）=3.779（元/吨）=13.398（元/吨工作面率

（6-

=78.58（吨/工6-13

6-13序名单指备1m23工作面长m4m5°76m7%8m9刀6mt人t/综合机械化采煤过应注意事运送、安装和拆卸支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放松动1.5m厚的老顶；情况，在作业规明确规定。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5.94m3/t2.4Mt/a，根据以风定产的要求以及后面U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，每个工作面布置两条平巷，一侧布置一条，一条进风兼辅助，5m5m宽，3.65m高。采用胶带输送机运煤，无轨胶轮车辅助运煤壁侧的区段进风平巷和上部靠近煤壁侧的回风平巷布置排水管路，在区段平巷布置18mm1.8~2m14mm3.5m，锚800mm14mm1.6m，树脂端锚，菱形钢丝网，3800mm。详见工作面层面图。井下矿井设计生产能力及工作制度2.4Mt/a。6h16h2200m2700m1300m2600m4800m矿井系1）方运煤：采用胶带输送机运煤，实现了长距离、大运量的一条龙连续，从而保证了辅助人员由副井下去，从井底车场步行至候车室，乘坐无轨胶轮车经辅助大巷、盘区材料及一般设备材料由副井下去，在井底车场由平板车牵引至换装站，无轨胶轮2）系综采工作面→平巷→溜煤眼→主运斜巷→井底煤仓→主井箕斗→地巷道沿煤层掘进，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽机机头硐室时会产生少井下系统见图7-1。 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运现输送机—轨道—输送机—轨道的必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等盘区设备选型及能力验1）设备选盘区设备配套选型如下：刮板输送机型号为SGZ-830/500GSGB-764/264，机850/300PCM3006-66-76-86-9。2）能力验各设备通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满足要求。大巷设备选生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷带式输送机的能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。大巷带式输送机承担全矿年产2.4Mt煤炭的任务，属大运量、长辅助大巷设备选更方便、更灵活机动和快捷的方式与之相配套。胶轮车是在全世界广泛使用和长期证明与连续采煤机掘进、回采面快速推进相配套的有效辅助方式，该方式除了设备一次投资高和设备量较大外，系统敷设与维护工作量极少，且很少受到中间环节的干扰，非常灵活，这就是为有效利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件。故辅助采用无轨胶轮车，井底车场中设人员乘车站、材料设备换装站。井下车辆特征及用量见表7-6。 28工人28工具5材料短途2.4Mt/a70.61煤层的埋藏浅，储量丰富。矿井属低瓦斯矿井，煤层具有自然发火，煤尘无6h16h矿井开拓方式为立井单水平开拓，水平标高-450m。主井特征为：井筒断面为圆形，55.42m28.0mm275.43m262.21m27.0m38.48m250.27m249.01m224t箕斗，副井内装备一对双层四车罐笼加一个加宽大型罐笼，风井内设玻璃钢梯子间作为安全出口。井下主采用胶带输送机，辅助采用无轨胶8-18-2。8-38-4。8-1T48-243器（除电机与导向轮外形尺寸（长×宽×高m 辆4人tt428-43器（除电机与导向轮外形尺寸（长×宽×高m矿井，所经过的整个路线称为矿井通风系统，包含矿井通风方式、通风方法和通风网矿实际情况，本矿前期采用并列式通风，在井田工业广场内设回风井，后期采用平煤二矿位于省平顶山市，地表起伏较小，井田地质构造简单，井田长度煤层。井田煤层赋存稳定，煤层具有自然发火倾向，煤尘无性，矿井相对瓦斯涌出量5.94m3/t，属低瓦斯矿井。