司马煤矿2.4Mt-a新井设计-综采面过断层的理论与应用研究

目录1矿井概述 )式中：Qmc——井底煤仓有效容量（t）；Amc——矿井设计日产量（t）；0.150.25——系数。中型矿井取大值，大型矿井取小值。经计算可知满足要求。工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.2.2副井提升设备选型根据矿井掘出矸石量平均为43.6t/h，同时下井的最多人数为70人。选择罐笼型号为GDG1/6/4K，落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.25×4（Ⅱ）A，钢丝绳等具体参数如下：表8-4罐笼技术参数表项目单位数目型号—GDG1/6/2/4K刚性罐道—GDS1/6/2/4K装载矿车型号—NG1.1-6A车数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.28最大终端载荷kN378尾绳数根2提升首绳数量根4直径mm39.5表8-5多绳摩擦提升机技术特征表项目单位数目型号—JKM-2.8/6（Ⅰ）主导轮直径m2.8导向轮直径m2.5纲丝绳最大静张力kN529最大静张力差kN150有导向轮直径m28数量条4间距mm250最大提升速度ms14.75外形尺寸(长×宽×高)m7.9×8.5×2.7表8-6钢丝绳技术特征表项目单位数目型号—绳6×19股（1+6+12）绳纤维芯直径钢丝绳mm28钢丝1.8钢丝绳总断面积/mm2289.95参考重力/100m2740钢丝绳公称抗拉强度/N•mm-21400钢丝破断拉力总和（不小于）/N405500安全系数—14表8-7井上固定天轮的基本参数项目单位数目型号—TSG2500/16名义直径mm2500绳槽半径mm16钢丝绳直径mm27～29钢丝破断拉力总和N661500两轴承中心距mm800轴承中心高mm200变位重力N5500总重N151209矿井通风与安全9.1矿井概况、开拓方式及开采方法9.1.1矿井地质概况矿区位于山西高原东南部的长治盆地内，为平坦的盆内平原地貌，地势开阔，起伏不大，总体呈南高北低、东高西低的地形特征。地面海拔标高一般在930～980m之间。井田走向长约6.02km，倾向长约6.31km，井田总面积为33.06km2。井田内煤层赋存稳定，可采煤层3#煤层，主要可采煤层为3#煤。井田可采储量约282.534Mt，矿年产2.4Mt，为大型矿井，服务年限为66.9a。司马煤矿位于长治县境内，行政区划隶属长治县苏店镇，北距长治市14km，村庄多、人口密集，各种道路四通八达，交通比较方便。在井田范围内，3#煤赋存稳定，平均倾角4.15°，矿井相对瓦斯涌出量为平均0.67m3/t，属低瓦斯矿井，9.1.2开拓方式井田采用立井单水平带区式开拓，水平标高为+950m，井田划分为五个带区，首采带区位于井田的东翼，大巷的东侧。东一、三、五带区的总服务年限为34.3年，而西二、四带区的总服务年限为32.6年。9.1.3开采方法为了达到设备的合理利用、方便一二带区的两翼开采以及达到矿井的设计产量，在带区内布置一个综放工作面，工作面长度为210m。采用单巷掘进，留5m宽的护巷煤柱。综放工作面生产能力为7353.6t/d，每日推进度为4.8m，采煤机选用MGTY-250/600型采煤机，设计截深0.8m，日进6刀。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下辅助运输大巷采用蓄电池电机车辅助运输，带区区段辅助运输采用无极绳运输，井底车场设变电所、充电硐室，首采带区内不再设置变电所，火药由井底车场火药库提供。以上各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数矿井设计生产能力按年工作日330d计算，每昼夜净提升时间为14h。矿井采用“三八”制工作制度，井下同时作业的最多人数为400人，综放工作面同时工作的最多人数为58人。9.2矿井通风系统的确定9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2矿井通风方式的选择新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的优缺点适用条件列表比较，见表9.1。表9.1通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多，工业场地布置集中，广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，因为矿井采用带区布置，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但后期生产的两翼，通风阻力不断增大，且井田长度比较大，后期通风不能满足要求；在本矿井的条件下，中央分列式对于中央并列式并无优势，同时由于走向长度过大的原因，此方式并不适合；由于本矿井采用带区布置，若用两翼对角式通风，能够满足矿井通风要求，但要达成通风系统比较困难，需要开掘很长的开拓巷道才能构成风路，使达产期延长，非常不经济；采用分区对角式，由于井田面积大，井筒数目多基建费用多，并且增加了风井的保护煤柱，也没有优势。本矿属于低瓦斯矿井，考虑到井田范围广，为了尽快出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，同时考虑到矿井通风系统选择的原则，本矿井前期采用中央并列式通风，副立井进风，中央风井回风；后期采用中央分列式通风，即在矿井的西翼开凿一回风立井，副立井进风，回风立井回风。9.2.3矿井主要通风机工作方式的选择煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把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风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，根据矿井的条件，确定该矿井采用抽出式通风。9.2.4带区通风系统的要求1、带区通风总要求：（1）能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；（2）漏风少；（3）风流的稳定性高；（4）有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；（5）有较好的气候条件；（6）安全经济合理技术。2、带区通风的基本要求：（1）每个带区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；（2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；（3）煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；（4）回采工作面的风速不得低于1m/s；（5）工作面回风流中沼气浓度不得超过1%；（6）必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；（7）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；（8）机电硐室必须在进风流中；（9）采空区必须要及时封闭；（10）要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。