项目名称: 高瓦斯矿区千万吨级矿井建设

申报单位: 山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司

主要完成人：袁宗本  朱晓明  苏清政   贺天才  文士华

高玉斌  姜铁明  闫振东  郝海金 董文敏 陈汉英  常新富  陈绪正  杨仓勋 韩邦枢 王俊杰  普为东  吕延廷  宋红刚 马洪礼 王江玺

主要完成单位: 山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司

专业（学科）分类名称代码: 大型工程

所属国民经济行业: B类型

项目起止时间：1997年1月-2004 年 12 月

项目简介：高瓦斯矿区千万吨级矿井建设属于大型工程类领域。寺河矿是国家计委批准的“九五”时期国家重点建设项目。

寺河矿井属高瓦斯矿井，根据煤科总院重庆分院测定，东区3#煤层瓦斯含量为6.88~11.28 m³/t，平均为9.03 m³/t；西区3#煤层的瓦斯含量为15.04~19.52m³/t,平均为16.6m³/t。北区煤层瓦斯含量约为28.7m³/t,2004年矿井瓦斯测定绝对瓦斯涌出量为386m³/min，相对瓦斯涌出量为25.28m³/t。

井田可采煤层为3层，总厚度10.32m，其中，主采煤层3号煤厚度平均6.2m。煤种为低硫、低中灰、高发热量、高机械强度的无烟煤，为优质化工原料和动力用煤。

根据多年的生产实践，认为在高瓦斯矿区要建设千万吨级矿井，必须解决的主要技术难题有：1)瓦斯治理问题；2)如何实现工作面高产高效问题；3)快速掘进问题；4)大断面巷道支护问题； 5)主、辅运输问题；6)洗煤问题、外运问题。

该项目主要是根据当地的地质条件和生产技术水平，在引进和吸收国外先进设备的同时，研究和开发了适合寺河矿地质条件的巷道快速掘进和支护工艺、高效的大采高回采工艺、双系统瓦斯抽放技术、工作面快速搬家工艺以及无轨胶轮车辅助运输系统和长距离(7km)皮带输技术送等工艺技术，在高瓦斯矿区实现了高产高效和安全生产，使矿井的原煤生产达到了千万吨水平。

立项背景：寺河矿是国家计委批准的“九五”时期国家重点建设项目，是《煤炭工业“九五”计划和2010年远景目标》重点建设的八大矿区之一，也是晋城煤业集团一座新建的特大型现代化矿井。

寺河矿井属高瓦斯矿井，根据煤科总院重庆分院测定，东区3#煤层瓦斯含量为6.88~11.28 m³/t，平均为9.03 m³/t；西区3#煤层的瓦斯含量为15.04~19.52m³/t,平均为16.6m³/t。北区煤层瓦斯含量约为28.7m³/t,2004年矿井瓦斯测定绝对瓦斯涌出量为386m³/min，相对瓦斯涌出量为25.28m³/t。

从新老矿井接替、市场需求及矿井的高产高效考虑，寺河矿的产量必须有一个大幅度的提高。同时，随着采矿技术的发展，采掘运设备的大功率和高可靠性，也为矿井大型化奠定了坚实的基础。但按照过去的井田划分，寺河矿井的年产量不可能达到千万吨，否则矿井服务年限太短，所以，寺河矿的建设采取多井田联合开发的建设模式。

1996年开始建设时，国内还没有千万吨级矿井，特别是在高瓦斯矿区更上没有。工作面最大的截割高度为4.5m。回采工作面的年原煤产量在400万吨以下，工作掘进工作进尺在1000m以下。矿井瓦斯主要以井下抽放为主，抽放量多在１亿m³以下，抽出的瓦斯主要是作为民为燃料加以利用。

根据多年的生产实践，认为在高瓦斯矿区要建设千万吨级矿井，必须解决的主要技术难题有：1)瓦斯治理问题；2)如何实现工作面高产高效问题；3)快速掘进问题；4)大断面巷道支护问题； 5)主、辅运输问题。

总体思路：１．高瓦斯矿区要实现矿井的高产高效，必须首先解决瓦斯问题，拟采取的主要技术措施有：地面的钻孔瓦斯预抽、井下长钻孔预抽相结合，尽量降低煤层瓦斯含量，为矿井高产高效提供条件。

２．提高掘进工作面掘进速度，确保采掘正常衔接，拟采取的措施为引进连续采煤机及其配套设备，加快掘进速度。同时要根据寺河矿的特点，优化掘进工艺，并在消化进口设备的基础上，争取开发国产化的掘进配套设备和掘进工艺。确保单机月掘进进尺达到1500m。

３．大幅度提高工作单产和回采工效。拟采取的措施为引进大采高设备和技术，加大工作面采高，初步试验时，采高达到5.2－5.5m，试验成功后，采高达到6.2m。在此过程中，要加大对大采高工作面矿压显现规律的研究，为液压支架的国产化奠定基础。确保回采工作面年产原煤达到700万吨。

４．加大回采工作面通风量，确保工作面瓦斯不超限。拟采用三进两回偏Y型通风方式，加大工作面通风量。

５．大断面煤巷顺槽支护问题，拟采用煤巷锚杆支护技术来解决。拟采用动态信息设计法，运用次生承载层、组合支护体系理论来研究寺河矿的锚杆支护，以求支护体系经济合理、安全可靠。确保简化回采工作面端头支护，加快工作面的推进速度。

６．辅助运输问题。由于寺河矿井盘区距离远，运输距离长，为满足设备快速运输与安装，以减少搬家停工时间，拟选用防爆柴油发动机驱动的无轨胶轮车作为辅助运输的工具。

７．为了尽量减少回采工作面的搬家和安装时间，拟采取提前掘切眼尾巷和回撤通道的方法，确保回采面搬家时间控制在15天之内。

技术方案：１.寺河矿大采高一次采全厚采煤工艺研究

目前，国内外开采缓倾斜厚煤层有分层开采、放顶煤开采和大采高开采三种方法。近几年来，随着开采技术的不断进步，大采高采煤方法以其生产能力大、安全程度高和经济效益好等优点逐渐显示出其强大的生命力，成为厚煤层开采技术的主要发展方向之一。

实现高产高效矿井的一井一面或一井二面模式，就必须提高采煤工作面的单产，为了实现这一目标，寺河矿根据矿井地质条件，借鉴神东公司长壁工作面大采高开采经验，决定采用大采高一次采全厚开采方法。

寺河矿大采高一次采厚工作面的主要设备全部引进，并在开采工艺和设备方面进行了一系列改革和技术开发，形成了生产能力大、自动化程度高、安全可靠和工效高的成套综采设备，使一次采全高工作面高产高效成为可能。

1.1 大采高工作面支架围岩关系的研究，为了了解大采高综采技术的发展现状，集团公司曾多次派有关单位到使用大采高综采技术的矿区进行调研和收集资料，并且在2000年与中国矿业大学和太原理工大学合作，对寺河矿3号煤层的顶底板物理力学性质进行了取样和参数测定，同时运用大比例相似材料平面和三维模型及计算机数值分析方法研究了不同采高条件下工作面矿压显现的特点，并对不同倾角时的工作面支架受力进行了分析，用于指导工作面设备，特别是液压支架的选型。

研究表明：在我国目前的大采高（采高5.5m左右）开采条件下，形成基本顶稳定结构的位置一般在煤层以上2~3M（M为采高）处或更高的层位。因此11.2M以下的直接顶岩层可视为不规则冒落带；1~1.2M至2~3M之间的直接顶岩层为规则冒落带，并且在其上部可能形成比较稳定的平衡结构。

大量的研究和现场观测表明：通常情况下，基本顶是超前工作面断裂，由于刚断裂的岩块受到煤壁支承的影响，开始时回转角较小。基本顶岩梁超前断裂后的运动状态、受力状态及支承压力分布对于采场矿压控制具有非常重要的意义。为了保持平衡，断裂后的基本顶要实现回转，回转的时间和角度的大小与直接顶岩性及其损伤程度、支架的工作阻力等有关。

基本顶岩块回转形成的给定变形主要与采空区处理方法及采高有关，而回采工作面顶板下沉量是由基本顶、直接顶和支架耦合作用的结果，这种作用的结果使直接顶产生了多次损伤。工作面支架载荷主要与直接顶的损伤特性有关。地质及生产条件类似的情况下，损伤后的直接顶转压效果好，支架载荷就大，否则就较小。在直接顶特性，特别是损伤特性已知的情况下，可以根据其应变确定出应力的分布，研究直接顶与上位岩体力的作用，这一关系是工作面空间“来压”与支架围岩关系的内在决定因素。

随着采高的增大，支架的最大工作载荷也在增加，但不是呈线性增加。考虑直接顶损伤特性及基本顶给定变形压力时可用来计算支架的最大载荷。用该式计算得到的支架最大载荷值要小于按6倍采高岩柱重计算得到的值，并且更加接近现场实际观测到的支架载荷。同时，研究表明，随着采高的更一步增大，支架载荷增高的趋势有减缓的现象。直接顶重量和给定变形压力随采高的变化情况见图1所示。

 

曲线1为给定变形压力与采高的关系；曲线2为直接顶重量与采高的关系

图1  直接顶重量和给定变形压力随采高变化

随着采高的增加，直接顶重量增加的幅度要大于给定变形压力增加的幅度。也就是说，随着采高的增加，直接顶重量在支架载荷中所占的比例上升，同时，由于直接顶厚度的增加，基本顶对支架的影响减少，由给定变形所产生的载荷减少， 进一步证明了工作面支架载荷并不会随着采高的增大而呈线性增加，这为大采高工作面支架选型奠定了理论基础。

