采礦08-1設計虎煤礦題目1.5Mt

一般部分為耿村煤礦1.5Mt/a5.39km4.87km2.52km15.21km22-18~12，平均總厚度為8.69m。地質條件較為簡單4.94m3/t4.27m3/min，為低瓦斯礦井。一般部分共包括10章：1、礦區(qū)概述與地質特征；2、境界和儲量；3、礦井工英文題目為：RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer 并列式 分列式；綜采放頂Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationpart.ThegeneralpartisanewdesignforGengcunmine.GengcunmineislocatedinYimawesternSanmenxiaminingareainMianchiCounty,North3.2kmfromMianchiCounty,northeast15kmfromYima,west53kmofSanmenxiaCity,East69kmfromLuoyangCity,convenienttransportation.Theumlengthofthecoalfieldis5.39km,andtheminimumlengthofthecoalfieldis4.87km,Theumwidthofthecoalfieldis3.65km,andtheminimumlengthofthecoalfieldis2.52km,andthetotalareais15.21km2.Thethirdarethemaincoalseams,anditsdipangleis8~12degree.Thethicknessofthemineisabout8.69minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare177.93milliontons,andtheminablereserves119.09milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.5milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis56.71years.Thenormalflowofthemineis45m3perhourandthemaxflowofthemineis176.8m3perhour.Therelativeminegasgushis4.94m3/tandtheabsolutegushis4.27m3/min,soitisalowgasmine.Themineisadoublelevelstodevelop.ThecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theprophaseventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform,andthelateventilationmodeofthismineisdiagonalform.The“three-eight”workingsystemisusedintheTunliumine.Itproducesfor330daysayear.Thedeneraldesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.Thetopicofspecialsubjectpartiscrossminingdriftwallrockdeformationregularityandsupportingtechnicalysis,thepaperyzestheacrossadoptdriftwallrockdeformationandthefactorsaffectingthedeformationregularity,andfromacrosstheroadwaydeformationcausedbymining,ysesthefactorsinrecentyearsinthecrossofroadwaysupportingtheoryandtechnology,fromengineeringexampleyzedthegruntingreinmenttocrossminingroadwayeffect.TranslationpartisaboutrelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer.TheEnglishtitleis“RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer”.:Shaft;Doublelevel;Panel;Centerjuxtaposeventilation;diagonalform;full- 礦區(qū)概 礦區(qū)地理位 礦區(qū)氣候條 礦區(qū)的水文情 地質特 煤系地 水文地質特 煤層特 可采煤 煤的特 2境界與儲 2.1境 2.1.1范 2.1.2尺 礦井工業(yè)儲 儲量計算基 地質勘 礦井工業(yè)儲量計 礦井可采儲 安全煤柱留設原 礦井保護煤柱損失 礦井設計可采儲 礦井工作制 礦井設計生產能力及服務年 4開 4.1開拓的基本問 井筒形式的確 井筒位置的確定采（帶）區(qū)劃 工業(yè)場地的位 開采水平的確 礦井開拓方案比 礦井基本巷 井 開拓巷 井底車場及硐 主要開拓巷 煤層地質特 帶區(qū)位 帶區(qū)煤層特 煤層頂?shù)装鍘r石構造情 水文地 地質構 帶區(qū)巷道布置及生產系 帶區(qū)準備方式的確 帶區(qū)巷道布 帶區(qū)生產系 帶區(qū)內巷道掘進方 帶區(qū)生產能力及采出 帶區(qū)車場選型設 帶區(qū)車場的形 帶區(qū)車場的調車方 帶區(qū)主要硐室布 采煤工藝方 帶區(qū)煤層特征及地質條 確定采煤工藝方 回采工作面參 回采工藝及工作面設備選 采煤工作面支護方 端頭支護及超前支護方 各工藝過程注意事 回采工作面正規(guī)循環(huán)作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道參 概 井下設計的原始條件與數(shù) 距離和貨載 井下系 帶區(qū)設備選 設備選型原 帶區(qū)設備的選型及能力驗 運煤設 礦井提升概 主副井提 主井提 副井提升設備選 礦井地質、開拓、開采概 礦井地質概 礦井通風系統(tǒng)的確 帶區(qū)通風系統(tǒng)的確 礦井通風容易與時期的確 帶區(qū)及全礦所需風 采煤工作面實際需風 掘進工作面實際需風 硐室需風 其它巷道需風 礦井所需總風 風量分配及風速驗 全礦通風阻力的計 礦井通風總阻力計算原 礦井最路 礦井通風阻力計 礦井通風總阻 礦井通風設備選 主要通風機選 電動機選 主要通風機附屬裝 防治特殊的安全措 預防瓦斯的措 預防煤塵的措 預防井下火災的措 預防井下水災的措 參考文 專題部分特厚煤層綜放開采提高采出率技術分 綜采放頂煤技術的發(fā)展與現(xiàn) 我國對綜采放頂煤的貢 頂煤冒放性評 技術裝 改進綜放工作面放煤工藝及降塵技 工作面資源損失組 正常損 損 區(qū)段或分帶煤柱損 綜采放頂煤資源損失分 正常損 損 區(qū)段或分帶煤柱損 綜放面頂煤冒放性評價及分類方 頂煤冒放性評價指 頂煤冒放性分 綜采放頂煤的巷道布置要 開拓巷道布置要 開拓巷道布置要求準備巷道布置要 回采巷道布置要 小環(huán)節(jié)設計施工要 放礦理論（規(guī)律 放礦橢球體理 放礦橢球體參 放礦橢球體的運 頂煤的破碎過 頂煤破碎過 頂煤破碎的作用因 采放 放煤步 支架選 放煤方 工人操 減少放煤損失的措 正常損 損 煤層注水軟化致裂技 技術原 技術關 工程實 深孔預裂技 技術原 技術關 深孔參 工程實 翻譯部分 RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotection ~礦區(qū)概述及地質特黃河陳曹張3堂果陜3.2km黃河陳曹張3堂果陜1-11-1)19572004年資料：氣溫－18．7℃（1969130日7月份能達到24℃～27.80．5℃～5．11064593112510均為700.2mm。月最大降水量為301．4mm（1982年8月各月平均降水量7月份最79天。蒸發(fā)量：年均1951.0 ，最大2368.7mm，最小1583.3mm，月均最大蒸發(fā)293mm（6月81mm（1月5～9月以東～東南風為主104月以西～3.3m/s16m/s，西北風對本本區(qū)屬流域洛河水系，地表水體不發(fā)育，僅北緣2km處有澗河從露頭外流過，高在+510～+640m135.5m600m左右。細和合理（表2-1。現(xiàn)就鉆探所到的地層由老到新分述如下： 149隊 -山西KJJJJ中下J統(tǒng)J延延譚石下段區(qū)內僅發(fā)育中上侏羅統(tǒng)，其侏羅統(tǒng)為主要含煤地層（見圖2-1義馬組為本的主要含煤地層主要由碎屑巖泥巖和煤層組成厚25.12m～127.10m，74.6m。該組地層與下伏三疊統(tǒng)潭莊組呈角度不整合接觸。該段巖層厚度變化較大，0～39.45m，13.10m31.89～76.66m，JＳ22-30～26.57m，10.44m，在平面上呈北厚JＳ１砂巖，位于JＳ2之上的巖層， 厚由0～47.26m，平均厚為24.67m，主要由灰主要標志層(Jk14.04～42.64m，24.19m。巖和粉砂巖具水平和緩波狀層理內普遍受到后期剝蝕保留不全淺部有的剝蝕殆盡，0～10.5m4～6m。煤層，本大部分不可采，有23個孔見煤，平均煤厚中侏羅統(tǒng)馬凹組，內僅有22個鉆孔穿過完整層，其中、兩孔因斷層變厚外，其余孔厚課題組在耿村東界實測的東孟村─王圪塔實測剖面為190.88m，其巖性特征為：，3～10cm，磨圓度較好，鈣質及泥質膠結。5～50cm5～30cm，砂泥質膠結。1980年江蘇煤田四隊在下部泥巖中采有孢粉樣，其組合特征是:（1）以蕨類孢子為主，CyathiditesminorcaustraliaDectoidosporasp.Cycadopites（3）2%。銀杏類花粉不發(fā)育。上侏羅統(tǒng)(J3統(tǒng)計，鉆孔厚度0～317.13m，平均厚度168.60m。與下伏中侏羅統(tǒng)呈平行不整合接觸。15mm，150mm，膠結類型多為孔隙式填隙物多為泥質，膠結物為鈣質。本區(qū)屬暖溫帶大陸性半干旱季風氣候，夏季炎熱，冬季寒冷，年最大降雨量1013.6mm，最小244.6mm，平均700.2mm。7～9月份約占全年降雨量的50％以上。區(qū)內溝谷，地形起伏較大，地表水體相對較少。礦區(qū)西南部湖家灣水庫為地表相對穩(wěn)定水體；主要河流南澗河呈東西向自西向東流經(jīng)礦區(qū)北部，旱季主要排泄工業(yè)、礦坑與生活廢水，雨季主要排泄大氣降水，暴雨時可形成洪水流。區(qū)內主要含水層(組)自下而上主要有：中侏羅統(tǒng)底部砂、礫巖段含水組，中侏羅統(tǒng)2-主要含水層除第四系砂礫卵石層和第三系含礫泥灰?guī)r滲透系數(shù)較大，分別達1.5～206.1m/d1.227m/d0.05m/d。0.07L/sm。中侏羅統(tǒng)底部，主要為灰黑至淺灰色砂礫巖，含礫中粗粒砂巖、細砂巖或泥巖，厚0～30.45m，一般13.10m，在西南部，砂礫巖相變?yōu)樯百|泥巖，據(jù)抽水試驗2-32-1～細～中粒長石石英砂巖、石英砂巖，粉砂巖，中夾2-2煤層，鈣質、硅質和泥質膠結，緩波K=0.00551～0.38m/dHCO3-CaMg、HCO3-Na2-12-22-3 )砂、礫巖含水層（組7.05～21.9m，一般15m，單位涌水量q=0.00819～0.00622L/sm，滲透系數(shù)HCO3－CaMg、HCO3-Na次棱角狀，膠結物以砂質、硅鈣質為主。北部大面積剝蝕，向深部厚度逐漸增大。鉆可直接或間接的接受大氣降水的滲入補給，鉆孔耗水量0.20～8.61m3/h，地表泉水多出現(xiàn)于0.1～0.2L/s，3.496L/s，為潛水～承壓水含水層。第三系泥灰?guī)r、礫巖含水層（組所充填。該含水組在內僅局部發(fā)育，與下伏地層呈角度不整合接觸。厚度變化大0.5L/sm，抽水試驗：q=0.029～5.679L/sm，K=1.504～206.113m/d，HCO3～CaMg1-22-14.46～46.64ｍ，JＳ22-10～26.57m，10.44m，在平面上呈JＳ１砂巖，位于JＳ2之上的巖層， 厚由0～47.26m，平均厚為24.67m，主要由灰1-22-16.57—復8-19.6%，0～0.30%，1-4)。1-3各煤層凈煤含量各煤層凈煤含量2-181.綜