9.2.5工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，但是本矿井采用带区式准备方式，工作面倾角比较小，上行风和下行风的区别不是很大。只是进风和回风巷道的选择对工作面的通风有一定的影响。下面是选择不同的进风回风巷道进行比较：（1）选择运输平巷作为进风巷，辅助运输平巷作为回风巷。风流方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使风流中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进风流中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进风流温度升高，从而增大工作面的温度。（2）选择辅助运输平巷作为进风巷，运输平巷作为回风巷。选择辅助运输斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷，虽然避免了上一种方式的缺点，但是，胶带输送机处于回风流中，容易引起瓦斯的爆炸。结合本矿井的条件，本设计矿井的瓦斯涌出量很小，但是煤尘有爆炸危险，所以，选择辅助运输斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷。工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：“U”形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。“Y”形通风：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风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“W”形通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只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、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。“Z”形通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。“H”形通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U”形后退式通风方式。9.3矿井风量计算矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点的实际风量，采煤工作面只配计算的风量，两区段平巷的风量乘以系数1.2.顺风流而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给未分风的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。9.3.1工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量,应按沼气（或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯、二氧化碳涌出量计算根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷风流中瓦斯和二氧化碳的浓度不得超过1％。本矿井相对瓦斯涌出量为0.67m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.74m3/min。瓦斯涌出量计算主要参数均选取最大值进行计算。即：(9-1)式中：Qai——第i个回采工作面实际需风量，m3/min；qa——第i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，1.74m3/min；Kai——工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。则：（2）按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表9.2。表9.2工作面适宜气候条件工作面温度（）<1515～1818～2020～2323～26工作面风速（m/s）0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8工作面所需风量按下式计算：(9-2)式中：vai——第i个回采工作面风速，进风流温度20~23℃，取1.6m/s；Sai——第i个回采工作面有效通风断面面积，取16.5m2；则：（3）按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。(9-3)式中：4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min；Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，取65人；则：由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为=1584m3/min。（4）按风速进行验算根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。(9-4)(9-5)Sai——第i个工作面有效通风断面面积，取16.5m2；则：由风速验算可知，=1584m3/min符合风速要求。9.3.2掘进工作面需风量1、按瓦斯、二氧化碳涌出量计算(9-6)式中：Qbi——掘进工作面所需风量，m3/min；qbi——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kbi——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0。煤巷掘进工作面按最大瓦斯涌出量计算，即qbi＝1.74m3/min。则可得煤巷掘进工作面需风量：Qbi=100×1.74×2.0=348m3/min2、按工作面最多人数计算(9-7)式中：4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min；Nbi——煤巷掘进工作面同时工作的最多人数，取30人。则：3、按局部通风机的实际吸风量计算(9-8)式中：Q扇——局部通风机实际吸风量，m3/min；S——安设局部通风机的巷道断面，m2；I——掘进工作面同时工作的局部通风机台数。煤巷掘进工作面用JBD60-2-NO6.5型局部通风机，取Qbs=448.5m3/min，安设局部通风机的断面为13.1m2。则煤巷掘进工作面需风量：Qbi=448.5×1+15×13.1=645m3/min。由以上方法计算所得的煤巷掘进工作面实际最大需风量为：645m3/min。4、按风速进行验算(9-9)式中：Sbi——第i个煤巷掘进工作面的断面面积，取13.1m2。则：风速验算可知，煤巷掘进工作面实际最大需风量取645m3/min同时掘进的工作面有两个，因此，掘进面总需风量为Qb=1290m3/min。9.3.3硐室需风量井下硐室实际需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算。井下需独立通风的硐室主要有：井下火药库、充电硐室、机电检修硐室、绞车房等。各种硐室需要的风量见表9.3。