煤礦開采新技術措施彙編

煤礦開采新技術措施彙編
　　　　　　　　　　　　　　　　　　　緒 論
　　一、我國煤炭資源分布
　　　我國是世界上煤炭產量最多的國家，2006年煤炭產量為23.5億噸；煤炭資源豐富，全國絕大多數省市區都有不同數量的煤炭資源分布，已知的含煤麵積約為55萬平方公裏，累計探明總儲量為78223.4億噸。僅次於俄羅斯，居世界第二位。據預測，我國煤炭資源遠景儲量為50592億噸；保有儲量為10025億噸。僅次於俄羅斯、美國，居世界第三位。
　　　我國的三大聚煤期：石炭二疊紀、侏羅紀、第三紀。
　　　根據地質構造帶為界，全國劃分為五個聚煤區：
　　　1.華北聚煤區：包括山西、山東、河北、河南、甘肅、陝西、內蒙古大部、江蘇北部、遼寧和吉林南部。其煤炭資源量占全國總煤炭資源量的53％。
　　　2.西北聚煤區：包括新疆、青海、寧夏、內蒙古西部。其煤炭資源量占全國33％。
　　　3.東北聚煤區：包括遼寧、吉林、黑龍江、內蒙古東部。其煤炭資源量占全國8％。
　　　4.華南聚煤區：包括貴州、廣西、廣東、海南、湖南、湖北、重慶、江西、福建、江蘇和安徽南部、四川和雲南大部。其煤炭資源量占全國5.9％。
　　　5.滇藏聚煤區：包括西藏、青海南部、四川和雲南西部。煤炭資源量占全國0.1％。
　　　二、煤炭資源賦存的主要特點
　　　1.成煤地質年代長。從早古生代至第四紀，均有煤炭沉積。具有工業價值煤層形成始於早石炭世，成煤期自老到新有：早古生代、早石炭世、早二疊世、石炭二疊紀、晚二疊世、晚三疊世、早侏羅世、中侏羅世、白堊紀、第三紀、第四紀等十一個地質年代。
　　　2.地質構造多，煤層賦存條件多樣
　　　按煤層厚度分：薄煤層占17.36％，中厚煤層占37.84％，厚煤層占44.80％。按煤層傾角分：緩傾斜煤層占85.95％，傾斜煤層占10.16％，急傾斜煤層占3.89％。
　　　我國資源賦存特點是缺油、少氣、富煤。全國石油、天然氣探明儲量僅占化石能源探明儲量的6%，其餘94%為煤炭。煤炭1000米以淺保有儲量約1萬億噸，其中探明可采儲量1145億噸。煤層氣35萬億立方米。按目前生產和消費水平，可以開采使用100年以上。而石油可采儲量隻有38億噸，可采年限僅20年；天然氣總資源量為38萬立方米，探明剩餘可采儲量可開采37年。
　　　三、煤的形成
　　　在顯微鏡下觀察，可以發現：煤是由高等植物轉化而來的。
　　　1．成煤植物：植物分為低等植物和高等植物。由低等植物形成的煤稱為腐泥煤；由高等植物形成的煤稱為腐植煤。目前開采主要是腐植煤。
　　　2．成煤作用：煤由植物經過漫長極其複雜生物化學、物理化學作用轉變而成的。成煤作用分為兩個階段：泥炭化階段、煤化階段。
　　　四、成煤的必要條件
　　　1．植物條件：植物是成煤的原始物質。
　　　2．氣候條件：潮濕、溫暖的氣候是成煤的必要條件。
　　　3．地理條件：發生大麵積沼澤化的自然條件。
　　　4．地殼運動條件：地殼大幅度快速下沉。
　　　五、煤的工藝性質
　　　1．煤的工業03manbetx ：煤的工業03manbetx 是評價煤質的基本依據。包括測定煤的水分、灰分、揮發分和計算固定碳等四個項目。
　　　①水分：分為內在水分和外在水分。外在水分很容易蒸發。
　　　②灰分：煤燃燒後的殘留物質。灰分是煤中的有害物質，灰分越高，煤質越差。按照灰分高低將煤分為六級。特低灰煤（小於5.00％）、低灰分煤（5. 01～10.00％）、低中灰煤（10.01～20.00％）、中灰分煤（20.01～30.00％）、中高灰分煤（30.01～40.00％）、高灰分煤（40.01～50.00％）。
　　　③揮發分：反映煤中有機質性質，煤的變質程度。
　　　④固定碳：焦渣減去灰分。
　　　2．粘接性：它是評價焦煤、動力煤的主要指標。包括粘接指數、膠質層最大厚度、奧－阿膨脹度。
　　　3．煤的發熱量：單位質量的煤完全燃燒產生的熱量。按照煤的發熱量高低將煤分為六級。低熱值煤（8.50～12.50MJ/kg）、中低熱值煤（12. 51～17.00 MJ/kg）、中熱值煤（17.01～21.00MJ/kg）、中高熱值煤（21.01～24.00 MJ/kg）、高熱值煤（24.01～27.00MJ/kg）、特高熱值煤（大於27.00MJ/kg）。
　　　六、最新煤炭分類國家標準：將煤炭分為14類。
　　　分別是：無煙煤（WY）、貧煤（PM）、貧瘦煤（PS）、瘦煤（SM）、焦煤（JM）、1/3焦煤（1/3JM）、肥煤（FM）、氣肥煤（QF）、氣煤（QM）、1/2中粘煤（1/2ZN）、弱粘煤（RN）、不粘煤（BN）、長焰煤（CY）、褐煤（HM）。
　　七、煤層分類
　　1．煤層按厚度分類
　　　①薄煤層：地下開采厚度在1.3m以下，露天開采在3.5m以下的煤層。
　　　②中厚煤層：地下開采厚度在1.3m～3.5m，露天在3.5m～10m的煤層。
　　　③厚煤層：地下開采厚度在3.5m以上，露天在10m以上的煤層。
　　2．煤層按傾角分類
　　　①近水平煤層：地下開采傾角在8º以下，露天傾角在5º以下煤層。
　　　②緩傾斜煤層：地下開采傾角在8º～25º，露天傾角在5º～10º煤層。
　　　③傾斜煤層：地下開采傾角在25º～45º，露天傾角在10º～45º的煤層。
　　　④急傾斜煤層：地下或露天開采傾角在45º 以上的煤層。
　　　3．煤層按穩定性分類
　　　①穩定煤層：煤層厚度變化很小，變化規律明顯，煤層結構簡單或較簡單，全區可采或基本可采的煤層。
　　　②較穩定煤層：煤層厚度有一定變化，變化規律較明顯，煤層結構簡單至複雜，全區可采或大部分可采，可采範圍內厚度變化不大的煤層。
　　　③不穩定煤層：煤層厚度變化較大，變化規律不明顯，煤層結構較複雜至複雜煤層。
　　　④極不穩定煤層：煤層厚度變化極大，呈透鏡狀、雞窩狀，一般不連續，很難找出規律，可采塊段分布零星的煤層。
　　　4．煤炭按煤的含碳量和煤化程度分類
　　　⑴硬煤（含無煙煤、煙煤）　⑵褐煤　⑶泥炭。
　　　①無煙煤:含碳量90％～98％，煤化程度較高，揮發分低，密度大，燃點高，無粘結性，燃燒時多不冒煙。
　　　②煙煤：含碳量75％～90％，煤化程度低於無煙煤高於褐煤，特點是揮發分產率範圍寬，不結焦與強結焦均有，燃燒時有煙。
　　　③褐煤：含碳量60％～75％，煤化程度低，特點是外觀多為褐色，光澤暗淡，含有較高內在水分和不同數量腐植酸。
　　　④泥炭：含碳量50％～60％，高等植物遺體，在沼澤中經泥炭化作用形成的一種鬆散富含水分的有機質堆積物。
　　　八、煤炭開采帶來的主要問題
　　　1．資源有限，不可再生。
　　　2．開采利用過程中帶來的環境汙染與生態破壞。
　　　3．開采與利用的經濟效益和社會效益。
　　　4．煤炭開采中的安全問題。
　　　5．煤炭工業的可持續發展問題。
　　　九、我國煤炭工業發展曆程
　　　煤炭的用途：工業動力、火力發電、化學工業原料、民用燃料。
　　　我國煤炭開采曆史悠久，距今有6800+/-150年的曆史。公元前2700年黃帝時代，中國出現了早期的采礦業，春秋戰國時期（公元前500年）煤炭成為重要商品；17世紀中葉，宋應星編著了世界上第一部記錄煤炭開采的技術著作《天工開物》。1949年全國煤炭產量為0.32億噸，2002年全國原煤產量為13.93億噸。其中：國有重點煤礦生產7.12億噸，國有地方煤礦生產2.63億噸，鄉鎮煤礦生產4.18億噸；2004年全國原煤產量達到19億噸；2006年全國原煤產量達到22.5億噸。
　　　我國煤炭開采技術經曆了七個階段：手鎬采煤—風鎬采煤—爆破采煤—普通機械化采煤（普采）—高檔普通機械化采煤（高檔普采）—綜合機械化采煤（綜采）—綜合普通機械化放頂煤采煤（綜放）。
　　　　　　　2005/2006年我國能源生產、消費構成。

　　　　據專家03manbetx ，2050年我國能源結構中煤炭仍將占50%以上。
　　　十、教學重、難點與學習方法
1．教學重、難點
　　　§1 井田開拓基本知識：井田內再劃分、礦井儲量、生產能力和服務年限
　　　§2 井田開拓方式：平峒、斜井、立井、綜合開拓；井筒形式03manbetx 與選擇。
　　　§3 井底車場：井底車場調車方式及通過能力、井底車場形式及其選擇。
　　　§4 井田開拓的基本問題：井筒的數目及位置、開采水平的劃分、開采順序、采掘關係與三量管理、水平大巷布置、礦井開拓延深、礦井技術改造。
　　　§5 采煤方法概述：采煤方法概念及其分類、采煤方法的選擇、采煤方法發展方向。
　　　§6 采煤工作麵礦山壓力基本規律（選）：礦山壓力基本概念、采煤工作麵圍岩移動特征、采煤工作麵礦山壓力顯現規律。
　　　§7 緩斜傾斜煤層走向長壁采煤法采煤係統：單一薄及中厚煤層走向長壁采煤法采煤係統、煤層群走向長壁采煤法采煤係統、采區車場形式。
　　　§8近水平煤層走向長壁采煤法采煤係統（選）：井筒數目及位置、開采水平劃分。
　　　§9 長壁采煤法采煤工藝：炮采工藝、普采工藝、綜采工藝、其他條件下機采工藝、傾斜長壁采煤法采煤工藝特點、采煤工藝特殊技術措施、采煤工藝方式選擇。
　　　§10 采煤工作麵生產技術管理：生產組織管理、技術管理、質量管理、安全管理。
　　　§11 厚煤層放頂煤采煤法(選): 基本特點及類型、放頂煤支護設備、放頂煤工作麵礦壓顯現特點及頂煤破碎規律、放頂煤采煤工藝、厚煤層放頂煤采煤法技術發展展望。
　　　§12急斜煤層采煤法：開采特點、采區巷道布置方式、走向長壁采煤法、偽斜柔性掩護支架采煤法、水平分段放頂煤采煤法、水平分層及斜切分層采煤法、倉儲采煤法。
　　　§13 柱式采煤法(選):柱式采煤工藝、柱式采煤法特點及適用條件。
　　　§14 其他采煤法(選):“三下一上”采煤方法、水力采煤法、水砂充填采煤法、深井采煤、煤炭地下氣化。
　　　§15 礦井開采設計：設計依據、程序和內容、設計方法、礦井開拓設計示例。
　　　§16 采區方案設計：采區設計依據、程序、步驟和內容、采區參數的確定。
　　　§17 采區車場軌道線路設計：軌道線路設計基礎、采區下、中、上部車場設計。
　　　§18 采區峒室設計：采區煤倉、采區絞車房、采區變電所、采區水泵房設計。
　　　2．學習方法
煤礦開采技術課程要求理論聯係實際，注重培養分析問題和解決問題的能力。主要學習方法：認真學習書本知識，記好筆記；積極參加實習實訓；獨立完成課程設計。
　　　　　　　　　　　　複習思考題
1．名詞解釋：①薄煤層 ②中厚煤層 ③厚煤層 ④近水平煤層 ⑤緩傾斜煤層⑥傾斜煤層 ⑦急傾斜煤層。
　　　2．我國三大聚煤期和五個聚煤區域。
　　　3．我國煤炭資源賦存的特點。
　　　4．我國的開采技術經曆的七個階段。
　　　5．最新煤炭分類國家標準。
　　　6．煤炭開采帶來的主要問題。

§1 井田開拓基本知識
§1.1礦井生產概況
　　　一、基本概念
　　　1.煤田：在地質曆史發展過程中，由含炭物質沉積形成基本連續的大麵積含煤地帶。
　　　2.礦區和礦區開發
　　　開發煤田形成的社會組合，成為礦區。
　　　根據煤炭儲量、賦存條件、煤炭市場需求量、投資環境等情況，確定礦區規模，劃分井田，規劃井田開采方式、規劃礦井或露天礦建設順序、確定礦區附屬企業的類別、數目和生產規模、建設過程等，總稱為礦區開發。
　　　3.井田：在礦區內，劃歸給一個礦井開采的部分煤田。
　　　二、礦井巷道
　　　礦井井巷按其所處空間位置和形狀，可分為垂直巷道、水平巷道和傾斜巷道。
　　　1．垂直巷道
　　　立井——有直接通達地麵出口的垂直巷道，一般位於井田中部。
　　　暗立井——沒有直接通達地麵出口的立井，裝有提升設備。
　　　溜井——擔負自上而下溜放煤炭或矸石任務的暗井。
　　　2．傾斜巷道
　　　斜井——有直接出口通達地麵的傾斜巷道。
　　　暗斜井——沒有直接通達地麵的出口、用作相鄰的上下水平聯係的斜巷。
　　　上山——無直接出口通往地麵，位於開采水平以上，為本水平或采區服務的斜巷。
　　　下山——位於開采水平以下，為本水平或采區服務的傾斜巷道。
3．水平巷道
　　　平硐——有出口直接通到地表的水平巷道稱為平硐。
　　　石門——和煤層走向正交或斜交的水平岩石巷道。
　　　煤門——開掘在煤層中並與煤層走向垂直或斜交的水平巷道。
　　　平巷——沒有出口直接通達地表，沿煤層走向開掘的水平巷道。
　　　根據巷道服務範圍及其用途，礦井巷道分為開拓巷道、準備巷道和回采巷道三類。
　　　⑴開拓巷道：為全礦井或一個開采水平服務的巷道。
　　　⑵準備巷道：為采區、一個以上區段、分段服務的運輸、通風巷道。
　　⑶回采巷道：形成采煤工作麵及為其服務的巷道。
　　　三、礦井生產係統
　　　礦井生產係統是指在煤礦生產過程中的提升、運輸、通風、排水、人員安全進出、材料設備上下井、矸石出運、供電、供氣、供水等巷道線路及其設施，是礦井安全生產的基本前提和保證。礦井生產係統包括井下生產係統和地麵生產係統。
　　　（一）井下生產係統：運煤係統、通風係統、運料排矸係統、排水係統、（補充）供電係統、防火係統、防塵灑水係統、瓦斯抽放係統、瓦斯監控係統等。
　　　（二）地麵生產係統
　　　地麵生產係統通常包括：地麵提升係統；運輸係統；排矸係統；選煤係統和管道線路係統；變電所、壓風機房、鍋爐房、機修廠、坑木加工廠、礦燈房、浴室及行政福利大樓等專用建築物。
　　　1.地麵生產係統類型
　　　（1）無加工設備的地麵生產係統。
　　　（2）設有選矸設備的地麵生產係統。
　　　（3）設有篩分廠的地麵生產係統。
　　　（4）設有洗選廠地麵生產係統。
2.地麵排矸運料係統：矸石場的選址及類型，材料、設備的運輸。
　　(1)矸石場的選址及類型。
　　矸石場一般選擇在工業場地、居民區的下風方向，盡量不占或少占良田；距壓風機房、入風井口不小於80m；距坑木場不小於50m；距居住區一般不小於700m；矸石不得堆放在水源上遊和河床上。能自燃的矸石，不能堆放在煤層露頭、表土下10m以內有煤層的地麵上，或采空區可能塌陷而影響到井下的範圍內。
　　　矸石場按照矸石的堆積型式可以分為平堆矸石場和高堆矸石場兩種。目前采用較廣泛的是高堆矸石場，堆積高度一般為25～30m，自然坡角為40°～45°。
　　（補充）防止矸石場雨季出現滑坡、泥石流等地質災害的措施：
　　①矸石場不能布置在山洪、河流可能衝刷到的地段。
　　②依山而建的矸石場要設置永久性排水係統，並保持暢通。
　　③矸石場四周必須設置厚度不小於1m倒梯形擋矸牆。
　　④矸石場中矸石堆積高度不得超過設計規定，
　　⑤矸石堆積坡度不得大於自然安息角（42°～45°）。
　　（2）材料、設備的運輸。材料、設備的運輸係統都必須以副井為中心。
　　　3.地麵管線係統：上下水道、熱力管道、壓縮空氣管道、地下電纜、瓦斯抽放管路、灌漿管路等。
　　　　　　　　　　　　　§1.2 煤田劃分為井田
一、井田劃分的原則
1．要充分利用自然條件
　　　在可能的條件下，盡量利用大斷層等自然條件作為井田邊界，或者利用河流、鐵路、城鎮下留設安全煤柱作為井田邊界。
　　　2．要有合理的走向長度
　　　井田範圍必須與礦井生產能力相適應，保證礦井有足夠的儲量和合理的井田參數，尤其是要有合理的走向長度。在一般情況下，為便於合理安排井下生產，井田走向長度應大於傾斜長度。我國現階段合理的井田走向長度一般為：小型礦井不小於1500m；中型礦井不小於4000m；大型礦井不小於7000m；特大型礦井可達10000～15000m。
　　　3．要處理好與相鄰井田的關係
　　　 劃分井田邊界時，通常把煤層傾角不大，沿傾斜延展很寬的煤田，分成淺部和深部兩部分。一般應先淺後深，先易後難，分別開發建井，以節約初期投資，避免淺、深部礦井形成複雜的壓茬關係，給開采帶來困難。
　　　4. 要為礦井的發展留有餘地
　　　劃分井田時，應充分考慮煤層賦存條件、技術發展趨勢等因素，適當將井田劃得大一些或者留一個後備區，為礦井的發展留有適當的餘地。
　　　5. 要有良好的安全經濟效果
　　　劃分井田時，要力求使礦井有合理的開拓方式和采煤方法，便於選定井口位置和地麵工業場地，有利於保護當地的生態環境，礦井井巷工程量小，投資省，建井期短，生產作業環境好，安全可靠，為煤礦企業取得最大的經濟效益和社會效益打下好的基礎。
　　　6.（補充）要有利於礦井生產技術管理
　　　在不受其它條件限製的情況下，一般采用直線或折線形式來劃定井田境界線，盡量避免曲線境界線，以有利於礦井設計和生產技術管理工作。
二、井田人為境界的劃分方法
　　　人為境界劃分方法，有垂直劃分、水平劃分、按煤組劃分及按自然條件形狀劃分等。
　　　1．垂直劃分：相鄰礦井以某一垂直麵為界，沿境界線兩側各留井田邊界煤柱。
　　　2．水平劃分：以一定標高的水平麵為界，即以一定標高的煤層底板等高線為界，並沿該煤層底板等高線留置邊界煤柱。
　　　3．按煤組劃分：按煤層（組）間距的大小來劃分礦界，即把煤層間距較小的相鄰煤層劃歸一個礦井開采，把層間距較大的煤層（組）劃歸另一個礦井開采。
　　　　§1.3 井田內再劃分
一、井田劃分成階段
　　　1．階段的劃分及特征
　　　⑴階段：在井田範圍內，沿著煤層的傾斜方向，按一定標高把煤層劃分為若幹個平行於走向的長條部分，每個長條部分具有獨立的生產係統。
　　　⑵井田走向長度：即為階段的走向長度
　　　⑶階段垂高：階段上部邊界與下部邊界的垂直距離，一般為100～250m。
　　　⑷階段的傾斜長度為階段斜長。
　　　2．水平與開采水平的概念
　　　①(補充)水平：沿煤層走向某一標高布置運輸大巷或總回風巷的水平麵。
　　　②開采水平：通常將設有井底車場、階段運輸大巷，擔負全階段運輸任務的水平。
　　　③單水平上、下山開拓：隻適合傾角小於16°、傾斜長度小的井田。
　　　④多水平開拓：分為多水平上山、多水平上下山、多水平混合式開拓。
　　　⑤井田內水平和階段的開采順序：先上部水平和階段，後下部水平和階段。
　　　二、階段內的再劃分
　　　井田劃分為階段後，階段範圍仍然較大，通常需要再劃分，以適應開采技術的要求。
　　　階段內的劃分一般有三種方式：采區式、分段式和帶區式。
　1．采區式劃分
　　　在階段範圍內，沿走向把階段劃分為若幹個具有獨立生產係統的塊段。采區傾向長度與階段斜長相等。采區走向長度一般由500m到2000m。采區斜長一般為600～1000m。在采區範圍內，沿煤層傾向將采區劃分為若幹區段。
　　　2．分段式劃分
　　　在階段範圍內不劃分采區，而是沿傾向將煤層劃分為若幹平行於走向的長條帶，每個長條帶稱為分段，每個分段沿斜長布置一個采煤工作麵。
　　　分段式劃分僅適用於地質構造條件簡單、走向長度較小的井田，在我國很少采用。
　　　3．帶區式劃分
　　　在階段內沿煤層走向劃分為若幹個具有獨立生產係統的帶區，帶區內又劃分成為若幹個傾斜分帶，每個分帶布置一個采煤工作麵。在煤層傾角較小（＜12°）的條件下，帶區式的應用正在擴大。
　　　三、近水平煤層井田劃分
　　　通常，沿煤層延展方向布置大巷，在大巷兩側劃分成為具有獨立生產係統的盤區。
　　　四、(補充)井田劃分為開采區域
　　　特大型礦井，井田麵積很大，往往首先將井田劃分為開采區域。在開采區域內，再劃分為階段或盤區。這種方式適用於井田範圍大、儲量豐富的特大型礦井。
§1.4 礦井儲量、生產能力和服務年限
　　　一、礦井儲量
　　　礦井儲量是指礦井可采煤層的全部儲量。
　　　（一）煤炭儲量的分級分類
　　　國土資源部地質礦產行業標準DZ/T 0215—2002《煤、泥炭地質勘查規範》，自2003年3月1日起實施。對煤炭資源/儲量分類及類型條件、儲量估算等作了新的劃分和規定，煤炭儲量按可行性評價階段分為概略研究、預可行性研究和可行性研究儲量；從經濟意義上分為經濟的、邊際經濟的、次邊經濟的、內蘊經濟的和經濟意義未定的基礎儲量；從地質可靠程度上分為探明的、控製的、推斷的、預測的儲量。
　　　1．探明的煤炭儲量分類
　　　1）可采儲量（111）：探明的經濟基礎儲量的可采部分。
　　　２）探明的（可研）經濟基礎儲量（111b）：同（111）的差別在於本類型是用未扣除設計、采礦損失的數量表述。
　　　３）預可采儲量（121）：同（111）的差別在於本類型隻進行了預可行性研究，估算的可采儲量可信度高，可行性評價結果的可信度一般。
　　　４）探明的（預可研）經濟基礎儲量（121b）：同（121）的差別在於本類型是用未扣除設計、采礦損失的數量表述。
　　　５）探明的(預可研)邊際經濟基礎儲量(2M11)：在確定當時開采是不經濟的，但接近盈虧邊界，隻有當技術、經濟等條件改善後才可變成經濟的。估算的基礎儲量和可行性評價結果可信度高。
　　　６）探明的（預可研）邊際經濟基礎儲量（2M21）：同（2M11）的差別在於本類型隻進行了預可行性研究，估算的基礎儲量可信度高，可行性評價結果的可信度一般。
　　　７）探明的（可研）次邊際經濟資源量（2S11）：在確定當時開采是不經濟的，必須大幅度提高礦產品價格或大幅度降低成本後，才能變成經濟的。
　　　８）探明的（預可研）次邊際經濟資源量（2S21）：隻進行了預可行性研究，資源量估算可信度高，可行性評價結果的可信度一般。
　　　９）探明的內蘊經濟資源量（331）：僅做了概略研究，經濟意義介於經濟的至次邊際經濟的範圍內，估算資源量可信度高，可行性評價可信度低。
　　　2．控製的煤炭儲量分類
　　　１）預可采儲量（122）：勘查工作程度已達詳查階段的工作程度要求，預可行性研究結果表明開采是經濟的，估算的可采儲量可信度較高，可行性評價結果的可信度一般。
　　　2）控製的經濟基礎儲量（122b）：同（122）的差別在於本類型是用未扣除設計、采礦損失的數量表述的。
　　　3）控製的邊際經濟基礎儲量（2M22）：在確定當時開采是不經濟的，但接近盈虧邊界，待將來技術經濟條件改善後可變成經濟的。
　　　4）控製的次邊際經濟資源量（2S22）：勘查工作程度達到了詳查階段工作程度要求，預可行性研究表明，在確定當時開采是不經濟的，需大幅度提高礦產品價格或大幅度降低成本後，才能變成經濟的。估算的資源量可信度較高，可行性評價結果的可信度一般。
　　　5）控製的內蘊經濟資源量（332）：勘查工作程度達到了詳查階段的工作程度要求。未做可行性研究或預可行性研究，僅做了概略研究，經濟意義介於經濟的至次邊際經濟的範圍內，估算的資源量可信度較高，可行性評價可信度低。
　　　3．推斷的內蘊經濟資源量(333)：
　　　勘查工作程度達到了普查階段的工作程度要求。未做可行性研究或預可行性研究，僅做了概略研究，經濟意義介於經濟的至次邊際經濟的範圍內，估算的資源量可信度低，可行性評價可信度低。
　　　4．預測的資源量（334）?
　　　勘查工作程度達到了預查階段的工作程度要求。在相應的勘察工程控製範圍內，對煤層層位、煤層厚度、煤類、煤質、煤層產狀、構造等均有所了解後，所估算的資源量。預測的資源量屬於潛在煤炭資源，有無經濟意義尚不確定。
　　　　　　　　　　固體礦產資源、儲量分類表　　

　　　注意:預可采儲量（121）、基礎儲量（121b）、預可采儲量（122）、基礎儲量（122b）可以作為小型煤礦設計依據。
　　　（二）2003年之前曾采用的礦井儲量分類分級方法：
　　　1．礦井儲量分級
　　　根據礦井內不同塊段煤層地質情況被查明的程度，把儲量劃分為A、B、C、D四級。
　　　2．礦井儲量分類
　　　根據工業要求、開采條件以及儲量被查明的程度，礦井儲量分為：
　　　⑴礦井地質儲量：是指礦井技術邊界範圍內的全部煤炭的儲量。
　　　⑵能利用的儲量：指煤層的賦存情況及煤質符合當前礦井開采技術經濟條件，在目前技術條件下可以開采儲量。包括工業儲量和遠景儲量。
　　　⑶尚難利用儲量：指因煤層灰分高、厚度薄、地質條件複雜等等，在目前技術條件下暫時不能開采的儲量。但是隨著科學的發展，開采技術提高，今後有可能開采和利用。
　　　確定能利用儲量和尚難利用儲量界線的最基本條件，是煤層的厚度和灰分。在缺煤地區，對煤層最低開采厚度和最高灰分的要求可以放寬。
　　　⑷工業儲量：指能利用儲量中的A+B+C級儲量總和，可以直接作為礦井設計和投資的依據。其中，根據可以采出的程度又分為可采儲量和設計損失兩個部分。
　　　⑸遠景儲量：指能利用儲量中的D級儲量。由於被查明的程度不夠，有待於進一步勘探提高了儲量級別後，才能直接利用。
　　　⑹可采儲量：指能利用儲量中可以采出的那一部分儲量。
　　　3．對煤炭資源采出率的規定
　　　采煤工作麵采出率不得不小於：薄煤層為97%；中厚煤層為95%；厚煤層為93%。
　　　采區采出率不得小於：薄煤層為85%；中厚煤層為 80%；厚煤層為75%。
　　　4．儲量損失：在開采過程中由於各種原因，損失一部分儲量。分設計和實際損失。
　　　①設計損失：根據煤層賦存條件、所采用的采煤方法以及保證開采安全的需要，在設計中規定永遠遺留在地下的一部分儲量為設計損失。設計損失分為：全礦性損失、采區損失、采煤工作麵損失。
　　　②實際損失：指在開采過程中實際發生的煤量損失。可分為采煤工作麵損失、采區損失和全礦井損失。
　　　不合理損失主要包括：
　　　1）違反開采順序所造成的損失
　　　(1) 先采下層煤或下分層，破壞了上層煤或上分層所造成的損失。
　　　(2) 先采下水平或下階段，破壞了上水平或上階段所造成的損失。
　　　2）不按設計規定開采所造成的損失
　　　(1) 超過設計規定尺寸留設煤柱的煤量。
　　　(2) 超過設計規定厚度留設的煤皮的煤量。
　　　(3) 超過設計規定的落煤損失量。
　　　(4) 亂采巷道煤柱造成的損失煤量。
　　　3）采用不合理的巷道布置所造成的損失
　　　4）采用非正規的采煤方法所造成的損失
　　　5）井下水災所造成的損失
　　　(1) 采區或巷道被水淹沒後，不能再進行開采的煤量。
　　　(2) 在被淹采區或巷道下部的鄰近煤層，因受上部水的威脅，不能開采的煤量。
　　　6）井下火災所造成的損失
　　　(1) 在火區內已被燃燒掉的煤量。
　　　(2) 由於火災不能開采的煤量。
　　　7）巷道或工作麵冒頂所造成的損失
　　　(1) 巷道或工作麵冒頂後，重開巷道或開切眼從而損失在新開巷道與冒頂區煤量。
　　　(2) 采區巷道冒頂後，造成行人、通風困難，從而損失的煤量。
　　　8）在礦區或采區內，按技術經濟條件完全可以開采而未能采出的煤量。
　　　二、礦井生產能力
　　　1．礦井生產能力
　　　礦井生產能力是指礦井設計生產能力，即設計中規定礦井在單位時間內采出煤炭數量。有些生產礦井或者原來沒有正規設計，或者原來的生產能力需要改變，因而需要對生產礦井的各個生產環節重新進行核定，核定後年生產能力，稱為礦井核定生產能力。
　　　我國煤礦按設計年生產能力的大小劃分為三類：
　　　大型：120、150、180、240、300、400、500及500以上（萬t/a）
　　　中型：45、60、90（萬t/a）
　　　小型：3、6、9、15、21、30（萬t/a）。
　　　補充：根據國家發展和改革委員會《煤礦生產能力管理辦法》、《煤礦生產能力核定標準》的規定：煤礦生產能力分為設計生產能力和核定生產能力。
　　　（1）煤礦生產能力是指在一定時期內煤礦各生產係統所具備的煤炭綜合生產能力，以萬噸/年為計量單位。
　　　（2）設計生產能力是指由依法批準的煤礦設計所確定、施工單位據以建設竣工，並經驗收合格，最終由煤炭生產許可證頒發管理機關審查確認，在煤炭生產許可證上予以登記的生產能力。
　　　根據煤炭工業小型礦井設計規範：礦井最小井型為3萬t/a。
　　　2．礦井生產能力的確定
　　　礦井生產能力主要根據礦井地質條件、煤層賦存情況、儲量、開采條件、設備供應及國家需煤等因素確定。
　　　①井田儲量
　　　井田儲量越大，礦井生產能力應越大，反之則礦井生產能力應小。
　　　我國煤礦設計規範規定的各類井型的礦井和開采水平設計服務年限

　　② 開采條件

　　確定礦井生產能力時，要分析儲量的精確程度，綜合儲量和開采條件進行考慮。開采條件包括：可采煤層數、層間距離、煤層厚度及穩定程度、煤層傾角、地層的褶曲斷裂構造、瓦斯賦存狀況、圍岩性質及地壓火成岩活動的影響、水文地質條件及地熱等。

　　③技術裝備水平

　　決定礦井生產能力最主要的因素是采掘技術和機械裝備。對新礦井設計來說，是根據礦井生產能力的需要選用合適的技術裝備水平，一般不成為限製生產能力的因素。但如果設備供應條件限製，則有可能按限定的設備能力來確定礦井生產能力。

　　④安全生產條件：主要指瓦斯、通風、水文地質等因素的影響。

　　三、礦井服務年限

　　礦井服務年限是指按礦井可采儲量、設計生產能力，並考慮儲量備用係數計算出的礦井開采年限。

　　礦井服務年限一定要與礦井的生產能力相適應。其理由是：

　　1. 礦井的基本建設投資很高。

　　2. 礦井建設和生產與其他企業有密切關係。

　　四、礦井生產能力、服務年限與儲量的關係

　　礦井生產能力、服務年限與井田儲量之間的關係：

　　T=ZK/AK

　　式中 Zk——礦井可采儲量(萬t)

　　T——礦井設計服務年限(a)

　　A——礦井設計生產能力(萬t/a);

　　K——儲量備用係數

　　考慮儲量備用係數的原因是：

　　(1)在實際生產過程中，由於局部地質變化、勘探儲量不可靠、采區采出率短期內不能達到規定的要求等等原因，使礦井儲量減少。

　　(2)由於挖掘生產潛力使礦井產量增大。

　　(3)投產初期，由於缺乏經驗，采出率達不到規定的數值，增加了煤的損失。

　　根據生產實踐，儲量備用係數大中型煤礦K一般取1.2～1.4，地質條件較好K取1.2，地質條件一般K取1.3，地質構造複雜礦井K取1.4。小型煤礦可取1.4～1.6，地質條件較好K取1.4，地質條件一般K取1.5，地質構造複雜礦井K取1.6.

