级设计采矿本包括三个部分一般、专题和翻译

一般部分为山脚树矿1.2t/a新井设计一般部分共包括10章1.矿区概述及地质特征；2.境界和储量；.矿井工作制及设计生产能力、服务年限；4.开拓；准备方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.山脚树煤矿行政区隶属于省六盘水市管辖，位于盘县以北约30公里的断江镇境F15-1断层，西起煤层露头，东至＋1100米标高，长5.3公里，倾斜宽3.5公里，面积18.3平方22.771平方公里。102.51t8283t1.2t/5360m3/h6003/h瓦斯涌出量为50.73m3/t属高瓦斯矿井矿煤尘性煤层易自燃性自然发火性均高。胶带机运煤，辅助采用矿车。矿井通风方式为两翼对角式。330d16h翻译部分是一篇关于综采放顶煤采煤工作面深部开采发生事故时岩爆性分析faultwithdeepmining。：Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslationThegeneralpartisanewdesignofShanjiaoshumine1.2Mt/a.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofminingarea;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.ShanjiaoshumineadministrativeregionunderthejurisdictionoftheGuizhouprovince,locatedthePanxiantothenorth30kmofDuanJiangtownwithinterritory.BoundarybetweenLaowujimineandMoonLandMine.ItissouthfromTuoChangJiangRivercoalpillarandtheexplorationlineNo.7,tothenorth,F15-1fault,westcoalseamoutcrop,eastto elevation,5.3kmlongtrend,tilt,3.5kmwide,Idaareaof18.3squarekilometers,ithasminingareaof22.771squarekilometers.Mineindustryreservesrecoverableis102.51Mt,andthereservesis82.83Mt.Itis1.2Mt/aminethatdesignsproductioncapacity.Theservicelifeofthemineis53a.MineInflowvolume,normalinflowis160m3/h,thelargestinflowis600m3/h.Minetherelativegasemissionis50.73m3/t,isahigh-gascoalmine.Minecoaldustexplosionhazardandspontaneouscombustionseamsliabletohappen.Mineisshaftandtwolevelpioneering.Onesideofthemine,miningmethodsisthecomprehensivemechanizationminingfullheight.Allmineusesbeltconveyortotransportcoal,andauxiliarytransportusestheminecar.Mineventilationistwowingsofdiagonal.Theworkingdaysinayearare330.Everydayittakes16hoursinliftingthecoal.Theworkingsysteminthemineis‘four-six’.Thethematicsegmententitled‘ysisminegasextractionprocessandShanjiaoshuMinesecondarysealingtechnology’.Departurefromthedevelopmentofhighgasandcoalminegasdrainage,sayv.gasextractionprocessmethod,andfinallyresolvethesecondarysealingtechnologyforthisdesignthemineShanjiaoshumine.Thetranslationpartisafailuretofullymechanizedcoalcavingminingfacethroughdeepminingofrockbursthazardysispapers,inEnglish,entitled‘ysisonrockburstdangerwhenfully-mechanizedcavingcoalfacepassedfaultwithdeepmining’.:Shafttwolevel;Miningarealayout;Fullymechanizedcoalminingfullheight;Twowingsofrightangletype 矿区概述及地质特 交 1.2.1地质概 1.2.3内的水文地 煤层特 2境界与储 2.1境 4开 4.1开拓的基本问 井 大 采煤方 井下概 矿井系 采区设备选 采区设备选型及能力验 大巷设备 辅助大巷设备选 矿井提 矿井通风与安 设计矿井基本技术经济指 引 钻割增透卸压抽采技 新型封孔工 新型矿用封孔材料PD及其封孔工 二次封孔技术在山脚树矿的应 效果及分 结 英文原 中文译 致 矿区概述及地质特矿区概矿井位置及范山脚树煤矿行政区隶属于省六盘水市管辖，位于盘县以北约30公里的断江镇境104°29′45″－104°32′43″北纬25°51′3325°54′25″范围：南起拖长江煤柱和七号勘探线（山脚树矿零号勘探线F15-1断层，西起煤层露头，东至＋1100米标高，长5.3公里，倾斜宽3.5公里，面积18.3平，矿区面积22.771平。