表9.3硐室需风量表硐室名需风量/m3·min-1井下火药库180充电硐室180机电检修硐室150绞车房80其它硐室200合计790其他硐室包括：排水泵房、清理水等硐室，各硐室都在井底车场附近，计算时把它们并入井底车场计算，由于距离很小，因此风阻时影响很小。各带区不设置硐室。9.3.4其它巷道所需风量各个其它巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值，这里按矿井总需风量的10%计算。9.3.5矿井总风量计算1、按采煤，掘进，硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q≥(∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd+∑Qe)×Kt (9-10)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； ∑Qd—备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；∑Qe—其它巷道需要风量的总和，m3/min；Kt——矿井通风系数，取1.2；2、按井下同时工作的最多人数计算(9-11)式中：N——井下同时工作的最多人数，200人；Kt——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取1.25；则：Q≥4×200×1.25=1000m3/min两种方法选取最大值，则矿井总回风量为4836.48m3/min。9.3.6风量分配根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以系数就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下区段平巷的风量乘以系数。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量，风量分配见表9.4。表9.4风量分配表用风地点需风量/m3·min-1工作面分带斜巷1900.76煤巷掘进工作面774×2各硐室948其它巷道440.19合计4836.48经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。矿井通风困难时期比通风容易时期总需风量多两个掘进工作面的需风量，即多1548m3/min，计算可得总回风量为6384.48m3/min。井巷风速验算结果见表9.5。表9.5井巷风速验算表井巷名称允许风速/m·s-1有效断面/m2通过风量/m3·min-1实际风速/m·s-1最低最高容易时期困难时期容易时期困难时期副井-840.174836.486384.481.922.39井底车场-814.24836.486384.485.506.86轨道运输大巷-817.83721.764916.243.484.60进风行人斜巷-817.83611.763636.763.383.41分带轨道斜巷0.25617.61967.761967.762.502.50采煤工作面0.2549.61639.81639.82.852.85分带运输斜巷0.25617.61967.761967.762.502.50胶带运输大巷-617.84836.484836.484.395.47中央风井-1538.54836.486384.482.763.45由以上验算表可知，井下主要用风地点风速均满足最高风速与最低风速要求。9.4矿井通风阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通风阻力的90%左右，时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、困难时期的最大阻力路线。9.4.1容易和困难时期矿井最大阻力路线确定1、通风容易时期和通风困难时期的定义本矿井初期采用中央并列式通风，根据《煤矿安全规程》（2010版）的要求，只需将前15~25年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。位于井田东部的带区（东一带区、东三带区和东五带区）的储量可以保证至少25年的生产，故将它作为中央风井和所选风机的服务范围。通风容易时期为东一带区第1个达产工作面（即3101工作面）正常回采时，此时有一个回采工作面和两个煤巷掘进工作面；通风困难时期为东五带区3308工作面投产，此时有一个回采工作面、两个煤巷掘进工作面。2、通风容易时期路线：地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→进风行人斜巷→3101工作面分带轨道斜巷→3101分带工作面→3101分带运输斜巷→3101分带工作面回风斜巷→胶带运输大巷→中央风井→地面。通风容易时期网络图及立体图，分别如图9.1、9.3所示。3、通风困难时期路线：地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→进风行人斜巷→带区轨道集中巷→3308工作面分带轨道斜巷→3308分带工作面→3308分带运输斜巷→3308分带工作面回风斜巷→胶带运输大巷→主回风煤门→中央风井→地面。通风容易时期网络图及立体图，分别如图9.2、9.4所示。煤层掘进头煤层掘进头3101工作面煤层掘进头煤层掘进头煤层掘进头3101工作面煤层掘进头煤层掘进头11地面14131210987654321图9.1通风容易时期立体图图9.3通风困难时期立体图9.4.2矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：(9-12)式中：hfei——第i个巷道的摩擦阻力，Pa；L、U、S——分别是巷的长度m、周长m、净断面积m2；Q——分配给井巷的风量，m3/s；——各巷道的摩擦阻力系数，N.s2/m4。通风容易和困难时期摩擦阻力计算分别见表9.6、9.7。表9.6通风容易时期摩擦阻力计算表井巷名称支护方式a×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hfr/Pa副井混凝土40032522.6140.1778.1226.63井底车场锚喷6035014.414.278.1264.45轨道运输大巷锚喷7017016.117.862.0313.07进风行人斜巷锚喷7419516.117.860.20662.36分带轨道斜巷U型钢支架380256514.213.132.80196.23综放工作面液压支架33021015.99.627.3393.02分带运输斜巷U型钢支架380248714.213.132.80642.22工作面回风斜巷锚喷74661615.032.802.49胶带运输大巷锚喷7073016.117.878.1289.02主回风石门锚喷704016.117.878.124.88中央风井混凝土31.432518.8438.578.125.20矿井通风总阻力/Pa1618.27表9.7通风困难时期摩擦阻力计算表井巷名称支护方式a×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hfr/Pa副井混凝土40032522.6140.1797.4441.42井底车场锚喷6035014.414.297.44100.27轨道运输大巷锚喷7017016.117.881.9422.81进风行人斜巷锚喷7419516.117.860.6115.13带区轨道集中巷U型钢支架38067514.213.159.01564.17分带轨道斜巷U型钢支架380195814.213.132.80505.61综放工作面液压支架33021015.99.627.3393.02分带运输斜巷U型钢支架380189014.213.132.80488.05工作面回风斜巷锚喷746616.015.032.802.49胶带运输大巷锚喷70142016.117.897.44231.47主回风石门锚喷704016.117.897.447.59中央风井混凝土31.432518.8438.597.448.09矿井通风总阻力/Pa2080.12表9.8风路总摩擦阻力容易时期困难时期阻力（Pa）1618.272080.129.4.3矿井通风总阻力计算容易时期通风总阻力：(9-13)困难时期通风总阻力：(9-14)式中：1.1——为考虑风路上有局部阻力的系数；——矿井通风容易时期的摩擦阻力之和，Pa；——矿井通风困难时期的摩擦阻力之和，Pa；——矿井通风容易时期的总阻力，Pa；hma——矿井通风困难时期的总阻力，Pa。