項目名稱: 高瓦斯礦區(qū)千萬噸級礦井建設

申報單位: 山西晉城無煙煤礦業(yè)集團有限責任公司

主要完成人：袁宗本  朱曉明  蘇清政   賀天才  文士華

高玉斌  姜鐵明  閆振東  郝海金 董文敏 陳漢英  常新富  陳緒正  楊倉勛 韓邦樞 王俊杰  普為東  呂延廷  宋紅剛 馬洪禮 王江璽

主要完成單位: 山西晉城無煙煤礦業(yè)集團有限責任公司

專業(yè)（學科）分類名稱代碼: 大型工程

所屬國民經濟行業(yè): B類型

項目起止時間：1997年1月-2004 年 12 月

項目簡介：高瓦斯礦區(qū)千萬噸級礦井建設屬于大型工程類領域。寺河礦是國家計委批準的“九五”時期國家重點建設項目。

寺河礦井屬高瓦斯礦井，根據(jù)煤科總院重慶分院測定，東區(qū)3#煤層瓦斯含量為6.88~11.28 m³/t，平均為9.03 m³/t；西區(qū)3#煤層的瓦斯含量為15.04~19.52m³/t,平均為16.6m³/t。北區(qū)煤層瓦斯含量約為28.7m³/t,2004年礦井瓦斯測定絕對瓦斯涌出量為386m³/min，相對瓦斯涌出量為25.28m³/t。

井田可采煤層為3層，總厚度10.32m，其中，主采煤層3號煤厚度平均6.2m。煤種為低硫、低中灰、高發(fā)熱量、高機械強度的無煙煤，為優(yōu)質化工原料和動力用煤。

根據(jù)多年的生產實踐，認為在高瓦斯礦區(qū)要建設千萬噸級礦井，必須解決的主要技術難題有：1)瓦斯治理問題；2)如何實現(xiàn)工作面高產高效問題；3)快速掘進問題；4)大斷面巷道支護問題； 5)主、輔運輸問題；6)洗煤問題、外運問題。

該項目主要是根據(jù)當?shù)氐牡刭|條件和生產技術水平，在引進和吸收國外先進設備的同時，研究和開發(fā)了適合寺河礦地質條件的巷道快速掘進和支護工藝、高效的大采高回采工藝、雙系統(tǒng)瓦斯抽放技術、工作面快速搬家工藝以及無軌膠輪車輔助運輸系統(tǒng)和長距離(7km)皮帶輸技術送等工藝技術，在高瓦斯礦區(qū)實現(xiàn)了高產高效和安全生產，使礦井的原煤生產達到了千萬噸水平。

立項背景：寺河礦是國家計委批準的“九五”時期國家重點建設項目，是《煤炭工業(yè)“九五”計劃和2010年遠景目標》重點建設的八大礦區(qū)之一，也是晉城煤業(yè)集團一座新建的特大型現(xiàn)代化礦井。

寺河礦井屬高瓦斯礦井，根據(jù)煤科總院重慶分院測定，東區(qū)3#煤層瓦斯含量為6.88~11.28 m³/t，平均為9.03 m³/t；西區(qū)3#煤層的瓦斯含量為15.04~19.52m³/t,平均為16.6m³/t。北區(qū)煤層瓦斯含量約為28.7m³/t,2004年礦井瓦斯測定絕對瓦斯涌出量為386m³/min，相對瓦斯涌出量為25.28m³/t。

從新老礦井接替、市場需求及礦井的高產高效考慮，寺河礦的產量必須有一個大幅度的提高。同時，隨著采礦技術的發(fā)展，采掘運設備的大功率和高可靠性，也為礦井大型化奠定了堅實的基礎。但按照過去的井田劃分，寺河礦井的年產量不可能達到千萬噸，否則礦井服務年限太短，所以，寺河礦的建設采取多井田聯(lián)合開發(fā)的建設模式。

1996年開始建設時，國內還沒有千萬噸級礦井，特別是在高瓦斯礦區(qū)更上沒有。工作面最大的截割高度為4.5m?；夭晒ぷ髅娴哪暝寒a量在400萬噸以下，工作掘進工作進尺在1000m以下。礦井瓦斯主要以井下抽放為主，抽放量多在１億m³以下，抽出的瓦斯主要是作為民為燃料加以利用。

根據(jù)多年的生產實踐，認為在高瓦斯礦區(qū)要建設千萬噸級礦井，必須解決的主要技術難題有：1)瓦斯治理問題；2)如何實現(xiàn)工作面高產高效問題；3)快速掘進問題；4)大斷面巷道支護問題； 5)主、輔運輸問題。

總體思路：１．高瓦斯礦區(qū)要實現(xiàn)礦井的高產高效，必須首先解決瓦斯問題，擬采取的主要技術措施有：地面的鉆孔瓦斯預抽、井下長鉆孔預抽相結合，盡量降低煤層瓦斯含量，為礦井高產高效提供條件。

２．提高掘進工作面掘進速度，確保采掘正常銜接，擬采取的措施為引進連續(xù)采煤機及其配套設備，加快掘進速度。同時要根據(jù)寺河礦的特點，優(yōu)化掘進工藝，并在消化進口設備的基礎上，爭取開發(fā)國產化的掘進配套設備和掘進工藝。確保單機月掘進進尺達到1500m。

３．大幅度提高工作單產和回采工效。擬采取的措施為引進大采高設備和技術，加大工作面采高，初步試驗時，采高達到5.2－5.5m，試驗成功后，采高達到6.2m。在此過程中，要加大對大采高工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的研究，為液壓支架的國產化奠定基礎。確?；夭晒ぷ髅婺戤a原煤達到700萬噸。

４．加大回采工作面通風量，確保工作面瓦斯不超限。擬采用三進兩回偏Y型通風方式，加大工作面通風量。

５．大斷面煤巷順槽支護問題，擬采用煤巷錨桿支護技術來解決。擬采用動態(tài)信息設計法，運用次生承載層、組合支護體系理論來研究寺河礦的錨桿支護，以求支護體系經濟合理、安全可靠。確保簡化回采工作面端頭支護，加快工作面的推進速度。

６．輔助運輸問題。由于寺河礦井盤區(qū)距離遠，運輸距離長，為滿足設備快速運輸與安裝，以減少搬家停工時間，擬選用防爆柴油發(fā)動機驅動的無軌膠輪車作為輔助運輸?shù)墓ぞ摺?/span>

７．為了盡量減少回采工作面的搬家和安裝時間，擬采取提前掘切眼尾巷和回撤通道的方法，確?；夭擅姘峒視r間控制在15天之內。

技術方案：１.寺河礦大采高一次采全厚采煤工藝研究

目前，國內外開采緩傾斜厚煤層有分層開采、放頂煤開采和大采高開采三種方法。近幾年來，隨著開采技術的不斷進步，大采高采煤方法以其生產能力大、安全程度高和經濟效益好等優(yōu)點逐漸顯示出其強大的生命力，成為厚煤層開采技術的主要發(fā)展方向之一。

實現(xiàn)高產高效礦井的一井一面或一井二面模式，就必須提高采煤工作面的單產，為了實現(xiàn)這一目標，寺河礦根據(jù)礦井地質條件，借鑒神東公司長壁工作面大采高開采經驗，決定采用大采高一次采全厚開采方法。

寺河礦大采高一次采厚工作面的主要設備全部引進，并在開采工藝和設備方面進行了一系列改革和技術開發(fā)，形成了生產能力大、自動化程度高、安全可靠和工效高的成套綜采設備，使一次采全高工作面高產高效成為可能。

1.1 大采高工作面支架圍巖關系的研究，為了了解大采高綜采技術的發(fā)展現(xiàn)狀，集團公司曾多次派有關單位到使用大采高綜采技術的礦區(qū)進行調研和收集資料，并且在2000年與中國礦業(yè)大學和太原理工大學合作，對寺河礦3號煤層的頂?shù)装逦锢砹W性質進行了取樣和參數(shù)測定，同時運用大比例相似材料平面和三維模型及計算機數(shù)值分析方法研究了不同采高條件下工作面礦壓顯現(xiàn)的特點，并對不同傾角時的工作面支架受力進行了分析，用于指導工作面設備，特別是液壓支架的選型。

研究表明：在我國目前的大采高（采高5.5m左右）開采條件下，形成基本頂穩(wěn)定結構的位置一般在煤層以上2~3M（M為采高）處或更高的層位。因此11.2M以下的直接頂巖層可視為不規(guī)則冒落帶；1~1.2M至2~3M之間的直接頂巖層為規(guī)則冒落帶，并且在其上部可能形成比較穩(wěn)定的平衡結構。

大量的研究和現(xiàn)場觀測表明：通常情況下，基本頂是超前工作面斷裂，由于剛斷裂的巖塊受到煤壁支承的影響，開始時回轉角較小。基本頂巖梁超前斷裂后的運動狀態(tài)、受力狀態(tài)及支承壓力分布對于采場礦壓控制具有非常重要的意義。為了保持平衡，斷裂后的基本頂要實現(xiàn)回轉，回轉的時間和角度的大小與直接頂巖性及其損傷程度、支架的工作阻力等有關。

基本頂巖塊回轉形成的給定變形主要與采空區(qū)處理方法及采高有關，而回采工作面頂板下沉量是由基本頂、直接頂和支架耦合作用的結果，這種作用的結果使直接頂產生了多次損傷。工作面支架載荷主要與直接頂?shù)膿p傷特性有關。地質及生產條件類似的情況下，損傷后的直接頂轉壓效果好，支架載荷就大，否則就較小。在直接頂特性，特別是損傷特性已知的情況下，可以根據(jù)其應變確定出應力的分布，研究直接頂與上位巖體力的作用，這一關系是工作面空間“來壓”與支架圍巖關系的內在決定因素。

隨著采高的增大，支架的最大工作載荷也在增加，但不是呈線性增加?？紤]直接頂損傷特性及基本頂給定變形壓力時可用來計算支架的最大載荷。用該式計算得到的支架最大載荷值要小于按6倍采高巖柱重計算得到的值，并且更加接近現(xiàn)場實際觀測到的支架載荷。同時，研究表明，隨著采高的更一步增大，支架載荷增高的趨勢有減緩的現(xiàn)象。直接頂重量和給定變形壓力隨采高的變化情況見圖1所示。

 

曲線1為給定變形壓力與采高的關系；曲線2為直接頂重量與采高的關系

圖1  直接頂重量和給定變形壓力隨采高變化

隨著采高的增加，直接頂重量增加的幅度要大于給定變形壓力增加的幅度。也就是說，隨著采高的增加，直接頂重量在支架載荷中所占的比例上升，同時，由于直接頂厚度的增加，基本頂對支架的影響減少，由給定變形所產生的載荷減少， 進一步證明了工作面支架載荷并不會隨著采高的增大而呈線性增加，這為大采高工作面支架選型奠定了理論基礎。

1.2 大采高工作面的地質及生產技術條件，首采工作面走向長1660m，傾斜長220m，煤層平均厚度6.10m。工作面回采巷道采用“三進兩回”布置方式。設計采高5.0m，實際采高5.5m,機頭、機尾15m隨巷道頂?shù)灼椒€(wěn)過渡，循環(huán)方式為多循環(huán)。該工作面最大蓋山厚度494m，最小蓋山厚度208m，平均蓋山厚度351m。

