目錄1礦井概述 )式中：Qmc——井底煤倉有效容量（t）；Amc——礦井設計日產量（t）；0.150.25——系數。中型礦井取大值，大型礦井取小值。經計算可知滿足要求。工作面瞬時出煤經過井底煤倉的緩沖，主井提升可以滿足瞬時最大出煤的運輸任務。8.2.2副井提升設備選型根據礦井掘出矸石量平均為43.6t/h，同時下井的最多人數為70人。選擇罐籠型號為GDG1/6/4K，落地式多繩摩擦提升機型號為JKM-2.25×4（Ⅱ）A，鋼絲繩等具體參數如下：表8-4罐籠技術參數表項目單位數目型號—GDG1/6/2/4K剛性罐道—GDS1/6/2/4K裝載礦車型號—NG1.1-6A車數輛4乘坐人數人76罐籠裝載量kN8.74罐籠質量t9.28最大終端載荷kN378尾繩數根2提升首繩數量根4直徑mm39.5表8-5多繩摩擦提升機技術特征表項目單位數目型號—JKM-2.8/6（Ⅰ）主導輪直徑m2.8導向輪直徑m2.5綱絲繩最大靜張力kN529最大靜張力差kN150有導向輪直徑m28數量條4間距mm250最大提升速度ms14.75外形尺寸(長×寬×高)m7.9×8.5×2.7表8-6鋼絲繩技術特征表項目單位數目型號—繩6×19股（1+6+12）繩纖維芯直徑鋼絲繩mm28鋼絲1.8鋼絲繩總斷面積/mm2289.95參考重力/100m2740鋼絲繩公稱抗拉強度/N?mm-21400鋼絲破斷拉力總和（不小于）/N405500安全系數—14表8-7井上固定天輪的基本參數項目單位數目型號—TSG2500/16名義直徑mm2500繩槽半徑mm16鋼絲繩直徑mm27～29鋼絲破斷拉力總和N661500兩軸承中心距mm800軸承中心高mm200變位重力N5500總重N151209礦井通風與安全9.1礦井概況、開拓方式及開采方法9.1.1礦井地質概況礦區位于山西高原東南部的長治盆地內，為平坦的盆內平原地貌，地勢開闊，起伏不大，總體呈南高北低、東高西低的地形特征。地面海拔標高一般在930～980m之間。井田走向長約6.02km，傾向長約6.31km，井田總面積為33.06km2。井田內煤層賦存穩定，可采煤層3#煤層，主要可采煤層為3#煤。井田可采儲量約282.534Mt，礦年產2.4Mt，為大型礦井，服務年限為66.9a。司馬煤礦位于長治縣境內，行政區劃隸屬長治縣蘇店鎮，北距長治市14km，村莊多、人口密集，各種道路四通八達，交通比較方便。在井田范圍內，3#煤賦存穩定，平均傾角4.15°，礦井相對瓦斯涌出量為平均0.67m3/t，屬低瓦斯礦井，9.1.2開拓方式井田采用立井單水平帶區式開拓，水平標高為+950m，井田劃分為五個帶區，首采帶區位于井田的東翼，大巷的東側。東一、三、五帶區的總服務年限為34.3年，而西二、四帶區的總服務年限為32.6年。9.1.3開采方法為了達到設備的合理利用、方便一二帶區的兩翼開采以及達到礦井的設計產量，在帶區內布置一個綜放工作面，工作面長度為210m。采用單巷掘進，留5m寬的護巷煤柱。綜放工作面生產能力為7353.6t/d，每日推進度為4.8m，采煤機選用MGTY-250/600型采煤機，設計截深0.8m，日進6刀。9.1.4變電所、充電硐室、火藥庫井下輔助運輸大巷采用蓄電池電機車輔助運輸，帶區區段輔助運輸采用無極繩運輸，井底車場設變電所、充電硐室，首采帶區內不再設置變電所，火藥由井底車場火藥庫提供。以上各硐室均需獨立通風。9.1.5工作制、人數礦井設計生產能力按年工作日330d計算，每晝夜凈提升時間為14h。礦井采用“三八”制工作制度，井下同時作業的最多人數為400人，綜放工作面同時工作的最多人數為58人。9.2礦井通風系統的確定9.2.1礦井通風系統的基本要求選擇任何通風系統，都要符合投產較快、出煤較多、安全可靠、技術經濟指標合理等總原則。具體地說，要適應以下基本要求：（1）礦井至少要有兩個通地面的安全出口；（2）進風井口要有利于防洪，不受粉塵等有害氣體污染；（3）北方礦井，冬季井口需裝供暖設備；（4）總回風巷不得作為主要行人道；（5）工業廣場不得受扇風機的噪音干擾；（6）裝有皮帶機的井筒不得兼作回風井；（7）裝有箕斗的井筒不得作為主要進風井；（8）可以獨立通風的礦井，采區盡可能獨立通風；（9）通風系統要為防瓦斯、火、塵、水及高溫創造條件；（10）通風系統要有利于深水平式或后期通風系統的發展變化。9.2.2礦井通風方式的選擇新建礦井多數是在中央并列式、中央分列式、兩翼對角式和分區對角式中選擇。下面對這幾種通風方式的優缺點適用條件列表比較，見表9.1。表9.1通風方式比較通風方式中央并列式中央分列式兩翼對角式分區對角式優點初期投資較少，出煤較多，工業場地布置集中，廣場保護煤柱少通風阻力較小，內部漏風小，增加了一個安全出口，工業廣場沒有主扇的噪音影響；從回風系統鋪設防塵灑水管路系統比較方便風路較短，阻力較小，采空區的漏風較小，比中央并列式安全性更好通風路線短，阻力小缺點風路較長，風阻較大，采空區漏風較大建井期限略長，有時初期投資稍大，后期維護費用大建井期限略長，有時初期投資稍大井筒數目多基建費用多適用條件煤層傾角大、埋藏深，但走向長度并不大，而且瓦斯、自然發火都不嚴重煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大，而且瓦斯、自然發火比較嚴重煤層走向較大（超過4km），井型較大，煤層上部距地表較淺，瓦斯和自然發火嚴重的新礦井煤層距地表淺，或因地表高低起伏較大，無法開掘淺部的總回風道結合本礦的實際條件：若采用中央并列式，因為礦井采用帶區布置，這樣可以盡早構成風路，少掘開拓巷道。但后期生產的兩翼，通風阻力不斷增大，且井田長度比較大，后期通風不能滿足要求；在本礦井的條件下，中央分列式對于中央并列式并無優勢，同時由于走向長度過大的原因，此方式并不適合；由于本礦井采用帶區布置，若用兩翼對角式通風，能夠滿足礦井通風要求，但要達成通風系統比較困難，需要開掘很長的開拓巷道才能構成風路，使達產期延長，非常不經濟；采用分區對角式，由于井田面積大，井筒數目多基建費用多，并且增加了風井的保護煤柱，也沒有優勢。本礦屬于低瓦斯礦井，考慮到井田范圍廣，為了盡快出煤，減少初期投資，節省風井保護煤柱，同時考慮到礦井通風系統選擇的原則，本礦井前期采用中央并列式通風，副立井進風，中央風井回風；后期采用中央分列式通風，即在礦井的西翼開鑿一回風立井，副立井進風，回風立井回風。9.2.3礦井主要通風機工作方式的選擇煤礦主要通風機的工作方法基本上分為抽出式與壓入式兩種?，F將兩種工作方法的優缺點對比如下：（1）抽出式主要通風機使井下風流處于負壓狀態，當一旦主要通風機因故停上運轉時，井下風流的壓力提高，有可能使采空區瓦斯涌出量減少，比較安全；（2）壓入式主要通風機使井下風流處于正壓狀態，當主要通風機停轉時，風流壓力降低，有可能使采空區瓦斯涌出量增加，比較危險。（3）采用壓入式通風時，須在礦井總進風路線上設置若干構筑物，使通風管理工作比較困難，漏風較大。（4）在地面小窯塌陷區分布較廣，并和采區相溝通的條件下，用抽出式通風，會把小窯積存的有害氣體抽到井下，同時使通過主要通風機的一部分風流短路，總進風量和工作面有效風量都會減少。用壓入式通風，則能用一部分回風流把小窯塌陷區的有害氣體帶到地面。（5）如果能夠嚴防總進風路線上的漏風，則壓入式主要通風機的規格尺寸和通風電力費用都較抽出式為小。（6）在由壓入式通風過渡到深水平抽出式通風時，有一定困難，過渡時期是新舊水平同時產生，戰線較長，有時還須額外增掘一些井巷工程，使過渡期限拉得過長。如果用抽出式通風，就沒有這些缺點。