则：9.4.4矿井总风阻和等积孔计算容易时期通风总阻力： =1.1×hfe (9-15)困难时期通风总阻力： =1.15×hfd (9-16)矿井等积孔： (9-17)式中：1.1、1.15—考虑风路上有局部阻力的系数；、—矿井通风困难和容易时期的总阻力，Pa；hfe、hfd—矿井通风困难和容易时期的摩擦阻力之和，Pa；Q—矿井风量，m3/s；h—矿井阻力，Pa。则容易时期：通风总阻力为hme＝1.1×1618.27＝1780.10Pa，矿井等积孔为：m2。则困难时期：通风总阻力为hmd＝1.15×2080.12＝2392.14Pa，矿井等积孔为：m2。通风容易与困难时期矿井通风总阻力和矿井等积孔见表9.9。表9.9矿井通风总阻力及等积孔汇总表项目容易时期困难时期总阻力（Pa）1780.102392.14总等积孔（m2）2.282.89表9.10矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿井困难<1m2中阻力矿井中等1~2m2小阻力矿井容易>2m2由表9.9可知，本矿井通风容易时期和通风困难时期矿井等积孔均大于2m2，故本矿井属于通风容易矿井。9.5选择矿井通风设备9.5.1选择主要通风机根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列通风机选型的原则：（1）矿井必须装设2套同等能力的主通风设备，其中一套备用。（2）风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。（3）当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。（4）风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5；风机的转速不大于额定值的90%。（5）考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。（6）正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。1、自然风压《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）规定：矿井进、出风井井口的标高相差在150m以下，井深均小于400m时可以不计算自然风压。本矿井前期进、回风井在同一工业场地中布置，标高相差不足10m，井深都没超过400m，故设计中不计算自然风压。2、主要通风机工作风压通风容易时期、困难时期主要通风机静风压分别由下式计算： hse=hme-Hn+hb (9-18) hsd=hmd+Hn+hb (9-19)式中：hse—通风容易时期主要通风机静风压，Pa；hsd—通风困难时期主要通风机静风压，Pa；hme—通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hmd—通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；Hn—自然风压，取0；hb—表示风硐的通风阻力，取50Pa。故可得：hse=1780.10-0+50=1830.10Pahsd=2392.14+0+50=2442.14Pa3、主要通风机的实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量必大于矿井总风量，主要通风机的实际通过风量由下式求出： Qf=k×Qm (9-20)式中：Qf—主要通风机实际通过风量，m3/s；k—漏风损失系数，取1.1；Qm—矿井需风量，m3/s。则容易时期主要通风机的实际通过风量为：Qfe=1.1×80.608=88.67m3/s困难时期主要通风机的实际通过风量为：Qfd=1.1×106.408=117.05m3/s。4、选择主要通风机工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程hfr=RfrQ2确定，通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：Rfe=hse/Qfe2=1830.10/88.672=0.2328N·S2/m8困难时期：Rfd=hsd/Qfd2=2442.14/117.052=0.1782N·S2/m8则主要通风机工作参数见表9.11。表9.11主要通风机工作参数一览表时期容易时期困难时期项目风量/m3·s-1风压/Pa风阻/N·S2·m-8风量/m3·s-1风压/Pa风阻/N·S2·m-8数值88.671830.100.2328117.052442.140.1782据以上数据，并结合本矿的实际条件，考虑各方面技术经济因素，在供选择的通风机特性曲线图上选择通风机并结合风阻曲线确定风机工况点。设计最终选择FBCDZNo21/280×2(B)防爆型抽出式对旋轴流通风机，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，作图求出风机容易和困难时期的实际工况点M1、M2，如图9.5所示。图9.5FBCDZNo21/280×2(B)型通风机特性曲线及各工况点从而求得FBCDZNo21/280×2(B)型通风机实际工况点参数，见表9.12。表9.12主要通风机实际工况点参数型号时期叶片安装角/°转速/r·min-1风压/Pa风量/m3·s-1效率/%输入功率/kWFBCDZNo21/280×2(B)容易-6°9802055.3091.0775.8243.90困难+3°9802705.35113.1776.5414.839.5.2电动机选型根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率Nmin和Nmax计算电动机的输出功率。由于Nmin/Nmax=243.90/414.83=0.588<0.6，因此需选用两台电动机。所需电动机功率用下式计算： Ne=Nmaxke/(ηeηtr) (9-21)式中：ke—电动机容量备用系数，取1.15；ηe—电动机效率，取0.92；ηtr—传动效率，电动机与通风机直联取1，皮带出动时取0.95。则电机功率：Ne=414.83×1.15/(0.92×0.95)=545.83kW根据以上计算出的功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为YBF355L1-6的异步电动机两台，其详细参数见表9.13。