第三章矿井开拓与开采g.doc

个人收集整理 勿做商业用途第三章 矿井开拓与开采3.1 矿井开拓系统3。1。1 井筒矿井达产时共有主斜井、副斜井、回风斜井3个井筒，除回风斜井井口在风井场地外，其余井口均位于矿井工业场地内。另外,为解决矿井建设期间临时通风问题，在回风斜井附近开凿1个通风措施立井。主斜井装备带式输送机，担负原煤提升任务兼作进风井筒及安全出口；副斜井担负辅助运输任务,兼作进风井筒及安全出口；回风斜井担负回风任务，兼作安全出口.通风措施立井担负矿井建设期间临时回风任务。矿井工业场地位于井田的东部，为黄土梁峁沟谷地貌，地势西高东低，一般标高+1200m左右；风井场地位于矿井工业场地西约2km的平缓地带处，西高东低，自然标高一般1265。00m。矿井所在区内地表径流主要有窟野河，经本矿井田边界以东由北向南流淌，为常年性河流.流经本矿井工业场地东侧约5km处向南经神木县城至贺家川乡沙峁头注入黄河。根据实测地形图窟野河该段河床标高+960。00m，而矿井工业场地一般标高为+1200.00m左右，高出河床240m，没有洪水威胁.由于主、副斜井井口及工业场地位于东部5-2煤露头自燃边界之外,主、副斜井井筒落底前大部分亦处于东部5-2煤露头自燃边界之外,因此无需留设工广煤柱及主、副斜井井筒保护煤柱。风井场地及回风斜井井筒保护煤柱按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程留设。风井场地按I级保护级别维护，场地周围围护带宽度取15m，下伏各煤层按表土层移动角=45，基岩层移动角75计算保护煤柱范围.3.1。2 盘区划分及开采顺序根据大巷的位置、地质构造、煤层赋存情况、采煤方法、井下运输方式等因素，井下共划分5个盘区，即南一盘区、南二盘区、北一盘区、北二盘区和西一盘区。盘区接替原则：从井筒附近由浅而深、由近而远依次开采,即先采南一盘区。北一盘区、南二、北二、西一盘区依次为接续盘区。盘区内工作面采用后退式回采。煤层开采顺序为先采上部煤层，后采下部煤层.矿井前20年工作面接续计划见表3.11,矿井前20年工作面接续位置见图3。11。3.1.3 主要巷道根据各可采煤层的自然分布情况、长壁综采工作面的布置要求、煤层顶底板的岩性及煤层硬度，结合井下主、辅运输方式，确定分煤层布置大巷，各煤层大巷之间通过斜巷或煤仓联系，集中运输大巷布置在52煤层，井下涌水主要集中到52煤层大巷。投产时，首先布置52煤层大巷。根据矿井通风和运输的需要，初期布置3条大巷，即1条辅助运输大巷、1条胶带输送机大巷和1条回风大巷;后期在增加1条辅助运输大巷。42、44煤主、辅运输大巷分别通过煤仓、辅运斜巷与5-2煤集中大巷联系，42、44煤回风大巷大巷直接与风井联系。后期分别在31、22煤层布置大巷。31煤层主、辅运输大巷分别用煤仓和辅助运输斜巷与4-2煤主、辅运输大巷联系，回风大巷直接与风井联系；2-2煤层主、辅运输大巷分别用煤仓和辅助运输斜巷与3-1煤主、辅运输大巷联系，回风大巷与3-1煤回风大巷联系。3。2 采煤方法及采区巷道布置3。2.1 采煤方法的合理性分析井田有可采煤层6层，分别为2-2、3-1、42、4-3、4-4、5-2煤。其中:2-2煤厚度为3.208。68m，平均厚度4。31m；31煤厚度为0。203.25m，平均厚度2.71m；42煤厚度为0。104.65m,平均厚度3.07m；4-3煤厚度为0.101.66m，平均厚度0。79m；44煤厚度为0.141.13m,平均厚度0。85m；5-2煤厚度为1.159.30m，平均厚度5.87m。5-2、42煤层为主采煤层.井田内地质构造简单，地层倾角小于5，构造总体趋势为倾向NWW的单斜构造,井田西部为简单的单斜，东部相对平缓。地震测线上未见大于15m的断点，亦未见岩浆岩。煤层瓦斯含量低，水文地质条件简单。顶板岩性为细粒砂岩、砂质泥岩，底板岩性为砂岩、砂质泥岩，煤层顶底板易于管理。根据本井田的煤层及顶底板条件，结合神东矿区的开采经验,确定各煤层采煤方法为走向长壁与倾斜长壁相结合采煤法，全部跨落法管理顶板.