綜上所述，一般地說，在地面小窯塌陷區漏風嚴重、開采第一水平和低沼氣礦井等條件下，采用壓入式通風是比較合適的，否則不宜采用壓入式通風。而礦井生產能力大，且周圍小煤窯較少，采用抽出式通風比較安全，漏風小。因此，根據礦井的條件，確定該礦井采用抽出式通風。9.2.4帶區通風系統的要求1、帶區通風總要求：（1）能夠有效地控制帶區內風流方向、風量大小和風質；（2）漏風少；（3）風流的穩定性高；（4）有利于排放沼氣，防止煤塵自燃和防塵；（5）有較好的氣候條件；（6）安全經濟合理技術。2、帶區通風的基本要求：（1）每個帶區必須有單獨的回風道，實行分區通風，回采面和掘進面都應采用獨立通風，不能串聯；（2）工作面盡量避免位于角聯分支上，要保證工作面風向穩定；（3）煤層傾角大于12°時，不能采用下行風；（4）回采工作面的風速不得低于1m/s；（5）工作面回風流中沼氣濃度不得超過1%；（6）必須保證通風設施（風門、風橋、風筒）規格質量要求；（7）要保證風量按需分配，盡量使通風阻力小風流暢通；（8）機電硐室必須在進風流中；（9）采空區必須要及時封閉；（10）要防止管路、避災路線、避災硐室和局部反風系統。9.2.5工作面通風方式的選擇工作面通風有上行風和下行風之分，但是本礦井采用帶區式準備方式，工作面傾角比較小，上行風和下行風的區別不是很大。只是進風和回風巷道的選擇對工作面的通風有一定的影響。下面是選擇不同的進風回風巷道進行比較：（1）選擇運輸平巷作為進風巷，輔助運輸平巷作為回風巷。風流方向和運煤方向相反，容易引起煤塵飛揚，使風流中的煤塵濃度增大；煤炭在運輸過程中所涌出的瓦斯，使進風流中的瓦斯濃度增高，影響工作面的安全條件；輸送機所散發的熱量，使進風流溫度升高，從而增大工作面的溫度。（2）選擇輔助運輸平巷作為進風巷，運輸平巷作為回風巷。選擇輔助運輸斜巷作為進風巷，運輸斜巷作為回風巷，雖然避免了上一種方式的缺點，但是，膠帶輸送機處于回風流中，容易引起瓦斯的爆炸。結合本礦井的條件，本設計礦井的瓦斯涌出量很小，但是煤塵有爆炸危險，所以，選擇輔助運輸斜巷作為進風巷，運輸斜巷作為回風巷。工作面通風系統形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各種形式的優缺點及使用條件如下（由于工作面為后退式開采，故各種通風形式只考慮后退式）：“U”形通風：在區內后退式回采中，這種通風方式具有風流系統簡單、漏風小等優點，但風流線路長，變化大，工作面上隅角易積聚瓦斯，工作面進風巷一次掘進，維護工作量大。這種通風方式，如果瓦斯不太大，工作面通風能滿足要求，即可采用。“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風流中的瓦斯。對于綜合采工作面，上下平巷均進新鮮風流有利于上下平巷安裝機電設備，可以防止工作面上隅角瓦斯積聚及保證足夠的風量，這種通風方式適用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要邊界準備專用回風上山，增加了巷道掘進、維護費用。“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，實現集中生產需要。這種通風方式的只要特點是不用設置第二條風道；若上下端平巷進風，在該巷只撤、安裝、維護采煤設備等有良好的環境；同時，易于稀釋工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易積聚，排放炮煙、煤塵速度快。“Z”形通風：回風巷為沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采準工作量??；采區內進風總長基本不變，有利于穩定風阻；無上偶角瓦斯積聚問題，但是回風巷常出現沼氣超限的情況；同時也需要在邊界準備專用回風上山，增加了行道的維護和掘進費用。“H”形通風：工作面風量大，有利于進一步稀釋瓦斯。這種方式通風系統較復雜、區段運輸平巷、回風巷均要先掘后留，維護、掘進工程量大，故較少采用。對照以上工作面通風系統形式，結合本礦井的地質條件、巷道布置和通風能力確定定采用“U”形后退式通風方式。9.3礦井風量計算礦井風量計算應根據實際需要按由里向外的原則，先從各用風地點算起，由里向外，逆風將各地點計算值乘以系數1.2就是各用風地點的實際風量，采煤工作面只配計算的風量，兩區段平巷的風量乘以系數1.2.順風流而下，遇到分風地點則加上其他風路的風量，一起分配給未分風的那條風路，作為該風路的分量，直至確定進風井的風量。9.3.1工作面所需風量的計算每個采煤工作面實際需要風量,應按沼氣（或二氧化碳）涌出量、工作面氣溫、風速和人數等規定分別計算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯、二氧化碳涌出量計算根據《礦井安全規程》規定，回采工作面回風巷風流中瓦斯和二氧化碳的濃度不得超過1％。本礦井相對瓦斯涌出量為0.67m3/t，絕對瓦斯涌出量為1.74m3/min。瓦斯涌出量計算主要參數均選取最大值進行計算。即：(9-1)式中：Qai——第i個回采工作面實際需風量，m3/min；qa——第i個工作面回采時瓦斯的平均絕對涌出量，1.74m3/min；Kai——工作面的瓦斯涌出不均衡系數，取1.5。則：（2）按工作面氣溫與風速的關系計算采煤工作面應有良好的勞動氣候條件，溫度和風速應符合下列要求，見表9.2。表9.2工作面適宜氣候條件工作面溫度（）<1515～1818～2020～2323～26工作面風速（m/s）0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8工作面所需風量按下式計算：(9-2)式中：vai——第i個回采工作面風速，進風流溫度20~23℃，取1.6m/s；Sai——第i個回采工作面有效通風斷面面積，取16.5m2；則：（3）按人數計算按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數計算工作面所需風量。(9-3)式中：4——每人每分鐘供給的最低風量，m3/min；Nai——第i個工作面同時工作的最多人數，取65人；則：由以上三個方法計算所得的工作面實際最大需風量為=1584m3/min。（4）按風速進行驗算根據《礦井安全規程》規定，采煤工作面最低風速為0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算。(9-4)(9-5)Sai——第i個工作面有效通風斷面面積，取16.5m2；則：由風速驗算可知，=1584m3/min符合風速要求。9.3.2掘進工作面需風量1、按瓦斯、二氧化碳涌出量計算(9-6)式中：Qbi——掘進工作面所需風量，m3/min；qbi——掘進工作面瓦斯絕對涌出量，m3/min；Kbi——掘進工作面瓦斯涌出不均衡系數，取2.0。煤巷掘進工作面按最大瓦斯涌出量計算，即qbi＝1.74m3/min。則可得煤巷掘進工作面需風量：Qbi=100×1.74×2.0=348m3/min2、按工作面最多人數計算(9-7)式中：4——每人每分鐘供給的最低風量，m3/min；Nbi——煤巷掘進工作面同時工作的最多人數，取30人。則：3、按局部通風機的實際吸風量計算(9-8)式中：Q扇——局部通風機實際吸風量，m3/min；S——安設局部通風機的巷道斷面，m2；I——掘進工作面同時工作的局部通風機臺數。