采礦工程畢業(yè)論文--薄煤層高產高效綜采技術研究

1、<p>　　薄煤層高產高效綜采技術研究</p><p>　　摘要：XX煤礦位于萊蕪煤田東部，第15層煤為本井田主可采煤層之一，煤厚0.72～1.35m，平均1.05m，含夾石0～2層，夾石厚度0.1～0.2m，平均0.15m，為復雜煤層。頂板為灰色到深灰色粉砂巖或粉細砂巖互層，穩(wěn)定性較差。老頂為淺灰色中砂巖，鈣質膠結，堅硬不易冒落。</p><p>　　為了改善勞動環(huán)境，做到高效

2、、安全的生產，本文針對31503東工作面進行了采煤方法改革的研究，由普采改為綜采生產，并進行了礦壓觀測，得出了其顯現規(guī)律，為指導同等條件下的薄煤層開采工作提供了科學依據。</p><p>　　論文的最后對綜采與普采的經濟效益進行了對比分析，提出了工作面安全生產技術措施，以期指導薄煤層高產高效綜采在煤礦開采工作中的實際應用。</p><p>　　關鍵詞：薄煤層, 高產高效, 礦壓, 綜采&l

3、t;/p><p><b>　　目錄</b></p><p>　　1 課題的提出1</p><p>　　1.1 薄煤層綜采現狀1</p><p>　　1.2 研究的目的和意義2</p><p>　　1.3 研究的理論依據3</p><p>　　2 薄煤層開采工藝

4、研究6</p><p>　　2.1 開采技術條件6</p><p>　　2.2 薄煤層綜采適應性分析8</p><p>　　2.3 31503東工作面巷道布置及支護設計15</p><p>　　2.4 采煤方法20</p><p>　　2.5 主要生產系統(tǒng)21</p><p&g

5、t;　　3 綜采工作面礦壓顯現規(guī)律23</p><p>　　3.1 礦壓觀測的目的和內容23</p><p>　　3.2 礦壓觀測分析24</p><p>　　3.3 礦壓觀測結論34</p><p>　　4 薄煤層綜采工作面效益分析35</p><p>　　4.1 掘進及回采成本35</

6、p><p>　　4.2 材料成本分析37</p><p>　　4.3 其他成本分析39</p><p>　　5 主要技術措施41</p><p>　　5.1 工作面頂板管理41</p><p>　　5.2 工作面防倒防滑措施41</p><p>　　5.3 工作面防火43&l

7、t;/p><p>　　6 結論與建議44</p><p><b>　　1 課題的提出</b></p><p>　　1.1 薄煤層綜采現狀</p><p>　　我國薄煤層可采儲量為61.5億t，約占煤層總可采儲量的19%，其中0.8～1.3m的緩傾斜薄煤層占73.4%。中硬以下的薄煤層層數占總層數的64.59%，總的來

8、說，我國0.8～1.3m的中硬以下的薄煤層占大多數，這些煤層有條件實現機械化開采。據1985~1995年度煤礦機械化生產年度報告，1985年1.3m以下的薄煤層產量為3487萬t，占該年度回采總產量的12.29%，1995年下降到9.32%。緩傾斜薄和極薄煤層開采已經成為全局性的問題。綜觀全國形勢，薄煤層的開采越來越突出，已是一個急待解決的問題。</p><p>　　隨著對薄煤層高產高效綜采研究的深入，國內外學者

9、在這一領域取得了突出成就。近年來，國外主要產煤國家十分重視薄煤層和極薄煤層開采技術的改進。這種情況一方面說明薄煤層的開拓儲量大，另一方面也說明薄煤層的煤質好。出于技術上的需要，也是重視薄煤層開采的一個重要原因。例如，開采煤和瓦斯突出煤層時，薄煤層就是作為解放層被開采的。 目前，井工開采的薄煤層主要是厚度為0.9~1.2m緩傾斜煤層。</p><p>　　我國薄和極薄煤層開采技術研究主要集中在：</p>

10、<p>　　(1)提高薄和極薄煤層開發(fā)的機械化。我國自行研制和仿制的采煤機有10多個機型，但相對比較落后，應該積極研制開發(fā)強力、高效、高能、可靠的第三代采煤機。此外，還要研制大功率的薄煤層輸送機。</p><p>　　(2)薄煤層礦壓顯現相對緩和，在液壓支架有足夠的初撐力和工作阻力，足夠強度前提下，盡量減小頂梁，底座厚度，增加頂梁下人行道的尺寸，提高支架調高范圍，發(fā)展支架遠距離遙控操作，減小勞動強度

11、。</p><p>　　(3)提高我國的無人工作面采煤技術。無人工作面即工人不長時在工作面內跟機操作，而是在其他安全地點操縱和控制設備，完成工作面內回采工作。它是煤炭科學進步的方向之一，可以實現回采的安全，低耗，高效。 </p><p>　　1.2研究的目的和意義</p><p>　　我國薄煤層煤炭資源豐富且分布廣泛，可采儲量約6150Mt，占總可采儲量的20%。近

12、年來，由于薄煤層開采，工作面作業(yè)空間狹窄，工人勞動強度大，特別是煤層埋藏深，地質條件復雜，斷層多，礦壓大，造成薄煤層開采經濟效益低。同時，我國薄煤層開采工藝和技術裝備較為落后，致使大量薄煤層煤炭資源處于擱置狀態(tài)，縮短了礦井服務期限。特別是各礦區(qū)在投產初期從提高經濟效益出發(fā)，優(yōu)先開采中厚煤層和厚煤層，造成生產接續(xù)和資源平衡的矛盾日益突出。如何實現薄煤層安全高效、綜合機械化開采，提高煤炭資源的利用率，進行薄煤層綜采配套設備的研究與應用勢在必

13、行。</p><p>　　由于經濟效益差，開采該類煤層的綜采設備機械化水平普遍較低。配套設備主要分為下列2類：①配套國產液壓支架、刮板輸送機，采用國產薄煤層滾筒采煤機開采，如平頂山、邢臺、華鎣山等，工作面年產量一般在50多萬t，條件好的工作面一般也不超過100萬t；②配套國產液壓支架，采用進口刮板輸送機和刨煤機開采，如鐵法、西山、晉城等，工作面年產量一般也在150萬t左右。</p><p>

14、;　　國外開采同類煤層的綜采設備的類型和國內相似，也大多采用滾筒采煤機和刨煤機，但由于其工作面設計合理，配套設備生產能力大，工作面年產量一般都超過200萬t，有些甚至超過了300萬t。</p><p>　　目前，開采中厚偏薄煤層的綜采設備的發(fā)展趨勢主要有：簡化生產系統(tǒng)，減少中間環(huán)節(jié)，加大工作面尺寸，提高設備的生產能力和可靠性，提高工作面的自動化水平。</p><p>　　31503東工作面

