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东曲矿回采巷道支护技术研究

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东曲煤矿采掘衔接的思考

东曲煤矿采掘衔接的思考

面 。各 个综 采 工 作 面 的 回采 储 量 如 下 ：８ ０ ２ ２ ２面 ９ ２
万 ｔ１ ２ ６面 ９ ，２ １ １万 ｔ２ ８４ 面 １６万 ｔ １４ １面 ４ ，８０ １ ，４ １ ２
万 ｔ１ ５ ７面 ７ ，２ ０ ５万 ｔ１ ３ １面 ２ ，８ ０ ４万 ｔ １ １ １面 ３ ，９ ０ ６
１ ３ ２ 东 曲煤 矿 掘进 队组 的分布 ．． 掘进 二 队 、 进 三 队 、 进 四 队负 责 ＋ ７ 掘 掘 ９ ３水 平 回采 巷道 的掘 进任 务 。掘进 四队负责一 采 区下组煤 、
进 队组 ４个 ， １个采 掘准 备 队 ， 共使用 综 掘设备 ８套 。
１ ２ 回采 煤种 的配 比生产 及采 区出煤的 比例 ．
增
刊
山 西 焦 煤 科 技
Ｓ ａ ｘ ｋ ｎ ａ ｃｅ ｃ ＆ Ｔ ｃ ｎ ｌ ｇ ｈ ｎ ｉＣｏ ｉ ｇ Ｃｏ ｌＳ ｉ ｎ ｅ ｅ ｈ ｏｏ ｙ
Ｓ ｐ ｅ ｎｔ ｕ ｐｌｍｅ
２１ ０ ２年 ７月
・
Ｊ１２ １ ｕ． ０ ２
企业管理 ・
东 曲煤 矿 采 掘 衔 接 的思考
２ ）掘 进 队组 掘进 装 备 的 现状 ： 曲 煤 矿 现有 掘 东
１３ １ 东曲煤矿采煤队组的分布 ．．
综采 二 队 、 采 四 队负 责一 采 区下 组 煤 、 采 区 综 三
上组 煤 、 三采 区下组 煤 的原煤 生产 ； 综采 三 队负责二 、 四采 区 的原煤 生产 ； 综采 一 队负 责 ＋８０水平 的原煤 ６ 生产 。根 据衔 接安排 ， 采一 队 、 采三 队 、 采 四队 综 综 综 在 ２１ ０ ２年需 进行 跨 区 回采 作业 。
的掘 进任务 。 １ ４ 对掘 进 队组在 不 同区域 的配置要 求 ． 在确定 了该 矿全 年原煤 产量 之后 ， 生产 管理部 门

回采巷道松软破碎围岩支护技术的探讨

回采巷道松软破碎围岩支护技术的探讨

回采巷道松软破碎围岩支护技术的探讨摘要：结合某巷道支护实际情况，对松散破碎巷道掘进支护进行分析研究，对传统的巷道支护方案进行优化设计，提出“短掘短支 + 机载临时支护+ 永久支护优化”的联合支护方案。

通过监测结果表明，该联合支护方案的应用可有效控制巷道围岩变形，达到良好的支护效果。

关键词：松软破碎围岩；超前支护；注浆加固；效果分析；1矿井概况某矿矿区南北长约 5.9 km，东西宽约 6.3 km，矿井面积约 32.8km2，矿井设计生产能力 400 万 t。

六采区位于某矿井北部西翼，设计长度 320 m，轨道巷深度650 m，巷道断面设计为梯形，尺寸 4.0 m×2.6 m，巷道掘进沿8号煤层开采，煤层平均倾角 18°，煤层平均厚度2.8 m。

巷道所过区域，部分区段 8 号直接顶为复合泥岩，节理裂隙发育，厚度 1.2 m 左右，同上部砂质泥岩间存在夹煤线。

巷道埋深较大，掘进作业时围岩应力较大，易发生顶板垮落与巷道变形现象，威胁作业安全。

随着矿井开采深度的增加，巷道围岩压力的逐步增强，矿井回采面临大围压环境，使得深部井下巷道在掘进过程中存在围岩松散破碎、巷道易变形失稳的特点，影响矿井的安全高效生产]。

图1为采区巷道布设示意图。

2支护难度分析2.1巷道掘进支护某矿六采区轨道巷割煤掘进采用综掘机施工，一掘一支，单个循环进刀两次，进尺总长度 1 600mm。

现场实践表明，自开口处起巷道压力显现十分强烈，顶板易发生离层跨落现象，伪顶总厚达 900mm，进行综掘作业易导致岩块掉落，诱发巷道顶板的高低不平，同时两帮煤壁松软，易片帮，使得巷道成型效率低、进尺速度慢。