煤巷掘進工作面用JBD60-2-NO6.5型局部通風機，取Qbs=448.5m3/min，安設局部通風機的斷面為13.1m2。則煤巷掘進工作面需風量：Qbi=448.5×1+15×13.1=645m3/min。由以上方法計算所得的煤巷掘進工作面實際最大需風量為：645m3/min。4、按風速進行驗算(9-9)式中：Sbi——第i個煤巷掘進工作面的斷面面積，取13.1m2。則：風速驗算可知，煤巷掘進工作面實際最大需風量取645m3/min同時掘進的工作面有兩個，因此，掘進面總需風量為Qb=1290m3/min。9.3.3硐室需風量井下硐室實際需要風量，應按礦井各個獨立通風硐室實際需要風量的總和計算。井下需獨立通風的硐室主要有：井下火藥庫、充電硐室、機電檢修硐室、絞車房等。各種硐室需要的風量見表9.3。表9.3硐室需風量表硐室名需風量/m3·min-1井下火藥庫180充電硐室180機電檢修硐室150絞車房80其它硐室200合計790其他硐室包括：排水泵房、清理水等硐室，各硐室都在井底車場附近，計算時把它們并入井底車場計算，由于距離很小，因此風阻時影響很小。各帶區不設置硐室。9.3.4其它巷道所需風量各個其它巷道的需風量，應根據瓦斯涌出量和風速分別進行計算，采用其最大值，這里按礦井總需風量的10%計算。9.3.5礦井總風量計算1、按采煤，掘進，硐室及其它地點實際需要風量的總和計算Q≥(∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd+∑Qe)×Kt (9-10)式中：∑Qa—采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min； ∑Qb—掘進工作面實際需要風量的總和，m3/min； ∑Qc—硐室實際需要風量的總和，m3/min； ∑Qd—備用工作面實際需要風量的總和，m3/min；∑Qe—其它巷道需要風量的總和，m3/min；Kt——礦井通風系數，取1.2；2、按井下同時工作的最多人數計算(9-11)式中：N——井下同時工作的最多人數，200人；Kt——礦井通風系數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，取1.25；則：Q≥4×200×1.25=1000m3/min兩種方法選取最大值，則礦井總回風量為4836.48m3/min。9.3.6風量分配根據實際需要由里向外的原則配風，逆風將各用風地點計算值乘以系數就是各用風地點實際風量，采煤工作面只配計算的風量，上下區段平巷的風量乘以系數。順風流而下，遇到分風地點則加上其它風路的風量，一起分配給未分風前的那條風路，作為該風路的分量，直至確定進風井的風量，風量分配見表9.4。表9.4風量分配表用風地點需風量/m3·min-1工作面分帶斜巷1900.76煤巷掘進工作面774×2各硐室948其它巷道440.19合計4836.48經以上分配過程，礦井風量正好分配完畢。礦井通風困難時期比通風容易時期總需風量多兩個掘進工作面的需風量，即多1548m3/min，計算可得總回風量為6384.48m3/min。井巷風速驗算結果見表9.5。表9.5井巷風速驗算表井巷名稱允許風速/m·s-1有效斷面/m2通過風量/m3·min-1實際風速/m·s-1最低最高容易時期困難時期容易時期困難時期副井-840.174836.486384.481.922.39井底車場-814.24836.486384.485.506.86軌道運輸大巷-817.83721.764916.243.484.60進風行人斜巷-817.83611.763636.763.383.41分帶軌道斜巷0.25617.61967.761967.762.502.50采煤工作面0.2549.61639.81639.82.852.85分帶運輸斜巷0.25617.61967.761967.762.502.50膠帶運輸大巷-617.84836.484836.484.395.47中央風井-1538.54836.486384.482.763.45由以上驗算表可知，井下主要用風地點風速均滿足最高風速與最低風速要求。9.4礦井通風阻力計算礦井通風阻力的大小是選擇通風設備的主要依據，所以，在選擇礦井主要通風機之前，必須首先計算通風總阻力。按照經過巷道時產生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通風阻力的90%左右，時礦井通風設計選擇主要通風機的主要參數。主要通風機的選擇，工作風壓要滿足最大的阻力，因此先確定容易、困難時期的最大阻力路線。9.4.1容易和困難時期礦井最大阻力路線確定1、通風容易時期和通風困難時期的定義本礦井初期采用中央并列式通風，根據《煤礦安全規程》（2010版）的要求，只需將前15~25年的開采范圍作為服務范圍，對于服務范圍之外的通風系統，設計中只作粗略考慮。位于井田東部的帶區（東一帶區、東三帶區和東五帶區）的儲量可以保證至少25年的生產，故將它作為中央風井和所選風機的服務范圍。通風容易時期為東一帶區第1個達產工作面（即3101工作面）正常回采時，此時有一個回采工作面和兩個煤巷掘進工作面；通風困難時期為東五帶區3308工作面投產，此時有一個回采工作面、兩個煤巷掘進工作面。2、通風容易時期路線：地面→副井→井底車場→軌道運輸大巷→進風行人斜巷→3101工作面分帶軌道斜巷→3101分帶工作面→3101分帶運輸斜巷→3101分帶工作面回風斜巷→膠帶運輸大巷→中央風井→地面。通風容易時期網絡圖及立體圖，分別如圖9.1、9.3所示。3、通風困難時期路線：地面→副井→井底車場→軌道運輸大巷→進風行人斜巷→帶區軌道集中巷→3308工作面分帶軌道斜巷→3308分帶工作面→3308分帶運輸斜巷→3308分帶工作面回風斜巷→膠帶運輸大巷→主回風煤門→中央風井→地面。通風容易時期網絡圖及立體圖，分別如圖9.2、9.4所示。煤層掘進頭煤層掘進頭3101工作面煤層掘進頭煤層掘進頭煤層掘進頭3101工作面煤層掘進頭煤層掘進頭11地面14131210987654321圖9.1通風容易時期立體圖圖9.3通風困難時期立體圖9.4.2礦井通風阻力計算沿著上述兩個時期通風阻力最大的風路，分別用下式計算出各段風路井巷的磨擦阻力：(9-12)式中：hfei——第i個巷道的摩擦阻力，Pa；L、U、S——分別是巷的長度m、周長m、凈斷面積m2；Q——分配給井巷的風量，m3/s；——各巷道的摩擦阻力系數，N.s2/m4。通風容易和困難時期摩擦阻力計算分別見表9.6、9.7。