根据井田勘探地质报告，52煤层区内见煤点130点,均可采，煤层厚度1.159.30m，平均厚度5.87m.从煤层两极厚度上看差异较大,对采煤工艺及设备的选型有一定影响.5-2煤层全井田赋存，在114与外围278号钻孔连线一带为薄煤区，在212与123号钻孔连线一带为中厚煤区,其余地段为厚煤区，东部零星出现特厚煤区。移交生产的南一盘区5-2煤厚度3.907.23m，平均厚度5.69m，南一盘区52煤层地质钻孔统计分析详见表3。21。根据国内外厚煤层开采技术发展现状,结合5-2煤层赋存特点,设计认为5-2煤层可供选择的采煤方法主要有：分层综采、放顶煤综采、大采高一次采全厚综采。1）分层开采自70年代在开滦矿务局唐山矿试验成功厚煤层倾斜分层下行垮落金属网假顶综合机械化采煤法以后，分层开采的综合机械化采煤工艺又有了进一步的发展,曾经是我国厚及特厚煤层的主要采煤方法之一，在大中型矿井得到普遍采用，积累了较丰富的经验.但是，这种采煤方法采准巷道系统复杂,巷道掘进率高，巷道的掘进与维护费用高；上分层开采时要铺设人工假顶,加大了工人的体力劳动强度，同时增加了工作面采煤作业循环时间和生产成本；对地质构造特别是断层的适应性差；煤层厚度变化时容易丢煤；单产低、效率低、效益低.所以在新设计的大型矿井中，这种采煤方法使用得已越来越少。南一盘区52煤层地质钻孔统计分析表表3.21序号钻孔号煤层结构夹矸岩性计算煤厚（m）14106.20（0.35)0。25（0.40）0。60粉砂岩6.20 24116。30（0。30）0.35(0。30)0。54粉砂岩7.19 34120.70（0。55）6。15（0。25）0.40细粒砂岩7.25 43335。57(0.40)0.32(0。30）砂质泥岩5.57 5546。00(0.30)0。27(0.30)0.40粉砂岩6.00 63345。99（0。32)0。35(0.26）0.39泥岩、炭质泥岩6。73 7556。35(0。35）0.30(0.30)0.30(0.50）0。10(0。20)0.20粉砂岩6.35 8566。24（0.20）0。30泥岩6。54 9576。20（0.25）0.30（0.33)0.35泥岩6。50 10H5516.54(0。30)0.35泥岩6。89 11H5526。67（0。30）0。44泥岩7。11 12H5530.85（0。25）0.45（0.75）0。30泥岩、细粒砂岩1.30 13652.40(0.55）2.70(0.60）0.25（0。25）0.50细粒砂岩、泥岩、粉砂岩5.10 14665.80(0.45）0.35(0.25）0.40粉砂岩5.80 15675。64(0.30）0.40（0。20)0。45泥岩6。49 16685。50(0。30）0。35(0.25）0.40粉砂岩、泥岩6。25 17695。46（0。25）0。40(0.25)0.40粉砂岩6。26 186105。86(0.40）0.30（0.25)0。50泥岩、粉砂岩5。86 196116.00(0。20)0。30（0。30)0。30泥岩、粉砂岩6。60 206126。58（0。06）0.46泥岩7。0421725。05（0。35）0.40（0。20)0.50粉砂岩5。95227-35。00(0。35)0.25(0。25)0。30(0.40）0。20(0.25)0。40泥岩、粉砂岩5.00 23744。95(0。30)0。20(0.30）0。45粉砂岩、泥岩4.95 242165。33（0。29)0。24(0.29）0。47炭质泥岩5。33 25750。40（0.30）4。25（0.28)0。95（0.22）0。27粉砂岩、泥岩5。87 26765.30(0。20)0。30（0。25)0.40粉砂岩6.00 277-76.02(0。25）0.35泥岩6.37 282176.46(0。25)0。38炭质泥岩6.84 29786.30（0。20）0.39粉砂岩6.69 30H5716。68(0。