　　§2 井田開拓方式

　　§2.1 井田開拓概念

　　一、井田開拓方式概念

　　為了開采井田內煤炭,由地表進入煤層為開采水平服務所進行井巷布置和開拓工程稱為井田開拓。礦井開拓方式是礦井井筒形式、開采水平數目及階段內布置方式的總稱。

　　二、井田開拓方式的分類

　　井田開拓方式按井筒形式可分為立井開拓、斜井開拓、平硐開拓和綜合開拓四類;按開采水平數目可分為單水平開拓和多水平開拓兩類;按階段內的布置方式可分為采區式、分段式和帶區式三類。

　　三、確定井田開拓方式的原則

　　井田開拓所解決的主要問題是，合理確定礦井生產能力，井田範圍，進行井田內的劃分，確定井田開拓方式，井筒數目及位置;選擇主要運輸大巷布置方式及井底車場型式;確定井筒延深方式及井田開采順序等。

　　確定井田開拓方式應遵循的原則：

　　1.貫徹執行安全生產法律法規，合理集中開拓部署。

　　2.建立完善的通風係統，創造良好生產條件。

　　3.盡量減少煤柱損失，減少巷道維護量。

　　4.減少礦井初期投資，縮短建井工期。

　　5.為采用新技術和發展礦井機械化、自動化生產創造條件。

　　6. 滿足市場對不同煤種、不同煤質的需要。

　　§2.2 斜井開拓

　　一、片盤斜井開拓

　　1.片盤斜井開拓：將井田沿傾斜按一定標高劃分為若幹個分段。自地麵沿煤(岩)層傾斜開拓斜井，然後依次開采各個片盤的開拓方式，稱作片盤斜井開拓。

　　2.這種開拓方式的優點是：巷道布置和生產係統簡單，初期工程量小、投資少、建井期短;斜井沿煤層掘進、施工容易、還能補充地質資料，進一步了解煤層賦存情況;礦井技術裝備及生產管理比較簡單。

　　3.這種開拓方式的缺點是：礦井內不能布置較多的工作麵，礦井生產能力小;各片盤服務年限短，井筒需要經常延深，容易出現掘進與生產相互幹擾;由於采用連續開采，遇到斷層、褶曲時很難保證礦井正常生產，對地質變化適應性差。

　　4.這種開拓方式一般適用於煤層埋藏穩定，地質構造比較簡單，井田走向長度和傾斜寬度不大，煤層埋藏不深的小型礦井。

　　二、斜井單水平分區式開拓

　　1.井田沿傾斜方向劃分為兩個階段，每個階段沿走向劃分為若幹個采區，每個采區沿傾向劃分為若幹個區段。

　　2.其優點是：用一個開采水平開采整個井田，井巷和硐室工程量少，礦井基本建設投資少;水平服務年限長，可充分利用各種設備、設施和開拓巷道;上、下山采區可同時開采，有利於合理集中生產;不延深井筒，有利於礦井穩定生產。

　　3.這種開拓方式缺點是在礦井湧水量大，瓦斯等級高時、下山通風及排水較困難。

　　4.一般適用於煤層傾角小，瓦斯含量小，湧水量不大，井田傾斜長度較短的井田。

　　5.與片盤斜井相比其優點是：礦井內能布置幾個采區，若幹個采煤工作麵同時生產，礦井生產能力大，增產潛力大，不需延深井筒，有利於機械化開采，對地質變化適應性強。其缺點是：巷道布置、運輸係統、通風係統比較複雜;井巷工程大、投資多、建井期長、占用設備多。

　　三、斜井盤區式開拓

　　對於近水平煤層，由於井田沿傾斜高差不大，一般可將井田劃分為盤區，采用斜井盤區式開拓。近水平煤層斜井盤區開拓的運輸大巷和總回風巷並列布置在井田傾斜大致中央;可以用盤區石門取代;盤區上山或盤區石門的巷道施工、通風、行人都比較方便，運輸方式靈活、運輸容易、運輸距離不受限製等。

　　四、斜井井筒層位選擇，井筒裝備及坡度

　　1.斜井井筒層位選擇

　　采用斜井開拓時，根據井田地質地形條件和煤層賦存情況，斜井可沿煤層、岩層或穿層布置。沿煤層斜井的主要優點是施工技術簡單，建井速度快，聯絡巷工程量少，初期投資少，能補充地質資料，在建設期還能生產一部分煤炭。沿煤層斜井一般適用於煤層賦存穩定，煤質堅硬及地質構造簡單的礦井。

　　當斜井布置在煤層底板穩定岩層中，距煤層底板垂直距離一般不小於15～20m。這種方式的斜井有利於井筒維護，容易保持斜井的坡度一致。當斜井傾角與煤層傾角不一致時，可采用穿層布置。從頂板穿入煤層的斜井稱為頂板穿岩斜井，一般使用於開采煤層傾角較小及近水平煤層。從煤層底板穿入煤層的斜井稱為底板穿岩斜井，一般適用於開采傾角較大的煤層。

　　當煤層埋藏不深、傾角不大、井田傾斜長度較小，因施工技術和裝備條件等原因不宜用立井開拓時，或采用斜井開拓，但井筒無法與煤層傾斜方向一致的可使用斜井井筒傾斜方向與煤層傾斜方向相反布置，這種方式稱反斜井。

　　2.井筒裝備及坡度

　　斜井井筒裝備由提升方式而定，提升方式又受井筒的傾角和礦井生產能力的影響。

　　各種斜井提升方式的適應條件

　　　斜井還可采用單軌吊、無軌運輸及卡軌電機車等運輸方式。
　　　　　　　　　　　　　　§2.3 立井開拓
　　　主、副井均為立井開拓方式稱為立井開拓。
　　　一、立井單水平分帶式開拓
　　　立井單水平分帶式開拓方式將井田劃分為兩個階段，階段內分帶式布置。
　　　兩個工作麵共用一條分帶運輸斜巷，兩個工作麵中煤相向運輸。這種工作麵布置方式稱為對拉工作麵。
　　　這種開拓方式巷道布置及生產係統簡單，運輸環節少；通風路線短；建井速度快、投產早等優點。但是上山階段的分帶回風是下行風，應加強通風措施，防止瓦斯聚積。這種方式一般適用於煤層傾角小於12°，地質構造簡單、煤層埋藏較深的礦井。
　　　二、立井多水平分區式開拓
　　　井田內有兩層煤，分為兩個階段，立井多水平分區式開拓將下部標高分別為+100m，-100m，每個階段沿走向劃分為若幹采區。兩層煤層間距不大，采用聯合布置，在M2煤層底板岩石中布置階段運輸大巷和回風大巷，為兩層煤共用。
　　　三、立井井筒裝備
　　　采用立井開拓時，一般裝備兩井筒。井筒斷麵根據提升容器、井筒裝備及通風要求而定。我國大中型立井井筒裝備可參考表2。表2 立井井筒裝備

　　§2.4 平硐開拓

　　采用主平硐的開拓方式稱為平硐開拓。

　　一、平硐開拓特點及適應條件

　　1.平硐開拓特點

　　一般以一條平硐開拓井田，主平硐擔負運煤、排矸、運送材料設備及人員、進風、排水、敷設管線及電纜等任務。在井田上部開拓回風平硐或風井，用於全礦回風。具有施工技術簡單、速度快、巷道係統及生產係統簡單，生產環節少，占用設備少等特點。

　　2.平硐開拓的適應條件

　　平硐開拓適應於山嶺起伏和丘陵地區。

　　二、平硐開拓類型及特點

　　根據地形條件與煤層賦存狀態不同。按平硐與煤層走向相對位置不同，平硐分為走向平硐、垂直平硐和斜交平硐;按照平硐所在標高不同，平硐分為單平硐和階梯平硐。

　　1.走向平硐 ：平硐是沿煤層走向開拓，把煤層分為上、下山兩個階段，具有單翼井田開采的特點。

　　走向平硐開拓方式的優點是平硐沿煤層掘進容易施工，建井期短，投資少，經濟效果好;還能補充煤層的地質資料，缺點是煤層平硐維護困難;巷道維護時間長，具有單翼井田開采通風、運輸困難等特點;一般平硐口位置不易選擇。

　　2.垂直或斜交走向平硐：根據地形條件，平硐可由煤層頂板進入或由煤層底板進入煤層。平硐將井田沿走向分成兩部分，故具有雙翼井田開拓特點。

　　與走向平硐相比較，優點是平硐易維護，具有雙翼井田開拓運輸費用低，巷道維護時間短，礦井生產能力大，通風容易，便於管理等特點。缺點是岩石工程量大，建井期長，初期投資大等。有利於選擇平硐口的位置。

　　3.階梯平硐

　　當地形高差較大，主平硐水平以上煤層垂高過大時，可將主平硐水平以上煤層劃分為數個階段，每個階段布置各自的平硐開拓的方式稱階梯平硐。階梯平硐開拓方式的特點是：可分期建井，分期移交生產，便於通風和運輸;但地麵生產係統分散、裝運係統複雜、占用設備多、不易管理。這種開拓方式適用於上山部分過長，布置輔水平有困難，地形條件適宜，工程地質條件簡單的井田。

　　§2.5 井筒形式分析及選擇

　　一、平硐開拓的優缺點和適用條件

　　在開拓方式中，平硐開拓是最簡單最有利的開拓方式。

　　1.優點：井下出煤不需提升轉載，運輸環節少，係統簡單，占有設備少，費用低;地麵設施較簡單，無需井架和絞車房;不需設井底車場及其硐室，工程量少;平硐施工容易速度快，建井快;無需排水設備且有利於預防水災等。

　　2適用條件：在地形條件合適、煤層賦存較高的山嶺，丘陵或溝穀地區，隻要上山部分儲量能滿足同類井型的水平服務年限要求時，應首先考慮平硐開拓。

　　二、斜井開拓的優缺點和適用條件

　　1.優點：斜井與立井相比，初期投資較少，建井期較短;在多水平開采時，斜井石門工程量少，石門運輸費用少，斜井延深方便，對生產的幹擾少;大運量強力帶式輸送機的應用，增加了斜井的優越性，擴大了斜井的應用範圍。

　　2.缺點：斜井與立井相比，圍岩不穩固時井筒維護困難;采用絞車提升時，提升速度低、能力小，鋼絲繩磨損嚴重，動力消耗大，提升費用高，井田斜長越大時，采用多段提升，轉載環節多，係統複雜，占有設備及人員多;管線、電纜敷設長度大，保安煤柱損失大;對於特大型斜井，輔助運輸量很大時，甚至需要增開副斜井;斜井通風線路長，斷麵小，通風阻力大，不能滿足通風要求時，需另開專用風井或兼作輔助提升;當表土為富含水的衝積層或流砂層時，斜井井筒施工技術複雜，有時難以通過。

　　3.適用條件：當井田內煤層埋藏不深、表土層不厚、水文地質簡單，井筒不需特殊法施工的緩斜和傾斜煤層，一般可用斜井開拓。隨新型強力和大傾角帶式輸送機的發展，大型斜井的開采深度大為增加，斜井應用更加廣泛。

　　三、立井開拓的優缺點和適用條件

　　1.優點：立井開拓的適應性強，一般不受煤層傾角、厚度、瓦斯、水文等自然條件的限製;立井井筒短，提升速度快，提升能力大，作副井特別有利;對井型特大的礦井，可采用大斷麵井筒，裝備兩套提升設備;大斷麵可滿足大風量的要求;由於井筒短，通風阻力較小，對深井更有利。

　　2.適用條件：當井田的地形、地質條件不利於采用平硐或斜井時，都可考慮采用立井開拓。對於煤層埋藏較深，表土層厚、水文情況複雜，需特殊法施工或開采近水平煤層和多水平開采急斜煤層的礦井，一般都應采用立井開拓。

　　§2.6 綜合開拓

　　一、綜合開拓的類型

　　采用立井、斜井、平硐等任何兩種或兩種以上的井田開拓方式稱為綜合開拓。三種井筒(硐)形式能組合成斜井—立井、平硐—立井、平硐—斜井等多種方式。

　　1. 斜井—立井綜合開拓

　　斜井作主井，主要是利用斜井可采用強力帶式輸送機，提升能力大及井筒易於延深的優點，用立井作副井提升方便、通風容易。這種開拓方式取了立井、斜井各自的優點，對開發大型井田，在技術和經濟上都是優越的。主斜井與副立井相組合的綜合開拓方式，在條件適宜的情況下是建設特大型礦井的技術發展方向。

　　2. 平硐—立井綜合開拓

　　在具體條件下，可采用平硐作主井、立井作副井。

　　3. 平硐—斜井綜合開拓

　　主平硐擔負礦井井下運輸、進風及排水等任務;掘斜井用作回風井，兼作安全出口。

　　二、綜合開拓的適應條件

　　充分體現安全可靠、技術可行、經濟合理原則。

　　對於地麵地形和煤層賦存條件複雜的井田，如果主、副井筒均為一種井筒形式，可能會給井田開拓造成生產技術上的困難，或者是在經濟上具有不合理性。

　　§2.7 多井筒分區域開拓

　　近年來，隨著煤礦機械化發展和新技術、新方法、新工藝、新設備不斷革新和應用，已建設了許多年產數百萬噸甚至千萬噸以上特大型礦井。礦井的井田範圍走向長度和傾斜長度達到10～20Km。特大型礦井的主提升一般都采用運輸能力很大的膠帶輸送機或大型箕鬥。由於礦井生產能力大、井田範圍大、輔助提升任務非常繁重，井下通風線路很長，采用前述開拓方式難以解決礦井輔助提升和通風任務。根據井田具體條件，將大型井田劃分為若幹具有獨立通風係統開采區域，共用主井的開拓方式稱為分區域開拓。

　　§3 井底車場

　　§3.1 井底車場組成

　　井底車場是聯結井筒和井下主要運輸大巷的一組巷道和峒室的總稱。

　　一、井底車場運輸線路：包括存車線、調車線和繞道線路等。

　　1.存車線：包括主井存車線和副井存車線。

　　2.調車線路：調度空、重礦車的專用線路。通常為一列車長加機車長度。

　　3.繞道線路：又稱回車線。

　　二、井底車場峒室：

　　按所在位置不同，分為：主井係統峒室、副井係統峒室、其它峒室。

　　1.翻車機峒室：設在主井重車線和空車線交接處。

　　2.井底煤倉：傾角不小於50°，一般為70°;容量中小型礦井按提升設備0.5～1.0h提煤量計算;大型礦井按提升設備1.0～2.0h提煤量計算。

　　3.井下主變電峒室和主排水泵房：其標高應高出井底車場標高0.5m。

　　4.水倉：由兩條獨立的互不滲漏的巷道組成。

　　5.消防材料庫：專門存放消防工具和器材的硐室。

　　6.井下爆炸材料庫：井下發放和保存炸藥、雷管的硐室。有獨立通風係統。

　　§3.2 井底車場調車方式及通過能力

　　一、調車方式

　　1.頂推調車法：

　　①錯車線入場法，其過程是拉-停-摘-錯-頂。

　　②三角入場法，其過程是拉-停-摘-頂。

　　2.甩車調車法：要求坡度控製必須適當。

　　3.專用設備調車法：常用專用設備有機車、調度絞車和鋼絲繩推車機等。

　　二、井底車場通過能力計算

　　井底車場通過能力與井底車場形式、卸載方式、礦車載重量和調車方式有關。

　　1.大中型煤礦井底車場通過能力計算公式：N=2.52mG×105/1.15(1+K)t

　　2.52×105=300×14×60

　　300--《煤炭工業設計規範》規定大中型煤礦生產天數

　　14—每日運輸工作時間，小時

　　2.小型煤礦井底車場通過能力計算公式：N=2.77mG×105/1.15(1+K)t

　　2.77×105=330×14×60

　　330——《煤炭工業小型煤礦設計規頂》規定小型煤礦生產天數

　　考試時K取0.2

　　例1：已知：m=20 G=1 t=20 ，求N

　　解：N=2.77mG×105/1.15(1+K)t=2.77×20×105/1.15(1+0.2)×20

　　=1.26×105(t)

　　§3.3 井底車場形式及其選擇

　　井底車場形式：環行式和返折式兩大類型。

　　一、固定式礦車運煤時井底車場形式

　　1.環行式井底車場：其特點是采用環行單向運行。分為臥式、斜式、立式三類。環行式井底車場的優點是調車方便，通過能力較大，能滿足大、中型礦井生產需要。

　　①立井環行式井底車場

　　②斜井環行式井底車場

　　2.返折式井底車場：其特點是空、重車在車場內同一巷道的兩股線路上折返運行。可分為梭式車場和盡頭式車場。

　　二、底卸式礦車運煤井底車場形式

　　三、小型礦井井底車場形式及特點

　　四、大巷用帶式輸送機運煤井底車場形式

　　煤炭經帶式輸送機運至井底煤倉，井底車場隻承擔輔助運輸。

　　五、井底車場形式的選擇

　　⒈井底車場應滿足的基本要求：

　　①布置在穩定岩層中。②調車簡單、管理方便。③操作安全。④井上、下生產係統協調。⑤有一定的備用能力。

　　⒉影響井底車場形式選擇的因素：①礦井生產能力。②礦井開拓方式。③運輸大巷的運輸方式。④礦井地麵生產係統布置方式。⑤礦井瓦斯等級。

　　§4 井田開拓的基本問題

　　§4.1 井筒的數目及位置

　　一、井筒數目：根據礦井提升任務大小和通風需要等因素確定。

　　三種可供選擇的方案：①雙提升井筒開拓。②多提升井筒開拓。③單提升井筒開拓。

　　二、井筒位置

　　1.對井下開采合理的井筒位置

　　①井筒沿井田走向的位置：應盡量布置在井田中央。

　　②井筒沿煤層傾向的位置

　　2.對掘進和維護有利的井筒位置

　　3.便於布置地麵工業場地的井筒位置

　　4.對井下開采合理的井筒位置

　　§4.2 開采水平的劃分

　　一、階段垂高的確定

　　合理確定階段垂高應考慮的主要因素：

　　1.開采水平服務年限：水平接續時間一般需要5～8年。

　　2.采掘運機械化程度。

　　3.煤層賦存條件和地質構造。

　　4.噸煤建設投資和生產費用。

　　我國不同類型礦井階段垂高的經驗數值見P60 表4-1。

　　二、下山開采的應用

　　1.上、下山開采的比較：

　　①運輸提升方麵。②排水方麵。③掘進方麵。④通風方麵。⑤基建投資方麵。

　　2.下山開采一般的適用條件：

　　①傾角小於16°，瓦斯及湧水量不大的煤層。②水平接續十分困難。③井田深部儲量較少的礦井。

　　三、開采水平的設置：用水平服務年限進行驗算。

　　四、輔助水平的設置：輔助水平不設置井底車場。

　　§4.3 水平大巷布置

　　一、運輸大巷：為水平或一個階段運輸服務的水平巷道。

　　㈠運輸大巷的運輸方式：軌道運輸和帶式輸送機運輸。

　　1.軌道運輸大巷

　　⑴軌道運輸大巷軌距：600㎜、900㎜。

　　⑵軌道運輸對大巷的一般要求：根據礦車、機車類型，按設計規範確定大巷斷麵;大巷盡量取直;坡度滿足運輸和排水要求。

　　⑶軌道運輸的優點：同時統一解決煤炭、矸石、物料和人員運輸;運能機動性強;滿足不同煤種煤炭分運要求;能長距離運輸;噸千米運輸費用低。

　　2.帶式輸送機運輸大巷

　　①帶式輸送機的兩種類型：鋼絲繩芯和鋼絲繩牽引帶式輸送機。

　　②帶式輸送機運煤優點：連續化運輸，運能大;易實現自動化;卸載均勻。

　　③帶式輸送機運煤缺點：不能分采分運，大巷筆直。

　　④帶式輸送機適用條件：運量大、運距較短、煤種單一、轉載點少，大巷直的礦井。

　　㈡運輸大巷的布置方式：分層大巷、集中大巷和分組集中大巷三種。

　　1.分層運輸大巷：在井田內為一個煤層服務的運輸大巷。

　　2.集中運輸大巷：在井田內為所有煤層服務的運輸大巷，常在煤層群最下部的薄煤層或底板岩石中開掘。

　　3.分組集中大巷：井田內煤層分為若幹煤組，為一個煤組服務的運輸大巷。

　　㈢ 運輸大巷的位置

　　煤層大巷：布置在煤質堅硬、圍岩穩定的薄及中厚煤層中的運輸大巷。

　　岩石大巷：布置在煤層底板岩石中的運輸大巷。

　　二、總回風巷：為全礦井或礦井一翼服務的回風巷道。

　　§4.4 開采順序

　　井田開采順序：沿煤層走向與傾斜的開采順序;煤層群劃分成煤組時，煤組間及煤層間的開采順序等。

　　一、沿煤層走向的開采順序：包括階段內各采區間的開采順序和采區內采煤工作麵的推進方向。

　　1.采區間沿走向的開采順序：采區前進式開采順序和采區後退式開采順序。

　　采區前進式：先采靠近井筒的采區，自井筒向井田邊界方向逐次開采其餘各采區。

　　采區後退式：先采井田邊界采區，自井田邊界向井筒方向逐次開采其餘各采區。

　　2.采區內采煤工作麵的推進方向：前進式和後退式。

　　采煤工作麵前進式：采煤工作麵自上山向采區邊界方向推進。

　　采煤工作麵後退式：采煤工作麵自采區邊界向上山方向推進。

　　我國煤礦普遍采用後退式開采順序。

　　二、沿煤層傾斜開采順序：包括階段間開采順序和采區內各區段開采順序。

　　井田內沿傾斜方向一般采用下行順序開采。采區內各區段間的開采順序有兩種：下行式和上行式。

　　下行式：開采工作先從煤層淺部開始，再沿煤層傾斜方向自上而下依次開采各區段。

　　上行式：先將采區運輸大巷掘至采區下部邊界，然後沿煤層傾斜方向自下而上依次開采各區段。

　　三、煤組及煤層間的開采順序：一般采用下行開采順序。特殊時選擇上行。

　　§4.5 采掘關係與三量管理

　　煤炭工業技術政策：采掘並舉，掘進先行。

　　一、開采計劃：根據市場對礦井煤炭產量和質量要求，按照地質情況和生產技術條件，統籌安排采區和工作麵的開采與接替。

　　開采計劃包括采煤工作麵年度接替計劃、采麵較長期接替計劃和采區接替計劃。

　　㈠采煤工作麵年度接替計劃

　　1.編製采煤工作麵年度接替計劃的方法和步驟：

　　①在設計圖上測算工作麵參數。②估算月進度、產量和可采期。③根據工作麵結束時間順序，選擇接替工作麵。④按時間順序編製接替計劃表。⑤經多次檢查修改，形成正式采煤工作麵接替計劃。

　　2.編製采煤工作麵年度接替計劃的原則及注意事項

　　①產量月度均衡，原煤產量中應考慮掘進煤。②兩翼產量大體一致。③保證合理開采順序。④開采煤層搭配合理。⑤工作麵接替時間不重合。⑥合理集中生產。⑦布置1～2個備用工作麵。

　　㈡采區接替計劃：注意同時生產和準備采區數目不宜太多。

　　二、巷道掘進工程計劃：注意在接替時間上留富裕係數。

　　1.方法與步驟

　　2.編製巷道掘進工程計劃的原則及注意事項

　　三、三量管理

　　1.開拓煤量：井田範圍內已掘進的開拓巷道所圈定的尚未采出的那部分可采儲量。Zd=(Zog-Zg-Pdd)C

　　2.準備煤量：采區上山及車場等準備巷道所圈定的可采儲量。

　　Zp=(Zpg-Zg-Pd)C

　　3.回采煤量：在準備煤量範圍內，已有回采巷道及開切眼所圈定可采儲量。

　　國家對三量可采期的規定：

　　大中型礦井開拓煤量3～5年以上;準備煤量1年以上;回采煤量4～6月以上。

　　小型礦井開拓煤量2～3年以上;準備煤量8～10月以上;回采煤量3～5月以上。

　　四、采掘比例關係指標及計算方法

　　1.采掘工作麵個數比：通常在1:1.5～1:2.5之間，一般為1：2。

　　采掘工作麵個數比=年平均采煤工作麵個數/年平均掘進工作麵個數

　　2.掘進率:在一定時期內每生產1萬噸煤所需掘進的生產巷道總進尺數和開拓巷道總進尺數。

　　生產掘進率=生產掘進總進尺/礦井產量

　　開拓掘進率=開拓巷道掘進總進尺/(礦井產量+掘進煤)

　　生產礦井全部掘進率=生產礦井全部井巷掘進總進尺/(礦井產量+掘進煤)

　　§4.6 礦井開拓延深

　　一、礦井延深的原則和要求

　　1.提前做好準備工作。

　　2.保證或擴大礦井生產能力。

　　3.充分、合理地利用現有井巷設施。

　　4.積極采用新技術、新工藝和新設備。

　　5.盡可能縮短施工工期。

　　二、礦井開拓延深方案

　　1.直接延深原有井筒：將主、副井直接延深到下一開采水平。

　　2.暗井延深:利用暗立井或暗斜井開拓深部水平。

　　3.直接延深一個井筒,新打一個暗井：直接延深原主井或副井,另一井筒采用暗井延深。

　　4.新開一個井筒，延深一個井筒：適用於改擴建的大型礦井。

　　5.深部新開立井或斜井。

　　三、生產水平過渡時期的技術措施

　　生產水平過渡時期是指礦井的某一個開采水平開始減產直到結束，其下一個開采水平投產到全部接替生產所需的時間。

　　1.生產水平過渡時期的提升

　　①利用通過式箕鬥兩個水平同時出煤。

　　②將上水平的煤經溜井放到下水平，主井在新水平集中提煤。

　　③上水平利用下山采區過渡。

　　④利用副井提升部分煤炭。

　　2.生產水平過渡時期的通風

　　關鍵在於安排好下水平的回風係統。

　　3.生產水平過渡時期的排水

　　①一段排水。②兩段分別排水。

　　③兩段接力排水。④兩段聯合排水。

　　§4.7 礦井技術改造

　　一、礦井改擴建的通常做法：

　　1.直接擴大井田範圍。

　　2.相鄰礦井合並改造。

　　3.結合礦井開拓延深進行合並改擴建。

　　二、合理集中生產

　　1.水平集中：①減少同時生產水平數目。②在開采水平內實現集中開拓。

　　2.采區集中：提高采區生產能力，盡可能減少礦井內同時生產采區數目，實現采區穩產和高產。

　　3.工作麵集中：提高工作麵單產，減少采區內同采工作麵數目。

　　三、礦井主要生產係統的技術改造

　　1.地麵生產係統的改造。

　　2.礦井提升係統的改造。

　　3.大巷運輸係統的改造。

　　4.井底車場的改造及設置井底緩衝煤倉。

　　5.輔助運輸環節的改造。

　　6.通風係統的改造。

　　7.排水係統的改造。

　　§5 采煤方法概述

　　§5.1 采煤方法概念及分類

　　一、基本概念

　　1.采場：在采區內，用來直接大量開采煤炭資源的場所。

　　2.采煤工作麵：采煤作業的場地。

　　3.采高：采煤工作麵煤層被直接采出的厚度。

　　4.采煤工作：在采場內，為了開采煤炭資源所進行的一係列工作。采煤工作包括破、裝、運、支、處等基本工序和輔助工序。

　　5.采煤工藝：在采煤工作麵內各道工序按照一定順序完成的方法及其相互配合。

　　主要采煤工藝：①爆破采煤工藝。②普通機械化采煤工藝。③綜合機械化采煤工藝、綜合機械化放頂煤采煤工藝。④水力采煤工藝。

　　6.采煤係統：指采區內的巷道布置係統以及為了正常生產而建立的采區內用於運輸、通風等目的的生產係統。

　　7.采煤方法：指采煤係統和采煤工藝的綜合及其在時間上、空間上的相互配合。

　　二、采煤方法分類

　　煤礦開采方法分類表

　　1.壁式體係采煤法

　　⑴ 壁式體係采煤法的主要特點

　　①采煤工作麵兩端各至少布置一條巷道，構成完整生產係統。

　　②采煤工作麵長度較長。

　　③采煤工作麵多用全部垮落法或充填法處理采空區。

　　④隨著采煤工作麵推進，礦壓顯現較為強烈。

　　⑵ 壁式體係采煤法的類型

　　①按煤層傾角分：緩斜煤層采煤法、傾斜煤層采煤法、急斜煤層采煤法。

　　②按煤厚分：薄煤層采煤法、中厚煤層采煤法、厚煤層采煤法。

　　③按工作麵布置和推進方向不同分：走向長壁采煤法、傾斜長壁采煤法。

　　④按工作麵采煤工藝不同分：爆破采煤法、普通機械化采煤法、綜合機械化采煤法。

　　⑤按采空區處理方法不同分：全部垮落采煤法、煤柱支撐采煤法、充填采煤法。

　　⑥按煤層開采方式不同分：整層采煤法和分層采煤法。

　　整層采煤法又分為單一長壁采煤法、放頂煤采煤法、掩護支架采煤法。

　　分層采煤法又分為：傾斜分層采煤法、水平分層采煤法、斜切分層采煤法、水平分段放頂煤采煤法。

　　⒉柱式體係采煤法：以房、柱間隔采煤為主要特征。常用的有：巷柱式、房式、房柱式采煤法。

　　柱式體係采煤法的特點：采煤工作麵一般為10～30m，工作麵數目較多;工作麵內煤的運輸方向垂直於煤壁;生產過程中無采空區處理工序;工作麵通風條件差。

　　適用條件：煤層傾角小、圍岩穩定、瓦斯湧出量低，無自然發火傾向薄及中厚煤層。

§5.2 采煤方法的選擇

　　一、選擇采煤方法的原則：安全、經濟、煤炭采出率高。

　　1.安全：必須貫徹“安全第一，預防為主”的方針，符合國家安全生產法律、法規的要求，做到采煤工藝先進、采煤係統可靠、技術措施完善。

　　2.經濟：指高產、高效、低耗、低成本、煤質好。

　　3.煤炭采出率高：盡量減少煤柱損失，減少采煤工作麵留煤損失和潑灑損失，最大限度地提高資源采出率，以達到國家要求。

　　二、影響采煤方法選擇的因素

　　1.地質因素：

　　①煤層傾角。煤層傾角變化直接影響工作麵推進方向、破煤方式、運煤方式、采長、支護方式和采空區處理方法等。

　　②煤層厚度。直接影響工作麵長度、采煤工藝等。

　　③煤層特征及頂底板穩定性。

　　④煤層地質構造。直接影響工作麵采煤方法的選擇。

　　⑤煤層含水性。開采過程中必須采取防治水措施。

　　⑥煤層瓦斯含量。直接影響采區巷道布置、工作麵參數等。

　　⑦煤層自然發火傾向性。

　　⑧(補充)煤層突出危險性。

　　2.技術發展及裝備水平。

　　3.礦井管理水平。推廣應用先進技術時，要先易後難，循序漸進。

　　4.礦井經濟效益。

　　在選擇采煤方法時，要研究擬采用采煤方法的投入產出關係，考慮企業的投資能力和采煤方法的經濟效果。

§5.3 采煤方法發展方向

　　一、改進采煤工藝、因地製宜地發展先進的機械化采煤技術。

　　綜合機械化采煤是我國煤炭工業機械化的發展方向，是我國煤礦高產高效安全生產的一項成熟技術，其技術裝備水平和工藝技術已達到國際先進水平。

　　要繼續研究三硬、三軟、大傾角、大采高等複雜條件下綜采新工藝和新方法。

　　三硬:頂板堅硬、底板堅硬、煤層堅硬。

　　三軟:頂板軟、底板軟、煤層軟。

　　大傾角：煤層傾角大於15°。

　　大采高：煤層厚度大於4.5m。

　　二、擴大走向長壁采煤法和傾斜長壁采煤法的應用範圍。

　　三、緩斜、傾斜厚煤層推行傾斜分層下行垮落采煤法和放頂煤采煤法。

　　四、大力推廣無煤柱護巷技術。

　　五、急斜煤層開采要進一步探索采煤機械化的發展途經。

　　六、“三下一上”采煤技術有廣泛的發展空間。

　　“三下一上”是指建築物下、鐵路下、水體下采煤和承壓水上煤層開采。

　　七、適度發展水力采煤技術。

　　八、柱式體係采煤法應用範圍將不斷擴大。

　　九、煤炭地下氣化技術前景光明。

　　煤炭地下氣化技術是一種特殊的采煤方法，對地下煤炭進行控製燃燒，通過煤的熱化學作用產生可燃性氣體。

　　十、采煤方法是一個發展著的係統工程。

　　采煤方法核心是采煤工藝，改善采煤工藝依賴於采煤技術的進步和采煤裝備的改進，同時依賴於作業人員素質和管理水平的提高。

§6 采煤工作麵礦山壓力基本規律

§6.1 礦山壓力基本概念

　　一、礦山壓力的概念

　　礦山壓力是指存在於采掘空間周圍岩體內和作用在支護物上的力。

　　二、礦山壓力的來源

　　1.自重應力：地下深部原岩承受著上覆岩層自重引起的應力。

　　σ1=γH σ2=σ3=μσ1/(1-μ)

　　2.構造應力：由地殼構造運動在岩體中引起的應力。

　　構造應力特征：①構造應力以水平應力為主，水平應力以壓應力為主。②在構造應力場中，主應力大小和方向可能有很大變化;兩個方向水平應力通常不等。③水平應力大於垂直應力。④構造應力在堅硬岩層中表現明顯。