1-6)。內各煤層原煤和精煤灰分產率、灰成分、灰特征見表1-5、610.8～36.9%17.4%5.87%15.97～20.71%17.16%價該煤層應屬低～10.10～30.00%17.90% 中灰外，其余變化幅度都較大為低～1-7SiO22-11-253.63%52.83%17.10%17.96%。Fe2O312.14～16.74%TiO20.95～1.19%1.06～1.09%。CaO：5.12～11.95%之間，2-16.24%。MgO：1-23.04～3.57%，3.30%，2-13.96%3.85%。SO3：1-22-10.98%2.69%1-7。1-52-21-72-1原%℃T2-11220℃；1100～1270℃，2-11262℃。①揮發(fā)份39.15～42.9%37.34～43.53%，各煤層差別也較小。②固定碳2-1，46.43～48.72%，47.71%。1-8。 CHNO4.63%，碳(C)：66%77%12.92～17.07%，15.34～16.62%。1-6、1-91-101-92-3pso 生產煤層煤樣硫分測定結 分2-1燥基全硫，鉆探煤芯煤樣分析0.85～3.33%，平均1.78%，屬特低～0.19～0.41%，0.30%。①0.0022～0.0042%之間。1） 磷砷2-1各煤層發(fā)熱量見表1-12，由表1-12可知，原煤干燥基發(fā)熱量各煤層在30MJ/kg上述特征說明，內各煤層多屬中等發(fā)熱量煤 2-1260～290℃之間。 2-1℃公司曾對相鄰礦井千秋礦及躍進礦的2-1煤進行十三個不同配焦方案的試驗，在有肥氣煤低溫干餾焦油產率1-14)。1-14低溫干餾試驗一覽表低溫干餾牛焦油總水分氣體加損失2-1151-15稱反應性%%性（1）1450℃（2）1500℃二1-16,1-17。 篩分析鑒定成果各級產（㎏W煤50-煤25-煤13-煤（手選6-煤（手選3-煤（手選0.5-煤（手選0-煤（手選0-煤（手選 去>506809.51-2，2-1859201-172-1項目 2-11-1-18項煤目精煤回收率中煤突出率<1.4<1.51.4～1.81.5～1.82-1良優(yōu)1-192-1天15353060重量重量重量稀硝基腐植酸產率通過稀硝酸氣解試驗結果，該煤種作為1:0.41-201-20（網(wǎng)目（（分鐘在延深勘探時利用煤芯樣測定各層煤總腐植酸含量為2.99～4.41%，無利用價值6)根據(jù)相鄰礦千秋礦在延深勘探時利用煤芯樣測定各層煤苯萃取物含量為0.52～（GB5751-86）Vdaf>37%PM>30～50%、恒濕無灰基發(fā)熱量>24MJ/kg，則劃為長焰煤。因此，本各煤層均屬長焰煤類各煤層煤質特征基本相似，以作動力用煤為主，原煤低位發(fā)熱量Qnet為17290～10～20%6.55%，硝酸增添量在1:0.4左右，但對于各煤層之配煤量能否增加，硝酸腐植酸的經(jīng)濟價值尚需進一步研究。CO21-21精度原煤透光率YCHW﹪㎜﹪﹪﹪﹪﹪﹪2-煤22 MAV（）St,SiO（）Al2OFe2O 膨脹系含量47利用煤矸石作發(fā)煤矸石是一種可燃物質,熱值在400kJ/kg以上可用作發(fā)電，矸石的利用不僅能夠kW1998年發(fā)電。矸石磚是以低發(fā)熱量煤矸石為主要原料,矸石中的碳作為燒內燃磚的有顯著的節(jié)能方面已邁出了重要的一步。煤矸石燃燒后稱為過火矸(紅矸),是生產水泥的良好材料。利用過火矸生產的水泥與普好、質量高。公司水泥廠利用過火矸這一天然條件生產矸石水泥,創(chuàng)造了可觀的經(jīng)濟效煤矸石可以成為很好的筑路材料。義馬交通發(fā)展前景廣闊,用煤矸石來作路面路基大有1000m2矸石路基造價比碎石灰土結構節(jié)省3260元,因此,用煤矸石來作路面路基原料是切實可行的。直接利用可分為和地面處理兩大類,處理主要是用于采煤采空區(qū)做填料。地面處理矸石范圍很廣,可以回填廢礦井、露天礦廢礦坑、塌陷區(qū)、沼澤地、復地造田此外,煤矸石可作為工業(yè)填料(SAC)應用于橡膠、塑料、涂料和建筑防水料中,代替輕質碳酸鈣、炭黑、硫酸鋇等常用填料,并起改良性能的作用。把煤矸石與制氮、磷、鉀的化總之,煤矸石是一種很好的自然資源,在煤炭開采中棄之為害,用之為寶。同時,煤矸石的綜合利用從環(huán)保角度考慮是勢在必行。因此,積極探索合適的利用技術,開展煤矸石的2境界與儲2.1境2.1.1范3.2km，東北距義馬市34°42′30″～34°44′0″；主井坐標：X=.360，Y=.014，Z=537.202-12.1.2尺