首采工作面開采3^#煤層，煤層以黑色亮煤為主，煤層厚度5.75~6.90m，平均6.20m；煤層傾角0~5.0⁰，平均3.0⁰。底板向上1.4m處有一層較穩(wěn)定的粉砂質泥巖夾矸，厚度0.1~1.1m，平均0.2m。煤層節(jié)理、裂隙較發(fā)育。其煤層和頂?shù)装鍘r性特征見表1。

表1         煤層和頂?shù)装鍘r性特征

工作面總體呈一背、向斜構造；背斜軸部位于停采線附近，向斜軸部位于工作面中部。工作面東高西低，相對高差3m左右。工作面水文情況簡單，涌水來源主要為頂板砂巖裂隙水。

1.3 工作面設備選型，從高產高效，一井一面，集中生產的綜采發(fā)展新趨勢要求出發(fā)，必須增大工作面設計長度，加大截深，選用能切割硬煤的特大功率采煤機組，提高割煤速度，相應地提高液壓支架的移架速度，與大運量、高強度的工作面運輸機的相匹配，順槽也必須采用長距離大運量的膠帶輸運機。從設備技術性能要求出發(fā)，所選綜采機械設備必須是技術上先進，性能優(yōu)良，可靠性高，以保證綜采設備的開機率，同時各設備間要相互配套性好，保持采運平衡，最大限度地發(fā)揮綜采優(yōu)勢。

1）采煤機

據(jù)有關資料統(tǒng)計，國外高產高效工作面開機率一般在70%以上，最高達95%。國內高產高效面先進水平一般在40~45%，引進國外設備按比國內先進水平有所提高。 

按照計算，采煤機的實際截煤速度應達到6~7 m/min,空載時要求其速度不小于12 m/min，以減少輔助工作時間。國外雙高工作面的采煤機實際截煤速度普遍在8 m/min以上，最高達13 m/min。最大牽引速度已達31.8 m/min。因此，厚煤層大采高采煤機總功率一般應在1700~1800 kW 。

寺河礦區(qū)煤質較硬，普氏硬度f=1.8~2左右，有煤層構造。工作面超前壓力顯現(xiàn)較明顯，在采煤過程中易出現(xiàn)片幫現(xiàn)象。通過選型計算，結合工作面地質情況，選用德國艾柯夫公司的Sl500型交流電牽引采煤機，裝備了強大的截割功率，牽引速度快并具有很高的機械強度，可保證在厚煤層和堅硬截割條件下的安全使用。機身三段間采用高強度液壓螺栓連接，截割電機橫向布置；整機采用十六位微機MICOS68控制，具有狀態(tài)監(jiān)測和故障診斷功能，并裝備了自動化功能：（1）采煤機在有人控制下截割一刀后，其后的截割就可以進行無人操作；（2）限量控制臥底和采高，幫助操作人員作業(yè)。采煤機通過先導控制線或數(shù)據(jù)線可與順槽主機進行數(shù)據(jù)傳輸，并可將數(shù)據(jù)傳輸?shù)降孛?。采煤機的具體技術參數(shù)見表2 。

表2     SL500采煤機主要技術參數(shù)表

2）工作面可彎曲刮板輸送機

工作面刮板輸送機的生產能力應保證采煤機落煤能被及時全部運出，并留有一定備用能力。運輸機的鋪設長度和裝機功率應依照工作面設計長度和采煤機參數(shù)確定

初步計算，功率應在1200kW以上，結構應堅固耐用，機頭結構為交叉?zhèn)刃妒剑寗友b置垂直布置，中部槽為整件鑄造槽幫，封底結構，雙中鏈，鏈條不小于2×Φ34mm，機尾可以實現(xiàn)自動張緊鏈條，軟啟動方式驅動，電腦控制。最終選擇DBT公司PF4/1132工作面刮板輸送機，其主要技術參數(shù)見表3。

表3    工作面PF₄1132刮板輸送機主要技術參數(shù)

3）轉載機與破碎機

轉載機應具有高強度，皮帶機尾能夠整體自移。選擇參數(shù)以工作面運輸機額定運量乘1.1環(huán)節(jié)系數(shù)確定，額定運輸能力2750 t/h，因此選擇DBT公司PF4/1332轉載機，技術參數(shù)見表4：

破碎機通過能力應確保工作面刮板機、轉載機煤流的及時通過，應不小于1.2×2500=3000t/h，另外根據(jù)晉城煤作為煤化工原料要求，塊率要高，因此選用滾筒形式為截齒式，要求截齒（座）強度高、數(shù)量少，以減少塊率損失，懸垂高度可調節(jié)，溜槽底板應具有足夠強度。根據(jù)這些需求，選擇DBT公司的WB1418破碎機，技術參數(shù)見表5：

表5 破碎機的主要技術參數(shù)

破碎機帶有濕式除塵裝置，由22kW液壓馬達驅動軸向通風機 ，可實現(xiàn)程序控制，起動破碎機前先開起集塵裝置，保證集塵效果。

4）液壓支架的選擇

液壓支架是綜采工作面最重要的設備之一，從目前世界先進采煤國家長壁工作面中的液壓支架看，液壓支架基本以掩護式為主，約占全部架型的96%，且有向兩柱式發(fā)展的明顯趨勢。多年的生產實踐證明，高工作阻力的兩柱掩護式支架適應頂板中等穩(wěn)定的長壁工作面。寺河礦井煤層賦存條件及頂?shù)装鍡l件與美國相類似，借鑒國外高產高效工作面生產經驗，結合我國架型選擇要求，工作面液壓支架采用掩護式。最大高度H_max=h_max+S₁=5.2+0.3=5.5m；最小高度：H_min≤h_min- S₂-a-b=2900-200-50-50=2.6m

根據(jù)計算確定液壓支架的技術參數(shù)見表6：

表6掩護式壓支架技術參數(shù)           

 DBT-shield255/550-2×ST₂-4319

首采工作面共設計配套了130個支架，其中端頭架、過渡架共15架，支承高度2. 25~4.5m；中間架115架，支承高度2.55~5.5m；每個支架由一個帶微處理器的PM4和若干傳感器組成。每8個PM4提供一個電源，順槽安裝有一個主PM4服務器和一個Windows操作界面的主計算機MCU，通過快速插頭連接線組成整個工作面PM4電液控制系統(tǒng)。

5)乳化液泵的選型及液箱配置  

乳化液泵的壓力要滿足初撐力和千斤頂所需最大推力的要求，流量要滿足每架（組）在移動循環(huán)中所需的動作的立柱和千斤頂?shù)淖畲罅髁?，同時要滿足支架追機速度要求?？刂品矫嬉箅S支架載荷變化，根據(jù)系統(tǒng)壓力自動調節(jié)開啟泵的臺數(shù)，能根據(jù)對液位自動控制補水，具有乳化液自動配液裝置，并對乳化液出口壓力、泵潤滑油壓力進行檢測和保護。

依據(jù)原則，泵站壓力應滿足：

1）P_b1=4/ZπD²P₁=4/2×3.14×0.325²×5890=35518kPa=35.5MPa

式中：Z—支架的主立柱根數(shù)

D—支架立柱缸體內徑0.325m

P₁—初撐力5890kN

2）P_b2=4/πD₁²×P_n=4/3.14×0.1²×310=36470kPa=36.5 MPa

式中：D₁—千斤頂缸體內徑0.1m

P_n—千斤頂?shù)淖畲笸屏?10kN

滿足1）、2）的泵站壓力P=K P_b1（P_b2）=1.05×36.5=38.3 MPa

式中：K—泵站系統(tǒng)壓力損失系數(shù)，K取1.05~1.1

泵站流量應考慮成組快速移架的需要，按6架/組計算：

Q≥〔〔n₁s₁（F₁+F₂）+n₃BF₃〕/（1000(L/Vq-t₄)）〕（1/η）

=((1×290（934.82×1056.24）+6×86.5×98.17)/（1000（1.756×6/7-0.2））×（1/0.91）=563.6L/min

式中：Q—L/min,液壓泵站的工作流量

n₁、n₃—移架時立柱的行程和千斤頂?shù)男谐?90cm、86.5cm。

F₁、F₂、F₃—立柱環(huán)形腔、活塞腔及千斤頂移架腔的作用面積分別為934.82cm²、1056.24cm²、298.17cm²。

L—支架架間距，1.756m×6

V_q—采煤機牽引速度，取7m/min

t₄—移架過程中的其它輔助時間0.2min

η—泵站容積效率取η=0.9~0.92

液箱以滿足①V≥3Q+Q=563.6×3+200=1890.8L。②停泵時全部進回液管回液和煤層厚度變化使立柱伸縮造成的流量變化等因素，選擇德國豪森科公司的EHP-3K200型泵和液箱。

礦井采用大采高綜合機械化采煤，首采工作面于2002年7月1日完成設備安裝，采煤機引進德國艾柯夫公司SL-500型交流電牽引采煤機，該機最大采高5.6m,截深0.865m,牽引速度0~31.8m/min。液壓支架及工作面刮板運輸機、轉載機、破碎機從德國DBT公司引進。液壓支架形式為二柱支撐掩護式，過渡架高度為2.25~4.5m,中間架高度為2.55~5.5m,支架中心距1.756m,工作阻力8638kN,初撐力5890kN,支護強度0.74~0.91MPa,支架重量為28t。液壓支架采用了先進的PM4電液控制技術，可實現(xiàn)成組快速移架，移架循環(huán)時間6~8s。其它配套設備包括德國豪辛科乳化液泵，澳大利亞ACE公司順槽膠帶輸送機，法國SITE公司負荷中心以及天津貝克公司監(jiān)控系統(tǒng)。該套綜采設備于2002年7月1日投入運行，最高日產量達2.8萬t。

先進的長壁工作面裝備必須有完善的監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)。工作面共裝備了工作面三機PROMOS監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)和乳化液泵的PROMOS監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)和順槽膠帶機的監(jiān)測監(jiān)控PROMOS保護系統(tǒng)三個系統(tǒng)。大采高工作面采用霍尼維爾廠景監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)（KJ72型）。以3302工作面為例，每條進回風巷中均安設了瓦斯傳感器，進風2個，上隅角1個，回風4個，共7個。瓦斯傳感器布置位置及報警、斷電濃度見圖2所示。

圖2    瓦斯傳感器布置位置示意圖

1.4 回采工藝，采用傾斜長壁一次采全高自然冒落后退式綜合機械化采煤法。

工作面支架選用德國DBT公司生產的二柱式掩護支架及其相配套的端頭支架。

采煤工藝為：割煤——拉架——移溜——清煤；進刀方式采用端部斜切割三角煤進刀，采煤工藝與普通綜采基本相同，工作面沿底板推進，采高一般控制在5.4m以上，機頭、機尾各15m隨巷道頂?shù)装迤骄忂^渡。

