大倾角煤层留小煤柱沿空掘巷技术
采矿答案
1煤层按倾角分类：近水平煤层(<8°)、缓（倾）斜煤层( 8°～25°)、中斜煤层(25° ～ 45°)、急（倾）斜煤层(>45°)。
2煤层按厚度分类：薄煤层（<1.3m）、中厚煤层（1.3 ～ 3.5m）、厚煤层（> 3.5m）。
3我国煤矿井型分为：特大型井（>6.0Mt/a）、大型井（>1.2Mt/a）、中型井（0.3~0.9Mt/a）、小型井（<0.3Mt/a）。
4矿井巷道的分类有：开拓巷道、准备巷道、回采巷道。
5矿井的生产系统包括有：运煤系统、通风系统、运料排矸系统、排水系统、供电系统、压气系统、其他生产系统。
6爆破落煤一律采用串联方式联线，每孔装药150~600g。
7单滚筒采煤机进刀方式有：直接推入式、中部斜切进刀、端部斜切进刀。
8采煤机割煤的方式：双向采煤（往返一刀）、单向割煤（往返一刀）、双向采煤（往返两刀）。
9支架布置方式有齐梁直线柱和错梁直线柱两种。
10移架的方式有：及时支护（割煤→移架→推溜，对顶板控制有利，适用于不稳定、中等稳定顶板）、滞后支护（割煤→推溜→移架， 适应稳定顶板，底板较软，顶板压力大）。
11移架的方式有：单架连续式、分组交错式、成组连续式。
12放煤方式：多轮、单轮、顺序、间隔。
放煤步距：一采一放、两采一放、三采一放。
13道岔的类别：单开道岔（DK）、对称道岔（DC）、渡线道岔（DX）
14道岔型号的表示：
（1）符号含义：DK、DC、DX — 单开、对称、渡线；
（2）第一段数：6、9 — 分别表600、900mm轨距。15、18、24 — 分别表示轨型（Kg/m）；
（3）第二段数字：（2、3、4、5、6、7、8、10）为辙叉号码（M），表示辙叉角；
（4）道岔曲线半径：a单开、对称道岔名称中的尾数表示道岔曲轨的曲线半径，单位为：m。
渡线道岔DX — 名称尾数有四位数，其中前两位数：表示曲线半径，单位：m；后两位数：表示轨中心距，单位：dm；
_采煤方法
76 采煤方法
采煤工作是煤矿井下生产活动的中心，随着科学技术的进步和煤炭生产机械化水平的提高，采煤方法也在发展变化。采煤方法的种类繁多，影响采煤方法选择的因素很多，其选择和运用是否正确，将直接影响到整个矿井的生产安全和各项技术经济指标。合理的采煤方法应能满足采煤工作的安全、高产、高效、煤质好、成本低和煤炭采出率高等基本要求。
采煤方法概述
一、采煤方法的概念
采煤方法包括采煤工艺和采煤系统两项内容，为正确理解采煤方法的涵义及其生产过程，首先了解有关采煤方法的基本概念。
（1）回采工作——在采煤工作面内，为采取煤炭所进行的各项工作，称为回采工作。回采工作可分为基本工序和辅助工序，基本工序包括破煤、装煤、运煤、支护和采空区处理。此外，通常还需要进行移置运输、采煤设备等工序，除了基本工序以外的这些工序，统称为辅助工序。
（2）采煤工艺——由于煤层的自然条件和采用的机械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在进行的顺序、时间和空间上必须有规律地加以安排和配合。这种在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序的方法及其配合，称为采煤工艺。
（3）采煤系统——在采区（盘区）或条带等开采单元内，准备和采煤巷道的布置以及按其建立运输、通风等生产系统的总称，称为采煤系统。
（4）采煤方法——是采煤系统与采煤工艺的综合及其在时间和空间上的相互配合。两者相互影响和制约，根据不同的地质条件及开采技术条件，可有不同的采煤系统与采煤工艺相配合，从而构成多种多样的采煤方法。