圖2-12-1煤層賦存狀況示意長度為4.87km-5.39km,平均長度為4.95km,水平寬度為2.48km-平均為2.97km，煤層傾角8-12度，平均10度，傾斜寬度2.52-3.65km,平均為3.02km,的15.21平方公里根據(jù)本礦的地質勘探報告提供的煤層儲量計算圖計算0.70m，原煤灰分0.05m時，與煤分層合并計算，復雜結構煤層的夾50%時，以各煤分層總厚度作為儲量計算厚度；601986該階段共施工鉆孔三個(孔號為八－2、八－3、八－4)，778.52m，因煤層采取率30％，又無電測驗證，無封孔資料，定為廢孔。工程量4941.5m，累計穿煤層39次，煤層總厚243.02m，煤芯總長199.90m，平均采取率83.28％，42012-3420421°129m該階段工作始于1965年7月，中南煤田地質局127隊于1966年5月提交了《省澠池縣楊、孟精查地質報告，在耿村共施工鉆孔11個，總進尺1447.16m，累計穿煤水文地質測量12.5km2。1966年10月12日中南煤炭管理局以(66)中南煤地審10號文批根據(jù)煤炭工業(yè)部(83)煤生字159精神，結合耿村煤礦開拓延深需要，經(jīng)省煤炭《義馬礦務局耿村煤礦深部生產補充勘探地質報告》，共施工鉆孔25個，鉆探總進尺12237.61m45005.37m447.62m89.32%172-31410999.6全部為甲、乙級孔。查明了各煤層賦存特征、分布范圍和厚度變化。經(jīng)采掘存在問題主要是：2-1、2-22-3；2-3F16位置。綜上所述，內歷經(jīng)普查、詳查、精查、補勘四個階段，先后共施工鉆孔55個(其中可靠，局部煤厚變薄和增厚以及較多的小斷層和小褶皺尚屬正常。2-1地質塊段法就是根據(jù)煤層傾角和厚度大體一致的原則，將劃分為若干塊段，在圈定42-2所示。

2-24Z(mS/cosA)4

(2- ii mi—i塊段煤層平均厚度，m；Ai—i塊段煤層的平均傾角，°2-12-1 (2-表2-1塊段儲量計算19234——20mII級保護建（構）15m寬圍護帶。落差超過100m的斷層保護煤柱寬度50m，境界煤柱寬度為50m2-2。2-2井型（占地面積指標（公頃/102401）境界保護煤 (2-2）1.5Mt/a2-20.12km2，故可取工業(yè)場地為300m×400m的長方形。工業(yè)場地按II級保護留帶，寬度為15m。 (2-2-4損失量

