采煤概论

采煤概论教案

第一章 煤矿地质知识

第一节 地质作用、地壳的物质组成及地史的概念

埋藏在地下的煤和其他矿产资源，都是地壳物质运动和各种地质作用的产物。 一、地质作用 1. 内力地质作用

由地球内部能量引起的地壳物质成分、内部构造、地表形态发生变化的地质作用，它包括地壳运动、岩浆活动、变质作用和地震作用等。 2. 外力地质作用

它作用在地壳表层，主要是由地球以外的太阳辐射能、日月引力能等引起。按其作用方式可分为：风化和剥蚀、搬运和沉积 、固结成岩 。 二、地壳的物质组成

组成地壳的岩石种类繁多，按照生成原因，可以将岩石划为岩浆岩、沉积岩、变质岩三大类别。

沉积岩分布最广，地表约75%的面积都覆盖有沉积岩，有许多重要的矿产如煤、油页岩、岩盐等本身就是沉积岩。 三、地史的概念

地壳的发展历史简称地史。在45亿年以前形成的地球，在漫长的岁月里，其地壳在不停地运动，地球上的生物也在不断地发展演化。研究表明，地球上的任何一种矿物、岩石，任何地貌和构造形态以及任何一种动植物，都是地壳发展演化的产物。

通常根据地壳运动及古生物的发展，将地壳发展历史的主要阶段及其顺序，从古到今划分为太古代、元古代、古生代、中生代和新生代五个大的时期。

第二节 煤的形成及煤系 一、煤的形成

煤层的形成受古植物、古气候、古地理及古构造等条件的控制。 我国最主要的三个聚煤时期为：石炭二迭纪、侏罗纪和第三纪。

古植物从死亡、堆积到转化为煤的演化过程，称为成煤作用。分为泥炭化阶段 和煤化阶段 。 二、煤系的概念

煤系是指含有煤层的沉积岩系，它们彼此间大致连续沉积，并在成因上有密切联系。

第三节 煤的性质及工业分类 1．煤的物理性质

光泽、颜色、条痕、硬度、脆度、比重和容重、导电性等。

2．煤的化学组成：有机质和无机质，主要元素有：碳、氢、氧、氮、硫、磷。 二、煤的工业分类 1．常用的煤质指标

评价煤质的主要指标包括：水分W、灰分A、挥发分V、胶质层厚度Y、

发热量Q、硫S和磷P的含量以及含矸率等。 2．煤的工业分类

我国现行的工业分类，是以炼焦煤为主的分类方案，分类指标主要用挥发分和胶质层的最大厚度y(mm)为指标划分煤的种类，从无烟煤到褐煤分为十大煤种，即无烟煤、烟煤（贫煤、瘦煤、焦煤、肥煤、气煤、弱粘煤、不粘煤、长焰煤）、褐煤 。

第四节 煤层的埋藏特征 一、煤层赋存状态 1）煤层的厚度

薄煤层 煤层厚度从最小可采厚度至1.3m 中厚煤层 煤层厚度1.3m至3.5m 厚煤层 煤层厚度3.5m以上 2）煤层的稳定性

稳定煤层、较稳定煤层、不稳定的煤层、极不稳定煤层 。 3）煤层的倾角

缓斜煤层 0°～25° 倾斜煤层 25°～45° 急斜煤层 45°～90°

通常又把8°以下的煤层称为近水平煤层。 二、影响开采工作的其他因素 1）煤的自燃倾向性

煤的自燃性决定于煤的疏松程度及氧化过程的剧烈程度。煤愈松软，煤层愈厚或氧化愈快，其自燃危险就愈大。 2）煤和岩层的含瓦斯性

瓦斯的涌出和积聚不但给矿井生产带来许多困难，还可能造成严重的灾害。因此，在开采含瓦斯较大的煤层时，应当在技术上采取特殊措施。 3）矿井的充水程度

矿井开采时，由于巷道开掘和采空区塌陷，必然波及煤层上下的含水层以及地表下的水源，而造成矿井充水。严重时还可能威胁矿井安全。

第五节 煤田地质勘探及矿井储量 一、煤田地质勘探的任务

了解矿井资源/储量、井田地质条件、煤层赋存条件、水文地质条件、开采技术条件、煤种煤质等矿井的资源条件。 二、煤田地质勘探工作的阶段划分

煤田地质勘探工作划分为煤田普查、矿区详查和井田精查三个阶段依次进行。

三、矿井储量

矿井储量分为：矿井地质资源量 、矿井工业储量 、矿井设计储量 、矿井设计可采储量 。

第二章 煤矿地质图

第一节 地质图件绘制的特点

一、坐标系统

1）平面直角坐标

2）高程 ：绝对高程和相对高程 二、方位角及象限角

方位角是从子午线的北端开始沿顺时针方向计算，它的范围从0°到360° 。

象限角以地面上某一点为中心，用通过这一点的子午线和纬线把大地划成四个象限。象限角的读法是以北或南开头，以东或西结尾，它的范围从0°到90° 三、投影图

平面图：采用水平投射绘制而成的各种地质及工程图件，又称作水平投影图。 剖面图：根据工程和设计的需要，假想把煤层和岩层沿某个方向切开，把切开面所见到的内部结构向侧面投影成图。 四、标高投影

在水平投影图上，把投影物各点的标高值标注在各投影点位置的旁侧，用来说明各个点高于或低于水平面的数值，这就叫标高投影。

第二节 地形图

反映地球表面高低起伏形状的图纸称为地形图。地形图中一般用地形等高线反映地貌。 一、等高线

等高线是地面上高程相同的若干点联接而成的曲线，或者说是水平面与地表面相截的交线。将高程不同的等高线投影到平面上，则得到等高线图。

等高线具有下列特点：

（1）等高线是连续的闭合曲线，如果不在图内闭合，就一定要在图外闭合。所有等高线在一般情况下，不能相交或重合。

（2）等高线上任一点向相邻等高线可以作很多线段，投影到水平面后，其中最短的一条线段称为最大倾斜线。等高线与最大倾斜线成直交。

（3）等高线稠密表示陡坡，等高线稀疏表示缓坡，等高线间距均匀表示坡度一致。

二、等高线图上各种地形的表示方式 三、根据等高线图作地形剖面图

1）根据工程需要在地形图上画出剖面位置线AB。

2）将AB线与等高线相交的各点编号，注明各点标高。 3）在图的下方或另用一张纸绘地形剖面图。在这张纸上先做一条水平直线，以地形等高线图上所做剖面位置的最低标高为此水平线的标高，此处为10m。

4）根据等高线图的比例尺和等高距做出平行于该直线的水平线，并注明标高。

5）过等高线图上各交点，向剖面图上的水平线作垂直引线，根据各点的标高在剖面图上确定各点的位置，并编号1′、2′、3′……。

6）用圆滑的曲线连接这些实际位置点，即绘成地形剖面图。

第三节 煤层等高线图

一、煤层顶底板等高线图

煤层层面与具有一定高程的水平面相交所得到的交线，就是煤层层面上的等高线。把煤层层面上的等高线用标高投影的方法投影到水准面上，得到的图形就是煤层等高线图。

煤层层面有上下之分，上层面是煤层与顶板的交面，下层面是煤层与底板的交面。上层面等高线图叫做煤层顶板等高线图，下层面等高线图又称为煤层底板等高线图。煤层顶、底板等高线图都是煤矿常用图纸，尤其底板等高线图运用最为普遍。

煤层顶底板等高线图是反映煤层空间形态和构造变动的重要地质图件，是煤矿设计，生产、储量计算的基础。图2-19为某矿煤层底板等高线图。

煤层顶底板等高线图的比例尺，根据生产需要和地质条件确定，常用的比例尺是1∶5000、l∶2000、l∶1000。等高距的大小取决于图纸的比例尺和煤层倾角，常用的等高距是100m，50m、20m。 二、根据煤层底板等高线确定煤层产状

煤层底板等高线的延展方向就是煤层的走向，过等高线上任一点向标高值较小的等高线作垂线，该垂线方向就是煤层的倾向。

煤层倾角可在煤层底板等高线图上用作图法或计算求得，如图2-11所示，其步骤如下：

在任意两等高线之间作垂线AB，AB即为两等高线之间的平距l。过B作AB的垂线BC，并取BC等于两等高线之高差h，联接AC，则角CAB即为煤层倾角。或用下式计算煤层倾角：

h

tga? l

三、各类地质构造在煤层底板等高线图上的表现 1．褶曲构造

煤层底板平整，倾角均匀，走向稳定时，煤层底板等高线表现为间距大致相 等的一组直线。煤层走向发生变化时，表现为煤层底板等高线弯曲。

煤层倾角的变化则表现为煤层底板等高线的水平距离发生变化。等高线平距越大，则煤层倾角越平缓，等高线的平距越小，则煤层倾角就越陡，如图2-12所示。

煤层褶曲表现为煤层底板等高线发生弯曲，若等高线凸出方向，是标高升高方向则褶曲为向斜，若等高线凸出方向是标高降低方向，褶曲为背斜，如图2-13所示。

煤层底板等高线为封闭曲线时，等高线标高由边缘向中央逐渐增加则为穹隆

构造，相反标高逐渐降低则为盆地构造，如图2-14。

煤层发生翻转的褶曲通常叫做倒转，倒转部分又称反山，这时煤层的底板等高线表现为标高顺序错乱，等高线出现交叉，如图2-15所示。

2．断层

在煤层等高线图上，断层是用断层面与煤层层面的交线的水平投影来表示，一般叫做断层交线或交面线。因为断层有上下两盘，所以一条断层有两条交面线，上盘交面线用符号—·—表示，下盘交面线用符号——表示。断层使煤层底板等高线失去连续性，一般情况下，正断层表现为等高线中断缺失，中断缺失部分为无煤带，逆断层表现为煤层等高线重叠，重叠部分为煤层上下两盘重复区，如图2-16

第四节 煤矿常用的其他地质图件

每一种地质图件往往只能反映矿井地质现象的一个侧面，而几种地质图件配合起来就能比较全面地反映矿井地质及构造的全貌。煤矿常用的主要地质图件除前面已讲过的地形图，煤层顶底板等高线图、还有地质地形图、煤系综合柱状图，地质剖面图，水平切面图等。

一、地质地形图

地质地形图实际上是地形图和地质图重叠绘制在一起的地质图件，它既反映了图区地表的地形特征和地物分布位置，又反映了图区煤、岩的露头分布及地质构造。地质地形图的主要内容是地形等高线、地物分布及各种地质界线。

二、煤系综合柱状图

以统一的图例及简短的文字来说明井田内煤层层数、煤层厚度，层间距离、标志层特征，煤层顶底板岩性及含水层等主要内容的地质图件。它可以作为煤层对比的依据，有利于矿井生产期间对地质构造的判别。

三、煤岩对比图

在一个煤田内，煤层往往不止一层，而是几层，多至数十层。为了正确判断煤层层位和构造，通常利用标志层，古生物化石、层间距和煤层本身特征等来对煤系进行研究，找出判定煤层的可靠依据，通常称为煤层对比。概括煤岩对比成果的图纸称为煤层对比图。

四、地质剖面图

剖面图是假设将大地切开，反映切开面上的煤层或岩层的厚度、层间距、倾角和地质构造特征等，以及沿剖面方向的地形起伏等。剖面图比较形象直观，在生产中使用广泛。剖面的位置可根据需要选取。

五、水平地质切面图

水平地质切面图是假设沿某一标高的水平方向将地层切开，反映水平切开面上的煤、岩分布及地质构造特征和巷道与煤层相对关系的图件。水平切面图在煤层倾角较大和开采煤层群的矿井使用较广泛。

第五节 读图方法

1）看图名。不论什么地质图首先应该看图名。图名可以说明地质图件所在地区及图纸的种类，从而对图纸能反映些什么地质现象有清楚的概念。进而看图纸的比例尺，了解图纸上尺寸与实际尺寸的关系及图纸反映的地质现象的精度。

2）判明方位。一般图纸常用箭头指示北方。如果图上没有标明方向，则图纸上的经纬线应是上北下南，左西右东。

3）看图例。图例是表示地形、地物以及各种地质和构造现象的符号，是地质图件中不可缺少的部分。不知道图例就无法看懂地质图件。煤矿常用的地物、地质构造等图例如表2-1所示。

4）分析图中的内容。在了解对地质地形图上的上述情况后，还应该了解地区地层系统，建立起该地区地层系统概念，而后看地形等高线，了解图区内的地形特征，并结合地质剖面图分析区内的地质构造特征。

第三章 井田开拓的基本问题

第一节 煤田划分为井田

1.煤田

在地质历史发展的过程中，含碳物质沉积形成的基本连续的大面积含煤地带称为煤田。

2.矿区和矿区开发

开发煤田形成的社会区域，成为矿区。

矿区根据储量、赋存条件、煤炭市场需求量和投资环境等情况，确定矿区规模、划分井田，规划井田开采方式，规划矿井或露天矿建顺序，确定矿区附属企业的类别、数目和生产规模，建设过程等，总称为矿区开发。 3.井田