15、是XX煤礦315采區(qū)的首采工作面，綜采工作面的推進速度明顯快于普采工作面，采場頂板運動將呈現新的規(guī)律，對超前巷道的影響也將發(fā)生較大變化。</p><p>　　本篇論文主要通過研究該煤礦薄煤層綜采技術，結合國外在薄煤層開采方面取得的成果，提出合理的薄煤層高產高效開采工藝技術，解決工作面主要設備配套問題，探討薄煤層綜采面礦壓顯現規(guī)律和巷道支護技術，對改善工作環(huán)境，減少工人勞動強度，提高薄煤層采出率，具有重要的指導意義

16、。</p><p>　　1.3研究的理論依據</p><p>　　自采用長壁開采技術以來，回采工作面的頂板控制一直是采礦學科研究的核心問題之一。20世紀60年代至80年代初，出現了很多采場頂板結構的假說和理論，每種假說都以不同方式回答了上覆巖層結構的形式問題。在這其中有前蘇聯工程師Ф.許普魯特提出的壓力拱假說；前蘇聯學者T.H.庫茨涅佐夫提出的鉸接巖塊學說。</p><

17、p>　　我國有錢鳴高院士在鉸接巖快學說和預成裂隙梁假說的基礎上，提出的上覆巖層開采后呈砌體梁式平衡的結構力學模型，以及宋振騏院士提出的以巖層運動為中心的礦壓理論。在進入20世紀90年代后，國內外學者對綜放采場的巖層活動及礦山壓力顯現特點進行了研究，取得了一些較為一致的認識。即礦山壓力的存在是客觀的、絕對的，它存在于采動空間的周圍巖體中。但礦山壓力顯現則是相對的、有條件的。</p><p>　　壓力顯現強烈的

18、部位不一定是壓力高峰的位置。就某一點而言，壓力顯現的變化幅度與該點壓力大小的增減幅度是相關的、對應的，但不一定成正比。</p><p>　　影響支承壓力參數的因素很多，主要有與開采深度有關的原巖應力、采空區(qū)的形狀和尺寸、采空區(qū)上覆巖層的性質及動態(tài)、煤柱的強度及其周圍采動狀況以及煤層的開采厚度等。這些因素的不同使支承壓力參數的變化范圍很大，支承壓力參數主要由現場實測取得。</p><p>　

19、　研究證明，對應不同的開采深度和煤層強度條件，采場周圍煤層上支撐壓力分布可能有以下三種情況：</p><p>　　(1)單一的彈性分布</p><p>　　這種分布的特點是壓力高峰在煤層邊緣，隨與煤壁距離增加按負指數曲線規(guī)律遞減，在從煤壁開始的整個分布范圍內，煤層都處于彈性壓縮狀態(tài)。此時，由于煤層邊緣未遭破壞，覆蓋巖層保持了較高的接觸應力，很難沿層面剪切滑移，這就決定了采場上覆巖梁間的離層

20、不可能深入到煤壁前方。因此，各巖梁的斷裂只能在煤壁處發(fā)生，而且在巖梁斷裂時，煤壁前方的巷道中除了可能觀測到頂板反彈現象之外，將看不到頂底板移近等明顯的壓力顯現。</p><p>　　(2)塑性破壞區(qū)的分布</p><p>　　該分布由塑性區(qū)及彈性區(qū)兩個部分構成。其中彈性區(qū)煤層處于彈性變形狀態(tài)，其壓力分布是一個高峰在彈塑性交界處并向縱深發(fā)展逐漸下降至原始應力值的曲線，各部位壓力與該處煤層的壓

21、縮成正比。相反，塑性區(qū)煤層已遭破壞。顯然，進入該狀態(tài)的煤層，如果沒有水平應力的約束，其變形都將會繼續(xù)發(fā)展。因此，足夠的水平應力是該部位煤層在一定壓力下能保持穩(wěn)定的條件。正因為塑性區(qū)煤層承載能力大幅下降，而且處于極不穩(wěn)定的狀態(tài)，所以無法阻止上覆巖梁彎曲沉降及巖梁間接觸應力消失。這種狀態(tài)為各巖梁間的層面剪切破壞和深入煤壁前方斷裂創(chuàng)造了條件。</p><p>　　(3)內應力場的分布</p><p&

22、gt;　　這種分布的主要特點是巖梁深入塑性區(qū)斷裂，原來完整的應力場以巖梁斷裂線為界，明顯地分為兩個部分。一部分是由運動著的巖梁重量所決定的內應力場，另一部分是與上覆巖層總體重量相聯系的外應力場，包括新擴展的塑性區(qū)及彈性區(qū)兩部分。</p><p>　　2薄煤層開采工藝研究</p><p><b>　　2.1開采技術條件</b></p><p>&

23、lt;b>　　2.1.1礦井概況</b></p><p>　　XX煤礦位于萊蕪煤田東部，屬華北石炭二疊系含煤地層，包括中石炭系本溪組，上石炭系太原組，下二疊系山西組。煤系基盤為奧陶系石灰?guī)r。含煤地層總厚度300m左右，共含煤19層，含煤總厚度12m左右。其中2、4、7、9、11、15、19層為可采煤層。礦井采用斜井綜合開拓，走向長壁后退式采煤，冒落法管理頂板，共分3個水平，其中第一水平(

24、7;0水平)，第二水平（-180m水平），現已結束?，F開采水平為第三水平（-400m水平）最大采深達到810m，礦井采用炮采、炮掘和高檔普采、綜掘。目前生產能力60萬t/a，2003年生產原煤58.6萬t。</p><p>　　2.1.2煤層賦存條件</p><p><b>　　(1)煤層賦存條件</b></p><p>　　工作面的整體構造形

25、態(tài)為單斜，但其間有發(fā)育小規(guī)模的向斜和背斜。走向自西部的75°到東部的115°。傾向自西部的15°到東部的25°。每煤層傾角總體上呈西緩東陡之勢，西部最小傾角15°，東部最大傾角25°，平均20°。煤層的厚度變化范圍為0.72m～1.3m（逆斷層重復及煤15與煤16合層除外），平均1.05m。煤層厚度的變化對對綜采有一定影響。該段煤層可采指數為0.95，變異系數24.3

26、%，屬賦存較穩(wěn)定、結構復雜的薄煤層。</p><p><b>　　(2)地質構造情況</b></p><p>　　本面位于F付1與F秦1之間，總體構造形態(tài)為單斜構造，局部有較寬緩的褶曲，構造比較復雜，現階段共揭露落差大于0.5m的斷層21條，具體見附表。局部發(fā)育煤層變薄帶。斷層附近的頂板破碎，對回采有一定影響。經巷道實際揭露，未發(fā)現巖漿巖侵入體、陷落柱等。因此，從總體