1.2 大采高工作面的地质及生产技术条件，首采工作面走向长1660m，倾斜长220m，煤层平均厚度6.10m。工作面回采巷道采用“三进两回”布置方式。设计采高5.0m，实际采高5.5m,机头、机尾15m随巷道顶底平稳过渡，循环方式为多循环。该工作面最大盖山厚度494m，最小盖山厚度208m，平均盖山厚度351m。

首采工作面开采3^#煤层，煤层以黑色亮煤为主，煤层厚度5.75~6.90m，平均6.20m；煤层倾角0~5.0⁰，平均3.0⁰。底板向上1.4m处有一层较稳定的粉砂质泥岩夹矸，厚度0.1~1.1m，平均0.2m。煤层节理、裂隙较发育。其煤层和顶底板岩性特征见表1。

表1         煤层和顶底板岩性特征

工作面总体呈一背、向斜构造；背斜轴部位于停采线附近，向斜轴部位于工作面中部。工作面东高西低，相对高差3m左右。工作面水文情况简单，涌水来源主要为顶板砂岩裂隙水。

1.3 工作面设备选型，从高产高效，一井一面，集中生产的综采发展新趋势要求出发，必须增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面运输机的相匹配，顺槽也必须采用长距离大运量的胶带输运机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术上先进，性能优良，可靠性高，以保证综采设备的开机率，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。

1）采煤机

据有关资料统计，国外高产高效工作面开机率一般在70%以上，最高达95%。国内高产高效面先进水平一般在40~45%，引进国外设备按比国内先进水平有所提高。 

按照计算，采煤机的实际截煤速度应达到6~7 m/min,空载时要求其速度不小于12 m/min，以减少辅助工作时间。国外双高工作面的采煤机实际截煤速度普遍在8 m/min以上，最高达13 m/min。最大牵引速度已达31.8 m/min。因此，厚煤层大采高采煤机总功率一般应在1700~1800 kW 。

寺河矿区煤质较硬，普氏硬度f=1.8~2左右，有煤层构造。工作面超前压力显现较明显，在采煤过程中易出现片帮现象。通过选型计算，结合工作面地质情况，选用德国艾柯夫公司的Sl500型交流电牵引采煤机，装备了强大的截割功率，牵引速度快并具有很高的机械强度，可保证在厚煤层和坚硬截割条件下的安全使用。机身三段间采用高强度液压螺栓连接，截割电机横向布置；整机采用十六位微机MICOS68控制，具有状态监测和故障诊断功能，并装备了自动化功能：（1）采煤机在有人控制下截割一刀后，其后的截割就可以进行无人操作；（2）限量控制卧底和采高，帮助操作人员作业。采煤机通过先导控制线或数据线可与顺槽主机进行数据传输，并可将数据传输到地面。采煤机的具体技术参数见表2 。

表2     SL500采煤机主要技术参数表

2）工作面可弯曲刮板输送机

工作面刮板输送机的生产能力应保证采煤机落煤能被及时全部运出，并留有一定备用能力。运输机的铺设长度和装机功率应依照工作面设计长度和采煤机参数确定

初步计算，功率应在1200kW以上，结构应坚固耐用，机头结构为交叉侧卸式，驱动装置垂直布置，中部槽为整件铸造槽帮，封底结构，双中链，链条不小于2×Φ34mm，机尾可以实现自动张紧链条，软启动方式驱动，电脑控制。最终选择DBT公司PF4/1132工作面刮板输送机，其主要技术参数见表3。

表3    工作面PF₄1132刮板输送机主要技术参数

3）转载机与破碎机

转载机应具有高强度，皮带机尾能够整体自移。选择参数以工作面运输机额定运量乘1.1环节系数确定，额定运输能力2750 t/h，因此选择DBT公司PF4/1332转载机，技术参数见表4：

破碎机通过能力应确保工作面刮板机、转载机煤流的及时通过，应不小于1.2×2500=3000t/h，另外根据晋城煤作为煤化工原料要求，块率要高，因此选用滚筒形式为截齿式，要求截齿（座）强度高、数量少，以减少块率损失，悬垂高度可调节，溜槽底板应具有足够强度。根据这些需求，选择DBT公司的WB1418破碎机，技术参数见表5：

表5 破碎机的主要技术参数

破碎机带有湿式除尘装置，由22kW液压马达驱动轴向通风机 ，可实现程序控制，起动破碎机前先开起集尘装置，保证集尘效果。

4）液压支架的选择

液压支架是综采工作面最重要的设备之一，从目前世界先进采煤国家长壁工作面中的液压支架看，液压支架基本以掩护式为主，约占全部架型的96%，且有向两柱式发展的明显趋势。多年的生产实践证明，高工作阻力的两柱掩护式支架适应顶板中等稳定的长壁工作面。寺河矿井煤层赋存条件及顶底板条件与美国相类似，借鉴国外高产高效工作面生产经验，结合我国架型选择要求，工作面液压支架采用掩护式。最大高度H_max=h_max+S₁=5.2+0.3=5.5m；最小高度：H_min≤h_min- S₂-a-b=2900-200-50-50=2.6m

根据计算确定液压支架的技术参数见表6：

表6掩护式压支架技术参数           

 DBT-shield255/550-2×ST₂-4319

首采工作面共设计配套了130个支架，其中端头架、过渡架共15架，支承高度2. 25~4.5m；中间架115架，支承高度2.55~5.5m；每个支架由一个带微处理器的PM4和若干传感器组成。每8个PM4提供一个电源，顺槽安装有一个主PM4服务器和一个Windows操作界面的主计算机MCU，通过快速插头连接线组成整个工作面PM4电液控制系统。

5)乳化液泵的选型及液箱配置  

乳化液泵的压力要满足初撑力和千斤顶所需最大推力的要求，流量要满足每架（组）在移动循环中所需的动作的立柱和千斤顶的最大流量，同时要满足支架追机速度要求。控制方面要求随支架载荷变化，根据系统压力自动调节开启泵的台数，能根据对液位自动控制补水，具有乳化液自动配液装置，并对乳化液出口压力、泵润滑油压力进行检测和保护。

依据原则，泵站压力应满足：

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

式中：Z—支架的主立柱根数

D—支架立柱缸体内径0.325m

P₁—初撑力5890kN

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

式中：D₁—千斤顶缸体内径0.1m

P_n—千斤顶的最大推力310kN

满足1）、2）的泵站压力P=K P_b1（P_b2）=1.05×36.5=38.3 MPa

式中：K—泵站系统压力损失系数，K取1.05~1.1

泵站流量应考虑成组快速移架的需要，按6架/组计算：

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

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

式中：Q—L/min,液压泵站的工作流量

n₁、n₃—移架时立柱的行程和千斤顶的行程290cm、86.5cm。

F₁、F₂、F₃—立柱环形腔、活塞腔及千斤顶移架腔的作用面积分别为934.82cm²、1056.24cm²、298.17cm²。

L—支架架间距，1.756m×6

V_q—采煤机牵引速度，取7m/min

t₄—移架过程中的其它辅助时间0.2min

η—泵站容积效率取η=0.9~0.92

液箱以满足①V≥3Q+Q=563.6×3+200=1890.8L。②停泵时全部进回液管回液和煤层厚度变化使立柱伸缩造成的流量变化等因素，选择德国豪森科公司的EHP-3K200型泵和液箱。

矿井采用大采高综合机械化采煤，首采工作面于2002年7月1日完成设备安装，采煤机引进德国艾柯夫公司SL-500型交流电牵引采煤机，该机最大采高5.6m,截深0.865m,牵引速度0~31.8m/min。液压支架及工作面刮板运输机、转载机、破碎机从德国DBT公司引进。液压支架形式为二柱支撑掩护式，过渡架高度为2.25~4.5m,中间架高度为2.55~5.5m,支架中心距1.756m,工作阻力8638kN,初撑力5890kN,支护强度0.74~0.91MPa,支架重量为28t。液压支架采用了先进的PM4电液控制技术，可实现成组快速移架，移架循环时间6~8s。其它配套设备包括德国豪辛科乳化液泵，澳大利亚ACE公司顺槽胶带输送机，法国SITE公司负荷中心以及天津贝克公司监控系统。该套综采设备于2002年7月1日投入运行，最高日产量达2.8万t。

先进的长壁工作面装备必须有完善的监测监控系统。工作面共装备了工作面三机PROMOS监测监控系统和乳化液泵的PROMOS监测监控系统和顺槽胶带机的监测监控PROMOS保护系统三个系统。大采高工作面采用霍尼维尔厂景监测监控系统（KJ72型）。以3302工作面为例，每条进回风巷中均安设了瓦斯传感器，进风2个，上隅角1个，回风4个，共7个。瓦斯传感器布置位置及报警、断电浓度见图2所示。

图2    瓦斯传感器布置位置示意图

1.4 回采工艺，采用倾斜长壁一次采全高自然冒落后退式综合机械化采煤法。

工作面支架选用德国DBT公司生产的二柱式掩护支架及其相配套的端头支架。

采煤工艺为：割煤——拉架——移溜——清煤；进刀方式采用端部斜切割三角煤进刀，采煤工艺与普通综采基本相同，工作面沿底板推进，采高一般控制在5.4m以上，机头、机尾各15m随巷道顶底板平缓过渡。

四六制作业(一个班检修，三个班生产)，循环方式为生产班进4个循环，日进12个循环,循环进度0.865米。循环产量1297.84t,日产量15574.08t,月产量467222.4t。

进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法为，首先机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁，待采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.865m后停机；然后将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架－－顶机头（机尾）－－移溜。机组进刀总长度控制在30m左右。