二、采煤方法的分类
按煤炭开采方法的明显特征分，采煤方法可分为井工开采和露天开采两种方法。目前我国煤炭的开采方法是以井工开采为主，关于采煤方法的概念及内容，皆指井工开采而言。在井工开采中又可分为壁式体系及柱式体系两大类。
（一）壁式体系采煤法
一般以长工作面采煤为其主要特征，产量约占我国国有重点煤矿的95%以上。
根据煤层厚度及倾角的不同，开采技术和采煤方法也有较大区别。对于薄及中厚煤层，一般是按煤层全厚一次采出，即整层开采；对于厚煤层可将其划分为若干中等厚度（2～３m）的分层进行开采，即分层开采，也可采用放顶煤整层开采。无论整层开采或分层开采，依据煤层倾角、按采煤工作面推进方向不同，又可分为走向长壁开采和倾斜长壁开采两种类型。
大倾角厚煤层综采一次采全高采煤工艺
大倾角厚煤层综采一次采全高采煤工艺
【摘 要】本文针对煤层埋藏深、倾角大、煤层厚的特点，通过采用先进的开采技术、合理的采煤工艺、可靠的综合配套设备以及精心的组织和科学的管理，实现了矿井高产稳产。
【关键词】倾斜厚煤层；防到技术；大采高采煤工艺
0 地质概况
3200采区布置在工业场地煤柱西侧，采区范围北起3 煤层-1000m 底板等高线，南至3 煤层露头，西起39426000 线采区边界，东到工业场地西侧煤柱线。采区东西长1.6Km，南北宽0.7～7.5Km，面积1.34Km2，煤层倾角29～32°，可采储量559.2万t
1）煤层：3200采区3煤层为合并区，3（3上）煤层厚度在3.60～6.46m。3（3上）煤层直接顶板为细砂岩、粉砂岩和泥岩，厚1.35～17.32m，一般在2～8m之间。粉砂岩抗压强度为17.0～35.1MPa，细砂岩抗压强度为67.6～173.9MPa，属较稳定～稳定顶板；泥岩则属于不稳定顶板。3（3上）煤层底板为泥岩、粉砂岩或砂质泥岩，厚度一般1～3m，其抗压强度为7.80～51.2MPa，属不稳定～稳定底板。3（3上和3下）煤层的煤类主要为焦煤（JM25），个别1/3焦煤（1/3JM35），煤质以低中灰分、中挥发分、强粘结性、成焦率高、特高热值、低硫低磷低氯等有害元素含量低为主。
2）采区构造：为向北北西倾斜的单斜构造，伴有部分断层和宽缓褶曲，地层倾角一般在29°～32°之间；受区域断层单县断层以及终兴断层的影响，主要发育有近东西向断层和北东向两组断层，均为高角度正断层，其中以北东向断层为主，区内发现11 条断层，落差均小于10m。3煤层水文地质类型为以裂隙、岩溶含水层充水为主的简单—中等类型。
3）瓦斯与煤尘：区内煤层瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井；煤尘有爆炸危险；3 煤层不易自燃。
4）地温与地压：本井田主采（3上）煤层埋藏深（-650～-1200m之间），3煤层底板深度750m以深为大于37℃的二级高温区，即本井田可采煤层基本上都处于二级高温区内。矿井开采时地压大、支护相对困难、成本高。
国内沿空留巷技术分析及在鲁西煤矿应用前景研究
2021年第1期煤矿支护19
天$♦■振华杯参评论文
®兩沿空留卷鈦术4、祈氡在鲁函嫖矿裘用嗡孑蚵究
李彦启(山东里能鲁西矿业有限公司，山东济宁272000)
摘要沿空留巷顾名思义是采煤工作面后沿采空区边缘维护原回采巷道。为了回
收传统采矿方式中留设的保护煤柱。采用一定的技术手段将上一区段的顺槽重新支
护留给下一个区段使用。这种留巷的做法是沿着采空区边缘在原顺槽位置保留故称
为沿空留巷。沿空留巷可以最大限度回收资源，避免煤体损失。
关键词沿空留巷；优缺点；应用前景