在矿区内，划归给一个矿井开采的那一部分煤田。

一般情况下：煤田－（矿区）－井田（矿井） 一、划分的原则

1．井田范围、储量、煤层赋存及开采条件要与矿井生产能力相适应 2．保证井田有合理的尺寸

3．充分利用自然等条件划分井田

4．合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井之间的关系 二、井田境界的划分方法

（一）垂直划分：相邻矿井以某一垂直面为界，沿境界线各留井田边界煤柱，称为垂直划分。

（二）水平划分 ：以一定标高的水平面为界，即以一定标高的煤层底板等高线为界，并沿该煤层底板等高线留置边界煤柱。

（三）按煤组划分

（四）以自然边界（如断层等）划分

第二节 矿井生产能力和服务年限 一 矿井生产能力

矿井设计生产能力（万t /a）即：设计中规定矿井在单位时间（年或日）内采出的煤炭和其它矿产品的数量。

矿井核定生产能力 ： 矿井经过技术改造，核定后的生产能力，万t /a。 井型 ： 根据矿井设计生产能力不同，我国将矿井分为大、中、小三种类型，称井型。

二、矿井服务年限

矿井服务年限是指按矿井可采储量、设计生产能力，并考虑储量备用系数计算出的矿井开采年限。

三、矿井生产能力、服务年限与储量的关系 T=ZK/AK

Zk－矿井可采储量，万吨； T－矿井设计服务年限，a；

A－矿井设计生产能力，万吨/a； K—储量备用系数，1.3～1.5。

储量备用系数是为保证矿井有可靠服务年限而在计算时对储量采用的富裕系数。

第三节 井田再划分

一、井田划分阶段

1．阶段划分及特征

（1）阶段概念：在井田范围内，沿煤层倾斜方向，按一定标高把煤层划分为若干个平行于走向的长条部分，每个长条部分具有独立的生产系统，称之为一个阶段。

（2）开采水平：布置有井底车场和主要运输大巷，并担负该水平开采范围内的主要运输和提升任务的水平 。一个开采水平可只为一个阶段服务，也可以为该水平上下两个阶段服务。 二、井田划分为盘区

当井田内煤层倾角很小，接近水平时，由于煤层沿倾斜方向高差很小，没有必要再按标高划分阶段。这时，可沿煤层主要延展方向布置主要大巷，将井田分为两翼，然后以大巷为轴将两翼分成若干适宜开采的块段，每个块段叫一个盘区。每个盘区通过盘区石门与主要大巷相连构成相对独立的生产系统，见图3—6。 三、井田分区域划分

随着开采技术的发展和煤层埋深的增加，矿井开采强度越来越大，出现了许多特大型、巨大型矿井。国外已出现了年产量超过千万t的矿井。这些矿井井田范围广阔，可达上百平方公里，煤层沿走向长可达数十公里。这就势必造成井下运输距离、通风线路、管线敷设过长，给生产和管理带来困难。为此，有的矿井采用了分区域开采的办法，就是将整个井田划分成若干个区域，每个区域相当于一个小井田，进一步划分成阶段、盘区等。每个区域开凿辅助提升井和风井为本区域服务。在井田中央开凿集中提升井 四、阶段内再划分

1．分区式

2．分带式布置 3．分段式

4．整阶段布置

第四节 井田内开采顺序

一、煤层沿倾斜的开采顺序

1、下行开采 2、上行开采 说明：

一般地，不论是整个井田，还是阶段内、采空区内，对同一煤层，都应首先考虑使用下行开采顺序。 二、煤层沿走向的开采顺序

1、前进式 2、后退式

三、连续式开采的概念

采用分段和整阶段布置时，工作面都是在阶段走向方向不停顿地连续推进，称为连续式开采。

连续式开采具有开采的准备工作量少，工作面可以连续推进较长的距离，搬家次数少等特点，对装备复杂的机械化工作面，其优点更为突出。但是，由于工作面连续推进，要求井田内没有或很少有地质变动，尤其是没有倾向断层，才能取得较好的技术经济效果。一般适用于煤层埋藏稳定，井田内无大的倾向断层的矿井，或走向较短的小型矿井。

第五节 巷道分类

为了进行矿井开采，在地下开掘的井筒、巷道和硐室的总称。按空间位置和形状可分为：

1. 垂直巷道－立井、暗立井、溜井

2．倾斜巷道－斜井、暗斜井、上山、下山 3．水平巷道－平硐、石门、煤门、平巷

矿井巷道按其在生产中的重要性还可以作以下分类： 开拓巷道：为全矿井、一个开采水平或阶段服务的巷道，如井筒、井底车场、阶段（或水平）运输大巷和回风大巷等。

准备巷道：为整个采区服务的巷道，如采区上（下）山、采区上下车场、采区石门等。

回采巷道：为工作面采煤直接服务的巷道，如区段上、下平巷和开切眼 第六节 开拓方式的概念及分类

开拓方式：在一定的井田地质、开采技术条件下，矿井开拓巷道可有多种布置方式。开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。 一、井田开拓方式分类

井田开拓方式种类很多，一般可按下列特征分类： （一）按井筒（硐）形式

按井筒（硐）形式可分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓、综合开拓。 （二）按开采水平数目

按开采水平数目可分为：单水平开拓（井田内只设1个开采水平）；多水平开拓（井田内设2个及2个以上开采水平）。

（三）按开采准备方式

按开采准备方式可分为上山式、上下山式及混合式。 （1）上山式开采 开采水平只开采上山阶段，阶段内一般采用采区式准备。 （2）上下山式开采 开采水平分别开采上山阶段及下山阶段，阶段内采用采区式准备或带区式准备；近水平煤层，开采水平分别开采井田上山部分及下山部分，采用盘区式或带区式准备。

（3）上山及上下山混合式开采 上述方式的结合应用。 （四）按开采水平大巷布置方式

（1）分煤层大巷，即在每个煤层设大巷；

（2）集中大巷，在煤层群集中设置大巷，通过采区石门与各煤层联系； （3）分组集中大巷，即对煤层群分组，分组中设集中大巷。 二、确定井田开拓方式的原则

（1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。

（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。

(3)合理开发国家资源，减少煤炭损失。

(4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道保持良好状态。

（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。

（6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的综合开采。

第4章 井田开拓方式

第一节 斜井开拓

一、片盘斜井开拓

片盘斜井开拓是斜井开拓的一种最简单的形式。它是将整个井田沿倾斜方向划分成若干个阶段，每个阶段倾斜宽度可以布置一个采煤工作面。在井田沿走向中央由地面向下开凿斜井井筒，并以井筒为中心由上而下逐阶段开采。图4—1为一片盘斜井的示例。井田沿倾斜方向划分为四个阶段。阶段内按整个阶段布置，即每一阶段斜宽布置一个工作面。

1．矿井开拓程序 2．矿井生产系统 3. 特点

优点：片盘斜井开拓，巷道布置和生产系统简单，井巷施工技术也不复杂，而且初期工程量小，出煤快。

缺点：不能多阶段同时生产，同采工作面最多为两个，矿井生产能力受到限制。另外，延深工作频繁，生产和掘进之间相互影响较大。工作面整阶段连续推进，对地质条件变化适应性差。

二、斜井单水平分区式开拓

由斜井进入煤体，由一个开采水平开采整个井田。井田可划分为一个阶段，也可以划分为两个阶段。阶段沿走向划分为采区。

图4—2为一典型的斜井单水平分区式开拓方式。井田划分为两个阶段，每个阶段沿走向划分为六个采区。开采水平在上、下两阶段分界面。上山阶段每个采区沿倾斜划分为五个区段，下山阶段式分为四个区段。矿井可采煤层为一层中厚煤层，煤层倾角较小。

三、斜井形式选择

1、斜井倾角主要依据其装备的提升设备确定。根据经验，一般应符合下列范围：

串车提升 α≯25° 箕斗提升，α=20°～35°

无极绳提升 α≯10° 胶带输送机提升α≯17° 2、斜井采用串车和箕斗提升时，其提升能力受井筒斜长影响较大。近年来，随着胶带输送机技术的不断发展，斜井提升能力大大加强，其应用更加广泛。斜井在地下的空间布置形式主要受煤层赋存条件、地面地形和提升方式影响。

3、煤层斜井 斜井沿煤层开掘，施工容易、速度快、投资少。但当煤层较厚、煤层松软、构造复杂及煤层有自燃倾向时，不宜沿煤层布置。此外，沿层斜井需要留设井筒保护煤柱，资源浪费大。

4、底板斜井 为了避免上述问题，可以将井筒布置在煤层底板中。但当煤层倾角小于井筒倾角时，水平石门工程量太大。优点是井筒易维护，不需保护煤柱。

5、穿层斜井 当煤层倾角小于井筒倾角时，为了减少水平石门工程量或免受地面因素影响，斜井可穿越煤层布置。

第二节 立井开拓

立井开拓也是广泛采用的一种进入煤体的方式。除井硐形式外，其开拓巷道布置与斜井相同。

一、立井单水平分带式开拓

这种开拓方式如图4—3所示，井田划分为两个阶段，阶段内采用分带式布置。

二、立井多水平分区式开拓 1．矿井开拓程序（动画演示） 2．矿井生产系统（动画演示） 3．运煤系统（动画演示） 4．通风系统（动画演示）

第三节 平硐开拓

在山岭和丘陵地区，往往在矿井地面工业场地标高以上埋藏有相当储量的煤炭。开采这部分煤炭最简单、经济的开拓方式就是平硐开拓。见图4—5。

平硐开拓，就是从地表开掘水平巷道进入山体或丘陵内的煤层。一般地，以一条主平硐担负运煤、运料、出矸、行人、排水、进风和敷设管线等任务。在井田上部回风水平开回风平硐或回风井担负回风任务。

走向平硐 垂直平硐 阶梯平硐

第四节 综合开拓

根据井硐的三种基本形式，组合后理论上有六种综合开拓方式，即立井—斜井、斜井—立井、平硐—立井、立井—平硐、平硐—斜井和斜井—平硐开拓方式。

第5章 井田开拓中的几个主要问题

第一节 井筒位置及数目的确定

井筒是矿井最重要的井巷工程。它是矿井由地下通向地面的出口，是煤炭、材料、设备、人员、风、电的必经之路，是整个矿井生产系统的咽喉。

井硐往往是矿井建设中影响初期投资和建井工期的关键性控制工程。此外，井硐的位置和数目还对矿井生产系统的技术合理性，矿井生产经营的经济合理性以及资源回收率等都有着重要影响。

一般地，一个矿井至少应有一主一副两个井硐，主井担负煤炭提升，副井担负辅助提升任务。

所谓井筒位置，主要是指两个方面，一是井口和井底沿井田走向和倾斜方向的位置；二是井筒本身所通过的岩层层位。

选择井筒位置应从地面因素、地下因素和技术经济因素等三方面进行论证和比较。

一、地面因素的影响

1）能充分利用地形，使地面生产系统和工业场地布置合理，尽可能减少地面工业场地的土石方工程量。

2）地面工业场地应尽可能少占或不占良田，特别是不要占用高效农田。 3）井口标高应高于当地历史最高洪水位，并具有良好的泄、排洪条件，免受洪水危胁。

4）井口所在地工程地质条件要好，要避免滑坡、崩坍、地表沉陷的影响。 5）距林区较近时，应给井口留有足够的防火距离，免受森林火灾的影响。 6）要充分考虑各种人为因素。特别是地方煤矿和乡镇、个体煤矿，要充分注意地面场地、交通等引发的各种矛盾，如井口占地的归属、矸石排放方式等。

二、地下因素

1）井硐穿过的岩层应有良好的地质条件，尽可能避免穿越流沙层、强含水层和地质破坏剧烈带等不利于井硐掘进和维护的地带。

2）井硐落底位置应能保证各水平井底车场巷道和硐室处于坚硬、完整的岩层中，保持井底车场良好的维护条件。

3）井硐应避免老窑采区及其垮落岩层的影响。 4）井硐应尽可能布置在薄煤带或不受采动影响的井田边界之外，以减少工业场地煤柱损失。

5）井硐位置应保证井硐延深时， 不受底板强含水层水患威胁。 三、技术经济因素

1）井硐落底位置应尽可能使井下运输、提升等生产环节简单。 2）井硐落底位置应尽可能使开拓工程量小，建井快，出煤早。 3）井硐落底位置应尽可能降低煤炭运输费等运营费用并使矿井生产易于管理。

井硐落底位置在以上原则下，应优先考虑有利于第一开采水平，并兼顾其它水平。在条件许可时，井筒落底最好靠近第一水平运输大巷。

井硐落底沿井田走向的合理位置，一般在井田储量沿走向分布的中央，这样可以形成比较均衡的双翼井田，煤在井下沿走向的平均运输距离最短、运输工作量最小、运费最省。矿井两翼开采，其生产、通风均衡，通风费用低。

第二节 开采水平的确定

井田沿倾斜方向划分为阶段后，就要确定开采水平。如前所述，一个水平可以为一个阶段服务，也可以为两个阶段服务。

一、采区下山开采

在多水平开拓的井田中，每一个水平可以只开采上山阶段，也可以开采上、下山两个阶段。决定是否采用下山开采的因素很多，最主要的是矿井基本建设的工程量和基本建设投资的大小以及生产技术条件和因素等。

当阶段高度一定时，采用上、下山开采比只用上山开采水平数目少，井底车场、硐室等工程量及有关设备相应减少，因而基本建设投资也相应降低。同时，由于水平数目减少，每个水平的服务年限增长，这有利于矿井生产的均衡。