2.2巷道临时支护矿井以往浅层巷道掘进临时支护多选用圆木点柱，但在深部巷道掘进中，受到松软破碎顶板的影响，掘进单次循环结束后，围岩受力环境的改变使得临时支护的顶板跨落可能性大幅增加，不仅影响施工进度而且威胁生产安全。

2.3巷道永久支护由于巷道顶板为泥岩，围岩稳定性不足且伪顶厚度较大，易在短时间内发生脱落，采用托伪顶的支护方式，多次出现永久支护未完成，便发生伪顶脱落的事故。

煤矿综采工作面回采巷道超前支护分析

煤矿综采工作面回采巷道超前支护分析

煤矿综采工作面回采巷道超前支护分析发布时间：2021-07-01T15:58:14.103Z 来源：《科学与技术》2021年3月第7期作者：段江伟[导读] 在综采工作面回采过程中，保证回采巷道的安全性十分重要。

由于回采巷道距离工作面比较近段江伟河南大有能源股份有限公司石壕煤矿摘要：在综采工作面回采过程中，保证回采巷道的安全性十分重要。

由于回采巷道距离工作面比较近，很容易因工作面回采过程中动压的影响而遭到破坏，因此通常需要对回采巷道进行超前支护。

所谓的“动压”，是指在工作面回采后，工作面前方的应力会重新分布，这会造成巷道的某些区域出现应力集中现象。

关键词：煤矿综采工作面回采巷道超前支护为了保证巷道的完整性，需要对受动压影响的巷道进行加强支护。

支护的效果受支护方式的影响较大，应该根据现场的实际情况选择合适的支护方式。

由于在选择支护方式时很大程度上依赖于过去的经验，很难保证支护的可靠性。

一、煤矿综采工作面的选择1.支架类型的确定。

如果所处的情况已经确定选择了液压支架,那么下一步所应该讨论的问题就是在其中的三种类型当中选择出一个最为合理的类型。

首先应该对实际的开采情况进行分析,开采环境对于液压支架的选择有着非常密切的联系。

煤矿开采的地质构造类型千差万别,在某一区域的内部,可能储藏着煤矿,但是开采厚度和难度肯定是有比较大的差异。

所以,在开采之前必须实施勘察和研究。

按照煤层厚度进行划分主要可以划分为薄煤层、厚煤层以及中厚煤层等类型。

在这种类型的煤炭区域都一般都会采用液压支架。

为了使其同煤矿的开采条件进一步吻合需要对使用类型进行调整。

对于支撑式液压支架而言,适合压强比强、顶板完整、瓦斯含量较高的区域；但是如果无法对压力进行较为精确的测量、顶板工作面出现破碎的现象,应该考虑采用掩护式液压支架；如果区域情况超出上述两种范围,那么支撑掩护式液压支架是最佳选择,支撑掩护式支撑支撑兼容了支撑式以及掩护式的优点,应用范围广泛,稳定可靠。

小煤矿破坏区域内的回采技术研究

小煤矿破坏区域内的回采技术研究
表 Ｉ 工作 面基本 参数
工 作 面 走 作 面倾 面积 煤 厚 容重 工业 储 量 采 率 储 量 工 回 可采 向 长 ／ 斜 长／ ／ ｍ ｍ ｍ
６ ３８
为矿井边界 ， 南部 为已形成 的 １１９工作面 ， 东 ８０ 西北 为未规划区 ， 西南为马连岩村保护煤柱 。
做腿。
Ａ Ｂ巷 道 长 １． 宽 ４ ０ｍ、 ４ ２ｍ， 木 点 ５ ０ｍ、 ． 高 ． 打
柱 ， 排 ２根 间距 １ｍ， 柱为 ｄ ８ ４ ５ｍ。 每 点 １ ０ｍｍ ｘ ．
经 地质 坑透 在皮 带顺 槽 ３ ５～８ Ｉ轨 道顺 槽 ５ ５ Ｉ、 Ｔ ０ ｍ处 有 一 阴影 区 。
围已达 ６０ｍ， ０ 并且正在逐渐扩张。东曲矿现正在开
采 的一采 区下组 煤 １ １７工作 面就 受 到 了严 重 的破 ８０
坏。该工作面受小煤矿破坏侵入巷道 １ 余条 ， ２ 形成
１０８ｍ。地 面位 置 马连岩 村东 部 。该 工 作 面东北 部 ０ 工 作面 瓦斯 绝对 涌 出量 １６ ａｎ 煤尘爆 炸 ．５ｍ ／ｒ ， ｉ 指数 为 １．０ ， 尘 具 有 爆 炸 性 ， 的 自燃 倾 向等 ６３ ％ 煤 煤 级 为 三类 ， 不易 自燃 。
工 作 面基本 参数 见表 １ 。
煤层 赋存 情况 ：８０ １ １７工作 面所 采煤 层 为石 炭 系 上统 ８煤 。煤 层 平均倾 角 ３ ， 作 面煤 厚 在 ２ ８ 。工 ．４— ３９ ．５ｍ之 间 ， 层 厚 度平 均 ３ ２ 煤 层 结构 简 单 ， 煤 ． １ｍ，
属中厚煤层 ， 煤容重 １ ３ ｍ ， ８ ．７ｔ 煤质 为瘦煤 ， 层 ／ 煤
放 水工 作 。最 大 涌 水 量 １ ２ ３ ｎ ／ ｉ ， 常 涌 水 量 ．３ ｌ ｍｎ 正