四六制作業(yè)(一個班檢修，三個班生產)，循環(huán)方式為生產班進4個循環(huán)，日進12個循環(huán),循環(huán)進度0.865米。循環(huán)產量1297.84t,日產量15574.08t,月產量467222.4t。

進刀方式：采用端部斜切割三角煤進刀。進刀方法為，首先機組割透機頭（機尾）煤壁后，將上滾筒降下割底煤，下滾筒升起割頂煤，采煤機反向沿溜子彎曲段斜切入煤壁，待采煤機機身全部進入直線段且兩個滾筒的截深全部達到0.865m后停機；然后將支架拉過并順序移溜頂過機頭（機尾）后調換上、下滾筒位置向機頭（機尾）割煤；采煤機再次割透機頭（機尾）煤壁后，再次調換上、下滾筒位置，向機尾（機頭）割煤，開始下一個循環(huán)的割煤，割過煤后及時拉架－－頂機頭（機尾）－－移溜。機組進刀總長度控制在30m左右。

根據(jù)本工作面的地質條件及工人的操作習慣，拉架采用雙向鄰架自動順序移架，每次移一架；推溜采用雙向成組推溜。

工作面主要技術經濟指標見表7。

表7 工作面主要經濟技術指標

2 工作面快速安裝與搬家

2.1 利用切眼尾巷安裝工作面，寺河礦2301工作面南部，平行于切眼距切眼30m布置有一條尾巷，與切眼有3個橫貫相連。安裝時，工作面的支架、溜子、采煤機、破碎機等設備均采用支架搬運車、支架叉車由切眼尾巷運往切眼，配合支架叉車調向安裝，

工作面設備的安裝順序為：設備列車（負荷中心、泵站）→馬蒂爾液壓系統(tǒng)、轉載機、破碎機→刮板機→采煤機→支架。

1)設備列車的安裝

安裝軌道、絞車→用瓦格娜鏟車按照由外向里的順序將設備列車和其設備安放到已經鋪設的軌道上→用絞車拉至適當位置→將各輛平板車用專用的連接裝置可靠連接→連接負荷中心電源線、負荷線、本布羅控制線、接地保護系統(tǒng)→形成工作面臨時泵站→調試工作面供電、供液系統(tǒng)

2）馬蒂爾系統(tǒng)、轉載機、破碎機的安裝

馬蒂爾液壓系統(tǒng)（上井檢修下井復用）→轉載機（上井檢修下井復用）機頭、電機、減速器→橋身部→凸槽→傾斜槽→凹槽→破碎機→旋轉槽→鵝頸槽→轉載機尾（刮板機機頭）。

3)刮板機的安裝

機頭部→機頭過渡槽→機頭特殊槽→中部槽→機尾特殊槽→機尾過渡槽→機尾部。

4) 采煤機的安裝

做好準備工作→將采煤機的滾筒、搖臂運到安裝地點→把采煤機機身運到貝殼內和已安裝好的溜槽對接好→將搖臂安裝在機身上→安裝滾筒→接好各部位電機的電源線、控制線→連接主電纜和水管→安裝其它附屬小件及管路→試車。

5)液壓支架的安裝

液壓支架的安裝從機頭開始依次向機尾安裝。

第一臺支架運到安裝地點后，利用支架車的自卸裝置將其卸車，用叉車（絞車配合）將其調向、安裝到位。

將已入位的支架與臨時泵站接通供液。升起支架使其頂梁與頂板接觸嚴密，并達到初撐力。并保證支架和運輸機溜槽垂直，縮小安裝誤差。機頭、尾過渡架不能互換，必須按編號依次排放安裝。 當工作面130個支架安裝完畢后，連接安裝PM4及其電源系統(tǒng)。工作面整個安裝工作完成后，將臨時泵站供液改為永久泵站供液。

2301工作面借鑒神華經驗提前在停采線處，提前掘進出主撤架通道（寬×高：5.5×3.8m），距離主撤架通道25m掘出輔助撤架通道（寬×高：4.5×3.8m），主副撤架通道之間利用4個橫川相連（橫川寬×高：4.5×3.8m）。

在主撤架通道內安裝三種支架共106架，其中BC7D-400/1735型支架64架，BYE-400/1735型支架26架，垛式支架6架（置于主撤通道中部靠近工作面?zhèn)扰欧牛?。支架沿撤架通道排成兩條線，呈品字形擺放。

2.2 利用主副撤架通道回撤設備的方法，2301工作面提前在停采線處掘進出主撤架通道(寬×高：5.5×3.8米)，距離主撤架通道25米掘出輔助撤架通道（寬×高：4.5×3.8米），主副撤架通道之間利用四個橫川相連（橫川寬×高：4.5×3.8米）。2301工作面主副撤架通道的提前施工,實現(xiàn)了綜采工作面的快速停采搬家，充分利用四個橫川優(yōu)勢，實現(xiàn)了多點撤架，分段回收。

利用Z7200/23/38A型垛式支架作為大采高撤架的掩護支架,采用慢速絞車牽引和支架自拉的方式將支架調向、撤出，木垛及時維護頂板的辦法回撤支架。

撤架工序：回撤工作面待撤支架前點柱和通道內平行于通道的35型支架(降35型支架后必須將原支護和上方的木垛回掉)→工作面支架縮護壁、側護板→降架→拆液管→絞車牽引前移→調向→維護三角區(qū)→移掩護支架→拖運→裝車→指定地點。

撤架設備：鏟車4輛，ST—3.5S瓦格那鏟車；牽引車2輛， FBL—15型森內卡牽引車；支架牽引車2輛，F(xiàn)BL—40型森內卡牽引車；支架拖車2輛，CHT—50型DBT支架拖車。

以工作面中部支架為界，向機頭、機尾分兩段順序將支架撤出。

1）利用絞車牽引將工作面中部支架從工作面通道撤出

首先撤出回撤通道內影響中部支架回撤的前點柱及通道內平行于通道的35型掩護支架。撤出通道內的單體柱及35支架時，先回單體柱（35架前后、左右側的單體柱），再撤35支架?；?5架時，先回靠工作面?zhèn)戎Ъ?，再回靠副撤架通道側的支架，并及時在回撤區(qū)域打木垛護頂，且必須有足夠的安全的調架空間，不能影響調架。利用絞車將工作面最中部的一架支架從通道撤出。

2）利用工作面中部絞車調向，分別沿機頭、機尾方向，順序撤出緊鄰中部支架的各兩架支架，使用端頭絞車牽引至機頭方向的巷道內或機尾方向的巷道內。再調正機頭段、機尾段的掩護架。利用中部支架前方通道內兩臺Z7200/23/38A垛式支架作為掩護支架，其中一臺作為機尾方向的掩護支架，另一臺作為機頭方向的掩護支架。調向時滑輪固定在待撤支架前方的垛式支架或35架底座上。然后，絞車配合FBL-15支架拖車自拉或FBL-40叉車將支架裝車或叉裝運輸。

3）依次分別向機尾、機頭方向撤出剩余支架。

4）拉掩護架。

每撤一架，利用絞車牽引前移掩護架，始終保持掩護架頂梁與待撤支架靠三角區(qū)側有500mm左右的空間。

5）利用主、副撤架通道間的1^#、2^#、3^#、4^#橫川將橫川內及橫川與主撤通道交叉區(qū)域的35型支架撤出，撤出后在距橫川口5m處打兩個木垛護頂。其它35型支架利用絞車或叉車從撤架通道撤出。

6）支架回撤至機頭和機尾分別剩余兩架支架時，先撤出撤架通道內的掩護架，再分別撤出機頭和機尾的兩架支架。機頭和機尾的兩架支架均采用交替邁步前移的方式，分別由機頭方向的巷道內或機尾方向的巷道內撤出。

利用工作面開切眼尾巷，采用先進的運輸設備，回撤和安裝一個工作面僅需要7~15d，比傳統(tǒng)的安裝方式節(jié)省時間15~20d，實現(xiàn)了工作面的快速搬家，縮短了搬家時間，為礦井實現(xiàn)高產高效創(chuàng)造了條件。

3 寺河礦連續(xù)采煤機掘進工藝研究

掘進設備引進美國久益公司兩套12CM27－10E型連續(xù)采煤機， Fletcher公司生產的CHDDR型雙臂錨桿鉆機，菲利普斯公司生產的PM2110－C型運煤梭車，斯坦姆勒公司生產的BF－14B－54－64C型給料破碎機，瓦格娜公司生產的ST－3.5型柴油驅動鏟車進行清煤和運料。采用連續(xù)采煤機割煤、錨桿機支護、全斷面掘進的機械化掘進方式。循環(huán)方式為多循環(huán)，最大循環(huán)進度為12m。

采用這套設備進行錨桿支護施工，大大減輕了工人的勞動強度，提高了掘進速度。最大控頂距為10m，遇見特殊地質條件，隨時減小控頂距，這套設備平均進尺達到800~900m/月。最高進尺達到1500m/月。

連續(xù)采煤機掘進過程分為“切槽”和“采垛”兩個工序，司機在激光指向儀的導向下，確定連續(xù)采煤機的進刀位置，先在巷道的一側掘進，按照巷道尺寸截割深度達循環(huán)進度后退機，這一工序稱“切槽”工序。然后連采機退出，調整到巷道的另一側，再切割剩余的煤壁，使巷道掘至所要求的寬度和循環(huán)進度，這一工序稱為“采垛”工序。連續(xù)采煤機就是通過“切槽”和“采垛”工序來完成巷道的掘進。

無論是切槽還是采垛工序，連續(xù)采煤機截割時，首先連采機司機將截割頭調整到巷道頂板，將截割頭切入煤體，切入深度不大于截割頭的直徑，然后逐漸調整截割頭高度，截割頭由上而下切割煤體，當截割頭切到煤層底部時，連采機稍向后移，割平底板，并裝完余煤，然后連采機再進行下一個切割循環(huán)。連采機依此反復循環(huán)，完成切槽和采垛工序，直到一次掘進進尺達到規(guī)定的循環(huán)進度后轉移到鄰近巷道作業(yè)。

以3301工作面33012、33014、33013三條回采巷道掘進為例。連采機在33012巷割煤達循環(huán)進度后，調機到33014巷割煤，此時，錨桿機調機到33012巷支護；連采機在33014巷割煤達循環(huán)進度后，調機到33013巷割煤，此時，錨桿機完成了33012巷的支護，調機到33014巷支護；連采機在33013巷割煤達循環(huán)進度后，調機又到33012巷割煤，此時，錨桿機完成了33014巷的支護，調機到33013巷支護。依此反復循環(huán)連續(xù)作業(yè)，連續(xù)采煤機掘進工序示意圖見圖3

掘進工藝流程：交接班→安全檢查→掘進機割、運煤→達循環(huán)進度→鏟、清煤→掘進機調機到合適位置→進行敲幫問頂找掉→單體錨桿鉆機、單體錨索鉆機進入巷道內支護→人工清煤→接溜槽→自檢驗收→進行下一個循環(huán)。