　　三、礦山壓力顯現

　　1.礦山壓力顯現：在礦山壓力作用下，圍岩和支架所表現的力學宏觀現象。

　　2.礦山壓力顯現的主要形式：工作麵頂板下沉、支架變形與折斷、頂板破碎或大麵積冒落、煤壁片幫、支柱插入底板、底鼓等。

　　3.礦壓控製：所有人為調節、改變和利用礦山壓力的各種技術措施。

§6.2 采煤工作麵圍岩移動特征

　　一、頂板與底板

　　1.頂板：賦存在煤層之上的鄰近岩層。

　　①偽頂：直接位於煤層之上厚度在0.3～0.5m以下,隨采隨落的軟弱岩層。

　　②直接頂：直接位於煤層或偽頂之上的一層或數層岩層，厚度不定,一般能夠隨放頂在采空區及時垮落。

　　③基本頂：位於直接頂之上厚而堅硬岩層，在采空區可以大麵積懸露而不及時垮落。

　　⒉底板：賦存在煤層之下的鄰近岩層。

　　①偽底：直接位於煤層之下厚度在0.3～0.5m以下,隨采隨落的軟弱岩層。

　　②直接底：直接位於煤層或偽底之下的一層或數層岩層，厚度不定,一般能夠隨放頂在采空區及時滑落。

　　③基本底：位於直接頂之下厚而堅硬岩層，在采空區可以大麵積懸露而不及時滑落。

　　二、直接頂初次垮落

　　1.直接頂初次垮落：采煤工作麵自開切眼推進一定距離後，直接頂懸露達到一定跨度，需對采空區頂板進行初次放頂，使直接頂垮落下來的過程。

　　2.初次垮落距：直接頂初次垮落的跨距。一般為6～12m。

　　3.初次垮落距影響因素：直接頂岩層強度、分層厚度和直接頂節理裂隙發育程度。

　　4.碎脹係數：岩層破碎後的體積與原來體積之比。

　　三、基本頂的初次垮落

　　1.基本頂的初次垮落前的岩層結構：呈板狀結構。

　　2.基本頂的初次垮落與初次來壓

　　①基本頂的初次垮落：基本頂的第一次垮落。

　　②基本頂的初次來壓：基本頂在垮落前12h采空區上方可能有轟隆隆巨響，煤壁出現片幫、頂板掉碴、頂板下沉量及下沉速度增加，支架荷載增高。

　　3.基本頂的初次來壓步距的確定

　　基本頂的初次來壓步距的大小取決於基本頂的強度、厚度等因素。

　　①一般情況下，視基本頂為兩端固定梁。

　　②淺部煤層情況下，近似視基本頂為兩端簡支梁。

　　我國主要礦區基本頂的初次來壓步距為：54%的礦10～30m，37.5%的礦30～50m，其餘為55～160m。

　　三、基本頂的周期來壓

　　1.基本頂的周期來壓前的狀態：采煤工作麵處於基本頂懸臂保護下。

　　2.基本頂的周期來壓及礦壓顯現特征

　　①基本頂周期來壓：基本頂的周期性破斷失穩對工作麵產生的周期性的來壓顯現。

　　②基本頂周期來壓的主要表現形式：頂板下沉速度急劇增大，頂板下沉量變大，支柱載荷增加，煤壁片幫、支柱折斷、頂板發生台階狀下沉。

　　3.周期來壓步距的確定

　　①來壓周期：基本頂兩次周期來壓的間隔時間。

　　②周期來壓步距的經驗數據：在6～30m之間，一般為10～15m。

　　⒋周期來壓分析(略)

　　四、工作麵上覆岩層移動規律

　　根據岩層移動特征，可將上覆岩層分為：冒落帶、裂縫帶、彎曲下沉帶。

　　1.冒落帶：一般為采高的2～4倍。

　　2.裂縫帶：其範圍隨岩性、采高變化而變化。

　　3.彎曲下沉帶：在地表形成采礦塌陷盆地。

§6.3 采煤工作麵礦山壓力顯現規律

　　一、采煤工作麵四周支承壓力顯現規律

　　采煤工作麵四周支承壓力是指采煤工作麵前後方、兩側煤柱或采空區大於原岩應力的礦山壓力。

　　支承壓力顯現特征用支承壓力分布範圍、峰值位置和應力集中係數表示。

　　1.采煤工作麵前後方支承壓力分布特點：

　　①工作麵前方支承壓力遠比工作麵後方大。

　　②前後方支承壓力隨采煤工作麵推進而移動。

　　③采煤工作麵處於減壓範圍。

　　2.采煤工作麵兩側支承壓力分布：

　　采煤工作麵兩側支承壓力是指工作麵兩側煤柱或煤體上的支承壓力。

　　采煤工作麵兩側支承壓力分布特點：①采煤工作麵兩側支承壓力劇烈影響區位於煤體邊緣有一定距離的地帶。②采煤工作麵兩側煤壁邊緣處於應力降低區，支承壓力低於原岩應力。③采煤工作麵兩側支承壓力從形成到向煤體深部轉移要經過一段時間。

　　二、支承壓力在底板中的傳遞

　　為避免巷道布置在應力增高區的兩種控製方法：①巷道與煤層底板的垂直距離不小於一定數值。②巷道布置在煤柱向底板傳遞力的影響角以外。

§6.4 采煤工作麵頂板分類

　　一、直接頂分類

　　共分為四類：不穩定頂板、中等穩定頂板、穩定頂板、堅硬頂板。

　　采用的指標：岩石單向抗壓強度、節理裂隙間距、分層厚度綜合而成的強度指標，以直接頂初始垮落步距進行檢驗。

　　二、基本頂分級為四級：不明顯、明顯、強烈、非常強烈。

§6.5 （補充）衝擊地壓

　　一、衝擊地壓

　　礦山井巷或采掘工作麵周圍礦體和圍岩由於變形能的釋放而產生的以急劇、猛烈破壞為特征的動力現象。

　　發生衝擊地壓時，常伴有很大的聲響、岩體震動和衝擊波，在一定範圍內可以感到地震;有時向采空區空間拋出大量碎煤或岩塊;有時還會排出大量瓦斯。

　　二、衝擊地壓發生的原因

　　1.衝擊地壓的成因

　　在三向高應力作用下的岩體積聚大量的彈性能，部分岩體接近極限平衡狀態，當采掘工作接近時，岩體內的高應力值瞬時降到最低值，岩體(煤體)發生脆性破壞，產生衝擊性的動力現象。

　　1.煤層的衝擊傾向

　　常以煤樣的總破壞時間DT作為煤層衝擊指標，預測煤層在開采時出現衝擊地壓的可能性和危險程度。

　　DT≤50ms時，為衝擊傾向嚴重煤層;50﹤DT≤500ms時，為衝擊傾向中等煤層;DT﹥500ms時，為無衝擊傾向煤層。

　　煤樣動態破壞時間是指煤樣在常規單向壓縮實驗條件下，煤樣從極限強度到完全破壞所經曆的瞬態延續時間。

　　三、衝擊地壓的影響因素

　　1.礦山地質因素

　　⑴開采深度。岩體內原岩應力隨開采深度的增加而增加。我國多數煤礦在開采深度超過200m，才發生衝擊地壓。

　　⑵煤層和頂底板岩石性質。堅硬岩石易於形成較大支承壓力，積聚較多彈性能。

　　⑶地質構造因素。衝擊地壓多發生在地質構造帶，該區域存在構造運動的殘餘應力。

　　2.開采技術條件

　　開采技術條件可以促使衝擊地壓的發生。主要體現在人為地形成應力集中，增大發生衝擊地壓的危險性，改變應力狀態和產生震動，誘發衝擊地壓。

　　⑴采煤方法。柱式體係采煤方法易形成支承壓力疊加，容易發生衝擊地壓。

　　⑵煤柱。煤柱是發生應力集中的地點，在煤柱附近最容易發生衝擊地壓。

　　⑶采掘順序。采掘工作麵相向推進，容易形成應力疊加。

　　⑷爆破作業。爆破作業可以引起動載荷，具有誘發衝擊地壓的作用。

　　⑸頂板控製方法。非正規采煤法的采區衝擊地壓次數最多，全部垮落法次數最少。

　　四、衝擊地壓的防治措施

　　1.降低應力集中程度

　　⑴開采保護層。⑵無煤柱開采。⑶合理安排開采順序。

　　2.改變煤層物理力學特性

　　⑴高壓注水。包括預注高壓水、卸壓注水。

　　⑵卸載爆破。包括鬆動爆破、震動爆破。

　　⑶孔槽卸壓：用大直徑鑽孔使煤體鬆動，達到卸壓效果。

§7 緩斜傾斜煤層走向長壁采煤法采煤係統

§7.1 緩斜傾斜煤層走向長壁采煤法采煤係統概述

　　采區準備方式：采區(或盤區)的準備巷道布置方式。

　　一、按采區開采方式，分為上山采區與下山采區準備。

　　煤層傾角小於16°時，可利用水平大巷分別開采上山采區和下山采區。

　　煤層傾角大於16°時，隻開采上山采區。

　　二、按采區上山布置位置，分為單翼采區、雙翼采區和跨多上山采區準備。

　　1.單翼采區準備方式的特點：采區上(下)山布置在采區的一側，采區上(下)山的單翼布置采煤工作麵進行開采。

　　2.雙翼采區準備方式的特點：采區上(下)山布置在采區走向的中央，采區上(下)山的兩翼分別布置采煤工作麵進行開采。

　　3.跨多上山采區準備方式的特點：沿煤層走向每隔一段距離，在煤層底板岩層中布置一組上(下)山，采煤工作麵跨幾組上(下)山連續推進。

　　三、按煤層群開采時的聯係方式，分為單層準備和聯合準備。

　　1.單層準備;在各煤層中分別布置準備巷道，形成各自獨立的生產係統。

　　2.聯合準備：在幾層煤層中布置一組共用的集中準備巷道，形成一套聯合開采的采區生產係統。

　　3.選擇適宜采區準備方式應遵循的原則：

　　①有利於合理集中生產。②安全生產條件好。③有完善的生產係統。④盡量簡化巷道係統。⑤有利於提高資源采出率。

§7.2 單一薄及中厚煤層走向長壁采煤法采煤係統

　　一、采區巷道布置

　　二、采區生產係統

　　1.運煤係統

　　2.運料排矸係統

　　3.通風係統：①采煤工作麵通風。②掘進工作麵通風。③硐室通風。

　　4.動力供給係統

　　5.供水係統

　　三、采煤係統分析

　　1.采區上(下)山坡度

　　①運輸上(下)山和自溜上山：

　　坡度小於15°的上山，可用帶式輸送機或刮板輸送機運煤;坡度在15～25°的上山，可用刮板輸送機運煤;坡度在30～35°的上山，可安設溜槽自溜。

　　②軌道上山：坡度在6～25°均可用絞車盤提升。

　　2.區段參數：主要指區段走向長度和區段斜長。

　　①區段走向長度不小於：炮采400m，普采500m，綜采1000m。

　　②區段斜長不小於：炮采80～150m，普采120～150m，綜采150～200m。③區段煤柱寬度：厚煤層大於30m，其他煤層8～15m。

　　3.區段平巷坡度和方向

　　為滿足排水需要，區段平巷坡度一般為0.5%～1.0%。

　　①雙直線式布置。②折線—弧線式布置。③雙弧線式布置。

　　4.區段平巷的布置方式：①平巷的雙巷布置。②平巷的單巷布置。

　　5.區段無煤柱護巷

　　①沿空留巷：在采煤工作麵采過後，將區段平巷用專門的支護材料進行維護，作為下區段平巷。 巷旁支護種類：木垛、密集支柱、矸石帶、人工砌塊和剛性充填帶等。

　　②沿空掘巷：在上區段采煤工作麵采過後，經過一定時間待采空區上覆岩層移動基本穩定後，沿上區段運輸平巷采空冒落區邊緣，掘進下區段工作麵的區段回風平巷。

　　(補充)沿空掘巷方法：根據煤層賦存、地質條件及所采取的技術措施不同，沿空掘巷有三種方式：完全沿空掘巷、留窄小煤柱沿空掘巷、局部保留上區段巷道沿空掘巷。

　　6.采煤工作麵布置形式：單工作麵和雙工作麵。

　　雙工作麵又稱對拉工作麵：利用三條區段平巷準備出兩個采煤工作麵。用於傾角在15°以內，頂板中等穩定，瓦斯含量不大煤層。

　　注意：雙工作麵與雙翼工作麵的區別。雙工作麵是利用三條區段平巷準備出兩個采煤工作麵，共用運輸平巷。雙翼工作麵擁有各自獨立的生產係統，共用運輸上山。

　　7.采煤工作麵回采順序：後退式、前進式、往複式、旋轉式。

§7.3 厚煤層傾斜分層走向長壁采煤法采煤係統

　　對於緩斜和傾斜厚煤層，通常采用傾斜分層采煤法。所謂傾斜分層，就是將厚煤層沿傾斜分成幾個平行於煤層層麵的分層，在各分層分別布置采準巷道進行采煤。分層的厚度，要按照煤層埋藏條件和開采技術的要求合理選取。

　　分層開采順序有下行式和上行式兩種。下行式一般采用全部垮落法來控製頂板，上行式則采用充填法控製頂板。目前我國除了少數礦區采用傾斜分層上行式充填采煤法之外，絕大多數緩斜、傾斜厚煤層采用傾斜分層下行垮落采煤法。下行分層開采的第一分層回采後，下分層是在垮落的矸石下進行回采工作的，為保證下分層采煤工作麵的安全，上分層開采期間必須鋪設人工假頂或形成再生頂板。

　　同一區段內上下分層的開采方式，有分層分采和分層同采兩種。分層分采是在采完上分層後，工作麵搬遷到另一區段采煤，經過一段時間待頂板垮落基本穩定後，掘進下分層平巷然後進行回采的方式。分層同采是在同一區段內上下分層之間保持一定錯距的條件下同時進行采煤的方式。

　　一、分層同采的采區巷道布置

　　(一)采區巷道布置

　　由於上下分層同采，需在每一個區段布置各分層共用的區段運輸集中平巷和區段軌道集中平巷，並通過聯絡石門、聯絡斜巷及溜煤眼與各分層平巷聯係。

　　(二)采區巷道掘進順序

　　當水平運輸大巷和回風大巷掘過采區上山位置一定距離後，在采區走向的中部，從運輸大巷開掘采區下部車場，由下部車場向上在煤層底板岩層中開掘采區運輸上山和軌道上山，兩者沿煤層走向的間距一般為15～25m，距煤層底板約10～15m，為避免巷道之間的相互交叉，兩條上山一般不在同一層位上，垂直相距約2～5m。兩條上山掘至采區上部邊界後，軌道上山以上部車場與回風大巷相通，而運輸上山則直接與回風大巷相連接，形成通風係統。

　　在采煤工作麵開始生產後，隨著工作麵的推進應繼續掘進分層工作麵的超前運輸平巷和回風平巷，以保證工作麵的安全正常生產。

　　(三)采區生產係統

　　1.運煤係統

　　在采煤工作麵和分層運輸平巷內鋪設刮板輸送機，在區段運輸集中平巷和運輸上山內鋪設膠帶輸送機。工作麵的運煤路線是：分層工作麵→分層超前運輸平巷→溜煤眼→區段運輸集中平巷→區段溜煤眼→運輸上山→采區煤倉→大巷裝車運出采區。

　　2.通風係統

　　采煤工作麵的新鮮風流，自運輸大巷→下部車場→軌道上山→中部車場→運輸集中平巷和軌道集中平巷→聯絡斜巷和溜煤眼→分層運輸平巷→采煤工作麵。從工作麵出來的汙風→分層回風平巷→回風石門→回風大巷排到井外。

　　在上下區段分別有工作麵在同時采煤時，上、下區段必須實行獨立通風。

　　3.材料運輸係統

　　采煤工作麵所需的材料，自運輸大巷→采區下部車場→軌道上山→上部車場→回風大巷→回風石門→分層回風平巷→分層工作麵。

　　分層運輸平巷掘進所需材料，自軌道上山→中部車場→軌道集中平巷→聯絡斜巷運至掘進工作麵。

　　4.排矸及掘進出煤係統

　　由於區段集中平巷設置煤層底板岩層中，還要開掘許多岩石溜煤眼和聯絡石門，有較多的矸石需要外運。為了不使生產期間出煤與排矸相互幹擾，不因岩巷掘進工程進展緩慢而影響生產準備，一般應使一個區段內的岩石巷道盡量在投產前全部掘好，這樣在該區段回采期間就不再排運矸石。

　　二、分層分采的采區巷道布置

　　分層分采的采區巷道布置，就是沒有共用的區段集中平巷，每一分層的區段平巷都是單獨準備的。分層平巷不是利用集中平巷隨采煤工作麵推進超前掘進的，而是當上分層采完並待頂板垮落基本穩定之後，才在上分層鋪設的假頂(或再生頂板)之下全長掘出下一分層平巷。分層分采的采區上(下)山一般也是布置在煤層底板岩層中，為各分層開采服務。采區上(下)山通過采區車場及石門、斜巷或立眼與各分層平巷聯係。

　　分層分采的優點是，采區巷道布置簡單，取消了岩石區段集中平巷及聯絡巷等岩石巷道，工程量少，有利於減少掘進率和加快掘進速度，縮短采區和區段的準備時間。由於上、下分層工作麵采煤間隔時間較長，有利於形成再生頂板，有利於下分層巷道的掘進和維護。厚煤層分層分采，其各個分層的采煤和掘進工作麵都具有獨立通風係統，通風係統簡單，有利於通風管理，而且采掘相互幹擾小，運輸環節少。

　　分層分采在工作麵單產較低的情況下，存在以下缺點：

　　(1)不能實現同一區段內上下分層同采，開采強度低。

　　(2)為了在上分層頂板垮落穩定的采空區下掘進下分層巷道，同一區段內下分層工作麵不能及時接替上分層工作麵。尤其是當采區內有兩個以上工作麵采煤時，相鄰區段之間難以及時接替，必須采用兩翼倒替或區段間隔“跳采”才能保證工作麵的正常接替，因而造成采掘工作分散，生產不集中，采掘設備搬遷距離遠等問題。

　　(3)由於上下分層采煤間隔時間長，容易造成人工頂板材料腐朽，不利於下分層的掘進和采煤。如果煤層自然發火期短，則增加了煤炭自燃的危險。

　　(4)沿煤層走向開掘的分層平巷，必須一次性掘出巷道全長，巷道維護長度大，維護時間長，維護費用高。

　　隨著高產高效綜合機械化采煤的發展，采煤工作麵單產不斷提高，采區內隻需一、兩個工作麵生產即可達到產量的要求，不存在采區開采強度低的問題。同時綜采工作麵推進速度較快，使分層巷道維護時間有所縮短，近幾年巷道支護和維護技術的發展，使得分層巷道維護困難的問題基本得以解決。目前，隨著采煤機械化工藝和礦井防滅火技術的不斷發展，分層分采的優越性也越來越明顯，厚煤層分層分采的開采技術得到進一步推廣和發展。

　　三、采煤係統分析

　　(一)采煤方法主要參數

　　1. 厚煤層傾斜分層厚度

　　由於多數煤層厚度在采區範圍內有變化，而且人工頂板和再生頂板的下沉量都比較大，必須保證在開采底分層時有一定的采高，因此各分層厚度不一定要等分。在當前開采技術條件下，普采、炮采分層厚度一般為2m左右，最大不超過2.4m，綜采一般為3m左右，最大不超過3.5m。

　　2. 工作麵長度

　　確定分層開采工作麵長度時，除了與單一長壁工作麵長度影響因素相同之外，還要考慮到增加鋪網工序和在網下作業帶來的影響。由於大多采用分層平巷內錯式布置，使得同區段下分層工作麵長度小於上分層。

　　3. 分層同采上下分層工作麵之間的錯距

　　同一區段內上、下分層同采時，采煤工作麵必須有一定的錯距。錯距的大小主要取決於上分層采後頂板垮落及穩定情況，下分層工作麵必須處在上分層采空區冒落穩定區域，以減小工作麵承受的支承壓力，保證安全生產。通常下分層采煤工作麵滯後時間不少於4個月。直接頂厚度較小而基本頂堅硬時，由於基本頂來壓較強烈，上、下分層工作麵應有較大的錯距。相反，若直接頂厚度較大且鬆軟易落，基本頂又不十分堅硬時，可適當縮短錯距和間隔時間。至於第二分層以下各分層工作麵的錯距，由於人工頂板為已鬆散的岩塊，易於穩定，上、下錯距也可適當縮短。

　　(二)采區上(下)山的布置

　　開采厚煤層的采區上(下)山可布置在煤層底板岩層中，也可布置在煤層中。當煤層厚度較大，采區儲量較豐富，采區上(下)山服務年限較長時，如果將采區上(下)山布置在煤層中，不僅巷道維護較為困難，維護費用較高，而且要留設很大尺寸的煤柱，增大煤柱損失。因此，一般將采區上(下)山布置在距煤層底板以下10~15m的岩層中。隻有當煤層厚度不大，采深較淺，頂板和底板岩層穩定，煤質較硬，煤層自然發火危險小，或者是在煤層底板之下有一層含水量較大的岩層，或煤層底板為厚度較大的鬆軟岩層，布置岩巷有困難的情況下，才考慮將上(下)山布置在煤層中。

　　(三)區段集中平巷的布置

　　分層同采開采厚煤層時，需要布置區段集中平巷。區段集中平巷包括區段運輸集中平巷和區段軌道(回風)集中平巷。

　　1. 區段運輸集中平巷的布置

　　區段運輸集中平巷中一般鋪設膠帶輸送機，集中運輸本區段內各分層采煤工作麵的煤炭。在采完上區段之後，應及時撤去輸送機改鋪軌道，作為下區段各分層采煤時的集中軌道(回風)平巷。

　　區段運輸集中平巷一般布置在煤層底板岩層中，所在位置應避開底板岩層中的應力升高區，巷道布置在壓力傳遞影響角φ以外，使集中平巷不受或少受煤層采動影響。應根據圍岩性質選擇集中平巷距離煤層的適宜法線距離，盡量縮短岩石聯絡巷道長度，減少岩巷掘進工程量。根據我國一些煤礦的經驗，巷道與煤層底板之間的最小垂直距離一般為8～12m，影響角φ值要根據煤層傾角和底板岩性而定，一般介於25～55º之間。

　　如果煤層厚度不大，采區走向短，分層層數較少時，為了減少岩石掘進工程量，運輸集中平巷也可以布置在煤層中。但要注意加強巷道的支護和維護工作，注意防止煤層自然發火。

　　2. 區段軌道集中平巷的布置

　　開采緩斜、傾斜厚煤層時，區段軌道集中平巷一般盡量沿煤層頂板布置。軌道集中平巷布置在煤層中，可減少岩石工程量，掘進施工容易，超前於岩石集中平巷掘進還可以探明煤層走向變化情況，有利於岩石集中平巷的定向取直，此外還有利於采掘工作麵的通風。但煤層集中平巷在開采期間要多次受到分層工作麵的采動影響，巷道維護工程量大，需加大巷道兩側的煤柱尺寸。

　　(四)區段分層平巷的布置

　　厚煤層傾斜分層開采時，各區段分層平巷的相互位置對於巷道的使用和維護狀況影響較大。根據煤層傾角的大小和分層層數，各分層平巷的相互位置主要有以下三種基本布置形式。

　　1. 水平式布置

　　各分層工作麵運輸平巷和回風平巷分別布置在同一標高上，區段煤柱呈平行四邊形。水平式布置一般適用於傾角大於20º～25º的煤層。

　　2. 傾斜式布置

　　傾斜式布置，分為內錯式和外錯式兩種。

　　內錯式布置就是使下分層工作麵運輸平巷和回風平巷置於上分層平巷的內側，即處於上分層采空區下方，形成正梯形的區段煤柱。各分層平巷內錯半個到一個巷道寬度，一般是在緩斜厚煤層中，各分層工作麵回風平巷采用水平布置，而運輸平巷之間采用內錯式布置。

　　外錯式布置就是將下分層平巷布置在上分層平巷的外側， 處於上分層煤柱的下麵，形成倒梯形煤柱。這種布置方式的下分層巷道處於固定支承壓力區內，維護困難，並且在下分層工作麵的上、下出口沒有人工假頂，給采煤和支護工作帶來困難。采用這種方式布置分層平巷的比較少。

　　3. 垂直式布置

　　各分層平巷沿垂直方向呈重疊式布置，區段煤柱呈平行四邊形。這種布置方式在煤層傾角小於8º～10º的煤層，特別是在近水平厚煤層條件下，可減小區段煤柱尺寸，分層平巷受支承壓力的影響也較小，易於維護。同時，下分層平巷沿上分層平行鋪設的假頂下掘進，容易掌握方向。但對上分層平巷的假頂鋪設質量要求嚴格，否則造成下分層平巷不好掘進和維護。

　　(五)分層平巷和區段集中平巷之間的聯係方式

　　區段集中平巷與分層平巷之間的聯係方式，主要根據煤層傾角、層間距離、分層平巷的布置形式以及聯絡巷的用途和運輸方式、掘進工程量的大小、采區巷道布置的合理性等因素來確定。一般有石門、斜巷和立眼三種基本方式。

　　當煤層傾角較大，分層工作麵平巷為水平布置時，一般常采用石門聯係，如圖7-17所示。石門聯係方式的優點是掘進施工、運料和行人比較方便。但當煤層傾角不大時，石門長度較長，掘進工程量大，而且石門用做運煤時不能實現煤炭重力運輸，與立眼聯係方式相比，石門中要鋪設輸送機，多占用設備。這種聯係方式一般用於傾角大於15º～20º的煤層。

　　傾角小於15º～20º的緩斜厚煤層，為了減少掘進工程量和煤柱寬度，常采用斜巷聯係方式。斜巷聯係方式的優點是聯絡巷道工程量少，煤炭可以自溜下送，占用設備少。但掘進施工比較困難，輔助運輸和行人不便。為便於排矸、運送材料設備和行人，斜巷坡度一般選用，溜煤眼坡度為35°左右。

　　傾角很小或為近水平厚煤層，分層平巷采用垂直式布置時，分層平巷與集中平巷之間多采用立眼聯係方式。其優點是煤炭可自溜，煤柱損失少。但立眼施工困難，為解決輔助運輸，還要開掘運料、行人等斜巷。

　　在實際選擇聯絡巷的形式時，往往要根據聯絡巷的用途、煤層傾角、地質條件、采區巷道布置的總體合理性等因素進行綜合考慮，將上述的三種聯係方式組合應用。

　　對煤層傾角適宜的緩斜厚煤層，可在分層運輸平巷與運輸集中平巷之間采用溜煤斜巷聯係，而在分層回風平巷與集中平巷之間采用石門聯係。當煤層傾角較大、分層運輸平巷和回風平巷均為水平布置時，分層運輸平巷和集中平巷之間可采用石門與溜煤眼相結合的聯係方式，分層回風平巷與集中平巷之間采用石門聯係。當煤層傾角較小、分層平巷均為傾斜式布置時，可采用傾斜溜煤眼重力運煤，采用石門和斜巷相結合的方式聯係分層回風平巷與集中平巷。當煤層傾角很小或為近水平厚煤層、分層平巷為垂直布置時，采用溜煤眼重力運煤，而運送材料、設備及行人采用斜巷聯係。斜巷的水平投影基本上與集中平巷相平行。

　　(六)區段平巷的無煤柱護巷

　　厚煤層傾斜分層下行垮落采煤法，在上、下區段平巷之間一般都留有護巷煤柱，並起到隔離采空區的作用。但這些煤柱不僅造成大量的煤炭資源損失，且留下自然發火的隱患，並且分布在區段煤柱上的支承壓力大，使分層平巷不易維護。因此，不少厚煤層采區采用了無煤柱護巷的方法，即區段間不留煤柱。

　　由於分層平巷要經受上下區段分層工作麵的多次采動影響，加上分層平巷位於厚煤層中，維護十分困難，采用沿空留巷的方法技術複雜，對支護材料要求高，維護費用高。因此，厚煤層無煤柱護巷通常采用沿空掘巷的方法，即沿著上區段采空區邊緣掘進下區段的分層平巷，或保留上區段的分層運輸平巷用作下區段的分層回風平巷。

§7.4 煤層群走向長壁采煤法采煤係統

　　一、煤層群單層開采

　　二、多煤層聯合布置

　　⒈采區集中上(下)山聯合布置

　　①采區巷道掘進順序。

　　②采區生產係統：運煤、通風、運料排矸、供電、供水係統。

　　③巷道布置的優缺點及適用條件

　　⒉集中上(下)山、上層煤無區段集中平巷、下層煤有區段集中平巷的聯合布置。

　　①采區巷道掘進順序。

　　②采區生產係統：運煤、通風、運料排矸、供電、供水係統。

　　③巷道布置的優缺點及適用條件

　　三、煤層群分組集中采區聯合布置

　　四、聯合布置采區巷道分析

　　⒈采區上(下)山的數目和位置

　　① 采區上(下)山數目確定：一般條件需兩條，特殊條件需三條。

　　② 采區上(下)山位置確定：一煤一岩上(下)山、兩條岩石上(下)山、兩條煤層上(下)山、兩岩一煤上(下)山、三條岩石上(下)山。

　　③上(下)山間的位置關係

　　布置岩石上(下)山時，水平間距為20～25m;布置煤層上(下)山時，水平間距為25～30m。

　　⒉區段集中平巷的布置：①機軌分煤岩巷布置。②機軌雙岩巷布置。③機軌合一巷布置。④機軌雙煤巷布置。

§7.5 采區車場形式

　　采區車場是采區上(下)山與運輸大巷、回風大巷或區段平巷聯結處的一組巷道和硐室的總稱，是采區巷道布置係統中的重要組成部分。采區車場的巷道包括甩車道、存車線及一些聯絡巷道，硐室主要有煤倉、絞車房、變電所和采區水倉等。

　　一、采區上部車場

　　采區上部車場是采區上山與采區上部區段回風平巷之間的一組聯絡巷道和硐室。基本形式有平車場、甩車場和轉盤式車場。

　　1. 采區上部平車場

　　采區上部平車場是將采區絞車房布置在階段回風水平，采區軌道上山以一段水平巷道與區段回風平巷(或石門)聯結，並在這條水平巷道內布置車場調車線和存車線。

　　2. 采區上部甩車場

　　采區上部甩車場是將采區絞車房布置在階段回風水平以上的位置，絞車將礦車沿軌道上山提至甩車道標高以上，然後經甩車道下甩入上部區段回風平巷。甩車場可以在平巷中設置存車線和調車線。按甩車方向可分為單向甩車場和雙向甩車場。

　　3. 轉盤車場

　　采區上部轉盤車場就是將上山軌道以一段水平巷道與區段回風平巷聯結，並在水平巷道與區段回風平巷或回風大巷的交叉處設置轉盤，礦車從軌道上山提到上部平台之後，經轉盤將礦車直接轉向平巷。這種形式的上部車場，巷道工程量省，調車簡單，但體力勞動強度大，車場通過能力小。適合在小型煤礦或生產能力小的采區應用。

　　二、采區中部車場

　　聯結采區上山和區段下部平巷的一組巷道稱為采區中部車場。采區中部車場一般為甩車場，無極繩運輸時可采用平車場。，一個采區由於巷道布置、區段劃分不同，一般要設置多個中部車場。中部車場按甩入地點不同，分為平巷式、石門式和繞道式三種。

　　1. 繞道式中部車場

　　在采區某個區段下部，甩車道線路由上山斜麵進入與平巷同一平麵後，經頂板繞道到達上山的兩翼巷道，即為繞道式中部車場。

　　2. 平巷式中部車場

　　薄及中厚煤層采區，一般可將軌道上山布置在煤層中，這時可在采區各區段下部，利用甩車道將上山提上來的礦車直接甩入區段平巷，並在平巷中設置存車線，這就是所謂的甩入平巷式中部車場。

　　3. 石門式中部車場

　　煤層群聯合布置采區，由於區段石門較長，若在其中能布置車場存車線和調車線，可以從采區軌道上山用甩車道直接將礦車甩入石門，即為石門式中部車場。

　　三、采區下部車場

　　采區下部車場是采區上山與階段運輸大巷相聯結的一組巷道和硐室的總稱。采區下部車場通常設置有裝車站、繞道、輔助提升車場和煤倉等。根據裝車站的地點不同，分為大巷裝車式、石門裝車式和繞道裝車式三種形式;按軌道上山的繞道位置不同，分為頂板繞道式和底板繞道式兩種。

　　1. 大巷裝車式下部車場

　　采區煤倉的煤炭直接在大巷由采區煤倉裝入礦車或輸送機。輔助運輸由軌道上山，通過頂板繞道或底板繞道與大巷聯接。當上山坡度大於12º，上山起坡點落在大巷頂板，且頂板圍岩條件較好時，可采用頂板繞道式下部車場。當上山坡度小於12º，上山通常提前下紮，並在大巷底板逐步變平，圍岩條件較好，可采用底板繞道式下部車場。

　　大巷裝車式下部車場的優點是，調車方便，線路布置緊湊，工程量少。但巷道維護量大，影響大巷通過能力。

　　2. 石門裝車式下部車場

　　煤層群聯和布置的采區，通常具有較長的采區石門。在布置下部車場時，可在下部采區石門內布置裝車站，利用繞道將軌道上山同采區石門相連接。

　　采區石門裝車站下部車場的優點是，車場工程量較小，調車方便，通過能力大，裝車站和軌道上山下部車場都遠離運輸大巷，不影響大巷的正常運輸。通常應用在煤層群聯合布置的采區中。

　　3. 繞道裝車式下部車場

　　在運輸大巷的一側，開掘與大巷向平行的繞道作為采區下部裝車站，運輸上山通過煤倉與繞道聯係。在大巷另一側布置材料車場甩車道和繞道，軌道上山則通過材料車場甩車道和繞道與大巷相聯。

　　繞道裝車式下部車場的優點是，裝車站裝煤對大巷的運輸通過能力沒有影響。主要缺點是工程量大，調車時間較長，適用於采區石門短，不宜布置裝車站或者是產量高的大型礦井的采區。

§8 近水平煤層長壁采煤法采煤係統

　　通常把傾角在8º以下的煤層稱作近水平煤層。由於煤層傾角小，井田內再劃分時不能再按階段垂高來劃分成階段，一般是把水平大巷布置在井田傾斜的中央，利用大巷將井田分成上、下兩個部分，再在每一部分內劃分出盤區(或帶區)分別進行準備和開采。近水平煤層的開采方式有走向長壁采煤法和傾斜長壁采煤法。

§8.1 近水平煤層走向長壁采煤法采煤係統

　　在井田內，把近水平煤層劃分為上、下兩部分之後，按照一定的走向長度劃分成盤區。在盤區內按照走向長壁采煤法巷道布置特點和方法，布置盤區準備巷道和回采巷道，相成獨立的盤區生產係統。

　　走向長壁采煤法的盤區巷道布置類型，主要有上(下)山盤區和石門盤區。根據盤區內開采煤層層數的多少和層間距大小，又分為單層布置盤區和聯合布置盤區。

　　一、上(下)山盤區

　　1. 上(下)山盤區單層布置

　　開采近水平薄及中厚煤層，可采用上(下)山盤區走向長壁采煤法。一般情況下，將盤區上(下)山布置在圍岩條件好的穩定煤層中，兩條上(下)山之間相距15～20m，兩側各留20～30m寬的煤柱。

　　由於煤層傾角小，將區段布置成規則的矩形。區段平巷均沿中線掘進，兩條平巷相互平行，使采煤工作麵保持固定長度。盤區內各區段的開采順序不受限製，可以采用上行或下行開采，也可以實行跳采。