进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5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，使其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有害气体污染，井口排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10min40%1）式通风系按井筒沿井田倾斜位置的不同分为两种类型：并列式、边界式按进、回风井和位置可将矿井通风系统分为如下两种类型：两翼对角式、分区对9-1 部通风提供有利条件折返流动路线长通风阻度不大而瓦斯和自然发火较严重延伸，通风不，不折返，阻力小，内部漏由于路线较短阻力和漏风小所以各盘区风阻相对分散，发生事故时反风较起伏较大，无法开掘浅部总回风较大，会使通风十分，导致矿井风量不足。因此后期采用并列式通风，在井田中计中只作粗略考虑。故只考虑首盘区开采时的服务范围内确定通风容易和时期，由开最后一个区段时为通风时期。抽出式：主要通风机使井下处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式：主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较；积存的有害气体抽到井下，并使通过主要通风机的一部分短路，总进风量和工作面有效风量都会减少用压入式通风则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气体压到地面；在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水平盘区通风系统是矿井通风系统的，其结构决定着矿井通风系统中的最重要的参数能够有效地控制盘区内方向、风量大小和风质1②机电设备设在回风道时，工作面回中甲烷浓度不得超过1%必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小、畅通井下机电硐室必须设在进风中倾斜巷道，不应设置风门，由于本设计为盘区布置上山轨道上山进风回风上山回风在工作面回风上，，UYWZ：点，但线路长，变化大。工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，量流中的瓦斯对于综采工作面上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安装机电设备，工作面，但需要边界准备回风上山，增加了巷道掘进、费用。斯不易积聚，排放烟、煤尘速度快。限的情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了巷道的掘进和费用。段平巷、回风平巷均要先掘后留，掘进、工程量较大，故很少采用。结合实际条件，决定采用系统简单、漏风小的“U”形通风方式逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只分配计算的风（15~25年既能克服矿井的最（即通风时期又能保证矿井在最小阻力（即通风容易时期）0.6，所以必须计算这两个时期的总阻力。确定矿井通风容易时期和时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时，主要通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为时期。风量最大、巷道总长度最长的线路计算最，不必计算出所有巷道的阻力。只有在不能直接判断哪条线路阻力最大时，才需要计算出所有线路的阻力，比较后得出最。后对各段井巷进行阻力计算，再将各段计算结果累加起来，便得出通风容易和时期的井hrminhrmax。如果矿井服务年限长，则只计算投产后的15~25年内通风容易和通风时期的法由内向外细致配风。即先定井下采掘工作面、库、充电峒室等各用风地点所需的有所配的风量必须符合《规程》中的有关规定，总回中的甲烷和二氧化碳的浓度不各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、后的有害气体5.94m3/t16.49m3/min （9-式中：Qai——iqai——iKai——第iQai=2400m3/min9-2