截割方式：采用縱軸式橫向連續(xù)擺動截割方式。截割工藝為：進刀→截割→修周邊→成形。截割頭由巷道一側底部進刀，進刀深度800~1000mm，然后在巷道內水平截割，周邊留下300~400mm厚的邊煤，每水平擺動截割一次，抬高700-800mm，按照截割運行曲線示意圖連續(xù)擺動截割至初步成形，截完一個循環(huán)進度后，修周邊達到設計要求。

裝運煤：施工中破落的煤由掘進工作面→機組小溜（一、二部）→梭車→掘進工作面溜子→掘進巷皮帶→聯(lián)絡巷溜子→膠帶大巷溜子→北翼膠帶巷皮帶→東膠皮帶→主井皮帶→地面。

巷道錨桿支護施工：巷道錨桿支護施工分臨時支護的安設和永久支護的施工。其中，永久支護分為頂板錨桿的施工、頂板錨索施工、幫錨桿施工。

連采掘進工藝的施工組織管理采用“四六”制作業(yè)形式，三掘一準作業(yè)方式。掘進工作面主要的技術經濟指標見表8。在斷面為17.5㎡的回采巷道內，采用連采工藝三巷掘進，巷道使用錨桿支護方式，月進度（25d）1500m。

表8連續(xù)采煤機掘進工作面主要經濟技術指標表

4 大斷面全煤巷道錨桿支護技術

寺河礦的開采方式為走向長壁一次采全高全部垮落法，由于設備規(guī)格大、煤層瓦斯含量高、工作面推進速度快，因而其回采巷道數(shù)量多、斷面大（巷道寬×高一般在5×3.5m以上），支護難度也很大。針對自身的特殊條件，開展了大斷面煤巷錨桿支護技術的研究和推廣應用。通過巷道圍巖地質力學測試、錨桿支護機理與設計方法、數(shù)值模擬、支護材料、井下施工和礦壓監(jiān)測等各方面相關技術的研究和推廣應用，大斷面煤巷錨桿支護技術最終在晉城煤業(yè)集團應用成功。

4.1 煤巷錨桿支護技術研究內容

1)巷道圍巖地質力學測試

巷道圍巖地質力學測試是本項目的重要組成部分，為錨桿支護設計提供必要的基礎數(shù)據(jù)。為了比較全面地了解寺河礦首采工作面巷道圍巖地質力學性質，井下進行了巷道圍巖強度測定、地應力測量、鉆孔節(jié)理裂隙觀察。

表9 2^#車場圍巖強度測試結果（頂板）

巷道圍巖強度采用WQCZ-56型圍巖強度測定裝置在井下進行。這種方法具有快速和準確的特點，測量結果更接近于實際。在寺河礦首采區(qū)布置了3個測站，測定了巖層和3^#煤層的強度。測試結果如表9。

對煤幫煤層強度進行的測量結果為，煤體強度最大為32.8MPa，最小為7.64MPa，平均21.9MPa。

地應力測量結果(表10)表明，寺河礦地應力場形式主要為 σ_H>σ_h >σ_V，在所測試的三個地點中共11個測試段，8個為這種情況。但最大主應力方向由于受地質構造的影響，表現(xiàn)的規(guī)律性不是很強，主要以北偏西為主，其中一、三兩個測試地點主要集中在N71.2°W~N83.4°W之間，第二測試地點為N39.2°E。這種情況與煤層底板等高線圖所示的構造比較一致。

表10 寺河礦地應力測試結果

序號	巷道	埋深 （m）	垂直應力 （MPa）	最大水平 主應力 （MPa）	最小水平 主應力 （MPa）	巖石 抗張強度(MPa)	最大水平 主應力方向
1	1#車場第二條順槽開口	282	7.04	16.44	8.76	0.47	N71.2oW
2	2#車場距入口23m	384	9.60	18.26	8.67	3.56	N39.2oE
3	東軌大巷2盤區(qū)變電所西23m	376	9.40	18.92	9.67	0.17	N83.4oW

在巷道圍巖中鉆孔，采用光導纖維窺視儀觀察鉆孔內節(jié)理、裂隙分布，監(jiān)測不連續(xù)面發(fā)展，如巷道頂板離層狀況。結合鉆孔巖芯分析圍巖不連續(xù)面的特征。

本次鉆孔窺視時在圍巖強度測試孔中進行的。采用美國 FS70′20鉆孔窺視儀進行鉆孔觀察。該儀器由柔性光導纖維、觀察鏡、目鏡等組成。該儀器觀察鉆孔直徑為28mm，鉆孔深度為6m。

在窺視過程中發(fā)現(xiàn)1^#車場測試點頂板在3.35m和5.18m處有輕微離層或存在明顯的層理；2^#車場和東軌大巷頂板沒有發(fā)現(xiàn)有離層現(xiàn)象發(fā)生。說明頂板巖層的巖性較好。

2)錨桿支護理論

根據(jù)圍巖變形、破壞的特點，提出了錨桿支護的擴容—穩(wěn)定理論，其要點為：錨桿的早期作用主要是阻止破碎巖塊掉落并抑制淺部圍巖擴容和離層，減小巖層壓曲和彎曲失穩(wěn)的可能性。錨桿安裝越及時，預緊力越大，支護效果越好。隨著時間的推移和受到采動影響，巷道圍巖的破壞范圍會逐漸擴大。當錨桿能伸入穩(wěn)定巖層中時，其作用主要表現(xiàn)為，將破壞區(qū)巖層與穩(wěn)定層相連，阻止破壞巖層垮落。同時，錨桿提供徑向和切向約束，阻止破壞區(qū)巖層擴容、離層、滑動，從而提高其承載能力。(4) 錨桿不能伸入穩(wěn)定巖層時，其作用主要是在破壞區(qū)內形成次生承載層(圖9)，它可以阻止上部破壞巖層的進一步擴容和離層。同時使圍巖深部的應力分布趨于均勻和內移。

3)錨桿支護材料

錨桿支護材料包括錨桿桿體、錨固劑、托盤、螺母、鋼帶(鋼筋托梁) 、金屬網、錨索等。這些材料是錨桿支護的基礎，它們的力學特性顯著控制著錨桿支護效果的發(fā)揮。

高強度錨桿具有良好的價格性能比使錨桿支護的優(yōu)越性得到充分發(fā)揮，并保證巷道支護的可靠性。在寺河礦首采工作面回采巷道井下施工中，頂板采用φ20的高強螺紋鋼錨桿，極限拉斷力190kN，屈服力為126kN，延伸率17%。幫錨桿采用兩種形式，一種為圓鋼錨桿，桿體直徑18mm；另一種為玻璃鋼錨桿，桿體直徑為18mm，極限拉斷力70kN。寺河礦首采工作面回采巷道井下施工中，采用了K2335、Z2360兩種樹脂錨固劑。根據(jù)具體條件，在寺河礦井下采用了鋼筋托梁。

在寺河礦井下采用了小孔徑樹脂端部錨固預應力錨索。采用樹脂藥卷錨固，通過錨索攪拌器可以象安裝普通樹脂錨桿對錨索進行端部錨固。用普通單體錨桿機即可完成打孔、安裝。

4.2 錨桿支護方案

寺河礦的錨桿支護涉及到三類巷道：工作面順槽巷道、工作面切眼和撤架通道。三類巷道服務的時間和使用的目的都不相同，巷道的斷面也不一樣，錨桿支護初始設計采用有限差分數(shù)值計算程序FLAC3.3進行多方案比較，最后得出合理的錨桿支護初始設計。三類巷道都采用樹脂加長錨固錨桿組合支護系統(tǒng)，并進行錨索補強。三類巷道支護方案見表。

4.3 錨桿支護監(jiān)測技術

1）錨桿支護監(jiān)測技術內容

錨桿支護實施于井下后，要對巷道圍巖變形狀況，錨桿受力分布和大小進行全方位監(jiān)測，以獲得支護體和圍巖的位移和應力信息，從而判斷錨桿支護初始設計的合理性和可靠性，巷道圍巖的穩(wěn)定程度和安全性。進而根據(jù)監(jiān)測信息，修改初始設計，使其逐步趨于合理。

三類巷道支護方案

	斷 面	頂  板  支  護	巷  幫  支  護
順槽巷道錨桿支護	呈矩形，寬5.5m，高3.5m，掘進斷面19.25m2。	1 錨桿桿體為20#左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.4m，桿尾螺紋為M22,樹脂加長錨固。 2 鋼筋托梁采用f16mm的鋼筋焊接而成，寬度100mm，長度5.1m。   3 錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與垂線成300。 4 網片規(guī)格：采用菱形金屬網護頂，規(guī)格為3.8×1.1m和2.3×1.1m。 5 錨桿布置：錨桿排距1.0m，每排6根錨桿，間距1.0m。 6 錨索直徑f15.24mm，長度7.3m，加長錨固錨索每排2根，排距為3.0m。	1 工作面?zhèn)葞湾^桿桿體為f18mm 玻璃鋼錨桿，長度2.0m，桿尾螺紋為M20。煤柱側煤幫: 錨桿桿體為f18mm圓鋼，長2.0m，桿尾螺紋M20。 2 錨桿角度：靠近頂板的巷幫錨桿安設角度為與水平成10度。 3 網片規(guī)格：當煤幫破碎時，采用菱形金屬網護幫，規(guī)格為2.7×1.1m。 4 錨桿布置：錨桿排距1.0m，每排3根錨桿，間距1m。
開切眼錨桿支護	呈矩形，寬8.2m，高3.5m，掘進斷面積28.7m2	1 錨桿桿體為20#左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.4m，樹脂加長錨固。 2 鋼筋托梁采用f16mm的鋼筋焊接而成，寬度100mm，長度3.6m。 3 錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與垂線成300。 4 網片規(guī)格：采用菱形金屬網護頂。 5 錨桿布置：錨桿排距1.2m，每排8根錨桿，間距1.0m。 6 錨索直徑f15.24mm，長度6.3m，加長錨固。錨索每2排3根。	1采空區(qū)一側為圓鋼錨桿，桿體直徑18mm，長度2.0m。工作面一側為玻璃鋼錨桿，桿體直徑18mm，長度2.0m。樹脂端部錨固。 2錨桿角度：靠近頂板的巷幫錨桿安設角度為與水平線成100。 3 網片規(guī)格：當煤幫破碎時，采用菱形金屬網護幫。 4 錨桿布置：錨桿排距1.2m，每排每幫3根錨桿，間距1m。
回撤通道錨桿支護	主回撤通道寬5.5m，高4.0m，掘進斷面積22.0m2。 輔回撤通道寬5.5m，高3.5m，掘進斷面積19.25m2。	1 頂錨桿采用Φ20-M22-2400型左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，樹脂加長錨固。排距800mm，間距900mm。 2 鋼筋托梁采用f16mm的鋼筋焊接而成，寬度100mm，長度4.9m。 3 錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與垂線成30度。 4 網片規(guī)格：采用菱形金屬網護頂，規(guī)格為5.7×0.9m。 5錨桿布置：錨桿排距800mm，每排7根錨桿，間距800mm。錨索采用Φ15.24×9300-1型錨索，加長錨固。 6 錨索一排三根，采用14#-4400-3型槽鋼組合，排距1600mm，間距1400mm。	1靠近工作面?zhèn)葞湾^桿采用Φ18-M16-2000型玻璃鋼錨桿，同時采用Φ16-3500-100-5型鋼筋托梁加1500×300×50mm柱帽護幫?？拷背芳芡ǖ纻葞湾^桿采用Φ18-M20-2000型螺紋鋼錨桿，同時采用Φ16-3300-100-4型鋼筋托梁護幫。 2 錨桿角度：靠近頂板的巷幫錨桿安設角度為與水平線成10度。 3錨桿布置：靠近工作面?zhèn)葞团啪?00mm，間距800mm；靠近副撤架通道側幫排距800mm，間距1000mm。 根據(jù)采動壓力與采動時間、采動距離、工作面推進速度、工作面采高之間的關系，在回撤通道內可進行加強支護