从生产技术上讲，采区上山开采与采区下山开采在运输、排水、通风、掘进等方面都有各自的特点。

采区上山开采，煤是向下运输，运输能力大、动力消耗少、运输费用的单价较低；但是，煤有反向运输，矿井运输提升的总费用比下山开采略大一些。

采区上山开采的排水系统简单，采区内的涌水可以直接由采区上山道自流到阶段平巷。而采区下山开采的排水就复杂得多。下山采区排水可以采用各区段逐段排水的方法，也可以采用由采区下部集中一次排水的方法。和上山开采比较，无论哪一种排水方法都要增加排水设备和排水费用。

在通风方面，上山开采回风平巷位于阶段上部，采区的进风巷与回风巷往往相距较远，不易漏风。而采用下山开采时，进风巷与回风巷相距较近，因而漏风的可能性大，使采区的通风效率降低，且采区内通风构筑物增多，通风管理较困难，这对高瓦斯矿井则更为不利。

采区下山开采的掘进工作除掘进时的通风比采区上山容易以外，其装载、运输、排水等环节都比采区上山掘进困难，尤其是当煤层的倾角大和煤层涌水量大时，采区下山的掘进工作就更加困难。

一般缓倾斜煤层，只有当煤层倾角较小（<１６°），瓦斯含量较低，涌水量不大时，适于既采用上山开采，又采用下山开采，即一个开采水平为上、下山两个阶段服务。

二、开采水平的确定

根据井田内划分阶段的多少，可以设一个或几个开采水平。这主要取决于井田的斜长和阶段尺寸的大小以及是否采用下山开采。

开采水平的尺寸用水平垂高表示。水平垂高指的是该水平开采范围煤层的垂直高度。如果一个水平只采一个阶段，则水平高度就等于阶段高度，如果一个水平既开采上山阶段又开采下山阶段，这时水平高度就是两个阶段垂高之和。

随着开采水平高度增大而减少的费用有：井底车场及有关硐室、开采水平内的石门及阶段平巷等的基本建设费用，以及设备和安装等费用。随着阶段高度增大而增高的费用有：上山部分煤的运输费用、通风费用以及巷道维护费用等。

第三节 阶段大巷布置

阶段大巷包括阶段运输大巷和回风大巷。它们横贯井田走向，服务年限长，工程量大，是影响矿井基建投资、建井速度和生产经营效果的重要开拓工程。

一、 段运输大巷的运输方式

目前，我国阶段大巷的运输方式主要有轨道运输和胶带输送机运输两种。 轨道运输时，大巷断面由电机车和矿车尺寸决定。它对巷道坡度要求较高，不允许有大的起伏，但对巷道平面弯度限制不大，只要弯道曲率半径能满足电机车和运行要求即可。（挂腰线掘进）

胶带运输时，巷道断面一般比轨道运输要小。但为了机器检修，必须另开一

条轨道巷与其并行。有时可将轨道与输送机布置在一条巷道内（称为机轨合一），但巷道断面要增加。

二、运输大巷的布置方式

根据运输大巷所服务的煤层数，它的布置形式有分层运输大巷、集中运输大巷和分组集中运输大巷三种。

1、分层运输大巷

在开采水平各煤层中分别开掘运输大巷，并用阶段石门或溜井与井底车场相通的叫分层运输大巷，如图5—5所示。

分层运输大巷可以沿煤层掘进，也可以在煤层底板中开掘。在煤层中开掘施工容易。掘进速度快，成巷费用低，并有助于进一步探明煤层赋存状况，补充地质资料，这对勘探程度较差，地质构造复杂的矿井有重要意义。

2、集中运输大巷

在开采水平内只开一条运输大巷为各煤层服务，这条运输大巷叫做集中运输大巷，它通过采区石门与各煤层相联系（见图5—6）。

集中运输大巷的特点是：减少了大巷的掘进量和维护量，增加了联系各煤层的采区石门，有利于采区巷道联合布置，实现合理集中生产。当采用岩石集中大巷时，大巷的弯道可以减少，生产期间维护条件好，可以充分发挥机车的运输能力，有利于运输工作机械化和自动化。同时，可以不留大巷煤柱，有利于提高煤炭回收率。但是，这种布置方式。建井初期需要在掘进阶段石门、运输大巷和采区石门以后才能进行上部煤层的准备与回采，因而建井期较长。另一方面，当煤层间距很大时，采区石门的长度大，采区石门的总工程量可能很大，以致造成技术上经济上不合理。因此，这种方式适用于煤层数目较多，煤层间距不大的矿井。

3、分组集中大巷：

是前述两种方法的过渡形式，它兼有前两种方式的部分特点。

当井田内各煤层的层间有大有小用一条集中运输大巷服务于全部煤层在技术经济上都不合理时，可以各煤层的间距及煤层特点将煤层分为若干煤组，每一煤组布置一条运输大巷担负本煤组的运输任务，称为分组集中大巷。分组大巷以采区石门联系本煤组各煤层 。

三、运输大巷的位置

运输大巷在煤层群或煤组中的具体位置直接关系到大巷掘进和维护的难易程度。大巷位置与大巷布置方式关系密切。一般地，对服务年限较长的大巷（如水平服务年限长的集中大巷、分组集中大巷等），最好布置在不受采动影响的煤层或煤组底板岩石中。当大巷服务年限不太长，煤组下部煤层为薄及中厚煤层，煤质坚硬、围岩稳定且自燃倾向不严重和煤与瓦斯突出危险较小时，也可沿该煤层布置。

四、阶段回风巷布置

矿井阶段回风道的布置与运输大巷布置的原则基本相同。实际上，本水平的运输大巷常作为下水平的总回风大巷。

矿井第一水平的回风巷布置应根据情况区别对待。 对于开采急倾斜、倾斜和大多数缓倾斜煤层的矿井，第一阶段的回风巷可设在煤组稳定的底板岩石中。有条件时，可设在煤组下部煤组坚硬，围岩稳定的薄及中厚煤层中。

当井田上部冲积层较厚，且含水丰富时，井田上部边界必须留设防水煤柱，第一阶段的回风平巷可以布置在防水煤柱中。

开采近水平煤层群，矿井沼气含量高时，为避免下行风，回风巷可以布置在上部煤层或顶板岩石中，并与运输大巷重叠布置，以减少护巷煤柱损失。

第四节 井底车场

井底车场是井硐与井下主要巷道连接处的一组巷道和硐室的总称。它担负着矿井煤矸、物料、设备、人员的转运，又为矿井的通风、排水、供电服务，是连结井下运输和井筒提升的枢纽。

一、井底车场的型式和特点 由于井筒形式、提升方式、大巷运输方式的不同，井底车场型式也各不相同。根据矿车在车场内运行的特点，井底车场均可分为环行式和折返式两大类。

环形式井底车场

环形井底车场的特点是重列车在车场内总是单向运行。因而调车工作简单，可以达到较大的通过能力。但车场的开拓工程量较大。

按照井底车场空、重车线与运输大巷或主要石门的相对位置关系，环形车场又可分为卧式、斜式和立式三种。

2．折返式井底车场

折返式车场的特点是空、重车在车场内有折返运行。根据车场两端是否可以进出车，折返式车场又可分为梭式和尽头式两种。

梭式车场，如图5—10示，其主要特点是：主井储车线完全布置在主要运输巷道上，列车往返运行需经翻笼一侧的轨道。这种车场的优点是：开拓工程量小，车场弯道少。

尽头式车场与梭式车场的线路布置基本相似。但空、重列车只从车场的一端出入，另一端为线路的尽头。

折返式车场的巷道开拓量小，巷道交岔点和弯道少，行车安全。但由于巷道断面大，需要布置在比较坚硬的岩石中，否则维护困难。

二、井底车场型式选择

选择井底车场型式时，应根据矿井的不同条件考虑以下主要原则：

1）运输系统和调车方式简单，有利于采用集中、闭塞、自动控制信号系统； 2）车场通过能力较矿井实际生产能力富裕30％以上； 3）减少巷道开拓工程量，

4）尽量减少巷道交岔点，以便减少施工的困难和提高行车速度，增大并底车场的通过能力；

5）整个车场巷道和硐室，应布置在稳定的易于维护的岩层中。

第五节 矿井开拓延深

矿井开采将逐步地向深部发展，每隔一段时间，就需要延深井筒，开拓新的水平。生产矿井的开拓延深，是煤炭生产过程中保证开采连续进行的必要措施，它对挖掘矿井生产潜力，提高矿井生产能力具有重大影响。

一、矿井延深的原则

1）充分利用老矿原有设备、设施，挖掘现有的生产潜力。

2）尽量减少对现有生产水平的影响，并有利于下水平的延深，同时，力求生产系统简单，缩短新旧开采水平交替生产的时间。

3）临时性的辅助工程量小，减少投资，缩短工期，降低生产经营费用。 4）尽量采用先进技术，以适应煤矿现代化生产发展的需要。 二、矿井延深方案的选择 1） 主、副井直接延深

2） 采用暗立井或暗斜井延深

3） 新开一个井筒，延深一个井筒

第6章 钻眼爆破

第一节 岩石的性质与分级

井巷掘进是煤矿生产一项经常而重要的工作。不论开掘何种井巷，其主要工作都是破岩和支护。破岩和支护的主要对象是各种不同的岩石，其物理力学性质各异。因而，了解岩石的性质，对于合理的确定破岩方法和支护方式，选用适当的凿岩机械、爆破器材和掘进机械，以及正确确定工作定额，具有重要的意义。

一般认为：

岩块是从地壳岩层中切取出来的小块体；

岩体是指地下工程周围较大范围内的自然地质体； 岩石则是不分岩块和岩体的泛称。

坚固性系数f”：表示岩石破坏的难易程度。

Rcf?10第二节 钻眼工作

井巷施工首先要破碎岩石，常用的破岩方法有机械破岩和爆破破岩两种。 进行爆破破岩，就是要在采掘的煤岩中用钻研工具钻凿炮眼，其深度一般不超过3～4m，直径35～75mm。然后在炮眼中安放一定数量的炸药，炮眼口直至炸药间的一段炮眼放置以不燃的惰性物质（一般为粘土与砂子混合物）做得炮泥，再用一定的方法是炸药在炮眼内起爆，从而产生巨大压力使煤和岩石从其整体中分离出来，并破碎成便于装运的块度。

因此，钻眼爆破可分为两项主要工作：钻眼工作和爆破工作。

一、钻眼机械钻眼（又称凿岩）机具按能源分，有电动、风动、液压、内燃四种。

按破岩机理来分，有冲击式、旋转式两种。 1．电钻

用旋转式钻眼法破岩 ，用电力为动力。 煤矿常用的有煤电钻和岩石电钻。 2、风钻

矿山一般常用的风钻有：手持式、气腿式、伸缩式和导轨式几种。 3．全液压钻机

液压凿岩机是以液压为动力的凿岩机，它和风动凿岩机一样，也由冲击机构、转钎机构及排粉系统等组成。

4．掘进凿岩台车

目前最广泛采用的掘进凿岩台车，是在可自行的车体上，安立钻臂，钻臂上

端安设推进器。凿岩机在推进器的导轨上，因推进机械的作用而前后移动，完成钻进和退钻的动作。钻臂可上下、左右摆动，以便将凿岩机安置在所需钻眼的位置。

台车行走机构有轨轮、履带及轮胎三种形式。国产台车目前以轨轮式为主 。 二、钻眼工具1、凿岩机钎子：钎头的形状较多，但最常用的是一字形和十字形钎头 。

2、电钻钻具

第三节 爆破工作?一、炮眼的种类和作用

岩石与空气相接触的表面称为自由面。

药包中心到自由面的垂直距离叫最小抵抗线。

掏槽眼：首先爆炸的炮眼，其作用在于增加自由面。

辅助眼：在掏槽眼的外围，除崩落岩石外，还能扩大所掏的槽，提高周边眼的爆破效果。

周边眼：靠近巷道的周边，其作用在于使巷道获得一定的形状和规格。 炮采工作面常用的炮眼布置图 （演示）

二、矿用炸药 炸药是一种固体或液体的化合物或混合物。当这种物质受到一定的外界能量作用时 (遇热、机械冲撞力、其它炸药爆炸的影响)，就能迅速分解，同时产生大量的气体和热量。

在炸药迅速分解的过程中，由于气体的膨胀作用对周围介质产生突然的冲击压力，致使介质破坏，同时发生巨大的音响和振动，这种现象称为爆炸。

爆炸与燃烧的区别：爆炸与燃烧的共同点均是散发气体和热量，但燃烧的反应速度很慢，所以热量不能聚积，气体产生随即溢散。爆炸则反应速度很快，每秒钟达几百乃至几千米，而且产生很高的温度(1500—4500℃)和大量的气体。