20）0.30（0。70）0.20泥岩、粉砂岩6。98 31H5726.40(0。30)0.35(0.40)0.30泥岩、粉砂岩6。75 328-40。20（0。50）4。05(0.25）0。30粉砂岩4。35 338-54。35（0.20）0.20（0.25)0。30粉砂岩4.85 34863.90 35875。25(0.15）0.45泥岩5。70 36884.60（0.30）0。40粉砂岩5。00 37895。50（0.20）0。29泥岩5.79 389-54.00(0。30)0.40（0.20）0。35粉砂岩4。75 399-64.20（0.25)0.30(0。25)0.20粉砂岩4.50 40975。10(0。20）0。30泥岩5.40 41984。24（0。40)0.30（0。25)0.35粉砂岩、泥岩4.24 42994.75(0.22)0。35(0.20）0.40泥岩5.50 4310-13.00 442233。25（0.17）0.13炭质泥岩3。56 平均5.69 73 中煤国际工程集团北京华宇工程有限公司2）放顶煤开采我国自1982年开始试验放顶煤开采方法以来，这种对开采厚煤层行之有效的技术日趋成熟,在我国厚煤层矿井中得到了普遍采用，并已开始向三软、夹矸、硬煤等条件下的矿井进行延伸研究。2001年在煤层中硬、无夹矸、低瓦斯、煤厚79m、直接顶与老顶为厚层砂岩等条件下的兖矿集团已开始出现年产超5。00Mt的综放工作面。实践证明，在厚及特厚煤层中，综采放顶煤较分层开采，简化了巷道布置和回采工序，降低了回采巷道掘进率，减少了工作面搬家次数，节省了人工、材料和时间消耗,降低了成本；提高了工作面单产和工效；生产高度集中，有利于矿井的管理与控制，实现安全文明生产；对于地质条件比较复杂、断层多、煤层厚度变化大的煤层适应性强。当然，放顶煤开采仍然存在着煤尘大，工作面回采率偏低，高瓦斯煤层有局部积聚危险和采空区浮煤易发火等固有问题尚待解决.同时煤层埋深、煤层厚度与强度、夹矸厚度、强度与层位、煤层裂隙发育程度等诸多地质因素也直接决定着放顶煤的效果.3）大采高综采大采高综采采煤方法是国外高产工作面采用的主要方法。我国从1978年起，开始试验厚煤层大采高一次采全厚开采方法，至今已取得了长足进步。但由于我国的综采设备制造技术尚不完备，使国产设备大采高技术未能在我国广泛推行。国外高产高效综采长壁工作面由于采用重型化、强力化、自动化和机电一体化的设备,走生产集中的途径，工作面的单产和工效大幅度得到了提高。神东矿区自1985年开发建设以来，利用先进的管理思想和科技手段，将资源优势迅速转变为生产力优势,实现了高起点、快发展和高效率.2003年大柳塔、榆家梁、补连塔等矿井一井一面,其原煤产量均突破10.0Mt/a大关.4）大采高综采与放顶煤综采的分析比较（1)生产能力方面虽然轻型支架放顶煤技术在开采较薄厚煤层（3。56.0m）时取得了成功，但普遍工作面单产不高。兖矿集团综放工作面近几年的产量之所以能达到4.005。00Mt/a的全国最高生产水平，不仅与其有着得天独厚的煤层和顶板条件以及高超的生产技术水平密不可分，也与其适当引进了后配套主、辅助运输设备有关。在采用大采高综采的工作面中，产量多在2.50Mt/a以上。其中全部使用国产设备的乌兰木伦矿在煤层厚度适中、顶底板条件较好的情况下达到日产2万t的好成绩;使用引进设备的多数已突破5.00Mt/a，2002年11月投产的晋煤集团寺河矿设计采用引进设备，在试生产阶段就达到了日产万吨以上的水平，目前产量稳定在6.00Mt/a左右。一方面表明国产设备还有待完善提高，同时表明大采高综采的生产能力主要由设备的能力及其可靠性所决定。红柳林井田煤层埋藏浅,5-2煤埋深56.72293.10m，平均145m。52煤顶板以细粒砂岩为主，岩石RQD值细粒砂岩为5587，平均73.14,岩石单轴饱和状态下抗压强度小于30MPa，属软弱岩石.煤层顶板矿压强度低，煤质较硬,均不利于综采放顶煤，放顶煤综采工作面生产能力难以达到理想效果。