27、上來看，該面的地質條件屬于較復雜型。具體見表2.1。</p><p>　　表2.1 斷層產狀要素表</p><p><b>　　(3)水文地質情況</b></p><p>　　該區(qū)水文地質條件簡單，直接充水含水層為煤15基本頂中砂巖，富水性弱，在斷層破碎帶及采空區(qū)冒落帶出現一定量淋水，根據同煤層工作面開

28、采情況分析，不會影響正常生產。工作面附近無其它水害威脅。 </p><p><b>　　(4)儲量情況</b></p><p>　　31503工作面儲量計算范圍：東至31503東切眼；西到315上山保護煤柱線；上至31503東上巷；下到31503東下巷。走向長840m，傾斜寬160m，煤厚1.2m，平均傾角20°，容重1.33t/m3，工業(yè)儲量22萬t，可采

29、儲量21.56萬t。</p><p>　　2.1.3瓦斯、煤塵和煤的自燃</p><p>　　XX煤礦自1985年以來瓦斯相對涌出量最高為3.5m3/t?d（87年），CO2相對涌出量最高為8.58m3/td（93年），均不大于10m3/t?d，應屬低瓦斯礦井。礦井第二次延深勘探對第2、7、15煤層進行了煤塵爆炸試驗，各煤層均有煤塵爆炸危險性。礦井為自燃礦井，但無自燃發(fā)火史。</p&

30、gt;<p><b>　　2.1.4地溫</b></p><p>　　常溫帶一般在孔深40～60m，溫度16℃左右。地溫梯度煤系地層為1.9℃/100m，煤系上覆地層為1.2℃/100m，均小于3℃/100m，為地溫正常區(qū)。原始巖溫為31℃的點屬地溫正常背景下的一級高溫區(qū)。</p><p>　　2.2薄煤層綜采適應性分析</p><p

31、>　　2.2.1采煤方法改革的必要性</p><p>　　(1)當前采煤方法存在的問題</p><p>　　15煤層厚度0.72～1.35m，平均厚度1.05m，中部夾矸厚度0.15m，采高1.20m，傾角10～25°，煤層硬度f =1.5。煤層屬賦存穩(wěn)定，結構復雜的薄煤層。</p><p>　　目前該煤層均采用走向長壁后退式采煤方法。機采落煤，采高

32、1.20m，采用單體液壓支柱和鉸接頂梁支護。最大控頂距4.5m，最小控頂距3.5m，見四回一，見附圖2.1。</p><p><b>　　1200</b></p><p>　　1500 1000 1000 1000</p><p><b>　　4500</b></p><p>

33、;　　圖2.1高檔普采工作面最大控頂支護圖</p><p>　　工作面長度一般在120～150m之間。工作面循環(huán)作業(yè)方式均采用三班生產，邊采邊準，沒有專門的檢修班，設備檢修在生產班中利用支柱、回柱放頂時間進行。循環(huán)進尺1.0m，日進3.0m，工作面出勤人數150人左右，月產1.8萬t，直接工效4t/工左右，產量低、用人多、效率低。</p><p>　　目前綜采已成為我國實現高產高效的重要途

34、徑，綜采工作面年產量大多在80萬t以上。XX煤礦15層煤的采煤方法雖然由原來的炮采改進為機采并且在巷道布置、兩巷支護、工作面布置方式等方面做了一些改進，但存在著以下嚴重問題：</p><p>　　①工作面材料消耗大，工人勞動強度高，生產效率低，生產成本高，礦井經濟效益較差。</p><p>　?、诠ぷ髅嫱七M速度慢，工作面支護難度大，工作面及上、下平巷受壓力影響范圍大，上下平巷維護量大。&l

35、t;/p><p>　?、酃ぷ髅娴装鍨檐浀祝е鯎瘟Φ停е@底量大，造成頂板下沉量大，而且回柱困難，嚴重危脅采煤工作面的安全。</p><p>　?、艿V井全員效率低，生產成本高，安全條件差等一系列問題日益突出。</p><p>　　在目前隨礦井的開采，15層煤將作為主采煤層的情況下，由于采煤方法限制，礦井無法實現減員提效、集中生產、提高產量降低生產成本的目標，在市場經

36、濟條件下礦井缺乏競爭力。因此，為確保XX煤礦實現安全高效開采，急需對XX煤礦15層煤采煤方法進行改革。</p><p>　　(2)XX煤礦15煤層合理采煤方法</p><p>　　目前國內在中厚煤層中實現高產高效的開采方法主要是大采高綜采。而在薄煤層工作面實施綜采尚屬首次。</p><p>　　薄煤層綜采可以有效地保證安全生產，加快工作面推進速度，提高單產，與高檔普

37、采相比，綜采具有以下技術優(yōu)勢：</p><p>　?、夙敯蹇刂茊栴}減少，綜采初撐力高，移架方便，能快速有效地支護機道頂板，減少空頂時間，減少冒頂事故。</p><p>　?、诰C采支護回撤采用快速移架方式，減少了高檔普采工作面人工回撤柱梁鞋工序，有力地保證了安全生產。</p><p>　?、劢档蛧嵜撼杀荆岣吖ぷ髅嫔a效益，由于綜采實行全封閉支護，免去了塑料網護頂費用

38、；綜采支架底座面積大，減少了因支柱鉆底穿鞋費用；減少了底板特別松軟處鋪大木鞋以及頂板冒頂穿頂造成的坑木消耗；生產噸煤成本大幅度降低。</p><p>　?、艽龠M我礦“雙高”礦井建設。薄煤層綜采工作面年產可以達到37.8萬t以上，實際用人控制在100人以下，直接工效11.7t/工，促進我礦向高產高效Ⅱ類礦井發(fā)展。</p><p>　?、萃七M速度快，可減小礦壓對底板的破壞，避免了支柱鉆底造成支

39、護材料的丟失浪費，增加了礦井效益。</p><p>　?、抻欣谠O備的維護與保養(yǎng)，延長設備使用壽命，綜采可以實現集中時間生產和集中時間檢修。</p><p>　　2.2.2 15煤層綜采適應性分析</p><p><b>　　(1)煤層賦存</b></p><p>　　煤層厚0.72～1.35m，平均1.05m，含夾石

40、0～2層，夾石厚度0.1～0.2m，平均0.15m，為復雜煤層，一般由夾石將煤層分為上下兩個分層，上分層厚0.25m左右，下分層厚0.8m左右。煤層平均傾角20°，斷層多地質構造復雜。</p><p>　　(2)頂底板分級分類情況</p><p>　　直接頂為灰色到深灰色粉砂巖或粉細砂巖互層，厚度平均6m，斷口較粗糙，層理節(jié)理較發(fā)育，穩(wěn)定性較差，含植物化石及層狀黃鐵礦，其中煤層上