1．硝甘炸药

硝甘炸药的优点是爆炸力强，并具有良好的抗水性，所以特别适用于爆破含水较多的坚硬岩石或矿石。例如多在开凿水量较大的井筒时使用。

硝甘炸药的缺点是敏感性很强，受到撞击或摩擦就可能引起爆炸。而且还易于冻结、失效和出现汗渍。

2．硝铵炸药

硝铵炸药是我国煤矿中广泛采用的炸药。它的主要成分是硝酸铵(NH4NO3)，此外，还含有三硝基甲苯(T．N．T．)、锯末及炭粉等。

适用于有瓦斯和煤尘爆炸危险矿井中的硝铵炸药称为安全炸药。在爆炸时它产生短而温度较低的火焰，可避免引起瓦斯或煤尘爆炸。

三、起爆器材

起爆器材就是供给炸药能量使其爆炸的器材。起爆器材在煤矿中包括导爆索、雷管及发爆器。

1．导爆索

导爆索(又称导爆线)是用来传递爆炸波，并直接引爆炸药的。但它本身需要雷管引爆。

2．雷管

雷管是用来起爆炸药和导爆索的。它是最常用的起爆器材。

雷管呈圆柱形，管壳用纸、铜和铝制成，内盛起爆炸药，直径为6～8mm，长约40～50mm。

国产毫秒延期电雷管各段的微差时间从25ms到300ms，最大延期可达2000ms。段数可达20段。

3．发爆器： 发爆器是电雷管起爆的电源，目前我国矿山中普遍得到推广使用的是电容式发爆器。

根据是否防爆，发爆器可分为防爆型及非防爆型两种。在有瓦斯或煤尘爆炸危险的矿井中，必须使用防爆型发爆器。

四、装药

1．炮眼装药量的计算

每爆破一次的炸药总消耗量(Q)，根据下式计算： Q=qV kg

式中：

q——每爆破1m岩石所需之炸药消耗量，kg/m3； V——岩石爆破量m3。

每—个炮眼的平均炸药消耗量(r)： r=Q/N, kg/个

式中：

N——炮眼数目，个。

2．装填方法

楔形掏槽两边炮眼的角度对称，装药量也要一致，否则，爆破力量偏向一边，易打倒支架。周边眼最好多—些，装药量则少些，这样，有利于巷道轮廓面的规整和围岩的稳定。

起爆药卷在炮眼里的位置应靠近眼口，作为最外面一个(或第二个)药卷，使雷管有聚能穴的一端朝向眼底，并堵上炮泥 。

《煤矿安全规程》规定：封泥应用水炮泥，也可用不燃性的、可塑性的松散材料制成，如砂子、粘土和砂子混合物等。禁止使用块状材料或可燃性材料作封泥。无封泥的炮眼，严禁放炮。

封泥多用粘塑性好的砂、土混合而成；也有用水炮泥的(塑料套装水)。水炮泥既起堵孔的作用，又起消尘和减少有害气体的作用。

3．联线方式

井巷掘进爆破中，可有三种雷管联线方式，即串联、并联和混联(串并联及并串联)。

采用串联时，联线简单，而且通过每个雷管的电流相等，故串联法在煤矿的巷道掘进爆破中使用最广，缺点是只要一个雷管断路则整个串联组拒爆。

并联方法可靠，但所需起爆电流较大。

在井下大爆破中，一般炮孔的数目都比较多，因此多采用混联。 五、毫秒爆破

利用毫秒雷管或其它设备控制放炮的顺序，使每段之间只有几十毫秒的间隔，叫做毫秒爆破或微差爆破。

第7章 巷道支护

第一节 巷道围岩压力的概念一、巷道围岩压力

地下岩体在开挖以前，由于自重和构造所引起的应力是处于平衡状态。 当开掘巷道或进行回采工作时，破坏了原来的应力平衡状态，就会引起岩体内部应力的重新分布。

表现为巷硐周围煤、岩体产生移动、变形甚至破坏，直到煤、岩体内部形成一个新的应力平衡状态为止。

在此过程中，巷道本身或安设在其中的支护物会受到各种力的作用。这种由于在地下煤岩中进行采掘活动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩体中和其中的支护物上所引起的力，就叫做“矿山压力”。

在矿山压力的作用下，会引起各种力学现象，如顶板下沉，底板臌起，巷道变形后断面缩小，岩体破坏散离甚至大面积冒落，煤被压松产生片邦或突然抛出，支架严重变形或损坏，充填物被压缩，以及大量岩层移动地表塌陷等等。这些由于矿山压力作用，使围岩、煤体和各种人工支护物产生的种种力学现象，统称为“矿山压力显现”。

围岩膨胀、崩解体积增大而施加于支护上的压力，称为膨胀压力。膨胀压力与变形压力的基本区别在于它是由吸水膨胀而引起的。从现象上看，属于变形压力范畴，但两者的变形机制截然不同，前者是指与水发生物理化学反应，后者主要是围岩应力与结构效应。

二、影响巷道围岩压力的地质因素

影响围岩压力的因素很多，通常可分为地质、开采和支护等类，影响围岩压力的地质因素有：原岩应力状态、围岩力学性质及岩体结构等。

(1)原岩应力状态

原岩应力是引起围岩变形、破坏的基本作用力。原岩应力随开采深度的增加而增长。所以，随采深的增加，巷道围岩压力会明显增长。原岩体中主应力的大小和方向不同，对巷道的影响作用不同，也直接影响到围岩压力。

(2)围岩力学性质

围岩力学性质是指它的强度(包括抗压、抗拉、抗剪等各种强度和粘聚力c、内摩擦角φ等值)和变形性质及其它力学属性。不言而喻，强度小的岩体，围岩压力必然大，反之亦然。C、φ值大的岩体，其围岩压力小，反之亦然。其中φ的影响要较c大。岩体的变形性质是指它的弹性、塑性和粘性。岩体的塑性变形和粘性流动是影响围岩压力大小的重要因素，许多围岩压力较大的巷道，常常是由它引起的。

(3)岩体结构

当结构面强度远小于结构体强度时，结构对围岩压力的影响极大。通常岩体破坏首先从弱面开始，这是围岩压力在节理和层理等弱面发育区、破坏带、断层和褶皱区显现强烈的重要原因。由于层状岩体具有定向弱面，所以层状岩体的走向和倾角也与围岩压力密切相关。如果岩层走向与巷道轴向平行或夹角很小，则岩体结构容易与巷道轴线形成不稳定的松动体，因而围岩压力大。水平岩层沿巷道侧帮的稳定性较好，因而帮压较小，而顶压较大。

(4)膨胀压力的影响因素

影响膨胀压力的因素主要有岩石的组成与胶结状态，物理化学性质，围岩中水分的补给状况，水与岩石的接触条件，支护和充填层的可塑性等。

三、巷道矿压控制原理

巷道中的矿压显现是客观的自然现象，除了一些特殊情况外，在采掘过程中企图完全消除这种现象是不可能的。然而在掌握巷道矿压显现规律的基础上，以岩石力学理论为指导，有可能在不同程度上减轻矿压显现对巷道的危害，从而达到安全生产和取得较好技术经济效果的目的，这是巷道矿压控制的基本任务。

巷道矿压控制的三类方法及途径：

第一类：巷道保护 第二类：巷道支护

第三类：巷道维护（维修）

目前所采用的各种矿压控制方法，从其对付矿压的原理来看不外“抗压”、“让压”、“躲压”、“移压”等几种 。

第二节 巷道支护及其材料传统的巷道支护有木支护、料石及混凝土砌碹、矿工钢支护、U型钢支护。目前，广泛采用的有锚杆支护以及喷射混凝土支护。 一、木材支架

二、料石和混凝土砌碹

三、金属支架 ：承载能力大，可多次复用，储运方便，安装容易及迅速等优点 。

①矿用工字钢刚性支架 ②微拱形刚性金属支架

③矿用工字钢梯形可缩性支架 ④U型钢拱形可缩性支架 ⑤U型钢梯形可缩性支架 四、锚杆支护

1.普通圆钢粘结式锚杆 2.可拉伸锚杆

3.高强度和超高强度锚杆 4．管缝式锚杆

5．可切割锚杆和可回收锚杆 6．桁架锚杆 7．组合锚杆

五、喷射混凝土支护

喷射混凝土支护是用喷射机将混凝土混合物喷射在岩石表面上硬化而成的一种支护。先将砂、石过筛，按配合比和水泥一同送入搅拌机内搅拌，然后用矿车将拌合料运送至工作面，经上料机装入以压缩空气为动力的喷射机，在经输料管吹送到喷头处与水混合后喷射在岩面上。 六、锚喷支护

锚杆和喷射混凝土虽各有优点，但也都有不足之处。锚喷联合支护，恰能做到使二者取长补短，互为补充，是一种性能更好的支护形式。锚杆与其穿过的岩体形成承载加固拱，喷射混凝土的作用则在于封闭围岩，防止风化剥落，和围岩结合在一起，对锚杆间的表面岩石起支护作用。 第8章 水平及倾斜巷道掘进

第一节 巷道断面形状及尺寸

一、巷道断面形状选择我国煤矿巷道常用的断面 形状是梯形、矩形和直墙拱形（如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形，简称拱形），只是在特定的岩层和围岩压力条件下才选用不规则的形状（半梯形）、圆形、椭圆形、封闭拱性等。巷道断面形状如图8-1所示。

二、巷道断面尺寸的确定《煤矿安全规程》规定，巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主

要取决于巷道的用途；存放和通过它的机械、器材或运输设备的数量和规格；人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量等。

设计巷道断面尺寸时，应根据上述诸因素和有关规程、规范的规定，首先定出巷道的净断面尺寸，并进行风速验算；其次，根据支架参数，道床参数，计算出巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许加大值（超挖值），计算出巷道的计算掘进断面尺寸；最后，按比例绘制包括水沟、墙角在内的巷道断面图，编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表。

巷道断面尺寸的确定方法和步骤如下： 1.巷道净宽度； 2.巷道净高度； 3.巷道净断面； 4.风速校核净断面； 5.巷道设计掘进断面积。

1.巷道的净宽度

?梯形巷道的净宽度是指：当其内通行矿车、电机车时，车辆顶面水平的巷道宽度；当其内不通行运输设备时，净宽度系指底板起1.6m高水平的巷道宽度。

单轨巷道： 双轨巷道： 式中：

a——巷道不行人的一侧运输设备最突出部份与支护最突出部分的距离。一般不小于200mm或250mm。

A——所用电机车或矿车中最大的宽度，从运输设备规格表中可以查到，mm； c——巷道行人的一侧运输设备最突出部份与支护最突出部分的距离。一般不小于700mm以上。

n——运输设备之间的最小间隙，不得小于200mm。

巷道的净宽度必须满足从道渣面起1.6m的高度内，留有宽度不小于0.8m的人行道。在设计梯形巷道净宽时，常常采用根据标准顶梁的尺寸、棚腿斜角来推算巷道净宽度的办法定出巷道的净宽度。

2.巷道的净高度

梯形巷道的净高系指渣面或底板至顶梁或顶部喷层面、锚杆露出长度终端的高度。

巷道设计计算掘进高度： 巷道计算掘进高度：

渣面起巷道沉实前的净高： 渣面起巷道沉实后的净高： 轨面起巷道沉实前的净高： 式中：

h1——轨面起巷道沉实后的净高：

t——背板厚度，计算掘进断面时取25mm；

d——坑木直径，若为金属棚子则为柱截面高度； hb——道渣高度；

δ——预留下沉量。 ha——规平面到道渣棉高度；

巷道的净断面积

梯形巷道的支架棚腿常有80°左右倾角，所以有了巷道的净宽与净高，还要求出巷道顶板净宽B1与底部净宽B2，然后才计算出巷道的净断面。 梯形巷道净断面： 式中：

3.风速校核净断面积

生产矿井的巷道通常兼作通风用，因此还应按照《煤矿安全规程》等规定的允许最大风速进行验算，即 式中：

v——通过巷道风流的速度，m/s；

Q——通过巷道的风量，m3/s； S——巷道的净断面机，m2；

Vm——巷道允许通过的最高风速，m/s。

《煤矿工业设计规范》规定：矿井主要进风巷的风速一般不大于6m/s，输送机巷或采区风巷一般不大于4m/s。设计时，应在不违反《煤矿安全规程》的原则下，按规范要求确定巷道断面，以留有余地。

设计出的巷道净断面积，不符合上述风速要求的，须加大断面尺寸。 4.巷道设计掘进断面积 巷道净尺寸加上支架、道床尺寸便可得到巷道的设计掘进尺寸，进而求算出巷道的设计掘进断面积。在实际工作中，爆破后的巷道表面不可能很光滑，会有一些凹凸不平的现象，因此，实际掘进断面要比计算断面加大3%左右。掘进断面面积，是计算巷道掘进工作量是不可缺少的一个数据。

第二节 岩巷掘进岩巷掘进在我国煤矿目前主要仍采用钻眼爆破破岩法，其主要工序包括：打眼、装药放炮、工作面通风、装运岩石及巷道支护等作业。这些工序组成工作循环环，不断重复这种循环，使巷道掘进不断向前推进。

打眼、清理岩石和巷道支护是最繁重的三个工序，所占时间比较长。工作面通风主要是为了排除爆破后的有毒气体和供给新鲜空气，是一种辅助作业。另外，架设保安用的临时支护，敷设各种管道、修筑排水沟、铺设轨道等，也都是掘进中的辅助作业一、钻眼爆破

1．工作面炮眼布置

掘进工作面的炮眼，按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼三类。其起爆顺序依次为掏槽眼、辅助眼和周边眼。

掏槽眼的作用时首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出，在一个自由面的基础上蹦出第二个自由面来，为其它炮眼的爆破创造条件。按掏槽眼的方向可将掏槽眼的布置方式分为三类：即斜眼掏槽、直眼掏槽和混合式掏槽。

2．爆破参数的确定 爆破参数包括: 炸药消耗量;