设计认为红柳林矿井地质及开采条件与神东矿区相似，采用引进大采高综采设备年产量达到8.009。00Mt是有保障的。(2）生产工艺及生产管理方面采煤方法的生产工艺特点决定了工作面生产管理的难易程度，放顶煤综采回采工艺相对复杂，既有前方采煤机割煤，又有支架后方放煤。割煤与放煤两道工序如不能有效协调将影响工作面效率，生产管理复杂。而大采高综采由于回采工艺单一,管理简单。(3）劳动卫生方面放顶煤综采工作面出煤点多，粉尘量高，据在成庄矿实测,放煤口10m范围内粉尘量均在1000mg/m3以上，回风巷粉尘量300500mg/m3以上，严重地危害工人的身心健康,同时,也不利于建设文明、高效的现代化矿井。（4)回采率方面放顶煤综采工艺：据统计资料，工作面回采率平均为7080%，潞安、兖州、阳泉矿区最高达到85%,但需指出,涨煤率造成了回采率的统计误差，此外，放顶煤造成了5的灰分增加。按工作面平均回采率80%计算，盘区回采率为70%。大采高综采工艺：红柳林矿井南一盘区5-2煤平均煤厚5.69m，按最大采高6。0m计算，盘区回采率为80。3%，可满足规范75的要求。（5)块煤率在采取适当技术措施后，大采高综采块煤率将介于放顶煤综采与分层综采之间，比放顶煤综采低34.5）采煤方法的确定本井田主采的5-2、4-2煤层均属厚及中厚煤层，煤层赋存稳定，倾角小,顶底板稳定完整，开采条件优越，利用综采长壁开采最为合适，可充分发挥其潜力和取得更大经济效益.42、5-2煤层设计采用一次采全高为主的综合机械化开采工艺。影响大采高一次采全厚综采工作面回采率的因素主要是煤厚变化与综采装备的采高范围不完全匹配，当煤厚大于最大采高时就会造成明显的丢煤损失.经测算,当最大采高为6m时，南一盘区回采率仍可达到80。3，符合采区回采率大于75的要求。根据国内大采高综采工作面比较成熟的经验，南一盘区5-2煤层设计采用大采高综采一次采全厚,最大采高6.0m；对于东部零星出现的特厚煤区（北一盘区)今后可以进一步加大采高,目前类似条件下,我国最大设计采高已达7。3m； 5-2煤层的薄煤区及中厚煤区分布在后期开采的西部区域，适合薄及中厚煤层一次采全厚综采工艺开采。2-2、3-1煤层分布在后期开采的西部区域，属厚及中厚煤层，适合一次采全厚综采工艺开采.由于薄煤层开采存在着政策、技术、装备等诸多问题，多年来在各煤矿未得到应有的重视，特别是进入市场经济后，煤炭企业往往为了追求好的经济效益,使得很多矿区薄煤层开采处于停滞甚至倒退状况。薄煤层开采的产量比重在20世纪70年代以前，保持在16%17之间，与薄煤层储量比例相近。80年代以来，中厚煤层机械化采煤技术快速发展，但薄煤层开采技术发展缓慢，薄煤层产量比重逐步下降，到1988年已降至10。93，到1996年只占 7.32。随着各大煤矿中厚煤层的不断开采,薄煤层将逐渐增多，瓦斯突出问题越来越严重，有些矿已经到了不开解放层已无主采煤层可采的状况，如：兖矿集团目前薄煤层储量已占40以上。薄煤层不能及时合理开采，必然造成煤炭资源浪费，缩短矿井服务年限，影响矿区可持续发展.德国DBT公司是世界上研制刨煤机最早、产量最大、技术水平最高的一家公司,曾研制成功多种拖钩刨、滑行拖钩刨、滑行刨等机型。目前刨煤机的技术水平已发展到了采高0.63 m,截深最大可达300 mm，可刨煤硬度f=4，刨速最高可达3m/s，刨链达42 mm，装机功率最大可达 2800 kW,铺设长度达300 m。辽宁铁法煤业公司小青矿自2000年全国第一家引进全自动化刨煤机工作面开采工艺及装备，先后创出了日产9188t和月产15。13万t的好成绩。全自动化刨煤机系统引进了德国DBT采矿技术公司刨煤机、运行轨道及电液控制系统的核心技术,为工作面生产配套的其他设备全部由国内生产厂家制造。目前为止,全自动化刨煤机系统大同煤矿集团公司、山西焦煤集团公司都得到了较好的应用.为了充分开发利用煤炭资源,本井田4-3、44薄煤层采用全自动化刨煤机长壁综合机械化开采工艺。移交生产的南一盘区4-4煤层可采范围内煤层厚度0.801.13m,平均厚度0.99m。