东曲矿掘进工作面临时支护的改进_邓维元[1]

东曲矿掘进工作面临时支护的改进_邓维元[1]

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摘 要： 在对东曲矿掘进工作面当前使用的几种临时支护存在问题分析的基础上， 有针 对性地进行了改进， 研制出一种适应当前掘进工作面的临时支护方式。该临时支护方式 既保障了掘进工作面的安全， 又提高了掘进效率。 关键词： 掘进工作面； 临时支护； 煤矿安全； 顶板管理 中图分类号： (1!9 文献标识码： 0
农村是广阔的天地， 是希望的田野， 但农村人才少， 农民素质低， 是 限制农村社会经济发展的主要障碍，农村技术承包的推广和实施，使农 村依靠科技， 开创了一条致富之路。 笔者仅就山西省农业科学院 "# 年来 实施农村技术承包的基本做法， 成效以及今后发展的几点建议做简要论 述。
"
农村技术承包的管理
（ 强化承包管理。 山西省农业科学院从实施农村技术承包以来， 实 "）
"
目前使用的临时支护形式及存在的问题
目前 > 铰接梁
悬吊式长钢梁前探支护。单体支柱 > 柱帽临时支护使用时存在 > 板梁； 的主要问题：一是支护面积小，不能全面支护裸露岩体，有漏顶现象存 在。 二是单体支柱不能形成联合支护， 容易受压倾倒。 三是在炮掘工作面 容易放炮崩倒崩坏。 单体 > 铰接梁 > 板梁和悬吊式长钢梁前探支护使用 时存在的主要问题： 一是遇有地质构造、 顶板起伏不平时不能使用。 二是 在炮掘工作面这两种临时支护易被崩倒崩坏， 在机掘工作面易被掘进机 截割头撞倒、 撞坏， 同时还制约生产， 不能体现综掘的高产高效。三是临 时支护体积大、 较笨重， 材料消耗多， 前移时所需工时多、 人员多、 劳动强 度大。四是这两种临时支护结构复杂， 安全性能差。

回采巷道支护技术研究实施方案

回采巷道支护技术研究实施方案

课题研究的必要性
关于大跨度、软岩巷道变形破坏机理的研究，还没有进行全面、 关于大跨度、软岩巷道变形破坏机理的研究，还没有进行全面、系统的 研究，其支护的关键技术问题还没有从根本上解决，因此，宁煤矿区回采巷 研究，其支护的关键技术问题还没有从根本上解决，因此， 道大断面、多隐患问题需要在理论上进行探讨突破。 理论上进行探讨突破 道大断面、多隐患问题需要在理论上进行探讨突破。 宁煤矿区回采巷道围岩条件差，属于软岩，同时遇水膨胀松软， 宁煤矿区回采巷道围岩条件差，属于软岩，同时遇水膨胀松软，直接顶 属于复合类结构特征，要求巷道顶板从掘进到回采结束， 属于复合类结构特征，要求巷道顶板从掘进到回采结束，不能发生大的离层 破坏，需要完善现有支护技术，保证巷道在服务期间不发生顶板冒落现象。 破坏，需要完善现有支护技术，保证巷道在服务期间不发生顶板冒落现象。 完善现有支护技术 含水层对顶底板影响大，由于工作面走向长度达到5000m，巷道掘进、 含水层对顶底板影响大，由于工作面走向长度达到 ，巷道掘进、 维护时间较长，顶板水对顶板的软化作用明显， 维护时间较长，顶板水对顶板的软化作用明显，研究水与岩层的相互作用机 找到防治水患的有效措施是至关重要的。 水患的有效措施是至关重要的 理，找到防治水患的有效措施是至关重要的。 巷道跨度大，要求支护的形式、参数有别于小跨度巷道，需要建立围岩 巷道跨度大，要求支护的形式、参数有别于小跨度巷道， 结构力学模型，通过合理支护手段，达到结构的稳定性。 结构的稳定性 结构力学模型，通过合理支护手段，达到结构的稳定性。 大跨度、软岩、水患、动压耦合作用下巷道支护难度增大， 大跨度、软岩、水患、动压耦合作用下巷道支护难度增大，宁煤矿区巷 道支护的难度、巷道变形破坏控制的技术要求明显增大。 控制的技术要求明显增大 道支护的难度、巷道变形破坏控制的技术要求明显增大。 因此，宁煤矿区巷道支护综合技术研究是急需进行攻关研究的重大技术 因此， 课题。 课题。