現(xiàn)場監(jiān)測分綜合監(jiān)測和日常監(jiān)測。前者的目的是驗證初始設計的合理性和可靠性，并為修正初始設計提供依據(jù)。后者在于保證巷道安全。

綜合監(jiān)測內容如表23所列。頂板離層值采用頂板離層儀測定，它可測出頂板錨固區(qū)內外的離層值。錨桿受力監(jiān)測有兩種形式，一種是測量端部錨固錨桿(索)工作阻力的錨桿測力計，另一種是測量加長錨固、全長錨固錨桿受力的測力錨桿。

錨桿支護正常施工后，進行日常監(jiān)測，確保巷道的安全狀態(tài)。日常監(jiān)測包括三部分內容：錨桿錨固力抽檢，頂板離層觀測和錨桿預緊力矩檢測。

2） 錨桿支護監(jiān)測具體要求

抽檢指標為頂錨桿錨固力不得低于100kN，幫錨桿錨固力不得低于70kN。發(fā)現(xiàn)不合格錨桿，應在其周圍200mm的范圍內補打錨桿。應在施工過程中，每300根或300根以下錨桿，做抗拔力試驗不得少于1組，每組不少于3根。用MLK－30（按1MPa=0.5t計算）型錨桿拉力計抽檢時，幫錨桿不小于14 MPa，頂錨桿不小于20MPa。對于抽檢不合格的的錨桿必須及時補打合格的錨桿。擰緊力矩頂錨桿不得低于120N·m，幫錨桿不得低于80N·m。

安裝錨索攪拌好后等待15分鐘，裝上托板，錨具，用漲拉千斤頂漲拉錨索至設計預緊力100KN，之后卸下千斤頂。采用SL-50型漲拉千斤頂（1MPa=0.5t）漲拉錨索為20 MPa; 當采用SL-30型漲拉千斤頂（1MPa=0.3t）漲拉錨索為34 MPa。根據(jù)巷道圍巖條件每隔30-50m安設一頂板離層儀，每個巷道交岔點要安設頂板離層儀，斷層帶、圍巖破碎帶、頂板淋水、硐室等特殊地質條件段必須安設頂板離層儀（離層儀一般布置在巷道頂板中心處），現(xiàn)場設置離層數(shù)據(jù)牌板。

4.4 工作面順槽的礦壓觀測結論

1) 順槽巷道礦壓監(jiān)測結果及分析

在2011運輸巷中對頂板離層進行了監(jiān)測。巷道掘進期間頂板的離層監(jiān)測結果如

圖4  6號測站巷道掘進期間頂板離層

圖4。監(jiān)測結果表明：頂板7m范圍內巖層的總離層值只有4~10mm，頂板離層不大，說明錨桿與錨索支護效果顯著，充分發(fā)揮了巖石的自承載能力。在巷道掘進15天，頂板離層基本趨于穩(wěn)定。

在工作面回采期間，頂板離層值變化不大，巷道維護狀況良好，表明回采工作面超前支承壓力影響范圍小，影響程度不大。

頂板錨桿在掘進期間的受力情況如圖11，監(jiān)測結果表明，在掘進期間頂板錨桿受力較小，一般在50kN左右，最大不超過90kN。在回采工作面動壓影響期間頂板錨桿受力較大，一般在80kN左右，錨桿受力最大不超過160kN, 完全在設計允許范圍內，錨桿保持一定的工作載荷且有部分余量。

圖5  1^#綜合測站5^#測力錨桿監(jiān)測結果

 

圖6  測力錨桿回采期間監(jiān)測結果

圖7  測力錨桿回采期間受力變化

回采工作面動壓影響期間頂板錨桿受力變化曲線如圖5、6。大部分錨桿受力變化很小，最大值僅為11kN。再次表明工作面超前支承壓力影響程度不大。

監(jiān)測結果表明：樹脂加長錨固錨桿組合支護系統(tǒng)，并進行錨索補強是適合寺河礦井2011運輸巷的支護形式，支護參數(shù)選擇比較合理，有效保證了巷道安全。回采工作面超前支承壓力影響范圍小，影響程度不大。

2)工作面開切眼的礦壓觀測結論

考慮開切眼維護時間短，本次礦壓監(jiān)測主要進行頂板離層監(jiān)測。開切眼內每30m安裝1個頂板離層指示儀，共8個。此外，還對錨桿錨固力和預緊力進行了檢測。切眼掘進期間典型的頂板離層監(jiān)測結果如圖8所示。監(jiān)測結果表明：

頂板7m范圍內巖層的總離層值只有7~10mm，頂板離層不大，說明錨桿與錨索支護效果顯著，充分發(fā)揮了巖石的自承載能力。在巷道掘進10天，頂板離層基本趨于

圖8 切眼掘進期間頂板離層監(jiān)測結果

穩(wěn)定。錨桿、錨索支護系統(tǒng)有效控制了頂板變形，特別是在控制處于錨固范圍外軟弱巖層的破壞，以及在煤巖交界面上的離層方面發(fā)揮了重要作用。

3)工作面回撤通道的礦壓觀測結論

主撤架數(shù)字顯示頂板離層指示儀觀測結果：1^#-3^#數(shù)顯頂板離層儀觀測的頂板總離層數(shù)值分別為110mm、80mm和70mm。主撤架通道頂板高度及下沉量觀測結果如圖9、10。

圖9  主撤架通道頂板高度觀測結果

圖10  主撤架通道頂板下沉量觀測結果

 

4.5 巷道使用效果

寺河礦首采工作面順槽巷道、開切眼、回撤通道均安全可靠地得到了使用。通過綜合監(jiān)測與日常監(jiān)測證明，工作面順槽巷道、開切眼、回撤通道的永久支護和回撤通道的加強支護方式是合理的，保證了巷道的可靠使用，回撤通道的支護方式滿足了末采貫通要求。寺河礦首采工作面順槽巷道、開切眼、回撤通道斷面大，沿煤層底板掘進，頂板為比較破碎的煤層，而且部分區(qū)域地質構造復雜，支護難度很大。而且順槽和回撤通道均受到回采動壓影響，尤其是回撤通道，如采用工字鋼棚支護，技術上是不可行的，勢必會造成金屬棚明顯變形，巷道圍巖變形得不到有效控制。采用高強度錨桿與錨索聯(lián)合支護，從技術上是合理的。從安設的測力錨桿的受力分析和頂板離層儀的顯示數(shù)據(jù)來看，錨桿支護設計在技術和經濟上也是合理、可靠的。

5 寺河礦瓦斯綜合治理技術

2002年礦井投產之前礦井瓦斯絕對涌出量達到158m³/min，2003年進行礦井瓦斯等級鑒定時，寺河礦絕對瓦斯涌出量達到337.8 m³/min，相對瓦斯涌出量為27.88m³/t，2006年絕對瓦斯涌出量達到486 m³/min，如此之高的瓦斯涌出量勢必會嚴重阻礙現(xiàn)代化設備的能力發(fā)揮。為了治理瓦斯，始終堅定地貫徹落實瓦斯治理“十二字”方針：即在“以風定產”方面堅持“多風井、大風機、高風量”；在“監(jiān)測監(jiān)控”方面堅持“高投入、設備全、高性能”；在“先抽后采”方面堅持“大能力、多方位、早預抽”，以此強化瓦斯治理工作，最終實現(xiàn)“本質安全型”的最終目標。

高瓦斯礦井開采實踐：使我們深刻認識到，治理瓦斯必須抓住根本，實施“強化抽放”戰(zhàn)略。同時將地面抽放與井下抽放充分結合起來，提高礦井瓦斯治理效果，保證礦井安全生產。

5.1進行地面鉆井超前預抽，開發(fā)煤層瓦斯

晉城煤業(yè)集團于1992年引進美國地面鉆孔釋壓技術，開始展開地面煤層瓦斯氣開發(fā)研究工作，1995年與美國美中能源公司合資成立了山西晉丹能源研究開發(fā)公司，主要從事寺河礦所屬潘莊井田地面煤層瓦斯氣開發(fā)。

寺河礦潘莊區(qū)井田煤層瓦斯開發(fā)首先施工了7口示范井（其中一口取芯化驗井），1995年開始施工，到1997年完工，均已產氣，其中最高單井日產氣量超過12000m³/d，單井平均產氣量2850m³/d。這一煤層瓦斯井群排采試驗的成功，有力地推動了沁水煤田煤層瓦斯的開發(fā)工作。

2006年底在寺河礦潘莊區(qū)塊井田鹿底—下河地段已施工490口煤層瓦斯氣井，井距為310×250m，目前208口井運行，2006年度累計產氣量10002萬m³。到2010年完成整個寺河區(qū)塊的煤層瓦斯氣開發(fā)，實現(xiàn)年產氣量3億m³，為12萬kW的煤層氣電廠提供充足氣源。

5.2 建立永久瓦斯抽放系統(tǒng)，實施井下雙系統(tǒng)瓦斯抽放

寺河礦于2000年5月建成了礦井瓦斯永久抽放系統(tǒng)。，地面泵站（布置示意圖見圖11）設計抽放能力為2億m³/a，安裝6臺CBF710-2BG₃型水環(huán)式真空泵，單臺抽氣速率440～480m³/min，最高運行負壓80kPa，配套使用YB560M1-4W型防爆電機和SEW公司生產的風冷式減速器，電機功率630kW，抽放能力達到400Nm³/min以上。

圖11  寺河礦井瓦斯永久抽放泵站布置示意圖

2002年底在東區(qū)井下又建成了永久瓦斯抽放系統(tǒng)，用于東區(qū)采空區(qū)瓦斯抽放并兼顧地面泵站接力加壓。

目前，寺河礦地面泵站并聯(lián)運行了兩臺2BE1-710泵和一臺CBF710泵，標態(tài)下，抽放混量為269m³/min，抽放瓦斯?jié)舛冗_ 50~58％，甲烷純量在140Nm³/min以上。

井下泵站采空區(qū)抽放濃度在17~20％，抽放甲烷純量達15m³/min，全礦抽放瓦斯純量達到155m³/min，礦井的抽放率達到35～40％。全礦2006年的抽放量達到了13922萬m³。