41、方偽頂厚度0.2m左右，隨采隨冒，15層煤直接頂初次跨落步距為8.3m，直接頂類別Ⅰb，f =4，單向抗壓強度為27MPa.。基本頂為淺灰色中砂巖，厚度平均16m，鈣質膠結，堅硬不易冒落，f=5，基本頂初次來壓步距為21m，屬于Ⅰ級來壓不明顯頂板。直接底板為1m左右粉砂巖，深灰色，易碎，含有大量的植物化石，底板比壓15.6MPa，f =3，屬Ⅲa類軟底。其底部為煤16，厚度0.5m左右，f＝1.5。</p><p&g

42、t;　　(3)綜采安全性分析</p><p>　　①影響綜采安全的主要因素</p><p>　　a.瓦斯、煤塵具有爆炸性，是影響綜采安全的主要因素之一。</p><p>　　b.煤層傾角大。XX煤礦15煤層傾角15~25°(個別受斷層影響的塊段最大達到30°)，在大傾角工作面，設備在重力作用下，存在下滑和失穩(wěn)現象，影響工作面的正常生產和頂板支護，

43、甚至出現倒架、冒頂等危險。</p><p>　　c.煤層采高只有1.20m，操作空間小，不利于人員安全操作和躲避災害。</p><p>　　②綜采工作面瓦斯治理技術</p><p>　　綜采工作面的實際需風量主要根據工作面瓦斯涌出量，并兼顧工作面氣溫、風速和同時工作人數等工作面環(huán)境條件進行計算。</p><p>　　經風量計算、風速驗算后，3

44、1503東工作面風量取335m3/min。當工作面供風量達到335m3/min時，不僅可滿足防瓦斯要求，而且可保證工作面氣溫對風速的要求。</p><p>　　另外，還需在綜采工作面設置瓦斯自動報警斷電儀和安全監(jiān)測系統(tǒng)，對綜采工作面的瓦斯進行監(jiān)測并及時分析。斷電范圍：工作面及其回風巷內全部非本質安全型電器設備。</p><p>　?、劬C采工作面防滅火技術</p><p&

45、gt;　　a.選擇工作面適宜的供風量及合理穩(wěn)定的通風系統(tǒng)</p><p>　　對于低瓦斯礦井，在確保人員呼吸、設備冷卻及創(chuàng)造較好生產環(huán)境的前提下，風量計算中各參數取下限以減少工作面兩端風壓差。</p><p>　　合理穩(wěn)定的通風系統(tǒng)是保證工作面定量供風的前提條件，選擇通風構筑物的位置要合理有效；所有影響到綜采面通風系統(tǒng)穩(wěn)定的風門都要安設閉鎖裝置，確保2扇風門不得同時敞開。</p>

46、;<p>　　b.保持工作面快速推進</p><p>　　采煤工作面的快速推進不僅是一個效益問題，而且是一項極其重要的防火措施，是保持工作面采空區(qū)較低自燃幾率的根本問題。為確保實現安全生產，需采取以下措施：保證綜采工作面日推進度4.0m以上；工作面開采結束后及時封閉采空區(qū)；浮煤清理干凈，防止采空區(qū)浮煤自燃。</p><p>　　④綜采工作面煤塵治理技術</p>

47、<p>　　煤礦粉塵的危害是眾所周知的，粉塵不僅使長期處于該環(huán)境下工作的工人患職業(yè)（矽）肺病，還會發(fā)生爆炸，對工人及礦井的安全造成極大的威脅。必須對綜采工作面采用綜合防塵措施：建立綜采工作面獨立的防塵（降塵）系統(tǒng)，降低綜采工作面開采過程中煤塵濃度；對綜采工作面超前高壓注水；采煤機司機、移架工佩戴防塵口罩，搞好個體防塵；工作面進、回風巷每天用水沖刷一次，保證無煤塵沉積。</p><p><b>

48、　　⑤防治水安全措施</b></p><p>　　突水前安全措施：工作面上下兩巷水溝保持暢通，無淤泥、積水及臟雜物堆積；下巷有積水時，必須安泵排干；該面水文地質條件簡單，雖不會影響生產，但隨工作面推進，老空水流入該面下巷，因此面下巷應有一臺備用排水泵；要保持工作面下部超前開采5m，實現仰采，出現淋水后，可盡量減少進入工作面的水量；工作面開采過程中，必須堅持有疑必探的原則。</p>&l

49、t;p>　　2.2.3綜采設備選型</p><p>　　(1)工作面割煤高度、采煤機截深及日循環(huán)數</p><p>　　按照工作面實現高產高效的原則，XX礦15層煤綜采工作面采煤機截深愈大愈有利，但由于煤層傾角大，工作面設備下滑及支架歪斜在實際生產中不可避免。為了調整支架，支架重量不可太大，在支護強度滿足的情況下，支架移架步距選擇較小為宜；另外受礦井配采限制，綜采工作面生產能力不宜大

50、于40萬t。因此，選擇采煤機截深為0.63m，月產3萬t左右。</p><p>　　由于XX礦的綜采首采工作面已經限定平均長度160m左右，因此，只能按工作面的日最小循環(huán)數驗證工作面長度是否滿足要求。工作面日循環(huán)數可按下式計算：</p><p><b>　　(2.1)</b></p><p>　　對于首采31503東綜采工作面，要求工作面日完成

51、7個循環(huán)，即采煤機割煤7刀。</p><p><b>　　(2)設備選型</b></p><p><b>　?、俨擅簷C</b></p><p>　　采煤機應根據煤層厚度、煤的力學性質以及煤層傾角、頂底板性質對采煤機的影響來選擇，如前所述，31503東工作面煤層厚度為0.72～1.30m，平均厚度為1.05m，煤層含有夾矸0

52、.15m，屬硬煤；煤層傾角平均為20°；直接頂為灰色到深灰色粉砂巖或粉細砂巖互層，厚度6m，斷口較粗糙，層理節(jié)理較發(fā)育，穩(wěn)定性較差，含植物化石及層狀黃鐵礦，其中煤層上方偽頂厚度0.2m左右，隨采隨冒，f=3~4?；卷敒闇\灰色中砂巖，厚度為16m，矽質膠結，堅硬不易冒落，f =5，弱含水；直接底板為深灰色1m左右粉砂巖，易碎，含有大量的植物化石，f =3，屬Ⅲa類軟底。其底部為煤16，厚度0.5m左右f＝1.5。</p&

53、gt;<p>　　根據上述條件，采煤機可選用MG132/300-WB型雙滾筒無鏈液壓牽引采煤機，其主要技術特征如下表2.2。</p><p>　　表2.2 采煤機技術特征表</p><p><b>　?、诠伟遢斔蜋C</b></p><p>　　按照輸送機應滿足的生產能力和采煤機型號，可選用西