三软煤层回采巷道刚柔结合强力支护技术研究 实施方案

“三软煤层回采巷道刚柔结合强力支护技术研究实施方案”嘿，朋友们，今天咱们要聊的可是个技术活儿，那就是三软煤层回采巷道刚柔结合强力支护技术。

这可是个大工程，涉及到煤矿安全生产，咱们可得细细研究。

下面，我就用意识流的方式，给大家捋一捋这个实施方案。

咱们得了解三软煤层的特点。

这玩意儿软得跟豆腐似的，一挖就塌，所以支护技术就显得尤为重要。

咱们这个方案，就是要在软煤层中实现强力支护，确保安全生产。

一、项目背景及目标1.背景分析近年来，随着煤矿生产技术的不断发展，三软煤层资源得到了广泛关注。

然而，由于其特殊的地质条件，导致回采巷道支护难度较大，事故频发。

为了提高三软煤层回采巷道的安全生产水平，降低事故风险，我们提出了这个刚柔结合强力支护技术研究实施方案。

2.项目目标本项目旨在研究一种适用于三软煤层回采巷道的刚柔结合强力支护技术，通过技术创新，提高巷道支护效果，降低事故风险，实现安全生产。

二、技术路线1.刚柔结合支护技术采用高强度钢材、高性能混凝土等材料，构建一种刚柔结合的支护体系。

其中，刚性部分主要负责承受巷道顶板压力，柔性部分则用于缓解应力集中，降低巷道变形。

2.支撑体系优化对现有巷道支撑体系进行优化，提高支撑力，降低巷道变形。

具体方法包括：增加支撑点，提高支撑密度；采用高强度钢材，提高支撑强度；优化支撑结构，降低支撑力损失。

3.监测技术利用现代监测技术，实时监测巷道变形、应力变化等情况，为调整支护方案提供依据。

三、实施方案1.准备阶段（1）收集相关资料，了解三软煤层地质条件、巷道结构、现有支护技术等；（2）组织专家论证，确定项目实施方案；（3）成立项目组，明确分工，制定工作计划。

2.实施阶段（1）根据地质条件，选择合适的巷道支护材料；（2）优化巷道支撑体系，提高支撑力；（3）采用现代监测技术，实时监测巷道变形、应力变化；（4）根据监测数据，调整支护方案；（5）加强现场管理，确保施工质量。

3.验收阶段（1）对巷道支护效果进行评估，验证方案的有效性；（3）推广应用于其他类似工程。

回采巷道交岔口加固支护技术研究与实践


6 结
语传统的支架支护属 于
使巷 道顶板的安全可靠性得到了提高。 4) 在煤矿井下巷道中采用锚注、 锚索支护补 强加固的 支护方式是可行 有效 的 , 但应 根据 地质条 件的 不同适 当调 整锚 杆、锚索 的支护参数 , 以达到更好的支护经济效果。 ( 责任编辑 马光辉 )
1 概
况
陶阳矿现主要开采的三 1 煤层厚 3 8m 左右。伪顶 为碳 质页 岩 , 厚 0 5m, 性 脆 易 冒 落 ; 直 接 顶 为 粉 砂 岩 , 厚 4 0m 左右 ; 老顶为中砂岩 , 厚 11 0~ 14 0m 。直接底 板为 厚 3m 的粉砂 岩 ; 老底 为厚 12m 的中砂岩。 三 1 煤层采 用分 层开 采。上 分层 巷 道断 面为 矩 形 , 锚 网索 支 护 ; 荒 宽 2 6m, 荒 高 2 2m, 净 宽 2 4m, 净 高 2 0m 。因下分层巷道顶板为再生顶 板 , 故采用 架工字 钢梯 形棚 支 护 , 棚 梁开 口 2 4m, 净 高 1 8m, 一 般 破 底 0 2m 左右 , 陶阳煤 矿 中三 井田 三 1 煤层 埋藏 较 深 , 平 均 500m 左 2) 围岩深部位移变化很小 , 说明 岩体内破 碎区域发展 很小 , 现有的支护形式抑制了围岩松动圈的发展。 3) 锚杆、锚索的锚固力均达 到设计要求。 从巷道外观 看 , 交岔点 的外观 完整 , 无 破损、无 裂缝 、无正 在扩 展的 裂纹 , 断面形状、规格符合要求。
27
施工技术
煤
炭
工
程
2005 年第 8 期
技术 要求 : 安 装联锁 器前 , 要 首先 进行整 棚 , 整 棚时 的临时 支护 采用 支 托棚 或打 间 柱的 方 法 , 用 撬 棍、铁 锤、 手镐进行处理 , 直到棚 腿扎角达到 175mm/ m, 棚 梁与棚腿 接口严密且支 撑在同一平面上为止 ; 然后背 实顶板和 两帮。 安装联锁器 时 , 卡口 要对 棚梁棚 腿的 边棱卡 严卡 实 , 不留 空隙 , 相对两 个卡子 之间 的对钣 要对 齐相接 ; 要切实 拧紧 螺丝 , 保证两 个卡子紧紧地把棚梁棚腿夹合成一个整体。 三1 层煤下分层巷道现有的 172 个交岔口门棚 都使用了 联锁器 ; 新掘进下 分层的 架棚 巷道 交岔口 支设 门棚时 也都 是同 时使用联锁器进行加固支护。