　　2. 盤區集中上(下)山聯合布置

　　當開采的近距離煤層群煤層層數較多或為厚煤層時，根據條件可將盤區上(下)山不止在煤層底板岩層中，采用盤區集中上(下)山和區段集中平行聯合布置的方式。

　　二、石門盤區

　　目前，近水平煤層走向長壁采煤法較廣泛地采用盤區石門布置方式，這種布置的盤區稱石門盤區。

　　三、石門盤區與上山盤區的比較及選擇

　　石門盤區布置方式與上山盤區布置方式的差別，主要是將盤區運煤上山的傾斜運輸變成盤區石門的水平運輸。

　　由於盤區石門內可采用電機車運輸，減少了盤區運輸與大巷運輸之間的環節，運輸能力大，有利於提高盤區生產能力和合理集中生產。盤區石門位於煤層底板岩層中，巷道維護條件好。各煤層工作麵采出的煤炭，通過區段煤倉在石門內裝車外運，區段煤倉可起到緩衝和調節運輸作用，有利於工作麵連續生產。但這種布置方式的缺點是，石門和溜煤眼的岩石掘進工程量大，盤區準備時間長。當煤層傾斜長度大，傾角也大時，石門盤區煤倉的垂高隨之增大。

　　上山盤區布置方式的優缺點：盤區上山布置方式具有工程量較小，不受大巷運輸方式限製等優點，為了改善盤區上山的維護條件，可采用岩石上山盤區布置方式，在上山內鋪設膠帶輸送機，同時加大盤區煤倉容量，以便提高盤區生產能力。

　　在生產實踐中，石門盤區和上山盤區均得到廣泛應用。通常在近水平煤層、埋藏穩定、地質構造簡單、煤層儲量豐富、技術裝備水平高、有一定的岩石巷道施工力量、盤區生產能力較大的大中型礦井，適宜采用盤區石門的布置方式。對煤層儲量豐富，技術裝備水平較高，盤區生產能力較大的礦井，采用石門盤區布置從技術及經濟分析均不合理時，可采用盤區岩石上山布置方式。盤區生產能力較低，技術裝備水平不高的小型礦井，一般都采用盤區煤層上山的布置方式。

　　若盤區傾斜長度大，煤層傾角大，或在盤區有落差較大的走向斷層，使煤層上升或下降時，整個盤區均采用石門布置，將會形成部分煤倉垂高過大，造成技術經濟上的極不合理的情況，可采用盤區石門和盤區上山混合布置的方式。

　　盤區聯合布置與盤區單層布置布置相比較，盤區聯合布置具有生產集中、減少巷道掘進工程量、改善巷道維護條件、提高煤炭資源采出率和有利於提高機械化水平等優點，條件適宜的，應采用聯合布置方式。在煤層埋藏穩定、煤層層間距較小、機械化程度高、掘進施工力量強的大型礦井，適宜采用聯合布置的方式。

§8.2 傾斜長壁采煤法采煤係統

　　開采近水平煤層時，將井田上、下兩部分劃分成帶區，在帶區內布置采煤工作麵進行開采。采煤工作麵沿煤層走向布置，沿煤層傾斜向上或向下推進的采煤法為傾斜長壁采煤法。工作麵自下而上推進采煤為仰斜開采，工作麵自上向下推進采煤為俯斜開采。

　　一、單一薄及中厚煤層傾斜長壁采煤法的巷道布置

　　單一薄及中厚煤層傾斜長壁采煤法，其巷道係統比較簡單。

　　1.巷道布置及其生產係統

　　⑴巷道掘進順序

　　傾斜長壁采煤工作麵的長度為100～150m，甚至可以達到200m，工作麵推進距離1000～1500m。在運輸斜巷中鋪設刮板輸送機或可伸縮膠帶輸送機運送煤炭。回風斜巷內鋪設軌道，用無極繩絞車運送材料和設備。

　　⑵ 生產係統： 運煤係統;運料係統;通風係統。

　　二、煤層群傾斜長壁采煤法巷道布置

　　傾斜長壁采煤法開采近水平煤層群時，同樣有單層布置和聯合布置兩種方式。對於層間距較大的煤層群，可在各個煤層中單獨布置帶區分別開采，其巷道布置、生產係統與單一煤層傾斜長壁采煤法基本相同。對於近距離煤層群，一般采用聯合布置帶區方式。

　　1.巷道布置及掘進順序

　　運輸大巷和回風大巷，一般布置在煤層群最下一層薄及中厚煤層之中，或布置在最下一層煤的底板岩層中，自運輸大巷布置一條運料斜巷與各層煤的帶區回風運料斜巷聯係，並使運料斜巷與回風大巷連通，運輸大巷與各層的帶區運輸斜巷通過溜煤眼和行人進風斜巷連通。

　　2.生產係統：運煤係統;運料係統;通風係統。

　　三、 厚煤層傾斜分層傾斜長壁采煤法巷道布置特點

　　厚煤層傾斜分層傾斜長壁采煤法，有分層分采和分層同采開采方式。

　　1.分層同采的巷道布置特點

　　分層同采時，需在每一個帶區布置集中運輸斜巷和集中回風斜巷。厚煤層傾斜長壁分層同采的優點是，同時生產的工作麵個數多，帶區生產能力大，生產集中。

　　2.分層分采的巷道布置特點

　　分層分采時各帶區一般不設集中運輸斜巷和集中回風斜巷，其巷道布置與單一煤層傾斜長壁采煤法巷道布置基本相同。

　　四、傾斜長壁采煤法采煤係統分析

　　1.單工作麵布置與雙工作麵布置

　　傾斜長壁采煤法的采煤工作麵，可以布置成單工作麵，也可以布置成雙工作麵。

　　單工作麵布置的特點是每一個采煤工作麵有兩條回采巷道，一條為運煤和進風的運輸斜巷，另一條為運料和回風的回風斜巷。帶區之間可采用留煤柱的方法護巷，也可采用無煤柱護巷法。采用煤柱護巷時，則在相鄰的帶區之間留8～15m寬的煤柱，再掘相鄰帶區工作麵的斜巷。采用無煤柱護巷時，一般沿空掘進回風斜巷，或者是將相鄰帶區回采後的回風斜巷保留維護，作為另一帶區的沿空留巷。留煤柱護巷的煤柱尺寸及無煤柱護巷的技術措施，與走向長壁采煤法相同。

　　而雙工作麵布置的布置特點是兩個工作麵布置三條回采巷道，其中中間為兩個工作麵共用巷道的運輸斜巷，兩側為各自工作麵運料和回風的回風斜巷。

　　傾斜長壁采煤工作麵沿煤層走向呈水平狀布置，采用雙工作麵布置時，兩個工作麵的長度可以等長。工作麵風流不存在上行風和下行風問題，工作麵的通風狀況都同樣良好。雙工作麵布置方式減少了一條運煤巷道及其相關聯絡巷道，降低了巷道掘進工程量，節省了一套運輸設備，生產比較集中。所以，在頂板條件較好的薄及中厚煤層，特別是采用爆破采煤或普通機械化采煤工藝時，一般都采用雙工作麵的布置形式。

　　2.采煤工作麵推進方向

　　傾斜長壁采煤法按工作麵推進方向不同，由俯斜開采和仰斜開采兩種。

　　采煤工作麵的開采順序，按工作麵推進方向有前進式、後退式和往複式三種。

　　五、傾斜長壁采煤法的優缺點和適用條件

　　1.傾斜長壁采煤法的優點

　　① 巷道布置簡單，巷道掘進和維護費用低，準備時間短、投產快。

　　②運輸係統簡單，占用設備少，運輸費用低。

　　③由於傾斜長壁采煤法工作麵回采巷道沿煤層掘進，又能夠保持固定方向，可保持采煤工作麵的長度不變，給工作麵創造了優良的開采技術條件，有利於綜合機械化采煤。

　　④通風路線短，風流方向轉折變化少，減少了風橋、風門等通風構築物， 通風係統漏風少，通風效果好。

　　⑤對某些地質條件的適應性較強。

　　⑥技術經濟效果好，工作麵單產、巷道掘進率、煤炭采出率和勞動生產率、噸煤成本等指標，都比走向長壁采煤法有顯著提高和改善。

　　2.傾斜長壁采煤法存在的問題

　　長距離的傾斜巷道，使得掘進和輔助運輸、行人比較困難;現有的采煤工作麵設備都是按走向長壁工作麵的開采條件設計和製造的，不能完全適應傾斜長壁工作麵的生產要求;每2～4個帶區布置一個煤倉與大巷聯係，大巷裝車點較多，特別是當同時開采的工作麵數目較多時，相鄰帶區之間的大巷運輸幹擾較大;存在汙風下行問題。

　　3.傾斜長壁采煤法的適用條件

　　① 傾斜長壁采煤法一般應用於煤層傾角小於12º的煤層。煤層傾角越小越有利。

　　② 當對采煤工作麵設備采取有效的技術措施之後，傾斜長壁采煤法可適用在12º～17º的煤層。

　　③對於傾斜或斜交斷層比較發育的煤層，在能大致劃分成比較規則帶區的情況下，可采用傾斜長壁采煤法或偽斜長壁采煤法。

　　④ 對於不同開采深度、頂底板岩石性質及其穩定性、礦井瓦斯湧出量和礦井湧水量的條件，均可采用傾斜長壁采煤法。

　　由於傾斜長壁采煤法具有諸多方麵的優點，因此在條件適宜的情況下，應優先考慮采用傾斜長壁采煤法。

§9 長壁采煤法采煤工藝

　　我國長壁采煤工作麵采用的三種采煤工藝方式：炮采、普采、綜采。

　　炮采：特點是爆破落煤、爆破及人工裝煤，機械化運煤，用單體支柱支護。

　　普采：特點是用采煤機械完成落煤和裝煤，機械化運煤，用單體支柱支護。

　　綜采：特點是破、裝、運、支、處五個主要工序全部實現機械化。

§9.1 爆破采煤工藝

　　一、爆破落煤：包括打眼、裝藥、填炮泥、聯線等工序。

　　(補充)爆破工作要求：進度準確、煤塊均勻、不傷頂板、不留底煤、煤壁平直、不倒支柱、少用耗材。

　　1.瞬發電雷管爆破

　　常用炮眼布置：①單排眼。②雙排眼：包括對眼、三花眼、三角眼。③三排眼。

　　炮眼深度：0.8、1.0、1.2m。單孔裝藥量為150～600g。

　　2.毫秒電雷管爆破

　　①爆破器材：炸藥、毫秒雷管、其他器材。

　　②炮眼間距、深度與角度。炮眼布置應根據采高、推進度、煤的硬度、裂隙節理、頂底板岩石性質及夾矸厚度等。根據生產實踐經驗，炮眼深度0.8～1.25m，炮眼水平夾角55°～85°，裝藥量300～500g。

　　③確定合理的時間間隔與起爆順序。

　　④毫秒爆破的優點：安全;有利於頂板控製;縮短爆破時間;爆堆集中;有利於使用單體支柱;提高煤炭采出率;降低炸藥雷管消耗;有利於瓦斯、煤塵管理。

　　⑤應用毫秒爆破的安全技術措施

　　裝藥：正向連續裝藥，總延期時間不超過130ms。

　　爆破：必須采用串聯，一台發爆器起爆。

　　通風和瓦斯管理：風量足夠，爆破前後灑水。頂板管理。

　　其它：工作麵一次起爆長度5～30m。

　　二、裝煤與運煤

　　1.爆破裝煤

　　2.人工裝煤

　　3.機械裝煤

　　4.運煤及移溜

　　三、炮采工作麵支護和采空區處理

　　1.炮采工作麵支護：金屬摩擦支柱或單體液壓支柱和鉸接頂梁支護。最大控頂距四或五排支柱、最小控頂距三排支柱。

　　布置形式：①正懸臂齊梁直線柱。②正懸臂錯梁三角柱。

　　炮采工作麵特種支架：叢柱、密集支柱、木垛、斜撐支架、切頂墩柱。⒉采空區處理：采用全部垮落法。

　　四、爆破采煤新工藝：毫秒爆破、單體支柱、大功率刮板輸送機配套，與之適應的勞動組織管理。

§9.2 普通機械化采煤工藝

　　一、普通機械化采煤工藝過程實例

　　普通機械化采煤工作麵技術裝備：采煤機、刮板輸送機、單體支柱、乳化液泵、鉸接頂梁、調度絞車、水泵、煤電鑽等。

　　二、普采工作麵單滾筒采煤機工作方式

　　1.滾筒的位置和旋轉方向。

　　2.采煤機的割煤方式：①雙向割煤、往返一刀。②倒八字形割煤、往返一刀。

　　③單向割煤、往返一刀。④雙向割煤、往返兩刀。

　　3.單滾筒采煤機的進刀方式：①直接推入。②倒八字形割煤時，采煤機沿工作麵中部輸送機彎曲段運行自動進刀。③斜切進刀：分為割三角煤和留三角煤兩種方式。

　　三、普采工作麵單體支架

　　1.支架布置方式：①齊梁直線柱。②錯梁直線柱。

　　2.普采工作麵端頭支架：①單體支柱加鉸接頂梁支護。②長梁加單體支柱組成的邁步走向抬棚支護。③用基本支架加走向邁步抬棚支護。

　　3.普采工作麵支護應掌握的基本要點：①加強機道支護。②加強放頂線支護的穩定性。③加強工作麵端頭維護。④加強工作麵支護強度、支柱密度和支護剛度的管理。

　　四、普采工作麵工藝參數分析

　　1.支護密度

　　2.工作麵柱距

　　五、普采工作麵的設備配套

　　1.中厚煤層普采設備。

　　2.普采工作麵設備橫向配套尺寸。

　　3.端麵距的確定。

　　4.普采設備最新發展：①雙滾筒無鏈采煤機。②封底雙速側卸刮板輸送機。③П形長鋼梁對梁布置或與鉸接頂梁混合支護。

§9.3 綜合機械化采煤工藝

　　一、綜采麵雙滾筒采煤機工作方式

　　1.滾筒的轉向和位置：綜采麵選用雙滾筒采煤機。

　　2.綜采麵雙滾筒采煤機割煤方式：①往返一次割兩刀。②往返一次割一刀。

　　3.綜采麵采煤機的進刀方式：①直接推入法進刀。②工作麵端部斜切進刀。③工作麵中部斜切進刀。④滾筒鑽入法進刀。

　　二、綜采麵液壓支架的移架方式

　　1.移架方式：①單架連續式。②分組間隔腳錯式。③成組整體依次式。

　　2.移架方式對移架速度的影響：移架速度取決於泵站流量及閥組和管路乳化液通過能力、支架所處狀態及操作方便程度、人員操作技術水平等因素。

　　3.頂板管理受移架方式的影響。

　　三、液壓支架支護方法

　　1.及時支護方式：割煤、移架、推移輸送機。

　　2.滯後支護方式：割煤、推移輸送機、移架。

　　四、綜采麵端頭支護

　　1.綜采麵端頭支護方式：①單體支柱加長梁組成的邁步抬棚端頭支護。

　　②自移式端頭支護。③用工作麵液壓支架端頭支護。

　　2.綜采麵平巷相對位置與端頭作業

　　五、綜采設備的配套參數

　　1.綜采設備的尺寸配套關係：①采高。②支架高度。③支架最小支撐高度。④支架支撐高度。⑤采煤機下切量。⑥采煤機底托架高度。⑦搖臂升角。

　　2.綜采麵設備橫向配套尺寸。

　　3.綜采麵設備的選擇與生產能力配套：①采煤機選型與生產能力。②輸送機選型與生產能力。③支架移架方式與綜采麵生產能力相適應。④平巷、上(下)山運輸係統以及采區車場能力與綜采麵生產能力相適應。⑤綜采麵生產能力要與供風量相適應。

§9.4 其他條件下機采的工藝特點

　　一、薄煤層機采工藝特點

　　1.薄煤層滾筒采煤機采煤的特點

　　2.刨煤機采煤工藝的特點：刨煤機分為拖鉤刨、滑行刨和拖鉤-滑行刨。

　　刨煤方法有三種：普通刨煤法、組合刨煤法和超速刨煤法。

　　二、大采高綜采的工藝特點：伴隨著大采高液壓支架、大功率采煤機和強力刮板輸送機配套而出現的一種新工藝。

　　三、大傾角機采麵的工藝特點

　　一般認為，12°以下煤層最適合機采。

　　1.防止輸送機下滑。

　　2.液壓支架防倒防滑。

煤礦安全01manbetx 規定：傾角大於15°時，液壓支架必須采取防倒、防滑措施。

　　3.采煤機防滑：新型采煤機牽引部都具有下滑閉鎖性能。

§9.5 傾斜分層走向長壁采煤法采煤工藝特點（略）

§9.6 傾斜長壁采煤法工藝特點 （略）

　　傾斜長壁采煤法的實質是長壁工作麵沿走向布置，沿傾斜推進。

§9.7采煤工藝的特殊技術措施

　　一、采煤工作麵過地質構造的技術措施

　　1.采煤工作麵過斷層：硬過、繞過。

　　(補充1)炮采或普采工作麵過斷層的安全技術措施：

　　⑴條件允許時可以改變工作麵方向，使斷層與工作麵斜交。

　　⑵根據頂底板強度、斷層分布進行挑頂或挖底。

　　⑶處理時要打淺眼，少裝藥，嚴格控製一次爆破的裝藥量。

　　⑷臨近斷層時應增加支架密度，縮小控頂距。

　　⑸合理確定放頂距。

　　(補充2)綜采工作麵過斷層的安全技術措施：

　　⑴為了減少斷層在工作麵的暴露範圍，可適當調整工作麵方向。

　　⑵過斷層要確定是挑頂或挖底，還是既挑頂又挖底。

　　⑶落差較大而頂底板岩層堅硬的需要用爆破方法穿過岩層。

　　⑷當岩石普氏係數小於4時，可用采煤機直接截割岩石。

　　⑸過斷層時要預先減小采高，增加支架的穩定性，減少破碎岩石數量。

　　⑹斷層附近要采取特殊支護措施，減少控頂範圍。

　　⑺集中力量加快工作麵推進速度。

　　2.綜采麵過其他地質構造：①過陷落柱。②過褶曲帶。

　　3.綜采麵通過舊巷道

　　二、綜采麵的拆遷和安裝

　　1.綜采麵設備拆除：①拆除期間的頂板控製。②綜采設備的拆除方法。

　　2.綜采麵設備安裝：①開切眼斷麵的擴大及支護形式。②綜采設備的組裝。③綜采設備運進工作麵的方法。④綜采麵的安裝順序：前進式、後推式。

§9.8 采煤工藝方式的選擇

　　一、適於采用綜采工藝的條件：地質條件較好，構造少。

　　二、適於采用普采工藝的條件：對地質條件適應性較強。

　　三、炮采工藝主要優點;技術裝備投資少，適應性強，操作技術容易掌握，生產技術管理比較簡單。

§9.9（補充）采空區處理方法

　　根據煤層賦存條件及頂板岩石性質，采空區處理方法有全部垮落法、全部充填法、局部充填法、煤柱支撐法、緩慢下沉法等。

　　 一、全部垮落法：使采煤工作麵采空區的直接頂板人為地有計劃地垮落下來，以保持工作空間最小的懸頂麵積，減輕頂板對工作麵支架的壓力、維護直接頂的完整。

　　1.放頂距：相鄰兩次放頂的間隔距離。

　　2.最大控頂距：放頂前工作麵沿走向的最大寬度。

　　3.最小控頂距：放頂後工作麵沿走向的最小寬度。

　　最小控頂距大小依據頂板岩石性質和采煤工作麵所需空間確定，一般包括機道、人行道、材料道。

　　4.回柱方法：機械回柱、人工回柱。

　　5.放頂：排柱放頂、無排柱放頂、墩柱放頂。

　　二、全部充填法：用充填材料全部充填采空區的岩層控製方法。

　　全部充填法按照向采空區輸送材料的特點分為自重充填、機械充填、風力充填、水力充填等。全部充填法適用於“三下一上”采煤。

　　三、局部充填法：用充填材料局部充填采空區的岩層控製方法。

　　局部充填法適用於頂板岩層堅硬的薄煤層。

　　四、緩慢下沉法：采煤工作麵采空區後方的頂板和底板逐漸地合攏的岩層控製方法。

　　緩慢下沉法適用於厚度小於1m的薄煤層。

　　五、煤柱支撐法：在采煤工作麵的采空區中，留適當寬度煤柱以支撐頂板的岩層控製方法。

　　煤柱支撐法適用於頂板岩層堅硬的煤層。

§10 采煤工作麵生產技術管理

§10.1采煤工作麵生產組織管理

　　一、采煤工作麵的循環方式

　　采煤工作麵的循環就是完成工作麵落煤、裝煤、運煤、支護和放頂等工序的全過程，並周而複始地進行下去。

　　⒈循環方式是循環進度和晝夜循環次數的組合。

　　①循環進度：采煤工作麵每完成一個循環向前推進的距離，是每次落煤深度和循環落煤次數的乘積。

　　②晝夜循環次數：確定的依據有頂板條件、采煤工藝方式、操作管理水平、工作麵的基本參數和作業方式。

　　③正規循環作業：按照作業01manbetx 中循環作業圖表安排的工序順序和勞動定員，在規定的時間內保質、保量、安全地完成循環作業的全部工作量，並周而複始地進行采煤工作的一種作業方法。

　　正規循環率=月實際完成循環數/(月工作日數×日計劃循環數)×100%

　　⒉作業形式：采煤工作麵在一晝夜內生產班與準備班的相互配合關係。

　　兩采一準作業形式：一晝夜內2班生產，1班準備。

　　邊采邊準作業形式：一晝夜內2班邊生產邊準備。

　　兩班半采煤半班準備作業形式：一晝夜內2班生產，1班邊生產邊準備。

　　三采一準作業形式：一晝夜內3班生產，1班準備。

　　四班交叉三采一準形式：每次交接班兩班工人在工作地點相互交叉2h，接班的提前進行生產準備工作。

　　⒊工序安排：其基本要求是充分利用工作麵的空間和作業時間，避免各工序的相互影響，提高工時利用率;保證工作麵均衡生產，最大限度地提高工作麵的生產能力。

　　①安排工序時應注意問題：保證主要工序順利進行;處理好主要工序和輔助工序的關係;采用平行作業，提高工作效率。

　　②工序流程圖：利用統籌法原理，按各工序所占用的時間和它們的相互關係，確定主要工序線路和輔助工序線路。

　　⒋勞動組織：各工作班中的勞動力定員與各工種的相互配合關係。

　　采煤工作麵的主要勞動組織形式

　　①追機作業。②分段作業。③分段接力追機作業。④分段綜合作業。

　　二、采煤工作麵的循環作業圖表

　　⒈循環作業圖表：用來表示采麵各工序在時間上和空間上的相互關係。

　　⒉勞動組織圖表：根據工作麵的作業形式與循環作業各工種工作量和企業勞動定額規定，計算確定各工種所需定員數目。

　　⒊技術經濟指標表：利用列表簡明表示采煤工作麵基本工作條件。主要指標包括：采煤工作麵技術條件、采煤工作麵地質條件、循環作業組織概況、主要技術經濟指標。

　　⒋工作麵布置圖。

　　⒌采煤工作麵循環圖表編製示例。

§10.2采煤工作麵技術管理

　　一、 采煤工作麵作業01manbetx

　　1.(補充)采煤工作麵作業01manbetx 編製的依據

　　⑴法律：安全生產法、礦山安全法、煤炭法、勞動法、礦產資源法。

　　⑵法規：煤炭工業技術政策、煤礦安全規程、煤炭工業設計規範、煤炭工業小型煤礦設計規定。

　　⑶工作麵地質說明書。

　　⑷工作麵主要技術經濟控製指標。

　　⑸采區設計或單項設計。

　　⑹工作麵所需的各種機械設備。

　　⑺勞動組織、煤質、安全指標等。

　　2.采煤工作麵作業規程主要內容：

　　①工作麵基本概況。②工作麵的地質狀況：煤層性質;圍岩性質;地質構造特征;瓦斯、煤塵及煤炭自然發火狀況;水文地質狀況;工作麵煤炭儲量。③采煤方法：工作麵巷道布置圖;采煤工藝設計。④工作麵主要生產係統：運輸係統;通風係統;輔助運輸係統;供電係統;供水係統;安全監測係統;瓦斯抽放係統。⑤工作麵循環圖表。⑥安全管理製度。⑦安全技術措施。⑧災害02manbetx.com 防治措施。⑨煤質管理措施。

　　3.作業規程的編審步驟：①收集整理資料編製作業規程初稿。②集體研討定稿。③作業規程的審批。④作業規程的貫徹落實。⑤作業規程的修改與補充措施。

　　4.編製作業規程注意事項：①符合現場條件。②文字簡明易懂，圖表準確，措施可行。③指標有先進性。

　　5.(補充)作業規程編製應具有科學性、準確性、針對性和及時性。

　　① 科學性。 采煤工作麵作業規程的編製要根據礦井地質、水文地質情況、煤層賦存狀況及開采方法等因素綜合考慮，在保證安全的前提下，最大限度的提高勞動生產率，減少消耗，降低噸煤成本。

　　②準確性。 采煤工作麵作業規程的編製要具有準確性，真正起到指導、規範采煤工作麵安全生產的作用。同時采煤工作麵作業規程還應具有預見性。

　　③針對性。 采煤工作麵作業規程的編製要根據采煤工作麵的采幅、壓力、頂底板岩性等具體情況提出針對性措施，嚴禁沿用、套用舊規程。

　　④及時性。 在采煤工作麵生產一定時間後，當條件發生變化時，應及時修改作業規程並補充相應的安全技術措施，以適應采煤工作麵條件變化的需要。

　　二、技術01manbetx

　　煤礦三大規程是指煤礦安全規程、技術01manbetx 、采掘作業規程。

　　技術01manbetx 由四部分內容組成：①一般規定。②操作前的準備與檢查。③操作及注意事項。④收尾工作。

§10.3采煤工作麵質量管理

　　采煤工作麵質量管理包括產品質量管理和工程質量管理。

　　一、產品質量管理

　　主要煤炭質量指標：原煤灰分、水分、揮發分、發熱量、含矸率、塊煤率、膠質層厚度、含硫量。

　　采煤工作麵煤質管理的關鍵：控製原煤灰分、水分、含矸率、塊煤率。

　　采煤工作麵煤質管理的主要措施：

　　⒈采區及工作麵設計必須有完善的排矸係統。

　　⒉製定工作麵煤質管理技術措施：①落煤時盡量減少對頂、底板的破壞。②防止局部冒落。③加強現場選矸。④煤矸分裝分運。⑤排水係統暢通。

　　⒊建立健全煤質管理激勵機製，實行超灰扣產。

　　二、安全工程質量管理

　　⒈采煤工作麵安全工程質量管理標準:⑴檢查項目：①質量管理工作。②頂板管理。③工作麵支護。④安全出口與端頭支架。⑤回柱放頂。⑥煤壁機道。⑦兩巷與文明生產。⑧假頂和煤炭回收。⑨機電設備。⑩安全管理。

　　⑵采煤工作麵安全工程質量等級：

　　①優良品：十大項中前五項最低得分不低於本項總分的90%，後五項最低得分不低於本項總分的80%。

　　②合格品：十大項中前五項最低得分不低於本項總分的70%～90%，後五項最低得分不低於本項總分的60%。

　　③不合格品：十大項中前五項最低得分不低於本項總分的70%及以下，後五項最低得分不低於本項總分的60%及以下。

　　⒉加強工作麵安全工程質量管理的措施

　　①提高職工工程質量管理的意識。

　　②健全工作麵工程質量管理體係。

　　③保證工作麵物料儲備。

　　④嚴格質量02manbetx.com 追究製度。

　　⑤采取激勵機製搞好工作麵的工程質量。

§10.4采煤工作麵安全管理

　　一、加強職工安全管理意識。

　　二、健全安全管理體係。

　　三、采煤工作麵工程質量管理。

　　四、嚴格執行安全管理製度。

　　五、采用先進的安全技術設備。

　　六、製定完善的安全技術措施。

　　工作麵安全技術措施主要包括：煤礦各類災害02manbetx.com 的防治措施、工作麵生產過程的各項安全技術措施、機械電氣設備操作使用方法、安全管理的技術措施。

　　⒈災害02manbetx.com 防治措施：①瓦斯事故防治措施。②煤塵防治措施。③火災防治措施。④水災防治措施。⑤頂板事故防治措施。

　　⒉生產過程中的各項安全技術措施：①工作麵初采安全技術措施。②工作麵周期來壓防治措施。③工作麵支架移設的安全措施。④采煤機割煤時的安全措施。⑤特殊條件開采安全技術措施。

　　⒊機械電氣設備安全使用管理措施：①液壓泵站安全操作措施。②工作麵絞車使用、移設安全管理措施。③礦車運輸安全措施。④電氣設備檢查檢修安全管理措施。

　　⒋其他安全技術措施：①嚴禁五種人下井作業。

　　五種人指請假準備回家或剛從外地回礦的人、沒有經過專業技術培訓的人、身體有病的人、情緒不正常的人、酗酒的人。

　　②嚴格執行“四不放過”規定。工作地點不安全不生產，事故隱患不排除不生產，整改措施不落實不生產，工程質量不達標不生產。

§11 厚煤層放頂煤采煤法（略）

§12 急斜煤層采煤法

§12.1 急斜煤層開采特點

　　急斜煤層開采在礦井開拓方式、采區巷道布置和采煤方法上有其獨有特點。

　　1.礦井地質構造複雜、開采難度大、生產能力小。

　　急斜煤層開采條件普遍較差、儲量少、開采困難、礦井生產能力小，多以中、小型礦井為主。

　　2.采煤工作麵破落的煤塊會沿底板自動向下滑滾，簡化了采煤工作麵的裝運工作。但向下滑滾的煤塊和矸石會衝倒支柱，砸傷人員，給生產帶來不安全因素，必須采取相應的安全技術措施。

　　3.采煤工作麵的行人、破煤、支護、采空區處理、運料等各項工序的操作困難，增加了采煤機械化的難度大。

　　4.煤層頂底板都有可能沿傾斜方向滑動、垮落，支柱穩定性差，增加了破煤和支柱工作的複雜性。

　　5.由於煤層傾角超過底板岩層移動角，煤層開采後頂板會發生移動垮落，底板也會發生滑動和垮落。當開采急斜近距離煤層時，上部煤層的開采會使下部煤層受到破壞。

　　先采上部煤層時的要求， M1>sin(α-γ)*h/sinγ

　　或 h< sinγ* M1/ sin(α-γ)

　　先采下部煤層時的要求， M2>sin(α+β)*h/sinβ

　　或 h= sinβ* M2/ sin(α+β)

　　如果煤層間距小，則應縮小區段高度，以便使上部、下部煤層開采時不相互影響。

　　6.由於急斜煤層傾角大於岩石自然安息角，采空區垮落矸石會自動由上部向下滾落，對下部采空區產生充填作用。

　　因為煤層傾角較大，使用水平投影圖無法將急斜煤層開采狀態表述清楚，所以急斜煤層開采所用工程圖紙一般是以立麵投影圖、水平切麵圖和剖麵圖來表示。

§12.2 采區巷道布置方式

　　開采急斜煤層的礦井，常采用集中運輸大巷和采區石門的開拓方式。采區劃分沿走向以采區石門為標誌，一般多采用雙翼采區。單翼采區走向長度一般為200～300m，雙翼采區為400～600m。采區傾斜長度取決於兩個開采水平之間高度，一般為80～150m。

　　急斜煤層采區巷道布置，有單層布置和聯合布置兩種方式。

　　一、單層布置

　　急斜單一薄及中厚煤層采區巷道布置， 在采區中央沿煤層傾斜方向掘進3～5條上山眼，用於溜煤、運料、行人以及溜矸等。當工作麵湧水量大時，還需設置放水眼。

　　二、近距離煤層群聯合布置

　　根據開采煤層數目、層間距、頂底板岩性等因素，急斜近距離煤層群聯合布置可以采用分組小聯合布置和大聯合布置兩種形式。

　　1.分組小聯合布置形式

　　當采區內開采煤層數目較多，層間距遠近不一時，根據煤層層間距遠近、煤質、自然發火傾向性、采煤方法等因素，將采區內煤層劃分為若幹開采組。在每一組最下一層頂底板穩定的薄及中厚煤層或底板岩石中，布置共用的集中上山眼或區段集中平巷，用石門或斜巷聯係其它煤層。

　　當兩層煤間距小於2～4m時，由於采動壓力和采掘爆破的相互影響，致使兩煤層中的巷道維護困難，采煤工作麵開采時互有影響。根據安徽淮南礦區、重慶中梁山礦區生產經驗，在這種情況下，隻需在下部煤層中掘進區段運輸平巷及區段回風平巷，上部煤層中可以不再掘進區段平巷;隻需由下部煤層區段運輸平巷沿走向每隔5～8m開掘傾角為30～35°穿層溜煤斜巷通達上部煤層，在溜煤斜巷中鋪設溜槽，使上部煤層工作麵破落的煤溜入下部煤層區段運輸平巷集中運出。上部煤層的開采應超前下部煤層8～10m，上下部煤層可實現同步推進。這種布置形式既減少了巷道掘進工程量，又改善了區段運輸平巷維護條件，實現了上下煤層集中生產。

　　實際應用時，根據煤層間距、煤厚、頂底板岩性、湧水量、自然發火傾向性、瓦斯湧出量等礦井地質條件和設備、生產能力、掘進工程量、維護工程量、運輸、通風等技術條件進行經濟技術分析，擇優選取最佳方案。

　　三、采區車場布置

　　開采急斜煤層時，往往在煤層中布置一組上山眼，由於煤層傾角較大，一般不使用軌道運輸，可以不布置上部車場和中部車場，但必須設置下部車場。急斜煤層采區下部車場多為石門車場。當采用岩石軌道上山布置方式時，仍需設置上部車場、中部車場、下部車場。

§12.3 走向長壁采煤法

　　急斜煤層走向長壁采煤法按工作麵布置方式及形式可分為：單一煤層走向長壁采煤法、倒台階采煤法、正台階采煤法及俯偽斜走向長壁采煤法等。倒台階采煤法又分為倒台階全部垮落采煤法、倒台階矸石充填采煤法。

　　一、急斜單一煤層走向長壁采煤法

　　工作麵沿走向布置，上部為回風平巷，下部為運輸平巷，采區邊界布置開切眼，多采用鑽眼爆破破煤。為了適應急斜煤層頂板下滑力大的特點，采用平行於采煤工作麵的順山木支柱或單體液壓支柱支護，用四、六排空頂距，分段錯茬放頂。