表9.13YBF355L1-6型异步电动机技术特征表型号功率/kW电压/V电流/A转速/r·min-1效率/%功率因素/cosφYBF355L1-6280380454.3100094.30.889.6安全灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。（2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积聚瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。（6）所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。（7）井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。（8）综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个转煤点应进行喷雾洒水。9.6.2预防井下火灾的措施（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。（2）井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。（3）对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注。（4）二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿自然发火期长，但为确保安全，应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）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，确认无突水危险后，方可前进。1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；3）接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；4）打开隔离煤柱放水时；5）接近有出水可能的钻孔时；6）接近有水或稀泥的灌泥区时；7）底板原始导水裂隙有透水危险时；8）接近其它可能出水地区时。

10设计矿井基本技术经济指标表10-1设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m6.624煤层倾角°2～7（平均4.15°）5（1）矿井工业储量万t31770（2）矿井可采储量万t230846（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班27（1）矿井年生产能力万t/a240（2）矿井日生产能力t/d7353.68矿井服务年限a66.99矿井第一水平服务年限a66.910井田走向长度m6070井田倾斜长度m603411瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t0.6712通风方式中央并列式13（1）矿井正常涌水量m3/h120（2）矿井最大涌水量m3/h15014开拓方式（指井筒形式、水平数目）立井单水平15水平标高m+63016（1）生产的工作面数目个1（2）备用的工作面数目个117采煤工作面年推进度m211218（1）移交时井巷工程量m36890（2）达产时井巷工程量m4750019开拓掘进队数个220大巷运输方式胶带21辅运设备类型电机车牵引矿车22设计煤层采煤方法综采放顶煤23（1）工作面长度m210（2）工作面推进度m/月192（3）工作面坑木消耗量M3/千t0.6（4）工作面效率t/工70.71（5）工作面成本元/t111.264专题部分综采面过断层的理论与应用研究摘要：断层尤其是落差较大的断层，严重影响采煤工作面的安全生产和经济效益，通过对目前综采工作面过断层的理论与应用研究，结合建设高产高效矿井的要求，对几种常用的方法进行了分析，并详细介绍了这些技术的应用方法，为综采工作面过断层明了方向。关键词：综采面；断层；挑顶起底；跳采1前言断层是地壳运动产生的地应力，超过了组成地壳岩石的强度极限时，岩石便发生断裂，断裂后的岩块（岩层）若沿破裂面发生相对位移的地质构造。断层是地壳上普遍分布的一种地质构造，其形态和类型繁多，规模大小不一，它对煤矿的普查勘探、开采计水文地质工作均有非常大的影响。断层可以改变煤层的埋藏条件，且造成煤层断开发生显著位移，因而断层对煤矿的生产影响极大。随着综采及综放采煤方法的发展，国内安全高效工作面年产量逐渐增高，年产量过千万吨的工作面不断涌现。断层对工作面的产量的影响愈发凸显，为了最大限度地减少断层对生产的不利影响，必须对各种规模、各种类型的断层进行处理，以便在安全生产的情况下，最大限度地减少因留设煤柱而造成的煤炭损失一般落差大的断层在采区设计或巷道掘进中已经加以处理，对隐伏在工作面的断层需要在回采过程中加以处理。若处理不当，不仅会严重影响生产，还会造成一定的安全隐患。本文总结了目前国内综采（放）工作面过断层的主要方法，对过断层所涉及的技术措施、安全措施进行了分析。2断层带区域煤岩基本问题研究2.1断层带附近煤岩破坏状况研究断层是由于地层的运动、挤压等形成的，是地层运动过程中能量的聚集和释放的结果。地层中聚集的能量在释放过程中，岩层要断裂、挤压、错动、破碎等，并伴有大量裂隙的产生。因此，在断层带附近，形成断层的破碎带，如图1-1所示。图1-1断层破碎带示意图一般顶板岩层的强度大于煤层的强度，在同样大小力的作用下，煤岩破碎后，煤的粉末多于顶板岩石的粉末，即煤的破碎程度比岩石的严重。在断层的破碎带内，煤的破坏程度较岩层严重，块度小。当回采工作面通过断层时，与保留岩顶相比，保留煤顶要困难得多。2.2综采面过断层时附近煤岩破断研究综采工作面过正断层，以图1-2点划线的方向从上盘向下盘推进。当工作面还在断层的上盘，快通过断层面时，断层破碎带弱变区A范围内的煤层由于破坏严重，而A区的煤沿断层面的下滑力为，因而煤层保留不住，会发生片帮。工作面煤壁片帮后，端面空顶范围增大，破碎的顶板岩层可能会发生冒顶，从而影响生产。图1-2综采工作面从上盘向下盘推进过正断层当工作面从上盘推进到下盘时，因支架不能直上直下，需割底板，留顶煤推进，而这部分顶煤处在断层破碎带弱变区B范围内，破坏严重，顶煤保留不住，端面就会发生冒顶。工作面过正断层，从下盘向上盘推进时；工作面过逆断层，从上盘向下盘推进和从下盘向上盘推进时，均存在与上述类似的不利情况，如图1-3、1-4、1-5所示。图1-3综采工作面从下盘向上盘推进过正断层图1-4综采工作面从上盘向下盘推进过逆断层图1-5综采工作面从下盘向上盘推进过逆断层2.3工作面端面顶煤（板）冒落分析（1）端面顶板冒落后，如不进行勾顶，而采取让支架抬头的工作方式来应付端面冒顶，其结果不仅降低了支架的承载能力，而且会进一步恶化顶板。而由于平衡千斤顶伸出量的限制，过大的顶梁抬头，又会造成大量支架平衡千斤顶和耳座的损坏。（2）即使支架闯过冒顶区，支架顶梁上的顶板也已破碎和出现空洞，支架无法支住顶板，自身的稳定性也很差，极易导致支架沿工作面倾斜方向倾倒，支架顶梁相互咬架，立柱与底座的销轴拉断等，从而使过断层的时间延长，形成恶性循环。（3）端面顶板冒空后，若采用勾顶和超前支护的方法，势必造成工作面停产处理，致使生产效率降低，坑木等材料消耗增加。因此，在综采工作面过断层时，必须消除断层破碎带内弱变区的影响，尽量防止工作面端面冒顶的发生和煤层片帮的产生。