东曲矿28202工作面带压开采安全评价

东曲矿28202回采工作面带压开采安全评价总工程师:地测副总:科长:审核:编制:编制单位: 东曲矿地测科编制日期: 2011.05.19东曲矿28202回采工作面安全评价一、工作面概况28202工作面地面位于麻坪岭村庄东南，地面标高1042～1228，盖山厚度165～306米，井下位于+860水平二采区8#煤，工作面标高883～921，，煤岩层产状平缓，倾角0°~8°，平均3°。

该工作面北东为+860水平二采区边界回风巷；北西为+860水平猴车暗斜井；南东为+860水平东翼总回风巷；南西为已规划的28204工作面。

上方2#、4#煤已回采、7#煤未生产。

4#～8#煤的层间距为66～81米。

目前工作面回采巷道均已施工完成，具备回采条件，工作面设计走向长978米，倾斜长206米，煤层厚度2.40～3.98米，平均厚度3.30米，可采储量86.8万吨。

掘进过程中工作面共揭露断层10条，落差分别为1.5米、1.8米、0.8米、0.7米、1.4米、0.7米、2.3米、1.4米、1.2米、4.5米，对回采有一定影响；陷落柱4个，大小分别为12×8米、12×9米、37×22米、13×8米，均不在回采范围内对回采无影响；28202工作面整体呈单斜构造，有宽缓小褶曲存在；距切眼285-335米有一褶曲为向斜，轴走向149°~159°，距切眼576-604米有一褶曲为背斜，轴走向139°~152°，对回采有一定影响。

该工作面8#煤层节理发育，结构复杂，煤层厚度变化较大，有一至三层夹石，属较稳定煤层。

煤层总厚约5.25米，有益厚度约3.95米，煤层结构：0.65（0.90）1.8（0.40）1.5。

煤层在轨道顺槽300米处和皮带顺槽360米处左右，8#煤和8#上煤分叉，夹矸厚达1.5米。

二、水文地质情况1、顶板含水情况28202顶板为庙沟灰岩（L1），厚约4.4米，其上13米左右为毛儿沟（K2）灰岩(平均厚3.2米)与7#煤直接顶斜道（L4）灰岩，厚约2.2米，均为裂隙岩溶弱含水层，局部含水较丰富。

采矿工程毕业设计(论文)-东曲矿150万吨矿井设计

摘要本设计是东曲矿150万吨矿井设计。

东曲矿区位于山西省古交市汾河南岸，由井田到太原公路42km，铁路距省城太原56km。

地理位置优越，交通十分便利。

井田走向最大为5000 m，最小2650 m，平均大约4500 m。

倾斜长最大为3900 m，最小1850 km，平均大约3087 m。

井田面积13.89 km2。

主采煤层为4、8、9号煤，平均倾角4°，平均厚度分别为5.40m、2.52m、3.66m。

煤层赋存稳定，倾角平均2.56°为近水平煤层。

井田工业储量28266.25万吨，可采储量24386.513万吨。

矿井服务年限为67.74a。

矿井正常涌水量15.8 m3/h，最大涌水量75.8m3/h。

矿井瓦斯相对涌出量为0.95～3.48m3/t，属低瓦斯矿井。

东曲煤矿设计年生产能力为150万t/a，矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。

矿井的采煤方法主要为倾斜长壁后退综合机械化一次采全高开采。

矿井的开拓方式为双斜井两水平开拓方式，一水平布置在+695 m，二水平布置在+620 m。

主斜井用来提煤，副斜井用来提升设备和人员。

矿井采用一矿一面的高效作业方式，另外设一备用面。

工作面的长度为180m。

运输大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用电机车牵引矿车。

矿井通风方式为中央分列式。

本设计共包括10章：1矿区概况及井田地质特征；2 井田境界和储量；3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4 井田开拓；5 准备方式；6 采煤方法；7 井下运输；8 矿井提升；9 矿井通风及安全技术；10 设计矿井基本技术经济指标。