炮眼直径：炮眼直径是根据药包直径来确定的。一般的标准药卷直径为32及35mm，炮眼直径要比药卷直径大4～7mm,这样炮眼直径就是36～42mm。

炮眼深度 :合理的炮眼深度确定的依据是：炮眼利用率比较高（一般不低于85～90%）；钻眼和掘进速度快；巷道掘进成本低。

炮眼数目 :炮眼数目可以按照一个循环的总装药量平均装入所有炮眼的原则进行估算，作为实际排列炮眼的参考。

3.装药结构与起爆

掏槽眼与辅助眼的装药结构，有正向连续装药与反向连续装药两种。 在煤矿巷道掘进中，最好使用多段毫秒雷管，按照规定的起爆顺序全断面一次起爆。

4.钻眼工作 1)定向工作

为了在工作面正确布置炮眼和掌握巷道掘进方向和坡度，钻眼前应检查巷道的中线和腰线。

利用矿用激光指向仪指示中线位置既准确又省时。激光指向仪固定在距工作面100m远的巷道中线位置上，激光光束在工作面岩壁上显现的红光点，即为中线位置。掘进时，根据它既可确定炮眼位置，又可确定腰线位置。

2）多台凿岩机工作

为缩短钻眼总时间，组织快速施工，在采用气腿式凿岩机钻眼时，一般多采用多台凿岩机平行作业，在中硬岩石中可按1.5～2.0m2配备一台，在坚硬岩石中可按1.0～1.5m2配备一台的标准确定。

3)钻眼工作的机械化

随着高速高频凿岩机的出现和中深孔爆破方法的使用，以及光面爆破的推广，为进一步提高钻眼效率、降低劳动强度和实现快速掘进的迫切需要，在岩巷掘进中正在积极推广应用凿岩台车及凿装联合机组。

采用凿岩台车并配以重型凿岩机钻眼，具有凿岩速度快，作业人员少，钻眼效率高，劳动强度低，钻眼质量高等优点。但钻眼与装岩不能平行作业，凿岩台车与装岩机更换进出工作面的时间较长，在双轨大断面巷道中才便于使用。

采用钻装机并配以重型凿岩机钻眼，除具备凿岩台车的全部优点外，它本身带有装岩设备，实现了钻眼、装岩综合机械化，同时一机多用，提高了设备利用率，但由于钻装机构比较复杂，作业环节多，目前只在一些大型矿山使用。

二、装岩与调车

装岩与调车是巷道掘进中比较繁重的工作，一般情况下，装岩时间约占掘进循环时间的35～50%，个别情况甚至达到75%。因此，提高装岩机械化水平及其生产率是实现快速掘进的主要措施。

（一）岩石装载设备

铲斗装岩机、耙斗装岩机、蟹爪式装岩机等。 （二）调车工作

常用调车方法有以下几种：

固定错车道调车法 浮放道岔调车法 转载输送机

梭式矿车

三、岩石平巷掘进机械化作业线

1．多台气腿式凿岩机钻眼—铲斗后卸式或耙斗式装载机装岩——固定错车场或浮放道岔或调车器调车——矿车及电机车运输；这种作业线简单易行，但机械化程度较低，在我国煤矿应用最多。

2．多台气腿式凿岩机钻眼—铲斗侧卸式或耙斗式装载机装岩——胶带转载机转载——矿车及电机车运输；这种作业线与上述第一条作业线相比，是以增加胶带转载机来实现快速掘进的。

3．多台气腿式凿岩机钻眼—蟹爪式装载机或耙斗式装载机装岩——梭式矿车转运——电机车牵引；这种作业线以采用梭式矿车来实现快速掘进，但必须有直接卸载条件，设备较复杂。

4．由凿岩台车钻眼--铲斗侧卸式装载机装岩--胶带转载机转载--矿车及电机车运输；这种作业线提高了钻眼机械化水平，加快了凿岩速度，它适用于大断面岩石巷道（12m2以上）掘进。

5．钻装机钻眼与装岩--胶带转载机转载--矿车及电机车运输；这条作业线实现了钻眼、装岩综合机械化，不需花费凿岩台车与装载机更换进出的调动时间。

钻装机一机多能，既能钻眼又能装岩，如还能打锚杆眼，我国习惯称它为钻装锚机。图8-18为ZZM8-12型钻装锚机组。

6．岩巷掘进机

岩巷掘进机是采用机械破岩，并能实现破岩、装岩、转载、临时支护、喷雾防尘诸工序的一种联合机组，所以也称联合掘进机。

岩巷掘进机与钻眼爆破法相比较，具有机械化程度高，速度快，成巷质量好，节省人力，效率高，对围岩破坏影响小，支护容易，工作安全等优点。它的缺点是：设备重量大，动力耗量大，刀具寿命短，造价昂贵，工程成本高，机器安装、检修、拆除工作量大，只适用于较长的直巷道及曲率半径很大的拐弯巷道。

第三节 煤及半煤岩巷掘进沿煤层掘进的巷道，如果在掘进断面中，煤层占4/5以上者（包括4/5在内），称为煤巷。

在巷道掘进断面上既有煤层，又有岩层。当岩层（包括夹石层）占掘进工作面面积的1/5～4/5时，即称半煤岩巷道。

一、煤巷掘进 (一)破煤方法

1.钻眼爆破破煤法 2.风镐破煤

风镐破煤是一种简单易行的方法，所需设备少，并能减少瓦斯爆炸的危险，也有利于通风。因此，在巷道顶板破碎或煤质松软易于塌落的巷道，以及虽经通风而瓦斯浓度仍降不到允许放炮的浓度时，用风镐落煤就比较合适。

（二）装煤方法

人力装煤 装煤机装煤

(三)支护工作

针对受采动影响的巷道压力大、岩石移动和变形速度大的特点，目前，在国内外积极推广应用了各种类型的锚杆支护，取得了较好的效果。

在围岩极其破碎，不宜采用锚杆支护时，使用U型钢可缩性支架较为理想。 如巷道服务时间较长，或煤壁易风化时，则可在安设锚杆后，在对煤壁进行喷浆处理。

在一些生产能力较小的矿山，梯形工字钢支架也在使用，但已逐步被淘汰。 二、半煤岩巷道掘进

结合巷道用途及沿薄煤层掘进的特点，掘进半煤岩巷道必须考虑煤层与巷道的位置关系、正确的炮眼布置方法、合理的施工组织。

1.巷道位置的选择

半煤岩巷道掘进时，有挑顶、卧底、挑顶兼卧底三种情况，如图8-21所示。 采用那种位置为宜，应综合考虑生产要求，便于维护和施工难易等因素，在多数情况下，应尽可能不要挑顶而是卧底，以保证顶板的完整性和稳定性。只有煤层具有薄层伪顶式，才采用挑顶。

实际上，一条巷道挑顶或卧地并非一成不变。为了保证巷道顺直及一定坡度，挑顶卧底的三种情况往往都会发生，甚至暂离煤层进行全岩掘进的情况也是有的。

2．炮眼布置特点

由于煤层较软，所以掏槽眼一般布置在煤层部分，图8-22为某矿半煤岩巷道工作面炮眼布置一例。

3．施工组织特点

半煤岩巷道的施工组织有两种形式。一是煤、岩不分，全断面掘进；这种方式组织简单，能加快掘进速度，但这种组织形式所出的煤灰份很高，煤的损失也很大。显然这种施工组织用在厚度小于0.5m、煤质不佳的半煤岩巷道较为合适。另一种为分掘分运的组织形式，即先掘运煤，然后在掘运岩石。这种方式保证了煤的质量，但工作组织复杂，影响了掘进速度。

三、煤及半煤岩巷道联合掘进机掘进

煤及半煤岩巷道联合掘进机能够破煤、装煤并将煤转运到运输设备上。它具有工序少、速度快、效率高、质量好、施工安全、劳动强度小等优点。随着锚杆支护的应用，这种掘进方式已在我国大中型煤矿中得到了推广应用。

图8-23为ELMB型煤及半煤岩联合掘进机。 四、煤巷施工机械化作业线

1．掘进机—链板输送机机械化作业线

2．掘进机—胶带转载机—链板输送机机械化作业线

3．掘进机—胶带转载机—可伸缩双向胶带输送机机械化作业线

上山和下山是采区巷道中的倾斜巷道。自开采水平向上倾斜的巷道称为上山，向下倾斜的巷道成为下山。

一、上山掘进 (一)炮眼布置

由于巷道具有向上倾斜的特点，易于出现巷道上飘现象，因此，要求炮眼布置能使爆出的巷道倾斜角度符合规定。此外，放炮时要特别注意防止崩倒支架，所以多用底部掏槽。

倾斜巷道施工时，每向上掘进75～100m，应设避炮硐。 (二)通风工作 由于瓦斯轻于空气，易于积聚在上山工作面附近，尤其在沿高瓦斯煤层或其底板掘进时，更应注意加强工作面通风及沼气检查。

在瓦斯涌出量较大的的矿井中，由下向上掘进上山时，隔一定距离就要用联络眼贯通，以利通风，如图8—24所示 .

使用局部扇风机通风时，无论工作期间或交接班时，都不准停风。如因检修停电等原因停风时，都要撤出人员，切断电源，待恢复通风并检查瓦斯后，人员才可进入工作面。

(三)装岩及提升运输工作

沿倾斜施工，破碎后的煤、矸要运出，施工设备、工具及支护材料要运入，而上、下山的长度往往较长，倾斜角度又各不相同，为此，要选择合理的提升、运输方案，以保证决速安全地施工。

>35°时，煤、矸可沿巷道底板靠自重下滑； 25～35°时，可用铁溜槽；

14～25°时，可以采用搪瓷溜槽。 (四)支护工作特点

在倾斜巷道中，由于顶板岩石受重力的作用，有沿倾斜向下滑落的趋势，因此在架棚时，棚腿要相对于顶、底板垂线向上倾斜一定角度，这个夹角称为迎山角(图8—28中β角) 。

二、下山掘进

(一)下山掘进的特点 1) 装载工作比较困难。

2) 做好防排水工作，以免影响掘进工作进行。

3) 在掘进工作面附近一定要有可靠的挡车器，以防止矿车自然滑下时不致冲击到工作面，保证工作面工人的安全。

(二)排水工作

在掘进下山时，往往工作面都有积水。 在处理方法上，必须先了解水的来源。 1)上部平巷排水沟漏水； 2)巷道顶、底板涌水； 3)工作面的涌水。

针对1、2两种情况，可以把上部水沟用混凝土加固或用管子代替。同时沿下山每隔10～15m挖一横水沟，如图8—29所示。使水汇集到集水沟而流到中间水仓内，然后用水泵排出。

对于流到工作面或工作面的涌水，可根据水量的大小采用不同的排水方法。

工作面涌水小于5m3／h，可用矿车或箕斗随矸石把水排出。 当工作面涌水超过5m3／h，需要用水泵进行排水。

(三)防止跑车的安全措施

1)安全绳法(图8—30)。在提升钢丝绳的尾部钩头以上，联结一根环形的钢丝绳(安全绳)。提升时把安全绳套在矿车上，以免脱钩跑车。 第五节 硐室及交岔点的施工方法特点一、硐室的施工方法

硐室施工具有以下特点：硐室的长度一般较小，断面较大且多变化，故使用大型联合掘进机械难于施展，多数硐室内有设备基础、预留管缆沟槽以及安起重梁等项施工；一个硐室与其他硐室或巷道相连，要注意施工的安全；硐室的出入口一般较小，材料供应、出矸与通风，排水均较困难。

(一)全断面一次掘进法

这种施工方法类似于巷道的一次成巷施工。由于断面大，可以采用大型机械设备。

(二)台阶工作面施工法 正台阶工作面施工法，其上分层工作面超前施工，故亦称为下行分层施工法；倒台阶工作面则称为上行分层施工法。

(三)导硐施工法

导硐施工法即将整个硐室断面，分为若干小断面进行顺序施工。并可分为顶部导硐施工法、上下导硐施工法及两侧导硐施工法。

二、交岔点的施工

交岔点系指巷道相交或分岔的地点。

交岔点按其结构可分为牛鼻子交岔点和穿尖交岔点；穿尖交岔点的优点是长度短、拱部低，故工程量较小，施工较简单，通风阻力也较小；但是它的承载能力较低，故多应用在岩层坚固稳定，最大宽度不超过5m，且巷道转角大于45°的情况下。

在稳定岩层中，交岔点可以采用全断面一次掘进法，随掘随锚喷，一次完成。

在中等稳定的岩层中，若采用锚喷支护，仍可全断面一次掘出，随即打锚杆并喷上一薄层混凝土，待整个工程完成后，再补喷混凝土达到设计厚度；若采用料石或混凝土砌璇，为使顶板暴露面积不致过大，可以先将一条巷道掘出，然后刷帮挑顶，随即进行砌璇，交岔点的璇体宜在最后砌成。

在松软岩层中施工交岔点，为了维护好顶板，保证施工安全，可以按图8—34a所示的顺序施工。亦可使用导硐施工法，如图8—34b所示。 第9章 立井开凿

第一节 立井断面形状与尺寸 ? 一、立井断面形状

? 立井井筒断面分纵断面与横断面。纵断面中有井颈、井身、井底三个部分。

? 横断面形状有圆形、矩形和椭圆形等。横断面的形状根据井筒的用途、服务年限、井筒穿过岩层的性质及所用的支护材料确定。立井多采用圆形断面，这是因为煤矿井筒所通过的地层多数不够稳定，而圆形断面既便于施工又易于维护，还可承受较大的地压。 ? 地压小、服务年限不超过15a的小型矿井，有时采用矩形和多角形断面。椭圆形断面一般在改建、扩建旧的矩形断面小井时应用。