若已发生端面冒顶，必须立即组织人员勾顶，护好顶板，尽快通过断层破碎带。3综采面过断层常用的方法过断层的难易程度不仅与断层本身的落差、倾向、倾角、位置有关，还与煤层本身的厚度、倾角、顶底板条件、生产条件（割煤高度、推进速度等）诸多因素相关。一般情况下落差越小，越容易通过断层。下面详细介绍几种常用的过断层方法。3.1调整割煤高度法即对断层采取“避”的方式。先估算出工作面距断层前方所需要的过渡段，通过调整割煤高度来通过断层。实际操作时采取留顶煤或底煤过断层。通过断层后逐步见顶见底开采，恢复原采高。如图3-1、图3-2所示情况，可采用工作面留底煤方式，将工作面上抬，通过降低采高过断层。调整割煤高度方法一般适用条件是断层落差较小，且断层上下盘接触之间煤层的厚度大于或等于液压支架的下限通过高度。液压支架下限通过高度由下式确定：图3-1工作面断层平面图3-2工作面断层剖面图（3-1）式中：h1——液压支架下限高度，m；h2——顶板最大下沉量，m；——富余量，一般取0.2m。满足上述条件，不论过走向断层还是倾向断层均可采用此方法。这种方法有利于降低煤质含矸率、可以减少截齿的消耗量，保证机组正常运行。3.2挑顶起底法即对断层采取“迎”的方式，通过采煤机挑顶或卧底，截割围岩强行通过断层。当沿着工作面推进方向，过断层前的工作面直接底板低于过断层后的工作面直接底板，适宜采取挑顶法过断层。当沿着工作面推进方向，过断层前工作面直接底板高于过断层后的工作面直接底板，采取挑顶法或起底法过断层均可。一般断层上下盘接触之间煤层的厚度不大于液压支架的下限通过高度时采取此方法。当工作面顶底板围岩比较松软时采取采煤机直接挑顶起底，一般挑顶或起底高度不宜超过0.5m，否则工序复杂，而且增大了机组负荷，容易损坏设备。当工作面顶底板围岩坚硬，采煤机滚筒难以割动时，需对断层进行超前处理，可针对不同情况采取深（浅）孔放炮挑顶或起底的方法。3.3跳采法即对断层采取“躲”的方式，通过采用断层处留垛，重新打巷的跳采方式通过断层。对于走向断层一般根据不同情况进行处理。当断层出现在工作面的两端时，在工作面沿煤层正常段与断层方位平行开掘一条全煤巷道与材料巷或运输巷贯通，工作面缩面回采躲过断层，随推采随接长工作面的溜子，直至恢复正常；若断层出现在工作面的中部，用断层处留垛的跳采方式通过断层，然后打通工作面，与两巷贯通，如图3-3所示。图3-3过断层跳采当回采工作面遇到落差较大的倾向断层时，一般在另一盘重新打切眼，跳过断层重新开采。此方法打破了工作面的正常循环，部分区段搁置时间长，压力增大，因此应当加强过断层期间矿压观测，加强支护。3.4采用预掘巷布置方式过断层采用提前预处理断层方法，可以使工作面过断层时既不影响安全生产，又不影响煤质，有利于工作面高产高效。具体做法是：在断层中通过预掘巷道的方法采出断层面两侧的煤岩，并采用有效支护手段维护其围岩稳定。工作面不断向前推进并与断层预掘巷对接后快速通过，形成工作面断层预掘巷快速通过技术。由于断层预掘巷受到工作面前方移动支撑压力和初次来压与周期来压的持续影响，同时又处于断层破碎带中，其维护比一般回采巷道困难得多。（1）应用预处理方法时断层落差范围。根据实际条件和经验，在处理断层时，一般巷道宽度不超过L=6m，巷道起坡或下坡时，起坡角≤20°，则最大断层落差为：H=L×sin20°=6×sin20°=2.05m断层落差示意图，如图3-4。L—断层宽度，H—断层落差图3-4断层落差示意图因此当实际的断层落差大于H时，必须采用另开切眼进行工作面搬家的方式通过断层，当实际的断层落差小于或等于H时，可采用断层预掘巷的方式快速通过断层。（2）预掘巷的实施方案。在工作面回采之前，若工作面发现断层，提前把断层岩石部分挖出，对挖出的空间（巷道）进行支护。当回采工作面推至断层处（巷道）时，过断层就变成了过空巷，当工作面距空巷50m时，在空巷内提前支设单体液压支柱以加强支护。一般情况下，综采工作面所用的运输机、采煤机等设备仰角或俯角20°时能够顺利通过。（3）工作面过断层巷道布置。当断层落差小于H时，在断层内预掘巷道，实现工作面无矸石快速通过。预掘巷道采用锚网索联合支护，为有效控制断层破碎区，可采用组合锚索新技术。其具体工艺见图3-5、3-6。图3-5工作面过逆断层巷道布置示意图图3-6工作面过正断层巷道布置示意图3.5综采面分合式快速过断层即在断层以下另施工新切眼，将采面分上下段回采。上段工作面回采推进到断层时，将工作面设备及支架搬到下段新切眼安装回采。从工作面中部分段往上下二端头进行回撤支架，利用运输巷、轨道巷同时下放设备及支架运输到下段工作面新切眼，一次可以分2组同时作业，分别回收支架或设备到工作面新切眼。从新切眼中间往运输巷、轨道巷后退的同时进行安装。采煤机升井检修后，提前运送到安装位置，当支架及刮板输送机安装到采煤机摆放位置有足够位置时，便可以安装采煤机。支架和刮板输送机安装完后，进行试运转工作。4工程应用4.1技术措施（1）加强支护。过断层期间比较重要的问题就是要防止冒顶。因此在过断层期间要加强支护，加强对断层面顶板控制。工作面上下巷断层附近必须加强支护，保证支护数量和质量。必要时，特别是断层带顶板破碎，宜采取带压移架，以减少由于移架而造成的顶板破坏。片帮严重的地方要超前拉架。必要时打单体柱控顶。（2）加快推进速度。工作面推进速度越快，煤壁显露时间越短，顶板破碎度低，所以在保证设备性能可靠的情况下，加快推进度。比如可在生产过程中，采取减少采煤机一次进刀量，提高牵引速度，实行浅割快跑，降低顶板破碎程度。（3）加强管理和设备维护。要控制好工作面的平度、直度。提高液压支架的初撑力，提高乳化液泵站压力，保证供液系统完好不漏液，加强工作面工程质量管理，规范人的行为，避免因盲目操作，如支架歪倒倾斜，空间大而不能有效地接顶。加大对综采设备的维护和定检力度，保证设备正常运转，尤其对常用、易损配件超前备用，保证工作面及时供应。（4）注意其他因素影响。由于断层破坏了岩体的原有连续性和坚固性，使岩体拥有大小不一、性质不同的结构面，岩体中所有裂隙、结构面都为地下水储存、运移创造了条件。因此，工作面过断层时一定要注意水对过断层的影响。若存在裂隙水，过断层前要查清裂隙水水力联系，必要时采取防水或疏导措施。还要注意其他地质因素的影响。4.2石圪台煤矿71203工作面采用调整割煤高度法过断层分析4.2.1石圪台煤矿71203工作面断层情况介绍71203工作面位于石圪台煤矿二盘区，工作面宽300m，主采1-2煤，1-2煤厚5.8m～6.2m，有一层夹矸，厚度0.1m～0.4m，灰白色粉砂岩；顶板为伪顶灰白色泥岩，硬度F＝2.0，直接顶白色细砂岩、粉砂岩，硬度F＝3.8，坚硬；底板砂质泥岩，硬度F＝2.7，较软。71203工作面DF7、DF8断层与71202、71203工作面斜交，在71203工作面主回撤通道467m的回风顺槽侧揭露。71203工作面DF7断层采取了巷探的方式，沿DF7断层掘进53m，断层落差逐渐减小；分叉派生出断层DF7’，经回采揭露各断层情况如下：DF7断层：走向北偏西65°，倾向北东，倾角65°，走向长550m，最大落差10.5m，大部分落差都超过6.0m，向71203工作面内延伸180m，沿倾向方向影响91m。DF7’断层：走向北偏西75°，倾向北东，倾角48°，走向长150m，最大落差8.5m，向71203工作面延伸139m，且落差逐渐减小。DF8断层：走向北偏西，倾向南西，倾角65°，走向长30m，最大落差1.5m。4.2.2石圪台煤矿71203工作面过断层前期准备（1）过断层方式确定对于倾向断层和斜交断层的处理，当落差小于煤厚时，采用平推硬过的办法；对于落差大于煤厚或采高时，常要重新开掘过压切眼。