1引言
推行无煤柱开采，不仅对生产矿井技术
改造、缓和采掘关系和延长矿井寿命具有现
实意义，而且也是使煤炭企业改善安全条件
和技术经济指标，增产、增效减亏的主要途
径之一。根据我国的实践经验和当前的技术
水平，目前推行的无煤柱开采护巷分为沿空
留巷、沿空掘巷、跨采和预采无煤柱护巷以
及在采空区内形成巷道四种形式，其中沿空
留巷这种无煤柱护巷方式如果实施技术方案
合理的话在技术和经济上有更多优越性.具
有广泛意义因而对于条件合适的矿井都应当
优先采用。
2沿空留巷的方式及其优缺点
2.1 小煤柱沿空留巷小煤柱沿空留巷即区段之间留设3〜5m
的煤柱护巷，通过施工小出口的方式，形成
通风、辅助运输、行人安全出口，留设下一
区段的一条巷道。
2. 1. 1 优点
①施工速度快，减少了对工作面生产的
影响，保障了工作面的正常推进② 区段间采用小煤柱布置，顺槽刚好避
开了外应力场集中的位置，巷道压力小，变
形小，有利于支护。另外，小煤柱布置能适
应所有顶板条件，也解决了沿空留巷遇到顶
板破碎管理难度大的问题。
③ 区段间采用小煤柱后，对上下临近煤
层的煤与瓦斯突出治理工作将大为降低。2. 1.2 缺点
① 区段间采用小煤柱封闭采空区不方
便，效果比整体混凝土墙体差。
② 区段间采用小煤柱留巷后留出口存在
向采空区侧漏风现象，容易出现采空区积水
和瓦斯的涌出。
③ 区段间采用小煤柱留设顺槽虽然巷道
大采高综放工作面小煤柱护巷煤体加固技术
总第１０３期
大采高综放工作面小煤柱护巷煤体加固技术
史国跃 （潞安环能股份公司王庄煤矿，山西长治０４６０３１） 摘要：６２０３工作面是王庄煤矿首个大采高自动化综放工作面，风巷采用沿空小煤柱方式布置。该面煤层 节理裂隙发育，比该矿其它采区煤层埋藏深度增加，巷道断面收敛较大，底鼓严重。为满足大型设备的运 送和采动期间巷道的维护以及瓦斯防治，对小煤柱里外侧分期进行了喷浆和注浆加固，从而提高了窄煤柱 的完整性和承载能力，为大采高试验成功奠定了基础，取得了预期效果。同时也为今后类似条件的支护提 供了很好的借鉴，为大采高开采技术的推广和完善提供了有力的科学依据。 关键词：大采高；注浆加固；窄煤柱；马丽散；动压巷道 中图分类号：ＴＤ２６５．４ 文献标识码：Ｂ 文章编号：１００５－２７９８（２００８）０５－００２０－０２ ６２０３综放工作面为王庄煤矿第一个大采高工 作面，可采长度风巷为１ ７２４ ｍ，其风巷与６２０５工作 面留５ ｍ窄煤柱掘巷，巷道支护为全锚网支护，该巷 道要求在６２０５工作面回采期间采动应力极不稳定 状态下快速掘巷，因受采动影响，巷道将出现较大的 变形。另外，在６２０３工作面顶煤煤体中距风巷１５ ｍ 平行掘有一条排瓦斯巷，该巷的跟进会进一步加剧 巷道变形。若不提前对６２０３风巷与６２０５工作面间 ５ ｍ小煤柱进行加固，一方面将很难保证６２０３风巷 的掘进成形和控制６２０３风巷在掘进期间的巷道变 形，无法实现快速掘进；另一方面巷道产生较大的变 形后，断面减小，通风能力受到影响，并且大采高支 架在６２０３工作面的试验成功更是无法保证，因此必 须提前对该巷煤体进行有效加固。 １ 概况 １．１煤层概况 ６２０３工作面所采３ 煤层赋存于二叠系山西组 地层中下部，为陆相湖泊型沉积；煤层厚度稳定，全 煤含夹矸５层，累计厚度为０．４０ ｍ。煤层总厚 ７．００ ｍ，煤层埋藏深度３００～３３０ ｍ，工作面割煤厚 度３．５ ｍ，，煤层普氏系数．厂＝２～３，巷道顶底板岩性 特征，见表１。 表１ 巷道顶底板岩性特征 围岩名称岩石名称厚度／ｍ 岩石描述
沿空留巷技术及其应用
沿空留巷技术及其应用