5.3 利用順煤層長鉆孔實施煤層瓦斯區(qū)域性預抽放

根據(jù)順煤層長鉆孔施工可以達到的長度，在寺河礦進行了區(qū)域性抽放技術的應用研究(如圖12所示)，即在工作面圈定前兩至三年，甚至是更長時間，將劃定的區(qū)域順煤層布置鉆孔進行抽放，平均打鉆長度達到300~400m，基本上能夠覆蓋兩個工作面區(qū)域。在寺河礦東二盤區(qū)輔助回風巷以東500m煤層區(qū)域內布置長鉆孔123個，鉆孔間距6~8m，鉆孔總進尺38000m，平均鉆孔長度308.9m，最長達507m。經測定，寺河礦東二盤區(qū)輔助回風巷以東500m抽放模塊區(qū)域內，瓦斯儲量為5106萬m³，2002年10月份鉆孔施工完畢在抽后，抽放瓦斯純量為27.13Nm³/min，平均百米鉆孔抽放量為0.0714Nm³/min，瓦斯抽放純量為24.85Nm³/min，百米鉆孔抽放量衰減至0.0654Nm³/min。到一年后停抽為止,累計抽放瓦斯量為1366m³/min，抽放模塊的預抽率達到26.75％。有效降低了該區(qū)域煤體采掘活動過程中瓦斯治理的難度。目前寺河礦已進行5個類似的瓦斯區(qū)域抽放，都取得了明顯效果。如2002年在西軌1^#橫川附近約200m的區(qū)域實施區(qū)域抽放，共施工23個長鉆孔，總進尺9992m，平均孔長435m，最長孔505m，鉆孔平均瓦斯流量1.276m³/min，濃度為66%，百米鉆孔瓦斯抽放量達0.196m³/min。

5.4 采掘過程中的瓦斯抽放

在采掘活動中，為有效治理瓦斯還同時采取了多重的瓦斯抽放形式，也取得了非

常好的效果。在巷道掘進過程中，每隔150m，在工作面煤層內設鉆場施工扇形長鉆孔（如圖13所示），抽放掘進面前方和圈定區(qū)域內的瓦斯，鉆孔長度多在200m左右，這種方式不但消除了因巷道瓦斯的大量涌出而影響巷道前方掘進，而且也對煤體進行提前預抽，增加了采面預抽時間。在采煤工作面圈出后，在工作面另一側巷道內向工作面煤體內再布置平行順層孔進行預抽放（如圖14所示）；針對工作面走向越往里開采時間越早，采前預抽時間越短的特點，根據(jù)可抽時間有意識地加密鉆孔，實施強化抽放，以消除或減少開采時的瓦斯影響。順煤層長鉆孔的施工，減少了因封孔對鉆孔的損耗，緩解了高瓦斯礦井的通風和采掘銜接，提高了煤體預抽效率。

5.5 采空區(qū)瓦斯抽放

半封閉或全封閉采空區(qū)抽放采空區(qū)瓦斯。采空區(qū)半封閉抽放是指采煤工作面在回采過程中，在尾巷橫川或者在尾巷口打密閉插管進行抽放，這種抽放方法需要大直徑的抽放管道以滿足大流量的瓦斯抽放，來有效地改善上隅角風流流動狀況，從而使上隅角瓦斯流動方向改向采空區(qū)，達到瓦斯治理的目的。全封閉采空區(qū)瓦斯抽放是在工作面回采結束后，在工作面進回風巷道口處進行封閉，并在回風巷口插管進行抽放；或者是在工作面回采結束后，利用回采時大直徑傾斜鉆孔、采空區(qū)半封閉插管等遺留的抽放設施進行進一步的瓦斯抽放，以減少采空區(qū)瓦斯對臨近工作面的影響。

5.6 瓦斯抽放效果及抽放量

現(xiàn)寺河礦在標準狀態(tài)下抽放純瓦斯155m³/min,其中本煤層抽放140m³/min，采空區(qū)抽放15m³/min，礦井抽放率達到35~40％；2006年寺河礦瓦斯預抽放量達到了13922萬m³。

6 采用多風井分區(qū)通風系統(tǒng)，回采工作面三進兩回通風系統(tǒng),提高礦井通風量

礦井通風上的主要措施體:（1）堅持以風定產。在2002年至2006年間,寺河礦堅持通風能力和生產能力同步增長的原則,新增風井3個，新安裝大功率大風量對旋主要通風機4臺，新增礦井通風能力688萬t/a，適應了礦井高速發(fā)展的要求。寺河礦2001~2005年通風瓦斯變化情況見表11。

表11     寺河礦2001-2006年通風瓦斯變化情況表

    寺河礦在上莊風井裝備的BDK-10-4.0型通風機是國內運行最大的主要通風機之一，單臺風機供風能力超過24000m³/min，負壓超過6000Pa.（2）堅持優(yōu)化系統(tǒng)，實現(xiàn)分區(qū)通風。寺河礦現(xiàn)有5個進風井4個回風井，實現(xiàn)了分區(qū)通風（寺河礦現(xiàn)開采的盤區(qū)與風井布置情況如表12所示），一井一面的供風模式，能夠有效解決工作面產量高，生產集中，瓦斯涌出量大，井田面積大的困難。實踐證明，分區(qū)通風模式是成功的。

                表12 盤區(qū)及對應的風井

6.1回采工作面三進兩回通風系統(tǒng)

風巷33023巷，兩條回風巷33022、33024巷，33021、33025巷的風流通過工作面，稀釋工作面瓦斯，33023巷的風流通過回風橫川回到兩條回風巷，一方面稀釋回風巷瓦斯?jié)舛仍?.0%以下，另一方面給上隅角施加正壓，上隅角的風流方向保持流向滯后的尾巷橫川，采空區(qū)瓦斯自從尾巷橫川回出，始終影響不到回采工作面，在生產過程中上隅角瓦斯保持在0.4%~0.8%之間，始終處于受控狀態(tài)。如圖16所示。

 

圖16         大采高工作面三進兩回通風系統(tǒng)簡圖

這種通風系統(tǒng)過風量大，系統(tǒng)穩(wěn)定可靠，采用偏Y型尾巷的通風技術，改變了上隅角風流流動方向，消除了上隅角風流渦流狀況，從根本上解決了瓦斯集聚的因素，盡管整個工作面瓦斯涌出量大，但上隅角瓦斯穩(wěn)定地控制在《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定1.5％的管理范圍之內，保證了工作面的安全生產。

寺河礦大采高工作面采用三進兩回偏Y型通風系統(tǒng)在國內甚至在世界上都是首次應用，其巨大的過風能力和科學合理的系統(tǒng)結構為在高瓦斯礦井實施高產高效提供了保證，同時在應用中形成了“超前打墻、分段封閉、調整風量、控制瓦斯”通風瓦斯管理模式，成為我們治理瓦斯的一項主要技術。

這種通風系統(tǒng)過風量大，系統(tǒng)穩(wěn)定可靠，采用偏Y型尾巷的通風技術，改變了上隅角風流流動方向，消除了上隅角風流渦流狀況，從根本上解決了瓦斯積聚的問題，盡管整個工作面瓦斯涌出量大，但上隅角瓦斯穩(wěn)定地控制在《煤礦安全規(guī)程》允許的1.5％以下，保證了工作面的安全生產。

寺河礦大采高工作面采用三進兩回偏Y型通風系統(tǒng)在國內甚至在世界上都是首次應用，其巨大的過風能力和科學合理的系統(tǒng)結構為在高瓦斯礦井實施高產高效提供了保證，同時在應用中形成了“超前打墻、分段封閉、調整風量、控制瓦斯”的通風瓦斯管理模式，成為我們治理瓦斯的一項主要技術。

6.2 多巷掘進時工作面通風技術

高瓦斯的現(xiàn)狀決定寺河礦在煤層瓦斯未得到有效排放或抽放的條件下單巷無法掘進。經現(xiàn)場實測,在煤巷掘進過程中, 煤巷掘進頭瓦斯涌出量一般為0.9~2.7 m³/min, 新鮮煤壁百米瓦斯涌出量平均達到1.4 m³/min,礦井巷道煤壁百米瓦斯涌出量平均達到0.3~0.7 m³/min  巷道百米煤壁的瓦斯衰減率為0.095 m³/min /月。當遇到構造時,巷道百米瓦斯涌出量高達8~10 m³/min。

首先保證礦井有足夠的風量稀釋排放的瓦斯，寺河礦目前有五個進風井、四個回風井，礦井供風能力達到每分鐘70000m³/min，為掘進工作面掘進提供了足夠的可用風量。

其次保證安全技術裝備，掘進工作面選用大功率風機(2×30kW、2×55kW對旋風機,大直徑(800或1000mm)風筒,使單頭供風量達到500~1100 m³/min. 所有掘進面均實現(xiàn)雙風機雙電源自動切換和三專兩閉鎖。

第三使用大功率風機能夠保證單巷快速掘進100m,瓦斯不超限的條件，寺河礦采用多巷機械化平行掘進施工，在掘進過程中不斷貫通新橫川,隨后采用板墻密閉舊橫川,引入全風壓風量稀釋煤壁瓦斯。

第四通過抽放手段，降低瓦斯的涌出量，減輕配風的壓力。實踐證明，寺河礦在高瓦斯的條件下，采取機械化多巷平行掘進施工使得礦井掘進能力與礦井回采能力相匹配，達到了高產高效。

6.3 巷道快速密閉

工作面采用五巷布置，回風側的回風雙巷是下一個工作面的進風側雙巷，隨工作面的推進，需要保留。工作面通風系統(tǒng)始終只保持一個開路尾部橫川，巷道橫川間距離為50m，每當工作面推至一個橫川口，原開路的尾部橫川必須封閉，每4~5d封閉一次采空區(qū)。通過兩年的不斷試驗，形成了寺河礦特有的采空區(qū)快速密閉方式：

 ⑴ 采用化學聚合產品封閉：寺河礦采用羅克休、馬麗散泡沫等化學產品進行了采空區(qū)密閉，取得了一些經驗。

 ⑵ 混凝土噴漿：寺河礦目前主要采用噴砼方式進行采空區(qū)密閉，通過在噴漿料配比中添加外加劑后，快速凝固且成型好，大斷面條件下一次噴砼可以超過500mm. 通過合理調整施工時間，做到了封閉采空區(qū)不占用生產時間。

6.4 瓦斯綜合利用

寺河礦瓦斯綜合利用經歷了多個發(fā)展階段，總的來看瓦斯利用的有效途徑為發(fā)電與民用。1997年為了充分利用地面試驗鉆孔抽出的瓦斯，減少環(huán)境污染，建成了2×120kW瓦斯氣發(fā)電站，進行發(fā)電嘗試。2000年隨著寺河礦建成了礦井瓦斯永久抽放系統(tǒng)，配套建成一座1萬m³儲氣柜，瓦斯抽放量大增，為此從2000年到2003年寺河礦陸續(xù)安裝了6臺單機容量為2000kW的WJ6G1型燃氣輪機、余熱鍋爐及配套3000kW的QFK-3-2型蒸汽輪機，形成了現(xiàn)在正在運行的裝機容量為1.5萬kW的瓦斯發(fā)電站；瓦斯首先通過燃氣輪機進行發(fā)電，其排出的尾氣溫度可達400~450⁰C，通過余熱鍋爐產生蒸汽來驅動蒸汽輪機再發(fā)電，剩余的蒸汽夏季制冷，冬季供暖，提高了瓦斯的利用率，實現(xiàn)了聯(lián)合循環(huán)發(fā)電。