（9-式中：Vai——iVai=1.4m/s（9-Sai——iSai=15m2故工作面风量：Qai=60×1.4×15=1260 （9-式中：4——4m3Ni——i40人。Qai=2400 （9- （9-式中：Sai——iSai=12m2。180m3/min≤Qai≤2880m3/min由风速验算可知，Qai=2400m3/minQa=Qai=2400m3/min。井、煤（岩）与瓦斯突出矿井中，煤层的掘进工作面应安设瓦斯自动检测断电装置。10m。局部通对掘进通风量计算有一定，因此可参考经验值取掘进工作面需供风量。根《煤矿安全规程规定按工作面回中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算。 （9-式中：Qbi——iqbi——iKbi——iKbi=1.8。掘进工作面日产量：15×20×1.45=435t （9-式中：4——4m3Ni——i40人。Qbi=900 （9- （9-式中：Sbi——i15m2。225m3/min≤Qbi≤3600m3/min由风速验算可知，Qbi=900m3/min3）变电所：Qc1=80m3/min水泵房：Qc2=160m3/min机车检修硐室：Qc3=100m3/min火药 库：Qc4=100m3/min盘区变电所：Qc5=80m3/min故有：Qc=∑Qci=80+160+2×100+80=520m3/min Qa——采煤工作面所需风量，2400m3/min；Qb——掘进工作面所需风量，900m3/min；Qc——硐室所需风量，520m3/min。故有：Qd=276m3/min。 式中：Q——矿井总风量，m3/minQa——采煤工作面所需风量，2400m3/min；Qb——掘进工作面所需风量，900m3/min；Qc——硐室所需风量，520m3/min；Qd——其他它巷道所需风量，276m3/min；由前述可知矿井通风时期与容易时期只不过通风线路变长，故时期的风量1.25容易时期：Q=（2400+900×3+520+276）×1.2=6955.2时期：Q=（2400+900×3+520+276）×1.2×1.25=869420% （9-Ka——Ka=1.2；Qp=1.2×2400=2880m3/min。煤巷掘进工作面：Qb1=2600×1.2=3120岩巷掘进工作面：Qb2=2600×80%×1.2=2496变电所：Qc1=80×1.2=96水泵房：Qc2=160×1.2=192机车检修硐室：Qc3=100×2×1.2=240火药 库：Qc4=100×1.2=120m3/min盘区变电所：Qc5=80×1.2=96m3/min3）9-3 最低允许风速----8-8-8644-9-4 通过风量190%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、时期的最大矿井最路工作面→区段回风平巷→回风大巷→回风石门→回风井→地面（9-1）通 时期：地面→副井→井底车场→辅运大巷→盘区石门→区段进风平巷91012工作面→区段回风平巷→回风大巷→回风石门→回风井→地面（9-554

（9-9-59-6。

（9- （9-式中：1.2、1.15为考虑风有局部阻力的系数∑hrfmin、∑hrfmax是矿井通风容易和时期的阻力之和。则：hrmin=1.2×1759.48=2111.37Pa（<2940Pa）hrmax=1.15×2196.59=2526.08Pa（<29409-7 LSUQQmm区段平 通风时期阻力计LSUQQmm区段平 总阻力两个时期的矿井总风阻和总等积孔 （9-矿井通风等积孔计算

（9-总等积孔：Armin=1.1896/R0.5=1.1896/0.1000.5=5.98全矿总阻力：hrmin=2111.37总风阻为：R=hrmax/Qfmax2=2526.08/1452=0.120全矿总阻力：hrmax=2526.08通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-8由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于2m2，属于通 等积孔 等积孔矿10年2主要通风机必须装有反风设备，必须能在10min内改变巷道中的方向考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节hfsmin=hrmin-hN冬+h风硐 h风硐——20~50Pa50Pa。通风时期，考虑自然风压主扇通风，主扇静风压hfsmax=hrmax+hN夏+h风硐 式中：hfsmax——通风时期主要通风机静风压，Pa；hrmax——通风时期矿井通风总阻力hN夏——时期通风的自然风压，hn夏h风硐——20~50Pa50Pa。 （9-通风时期9-10 风压风压hf=Rf×Qf2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确NM---80100 率根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Nfmin和Nfmax计算电动机的由 （9-ke——ke=1.15；ηe——0.92。9-12。 定子电流效率5%15%；置一套通风机和一部备用电动机。备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在101次。改变通风机转速或风叶角度时，回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串风必须符合《煤炭安117条有关规定；为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命安全，我国《煤矿安全规程》规定要求在10min内能把矿井反转60%。本设计采用反风道反风，即在出风井另开反矿井的防治措142~146 条的有关规定立瓦斯的巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生；在采煤工作煤以及与其相互连接的上下平巷设置CH4仪，监测中CH4含CH4断电仪；严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新鲜给井下在册人员配备式自救器利用环境安全监测系统，及时测定中的煤尘浓度建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层及所有机道和回风道必须设置隔爆水棚采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘在矿井建设和生产过从始至终要认真进行水文地质工作切实掌握水文情况 12层33m4°56d班378a9a井田长mm低开拓方式（指井硐形式、水平数目m个1个0mmm个大巷方电机车mm3/千t/元[1]杜计平、孟宪锐.《采矿学》.徐州：中国矿业大学[2].《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学邹喜正、刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学张宝明、.《中国煤炭高产高效技术》.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：中国矿业大学于海勇.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业王省身.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学.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：中国矿业大学李位民.《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.《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：中国矿业大学郑西贵、李学华.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学.《煤矿地质学》.：煤炭工业刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学UDECusersmanual.Minneapolis:ItascaConsultingSenGC.CoalmininginFrance.CollieryPengSS、ChiangHSLongwallminingNewYork:WoldMB，PalaJ.Aspectsofsupportandstrataperformanceonlongwallno.1atEllalongCSIROdivisionofgeomechanicsreportno.ZhangD.Groundpressurecontroloffacewithfully-mechanizedsub-levelcavingmining.PrivateACARPreport专：岩石巷道施工在煤矿新井建设和生产矿井开拓工占有很重要的地位。但岩巷掘我国是一个以煤为主要能源的国家，在一次能源的总资源量中，煤炭资源约占90%，75%2090年代大力进行了能源结构的调整，2000年煤炭生产和消费在一次能源中所占仍分别达67.2%和67%。从我国拥有及可能利用的能源资源类别来看，以煤为主的能源格期内采掘机械水平，是我国煤矿发展的必由。