(2-75%。330（16150萬噸/年。9噸底卸式提升箕斗，本礦井煤塵具 性瓦斯含量相對較高，屬于高瓦斯礦井，水文地質條件較簡單。 （3-其中：T A礦井的設計生產努力，150萬噸/ 則：T=119.09×100/（150×1.4）=56.71（年5）56.71年。3-1（6004開本開拓方式的選擇，主要考慮到以下幾個因素本瓦斯及涌水比較小,對開拓方式的選擇影響不大+600m4-1。4-11環(huán)節(jié)和設備少、系統(tǒng)簡單、費用低245受地形影響有足夠儲量的山嶺1井筒施工工藝、設備與工序比較簡單，掘1內煤層埋藏不深，表土層不232厚，水文地質條件簡單，井筒不需要特殊法43施工的緩斜和傾斜煤1井筒施工技術對不利于平硐和斜井的地形地質條件都可考慮2沿的有利位儲量呈不均勻分布時，應布置在儲量的，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼，可使的井下工作量最小，通風網(wǎng)路較短，通風阻力小井筒沿傾斜方向的有利位附近有河流或水庫時要考慮避免一旦決堤的及防洪措施水源、電源較進，礦井鐵路線短，道路布置合理本礦井長度較大地勢起伏較大,主副井筒布置在儲量工業(yè)場地的位置選擇在主、副井井口附近，即中部2-3工業(yè)場地占地面積指標，確定地面工業(yè)場地的占地面積為12公頃，形狀為矩形，長邊垂直于。根據(jù)制圖規(guī)范1：5000的圖按300m*400m繪制。2-1煤層，2-110度，煤層埋藏最深處200~350m300m左右。4-2方案三：立井單水平，主井為立井，副井為斜井，布置 ，大巷布置在巖層中。水平布置在+200施工速度慢，開拓費用高。采用斜井提升時，施工速度快，費用低。各有優(yōu)缺點還要進方案三單水平主立井副斜井 4-2/元費用(萬元0.424 總費用(萬元計（2008年版）4-3～4-8?；鶐r基巖段基巖段4-4項 方小小總4-5項 方小小總煤量/提升高度費用/時間服務年限費用/費數(shù)量服務年限費用/煤量/提升距離費用/時間服務年限費用/費數(shù)量服務年限費用/合計/4-8費用/百分率費用/百分率4-8位于工業(yè)場地之中，擔負礦井1.5Mt/a的煤炭提升任務。井筒中裝備多繩16450mm35.6m2164-2的提升；兼做進風井。有足夠的安全間隙；分別有一躺輸水、排水管路和兩躺主干動力電mm4-3。3）6.0m28.26m2，采用鋼筋混凝土支4-74-14。巷。為便于在巷道交叉時架設風橋等構筑物，大巷位于，沿布置，坡度控制在3‰以內軌道大巷均為錨噴支護半圓拱斷面局部錨索組合梁支護噴射厚度120mm。4440mm3820mm14.8m2。4-54-6礦井為立井開拓，煤炭由膠帶機至井底煤倉，再由箕斗運至地面；物料經(jīng)副立井運至井底車場，4-24-8 1.816t6.5 61533.1845044.185044.18 4-3 井型1.81t1t礦車雙層四車寬罐籠井徑7.2井深625井積40.175001000~140066.4778.54斷面 凈凈進斷面 凈凈進外露長式排間 軌道 圖4-6軌道大 斷面 凈凈外露長排間（2005年版）4.2.1要求：井底車場布置形式應根據(jù)大巷大巷采用固定式礦車時，宜采用環(huán)形車場（2005年6°的下山、7°斜井與-200m水平大巷相接，由于這兩段斜巷較長，故此時井下矸石、24-102）牽引方系列礦車。礦井生產牽引車選用XK8-6/140-2KBT防爆特殊型蓄電池電機車，其尺寸為4850×1052×1600151.5t礦車組成。（2010年版）1000m3/h以下時，主8h的正常用水量。 (4-1）大 (4-c—1040mm。則大巷凈寬度為 4-20。回風石門選用的斷面與大巷相同 (4-a—300~500mm765mm； 各主要開拓巷道的斷面尺寸，均按設備的外形尺寸以及《煤礦安全規(guī)程（2010年版）1920條有關安全間隙的要求而確定，并按通風要求驗算其風速，驗算結果見圖4-11大巷斷面表4-19大巷斷面特征斷面 凈表4-20大巷每米工程量及材料消耗量計算掘進工程量//鐵Ⅲ4-124-21斷面 凈4-22計算掘進工程量//鐵Ⅲ21310分帶為首采區(qū)，設計如下：帶平均長1397.7m。設計首采區(qū)（北三帶區(qū)）位于北部，大巷的北側。46.70%45.80%9.6%0～0.30%。6.57～10.66m右。2-1煤層可采性系數(shù)km0.96，煤厚變異系數(shù)=63.76%，為結構復雜的較穩(wěn)定煤層。煤層5-1。5-12-1煤層總厚煤層傾角變異系數(shù)6.57—復1帶區(qū)平均瓦斯相對涌出量較小。煤塵具有性，有自燃傾向性頂板巖性有兩種情況，在淺部和中部+300m以上，頂板為灰白色薄層細中粒長石石5-2)，2-1ⅢQ-Ⅴ級中等堅5-2孔巖比強度強度號性重率%率%Ⅲa最小244.6mm平均700.2mm7～9月份約占全年降雨量的50％以上區(qū)內溝谷地形起伏較大，地表水體相對較少。礦區(qū)西南部湖家灣水庫為地表相對穩(wěn)定水體；主要河流南澗河呈東西向自西向東流經(jīng)礦區(qū)北部，旱季主要排泄工業(yè)、礦坑與生活廢水，雨季主要排泄大氣降水，暴雨時可形成洪水流。1）巷道布置簡單，巷道掘進和費用低、投產快2）系統(tǒng)簡單，占用設備少，費用少長距離的傾斜巷道，使掘進及輔助、行人比較9章通風設計確定工作面采用一進一回的布置方式，每個工作面共布置兩條斜3mm3mBB=168.5（m21310工→21303U，帶區(qū)內分帶斜巷鋪設B=1000mm的膠帶輸送機煤炭到大巷膠帶機，集中車場出來，經(jīng)輔助大巷到回采工作面的輔助斜巷，再到工作面。，5-1

圖5-1巷道布置帶區(qū)生產系統(tǒng)包括運煤系統(tǒng)、輔助系統(tǒng)、通風系統(tǒng)、排矸系統(tǒng)、供電系統(tǒng)、排水系煤由工作面刮板機→斜巷機、破碎機→斜巷膠帶輸送機→大巷膠帶輸送輔助系輔助大巷→工作面軌道斜巷→工作帶區(qū)21310工作面路線為副井→軌道大巷→213101巷→21310工作面→213102巷→膠帶大巷→風圖5-2通風系統(tǒng)路線通風系統(tǒng)路線如圖5-2膠帶大巷巷道沿煤層底板掘進，礦井投產后，基本不產生矸石；軌道大巷在煤層底供電：地面變電站→副井→變電所→軌道大巷→輔助斜巷→工作2131026213102巷低洼處建一水窩，水由工作面排到55KW水泵，一臺使用，一臺備用。水流方向：工作面→213102巷→輔助大巷→副井井底水倉→地配合；部分巷道采用掘巷道快速掘進技術，主要通過實現(xiàn)FD-Ⅱ2×55KW局扇，5.2。1）t/a表示。2.5m6.19m1:2.48330天。 (5-C1—0.95；C2—0.75；n—45-1 (5-K2—1.1；5-21.50Mt/a1.82Mt/a（2）帶區(qū)采出率=帶區(qū)實際采出煤量/帶區(qū)工業(yè)儲量×100%帶區(qū)內工業(yè)儲量為：28.56帶區(qū)內實際采出煤量為：21.97=21.97/28.56×100%=根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》規(guī)定：采（帶）0.75，中厚煤層不5-2礦車進行輔助。5-21-膠帶大巷2-軌道大巷3-材料斜巷4-絞車房5-帶區(qū)軌道斜巷6-絞車房回風根據(jù)《采礦工程設計手冊》關于帶區(qū)煤倉容量的計算，煤倉容量為輸送機0.5h的運量。 300mm (5-L—割煤機半小時運行距離，120m4m/minC1—0.95；C2—0.75；25m3.48m961.63t。3~4.5m4m。井 變電所至首采帶區(qū)的供電系統(tǒng)電路壓降不大，故首采帶區(qū)不布置帶區(qū)變電所8.69m101.40t/m3。帶區(qū)，煤塵具有性。根據(jù)勘探報告，二1煤不易自燃，地溫、地壓均正常。45m3/h176.8m3/h術發(fā)展現(xiàn)狀，結合開采技術條件，設計認為2-1煤可供選擇的采煤工藝主要有：一次采93~97%以上。2種回采工藝的特點，分層開采綜合經(jīng)濟效益差，不利于礦井實現(xiàn)高產高效，1.6m，即為兩個個采煤機的截深。133m的護巷煤柱。工作面斜巷采用沿空掘巷方式。共布置兩條斜巷：一條進風兼輔助，一條回風兼運3.0m。3m寬的護巷煤柱。6-1。6-11西安煤礦機械23中煤張家口煤礦機械公35m左右。②推移輸送機機頭（機尾：將輸送機機頭（機尾）③回刀：再次調換兩個滾筒的上下位置，向機頭（機尾）（機尾6-1 2