交山脚树矿位于省六盘水市盘县特区断江镇境内，红果至水城铁路干线和盘(县)水(城)30km169km365km，336km806km，632km1—1。地形地貌及水内地形高差悬殊，峰峦延绵。由于岩石性质的差异，多形成与地层基本一致的山梁及沟谷。东部的永宁镇灰岩抗风化力强，与煤系地层相比，形成一天然屏障。东南边的白马最高其标高为＋2117.72米盘关火车站西侧的拖长江河床最低， 米，相对高差为580。附近的哮，经老屋基矿流入本区，往北流经土城等地，汇入北盘江。历史最高洪水位0.809m3/s17～27m3/s。由于上升运动激烈，属构造侵蚀、剥蚀地貌类型，多形成横切地层的三角形沟谷气象及烈气象：内气候湿润，雨量充沛，夏季温但多暴雨，秋季凉爽但阴雨连绵，春冬两季则有间歇性冰冻属低纬度带高原气候年降雨量763.8mm～1469.7m雨5～92/312.331.6-222m/35m/1560小时，35%。：该矿区在VI度带内矿井水地质特地质该位于盘关向斜西翼北段为一倾向30～130°的单斜构造地层倾角8～15°，比较平缓。区内有南西、北东大中型断层7条。生产中查明北部有一轴向由北东6598400700～20008～139～15°，两翼发育有不同规则断裂构造。1350造较发育，断层多为正断层，断层多以高角横切和斜交地层，较大落差的断层两翼变化随层位和深度的增加呈减小趋势，深部区域构造趋于简单。褶皱及断内发育的背斜构造，位于中部，主要因F18、F19、F20等断层形成时的受力所659891510米大于5米的有F102、F103等2条。以横切和斜交地层之高角度正断层为主，并且一范围内和深度自然。各断层情况见下表1—1。表1—1号1正N2正NE-3正S-4F15-正NE-5F19-正6正SE-其中F108断层为一倾向正断层，落差15～20m，与同性质的FD2断层(落差8m)构成走向长约200m的倾斜断层组条带，将划分为南北两个自然边界采区。内的水文地水性弱，它们既是煤矿床弱含水层，又起到阻隔富水性较强的永宁镇组、茅口组水的1、范围内的主要地表水294.08立方米/0.80923918F18、3山脚树矿北临月亮三采区以F15-1断（落差约200m南北宽度约为界，其涌水量为80.5至360立方米/小时，开采中在边界已按技术规范留设了保安4、内老窑及小煤矿对矿井充水的影矿区内采煤历史较为悠久，无证开采小窑已关闭，目前范围内有3对合法小小窑开采深度为50～150米左右最低标高在1530m以上而山脚树矿生产水平在1370～1250200m600m以上，故废弃小窑和生产小煤矿对矿井充水、排水不会造成安全。2007600m3/h,160m3/h煤层特煤层特22026024040603上煤组：112871019313233中煤组：122490125100下煤组：243757471824号煤层局部可121212＃、＃、19＃、20＃412＃1-2。6～128～126～8°。煤质特煤质牌号为气煤、气肥煤、肥煤及1/3焦煤。原煤灰份中除12＃煤层为9～25％的低灰2510＃、12＃为炼焦用煤的基12＃煤层为易选煤，其余煤层均为中等难选煤层。1-3表1-2最小～最小/＃采＃采＃＃采18-＃04采＃04＃7水 灰 ＃＃＃＃＃18-＃＃灰G＃＃＃＃＃18-＃＃该矿煤层顶板多为泥岩、泥质粉砂岩，其本身的力学强度及稳定性较低，加之范4号煤层：煤层无伪顶，直接顶为粉砂质尼岩夹菱铁矿层，老顶为细砂岩分直接底为0.30米的泥岩，直接顶为泥质粉砂岩和粉砂岩，底板为泥质粉0.40220.200.50230.702423681瓦斯、煤尘及煤的自1-4。abPπW18-50.73m3/t1-5。煤层指树低煤尘经重庆煤炭科学鉴定，其结果见下表1-6煤层的自燃倾向性，经重庆煤炭科学鉴定，各煤层均属不易自燃煤层，其结果1-7。盘江煤电公工业分析有煤尘性有煤尘性北1370石门15#层5有煤尘性2218318#6有煤尘性北1370石门17#煤6有煤尘性137019#5有煤尘性据鉴定结果，各煤层均有煤尘性工业分析着火温度TTT2212312#2218318#45137019#8石门10#煤6根据生产实际情况，矿区内无冲击地压的历史记录，且从区域地质构造看，矿区222.1境山脚树煤矿行政区隶属于省六盘水市管辖，位于盘县以北约30公里的断江镇境25°51′33″－25°54′25″范围：南起拖长江煤柱和七号勘探线（山脚树矿零号勘探线F15-1断层，西起煤层露头，东至＋1100米标高，长5.3公里，倾斜宽3.5公里，面积18.3平，矿区面积22.771平矿井储量计构造类该位于盘关向斜西翼北段为一倾向30～130°的单斜构造地层倾角8～15°，矿井工业本矿井设计对12＃煤层进行开采设计，厚度为4.01m，煤层有露头，煤层无伪顶，直接12＃煤层，采用块计算工业储量2-1所示。（1）ZzmF0.000001（2-1）Zz——矿井地质资源量，Mt；m——F————煤容重，t/m342-1块段划分示意图将各参数代入（4表2-2储量总储量123648ZgZ111bZ122bZ2M11Z2M式中Zg——矿井工业资源/Z111b——Z122b——Z2m11——Z2m22——