54、北奔牛機械有限公司的SGZ-630/264-W型中單鏈刮板輸送機。具體技術特征見表2.3。</p><p>　　表2.3 刮班輸送機技術特征表</p><p><b>　　③液壓支架</b></p><p>　　綜采工作面支架架型是否與工作面煤層地質條件相適應，是綜采工作面安全生產的關鍵。主要考慮以下幾方面：

55、</p><p>　　a.15層煤傾角大，支架必須有防倒防滑機構；</p><p>　　b.采深大，煤層節(jié)理裂隙較發(fā)育，存在片幫、冒頂的可能性，需進行及時支護；</p><p>　　c.初期投資小，支架重量不易太重，考慮采用輕型支架。</p><p>　　根據綜采支架選型原則，采用掩護式輕型支架，支架適應高度1.1~1.5m。所以選用ZY26

56、00/09/20型液壓支架。</p><p><b>　　(4)其他設備選型</b></p><p>　　其他設備選型見表2.4。</p><p>　　表2.4 其他設備選型</p><p>　　2.3 31503東工作面巷道布置及支護設計</p><p&g

57、t;　　2.3.1工作面位置與毗鄰關系</p><p>　　進行綜采的首采面31503東工作面為擴大區(qū)三采區(qū)、15層煤東翼第三階段工作面，西部鄰近315運輸上山及315軌道上山，東部到邊界切眼，南部未開拓。</p><p>　　綜采工作面走向長760～900m，平均840m。平均傾斜寬160m。工作面下巷標高為-371.6～-359.4m，上巷頂板標高-302.7m～318.4m，工作面距

58、地表垂深512.7m～581.6m。</p><p>　　2.3.2工作面巷道布置及支護設計</p><p><b>　　(1)工作面切眼</b></p><p>　　工作面由東向西推采，開切眼位置在東邊界。由于東部邊界煤層受斷層影響，煤層變薄，因此，自斷層向西120m，由下平巷導26號點向上正傾斜布置切眼，切眼規(guī)格：5.5×2m2，

59、矩形斷面，坡度20°，長度160m。切眼采用樹脂加長錨桿配錨帶網錨固，并進行錨索補強；工作面切眼按3部分先后掘進，首先掘Ⅰ區(qū)，然后再由下向上分別掘進Ⅱ區(qū)和Ⅲ區(qū)。距西幫3m，沿傾斜方向每隔1m支設1棵戴帽單體液壓支柱，支柱時穿鐵鞋。工作面切眼支護斷面如圖2.2所示。</p><p>　　圖2.2 工作面切眼支護斷面圖</p><p><b>　?、夙敯逯ёo<

60、/b></p><p>　?、駞^(qū)：頂板采用錨帶網、錨索支護。錨索間距1.8m，排距3m，鋼帶長2.4m，錨桿間排距850×700mm。錨桿支護形式和規(guī)格：Φ20×2000 mm等強度全螺紋鋼錨桿。</p><p>　?、騾^(qū)和Ⅲ區(qū)：錨帶網支護，錨桿間排距850×700mm。</p><p>　　錨桿支護形式和規(guī)格：Φ20×

61、2000 mm等強度全螺紋鋼錨桿。</p><p>　　錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支MSK2850樹脂錨固劑，鉆孔直徑32mm，錨固長度1000mm。</p><p>　　錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與鉛垂線呈30°。</p><p>　　錨索：單根鋼絞線Φ15.24mm，長度6m，加長錨固，采用4支MSK2850</p>&l

62、t;p><b>　　樹脂錨固劑。</b></p><p><b>　?、趦蓭椭ёo</b></p><p>　　錨桿形式和規(guī)格：Φ18×1800 mm等強度螺紋鋼錨桿。</p><p>　　錨固方式：樹脂端部錨固，采用一支錨固劑。</p><p>　　錨桿角度：靠近頂板的巷幫錨桿安設角

63、度為與水平線呈20°，靠近底板的巷幫錨桿安設角度為30°。</p><p>　　錨桿布置：錨桿間排距1200×700mm，兩幫各布置2條錨桿。</p><p><b>　　(2)工作面上平巷</b></p><p>　　沿煤層頂板布置。按中線掘進，單軌布置。巷道斷面規(guī)格：凈寬×高（下幫）＝3.0×

64、;2.4m2。采用樹脂加長錨固，錨帶網支護。如回采期間有一定的底鼓量，可進行起底。上平巷為回風、行人及輔助運輸，布置梭車。見圖2.3。</p><p><b>　　①頂板支護</b></p><p>　　錨桿形式和規(guī)格：Φ20×2000mm全螺紋鋼等強錨桿。</p><p>　　錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支樹脂錨固劑，鉆孔直徑32

65、mm，錨固長度1000mm。</p><p>　　錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與鉛垂線呈30°。</p><p>　　錨桿布置：錨桿間排距850×1100mm，每排長鋼帶之間布置錨桿安裝2m短鋼帶。</p><p><b>　?、谙飵椭ёo</b></p><p>　　錨桿形式和規(guī)格：Φ18&

66、#215;1800mm等強度螺紋鋼錨桿。</p><p>　　錨固方式：樹脂端部錨固，采用1支MSK2850樹脂錨固劑，鉆孔直徑32mm。 </p><p>　　錨桿角度：靠近頂板的巷幫錨桿安設角度為與水平線呈20°，靠近底板的錨桿呈30°。</p><p>　　錨桿布置：錨桿間排距1000×1100mm。</p><

67、;p>　　圖2.3 工作面上平巷支護及設備布置圖</p><p><b>　　(3)工作面下平巷</b></p><p>　　沿煤層頂板布置，按中線掘進。巷道斷面規(guī)格：梯形斷面，凈寬?×高(下幫)＝3000×2400mm2。采用錨帶網支護，用于煤炭運輸與進風。見圖2.4。</p><p>　　圖2.4 工作面下平巷支護

68、及設備布置圖</p><p><b>　?、夙敯逯ёo</b></p><p>　　錨桿形式和規(guī)格：Φ20×2000mm等強度螺紋鋼錨桿。</p><p>　　錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支錨固劑，鉆孔直徑32mm，錨固長度1000mm。</p><p>　　錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與鉛垂線呈30

69、°。</p><p>　　錨桿布置：錨桿間排距850×1100mm，每排長鋼帶之間布置錨桿安裝2m短鋼帶。</p><p><b>　　②巷幫支護</b></p><p>　　錨桿形式和規(guī)格：Φ18×1800mm等強度螺紋鋼錨桿。</p><p>　　錨固方式：樹脂端部錨固，采用1支錨固劑

70、，鉆孔直徑32mm。 </p><p>　　錨桿角度：靠近頂板的巷幫錨桿安設角度為與水平線呈20°，靠近底板的錨桿呈30°。</p><p>　　錨桿布置：錨桿間排距1000×1100mm。</p><p><b>　　2.4采煤方法</b></p><p><b>　　2.4.1