A-A-AAAA2A-2A-2A-AA2AA-6-1根據(jù)理論推導及我國放頂煤工作面開采的實踐確定放煤步距時可借鑒如下經(jīng)驗 (6-M—h—0.3m0.2L=0.2×[(8.69-0.3]=1.18m1.6m。放頂煤工作面放煤順序、次數(shù)和放煤量的配合方式稱為放煤方式。打開放煤口，一次將能放的煤全部放出稱單輪放煤；每架支架的放煤口需打開多次才能將頂煤放完的則稱為多輪放煤。放煤方式可以分為順序放煤和間隔放煤。順序放煤是指按支架排列順序，依次打開放條件下，單輪間隔放煤可以同時安排兩個甚至1、3、5等，而后放偶數(shù)號支架頂煤。 (6-f—1.4；D—330代入數(shù)據(jù)可得 (6-B—0.8m；γ— (6-Hw—0.6~0.70.65。0.5~10.6倍來選擇，并且滾筒直徑應符合標準系列。根據(jù)最大采2.5m1.5m1.6m。MG300/730-WD16-2。6-2mmmVt有一定的備用能力外形尺寸和牽引方式與采煤機相匹配機長度與工作面長度相一致 (6-Kc—1.2；730kW730kW160m160mSGZ800/800250m，210m2×400kW1500t/h，可以滿足生產的需要。其主要技術6-3。6-3中煤張家口煤礦機械公mV機、破碎機及膠帶輸送機選型詳見第7章井下部分置端頭架3架，中間架106架，共計112架。放頂煤支架技術特征見表6-4。表6-4支架主要技術特mmmt

(6- (6-S1—0.2m；S2—200mm；a—b—50mm則支架最大支護高度為：Hmax=2.5+0.2=2.7m，支架最小支護高度為：Hmn=2.5-0.2-0.05-19962II~III式中：M—