表9.6通風容易時期摩擦阻力計算表井巷名稱支護方式a×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hfr/Pa副井混凝土40032522.6140.1778.1226.63井底車場錨噴6035014.414.278.1264.45軌道運輸大巷錨噴7017016.117.862.0313.07進風行人斜巷錨噴7419516.117.860.20662.36分帶軌道斜巷U型鋼支架380256514.213.132.80196.23綜放工作面液壓支架33021015.99.627.3393.02分帶運輸斜巷U型鋼支架380248714.213.132.80642.22工作面回風斜巷錨噴74661615.032.802.49膠帶運輸大巷錨噴7073016.117.878.1289.02主回風石門錨噴704016.117.878.124.88中央風井混凝土31.432518.8438.578.125.20礦井通風總阻力/Pa1618.27表9.7通風困難時期摩擦阻力計算表井巷名稱支護方式a×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hfr/Pa副井混凝土40032522.6140.1797.4441.42井底車場錨噴6035014.414.297.44100.27軌道運輸大巷錨噴7017016.117.881.9422.81進風行人斜巷錨噴7419516.117.860.6115.13帶區軌道集中巷U型鋼支架38067514.213.159.01564.17分帶軌道斜巷U型鋼支架380195814.213.132.80505.61綜放工作面液壓支架33021015.99.627.3393.02分帶運輸斜巷U型鋼支架380189014.213.132.80488.05工作面回風斜巷錨噴746616.015.032.802.49膠帶運輸大巷錨噴70142016.117.897.44231.47主回風石門錨噴704016.117.897.447.59中央風井混凝土31.432518.8438.597.448.09礦井通風總阻力/Pa2080.12表9.8風路總摩擦阻力容易時期困難時期阻力（Pa）1618.272080.129.4.3礦井通風總阻力計算容易時期通風總阻力：(9-13)困難時期通風總阻力：(9-14)式中：1.1——為考慮風路上有局部阻力的系數；——礦井通風容易時期的摩擦阻力之和，Pa；——礦井通風困難時期的摩擦阻力之和，Pa；——礦井通風容易時期的總阻力，Pa；hma——礦井通風困難時期的總阻力，Pa。則：9.4.4礦井總風阻和等積孔計算容易時期通風總阻力： =1.1×hfe (9-15)困難時期通風總阻力： =1.15×hfd (9-16)礦井等積孔： (9-17)式中：1.1、1.15—考慮風路上有局部阻力的系數；、—礦井通風困難和容易時期的總阻力，Pa；hfe、hfd—礦井通風困難和容易時期的摩擦阻力之和，Pa；Q—礦井風量，m3/s；h—礦井阻力，Pa。則容易時期：通風總阻力為hme＝1.1×1618.27＝1780.10Pa，礦井等積孔為：m2。則困難時期：通風總阻力為hmd＝1.15×2080.12＝2392.14Pa，礦井等積孔為：m2。通風容易與困難時期礦井通風總阻力和礦井等積孔見表9.9。表9.9礦井通風總阻力及等積孔匯總表項目容易時期困難時期總阻力（Pa）1780.102392.14總等積孔（m2）2.282.89表9.10礦井通風難易程度與等積孔的關系表通風阻力等級通風難易程度等積孔A大阻力礦井困難<1m2中阻力礦井中等1~2m2小阻力礦井容易>2m2由表9.9可知，本礦井通風容易時期和通風困難時期礦井等積孔均大于2m2，故本礦井屬于通風容易礦井。9.5選擇礦井通風設備9.5.1選擇主要通風機根據《煤炭工業設計規范》等技術文件的有關規定，進行通風機設備選型時，應符合下列通風機選型的原則：（1）礦井必須裝設2套同等能力的主通風設備，其中一套備用。（2）風機的服務年限盡量滿足第一水平通風要求，并適當照顧第二水平通風；在風機的服務年限內其工況點應在合理的工作范圍之內。（3）當風機在服務年限內阻力變化較大時，可考慮分期選擇電機，但初裝電機的使用年限不小于5年。（4）風機的通風能力應留有一定的富裕量。在最大設計風量時，軸流式通風機的葉片安裝角一般比允許使用最大值小5；風機的轉速不大于額定值的90%。（5）考慮風量調節時，應盡量避免使用風硐閘門調節。（6）正常情況下，主要通風機不采用聯合運轉。根據前面計算，用扇風機的個體特性曲線來選擇主要通風機，要先確定通風容易和通風困難兩個時期主要通風機運轉時的工況點。1、自然風壓《煤炭工業礦井設計規范》（2005年版）規定：礦井進、出風井井口的標高相差在150m以下，井深均小于400m時可以不計算自然風壓。本礦井前期進、回風井在同一工業場地中布置，標高相差不足10m，井深都沒超過400m，故設計中不計算自然風壓。2、主要通風機工作風壓通風容易時期、困難時期主要通風機靜風壓分別由下式計算： hse=hme-Hn+hb (9-18) hsd=hmd+Hn+hb (9-19)式中：hse—通風容易時期主要通風機靜風壓，Pa；hsd—通風困難時期主要通風機靜風壓，Pa；hme—通風容易時期礦井通風總阻力，Pa；hmd—通風困難時期礦井通風總阻力，Pa；Hn—自然風壓，取0；hb—表示風硐的通風阻力，取50Pa。故可得：hse=1780.10-0+50=1830.10Pahsd=2392.14+0+50=2442.14Pa3、主要通風機的實際通過風量Qf因有外部漏風（防爆門和通風機風硐漏風）通過主要通風機的風量必大于礦井總風量，主要通風機的實際通過風量由下式求出： Qf=k×Qm (9-20)式中：Qf—主要通風機實際通過風量，m3/s；k—漏風損失系數，取1.1；Qm—礦井需風量，m3/s。則容易時期主要通風機的實際通過風量為：Qfe=1.1×80.608=88.67m3/s困難時期主要通風機的實際通過風量為：Qfd=1.1×106.408=117.05m3/s。4、選擇主要通風機工況點為主要通風機工作風阻曲線與通風機特性曲線的交點。主要通風機工作風阻曲線由風機風壓與風量的關系方程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：Rfe=hse/Qfe2=1830.10/88.672=0.2328N·S2/m8困難時期：Rfd=hsd/Qfd2=2442.14/117.052=0.1782N·S2/m8則主要通風機工作參數見表9.11。表9.11主要通風機工作參數一覽表時期容易時期困難時期項目風量/m3·s-1風壓/Pa風阻/N·S2·m-8風量/m3·s-1風壓/Pa風阻/N·S2·m-8數值88.671830.100.2328117.052442.140.1782據以上數據，并結合本礦的實際條件，考慮各方面技術經濟因素，在供選擇的通風機特性曲線圖上選擇通風機并結合風阻曲線確定風機工況點。設計最終選擇FBCDZNo21/280×2(B)防爆型抽出式對旋軸流通風機，在該風機的特性曲線上繪制風阻線，作圖求出風機容易和困難時期的實際工況點M1、M2，如圖9.5所示。圖9.5FBCDZNo21/280×2(B)型通風機特性曲線及各工況點從而求得FBCDZNo21/280×2(B)型通風機實際工況點參數，見表9.12。表9.12主要通風機實際工況點參數型號時期葉片安裝角/°轉速/r·min-1風壓/Pa風量/m3·s-1效率/%輸入功率/kWFBCDZNo21/280×2(B)容易-6°9802055.3091.0775.8243.90困難+3°9802705.35113.1776.5414.839.5.2電動機選型根據礦井通風容易時期和困難時期主要通風機的輸入功率Nmin和Nmax計算電動機的輸出功率。由于Nmin/Nmax=243.90/414.83=0.588<0.6，因此需選用兩臺電動機。所需電動機功率用下式計算： Ne=Nmaxke/(ηeηtr) (9-21)式中：ke—電動機容量備用系數，取1.15；ηe—電動機效率，取0.92；ηtr—傳動效率，電動機與通風機直聯取1，皮帶出動時取0.95。則電機功率：Ne=414.83×1.15/(0.92×0.95)=545.83kW根據以上計算出的功率以及主要通風機要求的轉速，選擇型號為YBF355L1-6的異步電動機兩臺，其詳細參數見表9.13。