（2-Z333——0.9k0.70.8Z111bZz*60%*70%43.93（Mt）Z122bZz*30%*70%21.97（Mt）Z2m11Zz*60%*30%18.83（Mt）Z2m22Zz*30%*30%9.41（Mt）Z333kZz*10%*k8.37（Mt）2-2Zg矿井可采矿井设计资源储量按式（2-3）Zs(ZgP1式 Zs——矿井设计资源/储P1——断层煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失3%则：Zs=(Zε−P1)=102.51102.513=Zk(ZkP2式 Zk——矿井设计可采储量储量的85%0.85则 Zk=(Zk−P2)C=(99.43−99.43×2％)×0.85=工业广场2-35-22条规0.8-1.1平方公顷/10120万吨/300m×400m10心处在的倾向偏于煤层中上部其中心处埋藏深度为1750m该处140-160m15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-3井型（占地面积指标（公顷/10万2409-表2-4冲击层厚度фδγβ-由于两层煤，需算两个保护煤柱。由CADS12煤Z工式中：Z 工业广场煤柱量，万吨 煤层厚度，43.2m，6 煤的容重1.5t/m3则：Z工=262982×4.01×1.23×10-=129.7(万吨矿井工作制修16矿井设计生产能力及服务年因为本设计丰富，主采煤层赋存条件较复杂，内部含有较大断层，比较合适120万吨/年。1210输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助采用罐笼，同时本设计的井本矿井煤尘具有性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。求，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本内存在若干小断层，已经矿井服务年限的为： 其中：T 矿井的年设计生产能力，120万吨/ 1.3则：T=82.83×100/（120×1.3）=53（年由本设计第四章开拓可知，矿井是两水平混合式开采，水平在1400m和1200m，26年。表3-1（600444.1开拓的基本问、开拓是指在范围内，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。本开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素1100m本瓦斯及涌水较大,对开拓方式的选择影响大1750m矿井断层较多，主要集中于西部露头线位置，有两条大断层分别从西向东自中部和北部边境穿过。井筒形式的确4-1。10°30m质情况中等—表4-11环节和设备少、系统简单、费用23井巷工程量少，省去排水设备，大大减期。51井筒施工工艺、设备与工序比较简单，2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简3主提升胶带化有相当大提升能力。能满41井筒长，辅助2通风线路长、31不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足1井筒施工技术2井筒装备复输费用，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：沿的有利位当形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在；当井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，可使沿的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。井筒沿倾斜方向的有利位井筒位于浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于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，它可以延深井筒到深部，对开采深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于倾层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及，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倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于，即矿井，面积较小，表土层厚度大，需考虑用边界式通风，再另设风井。井筒位置的确定采（带）区划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置，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为山脊地势,为一座大山,将井筒设在西部此地区刚好压煤少交通工业场地的位

图4-12-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为12公顷形状为矩形长边垂直于根据制图规范1：5000的图按300m*400m绘制。开采水平的确本矿井主采煤层为12号煤层，其它煤层属薄、不稳定且含有夹矸煤层，近期暂不开采可作为后备储量。1210,煤层有露头，煤层埋藏最深处达1000m1000m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段200~350m200m左右。矿井开拓方案比4-2，分述如下： 方案一立井三水平开拓暗斜井延伸上山开

图4-2表4-2基价（元22煤量（基价（元时间（年基价（元费用（元输煤量（基价（元费用（元表4-3基价（元费用（元费用（元22煤量（基价（元平时间（年基价（元费用（元煤量（基价（元平表4-4基价（元55场升煤量（基价（元费用（元时间（年基价（元费用（元表4-5数量基价（元55煤量（基价（元时间（年基价（元表4-6（万元（万元（万元方案一二和三四中，区别在于 第二水平大巷负担和通风难度，但使基建费用大大增加，而增加的效益并没有弥补这4-6。表4-7基价（元费用（元费用（元（万元凿22场（万元凿煤量（单价（时间（年单价（输煤量（单价（表4-8基价（元（万元凿5凿5场（万元场煤量（单价（时间（年单价（输煤量（单价（12、主、副井布置在岩层中，费用较低，故未对比其费用的差别3表4-9百分比百分比的优缺比较，确定矿井开拓方式为：主、副为立井，两个水平混合式开采，大巷布置矿井基本巷井由前章确定的开拓方案可知主、副井都为立井，通风方式为并列式，在工业广场限长，承压性能好，通风阻力小，费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风5.0m19.63m²28.27m²2827m²9t500mm4-64-8。表4-81.29t19.6328.2728.27

图4-6副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m33.18m²，井筒内装备1.0t双层四车加宽多绳罐笼，井壁采用混凝土支护方式，井筒主要用于提料、运人、4-74-9。表4-91.21t33.1844.18