(6-γ—6-5。表6-5液泵站技術特征壓力功率電壓容積3~5架后開始移架，邊移滯后采煤機10~15m推移刮板輸送機，工作面順序逐架推移刮板輸送機，推移步距為3.5mπ型鋼邁步抬棚，一梁三柱。6-6mmmt兩巷自工作面煤壁向外0~30m范圍內必須超前支護，采用DZ35-20/110Q型單體支要上好繩并將單體支柱與頂網(wǎng)或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。1.8m0.8m2.0m安檢工必須經(jīng)常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發(fā)現(xiàn)安全隱患及時處理；工作面的橫川內50m70m以外。200mm顯錯差（1/3200mm。350~550mm之間；移架過程中100mm10個架，距采煤機大50m，清煤人員必須面向機尾注意刮板輸送機、頂板、煤幫情況，以防發(fā)生意外。3當巷道及兩頭出口頂板破碎時，應架棚。架棚必須是一梁三柱，并且有戧柱。單體柱要支正、升緊，嚴禁出現(xiàn)三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦發(fā)現(xiàn)要立即更換。在機頭架棚時必須閉鎖三機。在各點落煤處加設緩沖裝置5m/min150~200mm機組要掌握好采高，嚴禁割底割頂各級機嚴格把關，雜物（板皮、木料）進入運煤系統(tǒng)頂板及礦壓觀測措礦壓監(jiān)測由班長及驗收員完成，每班班后記錄在礦壓觀測記錄表上，并交相關循環(huán)，日進四個循環(huán)。24h6-76-722262226446機1端頭2224811131124 (6-C1—0.95；C2—0.75。120.83元/t。6-86-81m2m3°4m5m6-7m89mt個2tmm3/萬8發(fā)/t/%元3m斜巷斷面均為5.0m寬，3.0m高。斜巷采用膠帶輸送機運煤，軌道斜巷采用齒軌車Ф22-M24-2800mm7700×800mm②鋼帶：M54.8m150mm30⑤螺母及墊圈：80～120N·mM150×143×8mmZ23601675mm300N·m。Ф21.8-6300mm1600mm④螺母及墊圈：OVM140×100×15mmK2360型（里端Z23602875mmФ22-M24-2500mm5800×800mm②鋼帶：M42.8m12150mm間隔有效連接。30⑤螺母及墊圈：80～120NmM150×143×8mmZ23601675mm300N·m。個別地段根據(jù)需要可增設點柱巷道幫頂肩角處錨桿適當垂直煤巖面，也可帶一定角度。幫頂錨桿扭矩不低于850mm圖6-3回風斜巷斷面 井下設計的原始條件和數(shù)據(jù)見表7-1表7-1井下設計的原始條件與數(shù)123h4d5m6°789低煤塵有870m4330m。6545.56t，掘進面日產量756.2t，運煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要大于各工作面的生產能力1）方2KBT防爆特殊型蓄電池電機車牽引礦車，礦井向兩翼開拓延深后選用CK-66型防助采用SQ系列無極繩連續(xù)牽引車牽引1.5t固定箱式礦車、1.5t材料車、1.5t平板車、5t平板車、10t20t平板車。2）系井下系統(tǒng)包括運煤系統(tǒng)、運料系統(tǒng)、人員運送系統(tǒng)、排矸系統(tǒng)掘進工作面→帶區(qū)集中巷→帶區(qū)煤倉→膠帶大巷→井底煤倉→主井→地面必須考慮礦井開拓系統(tǒng)狀況并與系統(tǒng)統(tǒng)一規(guī)劃注意上下環(huán)節(jié)能力的配套以及局部與總體的統(tǒng)一；必須注意盡量減少的次數(shù)，不要出現(xiàn)輸送機—軌道—輸送機—軌道的情況必須在決定主要的同時，統(tǒng)一考慮輔助是否合理經(jīng)濟等（1）根據(jù)帶區(qū)設備配套原則以及本礦的實際情況，帶區(qū)工作面設備配套選型見表2表7-2工作面設備配套選型機分帶斜巷膠帶輸送7-3～7-67-3中煤張家口煤礦機械公mV表7-4工作面機技術特征中煤張家口煤礦機械公mV7-5V電動機+液力偶合器+表7-6分帶斜巷膠帶輸送機技術特征兗礦大陸機V（2）能力驗，采煤工作面最大出煤能力為1300t/h工作面前后刮板輸送機輸送能力為1500t/h機能力為1800t/h破碎機破碎能力為2000t/h分帶斜巷膠帶輸送機輸送能力為帶區(qū)系統(tǒng)中的各設備的生產和通過能力，均大于工作面的最大瞬時出煤能力。因此，所選設備可以滿足要求。，輔助設PRC-12型平巷人車和XRC15-6-6型斜井人車。軌道大巷電機車選用ZK10-6/250-4型直14節(jié)車廂。7-7~7-12 MG1.1-6A型1.0噸固定廂式礦車具體參項目型號容積t軌距軸距質量 項型t軌N最型V臺2 MP1-6A型平板車具體參 ttt 項目型號tt軌距軸距質量 項型乘坐人數(shù)（每節(jié)車人度軌軸質3 項型乘坐人數(shù)（每節(jié)車人乘坐人數(shù)（列車滿載人度軌軸質量（頭車質量（掛車47-13表7-13膠帶大巷膠帶輸送機技術特征兗礦大陸機V16h330d。1t1t礦車雙層四車寬罐（1）1.5Mt/a162.5/6（Ⅱ8-1。8-1 型-tｍt8-2項目 型號—廠ｍｍ3ｍ數(shù)量條4間距ｍ8-3 型號—中心大小N鋼絲破斷拉力總和（不小于—（2）能力驗600t/h,278.79t/hJKM-2.25×4（Ⅱ）A，鋼絲繩等具體參數(shù)如下：8-4 型號——型號—車數(shù)輛4人t根2數(shù)根4直8-5項目 型號—ｍｍｍ數(shù)量條4間距ｍ8-6 型—6×19股（1+6+12）鋼鋼絲破斷拉力總和（不小于—8-7 型—NN總N高在+510～+640m135.5m600m3.2km西距三門峽市53km，東距洛陽市69km。長度為4.87km-5.39km,平均長度為4.95km,2.48km-3.59km,2.97km，8-1210度2.52-3.65km,平均為3.02km,的水平面積為15.21平方公里330d16h。礦井采用“三八”20065礦井的主要通風硐室有：機電、充電、庫、變電所、絞車房等一般說來，新建礦井多數(shù)是 并列式 分列式、兩翼對角式和分區(qū)對角式中9-19-1通風通風阻力較小，內部漏風小，增加了一個安全出口，工業(yè)廣場沒有主扇的噪音影響；從回風系統(tǒng)鋪設防建井期限略長，有時初期投資稍大，后期費用井筒數(shù)目多自然發(fā)火都不嚴4km然發(fā)火嚴重的新煤層距地表高低起伏較淺部的總回壓入式主要通風機使井下處于正壓狀態(tài)當主要通風機停轉時壓力降低①能夠有效地控制帶區(qū)內方向、風量大小和風質③的穩(wěn)定性高12°⑤工作面回中沼氣濃度不得超過⑥必須保證通風設施（風門、風橋、風筒）⑦要保證風量按需分配，盡量使通風阻力小暢通⑧機電硐室必須在進中U形、W形、Y形、Z形、H形等通風方：U形通風：在區(qū)內后退式回采中，這種通風方式具有系統(tǒng)簡單、漏風小等優(yōu)點，Y形通風：當采煤工作面產量大和瓦斯涌出量大時，采用這種方式可以稀釋回中的W形通風：當采用對拉工作面時，可以采用上下平巷同時進風和中間巷道回風的方式。采用此種方式有利于滿足上下工作面同采，實現(xiàn)集中生產需要。這種通風方式的主要特點是不用設置第二條風道；若上下端平巷進風，在該巷中回撤、安裝、采煤設備等有良好的環(huán)境；同時，易于稀釋工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易積聚，排放煙、煤塵速度快。H形通風：工作面風量大，有利于進一步稀釋瓦斯。這種方式通風系統(tǒng)較復雜、區(qū)段運U形后退式通風方式。①選擇斜巷作為進風巷，運料斜巷作為回風②選擇運料斜巷作為進風巷，斜巷作為回風本礦井初期采用并列式通風，根據(jù)《煤礦安全規(guī)程（2010版）的要求，只需將前15~259-1所示。通風時期通風立體圖與網(wǎng)絡圖如圖9-2所示 (9-式中：Qai—iKai—i1.5。根據(jù)煤層瓦斯含量計算，采煤工作面絕對瓦斯涌出量為4.27m3/min，則：9-29-2工作面溫度工作面風速

(9-式中：vai—iSai—ik—1.3因工作面空氣溫度為20~23℃，取vai=1.5m/s (9-式中：4—Nai—i65人?；孛航g采巷車工掘房作面進面8 8 硐 充機室5421回煤巖絞采巷巷車工掘掘房作面54218圖54218由以上三種方法計算所得的采煤工作面實際最大需風量為1123.2m3/min（2010版）0.25m/s4m/s

(9- (9-式中：Sai—i9.6m2。由風速驗算可知，Qai=1123.2m3/min (9-式中：Qbi—iqbi—第i個掘進工作面回中的瓦斯絕對涌出量Kbi—i2.0按量計按每千克供風量應大于25m3/min計算 (9-式中：Ai—第i個掘進工作面一次的最大用量，取12kg。 (9-式中：4—Nbi—i30人、40則煤巷掘進工作面需風量：Qbi=4×30=120m3/min，巖巷掘進工作面需風量：