根据本工作面的地质条件及工人的操作习惯，拉架采用双向邻架自动顺序移架，每次移一架；推溜采用双向成组推溜。

工作面主要技术经济指标见表7。

表7 工作面主要经济技术指标

2 工作面快速安装与搬家

2.1 利用切眼尾巷安装工作面，寺河矿2301工作面南部，平行于切眼距切眼30m布置有一条尾巷，与切眼有3个横贯相连。安装时，工作面的支架、溜子、采煤机、破碎机等设备均采用支架搬运车、支架叉车由切眼尾巷运往切眼，配合支架叉车调向安装，

工作面设备的安装顺序为：设备列车（负荷中心、泵站）→马蒂尔液压系统、转载机、破碎机→刮板机→采煤机→支架。

1)设备列车的安装

安装轨道、绞车→用瓦格娜铲车按照由外向里的顺序将设备列车和其设备安放到已经铺设的轨道上→用绞车拉至适当位置→将各辆平板车用专用的连接装置可靠连接→连接负荷中心电源线、负荷线、本布罗控制线、接地保护系统→形成工作面临时泵站→调试工作面供电、供液系统

2）马蒂尔系统、转载机、破碎机的安装

马蒂尔液压系统（上井检修下井复用）→转载机（上井检修下井复用）机头、电机、减速器→桥身部→凸槽→倾斜槽→凹槽→破碎机→旋转槽→鹅颈槽→转载机尾（刮板机机头）。

3)刮板机的安装

机头部→机头过渡槽→机头特殊槽→中部槽→机尾特殊槽→机尾过渡槽→机尾部。

4) 采煤机的安装

做好准备工作→将采煤机的滚筒、摇臂运到安装地点→把采煤机机身运到贝壳内和已安装好的溜槽对接好→将摇臂安装在机身上→安装滚筒→接好各部位电机的电源线、控制线→连接主电缆和水管→安装其它附属小件及管路→试车。

5)液压支架的安装

液压支架的安装从机头开始依次向机尾安装。

第一台支架运到安装地点后，利用支架车的自卸装置将其卸车，用叉车（绞车配合）将其调向、安装到位。

将已入位的支架与临时泵站接通供液。升起支架使其顶梁与顶板接触严密，并达到初撑力。并保证支架和运输机溜槽垂直，缩小安装误差。机头、尾过渡架不能互换，必须按编号依次排放安装。 当工作面130个支架安装完毕后，连接安装PM4及其电源系统。工作面整个安装工作完成后，将临时泵站供液改为永久泵站供液。

2301工作面借鉴神华经验提前在停采线处，提前掘进出主撤架通道（宽×高：5.5×3.8m），距离主撤架通道25m掘出辅助撤架通道（宽×高：4.5×3.8m），主副撤架通道之间利用4个横川相连（横川宽×高：4.5×3.8m）。

在主撤架通道内安装三种支架共106架，其中BC7D-400/1735型支架64架，BYE-400/1735型支架26架，垛式支架6架（置于主撤通道中部靠近工作面侧排放）。支架沿撤架通道排成两条线，呈品字形摆放。

2.2 利用主副撤架通道回撤设备的方法，2301工作面提前在停采线处掘进出主撤架通道(宽×高：5.5×3.8米)，距离主撤架通道25米掘出辅助撤架通道（宽×高：4.5×3.8米），主副撤架通道之间利用四个横川相连（横川宽×高：4.5×3.8米）。2301工作面主副撤架通道的提前施工,实现了综采工作面的快速停采搬家，充分利用四个横川优势，实现了多点撤架，分段回收。

利用Z7200/23/38A型垛式支架作为大采高撤架的掩护支架,采用慢速绞车牵引和支架自拉的方式将支架调向、撤出，木垛及时维护顶板的办法回撤支架。

撤架工序：回撤工作面待撤支架前点柱和通道内平行于通道的35型支架(降35型支架后必须将原支护和上方的木垛回掉)→工作面支架缩护壁、侧护板→降架→拆液管→绞车牵引前移→调向→维护三角区→移掩护支架→拖运→装车→指定地点。

撤架设备：铲车4辆，ST—3.5S瓦格那铲车；牵引车2辆， FBL—15型森内卡牵引车；支架牵引车2辆，FBL—40型森内卡牵引车；支架拖车2辆，CHT—50型DBT支架拖车。

以工作面中部支架为界，向机头、机尾分两段顺序将支架撤出。

1）利用绞车牵引将工作面中部支架从工作面通道撤出

首先撤出回撤通道内影响中部支架回撤的前点柱及通道内平行于通道的35型掩护支架。撤出通道内的单体柱及35支架时，先回单体柱（35架前后、左右侧的单体柱），再撤35支架。回35架时，先回靠工作面侧支架，再回靠副撤架通道侧的支架，并及时在回撤区域打木垛护顶，且必须有足够的安全的调架空间，不能影响调架。利用绞车将工作面最中部的一架支架从通道撤出。

2）利用工作面中部绞车调向，分别沿机头、机尾方向，顺序撤出紧邻中部支架的各两架支架，使用端头绞车牵引至机头方向的巷道内或机尾方向的巷道内。再调正机头段、机尾段的掩护架。利用中部支架前方通道内两台Z7200/23/38A垛式支架作为掩护支架，其中一台作为机尾方向的掩护支架，另一台作为机头方向的掩护支架。调向时滑轮固定在待撤支架前方的垛式支架或35架底座上。然后，绞车配合FBL-15支架拖车自拉或FBL-40叉车将支架装车或叉装运输。

3）依次分别向机尾、机头方向撤出剩余支架。

4）拉掩护架。

每撤一架，利用绞车牵引前移掩护架，始终保持掩护架顶梁与待撤支架靠三角区侧有500mm左右的空间。

5）利用主、副撤架通道间的1^#、2^#、3^#、4^#横川将横川内及横川与主撤通道交叉区域的35型支架撤出，撤出后在距横川口5m处打两个木垛护顶。其它35型支架利用绞车或叉车从撤架通道撤出。

6）支架回撤至机头和机尾分别剩余两架支架时，先撤出撤架通道内的掩护架，再分别撤出机头和机尾的两架支架。机头和机尾的两架支架均采用交替迈步前移的方式，分别由机头方向的巷道内或机尾方向的巷道内撤出。

利用工作面开切眼尾巷，采用先进的运输设备，回撤和安装一个工作面仅需要7~15d，比传统的安装方式节省时间15~20d，实现了工作面的快速搬家，缩短了搬家时间，为矿井实现高产高效创造了条件。

3 寺河矿连续采煤机掘进工艺研究

掘进设备引进美国久益公司两套12CM27－10E型连续采煤机， Fletcher公司生产的CHDDR型双臂锚杆钻机，菲利普斯公司生产的PM2110－C型运煤梭车，斯坦姆勒公司生产的BF－14B－54－64C型给料破碎机，瓦格娜公司生产的ST－3.5型柴油驱动铲车进行清煤和运料。采用连续采煤机割煤、锚杆机支护、全断面掘进的机械化掘进方式。循环方式为多循环，最大循环进度为12m。

采用这套设备进行锚杆支护施工，大大减轻了工人的劳动强度，提高了掘进速度。最大控顶距为10m，遇见特殊地质条件，随时减小控顶距，这套设备平均进尺达到800~900m/月。最高进尺达到1500m/月。

连续采煤机掘进过程分为“切槽”和“采垛”两个工序，司机在激光指向仪的导向下，确定连续采煤机的进刀位置，先在巷道的一侧掘进，按照巷道尺寸截割深度达循环进度后退机，这一工序称“切槽”工序。然后连采机退出，调整到巷道的另一侧，再切割剩余的煤壁，使巷道掘至所要求的宽度和循环进度，这一工序称为“采垛”工序。连续采煤机就是通过“切槽”和“采垛”工序来完成巷道的掘进。

无论是切槽还是采垛工序，连续采煤机截割时，首先连采机司机将截割头调整到巷道顶板，将截割头切入煤体，切入深度不大于截割头的直径，然后逐渐调整截割头高度，截割头由上而下切割煤体，当截割头切到煤层底部时，连采机稍向后移，割平底板，并装完余煤，然后连采机再进行下一个切割循环。连采机依此反复循环，完成切槽和采垛工序，直到一次掘进进尺达到规定的循环进度后转移到邻近巷道作业。

以3301工作面33012、33014、33013三条回采巷道掘进为例。连采机在33012巷割煤达循环进度后，调机到33014巷割煤，此时，锚杆机调机到33012巷支护；连采机在33014巷割煤达循环进度后，调机到33013巷割煤，此时，锚杆机完成了33012巷的支护，调机到33014巷支护；连采机在33013巷割煤达循环进度后，调机又到33012巷割煤，此时，锚杆机完成了33014巷的支护，调机到33013巷支护。依此反复循环连续作业，连续采煤机掘进工序示意图见图3

掘进工艺流程：交接班→安全检查→掘进机割、运煤→达循环进度→铲、清煤→掘进机调机到合适位置→进行敲帮问顶找掉→单体锚杆钻机、单体锚索钻机进入巷道内支护→人工清煤→接溜槽→自检验收→进行下一个循环。

截割方式：采用纵轴式横向连续摆动截割方式。截割工艺为：进刀→截割→修周边→成形。截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度800~1000mm，然后在巷道内水平截割，周边留下300~400mm厚的边煤，每水平摆动截割一次，抬高700-800mm，按照截割运行曲线示意图连续摆动截割至初步成形，截完一个循环进度后，修周边达到设计要求。

装运煤：施工中破落的煤由掘进工作面→机组小溜（一、二部）→梭车→掘进工作面溜子→掘进巷皮带→联络巷溜子→胶带大巷溜子→北翼胶带巷皮带→东胶皮带→主井皮带→地面。

巷道锚杆支护施工：巷道锚杆支护施工分临时支护的安设和永久支护的施工。其中，永久支护分为顶板锚杆的施工、顶板锚索施工、帮锚杆施工。

连采掘进工艺的施工组织管理采用“四六”制作业形式，三掘一准作业方式。掘进工作面主要的技术经济指标见表8。在断面为17.5㎡的回采巷道内，采用连采工艺三巷掘进，巷道使用锚杆支护方式，月进度（25d）1500m。