图4-76.0m，净断面积为28.27m2，需要留单独的保护煤柱。井筒采用混凝土支护，井壁厚度400mm。风井井筒断面如图4-8所示，主要参4-10。表4-101.228.2737.3954.10井筒中心线井筒中心线图4-8井底车41341385297空车运行方向材料-主 2-副 大巷5-轨道大水仓7-变电所8-等候室9-材料图4-94-9所示。场；与副井连接的井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助；大巷辅助采用架线电机车牵引矿车，在井底车场设调车线存车线，以满足井底矿车调度。大巷运煤采用胶带输送机，在井底车场设置胶带斜巷将大巷和井底煤仓相连，保证煤的连续。对于采用固定式矿车作为辅助的大中型矿井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长辅助采用.1-6A型1.0吨固定厢式矿车其尺寸为2000880150机车选用Z-6/25-446151056160014节车厢。一列车的长度L＝4.62＋2.0×14＝32.62m。32.62m。副井提升矸石 1.5列煤车长度。这就要求井底车场空、重车线的长度应1.5L48.93m。L副空＝96.00m>32.62mL副重96.00m>48.93m径为6m，有效的装煤高度为30m，经计算煤仓容量为1153t，工作面的最大出煤能力为687t/h，主井能力为410t/h，两者之差为277t/h，故主井井底煤仓的设置有利于主Q0=600×8=QS

(4-

Q——S——水仓有效断面，12.8L——水仓长度，620m则Q8.86205456由以上计算可知QQ0，因此，设计的水仓容量满足要求4-9大。两条大巷均选用拱形巷道锚喷支护大巷断面如图4-10所示巷道特征见表4-11，每米材料消耗量见表4-12；辅助大巷断面如图4-11所示，巷道特征见表4-13，每4-14。。表4-11大巷巷道特征断面设计喷射厚度净周长净宽度高度岩排间距长度直径顶帮顶帮顶帮表4-12大巷每米工程量及材料消耗量金属网/顶岩51表4-13辅助大巷巷道特征断面设计喷射厚度净周长净宽度高度岩排间距长度直径顶帮顶帮顶帮8008006表4-14辅助大巷每米工程量及材料消耗量料//岩1图4-10大巷断面图4-11煤层地质特为了有利于矿井早投产，早回笼，缓解期建设的紧张状况，本设计选用12401工作面为首采区，设计如下：采区位西四采区长平均1300m，倾向长平均900m。采区内划分为4个单翼工作面，区段平均长1300m。设计首采区（西四采区）位于西部。采区煤层22026024040603该矿煤层顶板多为泥岩、泥质粉砂岩，其本身的力学强度及稳定性较低，加之范涌水量为600m3/h,正常涌水量160m3/h绝对瓦斯涌出量为121.95m3/min，相对瓦斯涌出量50.73m3/t。煤层顶底板岩石构造水文地附近的哮，经老屋基矿流入本区，往北流经土城等地，汇入北盘江。历史最高洪水位1548.23m（1991711日），1543.6m。最大流量为294.08m3/s，最小流量为0.809m3/s，正常流量为17～27m3/s地质构查明北部有一轴向由北东65°转为南东98°的舒缓背斜，轴线长为4000米，翼700～20008～139～15°。地表情内地形高差悬殊，峰峦延绵。由于岩石性质的差异，多形成与地层基本一致的山梁及沟谷。东部的永宁镇灰岩抗风化力强，与煤系地层相比，形成一天然屏障。东南边的白马最高其标高为＋2117.72米盘关火车站西侧的拖长江河床最低， 米，相对高差为580。由于上升运动激烈，属构造侵蚀、剥蚀地貌类型，多形成横切地层的三角形沟谷采区准备方式的确巷与区段巷，开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非采区巷道平巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助，一条回风，一条运煤。为提高掘进速度，节5米宽煤柱。4m，赋存稳定；根据理论计算和实践统200m左右；两斜巷设计均为矩形断面，其中区段巷道的宽为43B为：2004445217（m采区内各工作面采用两进一回U采区，采区内平巷铺设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；采区内辅助采用连续牵引车，材料车从井底车场出来，经辅助大巷到每个采区轨道上下山，再到下一区段回风平巷，最后到工作，5-1采区生产采区生产系统包括运煤系统、辅助系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水煤由工作面刮板机→平巷机、破碎机→平巷胶带输送机→上下山胶带输辅助系辅助大巷→轨道上下山→下区段回风平巷→工作12401路线为：副井→轨道大巷→轨道上山→区段进风运料平巷→12401工作面→区段供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→轨道上山→下区段回风平→在工作面平巷敷设一趟6寸管路，在上山低洼处建一水窝，水由工作面排到55KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面→区段平巷→上山→大巷→副井井底水仓→地图5-1巷道布置采区内巷道掘进方FD-Ⅱ2×55KW局扇，5.2。采区生产能力及采出4m1）A330HLanC106（5- 式中：A0——工作面采煤机生产能力H1——采煤机割煤高度——煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；n——C0——工作面割煤回采率，取0.95H1=4m=1.23t／m3L=200ma=0.6mn=9C0=0.9514m3mA(BB)mTC106（5- B1——运煤斜巷宽度，m；B2——回风斜巷宽m——T————C1——综合考虑掘进和回采率，取0.703，可得：A1=（4+4）×4×1386×1.23×0.70×10-采区采出率=采区实际采出煤量/带区工业储量×100%根据计算：采区采出率=根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.75，中厚煤层0.80.8584.5%范》规定。采区车场选型设一水平煤层倾角平均为12°，为缓倾斜煤层。轨道大巷位于煤层底板约10m处，大巷采用由架线式机车牵引1t固定式矿车。556172431-轨道大巷2-胶带大巷3-行人斜巷4-煤仓5-上山6-轨道上山7-绕道图5-3带区下部车场采煤工艺方采煤方法的选6-1表6-1m4-°mm根据可采煤层特征表，128°的缓倾斜煤层，在采区范围内，煤层结构10~30回采工作面长度的确6～1150～250m200m。工作面的推进方向和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。综采工作面的长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损出综采工作面的推进度为：V0=0.6×7×330=1386m/综采工作面的设备选型及配6-2表6-2煤厚倾角8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。SSJ1000/2×1606-9。 mmmmt表6-5项单数型采m截mVmm量m6-6项单数型mVm表6-7机技术特征-SZB-与带式输送机长mm-V-mt表6-8--电-KBY-Vt表6-9-m机-V-mt（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)，Pa；k——采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8)；r——顶板岩石容重,2.65t/m3；代入数据得:g=8×4×2.65×9.5/1000=0.64MPa<0.7由计算数据可知所选支架支护强度符合要求根据ZY6400/25/53型掩护式支架的特征表可知，工作阻力为5067kN。经演算，P80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。则 P0=75%×5067kN=3800 （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- HminHmax——支架的最小、最大高度，m；d0.025；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6-5