(9- (9-S—13.1m2JBD60-2-NO5.5Qbs=300m3/min，17.8m2。460.2m3/min。5）（2010版）0.25m/s，最高允4m/s0.15m/s4m/s。 (9- (9-式中：Sbi—i個掘進工作面巷道過風斷面積，m213.1m217.8m2。460.2m3/min時，符合風速要求。9-3。9-3井下5%礦井總風量是井下各個工作地點的有效風量和各條 的漏風量的總和。生產礦井 (9-式中：N—井下同時工作的最多人數(shù)，200 (9-綜上，應從兩者中取較大值作為礦井總進風量，即通風容易時期礦井總風量為1.2就是各用風9-4。9-4巖巷掘進工作面（時期9-59-5面-8-8軌道大-8-864分帶斜6膠帶大-6-90%左右，它是礦井通風設計選擇主要通風機的主要參數(shù)。10%15%計算；350mm所選用的主要通風機既滿足時期的通風需要，又能在通風容易時工況合理通風容易時期的最路地面→副井→井底車場→軌道大巷→進風行人斜巷→2310工作面分帶軌道斜巷→2310分帶工作面→2310分帶斜巷→2310分帶工作面回風斜巷→膠帶大巷→主回風通風時期的最路分帶軌道斜巷→2101分帶工作面→2101分帶斜巷→2101分帶工作面回風斜巷→膠帶運 (9-通風容易與時期摩擦阻力計算分別見表9-6與表9-79-6LUSQ軌道大U分帶斜U膠帶大礦井通風總阻力表9-7通風時期摩擦阻力計算LUSQ軌道大U分帶斜U膠帶大礦井通風總阻力

(9- (9-hA1.1917Qh式中：1.1、1.15—考慮風有局部阻力的系數(shù)

(9-hme＝1.1×1010.59＝1111.65PaA1.191778.12 2.79m2則時期：通風總阻力為hmd＝1.15×1288.55＝1481.83Pa，礦井等積孔A1.191797.44 3.02m2通風容易與時期礦井通風總阻力和礦井等積孔見表9-89-8總阻力總等積孔9-9由表9-9可知，本礦井通風容易時期和通風時期礦井等積孔均大于2m2，故本礦井5年。5°90%?？紤]風量調節(jié)時，應盡量避免使用風硐調節(jié)10m400m，故設計中不計算自然風壓。通風容易時期、時期主要通風機靜風壓分別由下式計算 (9- (9-Hn—0； (9-k—； ；hfr=RfrQ2確定，通風機特性曲線由選擇的主要通風機確定。容易時期：=hs/2=161.65/85.92=0.1572/m8時期：d=hsd/d=1531.83/17.182=0.132/m89-109-10風壓風壓62A14—11No.24型通風機，在該風機的特性曲線上繪制風阻線，作圖求出風機容易和時期的實際工況點M1、M2，如圖9-3所示。9-362A14—11No.2462A14—11No.249-119-11葉片安裝角風壓效率輸入功率根據(jù)礦井通風容易時期和時期主要通風機的輸入功率Nmin和Nmax計算電動機的輸出Nmin/Nmax=113.96/191.40=0.595<0.6，因此需選用兩臺電動機。所需電動機功率用下 (9-Y355L1-109-12功率電壓電流效率功率因素利用反風裝置迅速使逆轉《煤礦安全規(guī)程（2010版）規(guī)定：生產礦井主要通風機必須裝有反風設施，并能在10min內改變巷道中的方向；當方向改變后，主要通風機的本礦每年進行反風演次，每季度都要檢查反風功能，保證隨時可用（2010版）90dB。本設計采用主（2010版）有關瓦斯的井下塵源區(qū)工作人員要做好防塵，佩帶好防塵（2010版）的要求外，結合本礦實際，設計重點采取了如下措施：礦井配備全礦井反風和局部反風設施，應加強，保證隨時起用對于內斷層等構造留有足夠的防水安全煤柱加強對斷層構造導水性的研究，設計配備有包括瑞利波探測儀、防爆音頻電儀、防爆數(shù)字式直流電法儀、防爆磁電流量儀等先進的物探設備。通過物探探明、鉆探驗證，并采取底板注漿加固措施，保證煤層開采的安全。礦井在風井工業(yè)場地設有注漿站，并配備了相應的井上下底板注漿加固設備。10-110-112層13m4°56d班378a9a低前期：并列式；后期：兩翼對角m個1個0mmm個4大巷方主：膠帶輸送輔助：機車牽引固定礦MGC1.7-61.5tXK8-6/140-2KBTmm3/千t/元中國煤炭建設.《煤炭建設井巷工程概算（2007基價）.：煤炭工業(yè)專：5.6111%，而石7.85億噸標準煤(11億噸原煤)63.8%專家預測，在本世紀前30年內，煤炭在我國能源構成中仍將占主體地位192110年。這與我國經(jīng)放頂煤開采法由來已久。法國、前、南斯拉夫等國家于20世紀40年代末50年代初,即開始用放頂煤開采法。1957年,首次在庫茲巴斯煤田采用放頂煤開采法,借助KTY型掩護式支架開采傾角為5°～18°厚度為9～12m的厚煤層工作面先采頂部煤、鋪底網(wǎng),然后沿煤層底板開采,在工作面向中間煤層打眼放,崩酥中間煤體,在通過KTY型放頂煤開采從原則上講,無疑是能夠實現(xiàn)高產高效的,但要實現(xiàn)這一優(yōu)勢,也有很度,存在著各方面的問題。如前所述,國外放頂煤開采由熱變冷的過程,除了一些社會因素外,主要的原因還是在于沒有從根本上找到克服這些難點的方法。放頂煤開采的優(yōu)勢,是能在不同的條件下,實現(xiàn)不同水平的,但卻是前所未有的高產量、高效率和高效益,把厚煤層的儲量優(yōu)我國綜放的發(fā)展始于80年代。1984年6月,由原煤炭部立項,在沈陽礦務局蒲訶礦用我FY400/14/28綜放支架開始試驗后因支架穩(wěn)定性差四連桿強度不足損壞嚴重，加之設備的配套性不好，支架不能前移，造成工作面發(fā)火中止試驗；1987年，平頂山礦務局一礦引進了匈牙利VHP一732型插底式放頂煤支架，取得了平均月產44206t，最高月產55000t,回采率79.625.5t的初步成績；1988年陽泉礦務局、1989年1984年第一個試驗工作面算起，到1994年的10，我國綜放技術迅速發(fā)展，1994年，綜放開采的總產量達到，×l0t28個礦務局，6021個，綜放技術的發(fā)展打下了堅實的基礎。到1998年綜放總產量達到7000×10t，綜放工作面總數(shù)達到82個，64個百萬噸綜采隊中，有22個是綜放，其中9個隊的年產達到，×10t200×10t81.8500×10t以上。得遠近作為評價頂煤冒放性的指標七因素（屬于模糊聚類法在第四章作者會敘述置和降塵自動化裝置。2部分組成：正常損失即目前技術水平尚不能區(qū)段或分帶煤柱損失：區(qū)段或分帶煤柱引起的煤炭資源損失0.20.970.3％1.041.64.438.8412.9％。0.5-0.77%-12%。指放頂煤工作面從開切眼起到正常放頂煤期間的頂煤損失，工作面一開始推進，只要頂煤能都冒落原則上就應該放煤。這有利于提高采出率和減少采空區(qū)冒落空洞瓦斯積聚。由于初采時不得不留部分頂煤在采空區(qū)，這樣采出率將降低0.5%-0.8%。一般情況下在工作面初10-15m50%。作面設備安全。這樣就造成了煤炭的損失，約為1%-1.5%。隨著工作面的推進，兩條回采巷道上方的頂煤無法回收而丟失；另一部分是端頭上方的頂煤，一般情況下上下端頭各有兩架支架不能放煤，這是因為普通的支架或過渡支架、端頭4%工作面越短，兩端損失越大。區(qū)段或分帶煤柱引起的煤炭損失目前一般為7%-15%。放頂煤工作面留區(qū)段或分帶75%的要求。這大大降低了煤炭資源的采出率。3%（第五章會敘述1.6％-2％，已有很大的降低。（（f（H（j（h（Kc）（（k3-煤層厚度1解理裂隙發(fā)育程度2賦存深度3夾石層指標4采放高度比5直接頂充填程度6基本定級別77T