71、采煤方法</b></p><p>　　工作面采用走向長壁后退式開采法開采。煤層平均采高1.2m，最大1.35m；循環(huán)進度0.6m。</p><p><b>　　2.4.2采煤工藝</b></p><p>　　采煤機采用斜切進刀方式，雙向割煤，由上往下割煤，上行掃浮煤，液壓支架及時支護頂板。工作面采用端部斜切進刀雙向割煤，工藝過程為：

72、</p><p>　　采煤機上端頭斜切進刀→正常下行割煤→移架→推移斜切進刀段輸送機→采煤機下頭反刀上行掃浮煤→跟機移架推輸送機→上端頭斜切進刀。</p><p>　　具體進刀方式見圖2.5。</p><p><b>　　(1)落煤方式</b></p><p>　　采用MG132/300-WB型雙滾筒采煤機落煤，上下缺口

73、機組無法割煤時，采用電煤鉆打眼，放炮落煤，人工攉煤。</p><p>　　(2)裝煤、運煤方式</p><p>　　工作面采用SGZ630/264-W輸送機運煤，通過運輸巷SZD630/110轉載機和SD-80皮帶輸送機接力運輸至煤倉。</p><p><b>　　(3)移架</b></p><p>　　工作面隨采煤機運

74、行順序帶壓移架，鄰架操作。移架過程中應使用好支架防倒防滑機構，防止移架過程期間倒架、滑架和咬架、擠架，要保持支架垂直煤壁及輸送機。</p><p>　　圖2.5采煤機進刀示意圖</p><p><b>　　2.5主要生產系統(tǒng)</b></p><p><b>　　2.5.1通風系統(tǒng)</b></p><p&

75、gt;　　通風路線見工作面平面圖2.6。</p><p>　　圖2.6 31503工作面示意圖</p><p>　　新風：-180m矸石井（管子井、皮帶井）→-400m矸石井（管子井）→-400m車場→-400m東大巷→-400m北區(qū)石門→三采石門→315軌道上山→工作面上平巷→31503東工作面。</p><p>　　乏風：31503東工作面→工作面下平巷→31

76、5運輸上山→北區(qū)風井第一段→北區(qū)風井第二段→北區(qū)風井。</p><p><b>　　2.5.2排水系統(tǒng)</b></p><p>　　排水系統(tǒng)：下巷積水順水溝外流（由水泵外排）至315運輸上山水溝→400m東石門→-400m北區(qū)石門→-400m立排水倉→地面。</p><p><b>　　2.5.3供電系統(tǒng)</b></

77、p><p>　　根據位置為止的確定原則和31503面的具體情況，向綜采工作面上巷供電的移變站設在工作面上巷以里500m處，向下巷轉載機、運輸機等供電的移變站設在煤倉以下偏口處，工作面其他設備如絞車、綜保等由三采變電所內變壓器供電；掘進配電點設在距掘進頭90m處，供掘進的變壓器設在三采變電所處。</p><p>　　移動變電站6kV電源來自三采變電所，采煤機、接面溜子、乳化液泵站由移變站供電。&

78、lt;/p><p>　　3綜采工作面礦壓顯現規(guī)律</p><p>　　3.1礦壓觀測的目的和內容</p><p>　　3.1.1礦壓觀測的目的</p><p>　　(1)掌握工作面頂板在工作面正常回采過程中的運移、垮落規(guī)律；</p><p>　　(2)了解巷道受采動影響情況，評價巷道支護效果；</p><

79、;p>　　(3)評估工作面工藝及工作面設備配套合理性，為以后綜采工作面設備配套提供依據；</p><p>　　(4)掌握工作面頂板來壓規(guī)律。</p><p>　　3.1.2礦壓觀測的內容與方法</p><p><b>　　(1)巷道礦壓觀測</b></p><p><b>　?、傧锏辣砻嫖灰?lt;/b&

80、gt;</p><p>　　采用十字布點法安設表面位移觀測斷面，對頂底板移近量及兩巷移近量進行觀測。每條巷道安設3個測區(qū)，每個測區(qū)布置1個觀測斷面，同時進行頂板離層觀測，在工作面上、下平巷離機窩20m、40m、60m內分別支設一臺頂板動態(tài)儀，進行頂板離層觀測.</p><p>　　測量頻度為：距工作面30m以內，每小班觀測1次，其它時間每天觀測1次。</p><p>

81、;<b>　?、陧敯咫x層</b></p><p>　　采用LBY-3型頂板離層指示儀監(jiān)測頂板巖層錨固范圍內外離層情況。每個表面位移觀測斷面設一臺離層儀。深部基點位于頂板粉砂巖中，淺部基點位于頂板中部。觀測頻度與表面位移相同。</p><p><b>　　(2)工作面觀測</b></p><p>　?、僭诠ぷ髅嫔?、中、下部布

82、置3條測線，每條測線布置2臺圓圖自記儀，觀測數據用于分析工作面支架阻力變化規(guī)律及頂板來壓規(guī)律，評價支架的適應性，為以后綜采工作面支架參數確定提供依據。</p><p>　?、跍y工序影響時，設點在工序影響上方15m，下方18m。</p><p>　?、圻x點測底板比壓時，沿工作面均勻布置9個點，計算時各測點值在基本頂一次周期來壓過后，進行底板比壓測量?；卷斎沃芷趤韷哼^后進行工序影響測量。&

83、lt;/p><p><b>　　3.2礦壓觀測分析</b></p><p>　　3.2.1頂板來壓及頂底板分類情況</p><p>　　自開切眼5m開始設點進行觀測，先后經歷了直接頂初次跨落、基本頂初次來壓、六次周期來壓。觀測數據如下表3.1。</p><p>　　表3.1 礦壓觀測數據

84、表</p><p>　　直接頂經常是處于破斷狀態(tài)，且無水平力的擠壓作用，因而它難于形成結構，它的重量應全部由工作面支架來承擔。從巖體形成結構的觀點分析，對于基本頂形成的大結構，支架是通過直接頂對其起支撐作用。</p><p>　　(1)直接頂類別的確定</p><p>　　根據31503東面直接頂初次垮落步距Lr，按下式計算其綜合弱化常量(Cz)，并進而按ME554

85、-1996直接頂分類指標及參考要素表，確定直接頂類別：</p><p><b>　　(3.1) </b></p><p>　　式中 Lr—直接頂的初次垮落步距，6.0m；</p><p>　　Cz—綜合弱化常量；</p><p>　　Rc—直接頂單向抗壓強度，據XX煤礦15層煤直接頂的測式</p>