图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.d46-1。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，能保证各工艺过程注意事割过煤后工作面要保证煤壁平直无伞（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环移架质量标准：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ZY6400/25/53掩护式支架。移架方式采用依次顺序艺架工作面端头支护和超前支，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）处表6-10PDZ工作阻力初撑力支护强度中心距底板比压支护面积工作面采用DZ38－20／110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护柱侧0.25m20m一排单体柱，柱距0.7m；中间一排距第一排2.5m，打20m一排单体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。循环图表、劳动组织、主要技术经济指0.6m，所以最终确定本工作面采向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.6m（循环图表见工工作面原煤产量 为

V0——工作面进度

V0=N×X×D（6- （6-N330X——每天循环进刀数；7D——截深，0.6m；A0——年产量，万t/年；L——工作面长度，200m；M——煤层厚度，4m；RC0.95。A0=200×1386×4×1.23×0.95=129.563（万吨/年A=式中：A——矿井总产煤量，万t/A0——工作面出煤量，万t/年；则 =142.520（万吨/年7121割 移 推 割煤2由于工作面的煤厚有所变化,所以为了使采出率提随煤厚的变化随时增高或降低方式不小于30m，截深0.6m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐4.01±0.1m。0.6m。于30m，推移步距为0.6m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必表6-1122228采煤机22228刮板机22228机111胶带机821115端头84442222821151111材料费材料消耗费用包括坑木费用、费用、费用以及其他材料费用，综采面材料（C3）5元/吨（2工资费120元/吨煤工资成本=日工资×吨煤用工（6-3工作面设备折旧费

原始价格残值清理费服务年限330产量

（6-a5%b3%c10d3926吨/天计算。6-12。表6-1211顺槽111111d.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=L×M×R×d×K（6-K0.95每个工作面的循环产量=560.88（吨1500kW2小时代入得：吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/（6-1.0元/kWh则：吨煤电力费=8.468（元/吨（C4（6-=17.177（元/吨工作面效率