工作面的最大采高为1。13m，最小采高0。8m。3。2.2 采掘设备的安全性红柳林井田煤层赋存平缓,埋藏浅，顶板一般为粉砂岩，中等稳定和稳定类型,底板为泥质粉砂岩、砂页岩，也较稳定.多年的生产实践表明，高工作阻力的二柱掩护式支架能适应顶底板属于中等稳定的长壁工作面。结合国内外高产高效工作面经验，工作面液压支架采用掩护式。矿井投产时，生产能力10.0Mt/a。投产盘区为南一盘区，盘区内布置1个5-2煤层大采高综采工作面；达到矿井设计生产能力12。0Mt/a时，在南一盘区增加1个44煤层刨煤机综采工作面。152煤层大采高综采支架选型1）架型选择根据神东矿区投产的大柳塔、补连塔及上湾矿高产高效工作面的经验,高工作阻力的二柱掩护式支架能适应顶底板属于中等稳定的长壁工作面。结合本井田煤层顶底板岩性条件，设计选用掩护式液压支架。2）支架高度a支架最大结构高度(Hmax）Hmax=mmax+S1式中 mmax 煤层最大采高,取6。0m;S1伪顶或浮煤冒落厚度，取0。10。3m；对薄煤层或顶板稳定，取下限;对厚煤层或顶板中等稳定以下，取上限;对有易冒落伪顶时，应特殊考虑Hmax = mmax +S1=6.0+0.3=6。3m。b支架最低结构高度(Hmin）支架的最低结构高度为满足顶板下沉量、与采煤机的配套以及整架运输等要求，可以根据具体情况，分别计算：（a）一般Hmin=mminSa，m式中 mmin煤层最小采高,m；S在控顶区范围内顶板的最大下沉量，m；a支架卸载前移时的可缩余量,一般取0。05m对于一般情况，支架的最小结构高度应比最小采高小0。20。35m左右，即Hmin mmin(0。20.35)，m（b）考虑整架运输，支架最小高度应满足Hmin H(h1+K2),m式中 H巷道净高或大巷架线高度，m；h1-支架运输车高度，m；K2安全间隙,K2=0.10.2m（c)为满足配套要求，支架最小高度应满足Hmin H0+h0+K5，m式中 H0-采煤机机面高度，m；h0采煤机上方顶梁最大厚度，m;K5-安全高度，K50.20。3m综上所述，液压支架的最大高度为6.3m，最小高度根据运输要求取2。8m左右。3）支架支护强度的计算a我国经验公式P=Mn102/(K-1）b西德经验公式P=12M102c日本经验公式P=（2+3）M10-2式中 P-支架单位面积上的载荷,Mpa；M煤层开采厚度，m；取6 m-顶板岩石容重,t/m3；取2.7t/m3n支架受力不均衡系数；取2K顶板岩石破碎膨胀系数。取1。3计算结果为：P=0。721。08Mpa，即所选液压支架支护强度应不低于P=0。721.08Mpa。国外长壁工作面的生产经验表明，液压支架是工作面装备中投资最多的设备，约占6070%，因此他们把支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠、故障率低，而且使用寿命要长，近年来液压支架有向重型化发展的趋势，支架工作阻力逐年增加.例如：美国长壁工作面中支架工作阻力大部分在70008000kN，最大的两柱掩护式支架工作阻力达到9800kN；澳大利亚百万吨长壁工作面中,液压支架的工作阻力都在630t以上，最高达800t。而上述两国的煤层埋深都在500m以内，一般不超过300m。根据支架支护强度的计算，结合高产高效工作面的特点,初步选择ZY12000/28/63D型，高度2.86。3m，工作阻力12000kN，重约50t/架。244煤层刨煤机综采支架选型1）架型选择工作面液压支架采用掩护式。2）支架高度a支架最大结构高度(Hmax）Hmax = mmax+S1式中 mmax 煤层最大采高,m；取1.13mS1伪顶或浮煤冒落厚度，m；取0。10.3m；对薄煤层或顶板稳定，取下限;对厚煤层或顶板中等稳定以下，取上限；对有易冒落伪顶时,应特殊考虑Hmax = mmax +S1=1.13+0.3=1.43m.b支架最低结构高度（Hmin）支架的最低结构高度为满足顶板下沉量、与采煤机的配套以及整架运输等要求,可以根据具体情况,分别计算:(a)一般Hmin = mminSa，m式中 mmin煤层最小采高，m；取0。