综合机械化采煤在条件适宜时，具有高产高但是，巷道施工仍是目前矿井建设中的薄弱环节[1]生产矿井开拓工占有很重要的地位。在新井建设中，岩巷掘进工程量一般约占总工程40%~50%35%~50%25％左右。但是，岩巷掘进平均月进度较低，装载机械化程度仅为84％，平均工效仅为0.125m/工。大多数矿8～12m的速度增加，未来岩爆，使巷道围岩条件更为；同时为满足深部开采通风要求，巷道断面又需不作面装备水平和单进水平较为的客观实际，以实现大断面岩巷掘进的机械化作业线自成立至今，煤炭基本建设的岩巷施工技术大体上经历了三个发展阶段[2]：第205020木支架临时支护、料石砌碹永久支护，工力劳动强度极大，实现打眼、装岩的机械化是当时的主要目标。2060年代，推广了气腿式风动凿岩机，铲斗后卸式装载机，降低了工人的体力劳动强度。但是，采用料石砌碹，永久支护难以实现机械化，调车及方式，成为限制提高施工速度的关键因素。20世纪70年代，气腿式风动凿岩机2070年代后期，岩巷施工水平得到了大幅度提高。钻、装、转、运、支各主要方向发展；新型器材的出现和性能的改善，以及中深孔光面的推广，极大地降低破的方法破岩，而且在今后相当长的时期内仍然是主要方法。因此，进一步改进器材的性能，提高技术，提高施工设备的可靠性和生产能力，提高设备的自动化程度，加载机作业线和全钻车配侧卸式装载机作业线。机已形成系列，可根据巷道断面大小选用并配以多台气腿式风动凿岩机，适当的调车第二种大断面岩巷快速高效机械化综合配套作业线以CMJ17式全钻车配3式侧卸装岩机为代表，在岩巷掘进中取得了较好的成绩，目前正在推广，其掘进速单进和效率高。大断面岩巷钻凿70余个眼，钻车可在60min内完成，而气腿式凿面一次钻眼一次定一次起爆一次支护的掘进技术保证岩巷全断面支护的整体性，能源公司、新汶矿业、淮南矿业及平顶山煤业公司等企业先后引进了德60～80MPa左右，在遇到断层多、地质条件复杂的岩层时，极AHM105型巷道掘进机是奥地利奥钢联公司的巷道掘进设备，已在、澳大利亚、南非等国使用。虽然全岩巷重型悬臂式掘进机在我国煤矿的应用还岩石掘进机是最先进的隧道掘进设备。其施工方法和钻眼法相比，具有快速、优41085%综掘法是近二三十迅速发展起来的一种先进的巷道掘进技术。其主要设备是掘进机，机操作[]。推出世界第一台实用的凿岩机后，凿岩机得到迅速的发展与应用。瑞典Atlas不同硬度的岩石巷道掘进中钻凿眼，从而得到世界各国的重视。目前，凿岩机新产调、运时间，提高了掘进工效和速度。采用内燃机钻车与铲运机（LHD）掘进岩巷，取得了良好效果，而且还开发出了微机控制的钻车。组成。主机主要由截割盘、刀盘驱动系统、支撑和推进机构、机架、一次成形，也可以先盘直径较小的掘进机掘出一条导峒，再用扩孔掘进机或钻爆法扩掘锚机组、四臂锚杆钻车以及式全钻车等几乎被国外厂商（或合资）所占领，连200kW与目前我国悬臂式掘进机主要有煤科总院太原研制的EBJ（Z）系列、佳木斯煤机厂生产的S系列、煤科总院设计的EBJ系列等型掘进机。代表机型主要有太原EBJ-160、EBZ160TYEBJ-120TP型掘进机，另外还有佳木斯煤机厂生产的S150、S200型掘进机。重型国产掘进机与国外先进设备的差距除总体性能参数偏低外，在术、在截割方式、除尘系统等技术方面有较大差距，见表1-1。 300kW，装机总功率200kW，装机总功率f全功能，截割断面监1600台。JOY公司是国际上最大的连续采煤机制造供应商，形成了从薄作起步较晚，同类产品长期空白，还有许多技术进行攻关研究。连续采煤机还处于设计及元部件试验阶段，设备完全进口，在技术等方面需要攻关，见表1-2。 74.9t5.0m，截割宽度2×170kW，装机总功率3.3m27t/min2090ABM20掘锚机组并投入市场，到现70ABM20掘锚机组在使用。我国目前还处于试验和研究阶段，在掘锚机组总体设计、传动件加工制造等方面有较大差距。掘锚机组是世界上代表高截割振动与锚杆机打眼振动技术；截割滚筒伸缩技术；行走机构电牵引技术；技术和自动化技术；机载除尘及通风系统研究。目前，我国岩巷掘进仍主要采用钻眼法破岩，因此钻孔速度慢；耙斗装岩机耙装能力差，移设速度慢；支护速度慢，锚杆机扭矩小，打孔，安装锚杆速度受到制约；进设备，后续方案的配套性。施工管理应强化现场管理和掘进设备管理，保证岩巷施工包括破岩、装岩、、支护以及施工组织管理等五项主要工序，需保证生在岩巷掘进中，钻眼工作的好坏，对巷道掘进速度、规格质量、支护效果以及掘进工效、成本等都有较大的影响。巷道掘进中良好的钻眼工作应做到：后所形成动和破坏要小，以利于巷道的。单位体积岩石所需消耗量要低，钻眼工作量要小，眼利用率要达到85%以上；符合安全施工的要求。