（6-

=41.32（吨/工6-13表6-131m23工作面长m4m5°6m47%8m9刀7mt人t/综合机械化采煤过程中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、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回采巷道布回采巷道布置方工作面最大瓦斯涌出量为1.732m3/t，生产能力为1.2Mt/a。根据以风定产的要求以及5m宽保护煤柱。工作面巷道倾角平均8°总体呈近水平利于辅助和施工巷道断面尺寸可以回采巷道采用胶带输送机运煤，无极绳绞车斜巷运料、运设备；故区段平巷布置1000平巷支护（见采煤方法图43m12m2300-500m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能1)螺纹钢锚杆（高强度230kN800mm6.3m1.6m150×150×8mm3050×50mm、5.5×1.1m。Φ22mm2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度，树脂加长锚固，230kN800mm；1577概根据山脚树矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车设备和材料工作面辅助采用无极绳绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带机。具体设计如下。矿井设计生产能力及工作制1.2t/。16330煤层及煤12号煤层。12号煤层为一稳定、结构较简单的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在3°～14°，平均8°；无烟煤，容重为1.23t/m3，硬度2.5左右；内瓦斯含量高，绝对瓦斯涌出量为121.95m3/min，相对瓦斯涌出量为50.73m3/t；煤尘的性和自然发火性都较低。距离和辅助设m5154m3926t，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安装和搬家两种情况；人员考虑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。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。辅助护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，实现工作面连连续牵引车具有储绳梭车等特殊系统配置，同样可以采用连续牵引车实现变距离。 （2）系综采工作面→运煤平巷→上下山→主大巷→主井井底煤仓→主井→地掘进工作面→掘进面皮带平巷→上下山→主大巷→主井井底煤仓→主井地面→副井→井底车场→辅助大巷→轨道上下山→下区段回风平巷→工作地面→副井→井底车场→辅 大巷→轨道上下山→掘进面辅 平巷→掘地面→副井→井底车场→辅助大巷→采区车场→各个工作地下。其系统如下：采区设备选设备选型原则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选型及能力验1）设备选输设备配套选型如下前后刮板输送机型号为SGB-764/264， 机型号为SZB-764/132；破碎机型号为PCM110；可伸缩胶带输送机型号为SSJ/2×160。各设备技术特征见表6-4、表6-5、表6-6、表6-7。2）能力验设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为440t/h，工作面刮板机生产能力700t/h，机的生产能力为700t/h，破碎机通过能力为1000t/h，斜巷皮带通过能力1000t/h，采区系统各设备生产、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。化程度有所提高目前国外大量使用的卡轨车以绳牵引的占大多数只适合固定段的2kmU150kN的拉拔力。有带紧急制动闸和不带紧急闸两种形式。系统直接利用现有轨道系统。可实现不经的直达。在6°以下坡道采用37kW无极绳绞车；在10°以下坡道采用55kW无极绳绞车；在12°以下坡道采用75kW无极绳绞车。可实现支架整体要求，配备人车后在工作面巷道实现人员。10°3.5~5.2m之间，12°。设计选用SQ-1200-75连续牵引车，具体参数见7-1： 型-t兖矿常所°绳1.0/1.7m大巷设备主大巷设备选集约化生产，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。500t/h接大巷胶带两者能力均为1000t/h大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同这样有利于维修和管理。辅助大巷设备选板车和固定车厢式矿车设备、人员、材料和矸石。井下车辆特征及用量如下：7-2电机车特-ZK7-t7VNh-ZQ-台2--ｍ7辆37-3固定矿车特征-t1-辆7-4平板车技术特征-tt-辆7-5人车技术特征-PRC-个3°mm辆设备能力验主设500t/h接大巷胶带，两者能力均为1000t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，其采用ST可控启动-160管理。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，兼顾其它固定工作点的人员，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运送要求。工作面最大运距5154m；大巷平均运距为800m，最大运距1700m。正常生产期间材料、设备运量为每班60t；根据工作面最大运距5156m，大巷平均运距为2800，最大3800m3ｍ/s1ｍ/smin，牵引车每班可运行约5次，所选15t电机牵引车2辆，每班能力为75t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的要求。矿井提升概1.2Mt/a53330121.95m3/min50.73m3/t；1400m1200m2个，主立井直径5m，净断面积19.63m2，支护厚度500mm，560m；副立井直径6.5m，净断面积33.18m2，支护厚度500mm（表土段壁厚1000～2000m，560m。9t1t矿车双层四车主井提（1）