表9.13YBF355L1-6型異步電動機技術特征表型號功率/kW電壓/V電流/A轉速/r·min-1效率/%功率因素/cosφYBF355L1-6280380454.3100094.30.889.6安全災害的預防措施9.6.1預防瓦斯和煤塵爆炸的措施（1）回采和掘進工作面以及回風巷中，必須按規定定期檢查瓦斯，如發現異常，必須按規定處理。（2）盲巷、盲硐、片幫及冒頂處等容易積聚瓦斯的地點，必須及時處理。（3）掘進應采用雙風機，雙電源和風電閉鎖裝置。（4）掘進與回采工作面應安設瓦斯自動報警裝置。（5）大巷及裝煤站應安設瓦斯自動報警斷電儀。瓦斯超限后應自動切斷供電及架線電源。（6）所有易產生煤塵的地點。必須采取灑水滅塵等防塵設備及除塵設施。（7）井下風速必須嚴格控制，防止煤塵飛揚。井下所有煤倉和溜煤眼均應保持一定存煤，不得放空，不得兼作通風眼。（8）綜采工作面應采取煤塵注水。按照保安規程設計懸掛巖粉棚和防水棚。（9）煤塵應定期清掃。巷道應定期沖刷，各個轉煤點應進行噴霧灑水。9.6.2預防井下火災的措施（1）井下中央水泵房和中央變電所設置密閉門、防火門。并設設區域返風系統。（2）井下機電設備選用防爆型為原則。應加強機電設備的安裝質量。并加強維修及管理。防止漏電及短路產生高溫和火花。（3）對自然發火的煤層，應加強煤炭與坑木的加收；加強密閉，及時密閉采空區；對停采線進行黃泥灌漿或噴灑阻化劑；分層開采還應在采區隨采隨注。（4）二阻化劑防火：根據化驗與實踐，本礦自然發火期長，但為確保安全，應預備部分黃泥用于危險時期灌漿。（1）井巷出水點的位置及其水量，前采空區積水范圍、標高和積水量，都必須繪出采掘工程圖上。（2）主要水倉必須有主倉和副倉，當一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情況之一時，必須確定探水線，進行探水，確認無突水危險后，方可前進。1）接近水淹或可能積水的井巷、老空或小煤礦時；2）接近水文地質復雜的區域，并有出水征兆時；3）接近含水層、導水斷層、溶洞和陷落柱時；4）打開隔離煤柱放水時；5）接近有出水可能的鉆孔時；6）接近有水或稀泥的灌泥區時；7）底板原始導水裂隙有透水危險時；8）接近其它可能出水地區時。

10設計礦井基本技術經濟指標表10-1設計礦井基本技術經濟指標序號技術經濟指標項目單位數量或內容1煤的牌號2可采煤層數目層13可采煤層總厚度m6.624煤層傾角°2～7（平均4.15°）5（1）礦井工業儲量萬t31770（2）礦井可采儲量萬t230846（1）礦井年工作日數d330（2）日采煤班數班27（1）礦井年生產能力萬t/a240（2）礦井日生產能力t/d7353.68礦井服務年限a66.99礦井第一水平服務年限a66.910井田走向長度m6070井田傾斜長度m603411瓦斯等級低瓦斯相對涌出量m3/t0.6712通風方式中央并列式13（1）礦井正常涌水量m3/h120（2）礦井最大涌水量m3/h15014開拓方式（指井筒形式、水平數目）立井單水平15水平標高m+63016（1）生產的工作面數目個1（2）備用的工作面數目個117采煤工作面年推進度m211218（1）移交時井巷工程量m36890（2）達產時井巷工程量m4750019開拓掘進隊數個220大巷運輸方式膠帶21輔運設備類型電機車牽引礦車22設計煤層采煤方法綜采放頂煤23（1）工作面長度m210（2）工作面推進度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專題部分綜采面過斷層的理論與應用研究摘要：斷層尤其是落差較大的斷層，嚴重影響采煤工作面的安全生產和經濟效益，通過對目前綜采工作面過斷層的理論與應用研究，結合建設高產高效礦井的要求，對幾種常用的方法進行了分析，并詳細介紹了這些技術的應用方法，為綜采工作面過斷層明了方向。關鍵詞：綜采面；斷層；挑頂起底；跳采1前言斷層是地殼運動產生的地應力，超過了組成地殼巖石的強度極限時，巖石便發生斷裂，斷裂后的巖塊（巖層）若沿破裂面發生相對位移的地質構造。斷層是地殼上普遍分布的一種地質構造，其形態和類型繁多，規模大小不一，它對煤礦的普查勘探、開采計水文地質工作均有非常大的影響。斷層可以改變煤層的埋藏條件，且造成煤層斷開發生顯著位移，因而斷層對煤礦的生產影響極大。隨著綜采及綜放采煤方法的發展，國內安全高效工作面年產量逐漸增高，年產量過千萬噸的工作面不斷涌現。斷層對工作面的產量的影響愈發凸顯，為了最大限度地減少斷層對生產的不利影響，必須對各種規模、各種類型的斷層進行處理，以便在安全生產的情況下，最大限度地減少因留設煤柱而造成的煤炭損失一般落差大的斷層在采區設計或巷道掘進中已經加以處理，對隱伏在工作面的斷層需要在回采過程中加以處理。若處理不當，不僅會嚴重影響生產，還會造成一定的安全隱患。本文總結了目前國內綜采（放）工作面過斷層的主要方法，對過斷層所涉及的技術措施、安全措施進行了分析。2斷層帶區域煤巖基本問題研究2.1斷層帶附近煤巖破壞狀況研究斷層是由于地層的運動、擠壓等形成的，是地層運動過程中能量的聚集和釋放的結果。地層中聚集的能量在釋放過程中，巖層要斷裂、擠壓、錯動、破碎等，并伴有大量裂隙的產生。因此，在斷層帶附近，形成斷層的破碎帶，如圖1-1所示。圖1-1斷層破碎帶示意圖一般頂板巖層的強度大于煤層的強度，在同樣大小力的作用下，煤巖破碎后，煤的粉末多于頂板巖石的粉末，即煤的破碎程度比巖石的嚴重。在斷層的破碎帶內，煤的破壞程度較巖層嚴重，塊度小。當回采工作面通過斷層時，與保留巖頂相比，保留煤頂要困難得多。2.2綜采面過斷層時附近煤巖破斷研究綜采工作面過正斷層，以圖1-2點劃線的方向從上盤向下盤推進。當工作面還在斷層的上盤，快通過斷層面時，斷層破碎帶弱變區A范圍內的煤層由于破壞嚴重，而A區的煤沿斷層面的下滑力為，因而煤層保留不住，會發生片幫。工作面煤壁片幫后，端面空頂范圍增大，破碎的頂板巖層可能會發生冒頂，從而影響生產。圖1-2綜采工作面從上盤向下盤推進過正斷層當工作面從上盤推進到下盤時，因支架不能直上直下，需割底板，留頂煤推進，而這部分頂煤處在斷層破碎帶弱變區B范圍內，破壞嚴重，頂煤保留不住，端面就會發生冒頂。工作面過正斷層，從下盤向上盤推進時；工作面過逆斷層，從上盤向下盤推進和從下盤向上盤推進時，均存在與上述類似的不利情況，如圖1-3、1-4、1-5所示。圖1-3綜采工作面從下盤向上盤推進過正斷層圖1-4綜采工作面從上盤向下盤推進過逆斷層圖1-5綜采工作面從下盤向上盤推進過逆斷層2.3工作面端面頂煤（板）冒落分析（1）端面頂板冒落后，如不進行勾頂，而采取讓支架抬頭的工作方式來應付端面冒頂，其結果不僅降低了支架的承載能力，而且會進一步惡化頂板。而由于平衡千斤頂伸出量的限制，過大的頂梁抬頭，又會造成大量支架平衡千斤頂和耳座的損壞。（2）即使支架闖過冒頂區，支架頂梁上的頂板也已破碎和出現空洞，支架無法支住頂板，自身的穩定性也很差，極易導致支架沿工作面傾斜方向傾倒，支架頂梁相互咬架，立柱與底座的銷軸拉斷等，從而使過斷層的時間延長，形成惡性循環。（3）端面頂板冒空后，若采用勾頂和超前支護的方法，勢必造成工作面停產處理，致使生產效率降低，坑木等材料消耗增加。因此，在綜采工作面過斷層時，必須消除斷層破碎帶內弱變區的影響，盡量防止工作面端面冒頂的發生和煤層片幫的產生。若已發生端面冒頂，必須立即組織人員勾頂，護好頂板，盡快通過斷層破碎帶。3綜采面過斷層常用的方法過斷層的難易程度不僅與斷層本身的落差、傾向、傾角、位置有關，還與煤層本身的厚度、傾角、頂底板條件、生產條件（割煤高度、推進速度等）諸多因素相關。