表8连续采煤机掘进工作面主要经济技术指标表

4 大断面全煤巷道锚杆支护技术

寺河矿的开采方式为走向长壁一次采全高全部垮落法，由于设备规格大、煤层瓦斯含量高、工作面推进速度快，因而其回采巷道数量多、断面大（巷道宽×高一般在5×3.5m以上），支护难度也很大。针对自身的特殊条件，开展了大断面煤巷锚杆支护技术的研究和推广应用。通过巷道围岩地质力学测试、锚杆支护机理与设计方法、数值模拟、支护材料、井下施工和矿压监测等各方面相关技术的研究和推广应用，大断面煤巷锚杆支护技术最终在晋城煤业集团应用成功。

4.1 煤巷锚杆支护技术研究内容

1)巷道围岩地质力学测试

巷道围岩地质力学测试是本项目的重要组成部分，为锚杆支护设计提供必要的基础数据。为了比较全面地了解寺河矿首采工作面巷道围岩地质力学性质，井下进行了巷道围岩强度测定、地应力测量、钻孔节理裂隙观察。

表9 2^#车场围岩强度测试结果（顶板）

巷道围岩强度采用WQCZ-56型围岩强度测定装置在井下进行。这种方法具有快速和准确的特点，测量结果更接近于实际。在寺河矿首采区布置了3个测站，测定了岩层和3^#煤层的强度。测试结果如表9。

对煤帮煤层强度进行的测量结果为，煤体强度最大为32.8MPa，最小为7.64MPa，平均21.9MPa。

地应力测量结果(表10)表明，寺河矿地应力场形式主要为 σ_H>σ_h >σ_V，在所测试的三个地点中共11个测试段，8个为这种情况。但最大主应力方向由于受地质构造的影响，表现的规律性不是很强，主要以北偏西为主，其中一、三两个测试地点主要集中在N71.2°W~N83.4°W之间，第二测试地点为N39.2°E。这种情况与煤层底板等高线图所示的构造比较一致。

表10 寺河矿地应力测试结果

序号	巷道	埋深 （m）	垂直应力 （MPa）	最大水平 主应力 （MPa）	最小水平 主应力 （MPa）	岩石 抗张强度(MPa)	最大水平 主应力方向
1	1#车场第二条顺槽开口	282	7.04	16.44	8.76	0.47	N71.2?W
2	2#车场距入口23m	384	9.60	18.26	8.67	3.56	N39.2?E
3	东轨大巷2盘区变电所西23m	376	9.40	18.92	9.67	0.17	N83.4?W

在巷道围岩中钻孔，采用光导纤维窥视仪观察钻孔内节理、裂隙分布，监测不连续面发展，如巷道顶板离层状况。结合钻孔岩芯分析围岩不连续面的特征。

本次钻孔窥视时在围岩强度测试孔中进行的。采用美国 FS70?20钻孔窥视仪进行钻孔观察。该仪器由柔性光导纤维、观察镜、目镜等组成。该仪器观察钻孔直径为28mm，钻孔深度为6m。

在窥视过程中发现1^#车场测试点顶板在3.35m和5.18m处有轻微离层或存在明显的层理；2^#车场和东轨大巷顶板没有发现有离层现象发生。说明顶板岩层的岩性较好。

2)锚杆支护理论

根据围岩变形、破坏的特点，提出了锚杆支护的扩容—稳定理论，其要点为：锚杆的早期作用主要是阻止破碎岩块掉落并抑制浅部围岩扩容和离层，减小岩层压曲和弯曲失稳的可能性。锚杆安装越及时，预紧力越大，支护效果越好。随着时间的推移和受到采动影响，巷道围岩的破坏范围会逐渐扩大。当锚杆能伸入稳定岩层中时，其作用主要表现为，将破坏区岩层与稳定层相连，阻止破坏岩层垮落。同时，锚杆提供径向和切向约束，阻止破坏区岩层扩容、离层、滑动，从而提高其承载能力。(4) 锚杆不能伸入稳定岩层时，其作用主要是在破坏区内形成次生承载层(图9)，它可以阻止上部破坏岩层的进一步扩容和离层。同时使围岩深部的应力分布趋于均匀和内移。

3)锚杆支护材料

锚杆支护材料包括锚杆杆体、锚固剂、托盘、螺母、钢带(钢筋托梁) 、金属网、锚索等。这些材料是锚杆支护的基础，它们的力学特性显著控制着锚杆支护效果的发挥。

高强度锚杆具有良好的价格性能比使锚杆支护的优越性得到充分发挥，并保证巷道支护的可靠性。在寺河矿首采工作面回采巷道井下施工中，顶板采用φ20的高强螺纹钢锚杆，极限拉断力190kN，屈服力为126kN，延伸率17%。帮锚杆采用两种形式，一种为圆钢锚杆，杆体直径18mm；另一种为玻璃钢锚杆，杆体直径为18mm，极限拉断力70kN。寺河矿首采工作面回采巷道井下施工中，采用了K2335、Z2360两种树脂锚固剂。根据具体条件，在寺河矿井下采用了钢筋托梁。

在寺河矿井下采用了小孔径树脂端部锚固预应力锚索。采用树脂药卷锚固，通过锚索搅拌器可以象安装普通树脂锚杆对锚索进行端部锚固。用普通单体锚杆机即可完成打孔、安装。

4.2 锚杆支护方案

寺河矿的锚杆支护涉及到三类巷道：工作面顺槽巷道、工作面切眼和撤架通道。三类巷道服务的时间和使用的目的都不相同，巷道的断面也不一样，锚杆支护初始设计采用有限差分数值计算程序FLAC3.3进行多方案比较，最后得出合理的锚杆支护初始设计。三类巷道都采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统，并进行锚索补强。三类巷道支护方案见表。

4.3 锚杆支护监测技术

1）锚杆支护监测技术内容

锚杆支护实施于井下后，要对巷道围岩变形状况，锚杆受力分布和大小进行全方位监测，以获得支护体和围岩的位移和应力信息，从而判断锚杆支护初始设计的合理性和可靠性，巷道围岩的稳定程度和安全性。进而根据监测信息，修改初始设计，使其逐步趋于合理。

三类巷道支护方案

	断 面	顶  板  支  护	巷  帮  支  护
顺槽巷道锚杆支护	呈矩形，宽5.5m，高3.5m，掘进断面19.25m2。	1 锚杆杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M22,树脂加长锚固。 2 钢筋托梁采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度100mm，长度5.1m。   3 锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成300。 4 网片规格：采用菱形金属网护顶，规格为3.8×1.1m和2.3×1.1m。 5 锚杆布置：锚杆排距1.0m，每排6根锚杆，间距1.0m。 6 锚索直径f15.24mm，长度7.3m，加长锚固锚索每排2根，排距为3.0m。	1 工作面侧帮锚杆杆体为f18mm 玻璃钢锚杆，长度2.0m，杆尾螺纹为M20。煤柱侧煤帮: 锚杆杆体为f18mm圆钢，长2.0m，杆尾螺纹M20。 2 锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平成10度。 3 网片规格：当煤帮破碎时，采用菱形金属网护帮，规格为2.7×1.1m。 4 锚杆布置：锚杆排距1.0m，每排3根锚杆，间距1m。
开切眼锚杆支护	呈矩形，宽8.2m，高3.5m，掘进断面积28.7m2	1 锚杆杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，树脂加长锚固。 2 钢筋托梁采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度100mm，长度3.6m。 3 锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成300。 4 网片规格：采用菱形金属网护顶。 5 锚杆布置：锚杆排距1.2m，每排8根锚杆，间距1.0m。 6 锚索直径f15.24mm，长度6.3m，加长锚固。锚索每2排3根。	1采空区一侧为圆钢锚杆，杆体直径18mm，长度2.0m。工作面一侧为玻璃钢锚杆，杆体直径18mm，长度2.0m。树脂端部锚固。 2锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成100。 3 网片规格：当煤帮破碎时，采用菱形金属网护帮。 4 锚杆布置：锚杆排距1.2m，每排每帮3根锚杆，间距1m。
回撤通道锚杆支护	主回撤通道宽5.5m，高4.0m，掘进断面积22.0m2。 辅回撤通道宽5.5m，高3.5m，掘进断面积19.25m2。	1 顶锚杆采用Φ20-M22-2400型左旋无纵筋螺纹钢锚杆，树脂加长锚固。排距800mm，间距900mm。 2 钢筋托梁采用f16mm的钢筋焊接而成，宽度100mm，长度4.9m。 3 锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成30度。 4 网片规格：采用菱形金属网护顶，规格为5.7×0.9m。 5锚杆布置：锚杆排距800mm，每排7根锚杆，间距800mm。锚索采用Φ15.24×9300-1型锚索，加长锚固。 6 锚索一排三根，采用14#-4400-3型槽钢组合，排距1600mm，间距1400mm。	1靠近工作面侧帮锚杆采用Φ18-M16-2000型玻璃钢锚杆，同时采用Φ16-3500-100-5型钢筋托梁加1500×300×50mm柱帽护帮。靠近副撤架通道侧帮锚杆采用Φ18-M20-2000型螺纹钢锚杆，同时采用Φ16-3300-100-4型钢筋托梁护帮。 2 锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10度。 3锚杆布置：靠近工作面侧帮排距800mm，间距800mm；靠近副撤架通道侧帮排距800mm，间距1000mm。 根据采动压力与采动时间、采动距离、工作面推进速度、工作面采高之间的关系，在回撤通道内可进行加强支护