H——HS——矿度，560m；HZ——装载高度，20m；HX——卸载高度，20m。

HHSHZHX（8-

Vj

H（8-HVj——H——提升高度，m𝑉i=0.5×√600=TX——a——

TXVj/aH/Vj（8-————箕斗装卸载休止时间，10s𝑇x=12.25/0.8+600/12.25+10+10=

ns3600/TX（8-

ns——TX——𝑛s=360084.3=42.7

An——设计年产量，1.2Mt/a；af——提升富裕系数，1.2；br——年工作日，330ts——日净提升时间，16h

ASAnCaf/(brts)（8- Q——一次合理提升量ns——𝑄=313.34÷42.7=

QAS/ns（8-9t10m3的JDS-9/110×4YJKM-4×4(Ⅰ)，提升能力为8-1~8-3表8-1-t9条4t表8-2—mm条4t（2）能力验3926t16h,245t，小于主设计综采回采工作面和一个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为587t/h，主井提升177t/h有效装煤高度为30m，容量为1153t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可 8-3钢丝绳技术特征—大小NN•mm-N—副井提40s,双层罐笼沉罐时休止时间按88s合机械化采煤，辅助运量也不大，井下最多人数70人，最终决定选用一对1t双层四8-4~8-7。表8-4—公——辆4人t根2根4司表8-5—mmm条4t表8-6—6×19股（1+9+9）直径 /N•mm-N—表8-7—NNN矿井地质山脚树煤矿行政区隶属于省六盘水市管辖，位于盘县以北约30公里的断江镇境北纬25°51′33″－25°54′25″范围：南起拖长江煤柱和七号勘探线（山脚树矿零号勘探线F15-1断层，西起煤层露头，东至＋1100米标高，长5.3公里，倾斜宽3.5公里，面积18.3平，矿区面积22.771平区内最大相对高差800m，面积为20.9km2，内煤层赋存较稳定，主要可采煤层为12#煤层，平均可采总厚度为4.01m。可采储量为82.83Mt，矿井设计年产量，为17.7m3/min，相对瓦斯涌出量为15.3m3/t；煤尘的性和自然发火性都较低。，开拓方采用立井两水平混合式开拓，水平标高为1400m和1200m，划分为六个采开采方200m；两个掘进工作面。3926t/d4.2mGWD，0.6m7后期准备****变电所、充电硐室、工作制、4005844矿井通风系统的确矿井通风系统的基本矿井通风方式的选9-1。表9-1点点资稍大，后期费用大藏深，但长煤层较大（超过4若采用并列式，因为矿井属于高瓦斯矿井，这样风路太长，不宜通风，容易况下达成通风系统比较，需要开掘很长的开拓巷道才能构成风路，使达产期延长；层自燃发火倾向性很小，又考虑到地势复杂。为了尽快出煤，考虑到矿井通风系统选矿井主要通风机工作方式的选抽出式主要通风机使井下处于负压状态，当一旦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，当主要通风机停转时，压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。比较，漏风较大。小窑积存的有害气体抽到井下，同时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带在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水采区通风系统的要①能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质③的稳定性高⑤工作面回中瓦斯浓度不得超过⑥必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）⑦要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通⑧机电硐室必须在进度中采区工作面通风方式的选“U”型通风：在区内后退式回采方式中，这种通风方式具有系统简单、漏风小等优点，但线路长，变化大。工作面上偶角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维“Y”型通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回中的瓦斯。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，可工作面，但需要边界准备回风上山，增加了巷道掘进、费用。型通风：当采用对拉式工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产的需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、 采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上偶角瓦斯不易于积聚，排放限的情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了行道的和掘进费用。段平巷、回风巷均要先掘后留，、掘进工程量大，故较少采用。矿井风量计风量，平巷巷的风量乘以1.2。顺而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，工作面所需风量的计1）根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷中瓦斯和二氧化碳的浓度不得117.7m3/min3.25m3/min，以瓦

Qai——第iqai——第i17.7m3/min；Kai——1.5。则：Qai按二氧化碳涌出量计算工作面风量，同以上计算方法，即：Qai=487.6m3/min表9-2

vai——第i个回采工作面风速，进温度21~24℃，取Sai——第i23.1m2；Qai601.523.12079m3/min ——Nai——第i58人；则：Qai=232m3/min由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为Qai=2655m3/min。0.25m/s4m/s的 Sai——第i23.1m2；由风速验算可知,Qai=2655m3/min

Q备=0.5×Qa Q备——备用工作面所需风量，m3/min。Q备=0.5×2655=1327.5（m3/min）掘进工作面需风总和Qb计算：

Qb=Qb1+Qb1——采区平巷掘进面需风量Qb2——采区回风平巷掘进面需风量下面先计算Qb1： Kbi——1.5。瓦斯绝对涌出量为：qbi=3.6m3/min则工作面需风量为：Qbi=1080m3/min

4——Nbi——44人。Qbi=(Q扇 Q扇——局部通风机实际吸风量S——安设局部通风机的巷道断面I——掘进工作面同时工作的局部通风机台局部通风机为FD-1No7.1/30型，吸风量600~370m3/min，取Q扇=600m3/min；安设局14.5m21台。Qb1=1630.5m3/min（4） 式中：Sbi——第i14.5m2。Qbi=817.5m3/min符合风速要求，因此，取掘进面所需风量Qbi=1080m3/min硐室需风井下《煤矿安全规程》规定，矿井必须保证每小时能有库总容积4倍的风量，1500m3。 V库总容积60~80m3/min80m3/min。按《煤矿设计规程》要求，变电所风量取80m3/min，采区变电所风量取80160m3/min。150m3/min；∑Q硐=100+80+80+80+160+150=650其它巷道所需风其他硐室及巷道的风量Q其它的大小和分配主要根据矿井开采的具体条件，瓦斯涌出情况，巷道的数量和每条需要风量及允许的最低风速等因素确定的，新设计大型矿井一般按（∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐）5%计算配风。Q其它=0.05×（∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐 矿井总风量计 Q——矿井的总进风量Qc——硐室所需风量Kt——1.15； N——井下同时工作的最多人数，400Kt——1.15；则：Q≥4×400×1.15=1840m3/min两种方法选取最大值，则矿井总回风量通风容易时期为6898m3/min。通风时期6898m3/min。风量分点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，进风平巷的风量乘以1.2。顺而下，遇到20%Q掘进=1080×1.④绞车房：Q绞=80×1.15=92⑤变电所：Q电=80×1.15=92⑥库：Q火=100×1.15=115⑦机电修理硐室：Q修=150×1.15=1739-89-9允许风速——8—81864—m <8 <4 <8 90%左右，矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。容易和时期矿井最路线确通风容易时期和通风时期的定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 大采高一次采全高****②时期的采煤方大采高一次采全高****副立井井底车场一水平石门轨道大巷轨道上山****工作面区进风运料平巷****工作面****工作面区段进风平巷回风上山回风大风9-1、9-2通风时期路线副立井井底车场二水平石门轨道大巷轨道下山****工作面区段进风平巷****工作面****工作面区段回风平巷回风下山回风大巷风通风时期网络图及立体图，分别如图9-3、图9-4所示1123879564图9-3a1123456978图9-4a通风时期立体11图9-3b