作者： 贾志军
来源：《科技资讯》 2012年第1期
贾志军
(鄂尔多斯市国源矿业开发有限责任公司生产技术部 内蒙古鄂尔多斯 010300)
摘 要:沿空留巷技术对于开采高瓦斯煤层的矿井而言,工作面采用沿空留巷技术为“Y”型通风方式提供了必要条件,解决了高瓦斯煤层工作面“U”型通风上隅角瓦斯积聚与超限问题,其技术优势和经济效益显著。
关键词:沿空留巷 支承应力 高瓦斯煤层
中图分类号:TD823.48 文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2012)01(a)-0093-01
1 沿空留巷的特点
1.1 沿空留巷矿压显现特点
沿空巷道如同停采的工作面,其顶板活动规律与采场有不同之处,也有相同之处。它们之间的不同点在于采场顶板。相同点在于都是处在一侧是煤体,另一侧是采空区的特殊地段,而且老顶破断后岩块形成的结构也类似。沿空留巷围岩的失稳机理有如下四种。
(1)切顶失稳。
沿空巷道煤帮无论是老顶断裂前呈“悬臂梁”结构,煤帮作为悬臂梁的唯一支撑点,还是断裂后呈“砌体梁”结构,作为两个支撑点中的一个均承受着老顶及上覆岩层较为集中的支承压力,致使煤帮产生严重的变形和破裂,导致老顶沿煤帮切落,发生切顶失稳。
(2）回转失稳。
随着工作面的推进,老顶在从“悬臂梁”到“砌体梁”结构的形成过程中,老顶的断裂与下沉是不可抗拒的。正是由于老顶断裂形成的岩块B的回转和下沉,使岩块C成为岩块B的另一个支撑点。如果开采的煤层厚度大,伪顶、直接顶厚度小,煤层回采后冒落的矸石少、充填高度低,岩块C的下沉空间便会很大,致使岩块C与岩块A之间的高差增大,岩块B的倾斜增大,岩块B与岩块C不能铰接形成“砌体梁”结构,导致岩块B以煤帮侧为支撑点,发生回转失稳。
（3）破断失稳(垮冒失稳)。
采矿学(2)-4大巷布置方式
1 4、大巷布置方式
一、缓斜及其以上煤层的大巷布置方式
这类大巷布置有3种基本方式，即单层布置、分组布置和集中布置。
1．单层布置(分煤层大巷与主要石门布置)
单层布置的特点是在开采水平内，在各可采煤层中，或在煤层底板岩层中都布置大巷，各煤层单独布置采区，各煤层之间用主要石门联系。由于各煤层单独布置采区，就每个采区而言，准备工程量较小，各分煤层大巷之间只开一条主要石门，石门的开拓工程量一般不大；由于建井时首先在上部煤层进行开拓准备，初期工程量较少；如果各分煤层大巷是沿煤层掘进，则施工速度较快，初期投资较少。其缺点是，每个煤层均布置大巷，总的开拓工程量大和维护工程量大；大巷沿煤层布置，维护困难，维护费用高，煤柱损失大。因此，在建国初期，煤层巷道支护技术不高时，它适用于煤层间距大，井田走向长度和服务年限短的中小型矿井。
2．集中布置(集中大巷与采区石门布置)
集中布置的特点是在开采水平内只布置一条或一对集中大巷，用采区石门联系各煤层。这种布置方式的大巷工程量较少；大巷一般布置在煤组底板岩层或最下部煤与岩石坚固的煤层中，维护容易；生产区域比较集中，有利于提高井下运输效率；由于以采区石门联系各煤层，可同时进行若干个煤层的准备和回采，开采顺序较灵活，开采强度，较大。其缺点是矿井投产前要开掘主要石门、集中运输大巷和采区石门，煤系地层厚度大时，初期建井工程量较大，建井工期较长；每一采区都要开掘采区石门，煤层间距大时，采区石门总长度大。故这种布置方式适用于井田走向长度大，服务年限长，煤层数目较多，层间距不大的矿井。
3．分组布置(分组集中大巷与主要石门布置)