现场监测分综合监测和日常监测。前者的目的是验证初始设计的合理性和可靠性，并为修正初始设计提供依据。后者在于保证巷道安全。

综合监测内容如表23所列。顶板离层值采用顶板离层仪测定，它可测出顶板锚固区内外的离层值。锚杆受力监测有两种形式，一种是测量端部锚固锚杆(索)工作阻力的锚杆测力计，另一种是测量加长锚固、全长锚固锚杆受力的测力锚杆。

锚杆支护正常施工后，进行日常监测，确保巷道的安全状态。日常监测包括三部分内容：锚杆锚固力抽检，顶板离层观测和锚杆预紧力矩检测。

2） 锚杆支护监测具体要求

抽检指标为顶锚杆锚固力不得低于100kN，帮锚杆锚固力不得低于70kN。发现不合格锚杆，应在其周围200mm的范围内补打锚杆。应在施工过程中，每300根或300根以下锚杆，做抗拔力试验不得少于1组，每组不少于3根。用MLK－30（按1MPa=0.5t计算）型锚杆拉力计抽检时，帮锚杆不小于14 MPa，顶锚杆不小于20MPa。对于抽检不合格的的锚杆必须及时补打合格的锚杆。拧紧力矩顶锚杆不得低于120N·m，帮锚杆不得低于80N·m。

安装锚索搅拌好后等待15分钟，装上托板，锚具，用涨拉千斤顶涨拉锚索至设计预紧力100KN，之后卸下千斤顶。采用SL-50型涨拉千斤顶（1MPa=0.5t）涨拉锚索为20 MPa; 当采用SL-30型涨拉千斤顶（1MPa=0.3t）涨拉锚索为34 MPa。根据巷道围岩条件每隔30-50m安设一顶板离层仪，每个巷道交岔点要安设顶板离层仪，断层带、围岩破碎带、顶板淋水、硐室等特殊地质条件段必须安设顶板离层仪（离层仪一般布置在巷道顶板中心处），现场设置离层数据牌板。

4.4 工作面顺槽的矿压观测结论

1) 顺槽巷道矿压监测结果及分析

在2011运输巷中对顶板离层进行了监测。巷道掘进期间顶板的离层监测结果如

图4  6号测站巷道掘进期间顶板离层

图4。监测结果表明：顶板7m范围内岩层的总离层值只有4~10mm，顶板离层不大，说明锚杆与锚索支护效果显著，充分发挥了岩石的自承载能力。在巷道掘进15天，顶板离层基本趋于稳定。

在工作面回采期间，顶板离层值变化不大，巷道维护状况良好，表明回采工作面超前支承压力影响范围小，影响程度不大。

顶板锚杆在掘进期间的受力情况如图11，监测结果表明，在掘进期间顶板锚杆受力较小，一般在50kN左右，最大不超过90kN。在回采工作面动压影响期间顶板锚杆受力较大，一般在80kN左右，锚杆受力最大不超过160kN, 完全在设计允许范围内，锚杆保持一定的工作载荷且有部分余量。

图5  1^#综合测站5^#测力锚杆监测结果

 

图6  测力锚杆回采期间监测结果

图7  测力锚杆回采期间受力变化

回采工作面动压影响期间顶板锚杆受力变化曲线如图5、6。大部分锚杆受力变化很小，最大值仅为11kN。再次表明工作面超前支承压力影响程度不大。

监测结果表明：树脂加长锚固锚杆组合支护系统，并进行锚索补强是适合寺河矿井2011运输巷的支护形式，支护参数选择比较合理，有效保证了巷道安全。回采工作面超前支承压力影响范围小，影响程度不大。

2)工作面开切眼的矿压观测结论

考虑开切眼维护时间短，本次矿压监测主要进行顶板离层监测。开切眼内每30m安装1个顶板离层指示仪，共8个。此外，还对锚杆锚固力和预紧力进行了检测。切眼掘进期间典型的顶板离层监测结果如图8所示。监测结果表明：

顶板7m范围内岩层的总离层值只有7~10mm，顶板离层不大，说明锚杆与锚索支护效果显著，充分发挥了岩石的自承载能力。在巷道掘进10天，顶板离层基本趋于

图8 切眼掘进期间顶板离层监测结果

稳定。锚杆、锚索支护系统有效控制了顶板变形，特别是在控制处于锚固范围外软弱岩层的破坏，以及在煤岩交界面上的离层方面发挥了重要作用。

3)工作面回撤通道的矿压观测结论

主撤架数字显示顶板离层指示仪观测结果：1^#-3^#数显顶板离层仪观测的顶板总离层数值分别为110mm、80mm和70mm。主撤架通道顶板高度及下沉量观测结果如图9、10。

图9  主撤架通道顶板高度观测结果

图10  主撤架通道顶板下沉量观测结果

 

4.5 巷道使用效果

寺河矿首采工作面顺槽巷道、开切眼、回撤通道均安全可靠地得到了使用。通过综合监测与日常监测证明，工作面顺槽巷道、开切眼、回撤通道的永久支护和回撤通道的加强支护方式是合理的，保证了巷道的可靠使用，回撤通道的支护方式满足了末采贯通要求。寺河矿首采工作面顺槽巷道、开切眼、回撤通道断面大，沿煤层底板掘进，顶板为比较破碎的煤层，而且部分区域地质构造复杂，支护难度很大。而且顺槽和回撤通道均受到回采动压影响，尤其是回撤通道，如采用工字钢棚支护，技术上是不可行的，势必会造成金属棚明显变形，巷道围岩变形得不到有效控制。采用高强度锚杆与锚索联合支护，从技术上是合理的。从安设的测力锚杆的受力分析和顶板离层仪的显示数据来看，锚杆支护设计在技术和经济上也是合理、可靠的。

5 寺河矿瓦斯综合治理技术

2002年矿井投产之前矿井瓦斯绝对涌出量达到158m³/min，2003年进行矿井瓦斯等级鉴定时，寺河矿绝对瓦斯涌出量达到337.8 m³/min，相对瓦斯涌出量为27.88m³/t，2006年绝对瓦斯涌出量达到486 m³/min，如此之高的瓦斯涌出量势必会严重阻碍现代化设备的能力发挥。为了治理瓦斯，始终坚定地贯彻落实瓦斯治理“十二字”方针：即在“以风定产”方面坚持“多风井、大风机、高风量”；在“监测监控”方面坚持“高投入、设备全、高性能”；在“先抽后采”方面坚持“大能力、多方位、早预抽”，以此强化瓦斯治理工作，最终实现“本质安全型”的最终目标。

高瓦斯矿井开采实践：使我们深刻认识到，治理瓦斯必须抓住根本，实施“强化抽放”战略。同时将地面抽放与井下抽放充分结合起来，提高矿井瓦斯治理效果，保证矿井安全生产。

5.1进行地面钻井超前预抽，开发煤层瓦斯

晋城煤业集团于1992年引进美国地面钻孔释压技术，开始展开地面煤层瓦斯气开发研究工作，1995年与美国美中能源公司合资成立了山西晋丹能源研究开发公司，主要从事寺河矿所属潘庄井田地面煤层瓦斯气开发。

寺河矿潘庄区井田煤层瓦斯开发首先施工了7口示范井（其中一口取芯化验井），1995年开始施工，到1997年完工，均已产气，其中最高单井日产气量超过12000m³/d，单井平均产气量2850m³/d。这一煤层瓦斯井群排采试验的成功，有力地推动了沁水煤田煤层瓦斯的开发工作。

2006年底在寺河矿潘庄区块井田鹿底—下河地段已施工490口煤层瓦斯气井，井距为310×250m，目前208口井运行，2006年度累计产气量10002万m³。到2010年完成整个寺河区块的煤层瓦斯气开发，实现年产气量3亿m³，为12万kW的飞禽走兽老虎机电厂提供充足气源。

5.2 建立永久瓦斯抽放系统，实施井下双系统瓦斯抽放

寺河矿于2000年5月建成了矿井瓦斯永久抽放系统。，地面泵站（布置示意图见图11）设计抽放能力为2亿m³/a，安装6台CBF710-2BG₃型水环式真空泵，单台抽气速率440～480m³/min，最高运行负压80kPa，配套使用YB560M1-4W型防爆电机和SEW公司生产的风冷式减速器，电机功率630kW，抽放能力达到400Nm³/min以上。

图11  寺河矿井瓦斯永久抽放泵站布置示意图

2002年底在东区井下又建成了永久瓦斯抽放系统，用于东区采空区瓦斯抽放并兼顾地面泵站接力加压。

目前，寺河矿地面泵站并联运行了两台2BE1-710泵和一台CBF710泵，标态下，抽放混量为269m³/min，抽放瓦斯浓度达 50~58％，甲烷纯量在140Nm³/min以上。

井下泵站采空区抽放浓度在17~20％，抽放甲烷纯量达15m³/min，全矿抽放瓦斯纯量达到155m³/min，矿井的抽放率达到35～40％。全矿2006年的抽放量达到了13922万m³。