? 二、立井断面尺寸

? 立井撕面尺寸的大小决定于井筒的用途、设备和所需要通过的风量。

? 为便于采用标准设计，我国煤矿立井净直径按0.5m进级，净直径6.5m以上特殊布置的井筒或小煤窑井筒不在此限。井筒断面布置方式大致有图9-2中的几种。

第二节 立井普通开凿法 ? 目前，立井施工主要还是凿岩爆破为主的普通施工法。立井施工过程可分为准备工作，表土施工和基岩施工三个部分。在表土施工中，破岩容易，而支护却十分复杂。在基岩中掘进，破岩比较困难，需钻眼爆破，而支护

并不太困难。准备工作是为顺利进行表土和基岩施工不可缺少的一步，应该周密细致的考虑和实施。 ? 立井在正常施工阶段，要安装专用凿井井架，并自上而下设置下述供施工用的设施，如图9-3所示。

凿井井架 是专门用于开凿立井而设立的井架，多为装配式金属凿井井架 天轮平台 井筒内的设备和管路一般均用钢丝绳绕经天轮平台上的天轮由地面稳车悬吊，管路每隔一定距离用专用管卡固定在悬吊钢丝绳上。 卸矸台 矸石吊桶提至卸矸台上方卸矸，使矸石沿倾斜溜槽装入自翻矿车或汽车，运至排矸地点。

封口盘 又称井盖，设在井颈上端，用作升降人员、设备、下放材料和拆装各种管路的工作平台。同时，又是保护井上、下工作人员的安全结构物，要求坚固严密。

固定盘 为了安全，在封口盘下4～8m处还应设置一道固定盘，用梯子和井口相连。

吊盘 吊盘是进行井筒永久支护施工的工作盘，为金属结构，用一根或两根钢丝绳悬吊在地面稳车上。为使其稳定不翻盘，可做成双层，间距3～4m，根据需要可以升降。

稳车 稳车设于地面，用于悬吊吊盘、吊泵和各种管路等设备和拉紧稳绳。

? 一、准备工作

? 工程地质、水文地质勘探资料作为设计依据，编制施工组织设计和施工预算，按设计要求进行施工准备。

? 抓好风、水、电、路这些关键环节

? 二、表土施工

? 覆盖在基岩上部直至地表的第四纪、第三纪风化沉积的土、砂、砾石层，统称为表土层。

? 表土挖掘工作应尽量实现机械化，以提高表土段井筒的施工速度和减轻工人的劳动强度。当机械化条件不具备时，亦可用铁锹、风镐或打眼放炮等简单工具和方法。

三、立井基岩施工

? (一)钻眼爆破工作

? 在立井掘进中，凿岩爆破工作是一项主要工序，约占整个循环时间的20～30％。

? 1．凿岩设备

? 立井钻眼用风钻，与岩巷掘进相似，只是立井打眼是由上向下钻进，所以进行机械化凿岩时，通常是采用吊架(又称钻架)。

? 2.爆破工作

? 1)炸药和雷管的选用 立井掘进中多有涌水，岩石又比较坚硬，应选用抗水炸药和采取防潮措施。采用毫秒雷管爆破比普通段发雷管起爆效果好。

? 2)炮眼直径和深度 我国现场采用的炮眼直径多为38～42mm，药包直径为32～35mm。眼深一般1.2～2.Om，少数可达3.0—4.5m。

? 3)炮眼数目及排列 一般是先确定炮眼排列方式，再根据排列方式确定眼数。

? 4)装药、联线、放炮和通风 多用串装药，即将每个炮眼内全部药卷先在地面装入特制的防水纸筒内，在工作面装药时，将长药卷—次装入眼内，做到安全和保证爆破效果，还可以缩短井下装药时间。

? (二)立井掘进的装岩、提升和排水 ? 1．装岩工作

? 装岩是立井掘进中最繁重最费时的工序，约占循环时间的60%。 ? 抓岩机

? 抓岩生产率是单位时间内把矸石装入吊桶的石方量，用m3/h表示。岩石较松软，岩块小而均匀，抓斗就易于插入、合拢、抓得满，效率就高。

? 2．提升工作

? 一般使用的提升容器是吊桶，若提升速度不变，提升能力和吊桶容积成正比。矸石吊桶容积一般为0.5～3.Om3；国外已有4～8m3大吊桶。 ? 加大吊桶容积需有大型提升设备，最好利用永久提升设备。 ? 3．排水工作

? 若涌水量小于8m3／h,可用压气泵将水排入吊桶带走；若涌水量每小时在8～50m3 ／h中间时，可用吊泵排水；涌水量再大时，应设中间泵房，中间截水，进行多段排水。

? 此外，在井筒掘进过程中，还应有良好的照明和信号设备。 砌筑永久支架使用的材料有料石、浇灌混凝土、喷射混凝土等。 ? 1．料石砌璇

? 2．整体混凝土井壁施工

? 1)测量 ? 2)立模

? 3)混凝土输送 ? 4)接茬

? 3．喷射混凝土井壁施工 ? 第三节 特殊凿井方法 ?

? 当遇到流沙、淤泥等不稳定土层时，为实现打干井，并能顺利凿井，就要利用特殊施工方法。 ? 一、板桩法

? 板桩法是在土层开挖前，预先将板桩沿井筒周边外缘密集的打入土中，然后在它的保护下进行掘进。

? 二、沉井法

? 沉井法就是在土层开挖前，把预制好的永久井壁，按井筒位置沉入土中，然后在它的保护下进行掘进。这种方法可节省临时支护，所通过的土层可比板桩法厚些。

? 三、注浆法

? 注浆法是将胶结材料配制成浆液注入地层的裂隙或空洞中去，浆液凝结硬化后堵塞孔隙，裂隙或溶洞，从而达到封闭水源或加固地层

的目的。南非的注浆深度已达1500m。根据注浆地点不同分为地面预注浆和工作面预注浆。

? 工作面预注浆是从正在掘进的井筒工作面打若干12～20m深的眼，用泥浆泵把水泥浆压入钻孔内，使水泥浆沿岩层裂缝扩散开去，凝固后塞注裂缝，使水不能流到工作面。 ? 四、混凝土帷幕凿井法

? 是在井筒位置的周围用机械分段钻成槽孔，并钻入基岩一定深度(3～5m)，钻孔时用泥浆护孔，每钻出一小孔就在泥浆中自下而上灌注混凝土，最后使各槽孔的混凝土互相紧密的衔接起来，形成一个圆筒状混凝土帷幕。这时开挖井筒，外部水砂被截不致流入井内掘进工作面，从而使井筒顺利通过含水的松散不稳定地层。

? 鹤岗矿务局目前混凝土帷幕深度已达57m，顺利通过流砂层，与其它凿井法比较，施工速度快，成本较低。在国外，德国帷幕深度已达100m以上。

? 五、冻结法

? 实质是为了防止大量涌水和流沙流向井筒掘进工作面，在井筒开掘之前预先在井筒外围由地表钻一圈冻结孔，孔距为1.0～1.2m，孔径为200—250mm，孔深应穿过风化带进入不透水的稳定基岩10m以上。在冻结孔内安装底端封闭的冻结管，并送入由地面冻结站制成的—20℃～—25℃的盐水，盐水在冻结管中循环并吸收周围土层的热量，使土冻成一个个圆柱，并逐渐扩大交圈而互相连接成一个密闭而坚固的圆筒，然后在这个冻土圆筒的保护下进行井筒掘砌。

? 六、钻井法

? 是利用回转式钻机，将井筒全断面一次钻成或者是分次扩孔钻成，依靠井内充满的泥浆护壁，利用泥浆循环冲洗工作面和提升岩屑，井筒钻成后在泥浆中悬浮下沉井壁进行永久支护。它是一种全面机械化施工方法，我国淮北某矿曾创月进57.46m的好成绩。 ? 钻井法有钻进、洗井、下沉井避和壁后注浆固井几个主要工艺过程。

第四节 立井井筒延深

? 井筒延深就是将原打井筒加深的工作。根据井筒延深工作面的推进方向， 立井井筒延深施工方案基本上可分为自上而下、自下而上或自上、下同时进行延深等几种方案。 ? 一、自上向下延深井筒

? 这种方案又分为利用生产设备延深井筒，利用延深间、梯子间延深井筒和利用辅助水平延深井筒等几种方法。

? (一)利用辅助水平延深井筒

? 这种方法使用较多，它是由生产水平通过暗斜(立)井到达所需延深的井筒之下，建立延深辅助水平，开凿一些为延深井筒服务的巷道和硐室，然后在此水平上进行井筒延深工作。这种方法对生产影响小，可独立延深主井或副井井筒。徐州局权台矿用此法延深了主、副井井筒。

? 利用辅助水平延深井筒需开掘较多巷道，矸石提升和材料下放也要经几次转运。所以，只有在井筒中没有足够的空间或梯子间作延深

间，井底车场中没有设置提升机硐室的位置或运输延深所出矸石妨碍正常生产时，才可用这种方法。

? (二)利用延深间延深井筒

? 若矿井设计时已考虑井筒延深问题而留有延深间，或者井筒内梯子间断面较大时，可以采用这种方法(见图9—23)。

? 二、由下向上延深井筒

? 这个方案有普通反井延深和吊罐反井延深等，其使用条件是新水平必须事先开拓出部分车场巷道，并以石门或平巷通达井筒中心。 第10章 准备方式

第一节 上（下）山采区式准备方式 ? 上（下）山采区式准备方式是在阶段开拓巷道已圈定的采区范围内开掘准备巷道。根据采区内准备巷道特点、服务范围、开采煤层数目的不同，通常把采区分为：上山采区与下山采区，单翼采区与双翼采区，单层布置采区与联合布置采区等不同类型。在运输大巷的上侧布置采区巷道，采区内采出的煤下运至运输大巷的采区，称为上山采区。在运输大巷的下侧布置采区巷道，采区内采出的煤上运至运输大巷的采区，称为下山采区。一般多采用上山采区。

? 一、单层布置上山的采区准备方式 1．巷道掘进顺序 2．生产系统

? 二、联合布置上山采区准备方式

? （一）共用采区上山的一种联合准备方式

? 两个薄及中厚煤层m1和m2共用采区上山的一种联合准备方式如图10—2所示。 ? 1．巷道掘进顺序 ? 2．生产系统

? （二）共用采区上山和共用区段平巷的联合布置 ? 1．巷道掘进顺序 ? 2．生产系统

第二节 盘区式与条带式准备方式

? 我国通常把5～8°以下的煤层叫做近水平煤层。由于近水平煤层倾角小，因而在准备方式上与缓倾斜和倾斜煤层相比，有相似之处，又有一些不同的特点。

? 盘区式准备方式，按盘区与运输大巷相对位置的不同，有上山盘区与下山盘区之分；

? 条带式的准备方式，按条带开采煤层的数目分，有单层布置条带与联合布置条带。

? 一、上（下）山盘区准备方式

? 图10—4是上山盘区联合布置的准备方式，平面图中只画出上层煤的巷道布置，盘区内开采两个薄及中厚煤层m1和m2，其间距为10m～15m，地质构造简单， 煤层平均倾角为5°～8°。盘区双翼开采，走向长度为1200m，斜长为1000m，盘区内划分若干区段。运输大巷开在m2煤层底板岩石中，总回风巷、运煤上山布置在m2煤层，轨道上山布置m1煤层中；区段平巷

为双巷布置，盘区上山与区段平巷以溜煤眼和材料斜巷联系，大巷与轨道上山以盘区材料上山联系。 ? 二、条带式准备方式

? 图10—5所示为条带式准备方式。条带式内开采三层薄及中厚近距煤层，运输大巷1布置在煤层群底板岩石中，回风大巷2布置在最下煤层中。采煤巷道采用分层布置和对拉工作面布置。

? 采煤工作面的煤经工作面运输巷6运入煤仓4，在运输大巷1装车外运；材料从运输大巷1经材料斜巷3、工作面回风巷7进入采煤工作面；新鲜空气从运输大巷1经进风行人斜巷5、工作面运输巷6进入采煤工作面，清洗采煤工作面的污浊空气经工作面回风巷7、材料斜巷3进入回风大巷2排出。

条带准备方式中工作面按推进方向，分为仰斜开采和俯斜开采两种。一般来说，采煤工作面向大巷方向推进，对于工作面通风和巷道维护比较有利。因此，在开采近水平薄及中厚煤层时，煤层顶板及其它地质条件没有特殊要求时，往往采用大巷上方的煤层俯斜开采，大巷下方的煤层采用仰斜开采的方式。 ? 条带式准备方式的采煤工作面可以按单工作面布置，也可以成对的按对拉工作面布置。由于工作面沿煤层走向呈水平状布置，工作面输送机效能不受煤炭运输方向的影响，同时工作面风流也不存在上行和下行的问题，通风状况良好。所以条带式准备方式巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低，建井工期短，投产快；运输系统简单，占用设备少，运输费用低；采煤工作面长度在整个采煤期间保持不变，为采用综采设备创造了良好的条件；煤炭损失少，回收率高；通风系统简单，通风设备少；对某些地质条件的适应性强。但是，倾斜巷道掘进工程量大，效率低；倾斜巷道长，辅助运输比较困难；当煤层沿倾斜起伏较大时，巷道积水不易解决；而且大巷装车站多。

? 条带式准备方式适用于下列条件：倾角为12°以下的薄及中厚煤层，走向断层不发育，沼气涌出量和涌水量不大的煤层。 第三节 准备方式中的几个主要问题 ? 一、回采巷道布置 ? （一）单煤层区段平巷