8mS在控顶区范围内顶板的最大下沉量,m；a-支架卸载前移时的可缩余量,一般取0。05m对于一般情况，支架的最小结构高度应比最小采高小0.20.35m左右,即Hmin mmin（0.20。35），m（b）考虑整架运输，支架最小高度应满足Hmin H(h1+K2)，m式中 H巷道净高或大巷架线高度，m；h1-支架运输车高度，m；K2安全间隙，K2=0。10。2m（c)为满足配套要求，支架最小高度应满足Hmin H0+h0+K5，m式中 H0采煤机机面高度，m；h0-采煤机上方顶梁最大厚度，m;K5安全高度,K5 0。20。3m综上所述，液压支架的最大高度为1.43m，最小高度根据运输要求取0。6m左右.3）支架支护强度的计算a我国经验公式P=Mn102/(K-1)b西德经验公式P=12M10-2c日本经验公式P=（2+3）M10-2式中 P支架单位面积上的载荷，Mpa;M煤层开采厚度，m；取0.99 m顶板岩石容重,t/m3；取2。7t/m3n-支架受力不均衡系数;取2K-顶板岩石破碎膨胀系数。取1.3计算结果为：P=0。120。18MPa，即所选液压支架支护强度应不低于P=0.120.18MPa.根据支架支护强度的计算，结合高产高效工作面的特点，对液压支架的技术参数要求如下:架型为掩护式，支撑高度0.61。43m，支护强度不低于P=0.120。18MPa。初步选择ZY36006/18型，支撑高度0。61。8m，宽度1.5m,工作阻力3600kN。3.2。3 盘区巷道布置盘区巷道布置的主要原则是简化巷道系统和运输环节并为无轨胶轮车运输创造条件。根据井田开拓部署，本着多做煤巷、少做岩巷的原则，移交生产时,52煤辅助运输大巷、胶运大巷、回风大巷均布置在煤层中。南一盘区52煤层利用大巷直接布置工作面即条带式开采。44煤层胶运大巷、辅助运输大巷通过盘区煤仓和辅运斜巷与52煤层胶运大巷、辅运输大巷联通，4-4煤层回风大巷直接与回风斜井联通,44煤层利用大巷直接布置工作面即条带式开采.北一盘区4-2煤层胶运大巷、辅助运输大巷通过盘区煤仓和辅运斜巷与52煤层胶运大巷、辅运输大巷联通，42煤层回风大巷直接与回风斜井联通,4-2煤层利用大巷直接布置工作面即条带式开采。盘区煤仓服务42煤层和44煤层，煤仓净直径为4.0m,高度为56m，煤仓容量为910t.南一盘区走向长约3.5km，倾斜宽约8.3km，面积29。2km2,可采储量175。25Mt.南一盘区5-2煤层利用5-2煤大巷直接布置工作面开采，综采工作面布置4条顺槽，其中2条进风（为1条辅助运输顺槽和1条胶带输送机顺槽），2条回风（接续工作面为1条回风)，顺槽中心距25m，顺槽均直接（或通过风桥）与大巷相搭接.南一盘区5-2煤层巷道布置见图3。21。南一盘区4-4煤层利用44煤大巷直接布置工作面开采，刨煤机综采工作面布置4条顺槽,其中2条进风（为1条辅助运输顺槽和1条胶带输送机顺槽),2条回风(接续工作面为1条回风）,顺槽中心距25m，顺槽均直接（或通过风桥）与大巷相搭接.南一盘区4-4煤层巷道布置见图3.22。3.2.4 盘区运输系统（1）煤炭运输矿井投产时,布置南一盘区5-2煤采掘工作面，5-2煤煤炭运输系统为:5-2煤回采工作面52煤胶带输送机顺槽52煤胶带输送机大巷主斜井地面。52煤掘进工作面出煤，经其配套的胶带输送机转载，汇入到52煤胶带输送机大巷主煤流系统。矿井达产时,增加南一盘区4-4煤采掘工作面, 44煤煤炭运输系统为：4-4煤回采工作面44煤胶带输送机顺槽4-4煤胶带输送机大巷盘区煤仓52煤胶带输送机大巷主斜井地面.44煤掘进工作面出煤,经其配套的胶带输送机转载，汇入到4-4煤胶带输送机大巷主煤流系统。(2）井下矸石正常生产期间，矸石尽可能由铲车将其填入井下废弃巷道，特殊情况下也可用无轨胶轮车运到地面排矸场地排弃。（3）材料设备运输 井下所需材料设备，在地面装车后，由无轨胶轮车通过副斜井下井，经辅助运输大巷，直接运送到各使用地点,无需转载.