　　鋼絲繩煤鋸破煤的采煤工作麵布置見圖12-10。國內采用這種方法的工作麵長度一般為20～30m。鋼絲繩煤鋸破煤工作過程是：在采煤工作麵兩端的區段回風平巷、區段運輸平巷中各裝一台調度絞車，絞車帶動一根牽引鋼絲繩，經過導向輪與鋸鋸連接。鋸繩上每隔1.0～1.5m裝一個煤鋸。絞車帶動牽引繩，使鋸繩緊壓工作麵煤壁，作上下往複式運動，鋸齒便在煤壁上拉出一條溝槽，隨著溝槽加深，其兩幫的煤在礦山壓力作用下，自行碎落、下滑，經溜煤小眼到區段運輸平巷。隨著采煤工作麵的推進，要不斷地移置工作麵兩端的導向滑輪，使煤鋸始終保持緊壓煤壁破煤;工作麵推進一段距離後，要移動絞車到新的位置。鋼絲繩煤鋸所形成的工作麵為弧形，為了防止破煤下落時直接溜入采空區，應使工作麵鋸成下部略超前於上部，使之既有利於煤炭自溜，又能控製工作麵上部采空區頂板形成滯後垮落。

　　鋼絲繩煤鋸破煤工藝簡單，工作麵無人，工作安全，減輕了工人繁重體力勞動，經濟效果較好。其主要缺點是采區回收率普遍較低、煤炭質量較差，采場支護和頂板管理等問題未得到妥善解決。

　　鋼絲繩煤鋸破煤工藝適用於頂底板岩石穩定、允許有較大的懸露麵積、煤質鬆軟、煤層不粘結頂底板，無夾矸，煤厚小於2.0m的煤層。

　　二、倒台階采煤法

　　倒台階采煤法是指在急斜煤層的階段或區段內，布置下部超前的台階形工作麵，並沿走向推進的采煤方法。目前，僅在煤層賦存條件極為複雜，厚度變化較大的急斜煤層中少量使用。根據采空區處理方法不同，倒台階采煤法又分為倒台階采煤法又分為倒台階全部垮落采煤法、倒台階矸石充填采煤法。

　　1.倒台階全部垮落采煤法

　　⑴采煤係統

　　倒台階采煤法實質上是走向長壁采煤法在急斜煤層的應用。在采區走向中部沿煤層掘進一組采區上山眼，一般包括溜煤眼、運料眼、人行眼。采區內沿傾斜方向一般劃分為1～2個區段，每個區段布置一個倒台階工作麵傾斜長度一般為60～80m，工作麵沿傾斜方向一般劃分為4～6個台階，每個台階長度一般為10～15m，上下台階錯距稱為階簷寬度，一般為2～3m。

　　為了維護第一區段運輸平巷，以便作為第二區段回風平巷使用，需在第一區段運輸平巷上視煤層硬度、厚度等留設3～5m的區段護巷煤柱，在煤柱上方掘進超前順槽，沿走向每隔5～6m掘一個淨斷麵不小於1㎡的溜煤眼，貫通運輸平巷和超前順槽。超前順槽和溜煤眼並不需要沿走向一次掘完，在工作麵生產過程中隻需超前掘進2～3個溜煤眼和10～15m超前順槽。從開切眼下部開始，按選定台階長度將開切眼分段，先采最下部台階，依次采上部台階，逐步形成倒台階工作麵，然後上下台階保持一定錯距同步向采區上山眼方向推進。為使工作麵自溜下來的煤能暫時堆放，以保證工作麵正常通風和安全出口暢通，最下一個台階作為貯煤台階，一般階簷寬為5～6m，台階長度為8～10m。

　　運煤係統：工作麵破煤質溜到下部貯煤台階，由區段運輸平巷中的運輸機運至溜煤上山，下放至采區煤倉，由采區運輸石門裝車運至井底車場。

　　運料係統：由采區運輸石門、回風石門運進，經運料上山提運至區段平巷，經人工轉運至工作麵運輸平巷和回風平巷，再轉到各台階。

　　通風係統：新鮮風流由采區運輸石門進入，經人行上山進入區段運輸平巷到采煤工作麵，汙濁風流經區段回風平巷、采區回風上山到上部采區回風石門排出。

　　⑵采煤工藝

　　倒台階工作麵一般采用風鎬破煤每個台階隻配備一台風鎬，由1～2名工人進行破煤和支柱工作。一般采用兩采一準循環方式，每日完成一個循環，循環進度為1.8～2.0m。台階長度一般按每班能采、支一排支柱的進度為原則確定。工作麵一般采用木支柱進行支護，由於支柱既要防止頂底板岩石垮落、滑動，又要作為工人操作、人員上下的腳手架，還要承受煤塊、岩塊的衝擊、擠壓，因而支柱必須支設牢固、可靠。支柱應有3～5°的迎山角以抵抗頂板向下滑移。如果底板較為破碎，有滑動或垮落危險時，應設底梁，墊方木，並砍墩口;如果頂底板比較堅固，可支設點柱。為了保證支架的穩定性，應采用平行於工作麵一梁兩柱或一梁三柱對結棚，排、柱距均為0.8～1.0m，常用0.9m。為防止煤塊砸傷人員采空區垮落矸石滾入工作麵，減少煤炭資源損失，應沿工作麵在適當位置設置溜煤板。階簷處要用背板背緊背牢，以防階簷煤壁垮塌傷人。工人破煤作業地點必須設置腳手板，以保證作業安全。當工作麵壓力較大時，上下出口處必須設置叢柱、密集支柱或木垛，以保證安全出口暢通。

　　倒台階工作麵安全腳手板、護身板和溜煤板統稱為“三板”，它是保證安全生產的重要技術措施。

　　倒台階工作麵一般采用全部垮落法處理采空區，工作麵控頂距以上部台階麵為準，一般不超過4～5排支柱.如果工作麵過長，台階過多，必然導致下部台階控頂距加大，可用分台階錯茬放頂方法，即上下台階的密集支柱錯開兩排支柱,上台階新密集支柱與下台階老密集支柱相連接,這樣可使所有台階都保持5～7排支柱控頂，見圖12-13所示。為了減少采煤工作麵頂板管理難度，可以利用上區段采空區矸石充填本區段采空區。

　　⑶ 優缺點和適用條件

　　①優點：巷道布置簡單、采區生產係統簡捷可靠;對地質條件變化適應性較強;掘進率較低，資源回收率較高。

　　②缺點：人工破煤、支柱，工人勞動強度大，勞動生產率低;工作麵采用木支柱支護，坑木消耗高;台階上隅角容易積聚瓦斯，工人高空作業，安全性較差;對支柱操作技術要求高，不利於實現采煤機械化。

　　③適用條件

　　由於倒台階全部陷落采煤法存在安全性較差、技術經濟指標低、材料消耗高等缺點，在全國煤礦應用越來越少。目前，僅在華南、西南局部地區中小煤礦煤層賦存條件變化大，或因其他安全原因不適於選擇其他采煤方法，厚度小於2m的薄及中厚煤層中有少量應用。

　　2.倒台階矸石充填采煤法

　　⑴采煤係統：運煤係統;運料係統;通風係統。

　　⑵采煤工藝：一般采用風鎬破煤，每個台階配備一台風鎬，由1～2名工人負責破煤、支柱工作。一般采用兩采一準循環方式作業，每日完成一個循環，循環進度為1.8～2.0m。充填用矸石主要來自井下全岩掘進工作麵和半煤岩巷道，不足部分由地麵采石場補充。對充填矸石塊度含水量含泥量的要求：井下掘進矸石塊度應控製在10～200mm以內，地麵采石場矸石塊度應控製在10～100mm以內，含水量為5～8%，含泥量為5～10%。充采比一般為0.75～0.90。

　　⑶優缺點和適用條件

　　①倒台階矸石充填采煤法具有的優點是：改善了急斜近距離煤層開采的頂底板管理、安全可靠性增加;消除了煤層自然發火隱患，提高了采區煤炭回收率;矸石充填采空區，降低了采區壓力，坑木消耗降低;矸石充填采煤法比垮落法工作麵單產明顯提高;井下掘進矸碴可以做到不出井，減少了矸碴運輸環節。

　　②倒台階矸石充填采煤法具有的缺點是：新增采矸運矸設備及其係統，生產環節複雜，用人多，生產成本高;台階工作麵短，台階數目多，采煤工效低;台階上隅角通風困難，容易積聚瓦斯。

　　③倒台階矸石充填采煤法適用條件是：開采層間距小於3～5m、容易自然發火、地表需要保護的急斜近距離煤層。

　　三、正台階采煤法

　　正台階采煤法，是指在急斜煤層的階段或區段內，沿偽斜方向布置成上部超前的台階形工作麵，並沿走向推進的采煤方法。

　　1.采煤係統

　　將一個長壁工作麵劃分為若幹個長為5~8m的短壁工作麵，短壁工作麵呈正台階形布置，沿層麵與走向線30°夾角的偽斜方向上下台階錯距為15～20m ，各短壁工作麵上方利用單體液壓支柱、竹笆，使采空區垮落矸石堆積形成的墊層構成人工假頂來隔離采空區，沿采空區維持一條偽斜小巷，用於工作麵通風、行人、運料、溜煤。偽斜小巷內鋪設搪瓷溜槽，以便煤炭自溜。

　　2.采煤工藝

　　短壁工作麵采用風鎬破煤。各短壁采出的煤炭堆積在其下部偽斜小巷溜煤槽內，各偽斜小巷下口均設置擋煤板，以防止短壁工作麵采煤時，傷及下短壁工作麵作業人員。當煤堆積到一定高度時，應由下向上逐步取掉擋煤板自溜放煤。為防止大塊煤、矸打落支柱和傷及人員，可在偽斜小巷下口的正前方掛設膠皮擋板，使煤流沿偽斜小巷運動。各短壁工作麵采用QZ150-63型單體液壓支柱，排柱距視頂、底板岩性、工作麵湧水量等因素取0.8～1.0m，支柱支設在沿頂底板護板上，假頂支柱、假頂加強支柱支設時必須有3°～5°的迎山角，保證支柱有足夠的初撐力。

　　短壁工作麵采用專用卸載手把遠距離人工回柱。回撤工作麵支柱前，先設置人工假頂支柱，假頂加強支柱，鋪上竹笆，沿頂板一側掏出不少於0.3m厚的矸石墊層，然後按矸石堆積斜麵由上而下，由采空區向煤壁回撤支柱，使矸石滾落到新設置的人工假頂上。回柱時若遇“死頂”，要先打好替柱，用鬆頂或掏底方式回柱。回柱放頂時，短壁工作麵必須停止采煤和其他工作。

　　各短壁工作麵每日三班采煤，邊采邊準，日循環3個，循環進度0.9m，日推進2.7m 。

　　采空區采用全部陷落法進行處理，最大控頂距為4.7m，最小控頂距為2.0m。

　　3.優缺點及適用條件

　　(1)優點

　　①安全可靠性好，具備充填法的某些特點。

　　②工作麵位於采空區下方，不容易積聚瓦斯。

　　③減少了頂板垮落，煤層自然發火及瓦斯、煤塵爆炸危險性。

　　④對煤層厚度、傾角變化、瓦斯湧出量等地質條件適應性較強。

　　⑤巷道布置簡單，掘進率低。

　　⑥無煤掉入采空區，資源回收率高。

　　(2)缺點

　　①短壁工作麵多，溜煤相互幹擾，工作麵利用率降低。

　　②偽斜小巷斷麵偏小，產塵量大。

　　③片幫、滑底事故未能充分控製，安全生產受到影響。

　　④破煤方法、支護設備有待進一步改進。

　　(3)適用條件

　　該采煤方法對地質條件適應性較強，一般可用於煤層厚度、傾角有變化及小型地質構造，厚度在2.4m以下，工作麵湧水量小於5m3/h，不宜選用偽斜柔性掩護支架采煤法的急斜煤層。

　　四、俯偽斜走向長壁采煤法

　　俯偽斜走向長壁采煤法又稱俯偽斜走向長壁分段密集采煤法，它是由正台階采煤法逐漸演變而形成的。

　　1.采煤係統

　　俯偽斜走向長壁采煤法工作麵呈偽斜直線布置，放頂密集支柱呈近水平排列，工作麵沿走向推進。工作麵偽斜角應滿足煤炭自溜、人員行走方便和減輕工人勞動強度的要求，一般取30～35°。在目前技術條件下，區段垂高一般確定為50～60m，工作麵偽斜長度可達80～90m。為了溜煤、通風、行人和掘進方便，工作麵下部的溜煤眼不得少於3個，掘成漏鬥狀。

　　俯偽斜走向長壁采煤法的主要特點：

　　采煤工作麵沿偽斜方向呈直線布置，沿走向推進;用分段水平密集支柱切頂擋矸隔離采空區與采煤空間;分段爆破方式破煤，煤炭能自溜運輸。

　　2.采煤工藝

　　工作麵初采由開切眼與區段回風平巷交接處開始，按工作麵偽斜角要求自上而下推進，工作麵斜長逐漸增大。初采時工作麵出煤和人員通行，開切眼沿偽斜方向布置，隨工作麵推進開切眼自上而下逐段報廢。當工作麵下端距區段回風平巷4m時，開始支設分段密集支柱。當第一分段密集長度達到5m而直接頂不垮落時，應采取強製放頂措施，打眼爆破獲取墊層。

　　工作麵采用爆破方式破煤，自上而下分段爆破。支護采用單體液壓支柱和鉸接頂梁，支護形式采用倒懸壁齊梁齊柱布置，排、柱距均為0.9m。單體液壓支柱架設時應采取防倒措施。沿煤層傾斜方向，每隔4～5m設置一排水平密集支護，每排密集支柱沿走向長4m，上鋪竹笆或荊笆。密集支柱隨工作麵推進，先添後回，支柱間距一般不超過0.3m，放頂前後始終保持13～15根帶帽點柱。相鄰的排密集支柱沿煤層走向保持1.0～1.5m錯距，密集支柱除起到切頂作用外，還用於擋矸。

　　采空區采用全部垮落法處理。

　　分段密集支柱的安設與頂板性質、工作麵采高、采空區垮落矸石安息角、煤層瓦斯湧出量以及相鄰兩排密集支柱間距等因素有關。分段密集過長，工作麵控頂增大，頂板壓力隨之增大，造成回柱困難，密集下方三角區易於瓦斯積聚;密集長度過短，可能有效起到擋矸作用，影響工作麵煤炭質量。根據生產經驗，在頂板中等穩定條件下，分段密集走向長度以4.0m為宜，最長的不得超過5m。

　　當工作麵上端推進到距收尾眼4m時，工作麵進入收尾階段。

　　為滿足工作麵收尾時的通風、行人和運料需要，收尾眼必須加強維護，始終保持暢通，在收尾眼靠工作麵一側應設保安煤柱，寬度為4m。

　　3.優缺點及適用條件

　　(1)優點

　　①工作麵沿俯偽斜直線布置，改善了工作麵安全生產條件。

　　②改善了工作麵頂底板受力狀況，大麵積底推和頂板拉裂可能性減小。

　　③改善工作麵近煤壁處的通風狀況。

　　④減緩了老頂來壓作用，減少了工作麵支柱損耗量及維修工作量。

　　⑤提高了采空區回收率，有利於工作麵自然發火的防治。

　　(2)缺點

　　①工作麵支、回柱工作量大，工人操作不便。

　　②分段密集下方三角區通風條件較差，易於瓦斯積聚。

　　③區段煤柱損失較大;煤層頂板有淋水時，作業環境較差。

　　(3)適用條件

　　傾角為40°～75°，頂板中等穩定，易片幫、采高不超過2.0m低瓦斯煤層，或不宜使用偽斜柔性掩護支架采煤法不穩定的急斜薄及中厚煤層。

§12.4 偽斜柔性掩護支架采煤法

　　偽斜柔性掩護支架采煤法是指在急斜煤層中，沿偽傾斜布置采煤工作麵，用柔性掩護支架將采空區和工作空間隔開，沿走向推進的采煤方法。成為我國開采急斜煤層的一種主要采煤方法。

　　一、采煤係統

　　偽斜柔性掩護支架采煤法區段高度取決於煤層傾角大小、沿傾斜變化情況、采煤技術條件、職工隊伍素質、管理水平等因素。目前實際使用一般為30～50m，當煤層賦存穩定、構造簡單、區段高度可以達到80～100m。在區段範圍內，區段運輸平巷和區段回風平巷掘到邊界後，距采區邊界5m處開掘一處開切眼。開切眼包括溜煤眼和人行眼，兩眼間距5～8m，沿傾斜每隔10～15m用聯絡平巷貫通。開切眼貫穿回風平巷後，便可從回風平巷邊界起鋪設掩護支架。根據重慶中梁山礦區生產經驗，回風平巷至開切眼中人行眼的距離應達到5～10m，以保證掩護支架工作麵下倒角沿開切眼順利下放。利用開切眼逐步把水平鋪設掩護支架下放到與水平麵成30°～35°夾角的偽斜位置，形成偽傾斜采煤工作麵。根據重慶南桐、中梁山礦區生產經驗，煤厚小於2m掩護支架采煤工作麵可以不掘收尾眼，而采用沿空留巷方式進行收尾。

　　1.通風係統：新鮮風流自采區運輸石門進入，經運輸平巷到采煤工作麵。汙濁風流從采煤工作麵經回風平巷到回風石門排出。、

　　2.運料係統：材料由回風石門運進，經回風平巷運到支架安裝地點。

　　3.運煤係統：工作麵破煤經自溜到運輸平巷，經刮板運輸機轉到運輸石門，到采區溜煤眼，大巷裝車。

　　二、掩護支架結構

　　平板型掩護支架是國內最早的一種，其他形式的掩護支架是在平板型掩護支架的基礎上演變而形成的。

　　三、采煤工藝

　　偽斜柔性掩護支架采煤法的采煤工作由安裝掩護支架、正常破煤、下放掩護支架、掩護支架拆除四部分組成，可分為三個工作階段。

　　1.準備階段

　　準備階段的工作主要是擴巷、挖地溝、鋪設掩護支架、調架。

　　2.正常采煤階段

　　在正常采煤階段，除了在掩護支架下破煤外，同時要在回風平巷鋪設支架，在工作麵下端掩護支架放平位置撤除部分支架。掩護支架下采煤可采用爆破方式或風鎬方式。

　　掩護支架下放方式與爆破出煤順序有關，我國各礦區采用兩種方式：

　　①工作麵分段爆破

　　偽斜柔性掩護支架工作麵采用自下而上分段爆破的方式。

　　②工作麵全長一次爆破

　　偽斜柔性掩護支架工作麵全長一次爆破後出煤，掩護支架可以全工作麵同步向下滑移到新的位置，掩護支架不會受拉變形。

　　3.收尾階段

　　當偽斜柔性掩護支架工作麵推進到區段停采線前，在停采線靠工作麵一側掘進兩條收尾眼。兩眼相距8～10m，沿傾斜每隔10～15m用聯絡巷連通。掩護支架鋪設至收尾眼時，應停止鋪架。利用收尾眼將支架前端逐漸下放，減少工作麵偽斜角度，拆除上端多出一段支架，使支架下放到回架處水平位置;拆架工作直接在下區段運輸平巷中進行。

　　四、改進支架結構、擴大使用範圍。

　　1.多根鋼梁組合平板形掩護支架

　　當煤層厚度大於4m時，可以用兩根或多根鋼梁對接或搭接，形成兩根或多根鋼梁組合平板形支架。兩根鋼梁搭接組合平板形掩護支架主要規格為3.6m、4.0m、4.5m、5.0m、5.2m五種，分別用2根2.4m、3.0m、3.6m長的11號礦用工字鋼搭接組合而成。使用條件為：煤層傾角大於60°、厚度3.8～5.5m、賦存穩定煤層。

　　多根鋼梁組合平板形掩護支架主要規格有：5.6m、6.0m、6.4m、6.8m、7.2m，分別用1.6m、2.0m、2.4m、2.8m、3.2m、3.6m、4.0m長的11號礦用工字鋼組合而成。適宜條件：傾角大於60°、厚度5.8-10m、賦存穩定煤層。目前國內已能用多根鋼梁組合平板形掩護支架開采8m以上煤層。

　　2.八字形掩護支架

　　當煤層厚度為1.1～3.0m時，由於掩護支架下地間溝斷麵小，操作不方便、通風不良，因此一般不采用平板形掩護支架，而采用八字形掩護支架。八字形掩護支架的高度h可以變化在0.3～0.5m範圍內，以增大掩護支架下的工作空間高度。適於煤層傾角60°以上的八字形掩護支架主要規格有：1.06m、1.3m、1.5m、1.8m、2.0m、2.5m、3.0m、4.2m、6.0m，用9號或11號礦用工字鋼焊接或冷壓彎曲而成。適於煤層傾角60°以下的八字形掩護支架用11號礦用工字鋼用油壓千斤頂冷壓彎曲而成。

　　3.“<”形掩護支架

　　當煤層傾角小於60º時，為了增加掩護支架下工作空間及便於向下移動，無論煤層薄厚，不宜采用平板形支架，可以采用11號礦用工字鋼加工而成的“〈”形掩護支架。

　　生產實踐表明：“〈”形掩護支架可以用來開采傾角為55～60°的煤層，支架上肢和下肢長度之比(肢長比)、肢間夾角和支架跨度都會影響掩護支架下滑性能。當煤層傾角為55º時，肢長比采用1：1為宜，肢間夾角可用140º，支架跨度可比煤層厚度小0.5～1.0m ，支架工作角度應保持在65º～80º之間，防止支架出現啃底後仰現象。

　　4.單腿支撐式掩護支架

　　當煤層傾角為45º～60º時，可使用單腿支撐的“〈”形或“[”形掩護支架。這種掩護支架已能順利開采傾角45º～50º厚度為2.0～3.5m的煤層。掩護支架由“〈”形或“[”形鋼梁和連接這些鋼梁的走向鋼梁組成，在偽斜工作麵中每隔1m在掩護支架下打上一根木撐柱或單體液壓支柱，撐柱與水平麵的交角為 75º～80º。適用於傾角在40º以上，厚度1.45～4.6m以上產狀賦存較穩定的煤層。

　　5.“7”字形掩護支架

　　為了在厚度小於1.3m煤層中使用偽斜柔性掩護支架采煤法，重慶中梁山礦務局試驗成功“7”字形鋼梁木混合結構柔形掩護支架，用於開采厚度為0.7～1.3m急斜煤層。

　　“7”字形掩護支架由木梁排成的平板結構和木梁下工作空間內每隔0.7m(五根木梁)安裝一根“7”字形的鋼梁，木梁之間以及與“7”字形鋼梁之間用U形的螺栓將其與鋼絲繩聯合一個柔形整體，並在其上部鋪設竹笆，“7”字形鋼梁起支撐及導向作用。

　　五、改進巷道布置，減少支架安裝和拆除次數

　　1.上下區段構成連續工作麵

　　在上下區段中安設刮板輸送機，分別運送上下工作麵煤炭，但上下工作麵仍是連續的。在上區段處保持10～15m的臨時放平巷段，將上下工作麵取直，上下工作麵生產的煤炭均由下區段運輸平巷中刮板運輸機運出。

　　2. 工作麵分段連續推進

　　增大區段高度，加大工作麵傾斜長度，采用長工作麵分段連續推進的巷道布置方式。

　　3. 加掘溜煤眼的分段工作麵

　　為加大區段高度，用沿煤層底板掘進的垂直溜煤眼將工作麵分段。

　　4. 加掘偽傾斜溜煤斜巷的分段工作麵

　　為了便於偽斜溜煤斜巷與回風平巷連接，斜巷上口2～3m為直眼，下部掘出溜煤眼和人行眼，其高度為護巷煤柱高度，其間距為8～10m。偽斜溜煤眼斜巷一側鋪設溜槽用於溜煤。另一側供通風、行人。偽斜溜煤巷水平間距一般取55～65m。

　　6. 真傾斜溜煤直眼與偽斜溜煤斜巷相結合的分段工作麵

　　當區段高度較大時，無論是單獨采用真傾斜溜煤直眼是偽斜溜煤斜巷，掘進及維護工作都較為困難，因此，可以采用兩者相結合的方式。

　　六、主要故障處理及過斷層、舊巷的措施

　　1.支架下放時產生扭斜

　　主要原因是：分段開采時，采深不一致或開采速度不協調;鋪架時支架未安裝緊固或支架多次下放，鋼絲繩受反複拉伸使連接鋼梁的螺栓、繩卡鬆動，造成部分支架移動，離開柔性整體，而出現扭斜。

　　預防方法：注意支架安裝質量，經常對工作麵支架連接件進行檢查，及時擰緊螺絲帽。發現支架扭斜時，應該及時用點支柱支撐逐步調整其恢複正常狀態。發現支架部分離開鋼絲繩的，必須及時用短鋼絲繩將其兩端用4～5個繩卡拴牢在主鋼絲繩上。

　　2.支架切入頂底板

　　主要原因是：爆破炮眼布置不當，裝藥過量，崩壞地溝和底板一側煤幫，使支架失去支撐，向一側傾斜而逐漸切入頂或底板;因煤層變薄卡住支架，使支架切入頂板;底板一側煤炭堅硬未采淨，使支架切入頂板。

　　處理方法：及時去除頂板或底板局部岩石，加大支架切入端的下放距離，使其逐步恢複正常狀態。

　　3.竄矸

　　主要原因是：當工作麵頂底板破碎或煤層增厚、煤質鬆軟時，支架頂端的煤炭垮落後，支架頂部與頂板間會出現部分空隙，支架上部頂板側采空區矸石會大量竄入;或由於爆破時炮眼布置不當、裝藥量過大、崩壞地溝兩側煤幫和頂底板。

　　處理方法：及時用斜撐支住支架，用方木、木板、笆片做成假頂，堵塞孔洞，防止繼續漏矸。

　　4.支架懸空

　　主要原因是：煤層變厚，煤質變軟，發生頂底煤片幫，造成支架失去支撐，懸空。

　　處理方法：利用立柱、撐木支柱支架及頂底板空間，逐步將支架下放到正常位置。

　　5.斷繩

　　主要原因是：操作及管理不當，支架下放時產生扭斜、褶皺，使鋼絲繩受張力過大;繩卡鬆動、脫落，致使支架扭斜受力不均。

　　處理方法：發生斷繩後，必須立即停止采煤，迅速用8～10m的短鋼絲繩和8～12個繩卡將斷脫兩端連接好。在生產過程中，要注意檢查繩卡，螺栓是否擰緊;嚴重鏽蝕、斷絲超過規定的鋼絲繩必須及時更換;盡量保證全工作麵采深一致。

　　6.支架過斷層或煤層變化帶

　　當斷層斷距大於1m，使煤層完全斷脫時，隻能撤架重新鋪設掩護支架。若斷層斷距小於1m，褶曲、煤厚變化不大，可適當挑頂、破底，借助於留頂煤或底煤，調大支架仰角或俯角，經多次調整，可使支架處於正常位置。

　　7.支架過舊巷

　　支架過舊巷可以采取打立柱，斜撐支撐懸空支架和破碎頂板，撤除巷道中損壞支架，利用煤矸填滿底板空隙作為假底，並注意加強管理頂板，使支架安全通過舊巷。

　　七、優缺點及適用條件

　　1.優點

　　(1)工作麵偽斜長度增大，巷道布置和生產係統簡單，破煤能自溜運輸，工作麵連續推進時間長，搬遷次數減少，降低掘進率，有利於安排工作麵均衡生產，有利於發展采煤機械化。

　　(2)掩護支架把采煤工作麵空間與采空區隔開，簡化複雜繁重的頂板管理工作，減少了繁重的體力勞動，安全可靠性增加，支護材料消耗降低。

　　(3)可以實現三班連續破煤，單產高，技術經濟效果好。

　　2.缺點

　　(1)掩護支架在下放過程中，對煤層厚度，傾角等產狀變化適應性差。

　　(2)采煤工藝尚未實現機械化，限製了各項技術經濟指標進一步提高。

　　(3)在含有夾矸的煤層中使用時，無法排除矸石，降低了煤炭質量。

　　(4)當工作麵出現淋水時，勞動條件較差，煤炭自溜困難。

　　3.適用條件：

　　賦存穩定，傾角和厚度變化小，夾矸少，厚度在1.1～8m急傾斜煤層。

　　4.改進方向：

　　(1)在傾角為45～60°、厚度不同的急斜煤層中應用時，掩護支架下放容易發生事故，要求具有較高技術及管理水平，因此，對於這種條件下的掩護支架結構及其下放方式需要進一步研究和改進。

　　(2)在傾角大於60°、厚度小於1.3m及厚度大於8～10m 急斜煤層中應用時，現仍存在一定困難。煤厚小於1.3m時，掩護支架下工作空間小，勞動條件惡化，風速高，產塵量大;煤厚大於6～10m時，掩護支架笨重，安裝和拆卸工作繁重，支架下放難以控製，因此，對於這兩種條件下的掩護支架結構及其下放方式需要進一步研究和改進。

　　(3)偽斜柔性掩護支架采煤法所有工序目前均是人工作業，勞動強度較繁重。生產現場迫切需要實現部分工序的機械化，以改善工人勞動條件。

§12.5 水平分段放頂煤采煤法

　　急斜厚煤層水平分段放頂煤采煤法按其采煤工藝特點可分為綜采放頂煤采煤法和滑移頂梁液壓支架放頂煤采煤法。

　　急斜厚煤層水平分段放頂煤采煤法的試驗成功，是急傾斜采煤方法及其采煤工藝的重大改革，值得在全國推廣。在推廣過程中，要注意解決放頂煤開采中回采率、煤塵、自然發火、瓦斯積聚等問題。

　　一、采煤係統

　　急斜厚煤層水平分段放頂煤采煤法將急傾斜厚煤層在采區內沿傾斜劃分為若幹分段，每個分段底部布置一個采煤工作麵，其上部為隨該工作麵開采一起放落的頂煤段，底層工作麵和頂煤段合稱為水平分段。

　　二、采煤工藝

　　1.切眼附近頂煤處理

　　切眼附近頂煤，視煤質硬度有不同處理方法：當煤質較硬時，由於頂煤初次垮落步距較大，為了減少頂煤損失，在開切眼內需向頂煤和煤柱側打眼爆破對煤體進行鬆動;對於煤質較軟、節理層理發育，易於垮落的煤層，開切眼推進一定範圍內，工作麵不得放頂煤，以防破壞采區隔離煤柱。

　　2.工作麵割煤、移架、推移輸送機

　　(1)工作麵設備。采煤工作麵可采用單滾筒采煤機，也可采用雙滾筒采煤機;自移支架采用雙輸送機尾梁插板支撐掩護式支架，也可采用單(雙)輸送機掩護梁開天窗掩護式支架;工作麵前端采用與采煤機配套的重型鏈牽引刮板輸送機，後端采用輕型刮板輸送機。

　　(2)工作麵割煤、移架、推移輸送機

　　進刀方式。根據工作麵長度和所選用采煤機不同，可選擇斜切進刀、中間進刀和工作麵上下開切口等進刀方式。

　　截割方式。單滾筒采煤機多采用上行割頂煤、下行割底煤，往返進一刀的截割方式;雙滾筒采煤機采用雙向割煤，往返進兩刀的截割方式。

　　支護方式。采煤機割煤後，立即移架，及時支護裸露頂煤。

　　移架。采用擦頂移架方式，移架速度要快，盡可能依次到位。

　　推移輸送機。前端輸送機彎曲段一般經過2～3次推移到位;後端輸送機要待頂煤放完後才進行推移。

　　3.放頂煤

　　一般采用割兩刀或割三刀放一次頂煤，放頂煤步距為“兩刀一放”或“三刀一放”，用單輪間隔或多輪順序放頂煤方式。由於工作麵普遍較短，多采用兩輪移架放頂煤方式。使用兩輪移架放頂煤時，由底板向頂板方向移架一輪放總放煤量的一半，兩輪全部放完。但因放煤不均勻或煤層本身因素提前見到矸石時，應隔架放頂煤。

　　急斜煤層礦山壓力顯現不強烈，地壓破煤效果不及緩傾斜煤層。當工作麵長度過小或煤層厚度大於15m時，工作麵會出現懸頂及大塊煤，頂煤垮落前需要采取爆破鬆動頂煤。當煤層硬度較大，傾角小於55°時，靠底板側會殘留較大“死煤三角區”頂煤放不出來，需要采用爆破崩落措施。

　　三、優缺點及使用條件

　　1.優點：

　　①機械化程度高，生產集中，工作麵產量高，生產成本低。

　　②巷道掘進工程量少，掘進率及巷道維護費用低。

　　③與水平分層采煤法比較，減少了鋪網工序及材料消耗。

　　④煤炭損失較大幅度減少。

　　2.缺點：

　　①較其他急傾斜煤層采煤法投資大。

　　②對地質條件要求嚴格。

　　③不能因煤厚度變化而調整工作麵長度。

　　④產塵量較大。

　　3.適用條件：

　　①煤層傾角大於45°。

　　②煤層厚度大於20m，厚度沿走向範圍基本無變化。

　　③煤層賦存穩定，無較大落差斷層存在。

　　④煤層硬度係數f=0.8～2.0，當f>2.0時必須采取爆破強製破煤措施。

　　四、滑移頂梁液壓支架放頂煤采煤法

　　滑移頂梁液壓支架放頂煤采煤法是指采煤工作麵裝備有滑移頂梁支架進行機采或爆破采煤的一種水平分段放頂煤采煤法。

　　滑移頂梁液壓支架是介於單體液壓支柱和機械液壓支架之間的一種過渡型支架，它由單體液壓支柱和滑移頂梁組合而成，主要部件有：前梁、後梁、彈簧鋼板、推移油缸和外注式單體液壓支柱。

　　滑移頂梁液壓支架可具有3～6根單體液壓支柱。按其卸載方式，滑移頂梁液壓支架可分為抬腿式滑移型、不卸載移梁型、並列滑移型三種。

　　我國生產的主要滑移頂梁支柱主要技術特征

　　滑移頂梁液壓支架放頂煤工作麵采煤工藝主要包括打眼爆破、鋪金屬網、掛鉸接頂梁、攉煤、移溜移架和剪口放出頂煤。

　　滑移頂梁放頂煤工作麵放煤步距和放煤口間距應在生產實踐中通過試驗確定，放煤步距一般為0.7～4.8 m，放煤口間距為1.4～4.0 m。放煤順序采用順序多輪放頂煤或間隔折返單輪放頂煤。放煤口斷麵多采用正方形，也有采用矩形的。