5.3 利用顺煤层长钻孔实施煤层瓦斯区域性预抽放

根据顺煤层长钻孔施工可以达到的长度，在寺河矿进行了区域性抽放技术的应用研究(如图12所示)，即在工作面圈定前两至三年，甚至是更长时间，将划定的区域顺煤层布置钻孔进行抽放，平均打钻长度达到300~400m，基本上能够覆盖两个工作面区域。在寺河矿东二盘区辅助回风巷以东500m煤层区域内布置长钻孔123个，钻孔间距6~8m，钻孔总进尺38000m，平均钻孔长度308.9m，最长达507m。经测定，寺河矿东二盘区辅助回风巷以东500m抽放模块区域内，瓦斯储量为5106万m³，2002年10月份钻孔施工完毕在抽后，抽放瓦斯纯量为27.13Nm³/min，平均百米钻孔抽放量为0.0714Nm³/min，瓦斯抽放纯量为24.85Nm³/min，百米钻孔抽放量衰减至0.0654Nm³/min。到一年后停抽为止,累计抽放瓦斯量为1366m³/min，抽放模块的预抽率达到26.75％。有效降低了该区域煤体采掘活动过程中瓦斯治理的难度。目前寺河矿已进行5个类似的瓦斯区域抽放，都取得了明显效果。如2002年在西轨1^#横川附近约200m的区域实施区域抽放，共施工23个长钻孔，总进尺9992m，平均孔长435m，最长孔505m，钻孔平均瓦斯流量1.276m³/min，浓度为66%，百米钻孔瓦斯抽放量达0.196m³/min。

5.4 采掘过程中的瓦斯抽放

在采掘活动中，为有效治理瓦斯还同时采取了多重的瓦斯抽放形式，也取得了非

常好的效果。在巷道掘进过程中，每隔150m，在工作面煤层内设钻场施工扇形长钻孔（如图13所示），抽放掘进面前方和圈定区域内的瓦斯，钻孔长度多在200m左右，这种方式不但消除了因巷道瓦斯的大量涌出而影响巷道前方掘进，而且也对煤体进行提前预抽，增加了采面预抽时间。在采煤工作面圈出后，在工作面另一侧巷道内向工作面煤体内再布置平行顺层孔进行预抽放（如图14所示）；针对工作面走向越往里开采时间越早，采前预抽时间越短的特点，根据可抽时间有意识地加密钻孔，实施强化抽放，以消除或减少开采时的瓦斯影响。顺煤层长钻孔的施工，减少了因封孔对钻孔的损耗，缓解了高瓦斯矿井的通风和采掘衔接，提高了煤体预抽效率。

5.5 采空区瓦斯抽放

半封闭或全封闭采空区抽放采空区瓦斯。采空区半封闭抽放是指采煤工作面在回采过程中，在尾巷横川或者在尾巷口打密闭插管进行抽放，这种抽放方法需要大直径的抽放管道以满足大流量的瓦斯抽放，来有效地改善上隅角风流流动状况，从而使上隅角瓦斯流动方向改向采空区，达到瓦斯治理的目的。全封闭采空区瓦斯抽放是在工作面回采结束后，在工作面进回风巷道口处进行封闭，并在回风巷口插管进行抽放；或者是在工作面回采结束后，利用回采时大直径倾斜钻孔、采空区半封闭插管等遗留的抽放设施进行进一步的瓦斯抽放，以减少采空区瓦斯对临近工作面的影响。

5.6 瓦斯抽放效果及抽放量

现寺河矿在标准状态下抽放纯瓦斯155m³/min,其中本煤层抽放140m³/min，采空区抽放15m³/min，矿井抽放率达到35~40％；2006年寺河矿瓦斯预抽放量达到了13922万m³。

6 采用多风井分区通风系统，回采工作面三进两回通风系统,提高矿井通风量

矿井通风上的主要措施体:（1）坚持以风定产。在2002年至2006年间,寺河矿坚持通风能力和生产能力同步增长的原则,新增风井3个，新安装大功率大风量对旋主要通风机4台，新增矿井通风能力688万t/a，适应了矿井高速发展的要求。寺河矿2001~2005年通风瓦斯变化情况见表11。

表11     寺河矿2001-2006年通风瓦斯变化情况表

    寺河矿在上庄风井装备的BDK-10-4.0型通风机是国内运行最大的主要通风机之一，单台风机供风能力超过24000m³/min，负压超过6000Pa.（2）坚持优化系统，实现分区通风。寺河矿现有5个进风井4个回风井，实现了分区通风（寺河矿现开采的盘区与风井布置情况如表12所示），一井一面的供风模式，能够有效解决工作面产量高，生产集中，瓦斯涌出量大，井田面积大的困难。实践证明，分区通风模式是成功的。

                表12 盘区及对应的风井

6.1回采工作面三进两回通风系统

风巷33023巷，两条回风巷33022、33024巷，33021、33025巷的风流通过工作面，稀释工作面瓦斯，33023巷的风流通过回风横川回到两条回风巷，一方面稀释回风巷瓦斯浓度在1.0%以下，另一方面给上隅角施加正压，上隅角的风流方向保持流向滞后的尾巷横川，采空区瓦斯自从尾巷横川回出，始终影响不到回采工作面，在生产过程中上隅角瓦斯保持在0.4%~0.8%之间，始终处于受控状态。如图16所示。

 

图16         大采高工作面三进两回通风系统简图

这种通风系统过风量大，系统稳定可靠，采用偏Y型尾巷的通风技术，改变了上隅角风流流动方向，消除了上隅角风流涡流状况，从根本上解决了瓦斯集聚的因素，尽管整个工作面瓦斯涌出量大，但上隅角瓦斯稳定地控制在《煤矿安全规程》规定1.5％的管理范围之内，保证了工作面的安全生产。

寺河矿大采高工作面采用三进两回偏Y型通风系统在国内甚至在世界上都是首次应用，其巨大的过风能力和科学合理的系统结构为在高瓦斯矿井实施高产高效提供了保证，同时在应用中形成了“超前打墙、分段封闭、调整风量、控制瓦斯”通风瓦斯管理模式，成为我们治理瓦斯的一项主要技术。

这种通风系统过风量大，系统稳定可靠，采用偏Y型尾巷的通风技术，改变了上隅角风流流动方向，消除了上隅角风流涡流状况，从根本上解决了瓦斯积聚的问题，尽管整个工作面瓦斯涌出量大，但上隅角瓦斯稳定地控制在《煤矿安全规程》允许的1.5％以下，保证了工作面的安全生产。

寺河矿大采高工作面采用三进两回偏Y型通风系统在国内甚至在世界上都是首次应用，其巨大的过风能力和科学合理的系统结构为在高瓦斯矿井实施高产高效提供了保证，同时在应用中形成了“超前打墙、分段封闭、调整风量、控制瓦斯”的通风瓦斯管理模式，成为我们治理瓦斯的一项主要技术。

6.2 多巷掘进时工作面通风技术

高瓦斯的现状决定寺河矿在煤层瓦斯未得到有效排放或抽放的条件下单巷无法掘进。经现场实测,在煤巷掘进过程中, 煤巷掘进头瓦斯涌出量一般为0.9~2.7 m³/min, 新鲜煤壁百米瓦斯涌出量平均达到1.4 m³/min,矿井巷道煤壁百米瓦斯涌出量平均达到0.3~0.7 m³/min  巷道百米煤壁的瓦斯衰减率为0.095 m³/min /月。当遇到构造时,巷道百米瓦斯涌出量高达8~10 m³/min。

首先保证矿井有足够的风量稀释排放的瓦斯，寺河矿目前有五个进风井、四个回风井，矿井供风能力达到每分钟70000m³/min，为掘进工作面掘进提供了足够的可用风量。

其次保证安全技术装备，掘进工作面选用大功率风机(2×30kW、2×55kW对旋风机,大直径(800或1000mm)风筒,使单头供风量达到500~1100 m³/min. 所有掘进面均实现双风机双电源自动切换和三专两闭锁。

第三使用大功率风机能够保证单巷快速掘进100m,瓦斯不超限的条件，寺河矿采用多巷机械化平行掘进施工，在掘进过程中不断贯通新横川,随后采用板墙密闭旧横川,引入全风压风量稀释煤壁瓦斯。

第四通过抽放手段，降低瓦斯的涌出量，减轻配风的压力。实践证明，寺河矿在高瓦斯的条件下，采取机械化多巷平行掘进施工使得矿井掘进能力与矿井回采能力相匹配，达到了高产高效。

6.3 巷道快速密闭

工作面采用五巷布置，回风侧的回风双巷是下一个工作面的进风侧双巷，随工作面的推进，需要保留。工作面通风系统始终只保持一个开路尾部横川，巷道横川间距离为50m，每当工作面推至一个横川口，原开路的尾部横川必须封闭，每4~5d封闭一次采空区。通过两年的不断试验，形成了寺河矿特有的采空区快速密闭方式：

 ⑴ 采用化学聚合产品封闭：寺河矿采用罗克休、马丽散泡沫等化学产品进行了采空区密闭，取得了一些经验。

 ⑵ 混凝土喷浆：寺河矿目前主要采用喷砼方式进行采空区密闭，通过在喷浆料配比中添加外加剂后，快速凝固且成型好，大断面条件下一次喷砼可以超过500mm. 通过合理调整施工时间，做到了封闭采空区不占用生产时间。

6.4 瓦斯综合利用

寺河矿瓦斯综合利用经历了多个发展阶段，总的来看瓦斯利用的有效途径为发电与民用。1997年为了充分利用地面试验钻孔抽出的瓦斯，减少环境污染，建成了2×120kW瓦斯气发电站，进行发电尝试。2000年随着寺河矿建成了矿井瓦斯永久抽放系统，配套建成一座1万m³储气柜，瓦斯抽放量大增，为此从2000年到2003年寺河矿陆续安装了6台单机容量为2000kW的WJ6G1型燃气轮机、余热锅炉及配套3000kW的QFK-3-2型蒸汽轮机，形成了现在正在运行的装机容量为1.5万kW的瓦斯发电站；瓦斯首先通过燃气轮机进行发电，其排出的尾气温度可达400~450⁰C，通过余热锅炉产生蒸汽来驱动蒸汽轮机再发电，剩余的蒸汽夏季制冷，冬季供暖，提高了瓦斯的利用率，实现了联合循环发电。