分组布置的特点是将煤层划分为若干分组，每个分组开掘十条集中大巷，分组内用采区石门联系，分组集中大巷之间用主要石门或分区石门联系。这种布置方式总的巷道工程量较少；生产比较集中，大巷容易维护。其缺点是总的石门长度较长。因此，它适用于可采煤层数较多，层间距大小不等的矿井。特别是由于井筒布置要 2 求，当井底车场落在煤层组的上部或中间时，采用分组布置，初期工程量少，建井工期短。
大倾角薄煤层切顶成巷无煤柱开采技术
！ ！ 旦： Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｉｎｎｏｖａｔｉｏｎ Ｈｅｒａｌｄ
图４探放 水孔超前孔布置示意图 ６施工监控 在施工过程中，随时加强围岩监测，监 视围岩稳定情况和判断支护设计和施工方 法是否正确，工程技术人员做到班班跟班， 及时现场调整支护方法，收集相关巷道变 形量及支护参数，做好施工监测，确保施工 巷道达到设计规定。 创新技术 ７结语 （１）巷道过采空区施工时做到有预报， 少掘尺，小爆破，支护及时。施工中做到工 程技术人员跟班作业制，现场了解施工中出 现的问题，及时调整和修正支护设计和施 工方法和措施，为巷道通过采空区施工技 术提供技术保障。 （２）加强钻孔施工过程中的安全管 理，及时收集钻孔参数和钻孔内的水和瓦 斯、二氧化碳、硫化氢等气体的收集，做到 超前预报，制定探放水方案及探放水措施， 并制定专项的防治水预案。 （３）利用超前管棚、格栅支架、前探支 架配合单体支柱联合进行临时支护，可以有 效控制巷道顶板，确保临时支护质量安全 可靠，确保了施工进度和安全施工。 参考文献 【ｌ】胡国双．铁山隧道采空区处理【Ｍｊ．石家 庄铁道学院学报，ｌ９９８．
（上接３１页） 间距为０．５ ｍ。 （３）顶部炮孔装药量。 为保证周边平整度、半边孔痕率及有效 保护顶板，还应保证炮孔利用率，药量确定 为小于１ ｋｇ／孔。 （４）根据Ｋ２４煤层地质柱状图及工作 面采高情况，炮孔深度确定为４ １２＂１。炮眼布 置在采空区侧距切顶锚索４００ ｍｍ处，炮 孔略向上帮倾斜，与巷道底板垂直方向成 ２０～３０。的夹角。施工时保证炮孔质量，应 平直齐，成一条直线。如图３Ｎ示。 （５）炮孔深度确定：ｈ＋Ｈ≤Ｈ×碎胀 系数，ｈ——０．６５ ｍ；Ｈ——４ ｍ；碎胀系 数——１．４；０．６５＋４≤３．５×１．４ 炮孔深度取４ ｍ能满足切顶后需要。 ４．２切顶护巷支护设计 （１）锚素加强支护设计 采用中Ｉ ５．２４×６ ３ ００ ｍｍ锚素加固 顶板，先加固完锚索后再实施切顶；切 顶排锚索距炮孔或上帮壁４ ０ ０ ｍｍ。 ｝］｝距１ ６ ０ ０ ｍ ｍ，中间力口强锚索，｝ｊ｝距 ２４００ ｍｍ，锚索布置两排，呈２－２平行布 置，锚索布置平面图３所示。 （２）动压临时加强支护。 根据沿空护巷支护原则，为护巷提供 完整的围岩，必须对动压影响段采取临 时加强支护措施。根据柏林煤矿ｏ４５采区 Ｋ２４煤层工作面顶板来压规律，综合确定 动压影响范围：超前压力影响段为工作面 煤壁前方２０ ｍ，控顶区段为工作面煤壁 后方３．８５ ｍ，工作面后方周期来压显现段 ４０ ｍ。 （３）临时加强支护参数 动压区临时加强支护，采用ＤＺ ２ ５— ２ ５／１０ ０型单体液压支柱配铰梁。超前压 力影响段为工作面煤壁前方２ ０ ｍ，控顶 区段为工作面煤壁后方３．８５ ｍ，工作面后 方周期来压显现段４ ０ ｍ；超前压力区前 １０～２０ １Ｔ！为单排布置，间距１．０ ｍ，一梁一 柱。工作面煤壁后方４０ ｍ以外，压力趋于 稳定段，回撤Ｄｚ２５—２５／ｌ００型单体液压支 柱。同时沿巷道上帮采用矿用工字钢加工 点柱掺打贴帮支护，间距１．０ ＩＩ＇１。工作面在 回采后，在机头段距机巷上帮０．４ ｍ处掺 打一排走向密集，柱距为０．