由于要求较高，在煤矿实际生产过，经常出现眼深度不一，布置整体不合理，钻眼角度不正确，自拱基开始以下眼都向下倾斜，特别是低眼布置，钻眼是下扎角度太大，实际低眼有效眼深度仅有其他眼的70%~80%，因此很容易造成落低。同时消耗量很大，但效果不理想，循环进尺小，平均眼利用率不到70%。动条件和降低施工成本有重要意义。工作面装岩和调车为了保证巷道围岩稳定、防止出现围岩垮落或产生过大变形而正常生产和安大断面岩巷掘进中，由于断面大，相应压力更加明显，给支护带来极大，同时也大大从巷道施工的五项主要工序出发，通过分析发现在实际生产过制约巷道快速掘进钻眼技术优×2200mm6.5mm×2200mm×800mm，锚杆布置间排距：700mm×700mmC20100mm5.2m4.2m18.94m2经测定，坚固性系数厂=12左右，极其坚硬，钻眼和都相当[4]试验前施工情况及分，二级煤矿水胶，眼深度（包括掏槽眼）1.7～2.0m，平均1.8m，深度不一。工作面眼布置整体不合理，钻眼角度不正确，自拱基开始以下眼都向下倾斜，特别是底眼布此很易造成落底。平均循环工作面眼约100个，循环消耗100kg左右，虽然眼布置很密消耗量也很大，但不理想，循环进尺一般1.1～1.3m，平均眼利用率仅66.70.7～1.0m左右。，试验方案和参根据情况和实际岩石条件，设计采用如下试验方案和参数钻眼参YT-28型气腿式凿岩机以提高钻眼速度，2.2～2.5m长的钎杆，耐磨性较强的球度（垂直深度）2.3m40mm35mm的药卷（直径35mm×330mm×330g，其他眼直径32mm、配用直径29mm的药卷（直径430mm×310g得较好的效果。掏槽眼参对于坚硬岩石普通的掏槽难以获得较高的掏槽效率根据我们理论研究和长期的生产实践经验设计采用底部集能装药掏槽技术具体可采用的掏槽形式有单楔（加中心直眼（内小外大内直眼外楔形混和掏槽等同时采用较大直径的眼和药卷以增大掏槽的直眼，构成直眼和斜眼复合掏槽方式，或增加辅助掏槽眼，意在增加掏槽眼底部药量，以进一步增强槽腔内岩石的作用和加大槽腔底部岩石的破碎和运动实际采用是加中2l400mm400mm4卷所有8个槽眼同用l段起爆。紧挨掏槽眼的辅助眼与掏槽眼眼口间距控制在250300mm，则，眼底抵抗线太以崩落，单眼药量3卷。周边眼、崩落眼和底眼参周边眼采用光面技术，眼布置在巷道掘进轮廓线上，钻眼时应稍微向外偏斜，眼底落在轮廓线外50mm左右，眼相互平行，深度一致。顶眼设计眼距在400mm，帮眼400mm23卷。崩落眼间距和排距控制在500~550mm，上部可较疏布置、下部应较密布置，并尽可能均匀，眼密集系m=0.8～1.23卷。为消除或减少下山巷道底板（落底）现象，在掏槽2排底眼，钻眼时，上排底眼（底眼①）稍向下偏斜，下排底眼（底眼②）开眼73o150mill左右，2排底眼眼口间200mm2.3m34卷。具体的眼布置如图1所示，参数见表1-3。 眼参

眼参除底眼正向装药结构外，其它眼均采用反向装药结构。装药到底，随后连续装填2，接着装若干个水泥，再用泥封实，长度不小于300mm。此种装药结构，既可减缓冲击压力对孔壁周边围岩的破坏，又能实现孔全长均匀作用，避免眼底超挖和眼口 按设计的掘进方案和参数进行了硬岩下山中深孔光面技术现场试验研究45个循环总进尺81.9m试验段掘进效果明显提高循环进尺由原来均1.2m高到1.7一1.8m。试验段眼深度1.9—2.m，循环进尺1.7一19m，平均循环进尺182m循环眼利用率基本在85％-95.0％之间大部分在90％左右个别达95％平均眼利用率为90.1％在如此坚硬的岩石中眼利用率是相当高的试验达到了预期的效果。下山落底现象虽未完全消（底眼钻眼仍是落底的重要原因之一但却大大减少0.7～1.0m0.2—0.4m减少有效地降低了对周边围岩的损伤更利于锚喷网支护试验中为改善底眼淤吹孔后易回流以致吹洗不彻底装药的情况设计了铁套管施工时底眼吹后立即将铁套管插入防止回淤装药在铁套管保护下进行待装药结束并泥填堵封实再取下套管表2是试验前和试验段的效果综合对比试验研究阶段实现了月掘进进80m的好成绩。 眼参采用底部集能装药掏槽技术，增加了掏槽眼底部药量，增强槽腔内岩石的90.1％。2排底眼，以加强底部0.7~1.0m0.2~0.4m。周边眼水垫层轴向不耦合装药结构既可减缓冲击压力对孔壁周边围岩的破坏又能实现均匀作用避免眼底超挖和眼口欠挖试验取得了良好的光面效果装岩技术优，伸距离越来越长，环节越来越多，传统的矿车排矸对掘进单进水平提高的制约越来，车排矸改为皮带排矸，实现了连续快速排矸[12]连续快速排矸系统工艺流程掘进工作面→耙装机型皮带→皮带溜子→采区带→采区煤仓水平煤仓→主皮带→主井煤仓矸石仓→主井提升→地面动筛排矸系统煤矸分流。