工作面综采支架搬家，由支架搬运车直接搬运至另一准备工作面，或由支架搬运车将地面检修过的综采支架直接通过副斜井搬运至工作面，也可把工作面的综采支架由支架搬运车通过副斜井升至地面检修.（4）人员运输下井人员可乘坐客货胶轮车从副斜井下井，经辅助运输大巷运送到各工作地点，或由各工作地点经辅助运输大巷从副斜井升井.井下运输系统见图3.23。3.3 顶板管理及冲击地压3.3.1 顶板灾害防治及装备3.3。1。1 影响矿山压力显现基本因素分析1主采煤层顶、底板岩性特征（1）4-2煤顶板以粉砂岩、细粒砂岩为主，岩石RQD值泥岩6776，平均71。30%，细粒砂岩57.3072。80,一般65。05。岩石单轴饱和抗压强度小于30Mpa，属软弱岩石，岩体完整性中等，属不稳定性顶板；煤层底板以泥岩为主，岩石RQD值2878，一般58。85，岩石单轴饱和抗压强度小于30MPa,属不稳定性底板，泥岩遇水膨胀，易发生地鼓。（2）5-2煤顶板以细粒砂岩为主，岩石RQD值细粒砂岩为5587,平均73。14，岩石单轴饱和状态下抗压强度小于30Mpa,属软弱岩石,岩体完整性中等较完整，属不稳定性顶板；煤层底板为粉砂岩、细粒砂岩，岩石RQD值粉砂岩54。5084.20，一般为66。85%，细粒砂岩59。4094。10，一般80.51。岩石单轴饱和状态下抗压强度小于30Mpa，属软弱岩石，岩体完整性中等较完整,底板稳定性较好。而在24、92、62、93、612钻孔中出现泥岩底板,易遇水膨胀，发生地鼓。2断层与褶曲神北矿区位于陕北侏罗纪煤田东部,地层总体为NWW向缓倾斜、倾角不足1的单斜构造。历次构造运动在矿区内主要以垂向运动为主，形成了一系列平行不整合面，未形成较大的褶皱与断裂，亦无岩浆活动，局部地段发育有缓波状起伏。红柳林井田位于神北矿区南部,井田内地层平缓，52煤底板标高最高+1094m，最小+990m，倾角不足2，构造总体趋势为倾向NWW的单斜构造，井田西部为简单的单斜,东部相对平缓.地震测线上未见大于15m的断点，亦未见岩浆岩.3节理、裂隙常见的与局部冒顶有关的节理、裂隙有多种：如人字型裂隙、草帽裂隙、锅底状裂隙.人字形裂隙切割的三角岩块，煤采出后易脱落发生局部冒顶。草帽裂隙的底面积较人字形裂隙大，其危害与人字形裂隙相同.这两种裂隙的长轴处于沿工作面推进方向时，离层后易整体垮落,有时把支架推倒，发生大冒顶.锅底状裂隙的直径有34m,厚度与裂隙面有关。锅底状裂隙边缘顶板破碎，容易漏矸和局部冒顶。顶板被四周裂隙切割成长方形或菱形等的游离岩块，特别是厚度1m左右的，最易脱落伤人.发育的直立裂隙有时切割全部直接顶，并可能向上延伸到老顶内。煤层采出后，被裂隙切割一端的顶板下沉和水平移动,裂缝变宽，易发生掉碴漏粉现象，有时直立裂隙又是岩层水的通道，使工作面产生淋水。另一方面,直立裂隙不仅能改变直接顶的垮落步距，而且能改变老顶的垮落步距。平行工作面的直立裂隙常常在回柱时切断工作面顶板,推倒工作面支架，发生大冒顶。倾向煤壁的斜裂隙使顶板在控顶距内产生台阶错动，在顶板具有含水层或老塘积水条件下，回采空间淋水增加，恶化工作条件，降低直接顶岩石强度，并使支架经受侧推力，容易造成冒顶。4开采深度开采深度较大会使工作面周围的支承压力峰值和影响范围增加，在顶底板岩石稳定或坚硬、煤层具有冲击倾向性的条件下，容易发生煤爆，在沼气大的矿井容易引起煤及沼气突出。本井田延安组下部的5-2煤埋深56。7293.1m，平均145.6m，开采深度相对较浅。5生产工序和工作面推进速度许多矿压实测资料表明,对工作面顶底板移近速度影响最大的生产工序，主要是落煤和放顶.可以认为,加快工作面推进速度可以抑制矿山压力的显现，但不能从根本上改变落煤和放顶两工序对顶底板移近量的影响。综采液压支架工作面推进速度对顶底板移近量影响很小,当工作面推进速度达到一定值后,顶底板移近量将不会有明显变化。在组织生产时，不易将落煤和放顶两工序同时进行，以避免顶板的剧烈活动,下沉速度增大。