一般情況下落差越小，越容易通過斷層。下面詳細介紹幾種常用的過斷層方法。3.1調整割煤高度法即對斷層采取“避”的方式。先估算出工作面距斷層前方所需要的過渡段，通過調整割煤高度來通過斷層。實際操作時采取留頂煤或底煤過斷層。通過斷層后逐步見頂見底開采，恢復原采高。如圖3-1、圖3-2所示情況，可采用工作面留底煤方式，將工作面上抬，通過降低采高過斷層。調整割煤高度方法一般適用條件是斷層落差較小，且斷層上下盤接觸之間煤層的厚度大于或等于液壓支架的下限通過高度。液壓支架下限通過高度由下式確定：圖3-1工作面斷層平面圖3-2工作面斷層剖面圖（3-1）式中：h1——液壓支架下限高度，m；h2——頂板最大下沉量，m；——富余量，一般取0.2m。滿足上述條件，不論過走向斷層還是傾向斷層均可采用此方法。這種方法有利于降低煤質含矸率、可以減少截齒的消耗量，保證機組正常運行。3.2挑頂起底法即對斷層采取“迎”的方式，通過采煤機挑頂或臥底，截割圍巖強行通過斷層。當沿著工作面推進方向，過斷層前的工作面直接底板低于過斷層后的工作面直接底板，適宜采取挑頂法過斷層。當沿著工作面推進方向，過斷層前工作面直接底板高于過斷層后的工作面直接底板，采取挑頂法或起底法過斷層均可。一般斷層上下盤接觸之間煤層的厚度不大于液壓支架的下限通過高度時采取此方法。當工作面頂底板圍巖比較松軟時采取采煤機直接挑頂起底，一般挑頂或起底高度不宜超過0.5m，否則工序復雜，而且增大了機組負荷，容易損壞設備。當工作面頂底板圍巖堅硬，采煤機滾筒難以割動時，需對斷層進行超前處理，可針對不同情況采取深（淺）孔放炮挑頂或起底的方法。3.3跳采法即對斷層采取“躲”的方式，通過采用斷層處留垛，重新打巷的跳采方式通過斷層。對于走向斷層一般根據不同情況進行處理。當斷層出現在工作面的兩端時，在工作面沿煤層正常段與斷層方位平行開掘一條全煤巷道與材料巷或運輸巷貫通，工作面縮面回采躲過斷層，隨推采隨接長工作面的溜子，直至恢復正常；若斷層出現在工作面的中部，用斷層處留垛的跳采方式通過斷層，然后打通工作面，與兩巷貫通，如圖3-3所示。圖3-3過斷層跳采當回采工作面遇到落差較大的傾向斷層時，一般在另一盤重新打切眼，跳過斷層重新開采。此方法打破了工作面的正常循環，部分區段擱置時間長，壓力增大，因此應當加強過斷層期間礦壓觀測，加強支護。3.4采用預掘巷布置方式過斷層采用提前預處理斷層方法，可以使工作面過斷層時既不影響安全生產，又不影響煤質，有利于工作面高產高效。具體做法是：在斷層中通過預掘巷道的方法采出斷層面兩側的煤巖，并采用有效支護手段維護其圍巖穩定。工作面不斷向前推進并與斷層預掘巷對接后快速通過，形成工作面斷層預掘巷快速通過技術。由于斷層預掘巷受到工作面前方移動支撐壓力和初次來壓與周期來壓的持續影響，同時又處于斷層破碎帶中，其維護比一般回采巷道困難得多。（1）應用預處理方法時斷層落差范圍。根據實際條件和經驗，在處理斷層時，一般巷道寬度不超過L=6m，巷道起坡或下坡時，起坡角≤20°，則最大斷層落差為：H=L×sin20°=6×sin20°=2.05m斷層落差示意圖，如圖3-4。L—斷層寬度，H—斷層落差圖3-4斷層落差示意圖因此當實際的斷層落差大于H時，必須采用另開切眼進行工作面搬家的方式通過斷層，當實際的斷層落差小于或等于H時，可采用斷層預掘巷的方式快速通過斷層。（2）預掘巷的實施方案。在工作面回采之前，若工作面發現斷層，提前把斷層巖石部分挖出，對挖出的空間（巷道）進行支護。當回采工作面推至斷層處（巷道）時，過斷層就變成了過空巷，當工作面距空巷50m時，在空巷內提前支設單體液壓支柱以加強支護。一般情況下，綜采工作面所用的運輸機、采煤機等設備仰角或俯角20°時能夠順利通過。（3）工作面過斷層巷道布置。當斷層落差小于H時，在斷層內預掘巷道，實現工作面無矸石快速通過。預掘巷道采用錨網索聯合支護，為有效控制斷層破碎區，可采用組合錨索新技術。其具體工藝見圖3-5、3-6。圖3-5工作面過逆斷層巷道布置示意圖圖3-6工作面過正斷層巷道布置示意圖3.5綜采面分合式快速過斷層即在斷層以下另施工新切眼，將采面分上下段回采。上段工作面回采推進到斷層時，將工作面設備及支架搬到下段新切眼安裝回采。從工作面中部分段往上下二端頭進行回撤支架，利用運輸巷、軌道巷同時下放設備及支架運輸到下段工作面新切眼，一次可以分2組同時作業，分別回收支架或設備到工作面新切眼。從新切眼中間往運輸巷、軌道巷后退的同時進行安裝。采煤機升井檢修后，提前運送到安裝位置，當支架及刮板輸送機安裝到采煤機擺放位置有足夠位置時，便可以安裝采煤機。支架和刮板輸送機安裝完后，進行試運轉工作。4工程應用4.1技術措施（1）加強支護。過斷層期間比較重要的問題就是要防止冒頂。因此在過斷層期間要加強支護，加強對斷層面頂板控制。工作面上下巷斷層附近必須加強支護，保證支護數量和質量。必要時，特別是斷層帶頂板破碎，宜采取帶壓移架，以減少由于移架而造成的頂板破壞。片幫嚴重的地方要超前拉架。必要時打單體柱控頂。（2）加快推進速度。工作面推進速度越快，煤壁顯露時間越短，頂板破碎度低，所以在保證設備性能可靠的情況下，加快推進度。比如可在生產過程中，采取減少采煤機一次進刀量，提高牽引速度，實行淺割快跑，降低頂板破碎程度。（3）加強管理和設備維護。要控制好工作面的平度、直度。提高液壓支架的初撐力，提高乳化液泵站壓力，保證供液系統完好不漏液，加強工作面工程質量管理，規范人的行為，避免因盲目操作，如支架歪倒傾斜，空間大而不能有效地接頂。加大對綜采設備的維護和定檢力度，保證設備正常運轉，尤其對常用、易損配件超前備用，保證工作面及時供應。（4）注意其他因素影響。由于斷層破壞了巖體的原有連續性和堅固性，使巖體擁有大小不一、性質不同的結構面，巖體中所有裂隙、結構面都為地下水儲存、運移創造了條件。因此，工作面過斷層時一定要注意水對過斷層的影響。若存在裂隙水，過斷層前要查清裂隙水水力聯系，必要時采取防水或疏導措施。還要注意其他地質因素的影響。4.2石圪臺煤礦71203工作面采用調整割煤高度法過斷層分析4.2.1石圪臺煤礦71203工作面斷層情況介紹71203工作面位于石圪臺煤礦二盤區，工作面寬300m，主采1-2煤，1-2煤厚5.8m～6.2m，有一層夾矸，厚度0.1m～0.4m，灰白色粉砂巖；頂板為偽頂灰白色泥巖，硬度F＝2.0，直接頂白色細砂巖、粉砂巖，硬度F＝3.8，堅硬；底板砂質泥巖，硬度F＝2.7，較軟。71203工作面DF7、DF8斷層與71202、71203工作面斜交，在71203工作面主回撤通道467m的回風順槽側揭露。71203工作面DF7斷層采取了巷探的方式，沿DF7斷層掘進53m，斷層落差逐漸減??；分叉派生出斷層DF7’，經回采揭露各斷層情況如下：DF7斷層：走向北偏西65°，傾向北東，傾角65°，走向長550m，最大落差10.5m，大部分落差都超過6.0m，向71203工作面內延伸180m，沿傾向方向影響91m。DF7’斷層：走向北偏西75°，傾向北東，傾角48°，走向長150m，最大落差8.5m，向71203工作面延伸139m，且落差逐漸減小。DF8斷層：走向北偏西，傾向南西，傾角65°，走向長30m，最大落差1.5m。4.2.2石圪臺煤礦71203工作面過斷層前期準備（1）過斷層方式確定對于傾向斷層和斜交斷層的處理，當落差小于煤厚時，采用平推硬過的辦法；對于落差大于煤厚或采高時，常要重新開掘過壓切眼。另一種方案是采用旺格維利采煤法，該工藝對煤層賦存條件較差、難以進行長臂綜采或邊角煤開采的區域較為有效。