到目前為止電站年發(fā)電量近1×10⁸kWh，年消耗瓦斯量4885萬m³,利潤可觀。另外，寺河礦井下抽放瓦斯在鍋爐供暖、食堂做飯和職工洗浴等方面也得到了廣泛的應用。目前，燃氣輪機的用氣量約94m³/min，鍋爐、食堂用氣量約為45m³/min，井下抽放瓦斯的利用率達到了90％。煤層瓦斯發(fā)電的成功更加堅定了綜合利用瓦斯的信心，擬建的12萬kW的煤層瓦斯氣電廠已經于2003年7月1日開工建設，2005年第一期工程可以投運，2008年年底完工，寺河礦的瓦斯發(fā)電事業(yè)必將開創(chuàng)一個新局面。

7 寺河礦主、輔運輸系統(tǒng)

7.1 寺河礦長距離皮帶運輸主運系統(tǒng)

提高礦井生產效率的關鍵是主運輸，制約礦井產量增長的瓶頸是主運輸。因此，實現(xiàn)主運系統(tǒng)皮帶化成為提高礦井生產效率的必然趨勢。而寺河礦主運輸?shù)奶攸c之一是距離長，從長壁大采高綜采工作面到洗煤廠入口總的運輸距離在10km以上，運距之長為國內目前之最。寺河礦在礦井優(yōu)化設計的同時對主斜井的提升和東大巷的運輸系統(tǒng)進行了良好的設備選型和配制。

寺河礦井主斜井選用了沈陽礦山機械廠生產的DX-1400/744型鋼絲繩芯膠帶輸送機，輸送能力為1600t/h，擔負著礦井東翼的煤炭提升任務。該膠帶輸送機帶寬為1400mm，提升高度為213.96m，水平長度為749.995m，膠帶運行速度4m/s，裝機功率為2×800kW，可控啟動裝置為美國道奇公司生產的750KS型CST，阻燃抗撕鋼絲繩芯輸送帶的型號為ST2500（上膠厚10mm，下膠厚6mm，總厚24mm），拉緊形式為機尾部重載小車拉緊。主控系統(tǒng)采用天津貝克公司的PROMOS監(jiān)控系統(tǒng)。

寺河礦東膠大巷鋼絲繩芯膠帶輸送機主要承擔由各個工作面生產出的原煤，其型號為DX-1400/6900，帶寬為1400mm，輸送能力為2500t/h，提升高度為135.051m，水平長度為6757.886m，裝機功率為3×800kW，減速器為美國道奇公司生產的630KS型CST，阻燃抗撕鋼絲繩芯輸送帶的型號為ST2000（上膠厚9.5mm，下膠厚5.5mm，總厚21mm），拉緊形式為澳大利亞APW公司生產的自動張緊絞車。

寺河礦井東大巷帶式輸送機是國內輸送距離最長的輸送機系統(tǒng)，具有運量大、距離長、多點CST驅動等特點。其參數(shù)設定和設備選型有廣泛的參考和借鑒意義。

寺河礦自投產以來，采區(qū)經過了許多復雜的地質構造，在過軟煤區(qū)過程中發(fā)生多次冒頂，產生了大量矸石，皮帶機成功經受了惡劣地質條件的考驗。東大巷輸送機從開始運行至今, 始終運行正常,為我礦的正常生產提供了可靠的保障。證明該套設備的整體運行還是非?？煽康?，滿足了寺河礦高產高效的要求。

7.2 寺河礦無軌化礦井輔助運輸系統(tǒng)

隨著煤礦企業(yè)的集約化生產，高產高效礦井的輔助運輸方式已經發(fā)生了根本性的變化，實現(xiàn)了有軌運輸?shù)綗o軌運輸?shù)霓D變。從而提高了礦井生產效率和解決了制約礦井可持續(xù)發(fā)展的瓶頸。

由于寺河礦井盤區(qū)距離遠，運輸距離長，為滿足設備快速運輸與安裝，以減少搬家停工時間，設計選用防爆柴油發(fā)動機驅動的無軌膠輪車作為輔助運輸?shù)墓ぞ摺?/span>

⑴ 人員運輸

人  員    ^架空猴車   井底車場  ^膠輪車      東軌大巷    ^膠輪車  各工作面

⑵ 設備、材料運輸

設備、材料  ^付井提升  付井底    ^電瓶車   換裝站    ^膠輪車 東軌大巷  ^膠輪車   各工作面

8.寺河礦模塊式重介洗煤系統(tǒng)及定量裝車系統(tǒng)

晉城煤業(yè)集團公司寺河礦選煤廠是一座特大型現(xiàn)代化無煙煤選煤廠,設計處理能力為8Mt/a,其中塊煤系統(tǒng)能力為5Mt/a,末煤系統(tǒng)為3Mt/a,主洗系統(tǒng)由澳大利亞朗艾道公司設計施工,2002 年11月正式投產,主要設備全部從國外引進。工藝系統(tǒng)靈活、產品質量穩(wěn)定，可生產洗中塊、洗小塊、洗末、標末等品種。分選工藝為:80~13mm塊原煤采用重介淺槽分選,13~1.5mm末原煤采用重介旋流器分選,1.5~0.1mm煤泥采用螺旋分選機分選。

塊煤采用兩臺重介淺槽分選機分選出精煤和矸石，精煤經雙層篩脫水脫介篩后分中、小塊入倉，矸石脫水脫介后入矸石倉。末煤入洗采用兩種入洗方式，1.5mm以上物料采用重介旋流器分選，1.5mm以下物料采用36頭螺旋分選機分選。

寺河礦洗煤廠的總體設計、設備布置、設備選型及實現(xiàn)系統(tǒng)智能化、自動化工藝及設備創(chuàng)新等方面值得借鑒和推廣,寺河礦洗煤廠生產系統(tǒng)技術改造和設備更新等方面尤其值得效仿,由此給企業(yè)帶來的效益將是可觀的,也更加有利于企業(yè)的可持續(xù)長遠發(fā)展。

產品由產品倉下給煤機給到皮帶機，經四條總運輸量為5000t/h皮帶轉載到裝車站進行裝車。裝車站長11.938m，寬16.58m,跨兩股道設置，每股道上各設一套美國KSS公司單元定量裝車漏斗,分別裝塊煤、末煤產品。單元定量裝車系統(tǒng)自動化程度高，操作方便，裝車速度塊，每裝一節(jié)車皮僅用45s，裝車煤量精度高，裝車誤差在1‰內。

9. 礦井安全監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)

寺河礦監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)為KJ72型安全監(jiān)測系統(tǒng)，2001年開始籌建，2003年9月正式投運。井下環(huán)境安全監(jiān)控及生產監(jiān)控系統(tǒng)使用HONEYWELL的廠景服務器以實現(xiàn)報警、歷史數(shù)據(jù)存儲及分析、趨勢、事件和生產報表等功能，并與礦井信息系統(tǒng)（MIS）集成。井下15個分站，通過光電轉換模塊與13km光纜相連接，采用DH+工業(yè)控制總線模式，構成監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)主干同纜光環(huán)路網絡。由于采用先進的自糾錯技術，DH+不存在誤碼問題。通訊干線采用礦用單模多芯阻燃光纜，傳輸距離超過25km。該主干網絡與井上ControlLogix網關相連，通過網關把分站從傳感器采集來的數(shù)據(jù)傳給地面監(jiān)測控制中心，地面監(jiān)測控制中心的數(shù)據(jù)也是通過這個網關下傳給井下各分站。整個網絡采用令牌傳輸技術，傳輸波特率為57.6kb/s。實現(xiàn)分站與分站，分站和地面之間的通訊。系統(tǒng)巡檢周期為5s。

寺河礦井于1996年12月開工建設，2002年7月投入試生產，同年11月8日通過國家竣工驗收，正式投產。在半年時間內完成原煤產量203萬t，當年投產，當年達到設計生產能力。2003年完成原煤產量501萬t，2004年原煤產量達801萬t。工作面最高日產超過3.4萬t，連續(xù)采煤機掘進月單進達1500m。2005年該礦原煤產量為1080萬t。到2006年底完成原煤產量1080萬t。

這一目標的實現(xiàn)為我國緩傾斜厚煤層的開采探索了一種新的開采工藝，為在高瓦斯礦區(qū)，復雜地質條件下建設成年產量能達千萬噸的礦井具有十分重要的意義，不僅能產生重大的社會和經濟效益，而且對我國高瓦斯礦區(qū)高產高效礦井的建設和安全生產都具有十分重要的指導意義和借鑒作用，寺河礦的許多經驗和技術都可在類似條件的其它礦區(qū)使用和借鑒，對我國高瓦斯礦區(qū)高產高效礦井建設和安全生產具有很大的推動作用，推廣應用前景十分廣闊。

實施效果：1. 礦井年產原煤達到了一千萬噸

2004年寺河礦實現(xiàn)年產原煤801萬t，2005到2008連續(xù)四年原煤產量達到了1080萬t，達到了預期有目標。

2 .實施了地面的鉆孔瓦斯預抽；井下長鉆孔預抽和采空區(qū)雙系統(tǒng)抽放，瓦斯抽放率達到了60%

2004年底地面鉆孔瓦斯預抽開工，到2006年完成了490口地面瓦斯抽鉆孔，運行了208口井，形成了1.5億m³/年的煤層氣生產能力；2006年抽瓦斯1億多立方米,壓縮煤層瓦斯4000萬m³。

目前，寺河礦地面泵站并聯(lián)運行了兩臺2BE1-710泵和一臺CBF710泵，標態(tài)下，長鉆孔預抽抽放混量為269m³/min，抽放瓦斯?jié)舛冗_ 50~58％，甲烷純量在140Nm³/min以上；井下泵站采空區(qū)抽放濃度在17~20％，抽放甲烷純量達15m³/min，全礦抽放瓦斯純量達到155m³/min，礦井的抽放率達到35～40％。全礦2006年的抽放量達到了13922萬m³。

3.巷道掘進實現(xiàn)了月進尺1500m的目標，同時改造了國產掘進機，研制了錨桿機，組織了國產連掘配套裝置

寺河礦采用連續(xù)采煤機配套工藝進行巷道掘進時取得了較好的效果，連采設備月均進尺1500m左右，但實踐中這種配套也存在明顯缺陷：

設備和配件價格昂貴且供應不及時；頂錨桿、幫錨桿和錨索不能平行作業(yè)，支護時間過長；錨桿機超前支護為聯(lián)體式，對破碎頂板適應性差；CHDDR  型錨機體過長，調機速度慢。

在實踐的基礎上寺河礦開發(fā)了具有自主知識產權的YMZ-2-2.5/6型自移行走式錨桿機錨桿錨索機、自制橋式轉載機（連運機）和改進后的國產S200MJ掘進機組成了安全、高效、快速連續(xù)掘進系統(tǒng)。該成果應用在寺河礦斷面為16.5m²的煤巷中，月平均進尺達1872ｍ，為我國煤礦采用掘進機實現(xiàn)雙巷快速掘進提供了成功的經驗。