6采高和控顶距工作面顶板移近量是矿山压力显现的一个重要参数，它同采高和控顶距有密切的关系。采高与煤层的赋存条件和工作面所用的工艺方式有关.采高越大，顶板压力越大，直接顶的稳定性也越降低。为了减小顶板下沉量，利于顶板管理,在符合煤层条件及工艺方式的要求时,可以适当降低采高.最大控顶距与放顶宽度有关.放顶距小,顶板放不下来，会增加支架的压力；放顶宽度太大，采空区跨落的面积太大将易撞到支架，引起冒顶。3。3.1。2 一般顶板冒落灾害的防治措施及装备1回采工作面顶板管理方式、液压支架的选择1）回采工作面顶板管理方式 （1）工作面支护 采煤工作面使用自移式液压支架支护，可有效控制顶板下沉,给顶板一定的阻力，使顶板的下沉速度变慢,防止直接顶在采场范围内破碎下沉，保证采煤工作的正常生产.（2）顶板管理随着回采工作面的向前推进，液压支架前移，顶板随着垮落,即全部垮落法管理顶板.如果回采工作面的控顶距离超过作业规程时，立即停止采煤，采取人工或其它有效措施管理。2)采煤工作面支架选型红柳林井田煤层赋存平缓，埋藏浅，顶板一般为粉砂岩，中等稳定和稳定类型，底板为泥质粉砂岩、砂页岩，也较稳定.多年的生产实践表明，高工作阻力的二柱掩护式支架能适应顶底板属于中等稳定的长壁工作面。结合国内外高产高效工作面经验，工作面液压支架采用掩护式.根据支架支护强度的计算,结合高产高效工作面的特点，52煤层大采高综采工作面初步选择ZY12000/28/63D型，高度2.86。3m,工作阻力12000kN.44煤层刨煤机综采工作面初步选择ZY36006/18型，支撑高度0.61。8m，宽度1.5m，工作阻力3600kN。2巷道支护方式根据巷道布置,为方便工作面回采和节省工程费用，所有顺槽和沿煤层顶板掘进的巷道以及横贯一般均采用矩形断面;其它沿煤层底板掘进的巷道、过构造带和抬头段等穿层巷道、硐室工程均采用半圆拱形断面。巷道除局部必要的部位采用混凝土砌碹和支架支护外,均为树脂锚杆锚梁网（喷)支护。对于服务年限较长的大巷等煤层巷道,均喷混凝土保护层，以防止煤层风化和氧化。掘进工作面应根据其支护方式不同采取相应技术措施；锚喷巷道喷厚一定要满足设计要求，并测定其围岩松动圈和锚杆的锚固力，确保其强度和支护效果。综合机械化采煤要求巷道断面大,加之煤巷数量多，需要考虑运输,通风和矿压等因素确定合理的断面和支护形式.设计通过类比、计算，结合矿井的具体情况，对各类巷道的断面及支护形式确定如下:（1）红柳林矿井主、副及回风斜井巷道净断面分别为15。8m2、20。2m2、20。2m2，表土段采用混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，普通法施工。（2）高产高效工作面装备及内燃无轨运输设备的采用均要求加大巷道断面，根据上述条件和要求，确定本矿井所有煤巷断面为矩形，宽度5.06。0m，高度一般为2。73。6m,采用树脂锚杆锚梁网（喷)支护.（3）开切眼采用锚杆支护,因断面较大，必要时增加锚索。在工作面前25m的顺槽内,采用单体液压支柱加强支护，以承受因工作面采动而增加的移动支撑压力。各种巷道断面尺寸及支护方式见表3.31。巷道断面一览表表3。31序号断面及编号支护材料净断面（m2）设计掘进断面(m2）1主斜井表土段混凝土15。827。1主斜井基岩段锚喷15。818。12副斜井表土段混凝土20。230.3副斜井基岩段锚喷20.223。73回风斜井表土段混凝土21.328。2回风斜井基岩段锚喷21。322.9452煤层辅助运输大巷锚梁网喷20.222.8552煤层回风大巷锚梁网喷20。221。6652煤层胶带输送机大巷锚梁网喷18。019.8752煤层大巷横贯锚梁网18.019.8852煤层胶带输送机顺槽锚梁网18。019.395-2煤层辅助运输顺槽锚梁网16.317。5105-2煤层回风顺槽锚梁网16。317。5115-2煤层顺槽横贯锚梁网16。317.51252煤层工作面开切眼锚梁网27.228。7135-2煤层工作面尾巷锚梁网16.317。5144-2煤层辅助运输斜巷锚网喷20.223。015