其基本原理和操作方法是：利用煤體或行走支架的支撐力量，在不進行錨桿支護的情況下，采用連續采煤機短臂采煤，梭車或蓄電池運煤車運煤，將煤柱的絕大部分進行回收。旺格維利采煤法的主要優點是巷道布置靈活，掘進率低，可回收普通綜采方法較難開采的資源。它的缺點是連續采煤機的后配套問題，運輸環節制約著連續采煤機能力的發揮。皮帶尾的搬家次數多，工作面的生產效率低。這種采煤方法在運輸、支護、通風、安全出口的管理等方面還存在著一定的局限性，有待在實踐中進一步探索與完善。根據探巷揭露的斷層帶巖石性質，經礦領導及工程技術人員專題會議研究決定，工作面不進行跳采，而在斷層部分進行回采臥底留頂快速直推通過斷層。（2）掘進探巷該礦在71203工作面回順DF7斷層處掘進巷道，掘進53m后，斷層消失，該探巷掘出巖石954m3，并探清了涉及層位的巖性，為下一步采取措施打下了基礎。（3）順槽拉底工作面形成后，根據揭露層位巖石性質，從現場觀測，發現斷層處頂板下有850mm厚的堅硬巖石（為砂巖），其下是一層0.5m泥巖，較松軟。經研究討論，決定為保護設備，減少工作面割硬巖量，在回采前拉71203回順底板，綜采回采臥底留頂快速通過斷層，拉底長度65m，最厚處起掉底板巖石2m。（4）架棚支護拉底后對71203回順超高處及探巷均采用架棚支護，架棚支護的棚梁底層均以850mm厚硬巖為回采頂板，棚梁采用礦用11號工字鋼加工而成，兩側采用錨索吊掛，中間采用木垛，形成人工假頂，為保證支護強度，在棚梁兩端頭支護木點柱，增加了棚梁支撐強度。棚梁與棚梁采用原木連接，原木用8號鐵絲牢固綁扎在棚梁上，同時將木垛與木垛間用扒釘固定，使得棚與棚、棚與鋼梁形成一個穩固的整體。（5）治理涌水對71202工作面采空區涌水流量約55m3/h，為防止進入71203工作面，影響綜采回采過斷層（斷層處起底后，破碎機機尾處于最低處，將涌水控制住，防止淹沒機尾電機），在71202面與71203面最低聯巷處，增設了混凝土防水閉，進行了有效封堵，同時在機尾部分增設大排量水泵。4.2.3綜采過斷層工藝按照架棚設計，綜采回采過斷層時以棚梁為頂板，調整工作面狀態與棚梁一致，采用留頂割底的方式通過斷層。（1）傾向調整1）依據工作面回順提供的推進進尺標記進行調整控制。當工作面推進至回順500m（從回撤通道算起，以下同）時，回順煤層傾角變大，沿順槽方向嚴重下扎，為保證機尾的順利過渡，工作面140號支架至機尾采高保證在4.5m左右。該段沿工作面頂板推進。割底量由采高來控制。140號架以前仍保證5.2m的采高。若工作面出現400mm以上厚度的夾矸，則工作面對應位置的回采層位調整在夾矸以下，采高控制在4.0m以上。2）工作面由500m向480m推進的過程中，140號架以后的采高逐漸由4.5m降至4.0m，依然沿頂推進，只是逐步放緩工作面的下降坡度，到480m時，逐步將工作面底板調整成水平，保持4.0m采高向前推進。3）當工作面推進至475m時，162號到機尾開始逐步破頂，到467.5m時，保證162號架頂板為夾矸的下邊緣，173號架頂板為夾矸的上邊緣，其間支架所在位置平緩過渡，保證支架與探巷貫通后頂板與探巷的木垛鋼梁下邊平行，162號架以前平緩過渡。4）467.5m至461.5m位置為探巷通過區域，該段保持工作面的基本平整，水平推進，工作面推進過460m后，順槽向回撤通道方向為上坡，在推進過程中采取逐步抬高工作面，此時仍保證采高在4.0m左右，到420m位置，回順煤層水平、斷層通過為止。5）工作面調整期間，調整一刀，放平一刀，每次調整50mm～100mm。6）通過探巷后，DF7斷層通過，出現DF7’斷層，繼續采用留頂割底的方式，受斷層及采動影響，頂板及煤層的外生裂隙比較發育，通過斷層時，支架工采取及時跟機拉架或超前拉架的方式，減少架前漏矸；在過DF7、DF7’期間，機頭段過DF8斷層，由于該斷層落差小，采用降低采高留部分頂煤順利通過了該斷層。（2）走向調整1）走向調整主要是工作面兩順槽推進度的調整，主要采用加、甩刀的方式進行。為保持工作面運輸機不上竄或下移，利用單向推溜來控制。當工作面推進至600m時，開始逐步調整運、回順的推進速度，至480m時，兩順槽同步（即均為480m）。2）由480m繼續向前推進的過程中，機尾進兩刀機頭進一刀，此時為加快構造的推進速度，根據現場情況，機尾采取雙向割煤，機頭采取單向割煤。推進到467.5m遇到探巷，此時根據工作面情況繼續加機尾，直至探巷推采完畢。3）推進至460m時，開始逐步在機頭加刀，調整運輸機至合適位置，直至運輸機不再上竄下移為止，隨后正常組織工作面推進。工作面的調斜保證了工作面推進遇到探巷時，每推進一刀僅增加暴露2架，有效控制了工作面來壓對探巷木垛支護的破壞，另外在工作面推進過探巷時，工作面機尾快速推進也為快速通過探巷創造了有利條件，通過機尾兩刀、機頭一刀和機頭兩刀、機尾一刀的生產組織方式也保證了過斷層期間的較大產量。在通過探巷抬高工作面的過程中，逐步調整運輸機和支架的傾角，保證了工作面的合理提升角度，既保證煤機割煤時不割到支架前梁，又保證了正常的推采速度。（3）煤質保證措施1）過斷層期間，煤機割矸石量大，為保證煤質，在保證安全回采的前提下，盡量降低采高，減少割矸石量。2）合理利用1-2煤井下煤倉集中出矸，并利用好1號原煤倉儲矸，協調好其他區隊的正常生產組織，確保煤與矸石實現分裝分運。4.2.4經濟效益比較71203工作面綜采回采強行過斷層的成功，不僅為過斷層積累了一定的經驗，還產生了很大的經濟效益。（1）減少了掘進工程量。采用跳采方式通過該斷層，需掘進主、輔回撤通道830m（包括聯巷、調車硐室），切眼360m（包括調車硐室），掘進、支護費用共計170.56萬元。（2）減少掛網、砼底板工程量?；爻吠ǖ罀炀W、砼底板、切眼砼底板費用107.3萬元。（3）減少一次回撤、一次安裝，節省費用91.5萬元。（4）提高資源回收率。斷層段煤炭儲量26.6萬t，采出量為21.6萬t；采用跳采方式旺采斷層段，最多可采出原煤10.6萬t，少出煤15萬t，按100元/t利潤計算，采用綜采比采用旺采可多實現利潤1500萬元。（5）過斷層發生費用：起順槽底板費用15萬元；超高區及探巷支護費用81.16萬元；過斷層割巖石截齒消耗量大，增加費用5萬元；探巷掘進費用18萬元。費用總計：119.16萬元。（6）強過與跳采相比多實現利潤150.2萬元。4.3冒沙煤礦4842綜采面分合式快速過斷層分析4.3.1工作面概況冒沙煤礦4842綜采工作面位于一采區東翼上部2號煤層，第四勘探線以西，工作面以西為4840工作面采空區，以東為未開采的4844工作面。煤層厚度1.6～2.0m，平均厚度118m，煤層傾角為7°。直接頂為淺灰色、黑灰色淀質粉砂巖，局部地段有0.1m厚的偽頂，巖性為灰色泥巖或黑色炭質泥巖，直接頂節理裂隙發育、破碎易冒落，基本頂為灰綠色薄層狀粉砂巖，直接底為淺灰色泥巖，厚度0.2～0.5m遇水易膨脹軟化。該工作面匯水面積大，基本頂處于被裂隙破壞的局部地段，頂板出現點滴狀淋水，水量不大。4842工作面采用傾斜長壁俯斜綜合機械化采煤方法，工作面運輸巷進行沿空留巷用作4844采面的軌道巷。4842運輸巷、軌道巷頂板采用錨桿支護，巷幫未進行支護。運輸巷沿空留巷施工前頂板補錨索加固，錨索采用“五花”布置方式，錨索長度5000mm，間排距1600mm×1600mm，每根錨索采用5卷錨固劑。巷道設計寬3600mm，巷道高2200mm，4842運輸巷長800m，110208軌道巷長820m，回采工作面長度160m。因工作面中間有一條斜交正斷層，落差4～6m，傾角57°。在斷層以下另施工新切眼，將采面分上下段回采。