４ ｍ，并用预制 板背帮，以有效挡矸为原则。在机巷采后段 掺打靠上帮掺打一排工字钢点柱，柱距为 ０．８ ｍ，并用预制板背帮，形成２次挡矸。 ５切顶护巷试验效果 为了观测巷道的变形量，机巷预裂爆 破开始位置选择为测量起始点，间隔是 ２．６ ｍ取一个点，测量点取巷道顶板的中 点，沿着中线由北向南测量。机巷切顶卸压 预裂爆破后机巷高度变形参数见表１。 以上数据可以看出，自机巷施工切顶卸 压预裂爆破以来，巷道变形量很小，在矿压 稳定阶段４０ ｍ后，经过几次精心的测量， 巷高基本不变，说明切顶卸压预裂爆破成 ３４ 科技创新导报Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｉｎｎｏｖａｔｉｏｎ Ｈｅｒａｌｄ 效比较好，达到了预期的目的。 ６切顶卸压护巷技术试验总结 （１）切顶卸压护巷技术在围岩较软破 碎时，仍然可以取得较好的卸压效果，但是 留巷会有一定变形，由于围岩软弱，变形不 可避免，但是卸压效果明显，切顶后巷道 保持稳定，可以保持较大断面，不需二次维 修，基本可以满足Ｙ型通风需要。 （２）通过在软岩巷道实施切顶卸压护 巷技术，效果是明显的，说明基本达到预期目 标。 （３）由于围岩较软弱和破碎，在该种 地质条件下切顶护巷要想取得较好效果， 必须加强超前护巷支护强度和密度，控制 爆破装药量，优化爆破参数，减小爆破对围 岩损伤，实施锚索支护悬吊浅部松动围岩。 参考文献 …１张国锋．白皎矿保护层沿空切顶成巷无 煤柱开采技术研究…．采矿与安全工程 学报，２０ｌ１（４）． ［２］宋振骐．实用矿Ｌ【ｌ压力与控制【Ｊ］．徐州： 中国矿业大学出版社，ｌ９８８． ［３］何现平，宋艳华．沿空留巷巷道支护技术 【Ｊ］．河北煤炭，２０ｔｏ（３）：２９—３１．
沿空留巷总结
1 薄煤层半煤岩沿空留巷技术
一、矿井概况
1.矿井位置及范围
我公司矿井位于淄博市淄川区城南镇南石谷村东，井田位于淄博向斜东翼的中部，地层基本上呈单斜状，地层总走向北30°东，倾向北西，倾角5～22°。
矿井范围：东(浅部)以7煤层的-150m水平垂直切线与广通公司(原龙泉煤矿)相邻，西(深部)以4煤层-750m垂直切线为界，南部以纬线4051000与西河煤矿深部相毗邻，北与原寨里煤矿北大井深部为界，井田走向长3.57～9.0km，倾斜宽1.65～4.45km，面积25.51km2。
2.矿井开发
矿井为1920年日本人所建，1924年开始生产，因涌水量大，1942年停产。1958年5月原淄博矿务局恢复建设，1960年简易投产。矿井原设计能力45万t /a，2006年核定生产能力36万t /a。
矿井有三个井口，即主井、副立井和提风斜井，主井井口标高+119.3m，井底标高-245m，井深365m。矿井开拓方式为立井多水平分区式开拓，第一水平为-245m水平，现开采1、2煤层，并由此水平开拓了-160m和-320m两个辅助水平，开采1、2、3-1、4、7、9-1煤层，这两个辅助水平已开采结束。
第二水平为-430m水平，现为主生产水平，主要开采7、9-1煤 2 层，1、2、4煤层为配采煤层。
第三水平为-600m水平，现为生产水平，主要开采7、9-1煤层。
采煤方法采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺为机采配和爆破落煤，全部陷落法管理顶板。提升方式为双层单车普通罐笼，矿井地质类型V类，水文地质条件类型为复杂型。本矿井属大水矿井。