够满足皮带、轨道、人行道之间的安全间隙时，可选择采用皮带矸石和轨道辅助即主辅联合的方式进行布置；当施工断面尺寸较小时，只布置皮带，不布置轨道，支护材料采用底皮带。矸石通过耙装机溜槽卸料口及耙装机与皮带之间的缓冲簸箕卸载到皮带机尾承载段上。缓冲簸箕专门设计加工，既有效的减轻矸石对皮带机尾承载段的冲击而造成的损坏，220×2000mm螺纹钢锚杆全15.5mm选用的耙装机为P-60B型耙装机，采用四副耙装机卡轨器固定在临时轨道上。卸位后固定然后拆除临时轨道，准备进行。皮带机尾牵引平巷施工采用耙装机自身的两个主辅滚筒绞车完成牵引；斜巷施工采再进行牵引机尾机尾到位后，先固定机尾，再安设耙装机的个立撑，然后续接皮带，将有轨道辅助的巷道内，支护材料采用矿车辅助方式到施工迎头在无轨道的巷道内，喷浆料和支护锚杆采用底皮带，支护用金属网采用人工扛运。在皮4m以上的间隔，上卸料位置，安设紧停开关，保证上卸岩石块度的控制通过在眼间排距掏槽方式装药量等方面进行优化，将岩石块度控止矸石掉落伤人在巷道沿途安装皮带急停，装设了皮带防跑偏防滑堆煤温度烟雾自动洒普掘迎头矸石由原来的矿车排矸方式转变为皮带方式，通过现场应用，掘进排矸时间，一个循环内的排矸时间从原来大约需要个小时减少到个小时，正规循环次数月米左右提高到每月米左右，进尺平均提高了。以三月份为例，在南翼进风下山（东）南翼进风下山（西）第二部胶带输送机巷轨道延伸大巷分别应用了皮带快速排矸系统，可减少矿车的排矸量，减少了排矸环节，减少了工作岗位和岗位人员，促进了本安型岗位工作的实施和建设工作取得了良好的社会效益在距离长环节多的施工地点效由于矸石直接进入主系统，如果不具备分流煤仓时，煤矸混在一起，影响煤质，破碎设备，皮带的矸石在经过破碎后，经过转运设备，直接到老空区，为充填开采技术的应用创造很好的条件，两相结合会取得更好的社会效益和经济效益利用皮带主以兴安煤矿四水平泵房为例，其工程量为37.5m，掘进断面为42.5m2，设计净宽6m6.6m750m。属中生代白垩纪地层，所遇顶板围岩为白色粉砂岩较破碎，鉴于其地压大，断面大支护，采取两种支护方案：①钢筋混凝土砌碹支护，混凝400mm150n'lm。，掘进量大，进度慢，材料消耗多，成本高。该支护是一种支护，不能改变围岩的受20mm×2500mm×800mmCK25452支/3支/根。75mm×75mm。锚网喷支护是在围岩后及时安装锚杆、挂网、喷射混凝土，以锚固围岩组成一个组合整体。喷射混凝土封闭围岩，封堵裂隙，隔绝空气，防止围岩风化，且能防止硐室掘进采用正台阶法，拱部为阶。采用“少进尺，多循环”方式施工，光面爆从外向里进行锚杆支护，挂钢筋网，锚杆支护的端头到掌子头，锚杆间排距为800mm×800mm，然后进行喷射砼初次支护，喷层厚度为60mm，按设计打锚索，锚索间排距为12mm，且都已稳定。 制定严格的按劳取酬的工资制度，建立目标责任制。实行科学合理的计分模定任务。实行扣分。经济分配制度与工程质量、施工安全和材料等指标挂钩，质量、效益到班组，小班计分。定期召开平衡会，协调机电、材料供应等单位之间的关系，及时解决施工中的各种，对于影响掘进速度的工序，应增加计分，保证巷道正常50100元，保证职工出勤正常。针对，从光面抓起，每班打眼前必须先按中腰线画出巷道轮廓线，做到号眼打眼，认真按照措施要求施工。打眼质量的好坏，按照后的巷道成型确定，直接与操作人员当班工分挂钩。在打设锚杆过，坚持标准定位，按设计打眼，打眼深度适中，误差不超执行工种岗位责任制把每一小班的全体人员划分为钻眼装岩支护、道施工过制约掘进速度的各项影响因素。针对每个具体的问题分别通过工程实例或现破作用和槽腔底部岩石的破碎和运动，提高掏槽效率和眼利用率。为消除或减少下山巷2排底眼，以加强底部岩石破碎。周边眼水垫层轴向不耦合装药结构，既可减缓冲击压力对孔壁周边围岩的破坏，又能实现均匀作用，普掘迎头矸石由原来的矿车排矸方式转变为皮带方式通过现场应用制定严格的按劳取酬的工资制度，建立目标责任制。实行科学合理的计分[1]刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学[2]、屈非凡等.《井巷设计与施工技术》.徐州：中国矿业大学朱焕然、魏子玉.《大断面巷道快速掘进与锚杆支护技术》.煤矿支护，2007（3）范中轶、张献波.《大断面岩巷的综合优化设计与快速掘进技术》.煤矿支护，2008（2）闫日武、王高.《大断面岩巷快速掘进技术》.建井技术，2002（2）冯志祥.《浅谈大断面巷道快速掘进的关键技术》.