关键词：新井设计；工业储量；斜井开拓；采煤方法；通风方式目录1 矿井概述及井田地质特征 (7)1.1矿区概况 (7)1.1.1交通位置 (7)1.1.2地理位置 (8)1.1.3地形地貌 (8)1.1.4水文情况 (8)1.1.5气候条件 (8)1.1.6地震资料 (8)1.2井田地质特征 (8)1.2.1煤田地层概述 (8)1.2.2含煤地层概述 (10)1.2.3地质构造 (11)1.3煤层特征 (14)1.3.1煤层赋存情况 (14)1.3.2煤质 (14)1.3.3顶底板条件 (16)1.3.4瓦斯、煤尘、煤的自燃 (17)2 井田境界和储量 (18)2.1井田境界 (18)2.1.1井田境界 (18)2.1.2井田特征 (19)2.2矿井工业储量 (19)2.2.1矿井工业储量 (19)2.2.2矿井可采储量 (20)3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 (25)3.1矿井工作制度 (25)3.2矿井设计生产能力及服务年限 (26)3.2.1矿井设计生产能力的确定 (26)3.2.2井型校核 (26)3.2.3矿井的服务年限 (27)4 井田开拓 (28)4.1井田开拓的基本问题 (28)4.1.1井筒形式的选择 (28)4.1.2水平的选择 (30)4.1.3井筒位置的选择 (31)4.1.4大巷形式的选择 (34)4.1.5大巷方位的选择 (35)4.1.6开拓方案和综合经济比较 (35)4.1.7工业广场的位置、形状和面积的确定 (41)4.2矿井基本巷道 (41)4.2.1井筒 (41)4.2.2井底车场 (45)4.2.3主要开拓巷道 (46)5 准备方式——带区巷道布置 (49)5.1煤层的地质特征 (49)5.2带区巷道布置及生产系统 (49)5.2.1确定带区的倾斜长度（推进长度） (49)5.2.2带区煤柱的确定 (49)5.2.3工作面的长度和数目的确定 (49)5.2.4带区内煤层的开采顺序 (50)5.2.5带区巷道布置 (50)5.2.6生产系统 (50)5.2.7确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式 (51)5.2.8带区内部巷道的掘进方法 (51)5.2.9带区生产能力的确定 (52)5.3带区车场选型设计 (54)5.3.1确定带区车场的形式 (54)5.3.2带区主要硐室布置 (54)6 采煤方法 (56)6.1采煤工艺方式 (56)6.1.1采煤方法的确定 (56)6.1.2回采工艺 (56)6.1.3工作面设备布置图见设计图纸 (67)6.1.4劳动组织和循环作业 (67)6.1.5主要技术经济指标 (68)6.2回采巷道布置 (70)6.2.1带区巷道布置 (70)6.2.2保护煤柱尺寸的确定 (71)7 井下运输 (73)7.1概述 (73)7.1.1井下运输设计的原始条件和数据 (73)7.1.2矿井运输系统 (73)7.2带区运输设备选择 (73)7.2.1工作面及分带斜巷运输设备的选择 (73)7.2.2带区辅助运输设备的选择 (74)7.3大巷运输设备选择 (75)7.3.1轨道大巷运输设备的选择 (75)7.3.2运输大巷运输设备的选择 (77)8 矿井提升 (80)8.1概述 (80)8.2主副斜井提升 (80)8.2.1主斜井提升 (80)8.2.2副斜井提升 (80)9 矿井通风设计 (81)9.1选择矿井通风系统 (81)9.1.1矿井概况 (81)9.1.2矿井通风系统的基本要求 (81)9.1.3矿井的通风方式方案的提出 (83)9.1.4通风方式方案的技术比较 (84)9.1.5通风方案的经济比较 (85)9.1.6矿井主扇工作方法的选择 (87)9.1.7带区内通风系统 (88)9.2全矿风量的计算与分配 (89)9.2.1确定带区及矿井所需风量 (89)9.2.2确定带区、全矿的风量分配及矿井所需的总风量 (92)9.2.3风速验算 (92)9.3全矿井巷通风阻力 (93)9.3.1通风容易时期和通风困难时期最大阻力路线的确定 (93)9.3.2矿井摩擦阻力及通风阻力计算 (95)9.3.3矿井总风阻及总等积孔的计算 (97)9.4矿井通风设备的选型 (98)9.4.1确定风机设计工况点 (98)9.4.2矿井主扇选择 (99)9.4.3电动机的选择 (99)9.4.4对矿井通风设备要求： (100)9.4.5反风、风硐的基本要求 (101)9.5防止特殊灾害的安全措施 (101)9.5.1瓦斯管理措施 (101)9.5.2煤尘的防治 (101)9.5.3防火 (102)9.5.4防水 (102)9.5.5其他安全措施 (102)9.5.6避灾线路 (102)10 矿井基本技术经济指标 (103)11 结束语 (106)参考文献 (107)致谢 (109)1 矿井概述及井田地质特征1.1 矿区概况1.1.1 交通位置东曲矿位于山西省古交市境内，市区北10 km 处。