86、;<p>　　結果為Rc＝30.5MPa；</p><p>　　ho—工作面的直接頂分層厚度，經實際現場觀測，取0.35m。</p><p>　　通過計算得 Cz=0.33。</p><p>　　由現場實際觀測，工作面直接頂的初次垮落步距為6.0m，由于8＜Lr＜15，Cz=0.33，所以工作面直接頂屬于3類中等穩(wěn)定頂板。</p>&l

87、t;p>　　(2)基本頂級別的確定</p><p>　　基本頂級別由基本頂分級指標—初次來壓當量(Pe)的平均值Pe對照MT554-1996基本頂分級指標表劃定的范圍確定。</p><p>　　初次來壓當量(Pe)值由基本頂初次來壓步距(Lf)，直接頂充填系數(N)和煤層采高(hm)按式確定。</p><p>　　Pe=241.3Ln(Lf)-15.5N+5

88、2.6hm (3.2)</p><p>　　式中 Pe—基本頂初次來壓當量，kN/m2；</p><p>　　Lf—基本頂初次來壓步距，21m； </p><p>　　N—基本頂充填系數，N=hi/hm=2.5/1.2=2.08；</p><p>　　Hi—直接頂厚度，m； &l

89、t;/p><p>　　hm—煤層采高，1.2m。</p><p>　　通過計算得 Pe=975kN/m2。由于895<Pe≤975，所以工作面基本頂屬于Ⅲ級。</p><p>　　(3)初次來壓和周期來壓</p><p>　　隨著工作面的不斷推進，基本頂來壓有一定顯現但不明顯。當工作面推進到21m時，基本頂初次來壓，持續(xù)時間為4個循環(huán)。來

90、壓時，工作面中部煤壁有一定片幫，頂板上方偶爾傳來震頂聲響，三個觀測區(qū)的支架立柱壓力最大平均值達到了1731.4kN，最大達到了2031.4kN，活柱循環(huán)縮量達3.0mm，最大達到了4.0mm。</p><p>　　工作面基本頂初次來壓以后，回采工作面繼續(xù)推進，裂隙帶巖層形成的結構，將始終經歷“穩(wěn)定—失穩(wěn)—再穩(wěn)定”的變化。</p><p>　　經現場觀測，當工作面基本頂初次來壓過后，工作面推

91、進速度有所加快，再加上本工作面頂板冒落充填系數較大，所以工作面基本頂周期來壓時，礦壓顯現不明顯，來壓強度也較低，整個工作面的支架立柱壓力值及活柱下縮量也均比正常推采時有所增高，但增幅不大。立柱壓力最大平均值為1980.3kN，最高2094.3kN，活柱循環(huán)縮量平均值為3.5mm，最大值為4.8mm。頂板循環(huán)移近量平均值為4.2mm，最大值為6.8mm。頂板移近速度平均2.8mm/h，頂板移近速度最大3.9mm/h。工作面基本頂周期來壓步

92、距為10~13m，平均12m。</p><p>　　全面支架阻力平均值為1648.2kN，最大平均值為1897.6kN，活柱循環(huán)縮量平均值為2.8mm，最大值為4.8mm。頂板循環(huán)移近量平均值為2.3mm，最大值為3.7mm。頂板移近速度平均2.5mm/h，頂板移近速度最大3.2mm/h。</p><p>　　3.2.2支架的承載特征及適應性分析</p><p>　

93、　(1)支架的支護阻力頻率分布表3.2，3.3，3.4及頻率分布直方圖3.1，3.2，3.3。</p><p>　　表3.2 支架的初撐力頻率分布表</p><p>　　圖3.1支架初撐立分布圖</p><p>　　表3.3 支架的末阻力頻率分布表</p><p>　　圖

94、3.2 支架末阻力頻率分布圖</p><p>　　表3.4 時間加權阻力頻率分布表</p><p>　　圖3.3 工作面支架阻力頻率分布圖</p><p>　　從以上圖表可知，支架初撐力主要分布在900～1500kN范圍，占統(tǒng)計循環(huán)數的83.15%，其中大于支架額定初撐力80%以上的占62.66%，時間加權工作阻力主要分布在800～1

95、600kN，占統(tǒng)計循環(huán)數的90.55%，其中大于支架額定工作阻力80%以上的占7.04%，超過2000kN的占0.07%，末阻力主要分布在1200～2000kN范圍，占統(tǒng)計循環(huán)數的81.9%，其中大于支架額定工作阻力80%以上的占33.39%，超過2000kN的占1.59%。</p><p>　　(2)工作面支架的增阻特征</p><p>　　支架增阻量的多少反映了支架的支護質量、工作狀態(tài)

96、及頂板的活動程度。統(tǒng)計結果表明支架處于增阻工作狀態(tài)，如表3.5，圖3.4所示。</p><p>　　表3.5 支架增阻量頻率分布表</p><p>　　圖3.4工作面支架增阻量頻率分布圖</p><p>　　工作面支架循環(huán)阻力增阻比例為89.98%。支架呈降阻的比例占10.02%，反映了支架的位態(tài)、直接頂的破碎狀況或立柱自身質量的影響。

97、工作面支架增阻量有95.24%的比例分布在0～500kN范圍，還有4.76%多的支架基本沒有增阻量。這一方面說明頂板的活動程度緩和，支架增阻幅度較小，另一方面也說明了工作面礦壓顯現不明顯。</p><p>　　(3)支架初撐力與工作阻力的相關性</p><p>　　一般情況下，支架工作阻力隨其初撐力的增大而增大。實測分析表明，工作面支架初撐力與工作阻力具有很強的線性關系，提高工作面支架初撐

98、力不僅可以對頂板進行及時支護，還可以使支架阻力得到提高，對頂板的控制非常有利。</p><p>　　(4)支架工作阻力與活柱縮量、頂板下沉量的關系</p><p>　　通過現場觀測還發(fā)現，工作面掩護支架在生產使用過程中，有以下三種情況。</p><p>　?、倩钪S支護阻力增大而下縮，此類型占87.2%。</p><p>　　②活柱不隨支護阻

99、力增大而下縮，此類型占10.4%。頂底板的相對移近一般由頂梁與頂板之間的空隙△S1、底座與底板之間的空隙△S2、底座下底煤的壓縮量△S3和活柱縮量組成。支架承載后，即頂板壓力首先使△S1、△S2、△S3壓實，隨后頂板壓力增大，活柱才隨之下縮。頂板下沉過程中，活柱沒有下縮，顯然這個壓力消亡到△S1、△S2和△S3的減少上去了，出現此種情況也是正常的。</p><p>　　③活柱隨支護阻力減小而下縮，此類型占2.4%

100、。顯然這是供液系統(tǒng)漏液的結果，雖是少數，但應杜絕。</p><p>　　總之，掩護支架在ZY2600/09/20工作面反映出的工作特性基本是好的。</p><p>　　(5)平衡千斤頂作用分析</p><p>　　關于平衡千斤頂作用的分析見表3.6，圖3.5。</p><p>　　表3.6 平衡千斤頂工作阻力頻率分