? 每一个采煤工作面必须具有两条平巷，工作面下段布置运输平巷，上段布置轨道平巷（回风平巷）。当煤层倾角较大时，轨道平巷多沿煤层顶板挂腰线掘进。运输平巷尽量分段取直，以折线布置。除第一区段煤层回风平巷必然单巷布置外，其他各区段煤层平巷，可单巷布置，也可双巷布置

从生产实践中，双巷布置比单巷布置方便，故多为双巷布置。但当煤层埋藏平稳，顶底板条件较好，特别是薄煤层采用巷旁支护维护巷道不成问题时，可考虑采用单巷布置。

? （二）分层平巷布置

? 厚煤层分层开采时，各分层平巷相距很近，相互有联系。从各分层平巷的相互关系来说，基本上有以下几种基本类型：倾斜式、水平式、重叠式和混合式。

? 1．倾斜式布置：内错式与外错式

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? 这种方式的各分层平巷是按25°~35°角成倾斜式布置，一般适合于倾斜角小于15°~20°的煤层。

? 内错式布置就是下分层巷道位于上分层巷道的内侧，位于上分层采空区下面。

? 外错式布置下分层巷道位于上分层巷道的外侧，位于分层煤柱下面。

2．水平式布置

? 当煤层倾角大于20°时，通常采用水平式布置，如图4—7所示。 3．重叠式（垂直式）布置

? 各分层平巷沿铅垂线呈重叠式布置，如图4—8所示。 二、上（下）山的数目、位置和布置方式

? 上（下）山是准备方式中重要的运输、通风巷道，而且服务时间较长。

（一）上山条数的确定

? 在一般情况下，采区布置两条上（下）山（一条运输上山、一条轨道上山），就能满足采取运输、通风和行人的需要。随着生产的发展，常常需要增加上山数目， ? 例如：

? 1．生产能力很大的特厚煤层采区和联合布置采区。

? 2．产量较大，沼气涌出量也很大的采区，特别是下山采区。 ? 3．产量较大，经常出现上下区段同时生产，需要简化通风

系统的采区。

? 4．运输上山和轨道上山均布置在底板岩石中，需要探清煤

层情况，或为提前掘进其他采区巷道的采区。

（二）上山布置的方式

? 1．两条煤层上山 ? 2．一岩一煤上山 ? 3．两条岩石上山 ? 4．两岩一煤上山 ? 5．三条岩石上山 三、采区生产能力

采区生产能力是采区内采煤工作面和掘进工作面产量之和，依单位时间内所生产的煤量计算，一般以采区日产量（t/日）或年产量（万t/年）表示。 近年来，由于采煤机械化水平不断提高，机采工作面平均月产可达两万吨，最高可达10万t。大型联合布置的采区，一般年产为45~60万t，有的高达百万吨以上。 高产、稳产工作面为采区集中生产创造了有利条件，集中生产联合布置的采区，又促进了高产稳产工作面的发展。采区集中、机械化生产在技术经济上具有很大的优越性。 加大采区生产能力，实现采区集中，机械化生产，是煤炭工业发展的方向，但是在确定采区生产能力时，要根据具体条件，作具体分析。 四、采区走向长度

? 合理的采区走向长度，对于提高矿井及采区生产技术经济指标，保证采区高产稳产具有密切联系。

? 随着采区生产能力的增加，采区走向长度需相应增加，否则采区服务年限过短。

? 机械化开采及工作面推进速度加快，同时将给工作面机械设备的搬迁带来困难，因此，必须加大采区走向长度，充分发挥机械效能，减少工作面搬迁次数，减少辅助工时，提高劳动生产率。

一般情况下，双面采区的走向长度为800m~1000m，对于综采工作面，有条件的应尽量跨越上山（下山或石门）回采，其采区走向长度一般为1000m~1500m，当不能跨越上山（下山或石门）回采时，其采区走向长度一般为1500m~3000m，对于底板松软、巷道维护困难、地质构造复杂或自然发火期短的煤层，以及装备水平低的小矿，采区走向长度可适当缩短。 ? 五、工作面长度

? 工作面长度合理与否，要看它能否促进工作面高产、稳产。一般说，加大工作面长度可获得较高的产量，能提高劳动生产率，降低吨煤成本。同时，较长的工作面，可以减少区段数目，因而减少区段平巷掘进工作量和护巷煤柱损失。但是，工作面过长，将降低工作面推进速度，降低循环率，不利与高产、稳产及降低成本。 ? 六、采区车场、煤仓和装车站

? 采区车场是采区上（下）山与区段平巷或阶段运输大巷连接处一组巷道和硐室的总称，是采区巷道的组成部分。根据所处的位置，可分为上部、中部和下部车场。

? 1.上部车场

? 上部车场是采区上山和区段回风巷之间的联络巷道。并担负运输、通风和行人的任务。其基本形式有两种：甩车场和平车场。

? 2、中部车场

? 在煤层中布置上山时，多采用单向斜甩绕道式车场。

3、下部车场

是采区和阶段运输大巷连接的枢纽，最常用的是绕道式车场。

? 七、采区采出率

? 采区内留设的煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，致使煤炭资源损失。因此，采区实际采出的煤量低于实际埋藏量。采区内采出的煤量与采区内工业储量的百分比称为采区采出率，其计算公式为

采区工业储量一开采损失

采区采出率= ———————————— ×100% 采区工业储量

? 采区开采损失主要指采区内各种煤柱损失及工作面回采中的落煤损失。为了提高采区采出率，在采区巷道布置上应积极采取措施，少留煤柱或不留煤柱，并尽量减少落煤损失。

? 厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85；工作面采出率：厚煤层分层工作面不低于0.93，中厚煤层不低于0．95，薄煤层不低于0．97。

? 八、采区煤柱尺寸

? 确定保护煤柱合理尺寸，取决于煤层所承受的压力大小和煤柱本身的强度。通常煤层埋藏深、厚度大、围岩软时煤柱承受的压力就大。煤柱强度取决于煤层的力学性质，煤柱尺寸，同时也与巷道支护情况及巷道维护时间有关。 ? 到目前为止，虽然有许多计算煤柱尺寸的方法，但都不能全面和准确地反映所有因素对煤柱尺寸的影响。因此采区煤柱尺寸的确定必须通过具体矿井进行实际观测和总结大量现场实测资料解决。以下各种煤柱尺寸可供参考。

? （1）采区上山（下山）煤柱沿走向一侧宽度

? 薄及中厚煤层 20 m ? 厚煤层 30～40 m

? （2）区段一侧煤柱宽度

? 薄及中厚煤层 8～15m ? 厚煤层 15～20 m

? (3）主要运输大巷，总回风巷沿煤层布置，上下每一侧煤柱宽度

? 近水平煤层 不小于40 m ? 缓斜煤层 25～40 m ? 倾斜煤层 15～25 m ? 急斜煤层 10～15m

? (4）相邻采区之间隔离煤柱宽度一般为10 m.

? (5)断层煤柱尺寸应根据断层落差，含水性等具体情况而定。落差大含水量丰富的断层一侧留设30～50 m煤柱；落差小的一侧可留10～15ｍ煤柱；再小可以不留煤柱。 第11章 矿山压力及其控制 第一节 煤层围岩分类

? 围岩的性质，尤其是它的力学性质对采掘工作面的压力显现影响最大。 ? 岩石通常为脆性体，有些为弹塑性体，它的力学性质表现为： σ压＞σ剪＞σ弯＞σ拉

? 抗拉强度远小于抗压强度，一般抗拉强度只有其抗压强度的 1/15～1/20

? 岩石破碎通常表现为拉性；有时也表现为剪性，如弹塑性岩石。

? 由于岩石为非均质体，组成的成分又不同，再加原生和次生的影响，从而形成了它的复杂的力学性质—异向性。例如，岩层中具有层理、节理等弱面，沿这些弱面方向的岩石抗拉强度，远小于其它方向的抗拉强度，有些甚至完全失去抗拉能力。又如虽属同种岩石，由于构造裂隙影响，它们的力学性质，往往相差很大。

? 对采煤工作面影响最大的围岩是煤层顶部岩层。因此，通常在研究煤层围岩性质时，重点研究煤层顶板性质，至于煤层底部岩层，只有在急倾斜煤层开采时，才具有实际意义。

? 根据我国岩层的实际情况，一般把直接顶分为三类：

? 一类直接顶（不稳定）——回采时不及时支护，很易造成局部冒顶，如页岩、煤皮、再生顶板等；

? 二类直接顶（中等稳定）——顶板虽有裂隙，但仍比较完整，如砂质页岩；

? 三类直接顶（稳定）——顶板允许悬露较大面积而不垮落，直接顶完整，如砂岩或坚硬的砂质页岩。

? 基本顶（老顶）分类尚无统一规定，现根据基本顶对工作面的压力（初次和周期来压）及初次来压的步距，把老顶分为四类介绍如下：

? Ⅰ类基本顶——初次和周期来压不明显，来压时缓和无冲击。来压的大小相当于或小于6～8倍采高的顶板岩层重量。初次来压步距大于25m。

? Ⅱ类基本顶——初次和周期来压很明显，来压的大小相当于8～12倍采高的顶板岩层重量。初次来压步距大于25m～50m。

? Ⅲ类基本顶——初次和周期来压强烈，来压的大小相当于12～14倍采高的顶板岩层重量。初次来压步距大于25m～50m。 ? Ⅳ类基本顶——平时顶板无压力，采空区悬露面积达几千甚至上万m2不垮落，初次和周期来压时，顶板垮落常形成狂风、巨响。初次来压步距大于50m，甚至可达100m～150m。这种顶板多为极坚硬的厚砂岩或砾岩。

第二节 工作面矿山压力的显现规律 一、支承压力

? （一）支承压力的形成

? 当煤体未采动前，煤体内的应力处于平衡状态，煤体上所受的力为上覆岩层的重力γH（γ—岩层的容重，t/m3；H—煤层距地面的深度，m）。

? 当在煤体内开掘切眼后，破坏了应力的平衡状态，引起应力重新分布。这时在切割眼上部顶板内形成了自然平衡“压力拱”。切眼上部岩体重量Q由两侧煤壁平均分担。因此，在切割眼两帮煤体中，产生了应力集中现象，这种集中应力称为支撑压力。它的大小为原始应力γH的1.25～2.5倍，最大值可为原始应力的2～4倍或更大。

? 由于“压力拱”的存在，切割眼处于减压状态。随着工作面推进，切割眼扩大了，“压力拱”破坏而消失，在工作面前方的煤体中，同样产生支承压力带，其范围自工作面前方2m～3m起直至10m～45m，有时可达近100m，最大支承压力区，约距煤壁5m～15m左右；在工作面后方，当采空区充填物压实到一定程度后，也产生支承压力带。前后两个支承压力带，随工作面推进而移动，即移动支撑压力。 ? 从图看出，由于采动影响的结果，在工作面前方煤体中和工作面后方的采空区内，根据压力分布不同可分为三个区： ? a——增压（支承压力）区，它的应力大于原始应力； ? b——减压区，它的应力小于原始应力； ? c——稳压区，它的应力等于原始应力。

? 在采煤工作面上下两端的区段煤柱内，也由于采煤和掘进区段平巷而形成支承压力，它的分布特征和工作面前方的支承压力基本相同。当采煤工作面推进较长距离后，区段煤柱内的支承压力，可随顶板垮落而逐渐消失。 ? （二）影响支承压力大小、分布的因素

? 支承压力的大小及其分布与顶板悬露的面积和时间、开采深度、采空区充填程度、顶底板岩性、煤质软硬有关。

? 采空区顶板悬露面积越大，时间越长，顶板压力就越大，而支承压力的分布范围和集中程度越大。

? 开采深度越大，悬露顶板的重量越大，支承压力也越大。 ? 采空区充填程度越密实，煤壁内支承压力越小。例如采用全部充填时，上部顶板下沉后，很快就会被充填物支撑，这时悬露顶板岩层的重量转移到周围煤体上的压力就小。因此，采用全部充填法处理采空区比采用全部垮落法处理采空区时，煤壁内的支承压力分布范围和大小要小得多。

? 顶板岩层越坚硬，顶板压力分布越均匀，支承压力的集中程度就比较小。例如，砂岩顶板，支承压力的影响范围可达到工作面前方100m左右；泥质页岩顶板，支承压力的影响范围不到30m～40m。若顶板的裂隙发育，则支承压力比较集中，影响范围也较小。

? 底板岩层坚硬，支承压力影响范围大，但集中程度小。

? 煤质坚硬，支承压力比较集中，影响范围较小；反之，煤质松软，变形和破坏程度越大，则支承压力分布范围越大，集中程度越低。 ? 三）支承压力显现规律

? 由于支承压力的作用，可导致顶板预先下沉、煤壁破碎片帮、产生冲击地压、煤和沼气突出等现象。 ? 在支承压力的作用下，工作面前方尚未悬露的顶板，已经开始下沉。一些实际资料表明，顶板下沉量可达15mm～60mm，甚至达100mm。当顶板比较坚硬，煤层较厚或较软时，顶板下沉量较大。 ? 由于顶板预先下沉，可能产生裂隙，因而增加了工作面和工作面前方区段平巷的压力。为了防止区段平巷的支架压坏，事先必须采取措施，如增设抬棚、斜撑支架等。