　　在地質條件比較複雜煤炭儲量少的江南地區急斜煤層和西北地區急傾斜厚煤層、特厚煤層中可以適當推廣。

　　滑移液壓頂梁支架存在的問題是：

　　(1)滑移頂梁支架本身穩定差，反複卸裝支撐頂煤，破壞頂煤穩定性危及工作麵安全。

　　(2)支柱易於插入底(板)煤，影響支架的工作阻力。

　　(3)移架工序多，速度慢。

　　(4)支架彈簧鋼板和支柱頂梁連接容易損壞，支架使用壽命短。

§12.6 水平分層及斜切分層采煤法

　　1.水平分層采煤法是指急傾斜煤層沿水平麵劃分分層的采煤方法。

　　2.斜切分層采煤法是指在急斜煤層中，沿與水平麵成25～30°的斜麵劃分分層的采煤方法。

　　3.各分層向頂板方向有一定傾角時稱為正斜切分層。

　　4.各分層間底板方向有一定傾角，稱為倒傾斜分層，斜切分層的主要目的是便於煤炭自溜。

　　一、水平分層采煤法

　　1.采煤係統

　　采區巷道布置有單翼和雙翼采區兩種形式。在采區內，沿傾斜劃分為5～6個區段，區段高度一般為15～20m，區段內包括5～10個分層，每個分層厚度為2～3m。

　　2.采煤工藝

　　水平分層工作麵采煤工藝包括破煤、裝煤、支護、假頂鋪設、采空區處理等工序。

　　(1)工作麵破煤

　　破煤一般采用打眼爆破方式，根據煤層硬度，可用單排眼或雙排眼，眼深一般為1.0～1.5m，單孔裝藥量為150～300g。當工作麵長度很大時，可以采用采煤機破煤。

　　(2)工作麵煤的裝運

　　當工作麵長度不大時,一般用人工將煤直接攉入溜煤眼中。

　　(3)工作麵支護及采空區處理

　　工作麵支護采用木支架或金屬支柱及鉸接頂架。

　　工作麵采用全部垮落法管理頂板。由於工作麵較短，最大控頂距可達7～8m，最小控頂距為5～6m。

　　(4)人工假頂鋪設

　　目前多采用竹笆、荊笆和金屬網假頂。

　　3.優缺點及應用條件

　　水平分層采煤法對煤層厚度傾角的變化適應性強，工作較安全，采出率較高。但巷道布置和通風係統複雜，巷道掘進工程量大，采煤工序多，工作麵段，生產能力小，效率低，通風和運輸困難，工作麵攉煤工作量大，材料消耗多，成本高。

　　水平分層采煤法適用於埋藏很不穩定，厚度和傾角變化較大，容易自燃，厚度為4～6m或大於6m的急斜煤層。

　　二、斜切分層采煤法

　　采用水平分層采煤法開采厚度較大煤層，工作麵裝煤、通風都較困難，可采用斜切分層采煤法。斜切分層采煤法的巷道布置，生產係統和采煤係統工藝與水平分層采煤法相似，唯一不同是工作麵向底板傾斜25～30°,以便在工作麵鋪設溜槽後，破落的煤經溜槽溜到區段溜煤眼。當煤層厚度較大時，可將溜煤眼布置在煤層厚度方向的中間。

　　斜切分層采煤法簡化了工作麵煤炭運輸，改善了工作麵通風，但仍然存在巷道布置和通風係統複雜，巷道掘進工程量大，坑木消耗高等缺點。

§12.7 倉儲式采煤法

　　倉儲式采煤法是指急傾斜煤層中將采落的煤暫存於已采空間中，待倉房內的煤體采完後，再依次放出存煤的采煤方法。

　　倉儲式采煤法的實質是利用急傾斜煤層開采後可以自溜的特點，將采落的鬆散煤炭暫時儲留在采空區，用以暫時支撐采空區懸露的頂底板。根據倉房布置與采煤工作麵推進關係，倉儲采煤法可以分為沿仰斜推進倉儲采煤法和沿走向推進倉儲采煤法。

　　一、沿仰斜推進倉儲采煤法

　　該采煤方法是將區段劃分為若幹傾斜條帶，條帶長即區段斜長，區段長度一般為40～60m，在每個傾斜條帶內，工作麵仰斜開采。倉房寬度主要取決於頂底板允許暴露的最大麵積和最長時間，並與區段高度和采煤工作麵推進適度有關，一般以保持倉房在放煤過程中頂底板不發生垮塌為原則，一般為15～30m。

　　1.采煤係統

　　這種采煤方法的巷道布置有兩種方式：一是倉房之間留設煤柱的布置方式;二是倉房之間不留設煤柱的布置方式。

　　2.采煤工藝

　　采煤前必須關閉放煤閘門，采煤工作從工作麵超前運輸巷開始，仰斜推進，用打眼爆破或風鎬破煤，破落的煤炭堆積於倉房內，工人站在煤堆上進行作業，逐步形成與水平麵成10～20°的采煤工作麵，為防止煤壁片幫傷人，應使煤壁與水平麵成70～80°。采煤工作麵支護方式，根據頂底板和煤層穩定性確定。

　　為保證采區連續出煤，一般以三個倉房為一組。當第Ⅱ倉房煤層開采時，第Ⅰ倉房中的存煤待放;當第Ⅲ倉房煤層開采時，第Ⅱ倉房中的存煤待放，第Ⅰ倉房中的存煤經溜煤眼下放到區段運輸平巷內的運輸機上外運。同樣，當第Ⅳ倉房煤層開采時，第Ⅲ倉房中的存煤待放，第Ⅱ倉房存煤可以放出。這樣可使采煤與出煤不間斷地同時進行。

　　3.優缺點及適用條件

　　(1)優點:

　　①采煤工藝簡單，工序單一，基本避免了支柱、回柱的繁重勞動。

　　②工作麵可三班出煤，產量高，效率好。

　　③坑木消耗少，成本低;安全條件較好。

　　(2)缺點

　　①工作麵較短，不易實現機械化。

　　②采用倉間留煤柱方式時，巷道掘進率高，采區回收率。

　　③煤質不易保證; 工作麵斷麵小，易使煤塵飛揚。

　　④待采體位於工作空間上方，容易造成煤體垮落，誘發煤與瓦斯突出。

　　(3)適用條件

　　頂板岩石堅硬，暴露較大麵積不垮落，底板平整穩定;傾角大於50°;煤厚1.0～4.5m;煤質堅硬;不易自然發火;瓦斯含量不大;無淋水。

　　二、沿走向推進的倉儲采煤法

　　對於圍岩穩定的急傾斜煤層，可在煤層中掘偽傾斜采區上山，布置雙翼采區，每翼走向長度為300m，階段垂高為100m，共劃分為兩個區段，每個區段的一翼即為一個走向倉房。偽斜上山及偽斜溜煤巷內分為兩格，一格鋪設溜槽溜煤，另一格用於行人、運料，通風及其他用途。工作麵布置成偽傾斜，偽斜角為25～30°。采煤工作麵內用爆破方法破煤，無支護，破落的煤炭暫留在倉房內。倉房沿走向推進結束，由采區邊界的放煤斜巷開始，依次逐步將煤從各斜巷放出到區段運輸平巷的輸送機中，經采區偽斜上山運出采區。放倉之後，采空區頂板任其自然垮落，或將上階段采空區的矸石放出充填下部采空區。

　　沿走向推進倉儲采煤法一般適用於厚度為0.5～3.5m，頂底板穩定的急傾斜煤層。當煤質堅硬，需要進行二次破碎時，適宜采用這種方法。因為倉房麵積較大，倉內存煤時間較長，工作麵采用下行通風，所以不適於瓦斯湧出量高、容易自燃及頂底板鬆軟的煤層。

§13 柱式采煤法

　　柱式體係采煤法有兩種基本類型，即房式采煤法和房柱式采煤法。

　　柱式體係采煤法的實質是在煤層內開掘一係列寬為5～7m左右的煤房，煤房間用聯絡巷相連，形成近似於長條形或塊狀的煤柱，煤柱寬度由數米至二十多米不等。

　　采煤在煤房中進行。煤柱可根據條件留下不采，或在煤房采完後，再將煤柱按要求盡可能采出。留下煤柱不采的稱為房式采煤法，既采煤房又采煤柱的稱為房柱式采煤法。

§13.1 柱式采煤工藝

　　按破煤方式的不同，采煤工藝大致可分為兩大類：一類為傳統的爆破破煤工藝;一類為連續采煤機采煤的工藝。

　　炮采工藝的房柱式采煤法，因存在單產低、勞動強度大、回采率低、掘進率高、通風係統複雜、工作環境惡劣、安全性差等缺點，現僅在少數地方煤礦使用。

　　連續采煤機房柱式采煤法具有投資少、出煤快、適應性強、機械化程度高、效率高、安全好等優點，廣泛應用於美國、澳大利亞、南非、加拿大、印度等國家。

　　我國實踐證明：連續采煤機房柱式采煤法作為長壁綜合機械化采煤的一種補充，在適宜條件下，可達到良好技術經濟指標，獲得較好經濟效益。

　　連續采煤機采煤工藝係統按運煤方式的不同，又可分為兩種：一種是連續采煤機——梭車——轉載破碎機——膠帶輸送機工藝係統;另一種是連續采煤機——橋式轉載機——萬向接長機——膠帶輸送機工藝係統。

　　一、連續采煤機—梭車工藝係統

　　這種係統主要用於中厚煤層，有時也用於厚度較大的薄煤層。

　　連續采煤機是由截割機構、行走機構、裝載轉載運輸機構以及輔助裝備等組成，是房柱式采煤法中掘巷和回采最關鍵機械設備。其中以滾筒式連續采煤機使用最為廣泛。

　　梭車是房柱式采掘工作麵的運煤設備，它往返於連續采煤機和給料破碎機之間，主要由箱體、行走機構、卸載裝備等組成。梭車車箱容量一般為7～16t，車箱內的煤在給料破碎機處由梭車箱內的雙邊鏈板輸送機卸載，卸載時間一般為30～45s。連續采煤機主要有橫滾筒和縱螺旋兩大類。在中厚煤層中使用的都是橫滾筒。

　　回收煤柱:當區段內的一組煤房全部掘完後，采煤機開始後退回收煤柱。煤柱回收方式較多，具體可根據煤柱尺寸和圍岩條件確定。主要有袋翼式和外進式兩種。

　　1.袋翼式

　　這種方法是在煤柱中開掘一條巷道，亦用錨杆支護。這條巷道稱之為煤柱中的通道(或袋)，此種巷道與采空區之間留下的煤帶稱之為翼。通道掘通後，連續采煤機調斜由裏向外倒退式回收留餘的側翼煤柱。因為此時不再支護，回收煤柱後，頂板隨後垮落。側翼煤柱的寬度應保證采煤機司機在回收煤柱時，不超出通道頂板支護的保護範圍。

　　2.外進式

　　當煤柱寬10～12m左右時，可直接在房內向兩側煤柱進刀。

　　二、連續采煤機一輸送機工藝係統

　　這種係統是將采煤機采落的煤，通過多台輸送機轉運至膠帶輸送機上。這種係統主要用於薄煤層，在中厚煤層的使用也呈上升趨勢。這種連續運輸係統克服了梭車間斷運輸產生的影響，且有利於在薄煤層中應用。

　　連續運輸設備由一台橋式轉載機和三台萬向接長機、一台特低型膠帶輸送機組成。

　　由於薄煤層巷道低，條件較差，為方便運送人員、設備和材料及清掃浮煤，設一台鏟車。

　　連續采煤機采煤後，若頂板不太穩固，可先用金屬支柱臨時支護，永久支護采用金屬錨杆或樹脂錨杆，邊打錨杆邊回撤臨時支柱。一台采煤機配備2台頂板錨杆機，進行頂板打眼和安裝錨杆。

§13.2 柱式采煤法特點及適用條件

　　一、柱式采煤方法特點

　　1.房式采煤法

　　這種采煤方法特點是隻采煤房不回收煤柱，用房間煤柱支承上覆岩層。

　　房式采煤法主要適用於頂板穩定、堅硬的條件。根據頂板性質來確定房和柱的尺寸，采出率可達50%～60%。

　　當為保護地麵建築物采用房式采煤法時，留設的煤柱尺寸不宜太小。

　　2.房柱式采煤法

　　這種方法的特點是房間留設不同形狀的煤柱，采完煤房後有計劃地回收這些煤柱。

　　①切塊式房柱式采煤法

　　通常把4～5個以上煤房組成一組同時掘進，煤房寬5～6m，煤房中心距為20～30m，每隔一定距離用聯絡巷貫通，形成方塊或矩形煤柱。煤房掘進到預定長度後，回收煤柱。

　　②“旺格維裏”采煤法

　　1)旺格維利采煤法的基本概念和工藝係統

　　煤旺格維利采煤法是澳大利亞在房柱式開采技術基礎上發展起來的一種高效短壁柱式采煤法。

　　旺格維利采煤法的工藝係統按運煤方式一般分為兩種形式：一種是連續采煤機——運煤車(梭車)——轉載破碎機——帶式輸送機工藝係統;一種是連續采煤機——連續運輸係統——帶式輸送機工藝係統。

　　2)巷道布置及參數

　　神東礦區旺格維利采煤區段的巷道布置分為兩種形式，一種是類似於長壁工作麵布置形式，上下順槽均雙巷布置，巷寬4.6～5.0m，巷間煤柱寬度15～20m，工作麵長度約100m，工作麵煤房寬度5.0～6.0m，煤房布置間距一般不大於25m，巷道高度與回采高度相同。巷道、煤房支護形式為樹脂錨杆。工作麵係統布置如圖13—13所示。另一種形式是，采煤區段集中布置三條順槽，作為進風、回風和運輸順槽。巷間煤柱、巷道寬度、煤房間距、支護形式與第一種形式相同。當工作麵沿順槽單翼布置時，其長度約100m;當工作麵沿順槽雙翼布置時，其長度逾200m。

　　3)采煤工藝

　　(1)煤房掘進

　　旺格維利采煤法的煤房掘進與房柱式相同，由連續采煤機和錨杆鑽機交替進行掘進與支護作業。作業循環進度不大於7m。

　　(2)煤柱回收

　　當煤房掘進到位後即可進行煤柱回收。煤柱回收一般分為雙翼進刀回收和單翼進刀回收兩種方式。

　　(3)頂板管理

　　工作麵使用履帶行走式液壓支架。在回收煤柱過程中履帶行走式液壓支架可以帶壓移架，及時支護頂板，保證工作麵的安全回采空間。同時，支架可以切頂，使采空區頂板有規律性地充分冒落。

　　當工作麵沒有配備履帶行走式液壓支架時，煤柱回收采取留設肋條式煤皮來支撐頂板。采煤機每切割一刀，在采空區留設一段煤皮，煤皮厚度一般為0.5～1.0m。對大麵積懸而不垮的頂板將定期進行強製放頂並留設保安隔離煤柱。

　　(4)通風方式

　　旺格維利采煤法適於開采低瓦斯工作麵，工作麵風流通過采空區回風。

　　5)旺格維利采煤法使用特點

　　該采煤方法可回采普通綜采無法回采的煤炭資源，較房柱式采煤法煤炭回收率高、產量大，掘進率低。

　　製約生產能力的主要因素是連續采煤機的後配套問題。

　　旺格維利法采煤，在煤柱回收時，工作麵回風需穿過冒空區，工作麵風流及風量不易控製;在一定範圍內，工作麵僅有一個安全出口。

　　旺格維利采煤方法的頂板管理，支護參數，設備配套，通風係統，工作麵安全出口等有待進一步研究。

　　二、適用條件及評價

　　1.柱式體係采煤法的優點：①設備投資少;②采掘可實現合一，建設期短，出煤快;③設備運轉靈活，搬遷快;④巷道壓力小，便於維護，支護簡單，可用錨杆支護頂板;由於大部分為煤層巷道，故矸石量很少;矸石可在井下處理不外運，有利於環境保護;⑤當地麵要保護農田水利設施和建築物時，采用房式采煤法有時可使總的噸煤成本降低;⑥全員效率較高，特別是中小型礦井更為明顯。

　　2. 柱式體係采煤法的主要缺點：①采區采出率低，一般為50～60%左右，回收煤柱時可提高到70～75%左右;②通風條件差，進回風並列布置，通風構築物多，漏風大，采房及回收煤柱時，出現多頭串聯通風。

　　3.適用條件：①開采深度較淺，一般不宜超過300～500m;②頂板較穩定的薄及中厚煤層;③傾角在10°以下，煤層賦存穩定，起伏變化小，地質構造簡單;④底板較平整，不太軟，且頂板無淋水;⑤低瓦斯煤層，且不易自然發火。

§14 其他采煤方法

§14.1“三下一上”采煤法

§14.2 水力采煤法

§14.3 水砂充填采煤法

§14.4 深井采煤

§14.5 煤炭地下氣化

§15 礦井開采設計

§15.1 礦井開采設計依據、程序和內容

§15.2 礦井開采設計方法

§15.3 礦井開拓設計方案比較示例

§16 采區方案設計

§16.1 采區設計的依據、程序和步驟

　　一、采區設計的依據

　　要做好采區設計，起到正確指導生產的作用，必須有正確的設計指導思想和充分可靠的設計依據。

　　采區設計必須貫徹執行《煤炭工業技術政策》、《煤礦安全規程》、《煤炭工業礦井設計規範》和《煤炭工業小型煤礦設計規定》等。

　　采區是組成礦井生產的基本單位。采區設計被批準後，在采區的施工及生產過程中，一般不能任意改變。因此，采區設計要為礦井合理集中生產和持續穩產、高產創造條件;盡量簡化巷道係統，減少巷道掘進和維護工程量;有利於采用新技術，發展機械化和自動化;煤炭損失少，安全條件好等。

　　采區設計的主要依據有：

　　1.已批準的采區地質報告

　　地質報告主要包括地質說明書和附圖兩部分。

　　在采區地質說明書中，應有詳細的采區地質特征，地質構造狀況;煤層賦存條件和煤層穩定程度;礦井瓦斯等級;有無煤和瓦斯突出危險;自然發火期;水文地質特征;煤種和煤質以及國家對產品的要求;鑽孔布置及各級儲量的比例等。

圖紙包括：采區井上下對照圖、煤層底板等高線圖、儲量計算圖、勘探線剖麵圖、鑽孔柱狀圖、采掘工程平(立)麵圖等。

　　2.根據礦井生產、接替和發展對設計采區的要求

　　主要是生產礦井提出的對設計采區的生產能力、采煤工藝方式、采準巷道布置及生產係統改革等要求，以適應生產技術不斷發展的需要。

　　二、采區設計程序

　　采區設計一般是根據礦井設計和礦井改擴建設計以及生產技術要求，由礦主管單位提出設計任務書，報局批準，而後由礦或局的有關部門、單位根據批準的設計任務書進行設計。

　　采區設計通常分為兩個階段進行，即確定采區主要技術特征的采區方案設計和根據批準的方案設計而進行的采區單位工程施工圖設計。

　　采區方案設計除了需要闡述采區範圍、地質條件、煤層賦存狀況、采區生產能力、采區儲量及服務年限等基本情況外，應著重論證和確定以下問題：采準巷道的布置方式及生產係統、采煤方法選擇、采掘工作麵的工藝及裝備、采區參數、采區機電設備的選型與布置、安全技術措施等。

　　在進行具體采區方案設計時，應根據煤炭工業技術政策、地質和生產技術條件、設備供應狀況，擬定數個技術上可行的方案，然後計算各方案相應的技術經濟指標，通過對這些方案進行技術經濟比較，選擇出技術上先進、經濟上合理、安全上可靠的方案，為進一步進行采區施工圖設計打下基礎。

　　采區施工圖設計是在采區方案設計被批準後進行的。在施工圖設計中，主要是根據采區方案設計的要求，對采區某些單位工程，如采區巷道斷麵、采區上、中、下部車場、巷道交岔點及采區硐室等進行具體的設計，確定有關尺寸、工程量和材料消耗量，繪製出圖紙和表格，以便進行施工前的準備工作及施工。

　　應該指出，采區方案設計和施工圖設計是緊密相聯係的整體和局部的關係。采區方案設計中技術方案要通過單位工程來實現，在進行采區方案設計時應考慮施工圖設計的可能性和合理性;但施工圖設計要以批準的方案設計為依據，體現方案設計的技術要求。必要時，應根據實際情況的變化和施工的具體要求，本著實事求是的精神，進行適當的修改，並報上級批準，使設計更加完善、更加符合施工和生產的要求。

　　三、采區設計的步驟

　　采區設計按下列步驟進行：

　　(1)認真學習國家安全生產法律、法規和煤炭工業技術政策，並了解局、礦對采區設計的具體要求和規定。

　　要按照具體條件，因地製宜同時又積極創造條件，提高采、掘、運機械化水平，提高采煤工作麵單產;積極推廣無煤柱護巷技術及巷旁支護技術，降低掘進率和降低煤炭損失;實現合理集中生產，提高勞動生產率。

　　(2)明確設計任務，掌握設計依據。根據礦井生產技術發展及生產銜接的需要，明確采區設計中重大問題的設計任務，如采準巷道布置及采煤工藝的改革、采區生產能力的確定等主要技術原則。礦井地質部門應提出采區的地質說明書及附圖，並應有分煤層和分等級的儲量計算圖。必要時設計人員需對儲量進行核算，設計人員真正掌握設計依據，使設計建立在可靠的基礎上。

　　(3)深入現場，調查研究。根據采區設計所需要解決的問題，確定調查的課題、內容、範圍和方法。例如，調查原有采區的部署、巷道布置及生產係統、車場形式等，作為巷道布置方案設計時的借鑒;調查采煤、掘進、運輸、提升等的生產能力，煤倉容量等數據，作為設備選型的參考;搜集巷道掘進、運輸、提升、排水、通風和巷道維護等方麵的技術經濟指標，以便進行不同方案的技術經濟比較。充分掌握第一手資料，使設計建立在客觀實際的基礎上。

　　(4)研究方案，編製設計。在進行實際調查研究的過程中，一定要注意彙集各有關單位對設計的具體要求及設想，根據設計條件提出幾個可行方案，廣泛征求意見，認真研究、修改和充實設計方案內容，在此基礎上集中為兩三個較合理的方案，進行技術經濟比較，確定出采用的方案，正式編製設計。

　　(5)審批方案設計。將已完成的方案設計經有關單位會同審查後，由有關上級部門批準。

　　(6)進行施工圖設計。根據已批準的方案設計，進行各單位工程的施工圖設計。

§16.2 采區設計的內容

　　采區設計編製的內容，包括采區設計說明書，采區設計圖紙。

　　一、采區設計說明書

　　(1)采區設計說明書應說明：采區位置、境界、開采範圍及與鄰近采區的關係;可采煤層埋藏的最大垂深，有無小煤窯和采空區積水;與鄰近采區有無壓茬關係等。

　　(2)采區所采煤層的賦存情況(走向、傾斜、傾角及其變化規律、煤層厚度、層數、層間距離、夾矸層厚度及其分布，頂底板的岩石性質及其厚度等)及煤質。

　　瓦斯湧出情況及其變化規律，瓦斯湧出量及確定依據;煤塵爆炸性，煤層自然發火性及其發火期;地溫情況等。

　　水文地質：井上、下水文地質條件;含水層、隔水層特征及發育情況變化規律;礦井突水情況、靜止水位和含水層水位變化;斷層導水性;現生產區域最大及正常湧水量，鄰近采區周圍小窯湧水和積水情況等。

　　煤層及其頂底板的物理、力學性質等。

　　說明對地質資料進行審查的結果，包括資料的可靠性及存在的問題。

　　(3)確定采區生產能力，計算采區儲量(工業儲量、可采儲量)和高級儲量所占的比例，計算采區服務年限並確定同時生產的工作麵數目。

　　(4)確定采區準備方式。區段和工作麵劃分、開采順序，采掘工作麵安排及其生產係統(包括運煤、運料、通風、供電、排水、壓氣、充填和灌漿等)的確定。當有幾個不同的采區巷道準備方案可供選擇時，應該進行技術經濟分析比較，擇優選用。

　　(5)選擇采煤方法和采掘工作麵的機械裝備。

　　(6)進行采區所需機電設備的選型計算，確定所需設備型號及數量，采區信號、通訊與照明等。

　　(7)灑水、掘進供水、壓氣、充填和灌漿等管道的選擇及其布置。

　　(8)采區風量的計算與分配。

　　(9)安全技術及組織措施：對預防水、火、瓦斯、煤塵、穿過較大斷層等地質複雜地區提出原則意見，指導編製采煤與掘進工作麵作業規程，並在施工中加以貫徹落實。

　　(10)計算采區巷道掘進工程量。

　　(11)編製采區設計的主要技術經濟指標：采區走向長度和傾斜長度、區段數目、可采煤層數目及煤層總厚度、煤層傾角、煤的容重、采煤方法、主采煤層頂板管理方法、采區工業儲量和可采儲量、機械化程度、采區生產能力、采區服務年限、采區采出率和掘進率，巷道總工程量、投產前的工程量。

　　二、采區設計圖紙

　　設計圖紙一般包括：

　　地質柱狀圖、采區井上下對照圖、煤層底板等高線圖、儲量計算圖及剖麵圖等應進行複印，作為采區設計的一部分。此外，還須有：

　　(1)采區巷道布置平麵及剖麵圖(比例：1：1 000或1：2 000);

　　(2)采區采掘機械配備平麵圖(比例：1：1 000或1：2 000);

　　(3)采煤工作麵布置圖(比例：1：50或1：200);

　　(4)采區通風係統(最大、最小負壓)示意圖;

　　(5)瓦斯抽放係統圖(低瓦斯礦井不要此圖);

　　(6)采區管線布置圖(包括防塵、灑水、灌漿管路布置等);

　　(7)采區軌道運輸係統圖(比例：1：1 000或1：2 000);

　　(8)采區供電係統圖(比例：1：1 000或1：2 000);

　　(9)避災路線圖;

　　(10)采區車場圖(比例：1：200或1：500);

　　(11)采區巷道斷麵圖(比例：1：50或1：20);

　　(12)采區巷道交岔點圖(比例：1：50或1：100);

　　(13)采區硐室布置圖(比例：1：200)。

　　前9張圖屬方案設計附圖，後4張圖是施工圖。以上僅是一般情況，具體設計時應根據情況適當增刪。

　　采區設計的編製和實施是礦井生產技術管理工作的一項重要內容，一般由礦總工程師負責組織地質、采煤、掘進、通風、安全、機電、勞資、財務等部門共同完成。

　　隨著係統工程及計算機在采礦設計中的應用，對采區技術方案進行優化設計，計算機輔助設計，是設計改革的一個重要方向。

§16.3 采區參數的確定

　　采區參數包括：采區尺寸、工作麵及區段長度、采區煤柱尺寸及采區生產能力等。

　　一、采區尺寸

　　(一)影響采區尺寸的因素

　　確定合理的采區長度，應考慮采區地質條件、開采技術裝備條件、采區生產能力、工作麵接替以及經濟因素的影響。

　　1.地質條件

　　(1)地質構造。較大的地質構造，對采區長度影響較大。為了便於布置采區巷道，往往以大的斷層及褶曲軸作為劃分采區的界限。

　　(2)煤層及圍岩穩定程度。圍岩的穩定程度影響區段巷道的維護狀況。在鬆軟的煤層中布置區段巷道，維護較困難，采區走向長度不宜過大。如采用岩石集中平巷且圍岩較穩定時，工作麵采用超前平巷，煤層巷道維護時間很短，采區長度可適當增大。

　　(3)自然發火。有自然發火危險的煤層，在確定采區走向長度時，要保證開采、收尾及封堵期間不發生煤層自燃發火，並在采完以後，能將采區迅速封閉。

　　(4)再生頂板形成時間。緩斜、傾斜近距離煤層群或厚煤層分層開采時，上下煤層(分層)工作麵要保持一定錯距。根據實踐經驗，工作麵錯距一般為120～200m。

　　(5)煤層傾角。由於開采條件和所使用的采煤方法的限製，急斜煤層采區走向長度較緩斜和傾斜煤層短。隨著開采技術的發展，急斜煤層采區走向長度有加大的趨勢。

　　2.生產技術條件

　　1)區段平巷的運輸設備

　　(1)膠帶輸送機。一般吊掛膠帶輸送機有效鋪設長度為300～400m/台，新係列可伸縮吊掛膠帶輸送機鋪設長度為500～1000m/台。所以選用膠帶輸送機一般都能夠滿足目前采區走向長度的要求。

　　(2)刮板輸送機。可彎曲刮板輸送機每台有效鋪設長度可達200m，在區段平巷中串2～3台串聯運輸即可滿足一般采區走向長度的要求。

　　(3)礦車。中、小型礦井區段運輸平巷常采用無極繩、小絞車牽引礦車運煤，采區長度一般較短。

　　(4)輔助運輸設備。區段平巷坡度起伏較大時，工作麵多采用小絞車運料，采區走向長度宜適當縮短，以免多段運料並增加輔助工人數。

　　2)設備搬遷

　　緩斜、傾斜煤層群或厚煤層分層開采使用集中運輸平巷的采區，宜有較大的走向長度以充分發揮運輸設備效能、減少設備拆裝次數及工作麵搬遷次數。

　　3)采區供電

　　采區走向長度加大，采區變電所至負荷供電距離增加，電壓降大，影響工作麵機電設備的正常運轉。所以在確定采區走向長度時，要顧及電壓降的影響。

　　3.經濟因素

　　合理的采區走向長度，應當使噸煤費用最低。采區走向長度的變化會引起多項費用的變化，如區段平巷的維護費和運輸費隨著采區走向長度的加大而增加;采區上(下)山采區車場和硐室的掘進費和機電設備安裝費隨著采區走向長度的加大而減少;而區段平巷的掘進費則與采區走向長度的變化無關。因此，在經濟上存在著使噸煤費用最低的采區走向長度的合理值。

　　(二)采區尺寸數值

　　采區尺寸包括采區走向長度和傾斜長度。使用單體液壓支柱的普采工作麵采區，其走向長度一般為1000～1500m。綜采采區宜用單麵布置，其走向長度一般不小於1000m;當雙麵布置時，一般不小於2000m。

　　煤層傾角平緩，采用盤區上(下)山布置時，盤區上山長度一般不超過1500m，盤區下山長度不宜超過1000m;采用盤區石門布置時，盤區斜長可按具體條件確定。盤區走向長度可按采區走向長度考慮。

　　煤層傾角較大時，采區傾斜長度由水平高度確定，在這種情況下確定采用尺寸主要是確定采區走向長度。

　　二、采煤工作麵長度

　　(一)影響工作麵長度的因素

　　合理工作麵長度應能為實現工作麵高產、高效提供有利條件。在一定範圍內加長工作麵長度能獲得較高產量和提高效率，減少采區巷道開掘工程量和維護量，降低噸煤成本。但是，工作麵過長，將會導致工作麵推進度降低，不利於實現高產、穩產，影響經濟效益。因此，工作麵長度有其合理範圍。在確定工作麵長度時，應考慮以下影響因素：

　　1.煤層賦存條件

　　(1)煤層厚度。煤層很薄時，工作麵行人運料不便;煤層采高過大(超過2.5m)時，工作麵支柱和回柱操作困難，工作麵不宜過長。

　　(2)煤層傾角。煤層傾角大於30°行人運料即感不便，特別是急斜煤層，由於工作麵作業條件困難、勞動強度大、滑落煤塊岩塊易於傷人等原因，工作麵宜較短。

　　(3)圍岩性質。頂板鬆軟破碎的工作麵或堅硬頂板工作麵頂板控製工序占用時間較長，工作麵均不宜過長。

　　(4)地質構造。采區中小的斷層多或頂底板起伏較大，會使采煤工作困難、支護複雜，容易打亂正規循環作業，工作麵不宜過長。落差較大的走向斷層常作為劃分區段的境界，在客觀上也限製了工作麵長度。

　　如果煤層傾角較小、采高適中，圍岩性質便於頂板控製，地質構造簡單，則可合理加大工作麵長度。

　　2.機械裝備及技術管理水平

　　(1)采煤機。由於滾筒采煤機和刨煤機落煤較爆破落煤進度快、效率高，為了充分發揮采煤機械的效能，條件相同的普采工作麵長度宜大於炮采工作麵。由於使用液壓支架能保證采煤機有較高的牽引速度，輔助時間少，所以綜采工作麵長度可比普采工作麵更長，但工作麵過長管理複雜，遇到地質變化的可能性也愈大，因此，工作麵不宜過長。

　　(2)輸送機。工作麵輸送機的運輸能力和有效鋪設長度應滿足工作麵生產的要求，使采落的煤炭在規定時間內運出。

　　(3)頂板控製。頂板控製對工作麵長度的影響，通常表現為采空區處理能力趕不上采煤的速度，尤其在使用單體支架的普采工作麵，常出現這種現象。因此，確定工作麵長度要考慮采空區處理能力。傾角小時，可采用分段同時回柱以提高放頂能力;傾角大時，分段回柱則不夠安全。頂板穩定時，可實行采回平行作業，但頂板壓力大或破碎時，采回平行作業即比較困難，故工作麵長度不宜過大。綜采工作麵實現了“支回合一”，減少了頂板控製對加大工作麵長度的影響。

　　(4)工作麵通風。瓦斯湧出量較大的煤層，風速是限製工作麵長度的重要因素。當工作麵進度一定時，工作麵愈長，則產量愈高，愈需要增加風量，由於工作麵斷麵的限製，易導致風速過大，引起煤塵飛揚，影響安全生產。所以，在高瓦斯礦井中，要考慮工作麵通風能力對工作麵長度的影響。

　　3.巷道布置

　　采區巷道布置方式對工作麵長度有一定影響。例如煤層群聯合布置的采區，應使各區段上下煤層工作麵長度相適應。可能對某一煤層而言工作麵長度不大合適，但為了便於巷道布置，必須采用同主要可采煤層相適應的工作麵長度。

　　實際工作中，都是根據煤層賦存條件、機械裝備情況、采空區處理能力以及通風能力等因素綜合考慮確定工作麵長度。

　　(二)采煤工作麵長度

　　綜合機械化采煤工作麵的長度，一般為150～200m;普采工作麵的長度，一般為120～150m;炮采工作麵長度，一般為80～150m。對拉工作麵總長度一般為200～300m。小型礦井采煤工作麵長度可采用大、中型礦井的下限或適當降低。急斜煤層采用偽斜柔性掩護支架采煤法的工作麵長度一般為30～60m。

　　三、采區煤柱尺寸

　　確定煤柱合理尺寸的因素是煤層所受壓力的大小以及煤柱本身的強度。在通常情況下，煤層埋藏深度和厚度較大、圍岩較軟時，煤柱承受的壓力就較大。煤柱強度主要決定於煤層的物理力學性質，並與煤柱的形狀尺寸、巷道的服務年限及巷道支護情況有關。在選擇合理煤柱尺寸時，須綜合分析確定。