上段工作面回采推進到斷層時，將工作面設備及支架搬到下段新切眼安裝回采。4.3.2工作面撤面、安裝方案從工作面中部分段往上下二端頭進行回撤支架，利用運輸巷、軌道巷同時下放設備及支架運輸到下段工作面新切眼，一次可以分2組同時作業，分別回收支架或設備到工作面新切眼。從新切眼中間往運輸巷、軌道巷后退的同時進行安裝。采煤機升井檢修后，提前運送到安裝位置，當支架及刮板輸送機安裝到采煤機擺放位置有足夠位置時，便可以安裝采煤機。支架和刮板輸送機安裝完后，進行試運轉工作。4.3.3工作面回收設備及支架的順序（1）工作面需回撤的支架及設備ZY2800/10/23型掩護式液壓支架108臺，SGZ-730/220型刮板輸送機1臺，MG-150/375型采煤機1臺，運輸巷SGB-630/220型刮板輸送機1臺和SP-80型帶式輸送機1臺。（2）安裝絞車及軌道鋪設工作面采到終采線后，在工作面運輸、軌道巷分別安裝提升絞車，如圖4-1所示。圖4-1110208安裝、回收絞車安裝布置在軌道巷側回撤SGZ-730/220型刮板輸送機的機尾架和采煤機，在運輸巷側同時進行縮短帶式輸送機和整體移動SGB-630/220刮板輸送機到新切眼以下，運輸巷的設備回撤完后，在回撤工作面的運輸巷到新切眼段安裝軌道。（3）設備裝運及滑道鋪設從工作面兩端向中間逐步回收采煤機、刮板輸送機等設備到新切眼，并按順序擺放好。工作面回撤刮板輸送機后，再回撤工作地點鋪設軌道。（4）支架回收及臨時支護回撤支架時，從工作面中部的58號架往兩巷回收，從運輸巷側回收58架支架，從軌道巷側回收50架支架，用58號和57號支架分別作為往兩巷后退回收的掩護支架。在回撤支架過程中，為了保證抽支架時有足夠的空間，用3m長的工字鋼梁配合單體支柱在未撤支架側的采空區支設3棚臨時支護，棚距為0.8m，柱距1.2m，一梁三柱支護，臨時支護隨著支架的回撤后退支護，如圖4-2所示。（5）回撤支架過程中的通風瓦斯管理為了防止回撤支架過程中瓦斯超限，在支架撤出的采空區內每隔3m支設一個木垛，并且在木垛與煤壁之間支設木棚支護頂板，棚梁1.8m，棚距1.0m，一梁三柱支護，棚梁和棚腿采用直徑200mm的圓木，確保工作面通風。圖4-2支架回收示意4.3.4重開切眼設備及支架安裝方案（1）安裝準備工作安裝前在新切眼內確定第一個支架的安裝位置，然后按115m的間距標識定支架位置安裝時對位安裝。刮板輸送機、電纜架放在安裝位置靠煤壁擺放好?；厥罩Ъ軙r將煤機升井檢修，檢修結束后及時運到新切眼安裝。（2）安裝順序從第57號支架往運輸巷方向后退按順序安裝支架，同時從第58號支架往軌道巷方向后退按順序分組安裝支架。安裝好5個支架后便可同步安裝工作面SGB-730/220型刮板輸送機。隨著支架和輸送機的安裝逐步回撤軌道，連接安裝好的支架的液壓管路。當支架和輸送機安裝超過煤機的擺放位置后，可進行煤機安裝。輸送機安裝完畢，即進行試運轉工作。冒沙煤礦4842工作面上段于2007年7月6日中班回采結束開始收面，至2007年7月19日中班安裝結束進行試機，收面及安裝共用14d時間，創造了回撤和安裝支架8臺/小班、回撤和安裝支架23臺/d的好成績，比常規的搬面方法提前了11d?？s短了搬面工期，贏得了時間，獲得了效益。充分利用勞動力平行作業，提高工時利用。縮短了搬面時間，為搬面期間的瓦斯治理爭取了時間。但搬面、安裝期間需占用較多的設備。5總結（1）縮短過斷層的時間，保證迅速恢復生產能力。綜采工作面在遇到斷層時，如果不迅速通過，勢必會影響生產和經濟效益。采用適當的工藝，將斷層部分甩掉不采，僅對下部設備進行倒安裝，上部設備不需要長時間的安裝和調試就能夠迅速恢復生產，在較短的時間內，即形成生產能力，在采到新小面時，由于下部主要設備已安裝準備好，只需要很短的時間對接調試，就又可以恢復生產，減小了過斷層對生產時間的影響。（2）有效地保證了回采率，提高了煤質。在回采中既要保證正常的生產效益，保證煤質，又要保證煤炭回采率。在遇到斷層時，如果將斷層部分用傳統工藝回采出來，就會降低煤質，影響正常的生產效益，如果在斷層傾向邊緣重開整體切眼，將斷層部分和上部煤層都丟掉不采，就浪費了煤炭資源，降低了該工作面的回采率。該工藝將含斷層部分甩掉，既保障了回采率，又提高了煤炭的質量。（3）降低勞動強度，增加安全系數。傳統的炮采，由于需要人工打眼放炮，勞動強度大、生產效率低，對工作面的支護和采動影響較大，安全系數降低；如果采用機組強力割矸，會造成機組設備的損壞，由于割煤斷面的不規矩，使推溜移架困難，提高勞動強度，降低安全系數。相比之下，該工藝的倒裝工作生產勞動比較低，容易保障安全。參考文獻：[1]楊劍山，賀啟錄.綜采工作面過落差7m走向斷層技術研究及應用[J].中州煤炭，2007（1）.[2]張敏，常傳強.淺談綜采工作面過斷層的幾點成功做法[J].山東煤炭科技，2007(1）.[3]王傳身，付彬.綜放工作面過斷層技術研究與實踐[J].煤礦現代化，2006(3）.[4]陳昌榮.地質學基礎，中國礦業大學出版社[M].1993.[5]張效春.綜采工作面過斷層、過沖刷技術及有關參數的確定.山西煤炭，200525(4）：33-35.[6]宋延力，魏巍.回采工作面過斷層的處理方法[J].山東煤炭科技，2005(4）：6-7.[7]樊繼強，趙軍.綜采工作面過斷層開采技術探討.山東煤炭科技，2002(1）：47-49.翻譯部分英文原文Exploitationofdevelopedcoalminepillarsbyshortwallmining—acaseexampleA.Kushwaha,G.BanerjeeCentralMiningResearchInstitute,BarwaRoad,Dhanbad826001,Jharkhand,IndiaAbstract:Theshortwallminingtechniqueissimilartolongwallminingbutwithshorterfacelengths,rangingbetween40and90m,withtheaimofcontrollingthecavingnatureoftheoverlyingupperstrata,theloadonsupportandtheoveralloperationofthesupportsappliedattheface.Fieldobservationsandthree-dimensionalnumericalmodellingstudieshavebeenconductedforthelongwallpanelextractionofthePassangseamatBalrampurMineofSECLtounderstandthecavingbehavioroftheoverlyingupperstrata.AlargeareaofthePassangseamadjacenttothelongwallpanelshasalreadybeendevelopedviabordandpillarworkings.Inthispaper,numericalmodellingstudieshavebeenconductedtoassessthecavabilityoftheoverlyingstrataofthePassangseaminthemineoverdevelopedbordandpillarworkingsalongwiththesupportrequirementatthefaceandintheadvancegallery.Thecavingnatureoftheoverlyin