到目前为止电站年发电量近1×10⁸kWh，年消耗瓦斯量4885万m³,利润可观。另外，寺河矿井下抽放瓦斯在锅炉供暖、食堂做饭和职工洗浴等方面也得到了广泛的应用。目前，燃气轮机的用气量约94m³/min，锅炉、食堂用气量约为45m³/min，井下抽放瓦斯的利用率达到了90％。煤层瓦斯发电的成功更加坚定了综合利用瓦斯的信心，拟建的12万kW的煤层瓦斯气电厂已经于2003年7月1日开工建设，2005年第一期工程可以投运，2008年年底完工，寺河矿的瓦斯发电事业必将开创一个新局面。

7 寺河矿主、辅运输系统

7.1 寺河矿长距离皮带运输主运系统

提高矿井生产效率的关键是主运输，制约矿井产量增长的瓶颈是主运输。因此，实现主运系统皮带化成为提高矿井生产效率的必然趋势。而寺河矿主运输的特点之一是距离长，从长壁大采高综采工作面到洗煤厂入口总的运输距离在10km以上，运距之长为国内目前之最。寺河矿在矿井优化设计的同时对主斜井的提升和东大巷的运输系统进行了良好的设备选型和配制。

寺河矿井主斜井选用了沈阳矿山机械厂生产的DX-1400/744型钢丝绳芯胶带输送机，输送能力为1600t/h，担负着矿井东翼的煤炭提升任务。该胶带输送机带宽为1400mm，提升高度为213.96m，水平长度为749.995m，胶带运行速度4m/s，装机功率为2×800kW，可控启动装置为美国道奇公司生产的750KS型CST，阻燃抗撕钢丝绳芯输送带的型号为ST2500（上胶厚10mm，下胶厚6mm，总厚24mm），拉紧形式为机尾部重载小车拉紧。主控系统采用天津贝克公司的PROMOS监控系统。

寺河矿东胶大巷钢丝绳芯胶带输送机主要承担由各个工作面生产出的原煤，其型号为DX-1400/6900，带宽为1400mm，输送能力为2500t/h，提升高度为135.051m，水平长度为6757.886m，装机功率为3×800kW，减速器为美国道奇公司生产的630KS型CST，阻燃抗撕钢丝绳芯输送带的型号为ST2000（上胶厚9.5mm，下胶厚5.5mm，总厚21mm），拉紧形式为澳大利亚APW公司生产的自动张紧绞车。

寺河矿井东大巷带式输送机是国内输送距离最长的输送机系统，具有运量大、距离长、多点CST驱动等特点。其参数设定和设备选型有广泛的参考和借鉴意义。

寺河矿自投产以来，采区经过了许多复杂的地质构造，在过软煤区过程中发生多次冒顶，产生了大量矸石，皮带机成功经受了恶劣地质条件的考验。东大巷输送机从开始运行至今, 始终运行正常,为我矿的正常生产提供了可靠的保障。证明该套设备的整体运行还是非常可靠的，满足了寺河矿高产高效的要求。

7.2 寺河矿无轨化矿井辅助运输系统

随着煤矿企业的集约化生产，高产高效矿井的辅助运输方式已经发生了根本性的变化，实现了有轨运输到无轨运输的转变。从而提高了矿井生产效率和解决了制约矿井可持续发展的瓶颈。

由于寺河矿井盘区距离远，运输距离长，为满足设备快速运输与安装，以减少搬家停工时间，设计选用防爆柴油发动机驱动的无轨胶轮车作为辅助运输的工具。

⑴ 人员运输

人  员    ^架空猴车   井底车场  ^胶轮车      东轨大巷    ^胶轮车  各工作面

⑵ 设备、材料运输

设备、材料  ^付井提升  付井底    ^电瓶车   换装站    ^胶轮车 东轨大巷  ^胶轮车   各工作面

8.寺河矿模块式重介洗煤系统及定量装车系统

晋城煤业集团公司寺河矿选煤厂是一座特大型现代化无烟煤选煤厂,设计处理能力为8Mt/a,其中块煤系统能力为5Mt/a,末煤系统为3Mt/a,主洗系统由澳大利亚朗艾道公司设计施工,2002 年11月正式投产,主要设备全部从国外引进。工艺系统灵活、产品质量稳定，可生产洗中块、洗小块、洗末、标末等品种。分选工艺为:80~13mm块原煤采用重介浅槽分选,13~1.5mm末原煤采用重介旋流器分选,1.5~0.1mm煤泥采用螺旋分选机分选。

块煤采用两台重介浅槽分选机分选出精煤和矸石，精煤经双层筛脱水脱介筛后分中、小块入仓，矸石脱水脱介后入矸石仓。末煤入洗采用两种入洗方式，1.5mm以上物料采用重介旋流器分选，1.5mm以下物料采用36头螺旋分选机分选。

寺河矿洗煤厂的总体设计、设备布置、设备选型及实现系统智能化、自动化工艺及设备创新等方面值得借鉴和推广,寺河矿洗煤厂生产系统技术改造和设备更新等方面尤其值得效仿,由此给企业带来的效益将是可观的,也更加有利于企业的可持续长远发展。

产品由产品仓下给煤机给到皮带机，经四条总运输量为5000t/h皮带转载到装车站进行装车。装车站长11.938m，宽16.58m,跨两股道设置，每股道上各设一套美国KSS公司单元定量装车漏斗,分别装块煤、末煤产品。单元定量装车系统自动化程度高，操作方便，装车速度块，每装一节车皮仅用45s，装车煤量精度高，装车误差在1‰内。

9. 矿井安全监测监控系统

寺河矿监测监控系统为KJ72型安全监测系统，2001年开始筹建，2003年9月正式投运。井下环境安全监控及生产监控系统使用HONEYWELL的厂景服务器以实现报警、历史数据存储及分析、趋势、事件和生产报表等功能，并与矿井信息系统（MIS）集成。井下15个分站，通过光电转换模块与13km光缆相连接，采用DH+工业控制总线模式，构成监测监控系统主干同缆光环路网络。由于采用先进的自纠错技术，DH+不存在误码问题。通讯干线采用矿用单模多芯阻燃光缆，传输距离超过25km。该主干网络与井上ControlLogix网关相连，通过网关把分站从传感器采集来的数据传给地面监测控制中心，地面监测控制中心的数据也是通过这个网关下传给井下各分站。整个网络采用令牌传输技术，传输波特率为57.6kb/s。实现分站与分站，分站和地面之间的通讯。系统巡检周期为5s。

寺河矿井于1996年12月开工建设，2002年7月投入试生产，同年11月8日通过国家竣工验收，正式投产。在半年时间内完成原煤产量203万t，当年投产，当年达到设计生产能力。2003年完成原煤产量501万t，2004年原煤产量达801万t。工作面最高日产超过3.4万t，连续采煤机掘进月单进达1500m。2005年该矿原煤产量为1080万t。到2006年底完成原煤产量1080万t。

这一目标的实现为我国缓倾斜厚煤层的开采探索了一种新的开采工艺，为在高瓦斯矿区，复杂地质条件下建设成年产量能达千万吨的矿井具有十分重要的意义，不仅能产生重大的社会和经济效益，而且对我国高瓦斯矿区高产高效矿井的建设和安全生产都具有十分重要的指导意义和借鉴作用，寺河矿的许多经验和技术都可在类似条件的其它矿区使用和借鉴，对我国高瓦斯矿区高产高效矿井建设和安全生产具有很大的推动作用，推广应用前景十分广阔。

实施效果：1. 矿井年产原煤达到了一千万吨

2004年寺河矿实现年产原煤801万t，2005到2008连续四年原煤产量达到了1080万t，达到了预期有目标。

2 .实施了地面的钻孔瓦斯预抽；井下长钻孔预抽和采空区双系统抽放，瓦斯抽放率达到了60%

2004年底地面钻孔瓦斯预抽开工，到2006年完成了490口地面瓦斯抽钻孔，运行了208口井，形成了1.5亿m³/年的飞禽走兽老虎机生产能力；2006年抽瓦斯1亿多立方米,压缩煤层瓦斯4000万m³。

目前，寺河矿地面泵站并联运行了两台2BE1-710泵和一台CBF710泵，标态下，长钻孔预抽抽放混量为269m³/min，抽放瓦斯浓度达 50~58％，甲烷纯量在140Nm³/min以上；井下泵站采空区抽放浓度在17~20％，抽放甲烷纯量达15m³/min，全矿抽放瓦斯纯量达到155m³/min，矿井的抽放率达到35～40％。全矿2006年的抽放量达到了13922万m³。

3.巷道掘进实现了月进尺1500m的目标，同时改造了国产掘进机，研制了锚杆机，组织了国产连掘配套装置

寺河矿采用连续采煤机配套工艺进行巷道掘进时取得了较好的效果，连采设备月均进尺1500m左右，但实践中这种配套也存在明显缺陷：

设备和配件价格昂贵且供应不及时；顶锚杆、帮锚杆和锚索不能平行作业，支护时间过长；锚杆机超前支护为联体式，对破碎顶板适应性差；CHDDR  型锚机体过长，调机速度慢。

在实践的基础上寺河矿开发了具有自主知识产权的YMZ-2-2.5/6型自移行走式锚杆机锚杆锚索机、自制桥式转载机（连运机）和改进后的国产S200MJ掘进机组成了安全、高效、快速连续掘进系统。该成果应用在寺河矿断面为16.5m²的煤巷中，月平均进尺达1872ｍ，为我国煤矿采用掘进机实现双巷快速掘进提供了成功的经验。