通风方式为中央分列式，主、副立井进风，地面斜井回风，通风方法为抽出式。低瓦斯矿井。地面回风斜井按有G4—73—11NO28D离心式扇风机两台，配用电机功率630KW，额定电压6000V，额定电流76A，额定转速589r/min，一台工作，一台备用。矿井总进风量6150m3/min，需要风量5887m3/min。矿井总回风量6582m3/min，有效风量5712m3/min,矿井有效风量率86.6%，矿井负压3100Pa，矿井等积孔2.38m2。
综采工作面窄煤柱沿空掘巷支护技术研究
222021年第3期
收稿日期 2020-10-21作者简介 张兵强（1975—），男，山西沁水人，助理工程师，现在南凹寺煤业从事采矿技术管理工作。综采工作面窄煤柱沿空掘巷支护技术研究
张兵强
（山西沁和能源集团南凹寺煤业有限公司，山西 晋城 048000）
摘 要 为保证工作面最大程度回采资源的同时兼顾30407工作面运输巷安全掘进，根据现场地质条件，对30407工作面沿空掘巷煤柱留设尺寸进行数值模拟。可知：沿空掘巷留设煤柱为5 m，对煤柱进行注浆加固，
采取锚杆+金属网+梯子梁支护巷道，掘进期间巷道顶板和两帮最大变形量分别为23 mm、125 mm，满足巷道正常使用要求，且可增加20万t煤炭采出量。关键词 综采；沿空；煤柱中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2021.03.009
Study on Supporting Technology of Gob Side Entry Driving with Narrow Coal Pillar in Fully Mechanized Working FaceZhang Bingqiang(Shanxi Qinhe Energy Group Nanaosi Coal Industry Co., Ltd., Shanxi Jincheng 048000)
Abstract: In order to ensure the maximum recovery of resources and the safe driving of the 30407 working face transportation roadway, according to the site geological conditions, the numerical simulation of the coal pillar size of the 30407 working face gob side entry is carried out. It can be seen that the coal pillar size is 5 m, the coal pillar is grouted and reinforced, and the bolt + metal mesh + ladder beam is adopted to support the roadway. During excavation, the maximum deformation of roadway roof and two sides are 23 mm and 125 mm respectively, which can meet the requirements of normal use of roadway, and can increase 200 000 tons of coal production.Key words: fully mechanized mining; along gob area; coal pillar