另一种方案是采用旺格维利采煤法，该工艺对煤层赋存条件较差、难以进行长臂综采或边角煤开采的区域较为有效。其基本原理和操作方法是：利用煤体或行走支架的支撑力量，在不进行锚杆支护的情况下，采用连续采煤机短臂采煤，梭车或蓄电池运煤车运煤，将煤柱的绝大部分进行回收。旺格维利采煤法的主要优点是巷道布置灵活，掘进率低，可回收普通综采方法较难开采的资源。它的缺点是连续采煤机的后配套问题，运输环节制约着连续采煤机能力的发挥。皮带尾的搬家次数多，工作面的生产效率低。这种采煤方法在运输、支护、通风、安全出口的管理等方面还存在着一定的局限性，有待在实践中进一步探索与完善。根据探巷揭露的断层带岩石性质，经矿领导及工程技术人员专题会议研究决定，工作面不进行跳采，而在断层部分进行回采卧底留顶快速直推通过断层。（2）掘进探巷该矿在71203工作面回顺DF7断层处掘进巷道，掘进53m后，断层消失，该探巷掘出岩石954m3，并探清了涉及层位的岩性，为下一步采取措施打下了基础。（3）顺槽拉底工作面形成后，根据揭露层位岩石性质，从现场观测，发现断层处顶板下有850mm厚的坚硬岩石（为砂岩），其下是一层0.5m泥岩，较松软。经研究讨论，决定为保护设备，减少工作面割硬岩量，在回采前拉71203回顺底板，综采回采卧底留顶快速通过断层，拉底长度65m，最厚处起掉底板岩石2m。（4）架棚支护拉底后对71203回顺超高处及探巷均采用架棚支护，架棚支护的棚梁底层均以850mm厚硬岩为回采顶板，棚梁采用矿用11号工字钢加工而成，两侧采用锚索吊挂，中间采用木垛，形成人工假顶，为保证支护强度，在棚梁两端头支护木点柱，增加了棚梁支撑强度。棚梁与棚梁采用原木连接，原木用8号铁丝牢固绑扎在棚梁上，同时将木垛与木垛间用扒钉固定，使得棚与棚、棚与钢梁形成一个稳固的整体。（5）治理涌水对71202工作面采空区涌水流量约55m3/h，为防止进入71203工作面，影响综采回采过断层（断层处起底后，破碎机机尾处于最低处，将涌水控制住，防止淹没机尾电机），在71202面与71203面最低联巷处，增设了混凝土防水闭，进行了有效封堵，同时在机尾部分增设大排量水泵。4.2.3综采过断层工艺按照架棚设计，综采回采过断层时以棚梁为顶板，调整工作面状态与棚梁一致，采用留顶割底的方式通过断层。（1）倾向调整1）依据工作面回顺提供的推进进尺标记进行调整控制。当工作面推进至回顺500m（从回撤通道算起，以下同）时，回顺煤层倾角变大，沿顺槽方向严重下扎，为保证机尾的顺利过渡，工作面140号支架至机尾采高保证在4.5m左右。该段沿工作面顶板推进。割底量由采高来控制。140号架以前仍保证5.2m的采高。若工作面出现400mm以上厚度的夹矸，则工作面对应位置的回采层位调整在夹矸以下，采高控制在4.0m以上。2）工作面由500m向480m推进的过程中，140号架以后的采高逐渐由4.5m降至4.0m，依然沿顶推进，只是逐步放缓工作面的下降坡度，到480m时，逐步将工作面底板调整成水平，保持4.0m采高向前推进。3）当工作面推进至475m时，162号到机尾开始逐步破顶，到467.5m时，保证162号架顶板为夹矸的下边缘，173号架顶板为夹矸的上边缘，其间支架所在位置平缓过渡，保证支架与探巷贯通后顶板与探巷的木垛钢梁下边平行，162号架以前平缓过渡。4）467.5m至461.5m位置为探巷通过区域，该段保持工作面的基本平整，水平推进，工作面推进过460m后，顺槽向回撤通道方向为上坡，在推进过程中采取逐步抬高工作面，此时仍保证采高在4.0m左右，到420m位置，回顺煤层水平、断层通过为止。5）工作面调整期间，调整一刀，放平一刀，每次调整50mm～100mm。6）通过探巷后，DF7断层通过，出现DF7’断层，继续采用留顶割底的方式，受断层及采动影响，顶板及煤层的外生裂隙比较发育，通过断层时，支架工采取及时跟机拉架或超前拉架的方式，减少架前漏矸；在过DF7、DF7’期间，机头段过DF8断层，由于该断层落差小，采用降低采高留部分顶煤顺利通过了该断层。（2）走向调整1）走向调整主要是工作面两顺槽推进度的调整，主要采用加、甩刀的方式进行。为保持工作面运输机不上窜或下移，利用单向推溜来控制。当工作面推进至600m时，开始逐步调整运、回顺的推进速度，至480m时，两顺槽同步（即均为480m）。2）由480m继续向前推进的过程中，机尾进两刀机头进一刀，此时为加快构造的推进速度，根据现场情况，机尾采取双向割煤，机头采取单向割煤。推进到467.5m遇到探巷，此时根据工作面情况继续加机尾，直至探巷推采完毕。3）推进至460m时，开始逐步在机头加刀，调整运输机至合适位置，直至运输机不再上窜下移为止，随后正常组织工作面推进。工作面的调斜保证了工作面推进遇到探巷时，每推进一刀仅增加暴露2架，有效控制了工作面来压对探巷木垛支护的破坏，另外在工作面推进过探巷时，工作面机尾快速推进也为快速通过探巷创造了有利条件，通过机尾两刀、机头一刀和机头两刀、机尾一刀的生产组织方式也保证了过断层期间的较大产量。在通过探巷抬高工作面的过程中，逐步调整运输机和支架的倾角，保证了工作面的合理提升角度，既保证煤机割煤时不割到支架前梁，又保证了正常的推采速度。（3）煤质保证措施1）过断层期间，煤机割矸石量大，为保证煤质，在保证安全回采的前提下，尽量降低采高，减少割矸石量。2）合理利用1-2煤井下煤仓集中出矸，并利用好1号原煤仓储矸，协调好其他区队的正常生产组织，确保煤与矸石实现分装分运。4.2.4经济效益比较71203工作面综采回采强行过断层的成功，不仅为过断层积累了一定的经验，还产生了很大的经济效益。（1）减少了掘进工程量。采用跳采方式通过该断层，需掘进主、辅回撤通道830m（包括联巷、调车硐室），切眼360m（包括调车硐室），掘进、支护费用共计170.56万元。（2）减少挂网、砼底板工程量。回撤通道挂网、砼底板、切眼砼底板费用107.3万元。（3）减少一次回撤、一次安装，节省费用91.5万元。（4）提高资源回收率。断层段煤炭储量26.6万t，采出量为21.6万t；采用跳采方式旺采断层段，最多可采出原煤10.6万t，少出煤15万t，按100元/t利润计算，采用综采比采用旺采可多实现利润1500万元。（5）过断层发生费用：起顺槽底板费用15万元；超高区及探巷支护费用81.16万元；过断层割岩石截齿消耗量大，增加费用5万元；探巷掘进费用18万元。费用总计：119.16万元。（6）强过与跳采相比多实现利润150.2万元。4.3冒沙煤矿4842综采面分合式快速过断层分析4.3.1工作面概况冒沙煤矿4842综采工作面位于一采区东翼上部2号煤层，第四勘探线以西，工作面以西为4840工作面采空区，以东为未开采的4844工作面。煤层厚度1.6～2.0m，平均厚度118m，煤层倾角为7°。直接顶为浅灰色、黑灰色淀质粉砂岩，局部地段有0.1m厚的伪顶，岩性为灰色泥岩或黑色炭质泥岩，直接顶节理裂隙发育、破碎易冒落，基本顶为灰绿色薄层状粉砂岩，直接底为浅灰色泥岩，厚度0.2～0.5m遇水易膨胀软化。该工作面汇水面积大，基本顶处于被裂隙破坏的局部地段，顶板出现点滴状淋水，水量不大。4842工作面采用倾斜长壁俯斜综合机械化采煤方法，工作面运输巷进行沿空留巷用作4844采面的轨道巷。4842运输巷、轨道巷顶板采用锚杆支护，巷帮未进行支护。运输巷沿空留巷施工前顶板补锚索加固，锚索采用“五花”布置方式，锚索长度5000mm，间排距1600mm×1600mm，每根锚索采用5卷锚固剂。巷道设计宽3600mm，巷道高2200mm，4842运输巷长800m，110208轨道巷长820m，回采工作面长度160m。因工作面中间有一条斜交正断层，落差4～6m，倾角57°。