4.大采高工作面实现了年产原煤达650万t的目标

矿井采用大采高综合机械化采煤，首采工作面于2002年7月1日完成设备安装，采煤机引进德国艾柯夫公司SL-500型交流电牵引采煤机，该机最大采高5.6m,截深0.865m,牵引速度0~31.8m/min。液压支架及工作面刮板运输机、转载机、破碎机从德国DBT公司引进。液压支架形式为二柱支撑掩护式，过渡架高度为2.25~4.5m,中间架高度为2.55~5.5m，移架循环时间6~8s。大采高综采设备于投行以来，最高日产量达3.4万t，工作面产量年达到了650万t。

5.研制了国产的5.5m液压支架和 6.2 m 液压支架 

由于进口设备价格接去开会昂贵，为此晋城煤业集团于2003年开始与国内煤机制造单位合作研制国产5.5m液压支架。

结合我国国情设计的液压支架，具有梁端曲线变化小、合力及支护强度稳定、具备了可靠的抬底机构、支架结构简单、附件及辅助动作少、采用了屈服强度为680Mpa的高强度钢板、焊缝强度高且配备了自动化程度高的电液控制系统等优点。由北京煤机厂和郑州煤机厂加工制造的样机分别通过了国家检测中心的5万次型式试验。经出厂检验，各项性能指标符合MT312-2000标准。

从2005年3月起开始在2303工作面生产，共生产了5个月。试采初期两个月，开机率较低，约为60%。工作面开机率较低、产量不高的主要原因主要是运输距离远、环节多，皮带机电控故障率高；又遇到两条周边小煤窑的老巷穿过，对回采影响较大。所以把考核期定在2005年5月至7月。期间工作面最高日产量2.51万t，平均日产量2万t以上；工作面最高月产量63万t。

2006年4月1日，搬家到3312工作面，截止2006年5月1日，又使用了一个月，生产原煤56万t。

随后又开始研制国产 6.2 m 液压支架。该支架最大工作阻力9400KN，最大支护高度达6.2m，样机经国家煤矿支护设备质量监督检验中心5万次耐久试验，性能指标达到了国际先进的CEN1804－1标准。

于2006年6月10日起正式开始在2307大采高工作面进行了工业性试验。经过半年多的井下使用，使用状况良好，最高日产量达3.05万吨以上，最高月产78.17万吨，截止到2006年12月底，该套支架的过煤量已达到410万吨。

6.试验成功了大采高工作面三进两回偏Y型通风方式，最大配风量达1万m³/min，保证了大采高工作面的通风要求

通过5个方案的研究比较和现场实施，确立了三进两回偏Y型的工作面通风方式，形成“超前打墙、分段封闭、调整风量、控制瓦斯”通风瓦斯管理模式；该系统n改变了上隅角区域的流场结构，解决了上隅角瓦斯超限问题。通风能力巨大，最大配风量达1万m³/min，保证了大采高工作面的通风要求。

 

7.所有煤巷全部实现了锚杆锚索联合支护

采用了动态信息设计法，运用次生承载层、组合支护体系理论，通过几年的研究，找到了大断面（4.5*5.5m）、大跨度(12m左右)、强烈采动压力影响下的寺河矿煤巷支护方法。通过在7个工作面14余万m巷道中的实践，巷道使用安全可靠，确保巷道能够正常使用。确保简化了回采工作面端头支护，加快工作面的推进速度。

寺河矿煤巷锚杆支护项目的试验成功，极大地推动了高产高效矿井建设，为改革矿井开采方法、巷道掘进技术、辅助运输方式等奠定了基础。同时也带动了整个晋城地区乃至全国煤矿巷道支护技术的改革，促进了煤矿的安全生产。

8.辅助运输完全实现了胶轮车运输，大大简化了辅助运输的环节，提高了运输的效率

⑴ 人员运输

人  员    ^架空猴车   井底车场  ^胶轮车      东轨大巷    ^胶轮车  各工作面

⑵ 设备、材料运输

设备、材料  ^付井提升  付井底    ^电瓶车   换装站    ^胶轮车 东轨大巷  ^胶轮车   各工作面

9.采用了提前掘切眼辅巷和回撤通道的方法，回采面搬家时间控制在15天之内

平行于切眼距切眼30m布置有一条辅巷，与切眼有3个横贯相连。安装时，工作面的支架、溜子、采煤机、破碎机等设备均采用支架搬运车、支架叉车由切眼辅巷运往切眼，配合支架叉车调向安装。工作面设备的安装顺序为：设备列车（负荷中心、泵站）→马蒂尔液压系统、转载机、破碎机→刮板机→采煤机→支架。

利用主副撤架通道回撤设备的方法：在工作面停采线处，提前掘出主撤架通道（5.5×3.8m），距离主撤架通道25m掘出辅助撤架通道（4.5×3.8m），主副撤架通道之间利用4个横川（4.5×3.8m）相连。主副撤架通道的提前施工,实现了综采工作面的快速停采搬家，充分利用四个横川优势，实现了多点撤架，分段回收。整个工作面搬家时间都在15天之内。

发现、发明及创新点：1）结合寺河矿煤层瓦斯赋存特点，研究开发了先进的成套瓦斯抽放技术，包括地面钻孔压裂预抽；工作面长钻孔预抽和采空区抽放的井下双系统抽放，年抽放量

达到了7409万m³，抽放瓦斯的90%以上都得到了利用；建立了完善的瓦斯监测监控系统。

（2）大采高工作面首次采用三进两回偏Y型通风系统，配风能力达到15000 m³/min；

（3）根据寺河矿的地质条件和生产技术水平，在沁水煤田首次采用大采高工作面回采工艺和装备，工作面一次采高达到了6.2m，有效地提高了工作面的回收率，工作面日产量最高达到3.1万t，月产量最高达到78万t,为矿井高产高效奠定了基础。

（4）研究和开发了适合本矿地质条件的煤巷快速掘进配套装备及工艺，使单机月进尺达到1500m以上。

（5）解决了大断面煤巷顺槽、切眼和撤架通道的支护工艺和技术。

（6）实现了工作面快速搬家，采用了无轨胶轮车辅助运输和长距离(7km)皮带输送技术。

应用情况：晋城矿区3号煤层储量丰富，煤层瓦斯含量较大，平均厚度6m左右，地质构造简单，煤层平缓，以宽缓的褶曲为主，适合大规模综合开发，建设大型高产高效矿井。         

根据开采技术条件，为了提高资源回收率，将寺河矿、赵庄矿、长平矿3对生产矿井定位于采用大采高开采工艺的矿井。因此，大采高支架在晋城煤业集团得到推广应用是毫无疑义的。

除寺河矿外，还有成庄矿采用了双系统瓦斯抽放工艺；成庄矿、赵庄矿采用了双巷快速掘进工艺；赵庄矿的辅助运输采用了无轨胶轮车；晋城煤业集团其它矿井都采用了煤巷锚杆支护技术。

正是由于5.5m大采高工作面回采工艺的成功，促进了晋城煤业集团6.2m液压支架的研制，把工作面的采高由原来的5.5m增加到了6.2m。同时也促进了神华集团把工作面的采高的增加和其6.3m液压支架的研制

在高瓦斯矿区，建设年产量达千万吨的矿井具有十分重要的意义，不仅能产生重大的社会和经济效益，而且对我国高瓦斯矿区高产高效矿井的建设和安全生产都具有十分重要的指导意义和借鉴作用，寺河矿的许多经验和技术都可在类似条件的其它矿区使用和借鉴，对我国高瓦斯矿区高产高效矿井建设和安全生产具有很大的推动作用，推广应用前景十分广阔。

经济效益：

各栏目的计算依据：

2004年生产原煤801万t,利润1.6亿元,税收2.1亿元；2005年生产原煤1080万t,利润3.3亿元,税收4.4亿元；2006年生产原煤1080万t,利润3.5亿元,税收4.9亿元。

与国内煤机制造公司等单位合作研制了5.5m支架一套，每台国产2.55/5.5支架平均每台售价51.4万元（含进口电液控制系统），进口支架比国产支架每台多售68.6万元。配套一个综采工作面需安装132个支架，采用国产支架可节约9055.2万元。

合作研制了6.2m液压支架一套，如果采用整套进口，折合到每架支架的单价为323万元，这样一套支架共需要42728万元。而国产支架共用了13456万元,采用国产支架可节约29271万元，2004年，寺河矿装备两套连掘工作面。进口设备6277万元,国产设备1122万元,两套设备共节约资金110310万元.

社会效益： 该项目完成极大改善工作面的作业环境，有利于保护工人的身体健康。同时提高了矿区对高瓦斯煤层开采有积极性，有利于保护国家资源。放顶煤相比，工作面回收率提高了5%，保护了煤炭资源。所抽放的瓦斯的得到了利用，保护了环境。

大采高对煤矿安全生产的贡献还表现在瓦斯、煤尘等恶性事故的预防方面。首先，采用6.2m大采高后，由于进、回风巷道断面较大，保证了有效通风断面，对回采工作面瓦斯管理十分有利。其二，对于完整性差的煤层，顶煤发生松动后，容易从支架间发生漏顶，形成许多冒落空洞，不仅接顶不实，而且容易造成局部瓦斯积聚。采用6.2m大采高，使顶板保持为一个整体，可有效避免上述问题的出现。

大采高液压支架的成功研制促进我国煤机制造业的快速发展。这一项目的完成为我国缓倾斜厚煤层的开采探索了一种新的开采工艺，为在高瓦斯矿区建设高产高效矿井具有十分重要指导意义和借鉴作用本项目取得的一系列技术水平高、实用性强的研究成果，可能应用于煤炭行业各个大、中型矿区，将起到很好的技术辐射效应，带动采煤方法及配套技术水平跃上一个新的台阶。

科技奖励情况：  2008年获中国煤炭工业协会“中国煤炭科技进步奖”一等奖（证书未发）。

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