（3-T：為頂煤冒放性評價值；Ai為權重排序值；uiT值越大說明頂煤冒放性越好越容易被放出反明頂煤冒放性越差越不容易被放出，

3-13-頂煤冒放性1類（<300mm2類3類100m4類5類100m1）斷面滿足綜放支架的4.5m的雙軌大巷，這其中的細節(jié)是軌道距離巷道幫的距離。拱2）排瓦斯巷的要求6000mm×l500mm×l600mm（長×寬×高）。根據(jù)支架外型尺寸和有關規(guī)定計12作為排瓦斯巷使用，工作面的排瓦斯巷一般布置在距回風巷以內5m左右，貼煤層頂板施工，要根據(jù)煤層的硬度、厚度、初次冒落角等確定。工作面的為頂板巷，與外部的排瓦斯巷相聯(lián)接。這種布置方式雖然可以解決工作面采空區(qū)及上隅角的瓦斯超限問題，但多一條巷道（即頂板巷與排瓦斯巷之間的聯(lián)系巷道），巷道掘進3126m0.2m12m橢球體放礦理論認為：礦石在采場破碎后，是按近似橢球體形狀向下自然流動下來的，3-2所示3-21-放出橢球體2-放出漏斗3-松動橢球體4-3.3.22ah2b1；h-生產實踐及實驗表明：2b1=（0.250.3）h 即b1=（0.250.3）h/ 3-33-31-放出橢球體2-放出漏斗3-松動橢球體4-H=（2.22.6）h 放煤口間距（工作面方向）ll2b1時，脊背煤損失大；l越大，3-41。3-4l2b13-52。

3-5頂煤過程:初始破壞區(qū)A：在支承壓力作用下，煤壁前方較遠處頂煤由彈性變形進入塑性變形3-6AABCD3-6B3-7頂煤破壞發(fā)展。AABCD3-73-8頂煤裂隙發(fā)育。AABCD3-83-9頂煤跨落破碎。AABCD

3-9簡明扼要的說就是：在支承壓力+頂板回轉+8m頂煤裂碎后松散所需的空間高度可由下經(jīng)驗得到 （4-h=S/（Ks-1 （4-頂煤松散所需空間達：S=頂煤的最大下沉量+掩護梁的下降=1m45m時=810m起到?jīng)Q定性作用。在生產實際中應控制采放比過1:3，以此使采出率最大化。根據(jù)理論推導及我國放頂煤生產的實踐，確定放煤步距時，可以借鑒經(jīng)驗 （3-式中：L-放煤步距，m；H- 3-10適用：頂煤3m以上。1/21/3的頂煤；2#、4#、6#、1/21/3 滯后一定距離放2#、4#、6#、……3-11123456

3-111.6％-2％，已有很大的降低。所以端頭支護應盡量選用有方面沒功能的端頭支架。1020m不放煤（煤損多）破。這項技術可使綜放面回采率提高1%左右。如下圖4-1切頂巷和預裂。4-11015m內，鋪網(wǎng)、不放頂煤，以保持頂煤及頂板穩(wěn)定性。8104-2工作面收尾。4-212m時，開始停止放煤，在支架上方鋪設金屬網(wǎng)，優(yōu)化采區(qū)設計，減 煤柱損失，傳統(tǒng)的采煤工藝，工作面的傾向 長度往往8）對于一般影響頂煤放出的因素已經(jīng)幾章論述一般性的綜放面的頂煤會在支撐壓力頂板回轉及支架反復支撐下跨落被放出。這不存在冒放性難的問題，只是優(yōu)化的問題。在本章中著重探討一些頂煤難放煤層的煤層注水軟化技術和深孔預裂技術在提高頂煤冒放性中的應用。兗礦東灘礦14308綜放工作面，利用水力致裂軟化技術弱化破碎煤層中厚1.98m的5-15-15-15-15-25-2注水壓力：16MPa；5-25-2根據(jù)試驗巖石浸水后10～15d達到飽和，因此超前注水的時間應不小于10d，按工作面每進6m計，注水應在工作面前方60m以外。東灘礦煤層支承壓力范圍為75m左右，因70～80m35-3三級定向鉆頭示意圖.

1-直徑 2-直徑 5-35-4

5-4間300m范圍內進行深孔預裂技術的應用來說明。見下圖5-5工程實施處巷道布置圖5-5工程實施處巷道布5～15m20～30m43685-6頂煤跨落角與煤層強度關系。煤5-6由以上工程實例可以知道，只要選擇合適的參數(shù)，就能達到很好的煤層（巖層）預徐永圻.煤炭開采學.徐州:中國礦業(yè)大學楊孟達.煤礦地質學.:煤炭工業(yè)杜計平,.采礦學.徐州:中國礦業(yè)大學,徐永圻.中國采煤方法.徐州:中國礦業(yè)大學高,石平五.礦山壓力及巖層控制.徐州:中國礦業(yè)大學于海勇.放頂煤開采的基礎理論.:煤炭工業(yè)林在康,鄭西貴.礦業(yè)基礎.徐州:中國礦業(yè)大學煤礦安全規(guī)程翻RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstoperockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotection:Overburdenrockmovementsandfracturedevelopmentsoccurduringminingactivities.Consequently,reliefgasreservoirsandmigrationincoalseamsbeingminedaswellasinneardistantcoalseamsappear.Weconsideredagasdisastermanagementprojectandrulesonstopereliefofgasflowstogetherandexploredagasreservoirandtheevolutionofstopesurroundingrockfracturesintheprocessofminingneardistantprotectivelayersbyphysi