　　煤柱留設應按照《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》的相關規定確定。

　　(1)采區上(下)山間的煤柱寬度(沿走向)：對薄及中厚煤層為20m;對厚煤層為20～25m。工作麵停采線至上(下)山的煤柱寬度：對薄及中厚煤層約為20m;對於厚煤層約為30~40m。

　　(2)上下區段平巷之間的煤柱寬度：對薄及中厚煤層約為8～15m;對於厚煤層約為30m。

　　(3)運輸大巷一側煤柱寬度：對薄及中厚煤層約為20～30m;對於厚煤層約為25～50m。

　　(4)回風大巷一側煤柱寬度：對於薄及中厚煤層約為20m;對於厚煤層約為20～30m。

　　(5)采區邊界兩個采區之間的煤柱寬度為10m。

　　(6)斷層一側煤柱寬度根據斷層落差及含水等具體情況而定：落差大且含水時留30～50m;落差較大留10～15m;采區內落差小的斷層通常不留煤柱。

　　應當指出：大巷布置在較堅硬的岩層中，或大巷距煤層垂距在20m以上時，一般不受采動影響，其上方可不留護巷煤柱。

　　采區內留設的煤柱可以回收一部分，如區段隔離煤柱、上(下)山之間及其兩側煤柱等等，但不可能全部回收出來。

　　四、采區生產能力

　　采區生產能力是采區內同時生產的采煤工作麵和掘進工作麵出煤量的總和。合理確定采區生產能力，可以充分發揮采區主要巷道和設備的效能，改善采區各項技術經濟指標，合理提高采區生產能力，是實現采區集中化生產，不斷提高礦井產量、減少同時生產采區個數的重要措施。

　　(一)采區生產能力的影響因素

　　確定采區生產能力，應綜合考慮以下因素：

　　(1)地質因素。可采煤層數目、厚度、傾角、層間距、煤層結構、頂底板岩石性質、煤層定程度和地質構造等是影響采區生產能力的主要因素。瓦斯等級、煤層自然發火和水文情況對采區生產能力也有程度不同的影響。

　　(2)采煤、掘進、運輸的機械化程度和通風、供電能力。

　　(3)采區儲量。采區的生產能力要與采區儲量相適應，使采區具有相應的服務年限。

　　(4)采區產量的穩定性

　　采區服務年限除了遞增遞減期外，采區產量要保持在生產能力以上，波動幅度不宜大，且穩定時間以不少於整個采區服務年限的 為宜。

　　為了保證采區的正常接替，生產采區處在產量遞減期時，新采區的全部準備工作(包括巷道掘進、設備的安裝和試運轉等)，應當相應結束並留有適當餘地。

　　要盡量避免礦井出現兩個以上的采區同時處於生產接替狀態，以減少同時生產的采區個數並簡化生產管理工作。

　　(二)確定采區生產能力的方法

　　(16-1)

　　式中 ——采區生產能力，萬 ;

　　——一個采煤工作麵產量，萬 ;

　　——同時生產的采煤工作麵個數;

　　——采區掘進出煤係數，取1.1;

　　——工作麵之間出煤影響係數， =2取0.95， =3取0.9。

　　確定采區生產能力主要是確定一個采煤工作麵產量和同時生產的工作麵個數。

　　1.一個采煤工作麵產量

　　(16-2)

　　式中 ——采煤工作麵長度，m;

　　——工作麵推進度， ;

　　——煤層厚度或采高，m;

　　——煤的密度，t/m3;

　　——采煤工作麵采出率。

　　采煤工作麵的設計能力一般應選取如下數值：綜采工作麵，采高在2m及2m以上的為50～80萬 ，1.1～2m的為30～50萬 ;配備有單體液壓支柱的普采工作麵產量為20～30萬 ;炮采工作麵能力為10～20 萬 。

　　2.采區內同時生產的工作麵數目

　　采區內同時生產的工作麵數目，應根據煤層賦存條件、采區主要巷道的運輸能力、開采程序、采掘機械化程度、管理水平和采掘關係等因素，綜合考慮確定。同時生產工作麵過多，則管理複雜，接續緊張。

　　為保持采區合理的開采強度，每個雙翼采區內同采的工作麵數目一般為1~2個：

　　在一個采區內安排兩個綜采工作麵，容易互相影響，可布置一個綜采工作麵另外再布置—個普采或炮采工作麵。

　　3.采區生產能力的驗算

　　初步確定采區生產能力後，應經過以下各生產環節的驗算。

　　(1)采區運輸能力。采區的運輸能力應大於采區生產能力，其中主要是運煤設備的生產能力要與采區生產能力相適應。對於普采或綜采工作麵，采區集中巷和上(下)山運煤設備的小時生產能力，應與同時工作的工作麵采煤機小時生產能力相適應。

　　(16-3)

　　式中 ——設備生產能力， ;

　　——運輸設備正常工作係數，取0.7~0.9;

　　——產量不均衡係數，取1.2~1.3;

　　——日出煤時間， 。

　　(2)采區通風能力。采區的生產能力應和通風能力相適應。根據礦井瓦斯等級、進回風巷道數目、斷麵和允許的最大風速，驗算通風允許的最大采區生產能力如下：

　　(16-4)

　　式中 ——巷道內允許的最大風速，m/s;

　　——巷道淨斷麵積，m2;

　　——日產1t煤需要的風量，m3/min· ;

　　——風量備用係數。

§16.4 采區準備方式的發展方向

　　我國煤礦地質、開采技術條件的多樣性、複雜性，技術結構及管理體製的多層次性、決定了在不同類型礦井中，準備方式的多樣性和發展的不平衡性。準備方式的改革與發展，可以歸納為：⑴準備方式的多樣化;⑵采(盤、帶)區的大型化;⑶采區布置的單層化和全煤巷化等。

　　一、準備方式多樣化

　　國有重點煤礦中，主要采用采區式、盤區式和帶區式準備，其產量比重分別占65%、20%和15%，分段式準備僅在個別礦井中采用。

　　20世紀70年代及以前，除近水平煤層外，均采用采區式準備。20世紀80年代以來，我國在傾角12°以下煤層，推廣發展傾斜長壁開采的帶區式準備。由於多種原因，12°以下煤層采用采區式準備仍有相當的比重。從今後發展來看，采區式仍然是我國主要采用的一種準備方式。采區式準備的係統及參數在不同時期、不同類型礦井中，有著不同的發展，其主要方向：⑴擴大采區尺寸及生產能力，增大采煤工作麵連續推進長度;⑵普采采區發展多種形式的聯合布置，減少礦井同采采區數、生產集中化;⑶綜采采區及單產較高的變更采區內，在區段、采區範圍內發展單層化布置，減少岩石巷道及大量聯絡巷，簡化生產係統。

　　20世紀70年代及以前，近水平煤層均采用盤區式準備。20世紀80年代以來，在傾角12°以下煤層推廣應用傾斜長壁帶區式準備後，盤區式準備產量比重呈下降趨勢，但目前仍占一定的比重，這是因為：⑴過去設計的大型盤區，服務年限有的達15～20a，目前正在繼續生產;⑵開采塊段內走向斷層較多，采用傾斜分帶布置較困難;⑶開采塊段受地質構造或為保護地麵建築物等設施需留設煤柱的限製，傾斜長度較短，用采分帶布置易造成工作麵搬遷頻繁;⑷傾角很小的煤層，從工作麵推進方向上，沿走向與沿傾斜推進已無明顯區別。主要依據區內是否設有上、下山進行判別。

　　20世紀80年代以來，帶區式準備迅速獲得較大推廣，產量比重逐年上升，我國12°以下煤層可采儲量占55%，今後發展潛力仍很大，主要方向為：⑴12°以下煤層，進一步發展各種形式的帶區式布置;⑵擴大分帶、帶區尺寸，增加采煤工作麵連續推進長度;⑶適應不同地質、開采技術條件，分別采用仰斜開采、俯斜開采、偽斜開采;⑷我國煤層傾角在 ～ 的礦區也很多，在井田內因地製宜地采用盤區式、帶區式混合布置方式，以適應不同地質、開采技術條件，特別是井田構造較複雜時，為適應沿斷層布置回采巷道，工作麵小角度旋轉調斜，在開采塊段內出現了不同回采方向、不同傾角的開采單元(區段或分帶)。

　　二、采區大型化

　　采區大型化含義包括：采(盤、帶)區尺寸增大、可采儲量增多、生產能力增大等幾個方麵。

　　20世紀50年代初期，采(盤)區走向長度一般不超過500～600m(雙翼)，而到20世紀70年代末，大中型礦井采區走向長度在1000m左右，各時期規定的參數取值，參見表。20世紀50年代製訂煤礦礦井設計技術方向，主要是參考國外的數據，尚缺乏我國實際經驗;自20世紀60年代起，曆次製訂“規範”、“技術方向”和“技術政策”時都經過實際的調查研究，基本上反映了當時較為合理的參數，從表中也可看出這些參數的變化趨勢。

　　20世紀80年代以來，我國開始推廣帶區式布置，係統大為簡化與集中，效果顯著。1994年製定的設計規範明確指出在傾角12°以下煤層推廣采用，上山部分分帶斜長為1000～1500m,下山部分分帶斜長為700～1200m。

　　隨著煤礦生產和開采技術的發展，新設備、新工藝及機械化程度不斷提高，生產日益集中，致使采區參數不斷發生階段性變化。其發展主要方向：⑴新設計采區(雙翼)，炮采、普采采區走向長度應取為1000～1500m;綜采采區一般在2000m以上。⑵大型煤層上山采區，為了達到投產快及避免煤的長距離折返運輸，後上山的單翼采區呈發展趨勢，走向長1000～2000m，有的達3000m或以上。⑶分帶斜長一般在700~1500m有的達到2000～3000m 或以上，⑷改造合並采區，擴大采(盤)區尺寸，普采采區聯合布置等。⑸采區生產能力不斷加大。

　　采區聯合準備的發展 促進了采區的大型化。聯合布置采區加大采區尺寸，增多了可采儲量和服務年限，可適當多布置工作麵，提高采區生產能力，減少礦井同采采區數，有利礦井集中生產;集中巷布置改善了巷道維護條件，促進了采區尺寸進一步加大;提高了采出率。

　　隨著綜采、綜掘配套設備發展，布置大量岩石巷道已不適應，綜采采區、單產較高的普采采區在區段乃至采區範圍內出現了單層化布置的趨勢。由於煤層賦存及生產技術條件的不平衡性，單層布置采區目前僅占少數，我國大量綜采采區仍以集中上山聯合準備為主，上山大多布置在底板岩石中，實現跨上山開采，取消上山煤柱。集中平巷的聯合準備在綜采采區已日趨減少。

　　采(盤)區生產能力不斷提高，20世紀80年代國有重點煤礦采區平均生產能力約23萬t/a，90年代中期已提高到29.24萬t/a。綜采采區一般一區一麵，目前不少礦井綜采采區能力達100萬t/a以上，少數已達200~300萬t/a，個別達500萬t/a以上。

　　三、單層化和全煤巷化

　　20世紀60年代及其以前，我國一些礦區按單層布置采區並采用全煤巷布置，在煤層群中分煤層布置采區上山，煤層巷道維護十分困難，特別是在厚煤層，加上工作麵單產低，同產工作麵數目多，生產分散。有鑒於此，自20世紀60年代起，逐步改用多層聯合布置，取得了顯著的效果。20世紀80-年代以來出現新的單層開采全煤巷布置係統，其基本的布置方式與早期沒有特殊區別，但在采掘運裝備、支護手段、布置參數、機械化水平及新技術應用及單產、效率指標等方麵提高到一個新的水平。

　　隨著高產高效綜采的發展，工作麵單產大幅度提高，為采區單層化和全煤巷化創造了條件，在單一煤層中，進行集中準備、集中生產及采用全煤巷布置，出現了高效、簡單、連續的布置方式，是煤礦準備方式發展的方向。

　　我國單層化全煤巷布置可以在不同範圍內發展應用，首先實現區段(分帶)範圍內單層開采，取消岩石集中巷，我國大多數綜采采區已經實現。其次，逐步實現水平采區範圍內單層化、全煤巷化開采。全煤巷布置的優點：

　　1)大幅度或全部取消岩石巷道，最大限度利用綜掘設備，加快進度，降低成本，減少輔助工作量。我國目前掘進綜合機械化程度僅占13%左右，與綜合機械化采煤發展 不相適應。

　　2)可減少大量聯絡巷道的工程量及費用。這些巷道大多為岩石巷，施工不便，增加了礦井的生產環節、係統複雜，增加人員及生產成本，減少這些巷道可提高礦井技術效果和經濟效益。

　　3)為實現運煤係統連續化創造了條件。可簡化運輸係統，便於實現自動化集中控製，大幅度提高運輸效率。

　　4)輔助運輸一直是我國煤礦的薄弱環節，采用單層化全煤巷布置，減少了聯絡巷，便於實現輔助運輸的機械化、連續化。

§16.5采區方案設計實例

　　1.采區概況

　　該采區位於××礦一水平右翼，東以礦井邊界為界，西與七采區相鄰，南以±0等高線為界，走向平均長度 ，采區平均傾斜長 (北 以上為煤層風化帶)，采區麵積為 。

　　采區內區有 、 兩層可采煤層，煤層賦存穩定，煤層傾角(平均) 東部邊界附近的煤層傾角略有變化。

　　2.采區內地質構造

　　本采區根據斟探和鄰近采區揭露的資料看，構造尚屬簡單。

　　3.煤層要素及頂底板特征

　　煤層：平均厚度 ，容重為 ，為穩定煤層，含有 夾矸，煤質中硬，節理較為發育，低瓦斯。

　　煤層：平均厚度 ，容重為 ， 為穩定煤層，結構簡單，煤質中硬，節理發育，低瓦斯。

　　煤層距 煤層 。

　　煤層偽頂厚 ，為泥岩;直接頂厚 ，為沙質泥岩;基本頂為中粒砂岩，底板為粉砂岩，底板上有 厚泥質頁岩，較鬆軟。

　　煤層偽頂厚 ，為泥頁岩，底板為細砂岩或粉砂岩，無突水危險。

　　4.采區儲量

　　采區地質儲量為 ，可采儲量為 。

　　5.采煤方法及采區生產能力

　　根據煤層賦存條件，在 及 煤層中采用走向長壁高檔機械化采煤法同時開采。

　　采區日產量1607 ，月產4.82萬 ，年產48.2萬 ，服務年限為7.7 。

　　6.采區巷道布置

　　(1)采區形式

　　采用高檔機械化采煤法的采區，要求有一定的走向長度，采區上部走向長度 ，下部走向長度 ，平均走向長度 ，采用雙翼采區布置，每翼走向長度 ，已滿足高檔普采工作麵走向長度的要求，故采區形式采用雙翼采區布置形式。

　　(2)采區上山

　　根據采區煤層賦存穩定、采區地質構造簡單的條件，采區上山可以提出三種布置方案。

　　第一方案：采區上山聯合布置。在距 煤層 的底板岩層中布置兩條上山，上山位於采區走向中央，通過石門與煤層聯係。兩條上山間距20 。

　　第二方案：采區上山聯合布置。在 煤層中布置兩條上山，間距20 ，上山位於采區走向中央。

　　第三方案：采區上山聯合布置。其中一條布置在采區中央 煤層中;另一條布置在 煤層底板岩層中，距 煤層10 。煤層上山為輸送機上山，岩層上山為軌道上山。

　　(3)區段巷道

　　因 及 煤層均為中厚煤層，可一次采全高，本采區布置區段集中巷，根據本采區煤層的條件，決定采用留2 小煤柱的沿空掘巷，區段巷道單巷布置方式。

　　(4)聯絡巷道

　　由於本采區采用上山聯合布置，在聯絡巷道的布置上，采用區段石門——溜煤眼結合的聯係方式。第一方案中的溜煤眼分煤層設置，即 、 煤層均在本煤層的區段運煤平巷中設溜煤眼與采區運輸上山聯係。第二、三方案中輸送機上山均布置在煤層中，故僅 煤層區段運輸平巷用溜煤眼與運輸上山聯係。各方案的軌道上山均用石門與煤層區段軌道平巷相聯係。

　　7.方案比較

　　根據已提出的方案及方案比較的原則，三個方案中相同的部分可不參加比較，故區段巷道布置方案不參加比較，僅就采區上山及聯絡巷道進行比較。方案的技術比較見表16-2。由比較可看出，第三方案實際為第一、二兩個方案結合的結果，較第一、二方案並無明顯的特點，故該方案不參加經濟比較。通過經濟技術比較可以看出，第二方案不僅具有經濟上相對較省(初期投資少3.2%，總投資少5.8%左右)的特點，而且具有工程量小、施工容易、投產期短、沿煤層布置上山有利於進一步摸清煤層賦存情況的優點。故選用第二方案。

　　表16-2 采區方案技術比較表

　　§17 采區車場軌道線路設計

　　§17.1 軌道線路設計基礎

　　礦井的采區，運送材料及設備幾乎全部采用軌道運輸，不少小型礦井采區內運煤也常用軌道運輸。在進行采區設計時，特別是采區施工設計時，必須充分考慮采區軌道線路布置的特點和要求，掌握有關軌道線路設計的基本知識。

　　礦井軌道線路因受井下空間的限製及生產能力的影響，軌距一般都比較小，通常把礦井軌道線路列為窄軌線路。窄軌線路相應地采用輕軌及窄軌道岔。

　　一、車場軌道線路設計基本概念

　　采區內最集中、最複雜的軌道線路，是采區上、中、下部車場線路。采區軌道線路設計，主要是指采區車場線路設計。為了能夠正確地進行車場設計，應對設計的內容、方法及步驟有一概括的了解。

　　(一)采區軌道線路及線路聯接的概念

　　采區的軌道線路包括由采區上部、中部、下部車場組成的車場線路和與之相連接的軌道線路。

　　采區上部車場：包括平車場儲車線路與平車場儲車線的聯接線路。

　　采區中部車場：包括甩車場線路與繞道線路。

　　采區下部車場：包括裝車站線路、下部平車場線路與繞道線路。

　　與車場線路相連接的其它軌道線路，包括礦井總回風道線路，區段回風巷道線路，運輸大巷線路等。

　　任何軌道線路都有直線和直線間的聯接線路，這種聯接線路又常稱為線路聯接點。

　　平麵線路的聯接線路包括曲線及道岔的聯接，斜麵間或斜麵與平麵間的線路都是由豎直麵上的曲線即豎曲線聯接的。

　　(二)線路設計的內容和步驟

　　車場線路設計的內容包括線路總平麵布置設計及線路坡度設計。

　　設計平麵線路時，首先要確定車場的形式，繪製出線路總平麵布置的草圖，然後進行聯接點線路設計(計算尺寸並繪出線路聯接圖)，最後計算線路平麵布置的總尺寸，繪製出線路布置的平麵圖。

　　為了說明車場線路坡度變化，應沿有關線路作一個或數個剖麵圖，並用文字表示出每一坡度範圍內線路的長度及坡度。

　　在線路設計的基礎上，再設計車場各段巷道的斷麵、交岔點及有關的硐室，繪出車場的總平麵布置圖。

　　(三)礦井軌道

　　1.軌道

　　目前軌道運輸是礦井運輸的主要方式。礦井軌道由鋪設在巷道底板上的道床、軌枕、鋼軌和聯結件等組成。

　　鋼軌型號(簡稱軌型)是以每米長度的質量(kg/m)表示。礦用鋼軌有11、15、18、24等幾種型號。使用時應根據運輸設備類型、使用地點、行車速度和頻繁程度等考慮。

　　2.道岔

　　道岔是使車輛由一條線路上轉運到另一條線路上的裝置。

　　在線路平麵圖中，道岔通常以單線表示，道岔的主線與岔線的線路用粗線繪出。單線表示圖雖不能表明道岔的結構及布置的實際圖形，但能表明與線路設計有關的道岔參數，如道岔的外形尺寸(a、b)及轍叉角(α)等，從而簡化了設計工作。

　　道岔有單開道岔、對稱道岔及渡線道岔三種，如圖17-3所示。標準道岔共有615、618、624、918、924五個係列。每一係列中按轍叉號碼和曲線半徑劃分為很多型號。

　　選用道岔時應從以下幾方麵考慮：

　　(1)與基本軌的軌距相適應。

　　(2)與基本軌的軌型相適應。

　　(3)與行駛車輛的類別相適應。

　　(4)與車輛的行駛速度相適應。

　　根據所采用的軌道類型、軌距、曲線半徑、電機車類型、行車速度、行車密度、車輛運行方向、車輛集中控製程度及調車方式的要求，可選擇電動的、彈簧的或手動的各種類型道岔。

　　二、平麵線路聯接

　　平麵線路聯接點包括曲線與曲線，曲線與道岔的聯接。

　　(一)曲線線路

　　常見的曲線線路包括單軌和雙軌兩種。

　　1.單軌曲線線路

　　1)曲線線路設計參數

　　為了設計及施工方便，礦井軌道線路中所采用的曲線都是圓曲線。在線路聯接計算中首先應確定圓曲線的半徑。

　　為了使車輛在曲線上順利運行，應限定 角不能超出允許的最大值，因此，求得曲線允許的最小半徑R為：

　　(17-1)

　　即最小的曲線半徑與車輛的軸距成正比。

　　角允許的最大數值與車輛的運行速度有關，當運行速度小於1.5m/s時，取 ≤ ，即C=7;當運行速度大於1.5m/s時，可取 ≤3°，即C=10;當運行速度大於3.5m/s時，可取 ≤2°，即C=15。

　　為了車輛運行可靠及設計方便，曲線半徑應取大於最小半徑的整數值。常用的曲線半徑有6、 9、12、15、20、25、30m等。

　　曲線兩端點切線的夾角δ即曲線線路轉角。

　　巳知線路轉角δ及曲線半徑 後，即可計算出相應的曲線長度 及切線長度T。

　　(17-2)

　　(17-3)

　　在曲線設計圖中，常集中標注參數δ、 、 、 。

　　2)曲線線路施工參數

　　車輛在曲線上運行時，如果兩條軌道仍在同一水平麵時，由於離心力的作用，車輪輪緣將向外軌擠壓，從而加劇了車輪的磨損和阻力，嚴重時將使車輛傾倒或出軌，因此曲線處外軌應抬高，造成離心力 和重力 的合力與軌麵垂直，使車輛不再受橫向力的影響。

　　(17-4)

　　式中 ——軌距，m;

　　——車輛在曲線段運行速度，m/s;

　　——曲線半徑，m;

　　——外軌抬高後的傾角， ;

　　——重力加速度，10m/ 當軌距為900mm時， 約在10～35mm之間。當軌距在600mm時， 約在5～25mm之間。

　　車輛在曲線上運行時，如果軌距不變，車輛前軸的外輪就要擠壓外軌，而後軸的內輪則擠壓到內軌上，增加了輪緣與鋼軌的阻力，使車輛運行困難。

　　為了避免這種現象，必須將曲線段軌距加寬，軌距加寬量△Sg與車輛的軸距及曲線半徑有關;當車輛軸距為1100mm時， 約為10～20mm。

　　加寬軌距時，一般外軌不動，內軌向曲線中心移動一個距離。

　　為了使曲線線路具有應有的外軌抬高量和軌距加寬量，在曲線與直線聯接時，應從直線段內某一點開始，同時逐步進行外軌抬高和軌距加寬，直到曲線起點處抬高量和加寬量恰好達到規定的數值為止。這段直線距離X′叫做外軌抬高或軌距加寬的遞增(遞減)距離。

　　(17-5)

　　對於鋪設要求不十分嚴格的線路，如采區的某些線路，也可在曲線起點處開始抬高和加寬，在曲線內某點逐漸達到規定的數值，即 =0。

　　曲線線路的外軌抬高及軌距加寬，並不移動曲線線路中心線，同時也不影響外軌抬高遞增(遞減)距離以外直線段的高度和坡度。

　　3)曲線線路及相聯直線線路巷道的加寬

　　(1)曲線線路巷道的加寬

　　車輛在直線段運行時，車身長度為 、軸距為 、車身寬度為 的車輛進入半徑為 的曲線後，車身在巷道中所占寬度向曲線外側增加了 、向曲線內側增加 。

　　(17-6)

　　(17-7)

　　式中 ——以半徑為 的圓弧和弦為 的矢高;

　　——以半徑為 的圓弧和弦為 的矢高。

　　從圖中根據平麵幾何可知，

　　當 與 相比很小時，

　　為了運算方便，增加 的可靠性，以 代替未知數 ，則

　　(17-8)

　　(17-9)

　　由於車輛在曲線處的外伸及內伸，曲線處巷道應較直線處巷道外側加寬 ，內側加寬 。一般情況下， 不超過200 ， 不超過100 。

　　(2)與曲線相聯的直線巷道的加寬

　　以 表示車輛前(後)軸至車箱前(後)端距離，當車輛前軸剛一進入曲線，車箱外側後端點便開始外伸，同時前後軸間內側車箱的輪廓線開始內伸。外伸的範圍 等於車輛前軸至車箱後端點的距離，即

　　(17-10)

　　內伸的範圍等於軸距 。因此，在曲線與直線線路相聯接處，巷道加寬長度要向直線段延長，延長的範圍不應小於車輛前軸至後端的長度。

　　4)曲線與曲線的線路聯接

　　(1)兩個不同半徑的曲線同向聯接

　　同向的兩個不同半徑的曲線之間可以直接聯接成兩圓弧曲線互切，使兩圓心及兩弧曲線交點三者在一條直線上。半徑小的曲線的外軌抬高和軌距加寬可在半徑大的曲線上逐步進行。

　　(2)異向曲線的聯接

　　異向曲線聯接時，線路的外軌轉為內軌，內軌轉為外軌。為了使車輛在運行過程中，不同時受兩根軌道外軌抬高的影響，在兩異向曲線間應接一段緩和直線 ，並使 。

　　在線路平行移動時，要遇到兩段異向曲線聯接。通常是已知平移距離 ，選定曲線半徑 。為了使 ，應確定合理的線路轉角δ。

　　令 ，將上式兩邊除以 ，得

　　導入輔助角 ，使

　　用 代 ，並將各項乘以 ，得

　　(17-11)

　　在采區的線路中，常不需上述嚴格的計算，而是直接取一習慣用的 值，如 或 ，並使所設計的緩和直線 即可。

　　聯接係統長度 (17-11)

　　2.雙軌曲線線路

　　1)雙軌曲線線路中心距的加寬

　　根據上述，車輛在雙軌曲線線路運行時，在外側線路運行的車輛內側及內側線路運行的車輛外側，同樣分別要產生內伸及外伸。因此，兩車輛的安全間隙應增加寬度 。

　　(17-13)

　　為了設計方便，對於機車運輸，安全間隙可增加300mm。1t礦車，串車或無極繩運輸時，可適當取小一些，一般取200mm。增加了安全間隙後的曲線線路，其線路中心距　　　 　線路中心距

　　設備類型及有關參數線路中心距(mm)

　　設備類型軌 距車 寬直 線 段曲 線 段

　　機車運載

　　無極繩運輸

　　串車運輸600

　　900

　　600

　　6001060

　　1360

　　880

　　8801300

　　1600

　　1200

　　11001600

　　1900

　　1400

　　1300

　　2)雙軌曲線線路與直線線路的聯接

　　17-12 雙軌曲線線路與直線線路聯接圖

　　雙軌曲線線路與直線線路聯接處，線路中心距加寬應在直線段 範圍內進行。設計時一般內側直線不動，將 範圍內的外側直線段逐步加寬，並用一直線段與曲線相聯。這種方法稱為移動外側線路法。

　　對於機車運輸 可取5m，1t礦車運輸 可取2～2.5m，3t礦車運輸 取3～5m。

　　(二)道岔與曲線線路聯接

　　有些線路聯接點是由道岔及曲線組成的。常用的有單開道岔非平行線路聯接，單開道岔、對稱道岔平行線路聯接，分岔平移線路聯接等。

　　1.單開道岔非平行線路的聯接

　　這種線路聯接又稱為單側分岔點。其特點是用單開道岔和一段曲線線路與岔線直線線路相聯接，主線與岔線線路的夾角，即線路轉角 。這種線路聯接應用十分廣泛。

　　由於道岔是一個結構，故其本身既不抬高外軌，也不加寬軌距。如使道岔能與外軌抬高、軌距加寬了的彎道曲線相聯接，其間應設置緩和線。但是加入緩和曲線後，巷道工程量也會增加。為使線路布置緊湊。目前在煤礦井下窄軌線路設計中取消了這種緩和線，使道岔岔線與彎道曲線直接相接。曲線處的外軌抬高與軌距加寬，在曲線本身開始並逐步達到預定的數值。

　　設計時，一般已知道岔各參數a、b、α，曲線半徑R及巷道轉角δ。

　　對於臨時性的線路或設計草圖，可以用作圖法。在道岔主線點1處作直線1一3與主線夾α角，沿該線截取長度b得點2，自點2作1—3的垂線，長度等於曲線半徑R，得曲線的圓心 。以 為圓心，以 為半徑，作一段圓曲線，使圓心角為δ一α，得點4。自點4作切線與1—3交於3點，延長後交於主線，得轉角δ。

　　作出聯接點圖形後，再按比例尺量出有關數據。

　　正規的線路設計，應按下述公式進行計算。

　　(17-14)

　　(17-15)

　　(17-16)

　　(17-17)

　　(17-18)

　　(17-19)

　　(17-20)

　　(17-21)

　　上述各種數據中，有些是線路聯接點的輪廓尺寸，如m、n等，有些是曲線的主要參 數，如β、R、T等，其他數據在施工中用處不大，但在設計過程中，需要先把這些數據計算出來後，才能求得最後所需要的數據。

　　2.單開道岔、對稱道岔平行線路的聯接

　　1)單開道岔平行線路的聯接

　　這種線路聯接又稱為“複線單側聯接點”。其特點是用單開道岔和一段曲線把雙軌線路和單軌線路聯接起來，在線路由單軌線路變為雙軌線路時使用。

　　已知道岔參數a、b、α，曲線半徑R及線路中心距S1，確定下列主要數據。

　　(17-22)

　　(17-23)

　　2)對稱道岔平行線路聯接(圖17-16 )

　　這種線路聯接又稱為“複線對稱聯接點”。其特點與上述相同，隻是用對稱道岔來代替單開道岔。

　　已知道岔參數a、b、α，曲線半徑R及線路中心距 ，需確定 及 值。

　　(17-24)

　　(17—25)

　　這種線路聯接廣泛應用於單軌采區上山，在下部車場附近由單軌變為雙軌線路。

　　3.分岔平移線路聯接

　　這種線路聯接，與沒有道岔的線路相似，不過多敷設了一個道岔，在上山采區下部車場中廣泛應用

　　三、縱麵線路的豎曲線聯接

　　(一)豎曲線的概念

　　礦井軌道線路除有平麵線路外，尚有斜麵線路。在平麵線路與斜麵線路相交處或兩個斜麵線路相交處，應設置豎直麵上的曲線即豎曲線，以使礦車平穩通過。

　　點稱為豎曲線上端點， 點稱為豎曲線下端點，或稱為起坡點， 點為斜麵與平麵或斜麵與斜麵的交點。 為線路夾角，即豎曲線轉角，通常為已知。 為豎曲線半徑，由設計選定。豎曲線切線 及圓弧長度 計算公式與平麵曲線相同。

　　豎曲線可分為“凸”及“凹”兩種形式。

　　(二)豎曲線半徑確定

　　豎曲線半徑是一個重要參數， 過大，車場線路布置不緊湊，增加了工程量，另一方麵，推後了摘掛鉤點位置，增長了提升時間; 過小，又會出現礦車變位過快，易使相鄰箱車上緣擠撞，造成礦車在豎曲線處車輪懸空而掉道。

　　設計中，即最小豎曲線半徑應為車輛軸距的12～13倍，豎曲線半徑均取稍大於上述計算的數據，並調整為整數值。一般1t礦車時 可取9、12、15m，3t礦車時 可取12、15、20m。

　　四、線路坡度

　　(一)線路坡度的概念

　　線路兩點之間的高差與其水平距離的比值的千分值，稱線路坡度。

　　為一直線段，長度為 ，設 點標高為 ， 點標高為 ，兩點高差為 ，則

　　線路坡度 ‰ (17-26)

　　當線路坡度很小時， ‰ (17-27)

　　(二)礦車的阻力係數

　　礦車在平直線路上運行時的阻力為礦車的基本阻力，經過彎道或道岔所增加的阻力為礦力的附加阻力，各項阻力都可用阻力係數表示。

　　1.礦車基本阻力係數

　　礦車基本阻力係數決定於礦車軸承類型、礦車自重、載重及軌道表麵狀態等因素， 表示。見表17-2。

　　由於礦車的新舊程度、鋪軌質量、線路維護、線路結構、礦井溫度與濕度等因素的影響， 經常發生變化，選用時可根據具體情況進行調整，最好經過實測確定。

　　表17-2 礦車的阻力係數

　　礦車類型

　　載重情況礦車本阻力係數(ω')礦車在彎道運行的阻力係數

　　單個礦車車 組ω'+Wf

　　1t礦車空 車

　　重 車0.0095

　　0.00750.01l

　　0.0090.013～0，018

　　0.011～0.015

　　3t礦車空 車

　　重 車0.0075

　　0.00550.009

　　0.0070.011～0.015

　　0.008～0.012

　　2.礦車的附加阻力係數

　　1)彎道附加阻力係數

　　礦車在彎道中運行時，除了具有基本阻力係數外，還需附加一彎道附加阻力係數 ， 與彎道半徑 有關，彎道半徑 愈小， 愈大。礦車在彎道上運行的阻力係數 ，見表17-4。

　　2)道岔的附加阻力係數

　　礦車經過道岔時，阻力增加，並用相應的附加阻力係數表示。附加阻力係數可查閱有關手冊。

　　(三)線路坡度的確定

　　對不同的運輸方式，應選用不同的線路坡度。

　　1.電機車運輸、串車或人力推車

　　大巷采用電機車運輸時，線路坡度應使重列車下行和空列車上行的阻力相等，以充分發揮電機車效能，即應按等阻力坡度設計。此外尚應考慮排水要求，若排水要求更大的坡度，應滿足排水需要，通常取電機車運輸的線路坡度為3～5‰。