在断层以下另施工新切眼，将采面分上下段回采。上段工作面回采推进到断层时，将工作面设备及支架搬到下段新切眼安装回采。4.3.2工作面撤面、安装方案从工作面中部分段往上下二端头进行回撤支架，利用运输巷、轨道巷同时下放设备及支架运输到下段工作面新切眼，一次可以分2组同时作业，分别回收支架或设备到工作面新切眼。从新切眼中间往运输巷、轨道巷后退的同时进行安装。采煤机升井检修后，提前运送到安装位置，当支架及刮板输送机安装到采煤机摆放位置有足够位置时，便可以安装采煤机。支架和刮板输送机安装完后，进行试运转工作。4.3.3工作面回收设备及支架的顺序（1）工作面需回撤的支架及设备ZY2800/10/23型掩护式液压支架108台，SGZ-730/220型刮板输送机1台，MG-150/375型采煤机1台，运输巷SGB-630/220型刮板输送机1台和SP-80型带式输送机1台。（2）安装绞车及轨道铺设工作面采到终采线后，在工作面运输、轨道巷分别安装提升绞车，如图4-1所示。图4-1110208安装、回收绞车安装布置在轨道巷侧回撤SGZ-730/220型刮板输送机的机尾架和采煤机，在运输巷侧同时进行缩短带式输送机和整体移动SGB-630/220刮板输送机到新切眼以下，运输巷的设备回撤完后，在回撤工作面的运输巷到新切眼段安装轨道。（3）设备装运及滑道铺设从工作面两端向中间逐步回收采煤机、刮板输送机等设备到新切眼，并按顺序摆放好。工作面回撤刮板输送机后，再回撤工作地点铺设轨道。（4）支架回收及临时支护回撤支架时，从工作面中部的58号架往两巷回收，从运输巷侧回收58架支架，从轨道巷侧回收50架支架，用58号和57号支架分别作为往两巷后退回收的掩护支架。在回撤支架过程中，为了保证抽支架时有足够的空间，用3m长的工字钢梁配合单体支柱在未撤支架侧的采空区支设3棚临时支护，棚距为0.8m，柱距1.2m，一梁三柱支护，临时支护随着支架的回撤后退支护，如图4-2所示。（5）回撤支架过程中的通风瓦斯管理为了防止回撤支架过程中瓦斯超限，在支架撤出的采空区内每隔3m支设一个木垛，并且在木垛与煤壁之间支设木棚支护顶板，棚梁1.8m，棚距1.0m，一梁三柱支护，棚梁和棚腿采用直径200mm的圆木，确保工作面通风。图4-2支架回收示意4.3.4重开切眼设备及支架安装方案（1）安装准备工作安装前在新切眼内确定第一个支架的安装位置，然后按115m的间距标识定支架位置安装时对位安装。刮板输送机、电缆架放在安装位置靠煤壁摆放好。回收支架时将煤机升井检修，检修结束后及时运到新切眼安装。（2）安装顺序从第57号支架往运输巷方向后退按顺序安装支架，同时从第58号支架往轨道巷方向后退按顺序分组安装支架。安装好5个支架后便可同步安装工作面SGB-730/220型刮板输送机。随着支架和输送机的安装逐步回撤轨道，连接安装好的支架的液压管路。当支架和输送机安装超过煤机的摆放位置后，可进行煤机安装。输送机安装完毕，即进行试运转工作。冒沙煤矿4842工作面上段于2007年7月6日中班回采结束开始收面，至2007年7月19日中班安装结束进行试机，收面及安装共用14d时间，创造了回撤和安装支架8台/小班、回撤和安装支架23台/d的好成绩，比常规的搬面方法提前了11d。缩短了搬面工期，赢得了时间，获得了效益。充分利用劳动力平行作业，提高工时利用。缩短了搬面时间，为搬面期间的瓦斯治理争取了时间。但搬面、安装期间需占用较多的设备。5总结（1）缩短过断层的时间，保证迅速恢复生产能力。综采工作面在遇到断层时，如果不迅速通过，势必会影响生产和经济效益。采用适当的工艺，将断层部分甩掉不采，仅对下部设备进行倒安装，上部设备不需要长时间的安装和调试就能够迅速恢复生产，在较短的时间内，即形成生产能力，在采到新小面时，由于下部主要设备已安装准备好，只需要很短的时间对接调试，就又可以恢复生产，减小了过断层对生产时间的影响。（2）有效地保证了回采率，提高了煤质。在回采中既要保证正常的生产效益，保证煤质，又要保证煤炭回采率。在遇到断层时，如果将断层部分用传统工艺回采出来，就会降低煤质，影响正常的生产效益，如果在断层倾向边缘重开整体切眼，将断层部分和上部煤层都丢掉不采，就浪费了煤炭资源，降低了该工作面的回采率。该工艺将含断层部分甩掉，既保障了回采率，又提高了煤炭的质量。（3）降低劳动强度，增加安全系数。传统的炮采，由于需要人工打眼放炮，劳动强度大、生产效率低，对工作面的支护和采动影响较大，安全系数降低；如果采用机组强力割矸，会造成机组设备的损坏，由于割煤断面的不规矩，使推溜移架困难，提高劳动强度，降低安全系数。相比之下，该工艺的倒装工作生产劳动比较低，容易保障安全。参考文献：[1]杨剑山，贺启录.综采工作面过落差7m走向断层技术研究及应用[J].中州煤炭，2007（1）.[2]张敏，常传强.浅谈综采工作面过断层的几点成功做法[J].山东煤炭科技，2007(1）.[3]王传身，付彬.综放工作面过断层技术研究与实践[J].煤矿现代化，2006(3）.[4]陈昌荣.地质学基础，中国矿业大学出版社[M].1993.[5]张效春.综采工作面过断层、过冲刷技术及有关参数的确定.山西煤炭，200525(4）：33-35.[6]宋延力，魏巍.回采工作面过断层的处理方法[J].山东煤炭科技，2005(4）：6-7.[7]樊继强，赵军.综采工作面过断层开采技术探讨.山东煤炭科技，2002(1）：47-49.翻译部分英文原文Exploitationofdevelopedcoalminepillarsbyshortwallmining—acaseexampleA.Kushwaha,G.BanerjeeCentralMiningResearchInstitute,BarwaRoad,Dhanbad826001,Jharkhand,IndiaAbstract:Theshortwallminingtechniqueissimilartolongwallminingbutwithshorterfacelengths,rangingbetween40and90m,withtheaimofcontrollingthecavingnatureoftheoverlyingupperstrata,theloadonsupportandtheoveralloperationofthesupportsappliedattheface.Fieldobservationsandthree-dimensionalnumericalmodellingstudieshavebeenconductedforthelongwallpanelextractionofthePassangseamatBalrampurMineofSECLtounderstandthecavingbehavioroftheoverlyingupperstrata.AlargeareaofthePassangseamadjacenttothelongwallpanelshasalreadybeendevelopedviabordandpillarworkings.Inthispaper,numericalmodellingstudieshavebeenconductedtoassessthecavabilityoftheoverlyingstrataofthePassangseaminthemineoverdevelopedbordandpillarworkingsalongwiththesupportrequirementatthefaceandintheadvancegallery.Thecavingnatureoftheoverlyin