图9-4b通风时期网络矿井通风阻力计 hfr——巷道摩檫阻力9-109-11。Ns2·m-表9-11时期阻力计Ns2·m-m3·s-阻力矿井通风总阻

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；hrmin=1.2×969=1162.8Pa（<3400Pa）hrmax=1.15×1876=2157.4Pa（<3400Pa）表9-13总阻力矿井通风总风阻计算：矿井通风等积孔计算：

总风阻为：R=hrmin/Qfmin2=1162.8/（115）×2时期 通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-等积孔4表9-15＜1m21～2m2＞2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风时期总等积大选择矿井通风设备的2110通风机能力应有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮590%。150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井400m以上时，宜计算矿井的自然风压。主要通风机必须装有反风装置，必须能在10min内改变巷道中的成因事故打开后易于复原，并在通风机反风时不被顶开通风机的根据前面计算，用扇风机的特性曲线来选择主扇，要先确定通风容易和通风两个时期主扇运转时的工况点。150m以下，均大于400m时可应计算自然风压，由于本矿井的进风井（副井）与风井的井口标高相差远小于150m;而且副井第一水平仅360m，小于150m，所以也不考虑。hfsmin=hrmin+h风 hrmin——表示通风容易时期矿井通风总阻力h风硐——20～10050Pa。故：hfsmin=1162.8+50=1147.47（Pa）②通风时期，主要通风机静风压hfsmax=hrmax+h风 hrmax——表示通风时期矿井通风总阻力h风峒――20～100Pa50Pa。故：hfsmax=2157＋50=2207（Pa）主要通风机的实际通过风量因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）Qf必大 k——1.1；箕斗井兼做回风用时1.151.2。本设计取k=1.1。Qf9-15表9-15工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程hfRfQf2确定；通风机特性曲线容易时期：Rfsmin=hfsmin/Qf1min2=1147.47/126.52=0.072（N·S2/m8） 2=2207/126.52=0.138（N·S2/m8）容易时期：hfsmin=Rfsmin×Q通风容易和时期风阻见表9-16表9-16通风容易和时期风风阻根据以上数据，在通风机特性曲线图上选定该矿井前期和后期风机型2K58矿用轴流式通风机№.28型n=600rmin。根据FBCDZ-10-No.26B型轴流风机的性能曲线，可以确定扇风机实际工况点，见表9-17，风机曲线图9-5。2K58系列风机性能曲2K58矿用轴流式通风机№.28图9-5装角风压/m3·s-FBCDZ-12-No.32D困难电动机选由于主要通风机输入功率较大，且Nmin/Nmax=99/248=0.4<0.6，故通风容易与时期选用不同的电动机。

e0——电动机的输出功率；fmax——通风机输入功率；——传动效率，直接传动则：容易时期：e0199/199kw时期：e02248/1248kw

Nei=(1.10～1.15) Ne0——电动机的输出功率ηe——电动机的效率，0.9～0.94；大型同步电动机ηet=0.94；1.10～1.151.1YS-8020的同步电动机，其详细参数见表9-18电流主要通风机附属装系列附属装置，如风硐、、防爆门以及反风装置等。1）其差较大，因此要特别注意减小风硐阻力和防止漏风。本设计选用由内筒和外筒构成的环状，它可以将风机出口的中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的差。反风装置就是使正常反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全，则利用反风装置迅速使逆转。《规程》规定：生产矿井主要通风机必须装有反风设施，并能在10min内改变巷道中的方向。当方向改变后，主要通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%。BD-6-NO.18型对旋式通风机，这种风机反转后的风量可以达到正40%，即利用通风机翻转即可达到反风要求，故不需要设置本矿每年进行反风演次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用安全的预防措预防瓦斯和煤尘的措掘进应采风机，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预防井下火灾的措井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风防水措突水后，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12层13m4°56d班378a9amm—高—目—m个1个1mmm个1大巷方——3—mm3/参考文[1].《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[3]、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学《[4]正.安全高效矿井开采技术.徐州中国矿业大学《、、

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