科技创新，2011（9）马新亮、宋培卿等.《济三煤矿岩巷快速掘进技术研究与应用》.山东煤炭科技，2011（5）、张东升等.《深井大断面岩巷快速掘进机械化作业线配置》.沈杰，梁文学.《提高硬岩巷道掘进效率的实践》.矿业安全与环保，2007（4）王宏.《国外巷道掘进施工技术及发展趋势》.王恒、曹忠等.《坚硬岩巷道快速掘进技术研究》.任化冰、于光辉.《矿井矸石系统改造》.科技向导，2011（29）翻 ysisoflongwalltopcoalHabibAlehossein，BrettA.CSIROExploration&Mining,Brisbane,AustraliaUniversityofQueensland,Brisbane,AustraliaLongwalltopcoalcaving(LTCC)isarelativelynewmethodofminingthickcoalseamsthatiscurrentlyachievinghighproductivityandefficiencyinapplication,particularlyin.Thetechniqueissimilartotraditionallongwallmininginthatacuttingheadslicescoalfromthelowersectionofthecoalseamontoaconveyorbeltinstalledinfrontofthehydraulicsupportnearthecuttingface.InmodernLTCCanadditionalrearconveyorbeltislocatedbehindthesupport,towhichtheflowofthecavedcoalfromtheupperpartoftheseamcanbecontrolledbyamoveableflipperattachedtothecanopyofthesupport.Theminingmethodreliesonthefracturingofthetopcoalbythefrontabutmentpressuretoachievesatisfactorycavingintotherearconveyor.Thispaperdevelopsayieldandcaveabilitycriterionbasedoninsituconditionsinthetopcoalinadvanceoftheminingface(yield)andbehindthesupports(caveability).Yieldingandcavingeffectsarecombinedintoonesinglenumbercalledcavingnumber(CN),whichisthemultiplicationresultofcavingfactor(CF)andyieldfactor(YF).yticalderivationsarebasedoninsitustressconditions,Mohr–Coulomband/orHoek–Brownrockfailurecriteriaandanon-associatedelastosticstrainsofteningmaterialbehaviour.Theyieldandcaveabilitycriteriaareinagreementwithresultsfrombothnumericalstudiesandminedata.Thecavingnumberisnormalisedtominingconditionsofareferencemine(LMXmine)andisusedtoassessLTCCperformanceatfourteenotherworkinglongwallsthathavehadvaryingsuccesswiththeLTCCtechnology.ThecavingnumberisfoundtobeingoodagreementwithobservationsfromworkingLTCCmines.Asapredictivemodel,resultsofthisytical/numericalstudyareusefultoassessthepotentialsuccessofcavinginnewLTCCoperationsandindifferentminingconditions.Topcoalcavingisaneconomicalundergroundminingmeth