? 工作面的煤壁，在支承压力作用下，产生变形破坏，导致煤壁破碎片帮成斜面；破碎范围与煤质硬度和支承压力大小有关，一般为1m～3m；工作面前方煤壁内支承压力的峰值，向煤壁内转移，增压区（支承压力区）斜向煤壁里面；减压区扩大；稳压区向煤壁里面转移。

? 煤层压碎，虽增加了片帮的机会，对安全不利，但可减轻落煤工作，浅截式采煤机就是采落压碎范围内的煤，因而破落煤时阻力小。

? 当顶、底板均为厚而坚硬的岩层，煤质很坚硬；开采深度又较大；形成很大的支承压力时，就可能产生冲击地压。冲击地压是矿山压力显现中最猛烈的形式。冲击地压是煤和岩层在矿压作用下，急剧地破碎和被抛出的现象。在我国煤矿里，常常听到煤层内轰鸣声，有时可能发生煤被压出或顶板下沉及断裂现象，这些都是轻微冲击地压的显现。大规模的冲击地压发生时，可能抛出大量碎煤、冲倒支架、压垮煤柱、顶板大量垮落，造成暴风袭击或巨大震动，有时还会波及地面，甚至影响范围达几公里。

? 冲击地压在煤矿中经常会遇到，尤其是随开采深度的增加，更会频繁出现。为了避免冲击地压发生而造成重大事故，必须降低支承压力的集中程度，例如采用充填法处理采空区；采空区内不留煤柱；避免两上工作面相向回采，以防止形成支承压力的重叠。 ? 支承压力集中程度高，不仅可能产生煤层突出，还可能伴随大量沼气突出，造成煤和沼气突出事故。 ? 综上所述，生产中必须重视支承压力的作用和影响，在开采自然条件不能改变的情况下，从开采技术上，应尽量设法减轻支承压力集中程度，除上述措施外，还可采取加快工作面推进速度，减少顶板悬露时间；缩小控顶距，减小支承压力。 ? 二、工作面初次来压

? 当工作面从切割眼向前推进，顶板悬露面积随之扩大，直接顶垮落充填采空区，基本顶仍完整地支承在两帮煤壁上，形成双支板梁构件。当板梁垮度随着工作面推进增大到一定的范围，由于基本顶的自重和上覆岩层的作用下，使基本顶断裂垮落。这时，工作面已不再处于基本顶掩护之下，顶板迅速下沉而破碎，通常把基本顶第一次大面积垮落称为初次垮落。由于基本顶初次垮落，使工作面压力增大，故称为初次来压。初次来压对工作面影响一般持续2d～3d。基本顶初次垮落时，工作面距切割煤壁的距离L1称为初次垮落步距或初次来压步距。L1值与基本顶岩性、厚度以及地质构造等因素有关，一般为20m～35m，少数达50m～70m。

? 初次来压的特点是：

? 工作面顶板下沉量和下沉速度急增，甚至出现台阶式下沉；顶板破碎；甚至出现也煤壁平行的裂隙，有时发出巨大的断裂声；支架受力增加，采空区掉块；煤壁严重片帮。

? 初次来压时，工作面要采取措施，如沿放顶线加强支护（增设排柱、木垛、斜撑、抬棚）、强制放落顶板等。 ? 三、周期来压

? 基本顶初次垮落后，工作面暂时免除了基本顶下沉的影响，支架受力减轻，基本顶由双支板梁变为悬臂梁。上覆岩层的重量主要由基本老顶悬臂梁直接传给煤壁，部分由垮落的矸石承担。

? 当工作面推进到一定的距离，基本顶悬臂在自重和上覆岩层的作用下，又会产生断裂垮落，这时同样会给工作面带来增压现象。当工作面再继续推进，这部分垮落的基本顶被甩入采空区，工作面又处于基本顶悬梁掩护之下，恢复到前述的状态。继工作面的推进，基本顶的垮落与工作面增压现象重复出现。这种垮落与来压随工作面推进而周期性的出现，称为基本顶周期垮落和周期来压。两次周期来压之间的距离称为周期垮落（来压）步距。周期垮落步距同样与基本顶岩性有关，一般为6m～30m，多数为10m～15m。

? 由于周期来压前，基本顶呈悬梁状态，而初次来压前，基本顶呈双支板梁状态。因此，在工作面内，周期来压步距小于初次来压步距，它们的关系大致为： L2=（1/2～1/4）L1 ? 周期来压特点与初次来压类似。

四、顶板下沉

? 在工作面推进过程中，采空区不断扩大，上覆岩层移动下沉而破坏，根据破坏的特征，上覆岩层沿竖直方向自下而上可分为三带：冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。在这三带中，冒落带和裂隙带直接关系到工作面的顶板管理，弯曲下沉带对工作面没有多大影响。 （一）冒落带

? 易冒落的直接顶，不规则垮落，碎胀的岩块将填满采空区，形成冒落带，支撑老顶。当松软岩层很厚时，冒落的高度可视为直接顶的厚度。当直接顶厚度不大，冒落的岩块填不满采空区，老顶悬空，这种情况下，老顶也将发生部分垮落，使工作面压力增加。

? 根据采高（煤层厚度）M，可按下式估算直接顶的冒落厚度： h =

?

? 式中

? h—直接顶的冒落厚度（m）； ? M—采高（煤层高度）（m）； ? k—顶板岩层碎胀系数（一般为1.3～1.5）。

（二）裂隙带

? 位于冒落带之上的老顶岩层，总是一端支承在煤壁上，另一端支承在采空区的碎石充填堆上。在上覆岩层的压力作用下，冒落的岩块逐渐压实。因此，上覆岩层也随之逐步弯曲下沉，成段拆断或产生许多裂隙，但不冒落仍整齐排列，形成裂隙带。其厚度根据实测一般为采高（煤层厚度）的7～17倍左右。

? 由于裂隙带内岩层的性质和厚度不一致，所以各层的弯曲下沉量不同，这样必然产生离层现象。如直接顶比较厚，没有全部跨落，而直接顶的强度一般又小于老顶强度，因此，在直接顶与老顶之间也会产生离层。

? 离层现象，往往可能产生冲击地压，引起工作面切顶、折断支架，造成重大事故。

? 裂隙带岩层在水平方向上又可划分为三个区

? A区：从工作面前方30、40 m开始到工作面后方2~4m，该区内顶板变形特点是水平位移剧烈，垂直位移微小，甚至有些情况下，顶板还会有上升现象。显然是由于工作面煤壁支撑使顶板呈张拉变形的结果，所以称煤壁支撑区。

? B区：从工作面后方2~4m至30 m左右，顶板剧烈下沉破断，且各岩层下沉速度由下向上逐渐减小，层与层之间产生离层，称为离层区。

? C区：工作面后方30 m以远，已断裂的岩块又重新受到采空区冒落矸石的支撑，由下向上各岩层的下沉速度逐渐增大，层间进人相互压实的过程称重新压实区。

? 由此可见，A区和C区的岩层分别为煤壁（刚性体）和矸石（柔性体）所支撑，B区的岩层则离层悬空，说明工作面的覆岩中存在着某种“结构” 使之实现平衡，而工作面在这种“结构”保护下完成采煤作业过程。

mk?1? 工作面支架的任务，就是有效地控制矿山压力并尽可能使其上覆岩层不离层，尤其是直接顶不离层。为此，要求支架有足够的支撑力（工作阻力）和一定的可缩性。支撑力大，可减少上覆岩层下沉量，从而减少离层的可能性，但是支撑力再大，也不可能避免上履岩层的挠曲下沉。因此，要求支架有一定的可缩量，否则支架会被压断。

? 为避免支架折断而产生离层，要求支架可缩量与顶板下沉量一致。 (三)弯曲下沉带

? 裂隙带上方直到地表的岩层为弯曲下沉带，这部分岩层不产生裂隙或仅产生极微小的裂隙，并在采空区上方的地面形成一个比开采范围大的空间。 第三节 工作面支架的结构、性能和选择

? 为了保证回采空间的安全，对工作面显现的矿山压力，必须有效地控制。工作面支架就是控制矿压的一种结构物。 ? 按支架的组合形式，工作面支架可分为两类： 单体支架和液压自移式支架。 一、单体支架

? 单体支架是指，由单体支柱与横梁或柱帽组成的支架。前者称为悬臂支架或棚子支架；后者称为带帽顶柱（点柱）。常用的支柱有：木支柱、刚性金属支柱、摩擦式金属支柱、液压支柱。常用的横（顶）梁有：木顶梁和金属顶梁。

? 木支柱的工作性能差、利用率低、消耗量大、且资源有限，因此使用很少。 ? 刚性金属支柱是由钢管或钢轨加工制成，本身无缩性，工作时顶部的木质柱帽，具有较小的可缩性。一般只适用于极薄煤层，或顶板下沉量极小且煤层厚度变化不大的薄煤层。

? 摩擦式金属支柱有两种：急增阻式的HZJA型；微增阻式HZWA型。 ? 液压支柱是利用高压油或乳化液来升柱支撑顶板。高压油（乳化液）由外部泵站供给，也可把油事先注入支柱内，再靠支柱本身内的油泵加压为高压油。前者称为外注式支柱；后者称为内注式支柱。

? 升柱架设支柱时，液压支柱的初撑力可达7t～11t。当顶板下沉压缩下沿腔内的油时，支柱的工作阻力急增到额定工作阻力，此时，支柱有微小的压缩，如顶板继续下沉。当下油腔内的油压大于支柱的额定工作阻力时，安全阀打开，油外泄。活柱下缩。工作阻力略有下降，油压也随之下降，安全阀又重新交替启闭。这样，保证支柱工作阻力基本恒定，同时又能随顶板下沉而下缩，这种支柱又称为恒阻式支柱，它的特性曲线如图所示。 ? 单体液压支柱适用于倾角小于25°的缓斜或近水平煤层，当采取可靠的安全措施时，可在25～35°的倾斜煤层中使用，也可用煤层底板比较坚硬，抗压强度一般应大于20MPa的非炮采工作面。

? 单体液压支柱应与铰接顶梁配套使用，不能与木顶梁配套使用。

? 顶梁中使用最多的是金属铰接顶梁。顶梁一般利用15kg/m，18kg/m，24kg/m的矿用钢轨制成。 二、自移式液压支架（液压支架）

? 为了解决支护与落煤不相适应的情况，必须实行支护工作机械化。自移式液压支架就是一种维护回采空间的机械化支护设备。它以高压液体为动力，使支护顶板、移架、切顶、推移输送机等工序一起完成。

? 实践表明：液压支架具有支护性能好、强度高、移设速度快、安全可靠等

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优点。它与可弯曲输送机和采煤机为配合使用，就组成了回采工作面的综合机械化设备，实现了综合机械化采煤。 目前国产的液压支架类型有：BZZC型、TZ型、WKM—400型、DM—400型、ZYZ型、ZY型等。

按液压支架与围岩的相互作用，可分为：支撑式、掩护式、支撑掩护式三种。

（一）支撑式液压支架

? 这种液压支架是最早的一种类型，应用仍较广泛。按其构造与动作的不同，有垛式和节式两种。

? 垛式液压支架的外形和作用好象木垛一样，矿称为垛式液压支架。它由顶梁1、立柱2、挡矸帘3、底座箱4、推移千斤顶5、操作控制装置等组成。

? 垛式液压支架工作阻力大，侧向稳定性和切顶性能好，工作空间较大，易满足通风要求；但由于顶梁比较宽长，移加时顶板悬露面积较大，在直接顶破碎的条件下使用是困难的。

? 节式液压支架由前后立柱、顶梁、底座组成一个框节。通常由两个框节组成一架节式支架，有时也可由三节或更多框节组成，故称为节式液压支架。各框节之间有一定的连接，移架时，主、副架互为支点，交错前移。与垛式比较，结构较灵巧、重量较轻、移架时顶板悬露面积较小、对顶板适应性较好；但结构复杂、稳定性差、维护费高。一般适用于中硬或较松软的顶板，厚度为0.6m～3.2m的煤层。

（二）掩护式液压支架

? 这种支架一般由顶梁、掩护梁、底座、立柱、连杆、推移和操纵装置等组成。这种支架的顶梁较短，掩护梁较长，其上、下端分别与顶梁和底座铰接，而立柱一般是支承在掩护梁与底座之间，承受掩护梁上的矸石，故称为掩护式支架。

? 这种支架防护性能好，尤其是破碎顶板情况下更为突出。但支撑力较小；切顶性能较差；工作空间较小，不利于操作和通风。

（三）支撑掩护式液压支架

? 实质上就是支撑式和掩护式的组合型支架。这以支撑为主，同时又有掩护作用，故称为支撑掩护式支架。它由较长的顶梁、较短的掩护梁、四根立柱组成。

（四）液压支架的选型

影响液压支架选型的主要因素是：地质条件（顶板的稳定性、岩性、厚度）；底板的稳定性；煤的厚度（采高）、倾角、地质构造、沼气含量和技术经济条件。

如顶板不稳定，起伏不平，支架的整体顶梁不能有效地支撑顶板，这时就应选用铰接顶梁支架。

根据顶板岩性的不同，可采用支撑式、掩护式、支撑掩护式。 因为支架主要是支撑直接顶的重量，所以支架的工作阻力，决定于直接顶的岩性、厚度（重量）。因此，一般要求支架的工作阻力大于或等于4～6倍采高的直接顶的重量；支架的初撑力一般要求为工作阻力的20%～40%。为了避免顶板过早下沉，要求支架的初撑力大些为好，新型支架的

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