101、布表</p><p>　　圖3.5 工作阻力頻率分布圖</p><p>　　分析結果表明，平衡千斤頂的工作阻力，都小于額定工作阻力。這說明本工作面礦壓較小，同時也說明平衡千斤頂的設計阻力范圍是適合的，能適應工作面頂板壓力的變化。</p><p>　　由于平衡千斤頂的壓力變化受上部圍巖的運動與支架位態(tài)的影響，因此，平衡千斤頂的工作狀態(tài)在來壓期間與非來壓期間是不同的。&

102、lt;/p><p>　　經分析比較，平衡千斤頂的增阻有如下特點：</p><p>　　①增阻范圍比較集中，大致呈正態(tài)分布。無論是總增阻還是來壓期間與非來壓期間的增阻，其增阻值范圍基本都集中在50~120kN之間，增阻與降阻幅度均不大。</p><p>　?、趤韷浩陂g與非來壓期間都是增阻比例大于降阻比例，相差約13.5%。</p><p>　　上述

103、分析表明，該面頂板的運動比較平衡；平衡千斤頂能根據頂板的運動情況調節(jié)頂梁的受力中心，使之能較好地發(fā)揮對頂板的支撐作用。</p><p>　　3.2.3工作面底板比壓分析</p><p>　　(1)儀器采用DZD40-A型底板比壓儀，油缸直徑100mm，壓模型號：D40，D60，D80，D100。</p><p>　　(2)測定方法：沿采煤工作面傾斜方向在控頂區(qū)內布點

104、，共設10個測點，測試時清理好底板，選擇底板條件完好處，當儀器與頂底板接觸時，記下活柱與壓力表的初讀數，然后逐漸加壓，每隔1MPa記錄一次數，當發(fā)現壓力表讀數突然下降，活柱迅速伸長時，即為第一層破壞點，該點的比壓值為底板的分層底板比壓。</p><p>　　31503東面底板比壓及底板剛度測試匯總結果表3.7。</p><p>　　表3.7 底板比壓及剛度測

105、試匯總表</p><p>　　3.2.4超前壓力影響范圍的確定</p><p>　　(1)超前壓力影響范圍</p><p>　　31503東工作面超前壓力采用KY-82頂板動態(tài)儀測定，每隔5m設一臺頂板動態(tài)儀，共設了10臺.數據整理采用線性插值法推算出煤壁前方固定點（至煤壁距離為定值處）的下沉速度。固定點至煤壁的距離可根據頂板動態(tài)儀間距取5m、10m、15m、20m

106、、25.0m、30m、35m、40m、45m、50m、（儀器間距5.0m）。計算公式為：</p><p><b>　　(3.3)</b></p><p>　　式中 Sa，Sb—Si兩側已知距離，m，其中Sb>Sa；</p><p>　　Si—固定點至煤壁的距離，分別是5、10、15、20、25、30、35、40、45、50m

107、；</p><p>　　Vi—所求固定點（Si）處的下沉速度，mm/h；</p><p>　　Va－Vb—與Sa和Sb相對應處的下沉速度，mm/h。</p><p>　　通過整理得出各固定點5m、10m、15m、20m、25m、30m、35m、40m、45m、50m（儀器間距5.0m）。數值見表3.8。</p><p>　　表3.8

108、 超前壓力影響范圍表</p><p>　　由上表可知31503東面上、下平巷超前壓力影響范圍為自煤壁向外30.0m，超前15m范圍為重點管理區(qū)，現31503東面上下平巷超前支護距離30m，滿足要求。</p><p>　　(2)巷道圍巖表面位移觀測</p><p>　　31503面上下平巷表面位移觀測距離100m，上平巷兩幫平均移近量61.

109、5mm，最大移近量103mm，平均移近速度3.5mm/d，最大移近速度4.78mm/d。頂底板平均移近量15mm，最大移近量21mm，平均移近速度6mm/d，最大移近速度7.8mm/d。下平巷兩幫平均移近量59.5mm，最大移近量89mm，平均移近速度2.9mm/d，最大移近速度3.8mm/d。頂底板平均移近量76mm，最大移近量89mm，平均移近速度2.6mm/d，最大移近速度4.2mm/d。通過觀測回采對巷道的圍巖位移量不是很大。&

110、lt;/p><p><b>　　3.3礦壓觀測結論</b></p><p>　　(1)XX煤礦在15層煤使用掩護支架后，由于支架初撐力的提高和支護強度的提高，頂板運動沿傾斜的分布，較單體工作面均勻，綜采支架運行良好可靠。</p><p>　　(2)提高兩柱掩護支架初撐力，一是不留底煤，二是帶壓移架，這對于減少因移架而引起的大于采煤影響頂板下沉，也是

111、有效措施。</p><p>　　(3)從礦壓顯現的規(guī)律來看，加快工作面的推進速度是合理的，它可以充分發(fā)揮支架循環(huán)時間短，而支護阻力增速快的優(yōu)勢。</p><p>　　(4)支架平衡千斤頂對支架具有較好的調節(jié)作用。從統(tǒng)計結果來看，平衡千斤頂以增阻為主，這樣當壓力大時，可以使作用力的中心前移，從而使兩立柱來支撐負荷較大的壓力。</p><p>　　(5)生產實踐表明，所

112、選配套設備各項參數符合設計要求，具有配套合理，技術先進，質量可靠，性能穩(wěn)定，高產高效等優(yōu)點，該型號支架能很好的適應15層煤的頂板管理。</p><p>　　(6)31503東面超前壓力影響范圍為30m，現工作面超前支護距離30m，滿足頂板控制要求。</p><p>　　4薄煤層綜采工作面效益分析</p><p>　　4.1掘進及回采成本</p><

113、;p>　　根據工作面配套設備型號，對工作面設備投資進行初步估算，需設備總投資約1453.5萬元。具體費用按工作面平均開采厚度1.2m，工作面斜長160m，推進長度840m，工作面資源回收率98%，工作面日完成7個生產循環(huán)，日產煤1050t煤炭進行計算。</p><p><b>　　(1)掘進費用</b></p><p>　?、倬C采工作面巷道主要包括工作面上下平巷

114、及其切眼。工作面上巷斷面為7.24m2，長840 m；下巷斷面7.24m2，長840m；工作面切眼斷面11m2，長160m。根據初步計算，31503東工作面兩巷掘進費用平均為1438元/m，切眼按2000元/m計算。</p><p>　?、诟邫n普采工作面巷道主要包括工作面上下平巷及其切眼。工作面上巷斷面為5.2m2，長840m；下巷斷面5.2m2，長840m；工作面切眼斷面4.8m2，長160m。根據初步計算，3