　　平巷中采用絞車串車或人力推車時，線路坡度原則上也可按等阻坡度考慮。通常也取為3～5‰的重車下坡坡度。

　　2.礦車自動滾行

　　在采區車場線路設計中，有時車輛運行采用自動滾行，線路坡度較大。

　　設總重量為 的礦車(車組)，在外力作用下(如機車在行進中摘鉤、靜止礦車受推動等)，瞬時初速度為 ，當自動滾行一段直線距離 後的瞬時未速度為 ，則

　　因 角很小，故

　　則 (17-28)

　　巳知 時

　　(17-29)

　　式中 ——加速度， 由上式可知，當 =ω′時，礦車等速運行; >ω'，礦車加速度運行; <ω'，礦車減速運行。

　　§17.2 采區下部車場線路設計

　　采區下部車場是采區車場中最重要的組成部分。由於與大巷線路相接，設計及施工精度比上、中部車場要求更高。

　　采區下部車場由裝車站、繞道、軌道上山下部平車場和煤倉等硐室組成。

　　根據煤炭裝車地點的不同，采區下部車場可分大巷裝車式、石門裝車式及繞道裝車式等幾種。

　　一、大巷裝車式下部車場

　　(一)裝車站線路設計

　　裝車站線路設計與裝車站調車方法有關。調車方法可分為調度絞車調車和礦車自動滾行調車。

　　1.調度絞車調車時的裝車站線路

　　1)線路布置及調車方法

　　大巷設雙軌線路時，裝車站線路的一般布置方式。機車牽引空列車由井底車場駛來，進入裝車站的空車儲車線，機車摘鉤，單獨進入重車儲車線(不過煤倉)，把已裝滿的重列車拉出，經裝車點渡線道岔，駛向井底車場。

　　空列車采用絞車牽引整列車不摘鉤裝煤。調度絞車一般設在裝車點煤倉同側，鋼繩通過滑輪裝置進行牽引，由一名裝車工人進行操作。列車裝完煤後，機車把重列車拉出時，應將牽引鋼繩一起拉出。當列車尾部通過渡線道岔後，應立即在不停車的情況下快速摘下鋼絲繩鉤頭，並將其掛在空列車上，這樣便可以省去人力拉鋼繩的工序。

　　當相鄰兩個采區同時進行生產或靠近井田邊界一側的新采區正在進行準備時，有相當數量的矸石、材料需要運輸。為此，需設渡線道岔和，用於鄰近采區的空列車由井底車場駛來時，經過道岔，進入通過線，經渡線道岔到大巷空車線，駛向下一采區，列車繞過儲車線而運行的這一段線路，稱為通過線。這種裝車站的線路布置方式稱為通過式。

　　對位於井田邊界的采區，可用盡頭式線路布置方式。其調車方法與通過式完全相同。線路上不需設渡線道岔，隻要在裝車站附近設一單開道岔即可。但盡頭式裝車站需要妥善解決盡頭巷道的通風。

　　2)裝車站線路參數的確定

　　裝車站線路總長度 通過式： (17-30)

　　盡頭式： (17-31)

　　式中 ——空、重車線長度，各不小於1.25列車長度;

　　——渡線道岔線路聯接點長度;

　　——單開道岔線路聯接點長度;

　　——機車加半個礦車長度。

　　為了車輛運行安全及操作方便，在裝車點附近的巷道內，線路的中心距應加寬 。

　　對於通過式裝車站，調度絞車可設在煤倉同側的壁龕中。

　　2.自動滾行調車時裝車站線路

　　1)調車方法

　　通過式裝車站線路。由井底車場駛來的列車經通過線1、渡線道岔8，至調車線9停車，機車反向頂推空車入空車儲車線4，機車摘鉤，由通過線返回，過渡線道岔7，到重車儲車線5拉出重車駛向井底車場。

　　空列車裝煤及重列車編組是通過礦車自動滾行實現的。為了便於機車拉出重列車，自動滾行方向應朝向井底車場方向。

　　2)裝車站線路參數

　　各段線路的長度和坡度如下：

　　調車線長度 ，包括機車在內應為1列車長，線路坡度 與大巷坡度相同。

　　空車存車線分為兩段： 段長度為0.5列車長，為上坡段線路，線路坡度 ，目的是把線路上抬到一定高度，造成空列車能自動滾行的條件。在機車能力允許的條件下，可適當取大—些，一般可取18～23‰， 段長度為1列車長; 為空列車自動滾行的坡度，一般取9～11‰。

　　裝車點中心線至阻車器的距離 。

　　為避免列車對阻車器衝撞此段坡度取 平坡

　　重車存車線分為兩段： 及 。 線段長度為1列車長， 為重列車自動滾行的的坡度，一般取7～9‰。 不宜超過0.5列車長， 為重列車上坡段坡度，用它來補償高差，並防止列車衝過儲車線終點。考慮到機車需在此牽引重列車，一般不超過5‰。裝車站線路總長為 。

　　(17—32)

　　儲車線各段長度和坡度，應結合使用經驗，經過線路坡度閉合計算，才能確定。

　　(二)繞道線路設計

　　主要運輸大巷與軌道上山下部平車場相連接的水平巷道，稱為采區下部車場繞道。

　　1.繞道位置及與裝車站線路的關係

　　繞道位置有頂板繞道和底板繞道兩種。

　　繞道位於大巷的頂板，稱為頂板繞道。當軌道上山傾角為20～25°，上山不需變坡，直接設豎曲線落平，進入繞道，當軌道上山沿煤層布置，且傾角大於25°時，為了防止礦車變位太快，運行不可靠，在接近下部車場處，可使上山上抬 角，使起坡角 達到25°左右。同樣，如上山傾角較小，可以下紮 角，使起坡角達25°左右，以減少車場工程量。

　　繞道位於大巷底板，稱為底板繞道。它適用在煤層傾角小於10°左右的情況。這時軌道上山提前下紮，使繞道位於大巷底板。為了減少上山在岩石中開掘長度，在不影響巷道維護的條件下，繞道應盡量與大巷靠近。

　　繞道位置不同，裝車站線路位置也相應改變。

　　采用頂板繞道時，為了不影響上山的運輸，繞道線路應與裝車站下幫一側的通過線相聯接，裝車站儲車線，煤倉放煤口應設在大巷上幫一側。

　　采用底板繞道時，儲車線、煤倉放煤口與通過線的相對位置與上述相反。裝車站中各渡線道岔的方向也恰好相反.

　　2.繞道方向

　　繞道方向是指繞道出口朝向井底車場還是背向井底車場。

　　繞道方向不同，對混合列車調運方式有很大影響。

　　設計中一般采用繞道朝向井底車場方向布置。

　　3.繞道線路布置

　　繞道內的線路布置必須保證材料及矸石儲車線有一定的長度，並盡量減少繞道的開掘及維護工程量。

　　繞道內線路布置方式，按照繞道線路與大巷線路的相互位置關係可分為立式，臥式及斜式等幾種。臥式布置的特點是儲車線直線段線路與大巷線路平行。這種布置一般在起坡點位置距大巷較近時采用。

　　立式布置特點是儲車線直線段線路與大巷線路相垂直。它一般在起坡點位置距大巷較遠時采用，其中底板繞道立式布置隻有在傾角很小時才有可能采用。

　　采用立式布置平車場儲車線不夠長(如底板繞道)，而臥式布置繞道開掘工程量又太大時，可以采用斜式布置，這種布置儲車線路與大巷線路夾角一般可在45～90°之間。

　　現以臥式繞道為例說明繞道內線路的具體布置。

　　設繞道交岔點道岔始端至煤倉中心線的距離為x，則

　　(17-33)

　　式中 ——平車場雙軌線路中心距，mm;

　　——平車場線路內側曲線半徑，mm;

　　——內側線路(設為高道)的儲車線長度，mm;

　　——內側曲線弧長，mm;

　　——車場起坡點與平曲線間緩和直線段，mm;

　　——平車場未端單開道岔平行線路聯接點長度，mm;

　　——單開道岔非平行線路聯接點長度，mm;

　　——軌道上山線路中心線與煤倉中心線間距離，mm;

　　C——繞道平曲線與道岔間的緩和直線段，mm

　　設底道起坡點 至大巷通過線的垂直距離為 ， 值可近似按下式計算。

　　(17-43)

　　式中 ——大巷中心線自軌麵高度，mm;

　　——大巷與軌道上山間垂直距離，mm;

　　——大巷中心線與裝車站通過線間距，mm;

　　——低道豎曲線切線長度,mm.

　　通過線與軌道上山下部平車場儲車線內側線路之距離S為：

　　(17-35)

　　底板繞道臥式布置時(圖17-30)，x和y值按下式計算：

　　(17-36)

　　上式中繞道線路轉角δ值主要決定於S值，采用頂板繞道時，由於軌道上山跨越大巷且平車場遠離大巷，S值較大，δ可取90°，底板繞道時，為了減少上山在岩石中的開掘工程量，S值應盡可能取小一些。但為了有利於大巷及繞道的維護，S值一般不小於15～20m。

　　由於S值較小，繞道轉角—般可取45°。

　　當S及δ確定後，便可進行下列計算：

　　(17-37)

　　(17-38

　　(三)輔助提升車場線路設計

　　軌道上山下部車場一般采用雙軌線路，以便增加車場的運輸能力。根據車場內調車方式不同，儲車線線路可分為普通坡度(流水坡度)及自動滾行坡度兩種。一般多采用自動滾行坡度。圖17-31為下部平部車場自動滾行線路示意圖。圖中O—O水平線以上的線路，稱高道線路或高道，O—O水平線以下的線路，稱低道線路或低道。高道自上而下甩放車輛，又稱甩車道或甩車線，低道自下而上提升車輛，又稱提車道或提車線。

　　當機車將空車(有時為材料設備車)頂推入儲車線後，自動滾行至低道起坡點C′。停車後，經軌道上山絞車提升最後至區段巷道。掘進出煤或矸石車自軌道上山下放到高道變坡點C，摘鉤後自動滾行到儲車線終端O點。因此，軌道上山下部平車場，高道為重車道，低道為空車道。

　　輔助提升車場線路包括斜麵線路，儲車線平麵線路及連接二者的豎曲線線路。

　　斜麵線路是指軌道上山下端的對稱道平行線路聯接點。當儲車線線路采用自動滾行坡度時，儲車線線路是指低道起坡點C′到繞道單軌線路。

　　1.斜麵線路

　　軌道上山下端可采用對稱道岔或單開道岔，為了調車方便，宜采用對稱道岔，一般采用3號對稱道岔。斜麵線路設計，即對稱道岔平行線路聯接點的計算。應先確定高低道儲車線線路中心距 及斜麵曲線半徑R，然後計算對稱道岔平行線路聯接點長度 。

　　2.儲車線線路

　　1)儲車線平麵線路的布置

　　儲車線包括平麵曲線 ，平麵曲線與豎曲線間的緩和線 及儲車線終端道岔前的直線段三部分儲車線的長度應能滿足煤、矸石及材料車儲車長度的要求，其空重車線長度一般均應為0.5列車左右。

　　確定平麵曲線 時，曲線半徑R采用9、12、15、20m等，線路轉角決定於上山及繞道的相對位置，一般上山與繞道之間采取垂直布置。

　　儲車線終端道岔一般選用4號單開道岔。終端道岔前直線段應經過計算確定。

　　平豎線間的直線段，一般取2m。

　　2)儲車線線路縱斷麵坡度。

　　高道線路坡度，按礦車在高道起坡點C點停車摘鉤，自動滾行至儲車線末端停車。

　　高道線路坡度 為：

　　(17-39)

　　式中 ——重車基本阻力係數

　　低道線路坡度，，按礦車在儲車線末端停車摘鈞，然後自動滾行至低道起坡點C′停車。低道線路坡度 為：

　　(17-40)

　　式中 ——空車基本阻力係數

　　高道路線坡度角 為：

　　(17-41)

　　低道路線坡度角 為;

　　(17-42)

　　確定 、 時，如有彎道，還應加彎道的附加阻力係數。

　　3)高低道線路的有關參數

　　(1)高低道起坡點的合理位置

　　為操作方便，高道起坡點最好適當超前低道起坡點，高道起坡點超前低道起坡點的水平距離為 。一般 ≤1.5~2.0m。

　　(2)高低道的最大高低差

　　兩起坡點的垂直高差H稱為最大高低差，可由下式計算：

　　(17-43)

　　式中 、 分別為高低道儲車線長度。為便於施工及保證工作安全，最大高低差一般不超過1.0m。

　　(3)高低道線路中心距

　　高低道線路中心距與最大高低差的大小有一定關係。高低差較大時，高道要砌築台階，從線路鋪設安全、方便考慮，線路中心距也應適當增大。

　　高低道線路中心距也與人行道位置有關。一般采用中間人行道。便於把鉤人員操作。

　　3.豎曲線參數及相對位置的確定

　　在斜麵線路及平麵儲車線線路之間設置豎曲線，由於平麵儲車線有高低道之分，豎曲線也分高道豎曲線及低道豎曲線。

　　1)豎曲線參數

　　豎曲線參數包括：高道豎曲線半徑 、低道豎曲線半徑 、高道豎曲線線路轉角 。低道豎曲線線路轉角 。根據這些參數可計算出高道豎曲線弧長 、低道豎曲線弧長 以及高道豎曲線切線 和低道豎曲線切線 。

　　豎曲線參數還包括：高道豎曲線兩端點高差 、低道豎曲線兩端點高差 、高道豎曲線水平投影長度 、低道豎曲線水平投影長度 。

　　1)豎曲線半徑一般取9、12、15、20m。 及 可取同—數值，當最大高低差較大和β較小時，高低道起坡點C及C′相距較遠，為此應將 取大一些，以便使C及C′靠近。

　　(2)豎曲線線路轉角

　　高道豎曲線線路轉角 (17-44)

　　低道豎曲線線路轉角 (17-45)

　　當高低道最大高低差較大時，可以不改變豎曲線半徑，而使高道或低道經兩次變坡(見圖17-35c及d或者高低道均經二次變坡(圖17-32e)，使起坡點C′及C距離較近。

　　高低道線路均經二次變坡時，使平麵斜麵交線處甩車線上抬 ，提車線下紮 ，但上抬角及下紮角一般不超過5°。

　　(3)高低道豎曲線兩端點高差 及

　　高道豎曲線兩端點高差 (17-46)

　　低道豎曲線兩端點高差 (17-47)

　　(4)高低道豎曲線水平段投影長度 及 (見圖17-36)。

　　高道豎曲線水平投影長度 (17-48)

　　低道豎曲線水平投影長度 (17-49)

　　2)高低道豎曲線相對位置的確定

　　高低道豎曲線相對位置用高低道上端點斜距 及高低道起坡點水平距離 表示。

　　(17-50)

　　(17-51)

　　二、 石門裝車式下部車場

　　開采煤層群時，可自主要運輸大巷掘采區石門聯係各煤層。此時，軌道上山多布置於煤層組下部穩定的薄煤層中或底板岩石內，在石門內布置裝車站，進行列車的調運及裝載。上山與石門間的繞道是聯接軌道上山與石門的通路。為了便於獨頭石門通風，在石門盡頭處設風道與輸送機上山相聯。

　　石門內的線路布置與大巷裝車式下部車場基本相同，主要決定於裝車點的數目。如石門隻有一個裝車點時，裝車站線路布置可采用盡頭式。如石門很長時，則在石門最裏麵的一個裝車站采用盡頭式，外麵裝車站采用通過式，煤倉可設二個或三個。以煤倉為界，空車儲車線位於近運輸大巷一端，重車儲車線位於另一端。如石門長度不能完全滿足裝車線路布置的要求時，可把部分重車儲車線轉入最上一層煤的平巷內或適當延長石門長度。

　　石門內的調車方法也可采用調度絞車調車、礦車自動滾行調車。調度絞車調車時，石門內分別有一個裝車點及兩個裝車點的路線布置。

　　三、繞道裝車式下部車場

　　在大型或特大型礦井中，采用大巷裝車場，可能使大巷運輸能力受到影響。如果采用石門裝車場，又受到石門長度等限製。在這種情況下可采用繞道裝車站。下部車場具有繞道裝車站的下部車場，稱為繞道式下部車場。

　　繞道位置可設在底板內或設在頂板內。

　　繞道裝車站的線路布置有單向繞道、雙向繞道和環形繞道三種。

　　繞道裝車式下部車場內均采用機車調車，根據裝車站線路布置方式，可分別采用機車頂推、牽引、環行運行等幾種調車方式。

　　雙向繞道機車頂推調車。空列車由井底車場駛來，過渡線道岔，進入調車線，停車後機車頂推空列車入空車儲車線。

　　單向繞道機車牽引調車，空列車由井底車場駛來，過渡線道岔，進入繞道，停於空車儲車線，機車牽引重列車駛向井底車場。

　　環形繞道環行運行調車。機車牽引空列車至空車儲車線後，機車摘鉤，單獨通過設在重車儲車線一側的通過線進入重車儲車線，拉出重車，然後到大巷重車線。

　　繞道式裝車空重車儲車線的位置與裝車站線路布置及調車方式有關。采用機車頂推入站或機車環行運行的方式時，空車儲車線位於遠離井底車場一側，重車儲車線位於井底車場方向一側。當采用機車牽引入站的方法時，儲車線位置恰好與上述相反。

　　空重車儲車線的長度與大巷通過式相同。

　　§17.3 采區中部車場線路設計

　　采區中部車場一般采用甩車式車場。甩車式中部車場根據起坡處線路數目的不同，可以分為單道起坡甩車場及雙道起坡甩車場。按照甩車方向，甩車式中部車場又可分為向兩側區段巷道甩車的雙向甩車場及向一側區段巷道甩車的單向甩車場。

　　一、單道起坡甩車式車場

　　(一)甩入平巷的單道起坡甩車場

　　一個車場線路先進入煤層頂扳再轉入平巷單道起坡的單向甩車式中部車場，這種車場線路布置特點是：甩車道內隻布置單軌線路，到區段平巷後，才變為雙軌線路，除厚煤層外，圖中所示的平麵曲線已進入煤層頂板，並以異向曲線聯接方式轉入區段平巷內。

　　該中部車場線路可分斜麵線路、平麵線路及聯接二者的豎曲線三部分。

　　1.斜麵線路

　　斜麵線路一般沿煤層底板布置。

　　1)斜麵線路布置方式

　　斜麵線路布置方式有斜麵線路一次回轉方式及斜麵線路二次回轉方式兩種。

　　斜麵線路一次回轉方式的特點是：甩車的單開道岔設在斜麵線路上，岔線末端直接與豎曲線AC相接。由於斜麵線路未設斜麵曲線，線路隻經過一次角度的回轉，故稱為斜麵線路一次回轉方式。回轉角即為道岔的轍叉角α。斜麵線路經過一次回轉後，道岔岔線OA的傾角β′為偽斜角，稱為一次偽斜角，豎曲線在一次偽斜角上起坡。

　　斜麵線路二次回轉方式。線路從道岔岔線(b)段(OD)接斜麵曲線D A，使線路的斜麵回轉角，由一次回轉角α，進—步增大到二次回轉角δ。從斜麵曲線末端開始布置豎曲線A C，豎曲線轉角為二次偽斜角 。

　　布置斜麵曲線的目的是為了減少巷道交岔點的長度和跨度，以利於交岔點的開掘和維護。但是斜麵曲線轉角不宜過大，否則將會加大礦車提升牽引角。提升牽引角θ(見圖17-41)是礦車行進方向和鋼絲繩牽引方向的夾角，此角造成提升時的橫向分力，此角愈大，橫向分力也愈大，甚至可能使礦車傾倒，使運輸可靠性變差。設計時，一般控製斜麵線路二次回轉角δ不得大於30°。兩種布置方式的選擇主要決定於圍岩條件。圍岩條件好，可考慮采用一次回轉方式。在一般情況下，大多采用二次回轉方式。

　　2)斜麵線路聯接係統參數

　　以二次回轉方式為例，斜麵線路聯接係統參數包括：角度參數(δ、α′，β′，β″)及輪廓尺寸參數(m，n等)。

　　(17-63)

　　斜麵線路為一單開道岔非平行線路聯接，其主要輪廓尺寸參數m、n計算方法同前。

　　2.豎曲線

　　單道起坡時，平麵線路坡度在3‰左右，計算豎曲線時可按水平考慮。因此，平麵線路與斜麵線路夾角即二次偽斜角β″。豎曲線半徑R1的數值如前所述。根據β″及R1，便可求得豎曲線之切線 及弧長KP′。

　　為了減少斜麵線路的長度，也可將兩個曲線重合一部分。如圖17-44所示，平麵斜麵交點B以上的那部分豎曲線與斜麵曲線重合。重合布置時應注意豎曲線不能進入道岔。道岔是一個整體結構，不能進行縱麵彎曲。

　　3.平麵線路

　　起坡點C以下，即進入該中部車場的平麵線路。

　　在平麵曲線與豎曲線間設置緩和直線段Cl，其數值不宜小於2m。

　　平曲線半徑R如前所述。若區段平巷與上山夾角為90°，則穿進煤層頂板的平曲線左側部分的線路轉角為90°—δ′。根據R及轉角便可得該曲線之切線T，及弧長KP1與該曲線相接的穿進煤層頂板的平曲線右側部分及轉入區段巷道的平曲線，其線路轉角δ″可取45°。據此，便可求得T2、KP2等參數。

　　當線路轉入平巷後，平行移動了S距離。

　　(17-52)

　　其中e為豎曲線切線交點B至區段平巷線路中心線間的距離，當區段平巷位置及巷內軌道線路布置確定後，e值已知。

　　平移距為S時，異向曲線中緩和直線段 為：

　　(17-53)

　　平巷內的儲車線長度為 ，可根據具體情況決定。如為1t礦車運輸時，可采用簡易道岔， 為簡易道岔平行線路聯接點長度。

　　4.平麵線路的平麵圖及坡度圖

　　為了繪出設計圖紙和按設計施工，必須計算線路係統在於麵圖上的各部分尺寸和縱斷麵圖上各線段轉折點的標高。

　　平麵圖上各部尺寸的計算公式巳如前所述。當甩車道傾角不大時，為了簡便，不必換算，可直接按斜麵尺寸繪製。隻要把標注的尺寸加上括號以示與平麵尺寸的區別即可。

　　縱剖麵圖上各點標高，在線路各段的長度和相應的角度(或坡度)巳知後，可以很容易地算出。

　　各點標高分別為：

　　O點相對標高為±0

　　D點： A點： B點： 計算結束後，繪製線路坡度圖。

　　(二)甩入繞道的單道起坡甩車場

　　甩入繞道的單道起坡甩車式中部車場，其線路布置與先進入煤層頂板，再轉入平巷的采區中部車場相似。為了便於維護巷道，應使繞道與上山之間的煤(岩)柱具有一定厚度。因此，線路進入平麵後，應沿著豎曲線切線方向向頂板延伸，與平曲線相接，繞過上山後，再以異向曲線線路聯接區段平巷儲車線。

　　繞道部分設計重點在確定繞道線路的位置，即確定繞道線路至輸送機上山底板的高度及繞道線路至區段平巷線路間的水平距離。

　　(三)甩入石門的單道起坡甩車場

　　甩入石門式中部車場線路布置。它是多煤層采區聯合布置最常用的一種方式。圖中Lh為儲車線長度， 為單開道岔非平行線路聯接點輪廓尺寸。 、 為緩和線長，D為插入的直線段長度。

　　該車場線路布置的要點是確定石門與上(下)山的水平間距P及插入直線段長度D。

　　二、雙道起坡甩車式車場

　　雙道起坡是在斜麵上設兩個道岔(甩車道岔和分車道岔)，使線路在斜麵上變為雙軌，空重車線分別設置豎曲線起坡。

　　雙道起坡甩車式中部車場，也可分甩入平巷式、甩入繞道式及甩入石門式三種。其車場繞路也由斜麵線路、平麵線路及豎曲線三部分組成。

　　簡單介紹甩入平巷的雙道起坡甩車場

　　常見的甩入平巷的雙道起坡甩車場。

　　1.斜麵線路

　　甩入平巷雙道起坡的中部車場，在斜麵上的線路聯接可采取“道岔——道岔”係統或“道岔——曲線——道岔”係統。

　　“道岔——曲線——道岔”係統的特點是在№1道岔岔線末端設一斜麵曲線，然後接№2道岔使單軌變為雙軌，再設置豎曲線到平麵。

　　“道岔——曲線一一道岔”係統的主要優點是，由於道岔間設有斜麵曲線，回轉角較大，故甩車場斜麵交叉點的長度和坡度均較小，易於開掘和維護，也便於設置簡易交叉點。

　　因此，當上山作為輔助提升采用簡易交叉點時，多采用這種線路聯接係統，圍岩鬆軟時更為適用。其缺點是：斜麵線路長，提升牽引角大，№l道岔與№2道岔間增設了斜麵曲線，把鉤人員往返路程遠。

　　“道岔——道岔”係統的特點是№1道岔與№2道岔直接相接。

　　“道岔——道岔”係統斜麵線路一次回轉方式。圖中№2道岔的主線接№1道岔的岔線，№2道岔岔線接聯接點曲線。斜麵線路作一次回轉，其回轉角即為№1道岔的轍岔角 。這種布置方式雖提車順暢，但交叉點較長，采區中較少采用。

　　“道岔——道岔”係統斜麵線路二次回轉方式。圖中№2道岔主線接聯接點曲線，岔線接直線。斜麵線路二次回轉角δ為兩個道岔轍岔角之和。這種布置方式的提升牽引角較“道岔——曲線——道岔”係統稍小，交叉點的長度和跨度也不過分增犬。因而被廣泛采用。

　　“道岔——道岔”係統線路先豎後平的布置方式。其特點是在斜麵線路上取消了聯接點曲線，使兩個豎曲線分別在一次、二次偽斜角上起坡。線路經豎曲線落平後，再用平曲線使其達到預定的線路中心距。這種布置方式提升牽引角小，線路布置比較緊湊，隻是線路中心距較大，適於巷道中間布置人行道。否則，巷道斷麵太大。平麵儲車線線路可設在平巷內，圖中的R，R+S為雙軌曲線的兩個半徑，R2為調整線路中心距的曲線半徑.FG為直線(施工時應稍彎曲)。儲車線設在石門方向時，線路布置應相應改變。

　　斜麵線路包括斜麵非平行線路及斜麵平行線路兩部分。

　　確定斜麵平行線路各參數前，首先應確定其軌中心距 確定軌中心距的原則與軌道上山下部平車場相同。

　　在進行斜麵線路計算時，應將斜麵線路回轉角a1及a2的水平投影角a1和a2以及與之相應的一次偽斜角β′及二次偽斜角β″同時計算出來，便於繪製平麵圖及計算平麵線路。

　　2.平麵線路儲車線高、低道線路

　　此時的平麵線路是指高、低道豎曲線起坡點到區段平巷間的水平線路，其中主要是儲車線。

　　從起坡點到№3道岔平行線路聯接點為儲車線長度，輔助提升時，可取2～3鉤串車長度。

　　在圖17-48a中，儲車線由平曲線，緩和線C和保證儲車線長度的直線插入段三部分組成。圖中，上山與煤層傾角一致，儲車線直線段線路垂直於軌道上山，則平曲線線路轉角θ為;

　　(17-54)

　　選定平曲線半徑R後，便可計算出平曲線各參數。

　　雙道起坡甩車式中部車場的提車線為重車線，甩車線為空車線。

　　確定高低道起坡點的相對位置，高低道的最大高低差，高低道線路中心距的原則與軌道上山下部平車場相同。

　　3.豎曲線

　　雙道起坡甩車場豎曲線各參數的計算方法與軌道上山下部車場相同，但豎曲線所對應的偽斜角為一次或二次偽斜角，與軌道上山下部平車場豎曲線對應的起坡角有所不同。

　　豎曲線的相對位置也用高低道上端點斜長 及高低道起坡點的水平距離 表示。

　　現以斜麵線路二次回轉方式為例說明 、 的確定方法。

　　斜麵線路布置的特點是：低道豎曲線緊接在聯接點曲線之後布置，但高道豎曲線上端點不能進入第二道岔。

　　將提、甩車線向垂直軸上投影，可得以下關係式。

　　(17-55)

　　將提、甩車線向水平麵上投影：

　　(17-56)

　　(17-57)

　　一般巳知H、 、 ，按上述公式求 及 。如同軌道上山下部平車場一樣，高低道起坡點應盡可能接近，或者高道起坡點超前低道起坡點1.5～2.0m。當求出的 >2.0m時，應另取 重新計算，為了避免重複計算，可先定 、 和H，求未知數 和 。為此需解以下兩個方程：

　　(17-58)

　　(17-59)

　　若計算後，發現高道豎曲線上端點進入了第二道岔的 段，即L— < 。則應調整線路係統，把第二道岔末端定為高道豎曲線上端點，使低道豎曲線位置下移，在聯接點曲線之下加一直線段。

　　必須指出，應將求得的 ，調整為常用整數再代入公式內，最後確定 及 。

　　§17.4 采區上部車場線路設計

　　采區上部車場可分為甩車場、平車場及轉盤車場三類。

　　采區上部甩車場的設計方法與中部車場相同。但由於上部甩車場靠近絞車房，要求F—F線以上設置B和A兩段線路。B為一鉤串車的長度，A為防止絞車過卷礦車衝入絞車房的安全距離，一般為4~6m。

　　在上山上部設置反向豎曲線使斜麵線路變平即成為上部平車場。按照起坡處線路數目，可分為單道起坡及雙道起坡，一般采用單道起坡。但在采區下山的上部車場，或上山運輸量大時，也可采用雙道起坡。

　　上部平車場可為順向平車場及逆向平車場兩種。

　　上部平車場車場線路可以直接進入總回風巷，繞道或進入石門。

　　以下將按照單道起坡及雙道起坡，分別闡述順向及逆向平車場線路布置特點。

　　一、單道起坡上部順向平車場

　　(一)單道起坡上部順向平車場

　　一個單道起坡的順向上部平車場，線路進入總回風道。該車場變坡點C處為單軌線路，提車方向與礦車進入車場方向一致，經過一段平麵線路後進入總回風巷。

　　上山經反向豎曲線變平後，沿上山方向長度為B+A，B為一鉤車長度。A為安全及富裕距離。礦車經過C點後，關閉阻車器以防止跑車，然後摘鉤，推入平麵彎道，經過直線段D和單開道岔非平行線路聯接點，進入位於總回風巷的儲車線。

　　采用這種布置的條件是：

　　(17-60)

　　式中 ——絞車房及風道，繩道總長度;

　　——交岔點長度，

　　——變坡點至總回風道軌道中心線距離。

　　總回風道的位置，在礦井開拓布置巳確定。L值為巳知，若L值小於上式，在上山傾角不大時，可加大傾角移動變坡點，增大L值。

　　(二)單道起坡上部逆向平車場

　　這種車場提車方向與礦車進入車場儲車線方向相反。線路由煤層上山轉入本層平巷的布置方式。線路變平後，設單開道岔非平行線路聯接點。礦車提過道岔後停車，再反向推車入平巷。

　　變坡點C至絞車房的距離

　　(17-61)

　　式中 ——單開道岔非平行線路聯接點輪廊尺寸;

　　——反向豎曲線的切線;

　　——平麵、斜麵交線與平巷軌道中心線的間距。

　　線路轉入石門(或平巷)的一種布置方式。為提高通過能力，縮短倒車時間，再設一分車道岔，變為雙軌線路。

　　變坡點C的位置需注意不能進入平麵交岔點之內，即單開道岔 值始端至C點應有不小於交岔點長度 的距離。為此，變坡點C應向頂板方向移至(C)，為此應加大上山頂部傾角，其縱麵布置如圖中虛線所示。

　　二、雙道起坡上部平車場

　　一個雙道起坡上部順向平車場。設上山的傾角為 ，則高道豎曲線轉角,為 ，低道豎曲線轉角為 。

　　令低道豎曲線與斜麵平行線路聯接點終點相接，利用軸線投影法計算兩變坡點的間距 及兩豎曲線下端點間距 。

　　(17-62)

　　(17-63)

　　在車場平台上，B段隻能容納一鉤車的長度，A段長度中不能停放礦車，儲車線長度可以從彎道點算起，坡度仍從變坡點計算。

　　由於高低道影響，車組由平台送下後，需設上繩裝置。

　　為了防止跑車，高道變坡點C後，設不可逆擋車器。低道變坡點 後設阻車器。

　　為了行車可靠，安置道岔的斜麵線路可以變為小於上山的坡度。

　　由於摘、掛鉤點不在變坡點附近，高差不大，與甩車場相比， 值可以稍大一些，高低道豎曲線半徑也可取相同值。

　　在計算及繪製順向及逆向各種子車場線路時，常用以下數據。

　　單道起坡和不設高低道的雙道起坡平車場線路，坡度 向絞車房下坡可取3～5‰，水溝坡度 向上山下坡為2～3‰。

　　設高低道的雙道起坡，高道 可取9～11‰，低道 取7～9‰。高低道最大高差H宜在0.2～0.5m之間。

　　平曲線半徑一般為6～12m，豎曲線半徑為9～12m。存車線長度2～3鉤車長。

　　順向平車場與逆向平車場的使用條件，主要決定於運量大小及上部車場的線路布置。運量較大，一般宜采用順向平車場，平車場線路與總回風道相接，應采用順向平車場，平車場線路與本層煤平巷相接，可采用逆向平車，在與石門相接時，兩種方式均可采用。絞車房位置受到限製，平車場變坡點與絞車房之間距離比較小，倒車長度較短時，宜采用順向平車場，若絞車房與軌道上山上口距離較遠，應考慮采用逆向平車場。

　　複習思考題

　　1.試述車場線路設計的內容和步驟。

　　2.試述道岔的選擇。

　　3.繪圖說明單軌線路曲線半徑的選擇。

　　4.說明外軌抬高和軌距加寬的原因和方法。

　　5.繪出主線為單軌的單開道岔非平行線路聯接圖，並寫出相關計算公式。

　　6.繪圖說明單開道岔平行線路聯接。

　　7.繪圖說明分岔平移線路聯接。

　　8.線路坡度的確定方法是什麼?

　　9.采區下部車場的形式有哪些?

　　10.輔助提升車場線路坡度及最大高低差的計算。

　　11.采區中部車場有哪些類型?

　　12.繪圖說明單道起坡斜麵線路回轉方式特點、布置斜麵線路目的及回轉方式選擇。

　　13.采區上部車場有哪些類型?

　　14.繪圖說明單道起坡上部順向平車場。

　　15.試述上部平車場的優缺點適用條件。