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东曲矿回采巷道支护技术研究张 睿（西山煤电(集团)有限责任公司安监局，山西 太原 030053）摘 要 为确定东曲煤矿回采工作面巷道合理支护参数，采用理论分析、数值模拟及现场观测的研究方法对回采巷道围岩变形原因及巷道支护参数进行研究。

研究表明：巷道变形严重原因为锚杆支护长度小于围岩塑性区破坏深度；理论分析、数值模拟及现场监测表明巷道合理支护参数为：锚杆采用Ф22×2400mm ，间排距为800×800mm ，锚索采用Φ17.8×6000mm ，间排距为1400mm ×1600mm 。

关键词回采 巷道 支护 模拟中图分类号 TD353+.6 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2019.02.021Research on Support Technology of Mining Roadway in Dongqu MineZhang Rui( Security Supervision Bureau of Xishan Coal Power Co., LTD., Shanxi Taiyuan 030053)Abstract : In order to determine the reasonable supporting parameters of the roadway in the mining face of Dongqu Coal Mine, the theoretical analysis, numerical simulation and field observation method are used to study the causes of surrounding rock deformation and roadway support parameters of the mining roadway. The results show that the serious deformation of roadway is caused by the length of bolt support is less than the failure depth of plastic zone of surrounding rock; theoretical analysis, numerical simulation and field monitoring show that the reasonable supporting parameters of roadway are: bolt adopts 22×2400mm, row spacing is 800×800mm, anchor cable adopts Φ17.8×6000mm, row spacing is 1400mm×1600mm.Key words : mining roadway support simulation收稿日期2018-07-18作者简介 张睿（1990-），男，汉族，山西省武乡县人，2016年毕业于中国矿业大学采矿工程专业，本科，采煤助理工程师。

随着经济的发展，我国煤炭资源总量逐渐减小，这导致煤炭开采逐渐向深部发展[1]，随之而来出现许多问题，回采工作面巷道围岩的控制问题是工作面实现安全生产的关键[2-3]，由于我国各煤矿地质条件千差万别，因此，不同煤矿回采工作面的回采巷道围岩变形问题复杂多变[4-5]。

东曲矿煤层埋深较大，工作面回采巷道在掘进时期，围岩变形量大，当工作面回采时，巷道变形剧烈，围岩变形呈非对称性且与时间有关，如何有效控制巷道围岩变形，实现高产高效化生产是东曲矿目前面临的主要问题。

因此，本文对东曲煤矿巷道支护参数进行研究。

1 工程概况东曲矿隶属于西山煤电集团，煤矿位于山西省古交市，煤矿开采煤层为9#煤层，煤层厚度为2.20~3.13m ，平均厚度为2.7m ，属于中厚煤层，煤层倾角为1°~8°，平均为5°，煤层属于近水平煤层，煤层埋深最大为350m 。

9102工作面回采过程中，巷道变形严重，如图1所示。

回采巷道受动压影响，局部地段出现冒顶情况。

因此，需对回采巷道围岩变形特征及支护参数进行研究，巷道原支护参数为锚杆采用Ф20×2000mm 的螺纹钢锚杆，间排距为800×800mm ，锚索为Ф17.8×6000mm 的钢绞线，间排距为1400mm ×1600mm 。

图1 巷道围岩变形情况图2 巷道支护方案设计通过现场分析可知，东曲煤矿巷道围岩在掘进期间变形情况严重，回采巷道受工作面动压影响后，巷道围岩易发生冒顶事故，巷道变形特征为围岩变形呈现非对称性，且与时间因素有关。

经过专家及技术人员的判断分析可知，回采巷道围岩变形严重的主要原因为：巷道所采用的锚杆锚固长度不足；另据现场试验，当提高锚杆预紧力时，围岩变形情况较为缓和，因此可以确定，回采巷道所安设的锚杆预紧力不足及巷道掘进后支护不及时也是巷道变形破坏的原因。

因此，设计新支护方案为将原支护方案中顶板及帮部锚杆加长为2400mm ，间排距为800mm ×800mm ，预紧力为70kN ，顶板锚索长度为6000mm ，间排距为1400×1600mm 。

3 围岩变形控制技术3.1 巷道支护方案数值模型建立通过FLAC 3D 数值模拟软件建立数值模拟模型，模型尺寸为：长为210m ，宽为150m ，高为120m ，模型共划分693329个单元格，700385个节点，模型边界条件为模型四周及模型底部固定，限制水平及垂直位移和应力，模型顶部施加9.03MPa 原岩应力。