4.大采高工作面實現(xiàn)了年產原煤達650萬t的目標

礦井采用大采高綜合機械化采煤，首采工作面于2002年7月1日完成設備安裝，采煤機引進德國艾柯夫公司SL-500型交流電牽引采煤機，該機最大采高5.6m,截深0.865m,牽引速度0~31.8m/min。液壓支架及工作面刮板運輸機、轉載機、破碎機從德國DBT公司引進。液壓支架形式為二柱支撐掩護式，過渡架高度為2.25~4.5m,中間架高度為2.55~5.5m，移架循環(huán)時間6~8s。大采高綜采設備于投行以來，最高日產量達3.4萬t，工作面產量年達到了650萬t。

5.研制了國產的5.5m液壓支架和 6.2 m 液壓支架 

由于進口設備價格接去開會昂貴，為此晉城煤業(yè)集團于2003年開始與國內煤機制造單位合作研制國產5.5m液壓支架。

結合我國國情設計的液壓支架，具有梁端曲線變化小、合力及支護強度穩(wěn)定、具備了可靠的抬底機構、支架結構簡單、附件及輔助動作少、采用了屈服強度為680Mpa的高強度鋼板、焊縫強度高且配備了自動化程度高的電液控制系統(tǒng)等優(yōu)點。由北京煤機廠和鄭州煤機廠加工制造的樣機分別通過了國家檢測中心的5萬次型式試驗。經出廠檢驗，各項性能指標符合MT312-2000標準。

從2005年3月起開始在2303工作面生產，共生產了5個月。試采初期兩個月，開機率較低，約為60%。工作面開機率較低、產量不高的主要原因主要是運輸距離遠、環(huán)節(jié)多，皮帶機電控故障率高；又遇到兩條周邊小煤窯的老巷穿過，對回采影響較大。所以把考核期定在2005年5月至7月。期間工作面最高日產量2.51萬t，平均日產量2萬t以上；工作面最高月產量63萬t。

2006年4月1日，搬家到3312工作面，截止2006年5月1日，又使用了一個月，生產原煤56萬t。

隨后又開始研制國產 6.2 m 液壓支架。該支架最大工作阻力9400KN，最大支護高度達6.2m，樣機經國家煤礦支護設備質量監(jiān)督檢驗中心5萬次耐久試驗，性能指標達到了國際先進的CEN1804－1標準。

于2006年6月10日起正式開始在2307大采高工作面進行了工業(yè)性試驗。經過半年多的井下使用，使用狀況良好，最高日產量達3.05萬噸以上，最高月產78.17萬噸，截止到2006年12月底，該套支架的過煤量已達到410萬噸。

6.試驗成功了大采高工作面三進兩回偏Y型通風方式，最大配風量達1萬m³/min，保證了大采高工作面的通風要求

通過5個方案的研究比較和現(xiàn)場實施，確立了三進兩回偏Y型的工作面通風方式，形成“超前打墻、分段封閉、調整風量、控制瓦斯”通風瓦斯管理模式；該系統(tǒng)n改變了上隅角區(qū)域的流場結構，解決了上隅角瓦斯超限問題。通風能力巨大，最大配風量達1萬m³/min，保證了大采高工作面的通風要求。

 

7.所有煤巷全部實現(xiàn)了錨桿錨索聯(lián)合支護

采用了動態(tài)信息設計法，運用次生承載層、組合支護體系理論，通過幾年的研究，找到了大斷面（4.5*5.5m）、大跨度(12m左右)、強烈采動壓力影響下的寺河礦煤巷支護方法。通過在7個工作面14余萬m巷道中的實踐，巷道使用安全可靠，確保巷道能夠正常使用。確保簡化了回采工作面端頭支護，加快工作面的推進速度。

寺河礦煤巷錨桿支護項目的試驗成功，極大地推動了高產高效礦井建設，為改革礦井開采方法、巷道掘進技術、輔助運輸方式等奠定了基礎。同時也帶動了整個晉城地區(qū)乃至全國煤礦巷道支護技術的改革，促進了煤礦的安全生產。

8.輔助運輸完全實現(xiàn)了膠輪車運輸，大大簡化了輔助運輸?shù)沫h(huán)節(jié)，提高了運輸?shù)男?/span>

⑴ 人員運輸

人  員    ^架空猴車   井底車場  ^膠輪車      東軌大巷    ^膠輪車  各工作面

⑵ 設備、材料運輸

設備、材料  ^付井提升  付井底    ^電瓶車   換裝站    ^膠輪車 東軌大巷  ^膠輪車   各工作面

9.采用了提前掘切眼輔巷和回撤通道的方法，回采面搬家時間控制在15天之內

平行于切眼距切眼30m布置有一條輔巷，與切眼有3個橫貫相連。安裝時，工作面的支架、溜子、采煤機、破碎機等設備均采用支架搬運車、支架叉車由切眼輔巷運往切眼，配合支架叉車調向安裝。工作面設備的安裝順序為：設備列車（負荷中心、泵站）→馬蒂爾液壓系統(tǒng)、轉載機、破碎機→刮板機→采煤機→支架。

利用主副撤架通道回撤設備的方法：在工作面停采線處，提前掘出主撤架通道（5.5×3.8m），距離主撤架通道25m掘出輔助撤架通道（4.5×3.8m），主副撤架通道之間利用4個橫川（4.5×3.8m）相連。主副撤架通道的提前施工,實現(xiàn)了綜采工作面的快速停采搬家，充分利用四個橫川優(yōu)勢，實現(xiàn)了多點撤架，分段回收。整個工作面搬家時間都在15天之內。

發(fā)現(xiàn)、發(fā)明及創(chuàng)新點：1）結合寺河礦煤層瓦斯賦存特點，研究開發(fā)了先進的成套瓦斯抽放技術，包括地面鉆孔壓裂預抽；工作面長鉆孔預抽和采空區(qū)抽放的井下雙系統(tǒng)抽放，年抽放量

達到了7409萬m³，抽放瓦斯的90%以上都得到了利用；建立了完善的瓦斯監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)。

（2）大采高工作面首次采用三進兩回偏Y型通風系統(tǒng)，配風能力達到15000 m³/min；

（3）根據(jù)寺河礦的地質條件和生產技術水平，在沁水煤田首次采用大采高工作面回采工藝和裝備，工作面一次采高達到了6.2m，有效地提高了工作面的回收率，工作面日產量最高達到3.1萬t，月產量最高達到78萬t,為礦井高產高效奠定了基礎。

（4）研究和開發(fā)了適合本礦地質條件的煤巷快速掘進配套裝備及工藝，使單機月進尺達到1500m以上。

（5）解決了大斷面煤巷順槽、切眼和撤架通道的支護工藝和技術。

（6）實現(xiàn)了工作面快速搬家，采用了無軌膠輪車輔助運輸和長距離(7km)皮帶輸送技術。

應用情況：晉城礦區(qū)3號煤層儲量豐富，煤層瓦斯含量較大，平均厚度6m左右，地質構造簡單，煤層平緩，以寬緩的褶曲為主，適合大規(guī)模綜合開發(fā)，建設大型高產高效礦井。         

根據(jù)開采技術條件，為了提高資源回收率，將寺河礦、趙莊礦、長平礦3對生產礦井定位于采用大采高開采工藝的礦井。因此，大采高支架在晉城煤業(yè)集團得到推廣應用是毫無疑義的。

除寺河礦外，還有成莊礦采用了雙系統(tǒng)瓦斯抽放工藝；成莊礦、趙莊礦采用了雙巷快速掘進工藝；趙莊礦的輔助運輸采用了無軌膠輪車；晉城煤業(yè)集團其它礦井都采用了煤巷錨桿支護技術。

正是由于5.5m大采高工作面回采工藝的成功，促進了晉城煤業(yè)集團6.2m液壓支架的研制，把工作面的采高由原來的5.5m增加到了6.2m。同時也促進了神華集團把工作面的采高的增加和其6.3m液壓支架的研制

在高瓦斯礦區(qū)，建設年產量達千萬噸的礦井具有十分重要的意義，不僅能產生重大的社會和經濟效益，而且對我國高瓦斯礦區(qū)高產高效礦井的建設和安全生產都具有十分重要的指導意義和借鑒作用，寺河礦的許多經驗和技術都可在類似條件的其它礦區(qū)使用和借鑒，對我國高瓦斯礦區(qū)高產高效礦井建設和安全生產具有很大的推動作用，推廣應用前景十分廣闊。

經濟效益：

各欄目的計算依據(jù)：

2004年生產原煤801萬t,利潤1.6億元,稅收2.1億元；2005年生產原煤1080萬t,利潤3.3億元,稅收4.4億元；2006年生產原煤1080萬t,利潤3.5億元,稅收4.9億元。

與國內煤機制造公司等單位合作研制了5.5m支架一套，每臺國產2.55/5.5支架平均每臺售價51.4萬元（含進口電液控制系統(tǒng)），進口支架比國產支架每臺多售68.6萬元。配套一個綜采工作面需安裝132個支架，采用國產支架可節(jié)約9055.2萬元。

合作研制了6.2m液壓支架一套，如果采用整套進口，折合到每架支架的單價為323萬元，這樣一套支架共需要42728萬元。而國產支架共用了13456萬元,采用國產支架可節(jié)約29271萬元，2004年，寺河礦裝備兩套連掘工作面。進口設備6277萬元,國產設備1122萬元,兩套設備共節(jié)約資金110310萬元.

社會效益： 該項目完成極大改善工作面的作業(yè)環(huán)境，有利于保護工人的身體健康。同時提高了礦區(qū)對高瓦斯煤層開采有積極性，有利于保護國家資源。放頂煤相比，工作面回收率提高了5%，保護了煤炭資源。所抽放的瓦斯的得到了利用，保護了環(huán)境。

大采高對煤礦安全生產的貢獻還表現(xiàn)在瓦斯、煤塵等惡性事故的預防方面。首先，采用6.2m大采高后，由于進、回風巷道斷面較大，保證了有效通風斷面，對回采工作面瓦斯管理十分有利。其二，對于完整性差的煤層，頂煤發(fā)生松動后，容易從支架間發(fā)生漏頂，形成許多冒落空洞，不僅接頂不實，而且容易造成局部瓦斯積聚。采用6.2m大采高，使頂板保持為一個整體，可有效避免上述問題的出現(xiàn)。

大采高液壓支架的成功研制促進我國煤機制造業(yè)的快速發(fā)展。這一項目的完成為我國緩傾斜厚煤層的開采探索了一種新的開采工藝，為在高瓦斯礦區(qū)建設高產高效礦井具有十分重要指導意義和借鑒作用本項目取得的一系列技術水平高、實用性強的研究成果，可能應用于煤炭行業(yè)各個大、中型礦區(qū)，將起到很好的技術輻射效應，帶動采煤方法及配套技術水平躍上一個新的臺階。

科技獎勵情況：  2008年獲中國煤炭工業(yè)協(xié)會“中國煤炭科技進步獎”一等獎（證書未發(fā)）。

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