数值模拟模型如图2所示。

图2 数值模拟模型示意图3.2 模拟过程模拟过程为：（1） 建立数值模拟模型，如图2所示；（2）初始平衡，初始平衡后，模型物理力学条件同煤层地质条件下力学条件相同；（3） 开挖工作面回风及运输顺槽，并采用所设计支护参数对回风及运输顺槽进行支护；（4） 回采9102工作面，监测超前工作面30m 处，回风及运输顺槽围岩变形情况；（5）模拟结果分析。

3.3 模拟结果分析图3所示为东曲煤矿9102回采工作面回采巷道在巷道掘进及工作面回采时围岩塑性区云图，当9102工作面顺槽掘进后采用本文设计的支护方案进行支护时，掘进巷道掘进支护后，巷道两帮塑性区深度均为0.5m ，巷道顶板破坏深度为1m ，巷道塑性区破坏深度较小，处于锚杆锚固范围内，说明该支护方案能够满足回采巷道在掘进期间的稳定性；当工作面回采时，工作面超前支撑压力影响范围为30m ，工作面前方30m 处巷道围岩塑性区破坏范围大，9102工作面回采巷道两帮塑性区破坏深度均为1.5m ，小于锚杆锚固长度，顶板破坏深度为2m ，小于锚杆锚固长度；9102回采工作面前方50m 处，回采巷道两帮破坏深度均为1.5m ，顶板破坏深度为1.5m ，顶板及两帮塑性区破坏深度均小于锚杆锚固长度；9102回采工作面前方90m 处，回采巷道两帮破坏深度均为1m ，顶板破坏深度为1.5m ，顶板及两帮塑性区破坏深度均小于锚杆锚固长度。

由此分析可知，所设计的锚杆（索）支护方案能满足东曲煤矿回采工作安全生产的需要，工作超前支撑压力影响范围为30m ，距工作面距离越远，回采巷道围岩稳定性越好。

（a ）掘进巷道（b ）回采工作面前方30m（c ）工作面前方50m（d ）回采工作面前方90m图3 掘进及回采巷道工作面塑性区云图4 支护效果观测为进一步检验所设计回采工作面回采巷道的支护方案的可行性，东曲煤矿采用所选支护方案后，对巷道围岩位移量进行监测。

监测结果表明，回采巷道在掘进期间，顶板最大位移量为12mm ；工作面回采期间，围岩最大位移量是工作面前方30m 处，顶板最大下沉量34mm 。

巷道围岩变形量小，说明所选支护方案能够满足安全生产需要。

图4为回采巷道支护参数图，图5为回采巷道围岩支护效果图。

5 结论（1）现场调研发现东曲煤矿9102工作面回采巷道变形严重，局部位置出现冒顶，回采巷道原支护方案无法满足工作面安全生产需要，巷道变形特征为巷道围岩呈现非对称性，且与时间因素有关。

（2）理论分析回采巷道支护参数为：锚杆采用Ф22×2400mm ，间排距为800×800mm ，锚索采用Ф17.8×6000mm ，间排距为1400mm ×1600mm 。

（3）数值模拟研究表明东曲煤矿9102工作面采用设计的方案时，巷道在掘进期间两帮塑性区最大破坏深度为0.5m ，顶板最大塑性区破坏深度为1m ，工作面回采期间，工作面前方巷道两帮最大塑性区破坏深度为1.5m ，顶板最大塑性区破坏深度为2m ，说明所设计的支护方案能够满足回采工作面支护要求。

（4）工程实践监测结果表明，巷道掘进期间，顶板最大下沉量为12mm ，工作面回采期间，工作面前方回采巷道顶板最大下沉量为34mm ，围岩变形量小，再次说明所设计的支护方案能够满足要求。

图4 回采巷道支护参数图（单位：mm）图5 巷道围岩支护效果图【参考文献】［1］ 谢生荣，谢国强，何尚森，等.深部软岩巷道锚喷注强化承压拱支护机理及其应用[J].煤炭学报，2014，39（03）：404-409.［2］ 康红普，范明建，高富强，等.超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报，2015，34（11）：2227-2241.［3］ 吴昕.深井高应力巷道支护参数优化研究[J].煤炭科学技术，2014，42（07）：14-17.［4］ 李为腾，李术才，玄超，等.高应力软岩巷道支护失效机制及控制研究[J].岩石力学与工程学报，2015，34（09）：1836-1848.［5］ 黄庆享，刘玉卫.巷道围岩支护的极限自稳平衡拱理论[J].采矿与安全工程学报，2014，31（03）：354-358.面回采工艺[J].煤矿安全，2015，46（12）：144-146+150.［4］ 王中亮，秦帅，何青源，等.综放工作面快速过上松下硬陷落柱开采技术[J].煤矿安全，2013，（上接第49页）44（03）：81-84.［5］ 张育恒.综放工作面过陷落柱开采技术探讨[J].煤矿开采，2012，17（04）：24-26+29.［6］ 孟鑫，王安顺.综采工作面过陷落柱技术初探[J].煤炭技术，2010，29（11）：239-240.。